硫代硫酸盐一般为硫代硫酸的钠盐和铵盐，它们报价便宜，浸金速度快，无毒，对杂质不灵敏，浸金指标高。 巴格达萨良等人对硫代硫酸钠溶液溶金动力学研讨标明，温度在45～85℃范围内，金的溶解速度与温度呈直线联系，但为了防止硫代硫酸盐剧烈分化，浸出温度应控制在65.75℃。罗杰日科夫等人用含和氧化剂的硫代硫酸盐溶液从矿石中浸金的动力学研讨中得出另一种定论，即只要在热压浸出器中较高的温度条件下（130～140℃），才干到达满足的速度和回收率。卡科夫斯基等人还发现，铜离子对硫代硫酸盐溶金有催化作用，可使金的溶解速度进步17～19倍。我国的姜涛、曹昌琳等人对硫代硫酸盐提金的机理进行了较为具体的研讨。 但由于硫代硫酸盐法要求得太高，且硫代硫酸盐化学上不稳定，此法至今未得到推广应用。

硫代硫酸盐法具有浸金速度快、无毒、对杂质不灵敏和浸金目标较高、报价低、对设备无腐蚀性等长处。该办法中钠盐和胺盐是最常用的两种试剂，浸出温度一般为50～60℃，在加热条件下进行，对温度影响灵敏，浸出温度区间狭隘，工艺不容易操控。为避免S2O32-的分化常参加SO2或盐作稳定剂，浸出进程以坚持其碱性环境，Cu (NH3）42+是常见的浸出催化剂,硫代硫酸盐提金法与硫脉法不同，提金溶液介质为性溶液,合适处理碱性组分多的金矿,特别适于含有对化灵敏的金属铜、锰、砷的金矿或金精矿和含铜金矿石，由于这类矿石在浸取进程中会本身发生催化剂Cu（II）化合物。该法试剂用量比较大,必须加强试剂的再生使用。因而，研讨适合的硫代硫酸盐提金工艺，对促进硫代硫酸盐法在工业上的应用是很重要的。    美国研讨过用硫代硫酸盐法从含铜、锑、砷、抗、蹄和锰等重金属矿石中提取金、银的技能工艺，并在墨西哥州建了一个硫代硫酸盐提金工厂，但工作不行正常。我国的沈阳矿冶院、东北工学院、北京有色冶金规划研讨总院和中南大学都先后在乳山金矿进行了硫代硫酸盐提金的工业实验。

选用溶液处理含铜、锰或含铜和锰的金矿时，由于铜、锰的存在，严重地下降了贵金属的回收率，并使耗费添加，使提金在经济技术指标上遇到了费事。从含有碳和有机化合物的矿中提取金，化厂也相同遇到了一些问题，即金矿中碳质物的存在，形成金很难从碳基体中释放出来，这是由于一价的金络合物被碳抢先吸附，随后丢掉到尾矿中。本节将介绍用硫代硫酸盐法处理上述矿石及处理尾矿与低品矿的实例。    1)从含铜金精矿中浸出金    国内某金精矿，含金矿藏为黄铜矿、黄铁矿和斑铜矿。首要化学组成：Au 50g/t，Cu3.19%，Fe203 28.9%，MnO 0. 048%，Co 0. 042%，Pb＜0.03%，Zn 0.10%，S 20.59%，Si02 37.75%，A1203 5.75%,,精矿粒度100%~100目，在矿浆液固比3：1和40℃温度下，用浓度为0.8~1.0 mol/L的Na2S203、1.8~2.2 mol/L的NH4OH、0.015 mol/L的Cu2+和0.1 mol/L的Na2S03混合溶液充氧拌和浸取1.5 h，金浸出率约95%，浸渣残留金贮存在铁矿藏中。    浸出液用锌粉置换沉积金，置换后溶液循环用作金的浸出剂，通过7次循环，金浸出率有所添加，达96.8%,,循环浸出过程中，硫代硫酸盐基本不丢失。锌粉置换时S2O32-有所添加，而静置过程中S2O32-有所丢失，S2O32-的丢失与溶液组成和容器密闭条件有关。通过精心操控可将硫代硫酸盐的氧化分化丢失降到最低极限。    2）从含锰金矿中浸出金    美国亚利桑那州圣克鲁斯的OroBlanco矿区，矿石含Au 3 g/t, Ag 113 g/t, Mn02 7 g/t。矿石中的金呈细粒状浸染在流纹岩和安山岩的角砾岩基质中，银大部分与Mn02共生。矿石磨至-200目占80％，在液固比1.5:1和50℃温度条件下，用浓度为1.48 mol/L的（NH4）2 S2 03、4.1 mol/L的NH3和0.09 mol/L的Cu2+溶液拌和浸出1h，金浸出率90%；拌和浸出3h，银浸出率70%。    影响金、银浸出的首要因素有温度、硫代硫酸盐浓度、铜离子浓度和浓度。浸出温度对金浸出的影响大于银浸出，如图1所示，而铜浓度和浓度对银浸出的影响则大于金浸出，如图2，3所示。银的浸出对铜离子浓度改动比较灵敏，银浸出率随Cu2+浓度增大先升高然后下降。金的浸出受二价铜离子的影响很小，但没有Cu2+参与，金很难浸出，金浸出率仅14%,,金、银浸出随S2O32-浓度增大而添加，没有S2O32-时，金、银很少浸出，如图4所示。在溶液中铜离子将硫代硫酸根离子氧化成连四硫酸根离子，然后耗费硫代硫酸盐。在室温文pH为9.5~10的规模内，浸出28 h,硫代硫酸盐耗费量约为原浓度的一半。        [next]          3)从低档次含金原生矿中浸出金    我国西北有色地质研讨所对天然金-黄铁矿-蚀变岩型含金原生矿进行性硫代硫酸盐浸出金试验。矿石中金以天然金为主，金在硫化物矿藏和脉石矿藏中多呈包裹金、裂隙金和晶隙金的状况存在。天然金的粒度细微，首要散布在黄铁矿、褐铁矿、石英和长石等矿藏中。    矿石中首要金属矿藏有黄铁矿、天然金；非金属矿藏首要有钾长石、石英，其次有斜长石、云母、粘土等。此外，还有少数的赤铁矿、磁铁矿、方铅矿、黄铜矿、重晶石、闪锌矿等。原矿元素分析成果见表1。 表1          含金原生矿组成（Au：4.57g/t）元素STFeCuPbZnNiCoTeCs组成/%1.184.350.020.160.030.0020.0011.560.0017元素InTiCaOMnONa2OMgOK2OSiO2Al2O3组成/%0.00030.00031.560.30.89727.9759.4912.38     试样含金4.57g/t，磨矿细度-200目占65%，拌和浸出温度50℃，浸出时刻3h，浸出液固比3：1.浸出剂( NH4 )2S203 0.51 mol/L, Na2S03 0.2 mol/L, NH3 3.3 mol/L, CuSO4 1.7g/L。金的浸出率为92.40%。[next]    在浸出剂用量与浸出条件的挑选过程中调查到：①作为强氧化剂的Na2S03跟着浓度的增高，金的浸出率改动不大，只要在大于0.1 mol/L的情况下就可以起到增强浸出体系安稳性的效果；②金的浸出率跟着（NH4)2S203浓度的增大有较大起伏的进步，浸出液中( NH4) 2S203浓度至少要保持在0.5 mol/L;③浸出液中NH3浓度的添加，有利于金浸出率的进步，以3. 3 mol/L为好；④CuS04的浓度在1.7 g/L左右即可。    该试验曾在原矿档次、磨细度、浸出液固比共同的情况下，用不同的浸出办法进行试验，试验成果见表2。 表2      性硫代硫酸盐法与惯例化法对低档次原生矿金的浸出成果浸出办法浸出条件浸出时刻/h金的浸出率/%原矿性硫代硫酸盐法（NH4）2S2O30.5mol/L，Na2SO30.2mol/L，NH33.3mol/L，CuSO41.7g/L，拌和浸出温度50℃，液固比=3：1，pH>8,磨矿细度-200目占65%，原矿含金4.57g/t392.40原矿藏全泥化法NaCN开端浓度0.02%，NaCN添加量2kg/t,加CsO操控pH9.5~10.5，液固比=3：1，磨矿细度-200目占65%，原矿含金4.57g/t779.96原矿焙烧-化法焙烧温度800℃，焙烧时刻1h，NaCN开端浓度0.02%，NaCN添加量2kg/t,加CaO操控pH9.5~10.5，液固比-3：1，磨矿细度-200目点65%，原矿含金4.57g/t794.42     由表2不难看出，用性硫代硫酸盐法浸出低档次含金原生矿，具有浸出时刻短、浸出温度低、并有较高金的浸出率等特色，是无浸出金替代有浸出金工艺较有期望的办法之一。    4)从碳质金矿中浸出金    用化法处理美国内华达Freeport-McMoran Jerrit Canyon金矿的碳质金矿（粉红色矿）遇到费事。本文介绍选用硫代硫酸铵溶液在高压釜中进行试验的成果。    为了进行高压釜浸出试验，首先把矿石破碎到小于152.4 mm（6英寸），然后破坏到－100目，对矿样的矿藏组成、金档次以及碳含量进行分析。此矿由暗黑色的碎片和带有少数细粒黄铁矿的不纯石英岩和部分白色的方解石矿脉组成。分析成果为：该矿含有机碳2.5%，总碳为4.9%。矿石金的均匀档次是12.2g/t。    ①高压釜浸出。试验在一个500cm3的不锈钢高压釜中进行。它由一个3.18 cm直径叶轮的拌和器、冷却蛇形管和热电偶组成。拌和器、冷却蛇形管以及热电偶都用螺栓固定在盖子上。高压釜被加热时，它的温度由一个电加热套操控。高压釜预热到挨近所需温度，把配好的浸出剂和已称好的矿参加釜中，压紧釜盖，开端拌和；高压釜通氮排出空气，然后压入氧气。操作温度规模是25℃到85℃，一起氧分压一般保持在103 kPa，并在浸出前后测定溶液的pH。    浸出完毕后，把溶液过滤出来。滤液中的硫代硫酸盐浓度用电化学检测活动注射法(FIA）分析。固体渣枯燥后，用火法试金与原子吸收法相合作分析渣中的金含量。所用的初始硫代硫酸盐样品的纯度也用FIA法测定。试验得到的硫代硫酸盐耗费量和金的浸出率的成果见表3和表4。 表3     硫代硫酸盐耗费量[S2O3]i2-/(mol·L-1)[S2O3]f2-/（mol·L-1）耗费的[S2O3] 2-/(mol·L-1)耗费的[S2O3] 2-/%1~1.9 1.19 0.712~2 0.712 0.712~3 0.7121.006 1.022 0.635 0.633 0.589 0.5740.184 0.168 0.077 0.049 0.123 0.13815.5 14.1 10.8 6.9 17.3 19.4             注：i为初始[S2O3]2-浓度；f为终究溶液[S2O3]2-浓度[next] 表4      金的浸出率[Au]i/（g·t-1）[Au]f/（g·t-1）金浸出率/%1~12.45 12.45 2~11.99 11.65 3~13.76 12.085.90 6.35 3.94 3.43 3.43 3.43 3.4952.6 49.0 67.1 70.6 73.1 71.1             注：i为初始金档次；f为浸出渣金档次     ②最佳浸出条件的挑选。pH的影响：为调查pH的影响，将NH3浓度从0.03 mol/L变为4．5mol/L,相当于pH规模由8.5到10.5。由于形成了缓冲溶液，所以最大pH被约束在大约10.5。在这个pH规模内，硫代硫酸盐的耗费简直不变，均匀大约15％；而金的浸出率跟着pH的添加而添加。最佳pH值为10.5。    温度的影响：在25℃到85℃之间所做的试验成果如图5所示。浸出曲线在35℃和75℃有极大值，在65℃有一极小值，最佳温度35℃左右。从25℃到55℃硫代硫酸盐耗费一般是添加的，55℃到65℃是下降的，然后从65℃到85℃又添加，这是一个触及硫代硫酸盐的杂乱的平衡联系随同温度改动的成果。归纳考虑到金的浸出率、硫代硫酸盐耗费以及投人能量，最佳温度是35℃。 图5[next]     硫代硫酸铵浓度的影响：试验是在35℃，pH=10.5，硫代硫酸盐浓度从0.09 mol/L变到0.88 mol/L下进行的。金的浸出率跟着硫代硫酸盐浓度的添加仅稍有添加，这是由于硫代硫酸盐的实践耗费添加了。硫代硫酸盐耗费量在其浓度为0.09 mol/L时是5.3 × 10 -2 mol/L（58.9%），在其浓度为0.88 mol/L时是9×10-2mol/L（10.2%)。考虑到金浸出率及所用的硫代硫酸盐总量这两点，挑选的最佳硫代硫酸盐浓度为0.71 mol/Lo    盐浓度的影响：把铵加到浸出液中，以安稳硫代硫酸盐，并避免硫化物沉定（6H++4S032-+2S2←→3S2032-+3H20）。在35℃，0.71 mol/L S2032-，pH＝10.5，0.15 mol/L CuSO4条件下，盐浓度从0变到0.6mol/L,浸出2 h。明显盐对金浸出率简直没影响。但是，硫代硫酸盐耗费却跟着盐浓度的添加逐步下降。考虑到盐用量，以为盐浓度在0.1 mol/L和0.22 mol/L之间是适宜的。    铜浓度的影响：在35`C , 0.71 mol/L S2032- 、0.22 mol/L S2032-和pH =10.5条件下，硫酸铜浓度从0.05 mol/L变到0.2 mol/L时，金浸出率和硫代硫酸盐耗费没有明显影响。关于这样的成果，有两个或许：榜首，是由于铜在浸出过程中充当了氧化还原催化剂，所以在某一浓度值以上时，它的浓度改动对反响就没有什么影响。第二，也许是更重要的原因，即矿中存在铜，它的量足以起催化剂的效果。    时刻的影响：在温度35℃、物质的量浓度为0.71 mol/L（S2032-）、0.22 mol/L（SO32）、0.15 mol/L（CuSO4）和pH为10.5,浸出时刻在0.5~4h之间改动的条件下，调查了时刻对金浸出率和硫代硫酸盐耗费上的影响。在0.5 h时金浸出率是69%，4h后金浸出率是71%。在这些条件下，金的浸出是很快的。硫代硫酸盐的耗费跟着时刻的延伸有一适量的添加，0.5 h时硫代硫酸盐耗费10%，4h后耗费添加到20%。反响时刻0.5 h到1h是满足的。    氧压的影响：改动氧压从常压到206 kPa（表压）。氧压的改动无论是对金浸出率，仍是对硫代硫酸盐耗费都没有什么大的影响。硫代硫酸盐的耗费在氧压加大到206 kPa（表压）时稍有下降，从常压的12%到206 kPa时下降到8%。因而，假如浸出液可循环运用的话，较高的氧压或许是有利的。    其他类型矿石的浸出：除了研讨上述的碳质矿外，还研讨了用硫代硫酸盐溶液从有代表性的氧化矿和硫化物矿中浸出金。对这些矿进行研讨时，并未能找出最佳条件，而是除一组条件稍稍改动外，均选用了碳质矿的最佳条件。正如表5和表6成果所指出的，硫代硫酸盐浸出氧化矿好像难处理的碳质矿那样给出好的或更好的金浸出率。关于硫化物矿金浸出率是差的。硫代硫酸盐法与化法比较，从碳质矿中浸出金选用硫代硫酸盐法优于化法：但从氧化矿浸出金，硫代硫酸盐法不如化法。表5     用硫代硫酸盐法从不同类型矿中浸出金矿石品种pH金浸出率/%S2O32-耗费/%碳质矿 氧化矿1 氧化矿2 硫化物矿1 矿化物矿210.6 10.5 10.5 10.5 10.568.9 60.6 56.8 18.1 77.230.0 34.4 27.2 29.2 32.8     注：p（O2）为103kPa(表压)；时刻为1h；温度为35℃；拌和速度为0.333m/s; pH为10.5时，[NH3]为3.0mol/L;[S2O32-]为0.18mol/L；[Cu2+]为0.10mol/L；[SO32-]为0.01mol/L。 表6         用硫化硫酸盐浸出碳质矿和氧化矿之比较矿石品种pH金浸出率/%碳质矿 氧化矿1 氧化矿210.5 10.5 10.570.9 81.0 81.4         注：p（O2）为103kPa(表压)；时刻为2h；温度为35℃；拌和速度为0.333m/s; pH为10.5时，[NH3]为3.0mol/L;[S2O32-]为0.712mol/L；[Cu2+]为0.15mol/L；[SO32-]为0.22mol/L。

