本发明触及一种从锌钴渣中提取活性氧化锌或其它锌制品的办法，是处理锌钴渣的一种新办法，其特征在于：将锌～钴渣10份在加温40℃～90℃条件下拌和进行浸，加锌粉1～2份除杂、过滤（或用胴肟类萃取剂萃取法除掉铜、钴杂质），然后将纯洁的锌－液蒸、再过滤，之后在400℃～700℃条件下煅烧，得到纯度为99％以上的活性氧化锌。也能够将纯洁的锌－液回来至湿法炼锌（黄铁矾除铁）体系。本发明的办法工艺简略、设备防腐要求低，好操作，除杂简单，耗费低，金属回收率高。

电解钴是最重要的钴产品之一。国内电钴的出产质料，一般是铜、镍、铅、锌等冶炼进程产出的含钴副产品，如镍电解净化进程产出的钴渣、含钴黄铁矿烧渣等。 从含钴副产品中出产电钴的准则流程首要有两种，一是选用化学沉积法去除杂质，两段氧化沉积别离镍和钴，火法煅烧后复原熔炼得到粗钴，铸成阳极电解精粹；另一种是选用萃取除杂，萃取别离镍和钴，得到氯化钴溶液，不溶阳极电解。 金川集团公司是我国镍钴的首要出产基地，钴的年产量到达500t以上，目条件钴已构成两大出产体系，别离出产电钴和氧化钴，并产出钴盐等其他产品。出产质料为镍体系的钴渣和富钴锍。 电钴的出产以镍体系电解流净化所产钴渣为厚料，选用钴渣球磨浆化→复原溶解→黄钠铁矾除铗→除铜→二段沉钴→氢氧化钴反射炉烧结→电炉复原熔炼→可溶阳极电解工艺出产电解钴，别离钴后的硫酸镍回来镍出产体系。这是一个火法和湿法相结合的出产流程。出产工艺的流程图示于图1和图2。图1  从钴渣出产氢氧化钴的工艺流程图图2  从氢氧化钴出产电钴的工艺流程图 选用与此相似流程出产电解钴的其他供应商还有前沈阳冶炼厂、重庆冶炼厂等。 选用N235萃取净化和别离、不溶阳极电解工艺出产电解钴的首要供应商是成都电冶厂。 一、钴渣的复原浸出 镍电解体系净化产出的钴渣，首要元素组成列于表1。 表1  钴渣的首要金属元素的含量Co、Ni、Cu、Fe等金属在钴渣中首要以氧氧化物方式存在，在液固比为（3～4）∶1及机械或鼓风拌和条件下，用硫酸调pH＝1.5～1.7，通入SO2复原溶解。但在初期未通入SO2之前，因Cl－被氧化而放出氧气，复原浸出期间Ni、Co和Cu呈二价离于进入溶液，在鼓空气拌和浸出时部分Fe氧化成三价。首要化学反响可表示为：在鼓空气拌和情况下，可发作亚铁离子的部分氧化，如：复原浸出液的成分列于表2。 表2  钴渣复原浸出液首要成分二、钴浸出液的净化 浸出液中首要杂质元素是铁和铜，非有必要的有铅、锌、锰、砷等。铁选用黄钠铁矾法除掉，铜用硫化沉积法除掉，其他杂质用水解沉积法除掉。 （一）黄钠铁矾除铁 黄钠铁矾除铁的基率原理是生成难溶盐。黄钠铁矾[Na2Fe6（SO4）4（OH）12]是一种淡黄色晶体沉积，具有杰出的过滤性和洗刷性，生成进程比较复杂，需求较严格操控生成条件，首要影响要素有碳酸钠溶液的浓度、温度和pH值、晶种的参加等。详细操控条件如下： 1、碳酸钠的浓度 7%～8%的浓度，且有必要均匀参加，常用办法是运用低压风使碱液呈雾状喷入铁矾生成槽内。碳酸钠浓度高时，易生成胶状氢氧化铁，形成渣含有价金属上升，且过滤困难：浓度过低则对整个体系的体积平衡晦气，下降溶液浓度。 2、温度、氧化和pH值 除铁前溶液需经氧化，使Fe2＋氧化成Fe3＋，氧化剂一般为NaClO3，氧化温度≥85℃，铁矾生成温度≥90℃时，呈颗粒状，具有杰出过滤功能；除铁前溶液的pH值操控在1.5～1.7，氧化时刻操控在1.5～2.0h，结尾pH值操控在2.5～3.0，除铁率可达99%，溶液中Fe≤0.05g∕L；终究pH值操控在4.0～4.5时，除铁后溶掖中Fe≤0.001g∕L。 3、晶种 湿铁矾渣作晶种参加，即在除铁压滤时，在反响罐底留必定渣量，可大大加速黄钠铁矾除铁速度。 洗后铁渣成分为：0.5%～1% Co，1%～3% Ni，0%～0.4% Cu，Fe≥24%。 （二）沉积除铜 除铜的根本原理是生成难溶的硫化铜沉积。除铜作业在机械拌和的珐琅釜中进行，用量为Cu2＋∶Na2S＝1∶5。先配成饱和溶液，常温下缓慢参加釜内，初始pH＝2.0～3.0，终究pH＝3.5～4.0，由于为碱性。除铜停留时刻约30min。溶液中的铜含量可降至0003g∕L以下，一同可除掉铅。除铜的缺陷是或许部分生成NiS和CoS沉积，形成铜渣含镍钴过高，且使溶液中带入钠离子。 三、氯化水免除砷、锑 氧化水免除砷、锑的首要原理，是运用铁水解产出的肢状Fe（OH）3具有较强吸附效果，使砷、锑等杂质一道沉积。因而，砷、锑从溶液中脱除的深度，在很大程度上取决于溶液中的含铁量，一般要求溶液中含铁量为砷、锑量的10～20倍。在水解沉积前参加氧化剂，如、次或，意图是使二价铁氧化为三价铁。 四、氧化水解别离钴 运用三价钴氢氧化物的低溶度积，使钴氧化水解沉积，是出产上别离溶液中镍和钴的常用办法。 在酸性溶液中，Co2＋比Ni2＋优先氧化，且Co（OH）3的溶度积及水解沉积的pH值显着低于Ni（OH）3，在强氧化剂效果下，Co2＋被氧化而水解沉积。在氧化水解沉钴进程中，即便少置Ni2＋氧化而生成Ni（OH）3沉积，也仍对Co2＋具有氧化效果，发出发生Co（OH）3沉积的置换反响，Ni2＋进入溶液。常用的强氧化剂为或次改。 水解沉积进程中有H＋发生，有必要加碱进行中和。 在出产运用中，为了使钴和镍杰出别离，应遵照以下根本准则： （一）参加过量氧化剂和碱，如用次为氧化制，应使NaCl∶Na2CO3＝（1.1～1.2）∶1。 （二）操控恰当的析钴率，溶液含钴高时析钴率可高些。 （三）用二次沉钴替代一次沉钴，以取得较高纯度的氢氧化钴。 沉钴作业在空气拌和槽中完结。NaClO作氧化剂时，二次沉钴的工艺进程为：一次沉钴→压滤→滤渣用二次沉钴母液淘洗→复原溶解→二次沉钴→压滤，如图2所示。二次沉钴的根本技能参数见表3。 表3  二次沉钴的首要技能参数沉钴进程中，溶液用空气拌和均匀，氧化剂有必要用压缩空气雾化均匀喷洒在液面上。一次沉钴得到的氢氧化钴中，Co∕Ni≥10；二次沉钴得到的氢氧化钴中，Ca∕Ni≥350，Co∕Cu≥200，Co∕Fe≥100。假如要求出产1号电钴，Co∕Ni比须大于600。 五、粗钴阳极板的制备 二次沉钴得到的氢氧化钴含水约50%，配入少数石油焦，在反射炉中烧结成多孔氧化钴团块，然后与脱硫剂CaO、复原剂（石油焦）及造渣剂SiO2一同装入电炉，在高温下熔炼，插湿木进行复原和拌和，使氧化钴复原成金属钴，并脱去杂质，浇铸得到含钴超越95%的粗钴阳极板，用于钴的电解精粹。 反射炉煅烧的意图有3个： （一）使氢氧化钴脱水、分化，转变为氧化钴，并烧结成多孔的团块； （二）参加石油焦，使氧化钴半复原； （三）脱除部分硫。 反射炉可用煤、煤气、液化、天然气或重油作燃料。金川公司用重油作燃料，选用低压喷嘴，具有能耗低、雾化好的特色。进料配比为石油焦∶水＝100∶8，与氢氧化钴一同在拌和机内拌和均匀后参加炉内，炉温操控在1000～1100℃。 反射炉产出的氧化钴含钴76%左右，按要求配比：氧化钴∶石油焦∶石灰石＝100∶（8～9）∶（5～7）配料后装入电炉，物料表面铺少数粗钴残极，以利于起弧熔炼。炉料熔化后，操控炉温在1550～1650℃，经造渣、扒渣操作，提温浇铸成阳极板。金川公司的阳极板规格为530mm×230mm×40mm。粗钴阳极板的化学成分为Co＞95%、Ni＜0.45%、Cu＜0.65%、Fe＜1%、Pb＜0.003%、Zn＜0.002%、S＜0.6%、C＜0.05%。 