蒂欧泰克（Thiotech）有限公司以硫代硫酸铵和硫代硫酸钠作为从矿石提取金、银的首要浸出剂。在美国，硫代硫酸铵法也曾用于含金硫化铜精矿的处理，其浸出率大于90%。    波特指出，含金、银的矿石和残渣在常压下可用硫代硫酸铵浸出，随溶液加热至50℃或更高温度，某种氧化剂如二价铜离子可加快反响，当硫代硫酸铵浓度高至20%时仍可选用，不过为了药剂的收回，需分外留意洗刷。为削减丢失，选用闭路系统是很必要的。现在，进一步的作业是要清晰硫代硫酸铵法可否替代化法。    选用硫代硫酸盐法浸出金、银在以下方面较化法优胜：①硫代硫酸盐毒性小，铵盐可作化肥；②硫代硫酸盐法浸出速度较快，一般为3h，对某种矿藏金浸出率可望比化法高；③适用于化法难以处理的含Cu, Fe203、Mn的矿石；④该法药剂耗费很低，这一点在经济上尤为重要。此外，该法在环保上具有吸引力。    可是，和传统的化法比较，硫代硫酸盐法存在的问题有：①硫代硫酸盐耗量高，有人提出经过操控供应浸出系统的氧可削减S2032-的氧化；②硫代硫酸盐的循环运用问题，有人以为用铁粉替代锌粉或铜粉来置换收回金有利于浸液的循环运用。该法浸出条件严苛，如需有铜离子存在，还需参加稳定剂等；用于处理低档次金矿，浸出率要低得多，故至今没有得到推广应用。

硫代硫酸盐法与法不同，浸出介质为性溶液，合适处理碱性组分多的金矿，特别适于含有对灵敏的铜、锰、砷等硫化物的金矿。硫代硫酸盐浸金的速度较快、选择性好、试剂无毒、对设备无腐蚀性，因而被认为是较有期望在工业上运用的一种非化提金办法。国内外对此法展开了许多研讨作业，包含硫代硫酸盐浸金的热力学、动力学、影响要素及反响机理、对不同金矿的适应性、从浸出液中收回金和提金的工艺流程等。最近，Aylmore和Muir等对硫代硫酸盐法浸金进行了较全面的总结和评述。 硫代硫酸盐是含有S2O32－基团的化合物，它可看作是硫酸盐中一个氧原子被硫原子替代的产品。最重要的硫代硫酸盐是硫代硫酸钠Na2S2O3（或Na2S2O3·H2O）和硫代硫酸铵（NH4）2S2O3，两者一般均为无色或白色粒状晶体。 硫代硫酸盐浸金是一个杂乱的化学进程，首要根据一价金能与硫代硫酸根构成合作物。在有氧存在时，金在硫代硫酸盐溶液中的总反响式可表示为： 4Au＋8S2O32－＋O2＋2H2O→4Au（S2O3）23－＋4OH－ 在酸性介质中，S2O32－会发作如下的分化反响： S2O32－＋2H＋→H2O＋2SO2＋S所以，浸金进程需要在碱性条件下进行。 为使金能够有效地溶解于硫代硫酸盐溶液中，一般要在溶液中坚持有恰当浓度的NH3、Na2SO3和Cu（NH3）42＋，这与动力学要素有关。 二价铜合作离子在金的溶解进程中可能有如下的催化反响： Au＋5S2O32－＋Cu（NH3）42＋→Au（S2O3）23－＋4NH3＋Cu（S2O3）35－ Au＋2S2O32－＋Cu（NH3）42＋→Au（S2O3）23－＋2NH3＋Cu（S2O3）3＋ 硫代硫酸盐在碱性溶液中比较安稳，由于硫代硫酸盐的氧化产品连四硫酸盐在碱性条件下约有60%又转变成硫代硫酸盐： 2S4O62－＋3OH－→5/2S2O32－＋S3O62－＋3/2H2O 但溶液的pH值又不宜太高，由于S4O62－又会发作如下的歧化反响： 3S2O32－＋6OH－→4SO32－＋2S2－＋3H2O歧化反响产出的S2－，则会导致重金属，特别是银生成硫化物沉积。但是，歧化反响产品SO32－，却能够按捺金属硫化物沉积，又有利于S2O32－的安稳存在。实质上S2O32－的歧化反响是可逆的，在溶液中处于动态平衡状况。为坚持适合的价质pH值，选用性溶液作为硫代硫酸盐安稳存在的介质是最合适的。性硫代硫酸盐溶液的pH值可缓冲在10左右，电位安稳在200mV左右。的存在能下降S2O32－的氧化速度，但过量的又会导致OH－离子增多，对金浸出晦气。二价铜离子的影响是与S2O32－浓度有关，Cu2＋与S2O32－的最佳摩尔浓度比为1∶6，适合的S2O32－浓度为0.5mol/L。参加钠（Na2SO3∶Na2S2O3=1∶1）能够避免硫或硫化物的沉积，并削减硫代硫酸盐的用量。在用硫代硫酸盐法浸出金时，主张各组分的质量比经Na2S2O3∶Na2SO3∶CuSO4=1∶1∶0.7为宜，浸出温度40～60℃。 参加盐虽能下降硫代硫酸盐的耗费，但盐自身也耗费了，实际上是用盐丢失来替代硫代硫酸盐丢失，并没有处理试剂耗费高的问题。因而，提出在硫代硫酸盐浸金进程顶用硫酸盐替代硫代硫酸盐的办法，由于硫酸盐很安稳，在浸出进程中不耗费，能够削减试剂的总用量。为进一步下降试剂耗费，还必须操控浸出进程的氧化条件（如通入氧量及参加Cu2＋浓度），并要留意浸出渣对试剂的夹藏丢失，可在保证金浸出率的前提下尽可能运用较低浓度的硫代酸盐溶液浸出金。 从浸出液中收回金，也是硫代硫酸盐法浸金工艺的关键问题之一。已研讨过的办法，有金属置换法（锌粉、铁粉、铝粉和铜粉等），活性炭吸附法，树脂在浆附法等，但都尚不行非常抱负，还有待进一步开发与完善。由于，这直接涉及到浸出液的循环和再生运用、下降试剂耗费以及进步金收回的问题。 下面扼要介绍硫代硫酸盐法浸金工艺的几个较典型的研讨结果。 一、硫代硫酸盐浸出含锰金矿 美国亚利桑那州的Oro Blanco矿区的含锰金矿，矿石含Au3g/t、Ag113g/t、MnO27%，矿石中的金呈细粒状浸染，银大部分与MnO2共生。矿石磨至80%－200目，在温度50℃和液固比1.5∶1条件下，用（NH4）2S2O31.48mol/L、NH34.1mol/L和Cu2＋0.09mol/L的溶液，拌和浸出1～3h，金的浸出率为90%，但银的浸出率只要70%。 二、硫代硫酸盐浸出含金的硫化铅锌浮选尾矿 美国新墨西哥州Pecos矿山的硫化铅锌浮选尾矿，含Au1.75g/t、Ag22.5g/t、Pb0.5%、Zn0.07%、Fe11.1%、Cu0.4%和S9.8%，用（NH4）2S2O30.5mol/L溶液，在温度50℃下充入空气（流速2dm3/min），并进行机械拌和，经两段逆流浸出1.5h，金的浸出率为95%，但银的浸出率只要27%，含金浸出液用活性炭吸附收回金。 三、硫代硫酸盐浸出含金原生矿 针对我国西北地区黄铁矿－蚀变岩型含金原生矿的特色，曾进行了性硫代硫酸盐溶液浸出金实验，该矿石含Au3.57g/t，金的粒度细微，首要嵌布于黄铁矿、褐矿、石英和长石中。矿石磨至－200目达65%，选用（NH4）2S2O30.51mol/L、Na2SO30.2mol/L、NH33.3mol/L和CuSO41.7mol/L的溶液系统，在温度50℃、pH＞8、液固3∶1的条件下拌和浸出3h，金浸出率为92.4%，而该矿用全泥化法浸出的金浸出率为79.96%。 四、硫代硫酸盐浸出含铜金精矿 我国广东河台硫化物含铜浮选金精矿，金首要赋存于黄铜矿、黄铁矿及斑铜矿中，含Au50g/t、Ag25g/t、Cu3.19%、S20.59%。矿石磨至100%－200目，在温度40℃、液固比3∶1的条件下，选用（NH4）2S2O30.8～1.0mol/L、NH4OH1.8～2.2mol/L和CuSO40.015mol/L的溶液系统充氧拌和浸出1.5h，金的浸出率达95%。 五、硫代硫酸盐浸出含碳质金矿 美国内华达州的碳质金矿，矿石含金均匀档次为12.2g/t，含有机碳2.5%、总碳4.8%，归于难处理金矿，用化法浸出24h的金浸出率仅为10%左右。选用（NH4）2S2O3溶液在高压釜内通氧气浸出，在（NH4）2S2O30.71mol/L、（NH4）2SO30.10～0.22mol/L、CuSO40.15mol/L的溶液系统中，于35℃、pH=10.5、po2=103kPa的条件下，拌和浸出1～4h，金的浸出率达93%。美国Newmont公司针对含硫化物高的难处理碳质金矿，提出了先用细菌预处理氧化部分硫化物后，再用硫代硫酸盐法浸出金，是运用（NH4）2S2O3或Na2S2O30.1～0.2mol/L、NH4OH0.1mol/L，增加适量的Cu2＋作催化剂，金的浸出率为70%，而用惯例化法浸出的金浸出率仅为20%左右。一起，美国Barrick公司则提出先用加压碱性氧化预处理脱硫后，再用硫代硫酸盐法浸出碳质金矿，运用（NH4）2S2O30.0.025～0.1mol/L，增加盐0.01～0.05mol/L和满足量的及适量的Cu2＋， 坚持NH3∶Cu=4∶1，在45～55℃、pH=7.0～8.7条件下浸出1～3h，金的浸出率达70%～75%。 尽管硫代硫酸盐法已获得较大发展，国内外都曾进行必定规划的扩展实验或半工业实验，但首要问题仍是试剂耗费量高、进程的影响要素多、操控条件严厉等，还有待作更进一步的作业，以获得新的打破。