六、电解精粹 金川公司选用可溶阳极和阴极隔阂电解法出产电钴。出产运用12个电解槽，规格为2060mm×790mm×860mm，运用2个槽造液。电解液为氯化物体系，阴极新液的化学成分列于表4。 表4  钴电解新液的成分    （g∕L）钴电解时的首要技能条件如下： 阳极规格及片数：    500mm×230mm×40mm，每槽22块 同极中心距：        180mm 始极片规格及片数：     540mm×520mm，每槽10块 电解温度:              55～65℃ 电流密度              300～400A∕m2 槽电压：              1.6～2.2V 电解液循环量：        16～220ml∕（min·袋） 阴阳极区液面差：      30～50mm 阴极周期：            3天 钴电解阳极液的成分：阳极液和造液一同进行净化除杂，然后作为阴极新液回来电解。首要除杂作业为除镍、除铜、除铅和除铁。净化除杂的首要工艺条件列于表5。 表5  电解钴阳极液除杂首要工艺条件净化渣压滤除掉，含钴铁渣回来与镍体系钴渣一同进行浆化、复原溶解。通过净化处理，溶液到达出产电钴的阴极液的要求，即：Co＞100g∕L，Fe＜0.001g∕L，Cu≤0.003g∕L，Pb≤0.0003g／L，Zn≤0.007g∕L。

镍电解时，阳极中的镍与钴一同电化学溶解进入溶液，在阳极液净化除杂质时，溶液中钴以Co(OH)3方式沉积进入钴渣。钴渣含钴6％-7％，可用来出产氧化钴，也可产出金属钴。所用工艺由钴渣溶解、浸出液净化除杂质、镍钴别离以及制取氧化钴（或金属钴）四部分组成（见图）。    在65-75℃温度下，在硫酸溶液中，参加Na2SO3将Co3+还原成CO2+并溶解：                2Co（OH）3＋Na2SO3＋2H2SO4====2CoSO4＋Na2SO4＋5H2O    溶出液在95℃，参加NaClO3将Fe2+氧化水解沉积除掉。除铁液进萃取槽，用P204萃取剂除铜和剩下铁，除铜后液再以P507别离镍钴，含钴有机相用溶液反萃取得到含Co75g/L左右的COCl2溶液。此溶液既可以在不溶阳极电解槽中隔阂电解出产金属镍；也可以用草酸沉钴然后煅烧出产氧化钴粉。电解的技能条件是：电流密度400A/m2，槽电压3-4V，电解温度60℃，电流效率94％。

镍电解系统净化产出的钴渣，主要元素组成列于表1。 表1  钴渣的主要金属元素的含量Co、Ni、Cu、Fe等金属在钴渣中主要以氧氧化物形式存在，在液固比为（3～4）∶1及机械或鼓风搅拌条件下，用硫酸调pH＝1.5～1.7，通入SO2还原溶解。但在初期未通入SO2之前，因Cl－被氧化而放出氧气，还原浸出期间Ni、Co和Cu呈二价离于进入溶液，在鼓空气搅拌浸出时部分Fe氧化成三价。主要化学反应可表示为：在鼓空气搅拌情况下，可发生亚铁离子的部分氧化，如：还原浸出液的成分列于表2。 表2  钴渣还原浸出液主要成分

氧化钴是钴基合金、硬质合金及珐琅，陶瓷颜料的重要原材料，国内现在年产1000多吨。氧化钴有三种不同方式：CoO、Co2O3、Co3O4，色彩和含钴量都不同。因为各厂的质料和出产条件不同，在浸出、净化和钴沉积上各有特色。 从镍体系钴渣出产氧化钴的典型出产工艺为金川公司流程，如图1所示。图1  金川公司用钴渣出产氧化钴的流程图 一、萃取除杂 黄钠铁矾除铁后液中的杂质总量仍还有约2g∕L，包含Cu、Fe、Ca、Mg、Pb、Zn、Mn等，为了得到合格的氧化钴产品，还必须进一步的净化。金川公司选用P204萃取工艺进行深度净化除杂。 