硫代硫酸金络合物是И.А.卡可夫斯基（Какояский）1957年研讨乙基黄原酸金时从中制取出来的： AuC2H5OCSS＋2S2O32－ Au（S2O3)23－＋C2H5OCSS－ 后来，福沃德（Forward）等人在选用高压浸硫化镍钴铜矿时，发现矿石中所含的硫能氧化生成S2O32－。因而想象：选用浸法处理含金硫化矿，使矿石中的硫在浸进程中氧化为S2O32－来浸出金是或许的。为此，许多研讨者对此进行了实验研讨。 一、硫代硫酸盐浸出金的研讨 1972年，梅津良之等宣布了硫代硫酸铵从产品纯金板浸出金的实验报告。实验进程中对溶液温度、氧分化压、拌和强度、试剂浓度和铜离子增加量对金溶解速度的影响进行了多因子比照系统研讨。他以为，金的溶解是按下式进行的： 2Au＋4S2O32－＋H2O＋ O2 2Au（S2O3）23－＋2OH－ 即在碱性溶液中，金银能与硫代硫酸盐反响，生成安稳的络阴离子〔Au（S2O3）23－和   Ag（S2O3）23－〕，并可削减杂质（尤其是铁的硫化物）的溶出率。且反响进程中Cu（NH3）42＋具有催化作用，若短少它上式的反响则不能进行。 在Cu（NH3）4＋存在的室温180℃条件下，金的溶解速度在约65和140℃时呈现两个顶峰，约100℃时呈现一个低谷。即温度18～65℃之间，金的溶解速度随温度的上升而加速；65～100℃时，因为金板表面生成黑色硫化铜薄膜沉积而逐步发作钝化，金的溶解速度随温度上升而下降；温度100～140℃之间，溶液中的可使硫化铜薄膜沉积分化而生成硫代硫酸铵，金的溶解速度又随温度的上升而加速；当液温升至140～180℃，因为S2O32－逐步被氧化耗费而使浓度下降，金的溶解速度又逐步下降。 经过多要素条件比照实验标明，在温度65℃时金溶解的最佳条件是：氧压101.32kPa（1atm）、拌和速度200r／min、NH30.5mol、Na2S2O30.44mol、CuSO40.04mol。 1979年，G.S.贝雷佐夫斯基等选用含（%）Cu 25.3、Fe 28.7、Zn 3.26、S 33.2、Au 5.83g∕t、Ag 142g∕t的铜精矿经氧化浸出96%～98%铜的浸出渣，运用上述硫代硫酸铵的条件，在40～60℃浸出2～4h，金的浸出率达92%～94%，银的浸出率也达83%～87%。将此浸出渣进行化浸出比照，金的浸出率虽达97%，银的浸出率只要33%。用此工艺处理另一种铜精矿的浸出脱铜渣也获得成功。 上述实验证明，选用硫代硫酸铵加压浸出，金银的溶解速度快。铜离子的存在不光无害（相对化法），还有杰出的催化作用。选用硫代硫酸铵法浸出金，虽药剂的耗费量过高，但浸液中（NH4）2S2O3约有90～95%能够回来运用。 小约翰·克利对含Au0.43g∕t、Ag376.3g／t的含锰难处理矿石进行浸出标明，金银的浸出率别离达86.7%和93.2%。他还对（NH4）2S2O3浸出液进行了屡次循环运用实验，标明浸出液能够重复运用，而很多下降药剂耗费。据他的实验证明，浸出液的屡次循环运用，吨矿石的实践药剂耗费可降至（NH4）2S2O33.63kg∕t、（NH4）SO3 1.36kg／t、CuSO40.45kg∕t。 鉴于文献报导的硫代硫酸铵溶解金银在实践运用中遇到的困难，К.А.巴格达萨良（Багдарилц）等人改甩硫代硫酸钠，运用旋转圆盘法对金银溶解的动力学进行了研讨。 实验别离运用φ20mm的金盘和银盘，在容积1L的反响器中，别离选用Na2S2O3 0.09～0.19mol∕L，温度65℃，鼓入空气，拌和15～30min并浸渍6h。成果圆盘表面都掩盖一层黑色沉积，而金银未溶解进入溶液。经X线衍射物相分析，金盘上的黑色沉积是元素硫，而银盘上的沉积是元素硫和硫化银。后又参加催化剂CuSO4，并将圆盘别离浸渍于Na2S2O3 0.09～0.19mol／L，CuSO4 0.016mol/L的溶液中15～20min，圆盘上仍掩盖一层黑色沉积，经物相分析，金盘上的沉积是元素硫和硫化铜，银盘上是元素硫、硫化铜和硫化银。这都是S2O32－分化生成S2－的晦气反响所造成的。 考虑到60～85℃时，S2O32－分化的S2－能与Na2SO3结合还原成Na2S2O3，又向溶液中参加助剂Na2SO3。并在溶液别离含Na2S2O30.06～0.22mol∕L（1.0%～3.5%）、Na2SO30.2mol／L（2.5%）、CuSO4 0.01 6mol∕L（0.25%）温度65～70℃、圆盘表面积3.14cm2、圆盘转速约   4r∕min（ r∕s），拌和时刻6h条件下实验。成果在Na2S2O3浓度0.06～0.13mol∕L时，金、银的溶解速度呈直线上升（见图1），跟着Na2S2O3浓度的增大，溶解速度反而减慢或中止。图1  Na2S2O3浓度与金银溶解速度的联系 经过以上Na2S2O3溶解金银圆盘的实验和理论核算，其结论是： （一）在温度45～85℃范围内，金银的溶解速度随温度的上升呈直线上升，一起Na2S2O3的分化也随温度的上升急剧增大。为防止Na2S2O3的剧烈分化，溶解进程的温度宜控制在65～75℃。 （二）经过核算，求出的金银在Na2S2O3液中溶解的活化能为：金17.55kJ∕mol，银21.14kJ∕mol。它标明金银的溶解是以分散方法进行的。 （三）金银在Na2S2O3液中溶解的分散特征，是Na2S2O3浓度在0.13mol∕L曾经，此刻金银的溶解速度处于正常状况；当浓度超越这一边界后，溶解进程的反响动力学就变得复杂起来，以使金银的溶解减缓乃至中止。 （四）在圆盘转速4～16r∕min之间，金银的溶解速度大致与圆盘转数的0.5次方成正比。证明转盘的流体动力学理论适用于金银在Na2S2O3液中的溶解，但在金银圆盘的表面会逐步生成元素硫和硫化物沉积，它会影响溶剂抵达圆盘表面的速度。故从动力学上讲，溶剂的分散作用有必要穿过硫和硫化物层才干抵达金属表面，这是溶解进程的晦气要素。 （五）为下降溶液中因为Na2S2O3分化生成的S2－浓度，削减S2－在金属表面生成元素硫和硫化物沉积，应向溶液中增加Na2SO3，其参加量与Na2S2O3之比为1∶1。 （六）铜离子具有催化作崩，实验中增加量为0.016mol∕LCuSO4。 二、硫代硫酸钠从矿石中浸出金的工业实验 新疆伊宁提金实验站于1987年开端进行硫代硫酸钠从矿石中提金的工艺研讨，并在扩展实验和半工业实验的基础上建立起一座50t∕d的实验工厂，用于处理经混、浮选产出的含硫金精矿。它是已知的第一个运用硫代硫酸钠提金的工厂。该厂投产以来，首要技能经济指标都到达了规划要求，金的浸出率到达92%。因为硫代硫酸钠可就地直销，且报价低廉，金的出产费用（包含环保）与化法附近，金的回收率也与化法相同。

很多时候，我们暂时不骑电动车了，就不会再继续保养了，比如充电。但如果电动车放置很久不使用，其实是会损毁电池的寿命的，这是因为虽然不再使用了，但电池的电量还在自然消耗，而长期放置，电池电量在没电之后会继续亏电，而这种情况下，电池极板发生不可逆硫酸盐化，这种情况下可能需要更换电池了。不可逆硫酸盐化是蓄电池常见的故障，许多蓄电池失效也是因这一故障而发生的。极板硫酸盐化主要表现为：充电时电压很快上升，过早析出气体，温度上升快；放电时电压下降快，容量小。下面总结了电池产生极板不可逆硫酸盐化的7个原因：（1）存放时间过长，电池自放电率高，未对其进行维护充电。（2）持续过放电或经常过量放电或小电流深放电。（3）过放电后，24小时内没有及时补充充电。（4）过充电或经常充电不足。（5）在充电不足的情况下，电池大电流工作。（6）环境温度过高或过低对蓄电池性能都有影响。例如，当气温转热，随温度每增加10度，盐化速率呈2倍增长。　（7）缺少电解液。因水份蒸发过多或电解液意外泄漏而没有及时补充，致使液面过低，极板上部长期露出液面，造成极板上部的硫酸盐化。所以，就算电动车闲置，也需要隔一段时间给电池充电，这样才能延长其使用寿命。

树脂的连多硫酸盐中毒归于化学中毒。含硫化物的矿石用硫酸浸出时，浸出液中一般会有连多硫酸盐存在。 如果有强氧化剂如二氧化锰（MnO2）存在，一起，浸出液的硫酸浓度很低时，黄铁矿会被氧化生成硫酸亚铁和硫酸高铁。黄铁矿在碱性溶液（如NaOH）的氧化进程生成氢氧化铁和，但终究很快构成硫代硫酸钠，然后变成硫酸盐。 一般以为使树脂中毒的连多硫酸盐为SnO6（式中n=2～6），是在pH为1左右酸浸硫化物构成的。浸出进程构成的硫代硫酸钠与软锰矿在酸性介质中起反响： 2Na2S2O3＋MnO2＋2H2SO4  Na2S4O6＋Na2SO4＋MnSO4＋H2O     （1） 据以为，四硫代硫酸盐是引起树脂中毒的主要成分，它能被树脂激烈地吸附，而用惯例的淋洗办法不能将它淋洗下来。 从理论上说，下列反响中的任何一个反响都能使四硫代硫酸盐中毒的树脂解毒。 与硫化物反响： S4O62－＋  2S2O32－＋S                       （2） 与反响： S4O62－＋CN－＋H2O  SO42－＋CNS－＋S2O32－＋2H＋  （3） 与根反响： S4O62－＋HSO3－  S3O62－＋S2O32－＋H＋            （4） 与反响： 2S4O62－＋3HgCl2＋4H2O  HgCl·2HgS＋2S＋4Cl－＋4SO42－＋8H＋  （5） 2S2O32－＋3HgCl2＋2H2O  HgCl2·2HgS＋4Cl－＋2SO42－＋4H＋    （6） 与反响： 2S4O62－＋6OH－  3S2O32－＋2SO32－＋3H2O              （7） 但是，实践中遍及选用最终的反响，即用氢氧化物解毒。吸附了四硫代硫酸盐的树脂与浓的碱溶液触摸时，因为碱液中的氢氧根离子能被树脂吸附，树脂上的四硫代硫酸盐被碱分解为三硫代硫酸根和硫代硫酸根； 4S4O62－＋6OH－  5S2O32－＋2S3O62－＋3H2O              （8） 而三硫代硫酸根与硫代硫酸根能够被氯根淋洗下来，然后到达使树脂解毒的意图。

蓄电池产生不可逆硫酸盐化时，应根据其程度的轻重进行修复。盐化较轻者，对其进行一般的活化充电（即均衡充电），就可以恢复正常。具体方法如下：   恒压限流充电：第一阶段0.18C2A充电到2.7V/单格充电12-24小时。 恒流电第一阶段：0.18C2A充电到2.4V/单格，第二阶段：0.05C2A充电5-12小时。盐化较重者，需要使用专业修复仪器对电池进行修复，再作容量试验。直到电池容量恢复。

3)浸金的动力学原理    硫代硫酸盐用作金、银的浸出剂，当pH太高时，S2032-发作歧化反响产出S2-，导致重金属，特别是银发生硫化物沉积。可是，歧化反响产品根可与溶液中任何硫化物起反响，又有利于S2032-的安稳存在，按捺金属硫化物沉积。实质上，S2032-的歧化反响是可逆的，在溶液中处于动态平衡状况。为坚持介质pH适中，选用性溶液作为硫代硫酸盐安稳存在的介质是最合适的。性硫代硫酸盐溶液pH可在10左右，电位安稳在200 mV左右，溶液pH与硫代硫酸盐浓度无关。对硫代硫酸根的阳极氧化影响很大，能明显下降S2032-的氧化速度。浓度愈高，S2032-氧化速度下降愈快。当浓度为1.0mol/L时，氧化速度仅为无存在时的四分之一。金的浸出速率也随浓度增高和S2032-氧化速率的下降而加速。可是，过量将导致氢氧根离子增多，对金浸出晦气。    用性硫代硫酸盐溶液浸出金矿时,浓度和硫代硫酸根浓度对金、银、铜的络合物发生影响。在浸出条件（pH＝10, E＝200 mV）下（图1至图5图中暗影部分）,用含浓度为1.0mol/L的S2032-和1~3 mol/L的NH3/ NH4+的溶液浸出金、银，进入溶液的安稳金、银络合离子分别为Au ( NH3）2+和Ag (S203）23-，如图1,图2所示。当溶液中存在Cu2+时，因为铜络合离子的构成，溶液中离子浓度削减,金由Au (NH3）2+转为Au(S203）23-安稳存在。铜的安稳络合离子方式则随S2032-浓度(0.1~1.0 mol/L）、浓度（1.0~3.0 mol/L）和Cu2+浓度(0.0063~0.05 mol/L)的不同而改变。在低浓度S2032-（0.1 mol/L )和低浓度NH3/NH4+(1.0mol/L )溶液中，不管Cu2+浓度高或低，铜都呈Cu(NH3）42+安稳存在，如图3所示。在高浓度S2O32-(1.0mol/L）和低浓度NH3/NH4+（1.0 mol/L）溶液中，高浓度Cu2+（0.05 mol/L) 呈 Cu(S203）34-安稳存在,而低浓度Cu2+(0.0063 mol/L) 呈Cu (NH3）42+安稳存在，如图4所示。在高浓度S2032-（1.0 mol/L )和高浓度NH3/NH4+(3.0mol/L）溶液中，高浓度Cu2+（0.05 mol/L）呈Cu（NH3）42+安稳存在，如图5所示。可见，在浸出条件下，四合铜络合物安稳性比硫代硫酸亚铜差。 图1[next] 图2 图3[next] 图4 图5

硫化矿的浸取必须用氧化剂将硫氧化为单质硫或硫酸根才能使铜溶出，因此浸取化学一方面要研究氧化剂和硫的氧化－还原作用，同时还要分析反应生成的各种中间产物。硫酸盐溶液是最重要的硫化铜矿物浸取体系，因为它比其他体系与浸取产物更加相容、一致。常压下可借助于氧化剂氧化硫，最常用的氧化剂是Fe3＋，其被还原后可由空气中的氧氧化再生，返回使用。 图1是Cu－Fe－S－H2O系的Eh－pH图，表明了各种铜、铁硫化矿物的稳定区域。这些图对于选择硫化矿的浸取条件和了解各种化合物及离子的存在的电位、pH值范围有指导意义。图1  25℃下Cu－Fe－S－H2O系的Eh－pH图 （溶液中总硫量为0.1mol/L，Cu2＋的活度0.01mol/L）硫化铜矿物多是半导体，具有不同溶出休止电位的矿物紧密接触，发生氧化－还原反应时，产生原电池作用。表1为各种硫化铜矿物及其他常见矿物的休止电位。 黄铁矿最为稳定，因此在与其他硫化矿物接触，组成原电池，它总是处于阳极，不被氧化。处于阴极的矿物则失去电子，而被氧化。 表1  硫化铜矿物及其他常见矿物的休止电位（mV对标准氢电位）FeS2CuFeS2Cu2SCuSPbSZnSFeS630460～560440420280－240－280 一、辉铜矿浸取 早期研究表明，浸取天然辉铜矿时，产生一系列的中间矿物：Cu2S→Cu1.8S→Cu1.2S→CuS。从休止电位的观点看，应该依上述顺序增加，因而稳定性增加。但是，实际上在30℃和较低的高铁离子浓度下，并不产生CuS。反应依下述步骤进行： 第一阶段A：  5Cu2S→5Cu1.8S＋Cu2＋＋2e 第一阶段B：  5/3Cul.8S→5/3Cul.2S＋Cu2＋＋2e 第二阶段：   5/6Cul.2S→5/6S＋Cu2＋＋2e 在30℃下，第一阶段的反应与矿石粒度有关，而第二阶段反应与矿石粒度无关。但是第二阶段反应氧化生成单质硫，必须在较高的温度下反应才能进行完全。对电极反应动力学的研究说明，90℃，常压下反应缓慢的原因，不是由于单质硫可能形成膜而阻滞扩散，而是由于电子在硫化矿表面的传递缓慢。这是一种电化学的观点。 用0.5mol/L Fe3＋及0.001 mol/L Fe2＋为浸取剂，浸取0.1mol/L辉铜矿，Fe3＋/Fe2＋电对的起始电位Eh为917mV，当第一阶段结束时为781mV，最后在第二阶段结束时降低到735mV。在90℃下，以0.5mol/L的高铁离子为浸取剂进行第二阶段浸取，矿石粒度210～297μm（48～65目），经2h，铜的浸取率达到90%。结果与收缩核模型相符。 辉铜矿浸取第一阶段浸取测得的活化能都比较低，因此认为是扩散控制的研究者较多。而铜蓝浸取测得的活化能普遍较高，因此认为是反应控制者较多。 二、斑铜矿浸取 斑铜矿常与黄铜矿、辉铜矿共生，使用旋转电极研究表明，在30～70℃同样条件下，斑铜矿的浸取速度仅为辉铜矿的一半左右。溶解分为两个阶段，先生成一种非计量比的矿物，反应如下， Cu5FeS＋xFe2（SO4）3 ==== Cu5－xFeS2＋2xFeSO4＋xCuSO4 第二阶段，该非计量比的矿物转化为黄铜矿并生成单质硫， Cu5－xFeS＋（4－x）Fe2（SO4）3 ==== CuFeS2＋（8－2x）FeSO4＋（4一x）CuSO4＋2S 当在35℃以下浸取斑铜矿时，反应动力学曲线呈抛物线状，反应停止于第一阶段，生成非计量比的斑铜矿。在高温下，黄铜矿继续被浸取，动力学呈直线方程。 另一项研究，在101.3kPa的氧分压、90℃的0.1mol/L硫酸中，浸取8h，粒度－45＋38μm的天然斑铜矿的铜浸取率仅28%。颗粒外面为铜蓝，核心仍然是斑铜矿。铜蓝反应生成的单质硫可能形成阻滞膜使反应难以继续进行。 三、黄铜矿浸取 A 钝化现象 氧气氧化浸取黄铜矿的速度与温度的关系如图2所示，在180℃以下时，以氧气消耗表示的黄铜矿浸取速度很慢，浸取过程可以用下列总反应式表示： CuFeS2＋4H＋＋O2 ==== Cu2＋＋Fe2＋＋2S＋2H2O 200℃以上反应速度明显加快，主要反应是：  CuFeS2＋4O2 ==== Cu2＋＋Fe2＋＋2SO42－ 在用硫酸铁浸取时也有类似现象。大多数研究者认为是生成单质硫的膜阻滞进一步的反应。也有的认为是由于铁盐水解沉淀形成阻滞膜，这在细菌浸取时，尤其重要，因为此时溶液的pH值在1.5～2之间。以上这种现象称之为“钝化”。图2  不同温度下黄铜矿氧气氧化浸取速度 （氧分压为0.69MPa，矿浆浓度为100g/L）有的试验用有机溶剂将生成的单质硫溶去，果然加快了浸取，恢复到原来的浸取速度。不过，也有不同的实验，发现溶去硫后并不能加快浸取速度。 近年采用电化学、表面分析（如俄歇能谱，X－射线光电子能谱）等新手段研究，确认在氧化浸取黄铜矿CuFeS2时，部分Fe2＋先被浸出，Fe、Cu的溶出比例是4比1。导致先生成二硫化铜，继而生成多硫化铜中间产物。因此认为整个浸取速度由多硫化铜的缓慢分解为单质硫和铜离子的速度决定。而这个速度比较慢，从而降低了浸取速度。 无论是采取高压氧气或高铁为氧化剂，或者细菌氧化，在一定条件下都产生钝化。克服钝化，提高反应速度成为黄铜矿浸取研究的中心课题。 B 浸取动力学 黄铜矿浸取的活化能普遍很高，因此认为化学或者电化学反应控制的较多。但是也有的研究者认为高活化能是孔内扩散造成的。 C 非氧化溶解 纯黄铜矿矿粉在95℃的3mo1/L的HCl及0.4mo1/L的NaCl溶液中浸取14.5h，铜未被浸出，但铁浸出率达11.45%，认为可能是发生了下列反应：  CuFeS2＋2H＋ ==== CuS＋Fe2＋＋H2S D 亚铁离子的影响 不少实验中观察到，在硫酸铁浸取黄铜矿的溶液中添加亚铁离子，会导致浸取反应的速度降低。可能是由于Fe（III）/Fe（II）电对的电位受亚铁离子浓度的影响，随着Fe（II）增加而下降。 但是，近年日本学者报道，以含0.04mo1/L硫酸亚铁的稀硫酸溶液为浸取剂，30℃下通入空气浸取黄铜矿，浸取速度甚至比含0.2mol/L硫酸铁溶液通空气的浸取速度快得多。而且，浸取速度随加入的亚铁浓度而升高。但是如果通入氮气，则不反应。他们提出的反应机理是在亚铁参与下，发生了下列反应：  CuFeS2＋3He2＋＋3Cu2＋ ==== 2Cu2S＋4Fe3＋ Cu2S为空气氧化或高铁离子氧化而被浸取，生成铜离子和单质硫。比如： Cu2S ＋4Fe3＋ ==== 2Cu2＋＋4Fe2＋＋S 在第一步反应中，亚铁离子起到了还原剂的作用。过去也有过不少研究先还原黄铜矿，而后浸取，如有人用在铜离子存在下，以二氧化硫还原黄铜矿，生成辉铜矿和斑铜矿，而后浸取。