P204主要成分为二－（2－乙基己基）磷酸，是一种烷基磷酸萃取剂，分子量323，无臭味，出厂规格为P204≥93%，密度0.9694～0.9700g∕cm3（25℃），黏度0.42cP（25℃），在水中溶解度0.012g∕L，10%碳酸钠溶液中溶解度为0.026g∕L，1moL硫酸溶液中溶解度为0.0017g∕L，平衡pH值时pKa＝3.5，酸性杂质为0.3%～0.4%，水分为0.3%～0.4%，其分子结构式为：萃取除杂在25级聚氯乙烯混合弄清箱中进行，溶液中的Cu、Fe、Zn、Mn、Ca等杂质进入有机相中，别离用1.2mol∕L、2.5mol∕L和6mol∕L洗Co、洗Cu、洗Fe。萃余液送P507别离镍钴。 25级别离为10级萃取，5级洗钴，4级洗铜，4级洗铁，2级弄清。 混合室：0.52m×0.52m×l.20m 弄清室：0.52m×2.60m×1.20m 萃取箱拌和桨为钛质六叶桨，直径200mm，由5台5.5kW电动机带动，转速470～500r∕min。流量由高位槽操控，转子流量计丈量。 萃取操作的技术参数为： 萃取剂：      10% P204，90%磺化火油 皂化剂：      8～9mol∕L NaOH溶液 皂化率：      60%～65% 物料流比：    有机相∶料液∶洗钴液＝0.6∶1.0∶0.06 皂化在φ2×2mPVC槽内进行。 反萃用的2.5mol∕L和6.0molL∕L溶掖内循环，别离降至0.1～0.2mol∕L或4～4.5mol∕L时更换新酸液。 除杂后液成分：二、萃钴 P507萃钴在34级萃取箱中进行，其间制锦皂5级，镍钴别离7级，洗镍5级，钴反萃6级，洗铁5级，弄清6级。萃取箱尺度、结构、拌和桨及转速等与萃取除杂相同。 萃钴操作的技术参数为： 萃取剂        25% P507，75%磺化火油 制镍皂溶液    35～40g／L硫酸镍溶液 制钠皂溶液    8～9mol∕L NaOH溶液 物科流比      有机相∶料液∶洗镍液∶反萃液＝1.0∶0.7∶0.07∶0.15 皂化在φ2×2mPVC槽内进行。 洗镍用1.2mol∕L溶液，反萃钴用2.5mol∕L溶液，冼铣用6.0mol∕L溶液（内循环）。 三、草酸钴沉积 运用沉积剂草酸铵，由草酸溶液通入自行沉积制备。运用φ2m×2m不锈钢槽，在60℃下溶解工业草酸，真空抽滤除掉残渣，溶液在机械拌和条件下通入气，至pH＝4.0～4.5时沉积结束，真空过滤得到草酸铵。 沉钴分两段进行，都在2m3珐琅釜内完结，操作条件见表1。 表1  两段沉钴技术参数四、煅烧制氧化钴 一段沉积草酸钴选用反转管电炉煅烧，电炉规格为φ0.5m×10m，转速0～2.07r∕min，倾角3°，总功率250kW，炉头温度700℃，炉中600℃，炉尾500℃。 二段沉积选用红外线炉煅烧热解，温度530℃。 硬质合金出产用的氧化钴要求松装比重在0.45～0.55g∕cm3之间，为此要求在沉钴过程中严格操控氯化钴的初始浓度、淀度及草酸铵的参加速度，以确保取得必定粒度的沉积；一起严格操控煅烧时的炉温，不致过烧或缺乏。

一、引言 锌的用途广泛，在国民经济中占有重要的地位[1]。随着经济的发展，一次资源日渐贫竭，利用二次资源成为必然[2]，湿法炼锌已占据世界炼锌总量的80%以上，是世界炼锌生产的发展方向，而湿法炼锌中产出的锌浸出渣造成了环境污染及资源浪费[3]，加强锌渣中有价金属的回收利用，可最大限度地利用矿产资源，提高经济效益。 湖南某集团公司是以采、选、冶为一体的生产企业，该企业每年生产数万吨金属产品的同时，也排出了几十万吨的冶炼渣，其中锌常规浸出渣中锌品位高达16.8%，受公司委托，对锌浸出渣中的锌进行了热酸浸出和浮选回收试验，取得了较好的效果。 