硫酸盐化焙烧除硒，是处理铜阳极泥运用最广泛的办法。它不但能除掉阳极泥中90%以上的硒，还能最大极限地使阳极泥中的铜等硫酸盐化，便于下步浸出除铜。硫酸盐化焙烧运用最广的设备为马弗炉和反转窑。马弗炉适于小批量间歇性出产，而反转窑则适用于大批量接连出产。 硫酸盐化焙烧的首要意图，是为了使硒、碲、铜等转化为SeO2、TeO2和CuSO4，并使沸点低的SeO2优先蒸发成粗硒予以收回。然后再进行焙烧渣的浸出除铜和用浸出碲。 焙烧进程中，SeO2的提高温度为315℃，温度愈高，硒的蒸发速度愈快。但为了不使TeO2一同蒸发，也不使易溶于水的CuSO4分化成难溶的CuO（分化温度为650℃），故硫酸盐化焙烧温度一般控制在450～550℃之间。 阳极泥与浓硫酸混合后于马弗炉或反转窑内焙烧，首要发作下列一些反响： Cu＋2H2SO4＝CuSO4＋2H2O＋SO2↑ Cu2S＋6H2SO4＝2CuSO4＋6H2O＋5SO2↑ 2Ag＋2H2SO4＝Ag2SO4＋2H2O＋SO2↑ Se＋2H2SO4＝SeO2↑＋2H2O＋2SO2↑ Te＋2H2SO4＝TeO2＋2H2O＋2SO2↑ 经焙烧提高的SeO2，与烟气同时导入吸收塔（或气体洗刷器或湿式电收尘器），SeO2即溶于水而生成亚： SeO2＋H2O＝H2SeO3 阳极泥与硫酸反响时生成的很多SO2，凭借水的效果，使吸收塔中的亚复原生成元素硒沉积： H2SeO3＋2SO2＋H2O＝Se↓＋2H2SO4 生成的元素硒，因含有很多杂质，俗称粗硒。粗硒用热水洗刷至洗液呈中性后，烘干送制纯硒。 一、马弗炉焙烧除硒。 马弗炉分为电热、煤气加热或烧煤的。某厂运用的烧煤马弗炉，把作业分为焙烧和蒸硒两个进程。将含水30%左右的湿阳极泥，参加阳极泥分量70%的浓硫酸，混匀后于炉内焙烧4h。焙烧温度前期为200～250℃，中期为250～300℃，后期为250～200℃。经焙烧后的阳极泥成黑绿色峰窝状。 焙烧后的物料置于不锈钢盘中（料层厚度为35～45mm），于炉温500～550℃蒸硒12h，产出黄绿色含硒不大于0.05%的蒸馏渣。 蒸发的二氧化硒和炉气，由真空泵导入铅锑合金吸收塔。吸收塔内的吸收液含硫酸不大于500g／L，温度高于90℃，并通入二氧化硫气体，使亚复原成粗硒。 二、反转窑焙烧除硒。 某些厂运用的圆筒形钢体反转窑长6～9m，直径0.7～0.8m。依据出产实践，窑体愈长，阳极泥在窑内逗留的时刻就愈长，硫酸盐化效果也愈好。 反转窑窑体的倾斜度为1.6%，由2～3对托轮支承，电动机经过链轮传动，转速为1.13r∕min。为避免阳极泥很多粘结于窑体内壁上，窑内设有振打架，跟着窑体的滚动借重力滚动起振打效果。窑头（图1）和窑尾（图2）两头密封，用螺旋给（排）料器接连进料和出料。

据以为，在性硫代硫酸盐提金进程中，浓度对金浸出的影响最大。二价铜离子的影响则与S2032-浓度有关，Cu2+与S2O32-的最佳摩尔浓度比为1:6。硫代硫酸盐供给金溶解所需的络合剂，含Au浸出率随S2032-浓度增大而升高，但过量将会损坏铜络离子的安稳性，生成Cu( S203）35-，适合的S2032-浓度为0.5mol/L。    硫代硫酸盐用作金、银的浸出剂，在实践使用中遇到了动力学上的困难。温度对金银浸出的影响比较复杂，如图6所示。图6     金溶解量在65℃和140℃时最大，在100℃时最小。高于65℃，金溶解量下降，这是由于Cu2+催化剂浓度下降，S2032-氧化，并生成CuS沉积掩盖金粒表面构成的。温度高于100℃，粘附在金粒表面的硫化铜在性含氧溶液中溶解。硫化铜薄膜消除，金粒表面从头露出，S2032-和Cu（NH3）42+得到再生，使金溶解速率敏捷增加。但温度超越140℃，S2032-快速氧化，成果浓度显着下降，金溶解量大大削减。[next]    巴格达萨良等人，用旋转圆盘法对金、银在硫代硫酸钠溶液中的溶解动力学进行了研讨。指出在45~85℃温度范围内，金、银溶解速度与温度呈直线联系。为防止硫代硫酸盐剧烈分化，浸出温度应控制在65~75℃。金、银在该溶液中溶解，实践活化能分别为17.55 kJ/mol和21.4 kJ/mol。这标明浸出进程是受分散控制的，而且以为Na2S203浓度超越0.13 mol/L时，对反响动力学晦气。    试验研讨标明，当金、银圆盘表面逐步生成硫和硫化物沉积时，溶剂到达金属表面的速度下降，就给溶剂分散经过硫化层的溶解进程构成阻止。若向溶液中参加钠[m (Na2S03）：m (Na2S203）＝1：1]可防止金属表面硫和硫化物的沉积，这是由于热的钠溶液能溶解细碎状的硫，生成硫代硫酸钠：                                   Na2S03＋S ==== Na2S203      别的，钠廉价、且无毒，还可进步溶液的碱度，它本身也是一种金的溶剂。    卡考夫斯基等人还发现，铜离子对硫代硫酸盐溶金有催化作用，可使金的溶解速度进步17～19倍。但与此同时，它会在金表面构成硫化铜隔离层，使浸出反响处于分散控制。巴格达萨良却以为硫酸铜在增加钠时的反响是：            2CuS04＋4Na2S203＋Na2S03＋H20 ==== 2Na3［Cu（S203）2］＋2Na2S04＋H2SO4    而不加钠时，则为：                 2CuS04＋2Na2S203＋3H20＋3/202 ==== Cu2S＋3H2S04＋2Na2S04    可见钠能促进反响生成安稳的铜硫代硫酸盐络合物（K不＝6×10-13）；不加钠则生成的硫代硫酸铜会水解成Cu2S和H2S04。因而，增加钠可削减硫代硫酸钠用量，并使生成的硫酸及硫酸钠量大大削减。为此，主张在用硫代硫酸盐浸出金时，浸出剂各组分的质量比应取m(Na2S203）：m (Na2S03）：m（CuS04）＝1：1 : 0.7。

金能与硫代硫酸根离子生成安稳的络合物[Au（S203）2］3-，如：                   Au++2S2032- ==== [Au(S203)2］3-   △Gө298 = -1022 kJ/mol    金与硫代硫酸盐络合的趋势相当大，其络离子的不安稳常数K不 = 1×10-28,标明在酸性介质中既不氧化也不分化。    金溶解于硫代硫酸盐溶液的反响为：                                    1                   2Au+4S2O32-+H2O+ —— O2(气) ==== 2Au（S2O3）23-+2OH-                                    2    此反响的△Gө298 ＝-24.2kJ/mol。试验证明欲使金顺畅溶解，溶液应坚持NH3、Na2S203和Cu（NH3）42+恰当的浓度。    1)硫代硫酸盐的化学性质    硫代硫酸盐是含有S2032-基团的化合物，它可看作是硫酸盐中一个氧原子被硫原子替代的产品。    硫代硫酸盐与酸效果时构成的硫代硫酸当即分化为硫和，后者又当即分化为二氧化硫和水，反响式为：                               S2O32-+2H+ ==== H2O+S02＋S    因而浸出进程需求在碱性条件下进行。    S2O32-中两个S原子的氧化价平均为+2,它具有温文的还原性：                        S2O32-+4Cl2＋5H20 ==== 2SO42-＋8Cl-＋lOH+                               2S2O32-+I2 ==== S4O62-＋2I-    因而，浸出进程中恰当地操控氧化条件是有必要的。[next]    硫代硫酸盐另一重要性质是它能与许多金属（金、银、铜、铁、铂、把、、镍、锅）离子构成络合物，如：                           Au+＋2S2O32- ==== Au（S203）23-                           Ag+＋2S2O32- ==== Au（S203）23-    这是硫代硫酸盐法浸出金、银的基础理论之一。    最重要的硫代硫酸盐是硫代硫酸钠Na2S203（Na2S203·5H20）和硫代硫酸铰(NH4）2S203，两者一般均为无色或白色粒状晶体。    在有氧存在时，金在硫代硫酸盐溶液中或许发作如下的反响：                     4Au+8S2032-+O2 +2H20 ==== 4Au(S203)23-+40H-    二价铜络离子在金溶解进程中或许有如下的效果进程：              Au +5S2O32-+ Cu(NH3)42+ ==== Au(S203)23-+4NH3 + Cu(S203 )35-              Au +2S2O32-+ Cu(NH3)42+ ==== Au(S203)23-+4NH3 + Cu(NH3)2+    金与硫代硫酸根构成安稳的络合物。硫代硫酸盐在碱性介质中比较安稳，因为硫代硫酸盐的氧化产品连四硫酸盐，在碱性条件下约有60%又转变成硫代硫酸盐：                                      5               3                    2S4O62-+3OH- ==== ——S2O32-+S3O62-+ ——H2O                                      2               2    可是，介质溶液的pH不宜太高，pH太高促进S2O32-发作歧化反响产出S2-：                    3S2O32-+6OH- ==== 4S2O32-+S3O62-+ 3H2O    2)硫代硫酸盐浸金的热力学原理    表1列出了与金银性硫代硫酸盐浸出有关物质的标准生成自由能，其数据来自Latimer和Pourbaix的数据。依据这些数据核算标明，以上反响中的标准自由能改变均为负值，标明硫代硫酸盐法浸出金在热力学上是可行的。[next]表1      有关物质的标准生成自由能化学式状况△GӨ化学式状况△GӨAus0Ags0Au2O3s163.02Ag2Os-10.81Au（OH）3s-289.67AgOs10.87AuO2s200.64Ag2O3s86.94H3AuO3aq-258.32Ag+aq77.04H2AuO3-aq-191.44Ag2+aq267.94HAuO32-aq-112.86AgO+aq225.3AuO32-aq-24.24Ag（S2O3）-aq-507.03Au+aq163.02Ag（S2O3）23-aq-1062.56Au3+aq433.05Ag（S2O3）35-aq-1599.27Au（S2O3）33-aq-1048.76Ag（NH3）2+aq-17.39Au（NH3）2+aq-40.96AgOHaq-93.22Au（NH3）23+ aq-8.36Ag（OH）2- aq-250.8Cus0H2O　-236.96Cu2Os-146.32OH-aq-157.17CuOs-127.07H+aq0Cu2Ss-86.11Ss0CuSs-48.91S2-aq923.78CuSO4s-661.28S22-aq91.12CuSO4·3H2Os-1878.07S32-aq88.2Cu（OH）2s-356.55S42-aq81.09Cu2+aq-64.91SO32- aq-485.3CuO22-aq-181.83SO42-aq-490.48HCuO2-aq-256.73S2O32-aq aq-518.32Cu（NH3）+aq-11.7S2O42-aq-599.41Cu（NH3）2+ aq-65.21S2O52-aq-790.02Cu（NH3）2+aq-15.47S2O63-aq-932.14Cu（NH3）42+aq-170.54S3O62- aq-957.22Cu（S2O3）35-aq-1623.51S4O32-aq-1021.17　　　NH3aq-26.58[next]     表2为有关意极反响的标准电位，表3为系统中或许存在的络离子的安稳常数。因为S2O32-与金离子构成安稳的络离子，使其标准电极电位明显下降。需求指出的是，文献中Au/Au（S2O3）23-电对的标准电极电位及Au（S2O3）23-的安稳常数很不共同。表2    有关电极反响的标准电极电位电极反响电极电位/VAu++e-====Au1.69Au（S2O3）23-+e-====Au+2S2O32-0.15　-0.126（核算）　-0.007　-0.276Ag(S2O3)23-+e-=====Ag+2S2O32-0.01Ag（NH3）2++e-=====Ag+2NH30.373Cu（NH3）2++e-=====Cu（NH3）2++2NH30.00Cu（NH3）42++e-=====Cu+4NH3-0.06Cu（NH3）22++e-=====Cu+4NH3-0.12O2+2H2O+e-=====4OH-0.4012SO32-+3H2O+4e-=====S2O32-+6OH--0.582SO42-+5H2O+8e-=====S2O32-+10OH--0.76SO42-+H2O+2e-=====SO32-+2OH--0.93S4O32-+2e-=====2S2O32--0.09 材料来自姜涛、许时、陈枣、吴振祥，黄金，N2，P31（1992）。表3    有关络离子的安稳常数化学式β化学式βAu（S2O3）23-1.0×1026Ag（NH3）+2.3×103　5.0×1028Ag（NH3）2-1.6×109　5.4×1030（核算）Cu（S2O3）-1.9×1010Au（NH3）2+1.0×1026Cu（S2O3）23-1.7×1012　1.0×1027Cu（S2O3）35-6.9×1013　3.4×1027（核算）Cu（S2O3）22-2.0×1012Ag（S2O3）-6.6×103Cu（NH3）2+7.2×1010Ag（S2O3）23-2.2×1013Cu（NH3）42+4.8×1012Ag（S2O3）35-1.4×1014　　[next] 姜涛等对Au/Au（S2O3）23-的电极电位核算如下：    用相同办法核算得到的Au（NH3）2+的安稳常数为3.4×1027。    金能与硫代硫酸根离子生成安稳的络合物〔Au (S203）2〕3-，其络合的趋势相当大，不安稳常数K不论是10×10-26或5.4×10-30，都标明在酸性介质中既不氧化也不分化。    卖验证明，欲使金顺畅地溶解于硫代硫酸盐溶液中，有必要坚持溶液中NH3、Na2S203和Cu (NH3）42+的恰当浓度，这与动力学要素有关。    矿石中Ag常以Ag2S或AgCl方式存在，它们也可在硫代硫酸盐的效果下溶解：                                 Cu（NH3）42+              Ag2S+4S2032-＋4H2O ———————→2Ag（S203）23-＋SO42-+8H+                       AgCl＋2S3032- ==== Ag（S203）23- ＋ C1-        由上可见，不管金、银在原矿中呈何形状，用硫代硫酸盐浸出后均以络阴离子转人溶液。

铜阳极泥经马弗炉或回转窑硫酸盐化焙烧蒸馏除硒，其间大部分铜、镍等贱金属和部分银均氧化为固态的CuSO4、NiSO4及Ag2SO4等。当用热水（参加少数硫酸）浸出时，这些可溶硫酸盐便进入溶液。过程中，可溶硫酸盐的去除是否彻底，在很大程度上取决于液固比、溶液温度和拌和条件。焙砂粒度的巨细亦会影响浸出作用。 某厂运用圆筒形下部呈漏斗状的铅锑合金整浇脱铜槽（图1），每槽处理焙烧除硒蒸馏渣160～250kg。为了进步铜的浸出率，先向蒸馏渣中参加渣重30%～40%的浓硫酸。每槽加水约1m3（槽容量的一半），用蒸汽直接加热至欢腾后，开压缩空气拌和，再缓缓参加蒸馏渣。在坚持液温高于90℃下接连拌和浸出3.5h。浸出完成后，经真空抽滤别离固液。渣子抽滤槽用热水淋洗后送贵铅炉熔炼。浸液和洗液兼并，加铜残极（某些厂是在浸出作业后期加生阳极泥使银沉积进入浸渣中）并通蒸汽直接加热进行银的置换： Ag2SO4＋Cu CuSO4＋2Ag↓ 置换反响一向进行到用氯离子（滴入食盐水或）查验不生成乳白色氯化银沉积停止。这时进入溶液中的硒也被置换出来： H2SeO3＋2H2SO4＋4Cu＝Cu2Se＋2CuSO4＋3H2O 置换银后的溶液送制硫酸铜。置换银粉（约含80%银，俗称粗银粉）送分银炉熔炼银阳极板。图1  浸出脱铜槽（单位：mm） 阳极泥经硫酸盐化焙烧和浸出脱铜，可将阳极泥中的含铜量降至3%以下。但此法硫酸的耗费量大，为空气拌和直接浸出法和氧化焙烧硫酸浸出法的两倍以上。

铅酸蓄电池作为一种性价比超高的电池，一直在化学电源领域里独占鳌头，但是铅酸电池也有其弊端，即多数电池的工作状态不能达到当今科技先进设备的需求。一般说来，铅酸蓄电池的活性材料能维持8--10年或更长一些，但实际上，我们使用的铅酸电池大多情况下并不能达到预期的使用时间，通常只有6--48个月，而能用48个月的电池仅占30%。影响铅酸蓄电池寿命的一个主要原因是：硫酸盐的堆积，这就是硫酸盐化，即在极板上生成白色坚硬的硫酸铅结晶，充电时又非常难于转化为活性物质的硫酸铅，简称为“硫酸盐化”。硫酸盐化后主要表现在电池容量下降，内阻增加。其具体特征如下：①充电时气泡出现较早，电解液密度达不到规定的标准。②充电时电解液温度比极板没有硫酸盐化的铅酸蓄电池高。③在放电使用时或进行蓄电池容量测试时，端电压下降较快。电解液密度下降低于正常值。④容量明显降低。⑤极板颜色不正常，正极呈浅褐色（有的呈白色），负极变为灰白色，正、负极板表面变硬为砂粒状。那 铅酸电池 硫酸盐化后应该如何修复呢？硫酸盐化后的电池可以通过用脉冲充电的方式加以修复。方法如下：1、先确认电池符合脉冲修复要求，即电池使用时间在一年之后两年之内，期间使用频率较低，电池没有鼓包，充电不变灯情况，没有单只落后现象。2、将电池组用标准充电器充至转灯，然后用放电仪按2h率放电电流放电至截止保护电压，每只电池实际容量很低且相互接近，并将每只电池放电容量记录。硫化严重无法充电的直接进入下一步。3、用多功能修复仪先进行标准充电模式充电，待充电截止并记录充电容量后选择脉冲修复模式进行修复充电，脉冲修复通常以脉冲电压，小电流0.3A，12h为一个修复阶段，完成后自动停止，一个阶段可以修复3.5AH容量。一个修复阶段完成后可以连续进行下一个修复阶段。也可以按放电-充电，修复这一流程循环进行。4、适当掌握累计修复次数，修复前的充电容量加上累计修复容量，应接近且不大于电池额定容量。修复工作完成之后进行一次放电测试，结果即为修复完成后的实际容量。5、修复后的电池实际容量应达到额定容量的百分之70至90以上。否则予以更换。提示：脉冲修复只适用于铅酸电池硫酸盐化问题的修复。对于因质量问题，电池失水，使用频率较高寿命缩短等原因引起的电池容量降低不宜使用。

本流程为烟台冶炼厂等所采用。硫酸盐化焙烧分别采用高温和低温法。当阳极泥含硒较高时，在600～650℃焙烧和蒸硒4h，并从烟气中吸收和还原为粗硒；而含硒量低时，则在300℃焙烧2h。焙烧原料与硫酸的配比为1∶1。焙烧渣在固液比1∶12～15、温度80～90℃的6mol∕L硫酸液中浸出2h，滤液中的银经铜置换沉淀产出纯度99.95%的海绵银，液返回铜电解。酸浸渣在固液比1∶8～10、温度75～80℃的5mol∕LNaOH液中浸出2h，浸出液中的铅和碲分别以硫酸铅和粗碲回收后母液弃去。碱浸渣在固液比1∶10、温度80～90℃、初始酸度4mol∕LH2SO4和2mol∕LHCl液中按含金量加入3.5倍的NaOCl3浸出4h，并用SO2从浸液中还原沉淀出纯度99.99%的海绵金，尾液经置换回收铂钯，最终浸渣返回铜火法冶炼。

在选别含砷的有色金属和贵金属矿石过程中，被排弃到尾矿场的尾矿浆均遭到砷的污染。这是因为在矿石选别过程中，砷被从砷矿藏（如臭葱石、砷黄铁矿等）中浸出以及砷在尾矿场进一步遭到洗刷的成果。为了避免含砷污水及其浸透污染水系，有必要用使砷转变成易于保存的安稳沉积物和对矿浆固相脱砷的办法来下降排入尾矿场的矿浆中的砷含量，使其到达规则的排放标准。    苏联国立有色金属科学研究所拟定的尾矿浆脱砷工艺流程是以运用单硫化铁从溶液中沉积砷的办法为根底的。这一工艺的特色是运用单硫化铁与硫酸亚铁的混合物。硫酸亚铁的增加量有必要确保使尾矿浆的PH值降到6.7~7.2。远东多金属联合公司的一座处理白钨矿的选矿厂选用了这一工艺，并对别的几个矿床的矿石作了实验。在所有情况下，通过净化使砷的浓度低于规则的排放标准（即低于0.05毫克/升）。    从选矿厂尾矿浆中脱神的硫化物-硫酸盐法的工艺流程是：制备硫酸铁和溶液，用硫酸亚铁与在和硫酸亚铁溶液的混合过程中生成的单硫化铁的混合物来处理矿浆，使矿浆在尾矿场中沉积，并使矿浆的弄清水回来运用（见图）。    用上述办法处理仍不能确保矿浆在尾矿场中很好地弄清。所以在工艺流程中又规则了用硫酸铝作为凝结剂对矿浆进行弥补处理。    为了测定选矿厂出产期间的净化质量，曾对尾矿浆和污水的净化点每十天进行一次取样分析。由表1可知，尾矿浆液相中砷的含量均到达卫生上的标准。 表1  尾矿浆和循环水的水相试样分析成果取样日期溶液和矿浆pHCas毫克/升78年10月17日循环水7.000.04净化前的矿浆9.800.80净化后的矿浆8.000.0778年10月16日循环水7.500.07净化前的矿浆8.500.30净化后的矿浆7.300.0778年12月14日循环水6.900.09净化前的矿浆9.301.11净化后的矿浆7.500.0579年1月15日循环水未测定未测定净化前的矿浆9.100.56净化后的矿浆7.000.0579年3月14日循环水6.500.08净化前的矿浆9.401.80净化后的矿浆8.501.10[next]     注：药剂耗量：公斤/吨矿石：硫酸铁5.4~7.1；硫酸铝2.9~4.3；1.4。    对选矿厂尾矿场的调查和对未进行尾矿浆脱砷的尾矿场取样分析的比照成果（表2）具有特殊的含义。该选矿厂的尾矿浆含有石灰呈碱性。 表2  尾矿场调查成果的比照取   样   点未    脱    砷脱   砷    后pHCas毫克/升PHCas毫克/升溢水井    在其表面11.300.108.900.90在1米深处11.300.238.500.50在3米深处11.100.508.100.36排水井4.802.7106.200.05     在该选矿厂未进行脱砷时，尾矿场中的砷含量跟着深度的增加而增加，而在远东多金属联合公司的选矿厂尾矿场中，砷含量则随深度的增加而下降。从排水井中排出水的砷含量最低。这就阐明，用硫化物-硫酸盐法脱砷后的尾矿浆通过在天然条件下保存后，逐渐地自行脱氧，使其pH值安稳在6.0左右。在这些条件下，矿浆对周围环境没有损害。这是因为水相中砷的浓度不  超越最高容许浓度，也不会使砷从固相中被洗刷下来。未脱砷的矿浆在天然条件下也能主动脱氧。可是这将会导致相反的成果，因为此刻砷能剧烈地从矿浆中被洗刷下来。这就证明了用硫化物-硫酸盐法对含砷尾矿浆脱砷是合理的，可行的，而又十分必要。    曾在实验室条件下，用这种脱砷办法对选矿厂的矿浆作了实验。这些矿浆被处理之后，再通过一个月的弄清，砷的含量不超越0.05毫克/升。    因而，选用硫化物-硫酸盐法对尾矿浆进行脱砷，可使污水中的砷含量下降到最高容许浓度，并能取得可保存两年的安稳的废料。在选别钨矿石的出产实践中，首要完成了尾矿浆的净化及循环水的运用。各项选别工艺目标均未下降。    选别硫化物矿石时，因为尾矿浆固相中存在有天然硫化物，如磁黄铁矿等，故可削减单硫化铁的耗量。因为磁黄铁矿可以使溶液脱砷。成果使取得单硫化铁所需的的耗量比选矿厂的开始耗量削减了75%。这样并未下降脱砷的效果（见表3）。在履行从头提出的净化准则条件下，净化后的循环水和尾矿浆中的砷含量均未超越最高容许浓度。假如净化准则被损坏和下降硫酸亚铁的耗量，那么净化后的尾矿浆pH值仍为碱性，将不发作净化效果。因为下降的耗量，估计可得到大约7万卢布的经济效益。 表3   在削减耗量（1.41公斤/吨矿石）条件下，对尾矿浆和循环水试样的分析成果取样日期溶液和矿浆pHCas毫克/升79年4月5日循环水7.000.02净化前的矿浆8.200.32净化后的矿浆6.700.0079年5月3日循环水6.800.00净化前的矿浆9.400.47净化后的矿浆7.800.0079年5月23日循环水7.100.00净化前的矿浆9.000.30净化后的矿浆6.500.0079年6月5日循环水7.000.00净化前的矿浆9.301.30净化后的矿浆6.700.0079年6月18日循环水6.500.08净化前的矿浆9.401.80净化后的矿浆8.501.10[next]     苏联国立有色金属科学研究所对某一矿床的氧化钨矿和原生钨矿进行选矿工艺流程工业实验时，用硫化物-硫酸盐法对尾矿浆的脱砷作了实验。应当指出：在对这些矿石选用不同工艺流程（选别氧化矿石时用浮选-重选流程，而选别硫化矿石时用浮选流程）条件下，用硫化物-硫酸盐法处理尾矿浆能使液相中的砷含量下降到0.05毫克/升。在天然条件下，即便将矿浆保存一年半，其浓度也不会增高。往兼并后的尾矿浆中增加白钨精矿，精选时取得的溶液是选别这类矿石工艺流程的特色之一。这样将导致矿浆水相中钙含量的急剧增大。为了避免有害于白钨矿浮选的钙使净化工艺变得复杂化，主张在与尾矿浆混合之前，用苏打中和溶液。依据实验成果，选用了下列脱砷办法：    在与悉数抛弃尾矿混合之前，用10%苏打溶液（其用量为7.2~7.5公斤/吨矿石）处理溶液。    用单硫化铁与硫酸亚铁混合物处理兼并后的尾矿浆。制备该种混合物时，和硫酸铁的耗量分别为0.7~0.8公斤/吨和24~26公斤/吨矿石。    用硫化物-硫酸盐法净化后的水循环运用，用新鲜水和循环永的选别目标比照成果表明，运用循环水并未下降精矿质量和转入精矿的WO3回收率。    依据对矿石选别、然后用硫化物-硫酸盐法净化尾矿浆和运用循环水流程的工业实验成果，主张规划部分进行规划。    从药剂耗费的比照材料来看，在许多情况下，这些药剂的耗量都很大，需求采纳有用办法来下降其耗量。假如选用硫化物-硫酸盐法时，循环水将被SO2-4和Na+离子所污染，必将大大提高循环水的矿化效果。为了避免河水被这些超越卫生标准的成分所污染，就有必要尽量用河水稀释那些抛弃的污水。因为在净化时药剂的耗量较多，故使这一办法的推行运用遭到限制。为了下降药剂耗量和循环水的矿化效果，应采纳一些辅佐办法。

为了炼钢厂LD（Linz－Donawitz）转炉渣中提取钒，M.Aarabi－Karasgani等研究了一种碱性焙烧－酸法浸出工艺，并确定了各影响因素对钒溶解动力学的影响，浸出渣用XRD、XRF及SEM/EDX分析仪分析。最佳工艺条件：浸出温度70℃，固液质量体积1/5，酸浓度3mol/L，浸出时间150min，在此条件下，钒最大回收率达95%，炉渣粒度对钒的溶解影响很大，当粒度小于0.850mm时，钒浸出率最大。钒在硫酸中的溶解表明浸出动力学分为2个阶段：在初始15min内，钒浸出率迅速增大；随时间延长，浸出率开始下降。炉渣的酸浸动力学可用收缩核心模型来描述，改进后的收缩核心模型表示长时间的浸出过程，此过程中，钒最初回收率（长时间浸出的开始阶段）不是0。结果表明，无论浸出时间长短，低温下的浸出动力不均由化学反应控制，高温下的浸出速率由固体产物的扩散状态决定。

稀有金属钒是一种重要的战略物资，主要应用于钢铁工业、国防尖端技术、化学工业以及轻纺工业等领域。世界上钒的资源丰富，分布广泛，但无单独可供开采的富矿，而是以低品位与其它矿物共生。目前，世界各国生产钒的原料主要是钒铁磁铁矿在冶炼过程中副产的钒渣，我国的钒资源主要是以钒铁磁铁矿和含钒石煤形式存在。含钒石煤是我国特有的一种钒矿资源，其储量丰富，对钒的提取冶炼具有很大优势，但传统平窑钠化焙烧－水浸工艺的钒回收率，生产成本高，食盐焙烧过程中所放出的Cl2、HCI等有害气体严重污染了环境。国家已经因此强制关闭了数百家采用NaCll为添加剂，且毫无污染治理措施的平窑生产钒产品的小企业。空气焙烧和钙化焙烧工艺虽然避免了Cl2、HCl等有害气体的污染问题，但要根据石煤的矿相结构和化学成分而定，工艺的适应性较差。近几年来，伴随我国钢产量的迅速增长，钒需求量的逐渐上升，从石煤中提钒的研究引起了人们的高度重视。石煤提钒既是石煤综合利用的一个重要发展方向，又是我国钒冶炼产业发展的新方向。因此，新型低耗环保高回收率提钒工艺的研发迫在眉睫。       一、矿石物相分析及化学组成       （一）矿石物相分析       样品来源于贵州某地，分为块状和粉状，分别进行了岩相鉴定和电镜分析，其结果如下。       1、主要物相。脉石为主，次要物相为金属铁、含钒硅铝铁酸钾、石墨。       2、镜下特征。脉石呈大小粒状，多数为石英，粒径为0.05mm左右，少数为含钒硅滋酸钾。金属铁呈大小粒状，一般粒径为0.015～0.02mm之间为主，少数大者可达1mm左右，金属铁里都能见到发白的含钒元素（碳化钒）。石墨呈条状，其含量在10%左右。含钒的硅铝铁酸钾呈细粒状，一般在0.015～0.025mm左右。       （二）矿石的X－衍射分析结果       矿石的X－衍射分析结果如图1所示。图1  石煤的X－衍射分析结果       （三）矿石的化学组成       石煤矿先破碎到2～3 cm直径的小块，然后经破碎机破碎至直径0.5mm的颗粒，最后用球磨机干磨至一200目占100%，进行化学分析，其分析结果见表1。   表1  原矿主要化学成分分析结果     %成分V2O5CSiO2Al2O3MgOCaONa2O含量3.267.6053.0316.621.220.490.59成分K2OFe2O3FeOTFeMnOCrCr6＋含量3.362.702.383.840.00190.064痕量成分SP2O5AsTiO2ZnCuMo含量0.700.190.0430.980.0180.0190.087成分NiPbCd烧失量固定碳灰份挥发份含量0.0340.00040.001214.715.6285.299.09       二、石煤提钒理论研究       石煤提钒流程的选择应根据不同地区石煤物质组成、钒的赋存状态和价态等特征进行全面考察。石煤中钒的氧化是钒转化的基础和必要条件。因此在制定提钒方案之前，应对石煤中钒的价态、溶解性、氧化和转化作用作深人研究。       （一）石煤中钒的赋存状态       含钒石煤的物质组成比较复杂，钒的赋存状态变化多样。按钒的赋存状态分类，主要有含钒云母型（碳质岩型）、含钒粘土型（硅质岩型）和介于两种之间的中间类型。试验矿样的钒物相分析结果如表2所示。   表2  原矿样钒物相分析结果钒物相氧化铁及粘土云母类矿物难溶硅铝酸盐TVV2O5含量 占有率0.586 17.982.626 80.550.048 1.473.26 100.00       从表2可见，原矿中的钒主要以吸附状态赋存于云母类矿物中，少量以类质同相形式取代Fe3＋进入氧化铁及粘土矿等氧化矿物，并有极少量以类质同相形式取代A3＋进入难溶硅铝酸盐相。       （二）石煤中钒的价态       我国南方数省含钒石煤的物质组成比较复杂，钒的赋存状态和赋存价态变化多样，搞清这些间题，对制定石煤提钒的合理工艺流程具有重要的指导意义。钒在石煤中的价态分析的研究结果表明，各地石煤原矿中一般只有V3＋和V4+存在，极少发现V2＋和V3＋。除了个别地方石煤中V4＋高于V3＋外，绝大部分地区石煤中钒都是以V3＋为主。试验矿样的钒价态分析结果如表3所示。   表3  不同价态钒的分配率钒价态V3＋V4＋V5＋TV钒含量 占有率0.627 34.340.527 28.860.672 36.801.826 100.00       从表3可见，3种价态的钒的含量相差不是很大，但以五价形式为主，且三价钒与五价钒的含量相当，与多数文献中所研究的石煤中钒的价态情况有较大差别。结合表2分析可知，V3＋部分以类质同相形式取代Fe3＋、A13＋等进人氧化铁矿、粘土矿等氧化矿物及难溶硅铝酸盐相，部分以吸附状态赋存于云母类矿物中，而V4＋和V5＋则几乎全部以吸附状态赋存于云母类矿物中。       （三）石煤中不同价态钒的溶解性       1、V3＋。石煤中V3＋存在于粘土矿物二八面体夹心层中，部分取代A13＋。这种硅铝酸盐结构较为稳定，通常石煤中V3＋难以被水、酸或碱溶解，除非采用HF破坏粘土矿物晶体结构，因此可以认为V3＋基本上不被浸出。只有V3＋氧化至高价以后，石煤中的钒才有可能被浸出。       2、V4＋。石煤中V4＋可以氧化物（VO2）、氧钒离子（VO2＋）或亚钒酸盐形式存在。VO2可在伊利石类粘土矿物二八面体晶格中取代部分Al3＋，这部分V4＋同样不能被水、酸或碱浸出。石煤中游离的VO2＋不溶子水，但易溶于酸，生成钒氧基盐VO2＋，稳定，呈蓝色。   VO2＋H2SO4＝VOSO4＋H2O      （2）V5＋。V5＋离子半径太小，不能存在于粘土矿物二八面体之中。石煤中V5＋主要以游离态V2O5或结晶态（xM2O·yV2O5）钒酸盐形式存在，易溶于酸。       三、氧压直接酸浸出提钒       石煤氧压直接酸浸出提取钒新技术是由昆明理工大学研发的一种全湿法工艺流程，如图2所示。该法主要针对石煤提钒技术中的不足和缺点，抓住石煤提钒技术中的核心技术和关键技术，研究和开发在压力场或加压条件下，对石煤中的钒进行提取，在强化冶金条件的基础上，大辐提高钒的回收率，同时做到无废气排放，保护环境。图2  石煤氧压直接酸浸出提钒工艺流程       （一）有氧和无氧的对比试验       1、试验条件。时间4h、温度150℃，H2SO4用量25%，液固比1.2∶1，粒度－200目，添加剂（硫酸亚铁）5％。       2、试验结果。在有氧与无氧条件下分别进行3次平行试验，其浸出率结果见表4。    表4  有氧和无氧对比试验的浸出率结果试验条件试验次数平均值123有氧试验 无氧试验77.30 34.0275.27 36.5174.23 35.6975.60 35.41       从表4可见，有氧条件下的浸出率远高于无氧条件下的浸出率，说明氧气在反应器里起了明显的作用。由于原矿中有难以被水、酸所溶的V3＋形式存在的钒，在通人氧气后，溶解在水溶液中的O2把Fe2＋氧化成Fe3＋，然后Fe3＋再将V3＋氧化成易溶于酸的V4＋。因此，与无氧条件相比，通氧条件下钒的浸出率能大幅度提高。       （二）浸出时间对钒浸出率的影响       1、试验基准条件。温度150℃，H2SO4用量25%，液固比1.2∶1，粒度－200目，添加剂用量5%。       2、试验结果。以时间为变量，取5个点（1h、2h、3h、4h、5h）进行试验，试验结果如图3所示。图3  时间对钒浸出率的影响       从图3可见，钒的浸出率随时间的延长而提高，但是达到一定时间后（3h），钒浸出率反而有所降低，但是降低很缓慢。钒浸出率的峰值在3h～4h之间。钒的浸出率有所下降的原因可能是随着时间的延长，在密闭容器中，原矿结团，钒被包裹，其浸出率下降。因此选定浸出时间在3h～4h之间比较符合实际。       （三）浸出温度对钒浸出率的影响      1、试验基准条件。时间4 h，H2SO4用量25％，液固比1.2∶1，粒度－200目，添加剂用里5%。      2、试验结果。以温度为变量，取5个点（120℃、135℃、150℃、165℃、180℃）进行试验，结果如图4所示。图4  温度对钒浸出率的影响       从图4可看出，温度越高，钒的浸出率就越高。主要由于温度越高反应速度越快，相同时间内（4h），浸出的钒量就越大，因此浸出率就高。但是温度不能无限制的升高，其对浸出率的影响必有一极值点，且要综合考虑能耗、生产成本以及工业生产中设备的承受能力。温度的选择，只从浸出率的高低来看，应尽可能地选择高温，但在多段浸出的情况下，浸出率相差不大，则应选择低温，以利于减低能耗，适应工业生产需要。       （四）硫酸用量对钒浸出率的影响       1、试验基准条件。时间4h，温度150℃，液固比1.2∶1，粒度一200目，添加剂用量5%.       2、试验结果。以硫酸用量为变量，取5个点（15%、20%、25%、30%、40%）进行试验，结果如图5所示。图5  硫酸用量对钒浸出率的影响       从图5可看出，硫酸的用量对钒浸出率的影响比较大，钒的浸出率，呈上升趋势，在25%～30%之间钒的浸出率基本上没有多大的提高。说明硫酸浓度越大，则H＋浓度就越大，进人云母晶格中的几率就越大，有利于破坏云母的结构，从而钒的浸出率就越高。       （五）液固比对钒浸出率的影响       1、试验基准条件。时间4 h，温度150℃，H2SO4用量25%，粒度－200目，添加剂用量5%。       2、试验结果。以液固比为变量，取5个点（1.1∶1、1.2∶1、1.5∶1、2.0∶1、3.0∶1）进行试验，结果如图6所示。  图6  液固比对钒浸出率的影响       液固比对浸出率的影响和硫酸用量对浸出率的影响有些相似，液固比越低，硫酸的相对浓度就越大，钒的浸出率就越高。从图6可见，第1点1.1∶1的浸出率低于第2点1.2∶1，这可能是由于液固比太小时奋矿浆豁度过高，硫酸活度降低，导致钒的浸气出率降低。”       （六）矿物粒度对钒浸出率的影响       1、试验基准条件。时间4h，温度150℃，液固比1.2∶1，H2SO4用量25%，添加剂用量5%。      2、试验结果。以粒度为变量，取5个点（－150目、－200目、－250目、－300目、－350目）进行试验，结果如图7所示。图7  原料粒度对钒浸出率的影响       从图7可见，当原矿粒度为150目－250目时，钒的浸出率基本保持在77.3%左右；但当原矿粒度小于－250目时钒的浸出率开始有所降低；当原矿粒度小于－300目时钒的浸出率则表现为明显降低。说明粒度过细会使原料在浸出过程中发生结团现象，导致钒浸出率降低。故在本试脸中原矿粒度不宜过低，考虑实际中磨矿问题原矿粒度应控制在150目～250目为宜。       （七）硫酸亚铁用量对钒浸出率的影响       1、试验基准条件。时间4h，温度150℃，H2SO4用量25%，液固比1.2∶1，粒度－200目。        2、试验结果。以添加剂（硫酸亚铁）用量为变量，取5个点（15％、20%、25％、30%、40%）进行试验，结果如图8所示。                      图8  FeSO4用量对钒浸出率的影响       从图8可看出，硫酸亚铁的加入使同条件下钒的浸出率有较大提高，且钒浸出率随添加剂用量的增加而逐渐增大，但增大趋势较为缓慢，当其用量超过8%时，基本不再增加。同时由于硫酸亚铁的加入会使浸出液中含有更多的金属铁离子，不利于后序钒萃取工艺，因此，添加剂用量不宜过多。由图8可知，当投入的硫酸亚铁添加剂量为石煤矿量的5%时，钒浸出率与同条件下无添加剂加入时相比，可提高8.07个百分点。因此综合考虑，添加剂用量以5％左右为宜。       （八）两段浸出综合试验       综合以上试验结果，取最佳试验条件进行5组两段浸出试验，考察验证钒的浸出率，结果见表5。       浸出条件如下：       1、一段浸出条件。恒温时间3h，浸出温度150℃，硫酸用量25%，固液比1.2∶1，粒度－200目，添加剂用量3%。       2、二段浸出条件。恒温时间4h，浸出温度150℃，硫酸用量35%，固液比1.2∶1，粒度－200目，添加剂用量5％。   表5  两段浸出试验结果编号12345总浸出率90.8191.7190.9692.9690.99       从表5可看出，5组两段浸出试验钒的总浸出率都达到了90%以上，说明在上述条件下进行石煤氧压直接酸浸出提钒具有一定可行性。        四、结论       （一）通氧条件下钒的浸出率远高于不通氧试验条件下钒的浸出率，证明石煤氧压酸浸提钒是一条切实可行的工艺路线。       （二）氧压酸浸过程中硫酸亚铁添加剂的加入可进一步提高钒的浸出率，当其用量为石煤矿量的5%时，钒浸出率与同条件下无添加剂加入时相比，可提高8.07个百分点。       （三）研究表明，含钒石煤氧压酸浸提钒工艺的最佳工艺参数为浸出时间3～4h，浸出温度150℃，液固质量比1.2∶1，硫酸用量25%～35%，矿石粒度－200目，添加剂用量3%～5%。       （四）试验石煤矿样经两段通氧加压硫酸浸出，钒浸出率可达90%以上。       （五）石煤氧压直接酸浸提钒新技术具有工艺流程短、操作简单、钒浸出率高、环境污染小等优点，是一种具有良好发展前途的环境友好型提钒新技术。氧压酸浸无污染提钒工艺是我国石煤提钒工艺改革的应有趋势。

空气中含有21％（体积比）的氧，如果把纯氧掺进空气中，使得其中的氧大于21％，这样的混合气体就称做富氧空气。凡是采用富氧空气的熔炼过程，都叫做富氧熔炼。例如鼓风炉富氧熔炼，转炉富氧吹炼等。除了溶炼过程可以采用富氧外，其它冶金过程（如焙烧）也可以采用富氧。采用富氧熔炼不仅可以强化熔炼过程，提高生产率；并且可以降低燃耗，减少了烟气排放量，减轻了对大气的污染。现在世界各国在有色冶炼中，凡能得到廉价氧的地方，均较为普遍地采用富氧冶炼。

含钒石煤是我国一种重要的钒资源，从含钒石煤中提钒的办法可大致分为两类；一类是针对特定区域的石煤矿选用传统的焙烧技能进行钠化、钙化、无盐和复合添加剂焙烧，此类办法因在焙烧进程中很多发作S02、HC1、Cl2等有毒气体而导致环境污染而逐步被陶汰；别的一类是选用直接湿法浸出的办法，如陕西中村钒矿选用“硫酸直接浸出-溶剂萃取-盐沉钒-干炎热解”湿法生产工艺提钒，但长期以来，只用硫酸直接浸出中村钒矿，其浸出率不到80%。为了进步钒的回收率，本文在上述工艺基础上，要点研讨了参加含氟助浸剂对硫酸浸出中村钒矿的钒浸出及后续工序如萃取等的影响，并取得了较好成果。     一、试验部分     （一）质料与试剂     含钒石煤（矿山供给）首要成分：0.9% V2O5、1.2%Fe203。该钒矿属吸附型的钒矿，以四价钒为主。     首要矿石类型为炭硅质岩夹泥岩型钒矿石，部分为（炭质）泥石型钒矿石。     试剂：硫酸（98%，工业级）；石灰（优质，工业级）；含氟助浸剂（克己）。     萃取剂：10% P204＋5%TBP＋85%磺化媒油。     （二）试验进程     1、浸出试验。浸出试验在2m3珐琅反响釜中进行，顺次向反响釜中投入500kg石煤钒矿（粒度为－0.018mm粒级占95%）、500kg水、100kg浓硫酸，敞开机械拌和，投入10kg含氧助浸剂，一起加热升温至90℃下反响24h。浸出完成后，用离心机对浸出系统进行过滤和洗刷（洗刷用水500kg），滤液与洗液兼并统称为浸出液，测出其总体积，并取样化验。取样结束后，接着用碱中和调浸出液pH至2～2.5，时刻60min，离心机过滤，滤液经复原后作下一阶段萃取料液（即萃原液），并取样分析。一切样品均在广州有色金属研讨院分析测试中心通过ICP分析（下同）。     2、萃取试验。萃取试验所用设备为有机玻璃质的混合弄清槽（混合室有用容积为1L，混合室与弄清室容积比为1︰3，双叶浆式拌和，转速为800r/min)。     萃取工艺条件为：室温，比较（O/A）为1︰1，10级逆流萃取，混相时刻12 min。其间有机相（0）为10%P204+5%TBP+85%磺化媒油；水相（A）为浸出液经石灰乳中和后的滤液（即萃原液，其间A1为不含氟助浸剂，A2为含氟助浸剂）。     萃取操作为：先在萃取槽混合室和弄清室别离参加一半有机相（0），一半水相（A），并用两个20L下口玻璃瓶作高位槽。其间一个装有机相（0），另一个装水相（A1或A2），发动拌和，在有机相加料口按流量40mL/min接连进有机相，而在水相加料口按流量40mL/min接连进水相（A1或A2），必定时刻后在排萃余液口取萃余液分析。     二、试验成果与评论     （一）含氟助浸剂对钒浸出率的影响     含氟助浸剂对硫酸浸出钒的影响如表1所示。表1  含氟助浸剂对硫酸浸出钒的影响试验条件浸出液萃原液体积/Lρ(V2O5)/ (mg·L-1)ρ(Fe2O3)/ (mg·L-1)V2O5量/gV2O5浸出率/%ρ(V2O5)/ (mg·L-1)ρ(Fe2O3)/ (mg·L-1)ρ(F)/ (mg·L-1)不加含氟助浸剂 加含氟助浸剂980 9803673 42705073 51023599 418580 933342 38864616 4608/ 4450     从表1可知，未加含氟助浸剂时钒的浸出率为80%，而加含氟助浸剂时钒的浸出率为93%。含氟助浸剂能有用进步钒的浸出率。究其原因，这首要是含钒石煤的物质组成比较复杂，钒的赋存状况和赋存价态改动多样，在同一矿体中一般有3种以上的钒矿存在，未加含氟助浸剂仅仅浸出易浸钒（Ⅳ）的部分，但参加含氟助浸剂后，较难浸部分钒也被浸出。因为较难浸部分钒矿结构安稳、细密，参加含氟助浸剂后能够损坏其安稳结构，使矿粒疏松多孔，空气中氧气或浸出液中Fe (Ⅲ）易进入孔隙使不溶于酸的三价钒氧化成可溶于酸的四价钒，让钒释放出来。     （二）含氟助浸剂对萃取率的影响     含氟助浸剂对萃取率的影响如表2所示。 表2  10级逆流萃取萃原液对萃取的影响编号萃余液/(mg·L-1)萃取率/%补白V2O5Fe2O3FV2O5Fe2O3F1927.0//72.26//A1，10h2272.3//91.85//A1，15h3100.2//97.00//A1，20h433.5//99.0//A1，25h533.04099/99.111.2/A1，30h61081//72.18//A2，10h7315.2//91.89//A2，15h8113.6//97.10//A2，20h938.5//99.0//A2，25h1037.04050429099.212.13.6A2，30h     从表2可知，当萃取槽接连进料25h，萃取到达了平衡，此刻含氟系统与不含氟系统钒萃取率别离为99.2%和99.1%，铁的萃取率别离为12.1%和11.2%；一起发现在未到达平衡时各时段钒的萃取率根本共同，因而阐明含氟助浸剂对钒的萃取及别离根本无影响。究其原因，这首要与萃取剂特性有关，P204是归于酸性萃取剂，酸性萃取剂HA只萃取阳离子，萃取作用与阳离子价数及离子半径有关。在硫酸系统中（pH为2），萃原液中的钒以（VO) S04方式存在。VO2+在水相中安稳，VO2+与F-只生成离子型化合物，不会构成络离子，因而虽然系统中有F一存在，但它不改动钒的价态及离子半径，与因而含氟助浸对钒的萃取不受影响。而对P204萃取铁而言，因为萃原液中的铁都是Fe2+，Fe2+与F－也不会构成络离子，因而，二种情况下P204萃取铁的作用也根本共同。     （三）含氮萃余液的处理及循环使用     含氟萃余液的首要成份是Fe2+、H+、SO42-、F-，其间ρ(Fe2+）=4.5g/L，ρ（SO42-）=80g/L，ρ(F-)=4.2g/L，酸度为pH=2。选用石灰乳米中和卒余液，中和进程中主安发作如下反响：     Ca(OH）2+H2SO4＝CaSO4＋2H20     Ca(OH）2+FeS04＝Fe（OH）21↓＋CaS04     Ca(OH) 2+2HF＝CaF2＋2H20     跟着Ca(OH）2不断参加，当pH升至7～8时，萃余液中Fe都会沉降下来（实测上清液Fe浓度为80mg/L)，反响生成很多的CaS04也会不断沉积。而ksp（CaF2）＝1.46×10-10，ksp（CaS04）=5.0×10-6，生成CaF2更简单沉积，实测上清液F浓度为0.2g/L，因而用石灰乳中和萃余液的上清液回来浸出槽，F不会累积下来。一起，试验还标明，上清液回来浸出槽，不会影响侵出作用。     三、结语     （一）含氟助浸剂能有用进步钒的浸出率，硫酸直接浸出钒的浸出率为80%，而参加2%含氟助浸剂后钒的浸出率可达93%。     （二）选用10级逆流萃取，加与不加含氟助浸剂，钒的萃取率均可达99%以上，含氟助浸剂对钒的萃取及萃取别离影响不大。     （三）含氟助浸剂的萃余液通过石灰乳中和至pH为7～8后，上清液回来浸出槽不会引起F的堆集。

无氧铜线是什么？“无氧铜线是什么”其实是在问无氧铜线界说。铜材工程师说，无氧铜线是一种铜产品。无氧铜线能够经过制作制作成导线，外面包上绝缘层就成了无氧铜电线了。无氧铜线可不是说不含任何氧了。无氧铜线仍是具有必定氧含量的，仅仅其间的氧含量很少。此外无氧铜线的铜含量是极高的。无氧铜线多少钱要比铜合金线多少钱贵些，也正是由于其铜含量高的原因。“无氧铜线是什么”的问题仍是比较好问答的。无氧铜线　　无氧铜线是什么？　　1、无氧铜线是指用无氧铜拉制而成的线材。　　2、无氧铜线是指以高纯阴极铜为质料、熔体用煅烧木炭掩盖、冶炼锻造在密封条件下加工的含氧量在30×10-6以下的紫铜线材。　　无氧铜线牌号是什么？无氧铜线牌号包含高纯无氧铜和磷脱氧铜。其间高纯无氧铜线牌号TU0、TU1、TU2；磷脱氧铜线牌号包含TP1、TP2、TUP等。　　无氧铜线应用范围是什么？无氧铜线应用范围主要是电子、机械工业等部分。　　无氧铜线直径、答应误差是什么要求？见无氧铜线直径、答应误差表无氧铜线直径、答应误差表直径0.05~0.10＞0.10~0.32＞0.32~0.62＞0.62~1.0＞1.0~3.20＞3.20~6.0答应误差5级-0.006-0.02-0.025-0.03-0.04-0.0486级-0.01-0.035-0.04-0.045-0.06-0.08　　无氧铜线单卷分量是什么要求？见无氧铜线单卷分量表无氧铜线单卷分量表线材直径mm每卷分量kg不小于标准卷较轻卷0.05~0.100.050.02＞0.10~3.20.30.1＞0.32~0.620.50.3＞0.62~1.02.01.0＞1.0~3.204.02.0＞3.20~6.05.03.0　　无氧铜线表面是什么要求？　　1、线材表面应润滑、清洁?不该有裂纹、起皮、起刺、粗拉道、折叠和搀杂。　　2、细微的部分的斑驳、凹坑、划伤等缺点，应不使线材直径超出其答应误差。　　3、细微的发红、发暗和氧化色及细微的部分的水迹、油迹不作作废根据。　　4、线材断口应细密，无缩尾、气孔、分层和搀杂。供方可不进行断口查验，但有必要确保。　　无氧铜线查验规矩是什么？　　1、线材应由供方技能监督部分检验，并确保产品质量契合标准要求　　2、每卷(轴)线材应进行直径丈量，用肉眼进行外观检査。　　无氧铜线氧化变色是什么原因？　　1、寄存环境无氧铜线经退火后，假如寄存作空气湿度大的环境中，加上白天和黑夜有温度，空气中的水蒸气会在铜线表面凝成水膜。由于无氧铜线的含氧量在5ppm左右，铜原子极易与水膜中的氧原子结合，生成氧化膜而使铜线表面变色。　　2、纸包量浇包技术的影响。在纸包线加工中，为了使纸带不易开裂和包得严密，常在纸带盘两边刷上水。当附有水份的纸带包绕在无氧铜线后，粘附有水份的铜线便发生氧化，特别在旱季乃至氧化变黑。　　3、退火出炉温度。假如退火后出炉时的无氧铜线温度在40?50℃,会加快铜线氧化。假如此刻空气湿度大，出炉2?3h就会氧化变色。若将尚有余热的铜线就进行纸包，经一段时刻后铜线会氧化变黑。　　无氧铜线的氧化变色，一般比用热轧铜杆加工的铜线更严峻。这是由于后者含氧量高，在退火时其氧原子与铜原子及杂质原子之间就相互作用，受这些氧化物的控制，在纸包后由水份引起的氧化，仅是一层很薄的氧化亚铜保护膜。这一点，己被咱们进行的两种铜线纸包线经浸水1h、再在室内放7d的比照实验所证明。　　无氧铜线氧化变色处理办法是什么？　　1、延伸铜线退火时的冷却时刻，出炉时无氧铜线的温度应比热轧杆的铜线低10~15°C,一般控制在40℃以下。　　2、尽可能寄存在枯燥的环境。　　3、用SN防银变色剂对铜线表面进行化学处理，使之构成能避免氧化变色的一层保护膜。这种防银变色剂的S组份是白色粉末状的巯基酰胺类化合物，可用水作溶剂；它既再有在铜线表面均匀粘附成膜的亲水性基团，又具有可增加药剂水平涣散才能的亲水性酰胺基。N组份是成膜潮湿剂，含有聚乙烯醇及乳化剂等物质。　　咱们将按份额要求制造的防银变色剂溶液，放罝在设备于纸包机放线端的容器内，让放出的无氧铜线经过此设备后涂上处理液，并构成一层保护膜，然后再包绕纸带。选用这种办法加工的无氧铜纸包线，从未发现有铜线氧化变色的问題。它防氧化作用好，技术简中，处理液用量少，纸本低。 

一、概述硅酸盐矿物包括所有含硅酸根的矿物。这类矿物在自然界分布非常广泛，目前已发现的矿物约有800多种，占已知矿物的三分之一，占地壳总重量的80%。它们不仅是三大类岩石（火成岩、变质岩、部分沉积岩）的主要造岩矿物，同时也是工业上、国防上重要的非金属矿物资源。如云母、石棉、高岭石、长石、滑石等。此外，还有一系列有用元素如Be、Li、B、Zn、Rb、Cs等也可从硅酸盐中提取。    二、晶体化学特点（一）化学成分 组成硅酸盐矿物的主要元素有：O、Si、Al、Fe、Ca、Mg、Na、K其次是Mn、Ti、B、Be、Zr、Rb、Cs、F及其他元素等。组成硅酸盐的元素主要为惰性气体型离子，其次为过渡型离子，由铜型离子所组成的硅酸盐数量很少。 （二）晶体构造 组成硅酸盐矿物的元素种类虽然不多，但矿物的种数却非常繁多，这主要是由于其内部构造比较复杂，并存在着广泛的类质同象的原因所引起的。在硅酸盐晶体构造中，每一个硅离子都被四个氧离子包围，而四个氧离子则分布于四个角顶，构成硅氧四面体[SiO4]4＋，这是硅酸盐的基本构造单位。 1、岛状构造    2、环状构造    3、链状构造（包括单链和双链）  4、层状构造    5、架状构造 （三）类质同象 硅酸盐中类质同象代替现象极为普遍。从而使硅酸盐的成分进一步复杂化。连续类质同象矿物系列在硅酸盐中很普遍。如大家熟知的斜长石类质同象系列；橄榄石系列等。除了阳离子之间存在着广泛的等价和异价的类质同象外，阴离子之间亦存在着类质同象现象，如[SiO4]4－可被[PO4]3-或[SO4]2-代替；O、[OH]和F之间的互相替换等。 （四）化学键 硅酸盐矿物的化学键主要为离子键和共价键。硅氧形成的络阴离子内部主要为共价键，而络阴离子与阳离子结合的键为离子键。层状构造硅酸盐矿物尚有分子键。    三、分类硅酸盐矿物的形态和许多物理性质都与其内部构造有明显的制约关系，如链状构造硅酸盐，其晶形多为柱状、针状；层状构造硅酸盐晶体多呈板状、片状，且有一组完全解理。由此可见，硅酸盐构造能较好的反映硅酸盐的本质特征，故可根据内部构造将硅酸盐分成以下五个亚类。 1、岛状硅酸盐亚类， 2、环状硅酸盐亚类， 3、链状硅酸盐亚类， 4、层状硅酸盐亚类， 5、架状硅酸盐亚类。

稀土硝酸盐掺杂的氧化锌压敏陶瓷材料及制备方法，属功能陶瓷材料制造技术领域。其特征在于氧化锌压敏电阻材料按摩尔百分比包括下述组分：ZnO 94-98％为主体材料，MnO2、Co2O3、Bi2O3、Cr2O3、Sb2O3各为0.1-1.0％，稀土硝酸盐为0.01-2.0％，其中稀土硝酸盐为稀土钇、镨、锶的硝酸盐的一种。稀土硝酸盐掺杂的氧化锌压敏陶瓷发明通过稀土硝酸盐掺杂并通过调整稀土硝酸盐的合理掺杂浓度，使氧化锌压敏陶瓷的显微组织均匀，电性能得以提高，压敏陶瓷的电位梯度提高到1000- 1300V/mm，非线性系数为30-50，漏电流为2-20μA。稀土硝酸盐掺杂的氧化锌发明的压敏陶瓷可用于制造超高压电力系统的优质避雷器产品。更多有关稀土硝酸盐的内容请查阅上海 有色 网

无氧铜的价格,近几年LME无氧铜现货升贴水波动较大。一般来说，在LME无氧铜现货升贴水出现高位拐点时，对应LME无氧铜价的高位；而LME无氧铜现货升贴水的低位拐点出现时，无氧铜价逐渐从低位走稳。2007、2008、2009年走势基本一致，在升贴水趋势振荡向上时，无氧铜价走势相对较强，相反，当升贴水振荡回落时，无氧铜价振荡走弱的可能性较大。今年LME无氧铜现货升贴水变化相对较小，但从近期走势来看，现货升贴水处于弱势振荡之中，预计短期无氧铜价很难有较大的起色。但笔者认为，从走势来看，近期升贴水已经达到近几年的低位水平，预计贴水进一步扩大的可能性不大，LME无氧铜现货升贴水在低位逐渐走稳的可能性较大，无氧铜价短期走弱后会逐渐企稳。从现货升贴水与无氧铜价走势对比图中分析，2007、2008年各完成了一个循环。笔者认为，2009年开始的一个新的循环还没有结束，从走势上看，2009年初无氧铜价振荡走稳以及现货高升水影响，沪无氧铜开始振荡上涨，精无氧铜进口量大幅增加导致上海无氧铜库存一直处于高位，较高的库存量使现货走势弱于期货，至2010年4月中旬，无氧铜价达到高点，现货升贴水也几乎为2009年以来的最低点，完成了该循环的第一个阶段。随着无氧铜价的回落，沪无氧铜的贴水也开始减少，现货升贴水偶尔出现小幅升水的状态，表明国内现货短期有所抗跌，价格回落使现货市场消费有所好转，应该处于第二个阶段当中，预计现货升贴水将在零轴线附近做振荡，而无氧铜价处于高位振荡的可能性较大。回归到基本面来看，现货消费的支撑，无氧铜价回落的幅度将受到限制。

什么是吹氧焊管：吹氧焊管：用作炼钢吹氧用管，一般用小口径的焊接合金管>钢管，规格由3/8寸-2寸八种。用08、10、15、20或Q195-Q235钢带制成。吹氧焊管为防蚀，有的进行渗透。 以上为吹氧焊管解释。

无氧纯铜有TU1、TU2和高纯、真空无氧铜四种类型。无氧纯铜是不含氧也不含任何脱氧剂残留物的纯铜。但实际上还是含有非常微量氧和一些杂质。按标准规定，氧的含量不大于0.03％，杂质总含量不大于0.05％，铜的纯度大于99.95％。根据含氧量和杂质含量，无氧铜又分为一号和二号无氧铜。一号无氧铜纯度达到99.97％，氧含量不大于0.003％，杂质总含量不大于0.03％；二号无氧铜纯度达到99.95％，氧含量不大于0.003％，杂质总含量不大于0.05％。无氧铜无氢脆现象，导电率高，加工性能和焊接性能、耐蚀性能和低温性能均好。OFC（无氧铜）：纯度为99.995% 的 金属 铜。一般用于音响器材、真空电子器件、电缆等电工电子应用之中。其中无氧铜中又有 LC-OFC（线形结晶无氧铜或结晶无氧铜）：纯度在99.995%以上和OCC（单晶无氧铜）：纯度最高，在99.996%以上，又分为PC-OCC和UP-OCC 等。采用UP-OCC技术（Ultra Pure Copper by Ohno Continuous Casting Process）制造的单结晶无氧铜，无方向性、高纯度、防腐蚀、极低的电气阻抗使得线材适合高速优质的传输信号。通讯电缆: 　　80年代以来，由于光纤电缆载流容量大等优点，在通讯干线上不断取代铜电缆，而迅速推广应用。但是，把电能转化为光能，以及输入用户的线路仍需使用大量的铜。随着通讯事业的发展，人们对通讯的依赖越来越大，对光纤电缆和铜电线的需求都会不断增加。电机制造:在电机制造中，广泛使用高导电和高强度的铜合金。主要用铜部位是定子、转子和轴头等。在大型电机中，绕组要用水或氢气冷却，称为双水内冷或氢气冷却电机，这就需要大长度的中空导线。电机是使用电能的大户，约占全部电能供应的60%。一台电机运转累计电费很高，一般在最初工作5 00小时内就达到电机本易的成本，一年内相当于成本的4～ 16倍，在整个工作寿命期间可以达到成本的200倍。电机效率的少量提高，不但可以节能；而且可以获得显著的经济效益。开发和应用高效电机，是当前世界上的一个热门课题。由于电机内部的能量消耗，主要来源于绕组的电阻损耗；因此，增大铜线截面是发展高效电机的一个关键措施。近年来己率先开发出来的一些高效电机与传统电机相比，铜绕组的使用量增加25～ 100%。目前，美国能源部正在资助一个开发项目，拟采用铸入铜的技术生产电机转子。电力输送：电力输送中需要大量消耗高导电性的铜，主要用于动力申．线电缆、汇流排、变压器、开关、接插元件和联接器等。我国在过去一段时间内，由于铜供不应求，考虑到铝的比重只有铜的 30％，在希望减轻重量的架空高压输电线路中曾采取以铝代铜的措施。目前从环境保护考虑，空中输电线将转为铺设地下电缆。在这种情况下，铝与铜相比，存在导电性差和电缆尺寸较大的缺点，而相形见绌。同样的原因，以节能高效的铜绕组变压器，取代铝绕组变压器，也是明智的选择。中国纯铜加工材料按成分可分为：普通纯铜(T1、T2、T3、T4)、无氧纯铜（TU1、TU2和高纯、真空无氧铜）、脱氧铜（TUP、TUMn）、添加少量合金元素的特种铜（砷铜、碲铜、银铜）四类。

最近几年，从铁钒土矿石中提取镍和钴的湿法技术相比于能源密集型和空气污染严重的火法技术因生产成本低、环保而日益受到重视。在铁和铝同时溶解并沉淀情况下，镍和钴的回收率均超过90%。采用加压浸出法进行试验，试验设备为可注酸钛高压釜和样品回收装置。试验条件：酸占矿石质量的30%，温度范围230～270℃。褐铁矿铁矾土矿样及浸出过程中的固体产品特性用透射电子显微镜研究。结果表明：镍主要与针铁矿物相有关，而钴仅以富镍的锰结构存在；浸出过程中，针铁矿溶解释放镍，而铁以致密赤铁矿形式在溶液中原地再沉淀；钴溶解快速并保留在水相中，随后锰溶解，但溶解速率比钴溶解速率低。浸出结束时，得到贫钴的锰颗粒。试验范围内，浸出过程中温度升高对钴的溶解速率影响不大，但矿浆搅拌速率的升高会导致溶解速率升高。固体物质的TEM照片和各自的矿物学分析结果表明：膜扩散是可能的速率控制步骤，收缩核心模型可用于解释钴 的溶解动力学。

紫铜牌号对照表？在说“紫铜牌号对照表”之前，咱们先来说下什么是紫铜牌号。所谓的紫铜牌号是指每一种详细的紫铜材料所取的称号。紫铜牌号反映的是紫铜化学成分。在说紫铜牌号对照表之前，咱们还要说下紫铜牌号标准体系。紫铜牌号标准体系包含了国标(GB）、国际标准(ISO)、美国(ASTM)、日本(JIS)、英国(BS)、德国(DIN)、欧洲(EN)和俄罗斯（ГOCT）。因而紫铜牌号对照表中就包含了这些标准体系下的牌号。不同标准体系的紫铜牌号有着自己的表明办法。咱们赶忙来介绍下“紫铜牌号对照表”。紫铜线　　紫铜牌号对照表中的标准体系及表明办法？　　1、紫铜牌号对照表中的国标（GB）体系紫铜牌号对照表中的国标（GB）体系表明办法表分类牌号组成示例紫铜纯铜T＋次序号①例如T1、T3。纯铜（添加其他元素）T＋添加元素化学符号＋次序号①或添加元素含量②例如TP2、TAg0.1。无氧铜TU＋次序号①例如TU1、TU2。注①铜含量跟着次序号的添加而；②元素含量为名义百分含量（以下同）。     2、紫铜牌号对照表中的国际标准(ISO)体系紫铜牌号对照表中的国际标准(ISO)体系表明办法表分类牌号组成示例紫铜Cu铜类型的大写字母例如CuFRHC   　3、紫铜牌号对照表中的美国(ASTM)体系紫铜牌号对照表中的美国(ASTM)体系表明办法表分类牌号组成紫铜铜（包含紫铜）C10100～C15815高铜合金（包含紫铜）C16200～C19900     4、紫铜牌号对照表中的日本(JIS)体系日本工业标准（JIS）制作铜合金牌号表明办法与美国UNS编号根本相同（较之少一位数字）。即C＋XXXX(四位数字)。其第一位数字表明合金系列，用2～9表明。各数字的意义如下　　2——铜锌系合金；　　3——铜锌铅系合金；　　4——铜锌锡系合金；　　5——铜锡系、铜锡铅系合金；　　6——铜铝系、铜硅系、特殊铜锌系合金；　　7——铜镍系、铜镍锌系合金；　　8、9——没有运用。　　5、紫铜牌号对照表中的德国(DIN)体系　　（1）以化学元素为根底的牌号组成办法紫铜牌号对照表中的德国(DIN)化学元素体系表明办法表分类牌号组成示例紫铜同类型的字母代号+Cu（+电导率值）例如ECu58、SWCu、OFCu      　　（2）数字代号牌号组成办法紫铜牌号对照表中的德国(DIN)数字体系表明办法表分类数字代号紫铜2.0000～2.0199     6、紫铜牌号对照表中的法国体系紫铜牌号对照表中的法国体系表明办法表分类牌号示例紫铜制作材Cu/ 小写字母 + 数字序号例 Cu/c1,Cu/b,Cu/c2 ； a ——含氧铜； b ——脱氧铜； c ——无氧铜；数字序号表明同一类其他不同分     7、紫铜牌号对照表中的俄罗斯（ГOCT）体系紫铜牌号是以俄文“铜(MeIIb,)”字第一个字母大写“M”加阿拉伯数字次序号组成。次序导为0时，0的个数越多，铜的纯度也越高，如MOOk、MOK的最低铜含量分为99.99%与9995.6；次序号不为O时，则铜的纯度随数字的增大丽下降，如M1、M2铜的最低纯度分别为99.9%、99.7%；同一品种的铜，次序号为0时的纯度比为其他阿拉伯数字时的纯度高一些t如MOK的纯度为99.95014.而MIK的为99.96%字母“BH"表明高纯铜，如MB‰。牌号最终一位数字或最终一个字母右下角标字母表达不同类型的铜。有关字母的意义如下　　K阴极铜；　　B一无氧铜；　　P低磷脱氧铜；　　Φ—一高磷脱氧铜；　　y国家级优质铜。　　如MOKy为优质零号阴极铜，M2p为2号低磷脱氧铜。　　紫铜牌号对照表？见下表紫铜牌号对照表材料称号我国GB国际标准ISO美国ASTM日本JIS德国英国BS法国NF俄罗斯ГOCT德国DIN数字体系纯铜T1CuOFC10200C1020OFCuC103Cu/c2T2CuERHCC11000C1100OFCu582.0090C101/C102CuFRHCM1T3CuFRTPC1221C104CuFRTPM2无氧铜TU0C10100C1011C110CuOFEM00ъTU1C10202.0040M0ъTU2CuOFC10200C1020OFCuC103CuOFM1ъ磷脱氧铜TP1CuDLPC12000C1201SWCu2.0076CuDLPM1рTP2CuDHPC12200C1220SFCu2.0090C106CuDHPM1ф银铜TAg0.1CuAg0.1CuAg0.1MC0.1　　紫铜牌号对照表中的我国（GB）化学成分？紫铜牌号对照表中的我国（GB）化学成分表%合金牌号Cu+AgPBiSbAsFeNiPbSnSZnO杂质总和不小于不大于普通纯铜T199.950.0010.0010.0020.0020.0050.0020.0030.0020.0050.0050.020.05T299.900.0010.0020.0020.0050.0050.0050.1T399.700.0020.010.3无氧铜高纯无氧铜TU099.990.00030.00010.00040.00050.00100.00050.00020.00150.00010.00050.01TU199.970.0020.0010.0020.0020.0040.0020.0030.0020.0040.0030.0020.03TU299.950.0020.0010.0020.0020.0040.0020.0040.0020.0040.0030.0030.05磷脱氧铜TP199.900.0040.0120.10TP299.900.0150.0400.10特种铜银铜TAg0.199.50.0020.01>0.010.050.20.010.050.010.010.30       紫铜牌号对照表中的美标（ASTM）化学成分？紫铜牌号对照表中的美标（ASTM）化学成分表%类型Cu+AgPPbSbAgSe+ TeNiAsC1010099.99———————C1020099.95———————C1030099.950.001~0.005——————C1040099.95———8———C1050099.95———10———C1070099.95———25———C1050099.950.005~0.012——————C1100099.99———————C1200099.990.004~0.012——————C1220099.90.015~0.040——————C1250099.88—0.0040.003—0.0250.050.012