二、原料性质 试验原料来自湖南某冶炼厂的湿法炼锌渣，原料中含锌16.8%，铁17.8%。利用X衍射分析表明，原料中锌主要是以铁酸锌(ZnFe2O4)和硫化锌(ZnS)的形式存在，没有单独的氧化锌(ZnO)，经过粒度分析可知，冶炼渣的粒度为－0.074mm占90.5%。 三、实验结果及分析 （一）温度对浸出率的影响 图1  温度对浸划翠的影晌 实验结果表明，随着浸出温度的增加，锌浸出率有所提高。当温度为90℃时，锌浸出率达到72.0%，继续增加温度，锌浸出率增加不明显，但这样还会消耗大量的能量，增加成本，因此浸出温度90℃最佳。 （二）时间对浸出率的影晌 在液－固比为3:1，浸出温度为90℃，始酸浓度250g/L的条件下，考察不同浸出时间对锌浸出率的影响，在不同时间下浸出的研究结果见图2。图2  时间对浸出翠的影响 试验结果表明，随着浸出时间的增加，锌浸出率随之提高。在浸出3小时时浸出率达到73.3%，继续增加浸出时间，锌的浸出率增长不是很明显，由于增大浸出时间工业成本也会大幅增加，因此浸出时间确定为3小时。 （三）液－固比对浸出率的影响 在浸出温度为90℃，硫酸浓度为250g/L，浸出时间为3小时，考察不同液－固比对锌浸出率的影响，试验结果如图3所示。图3  液－固比对浸出率的影响 试验结果表明，随着液－固比的增加，锌浸出率随之增加，在液－固比为4:1时，锌的浸出率达到74.2%，继续加大液－固比，锌浸出率增加不明显，但这样会消耗大量的硫酸，使浸出液残酸升高，不利后续工艺的处理，在经济上不合理。所以选择液－固比为4:1。 （四）始酸浓度对浸出率的影响 在液－固比为4:1，浸出温度90℃，浸出时间3小时，考察不同酸度对锌浸出率的研究结果见图4。图4  始酸浓度对浸出率的影响 试验结果表明，随着硫酸用量的提高，锌的浸出率有所增加，当硫酸浓度为310g/L时，锌浸出率已达75.3%，继续增加浸出始酸浓度，锌的浸出率提高不大，试验中始酸浓度选择310g/L时最佳。 （五）浮选试验 通过热酸浸出锌，使其浸出率已达到75.3%，但热酸浸出渣仍含锌4.12%，X衍射分析表明，热酸浸出渣中锌以硫化锌形态存在，这是导致热酸浸出中锌不能完全溶出的原因。为了额外回收该部分硫化锌，采用浮选方法进行处理，浮选实验采用一次粗选、一次精选的试验流程。 ——粗选药剂条件:石灰3000g/t，硫酸铜1000g/t，黄药200g/t，2#油40g/t，粗选指标:精选药剂条件为精矿品位9.7%，回收率92.4%，所以对原粗选精矿再进行精选试验。 ——对粗精矿进行一次精选，精选中加入500g/t的硅酸钠(NaSiO4)作为分散剂和抑制剂，精矿品位18.9%，回收率89.4%。 四、结语 ——某冶炼厂湿法炼锌渣中锌主要以铁酸锌、硫化锌形态存在； ——采用热酸浸出，在浸出温度95℃、始酸浓度310g/L、液－固比4:1、浸出3小时的条件下，锌浸出率为75.3%，物像分析表明，热酸浸出条件下铁酸锌已经完全溶出，但硫化锌难以溶出； ——浮选法回收热酸浸出渣的硫化锌，采用一次粗选、一次精选的浮选流程，黄药、石灰、硫酸铜、硅酸钠、2#油作为浮选药剂，可得到锌精矿品位为18.9%，硫化锌回收率为89.4%的浮选指标。 参考文献： [1]屠海令，赵国权，郭青蔚.有色金属冶金、材料、再生与环保[M].化学工业出版社，2002,66. [2]刘清，招国栋，赵由才.有色冶金废渣中有价金属回收的技术及现状[J].《有色冶金设计与研究》，200(3):22－26. [3]刘斌，王伟涛.浅谈湿法炼锌工艺的浸出渣问题 [J].《四川环境》，2007(2):105－108.

德尔尼铜矿是20世纪六七十年代发现的大型铜钴矿床，现已建成日处理原矿石8kt，年处理240万t的采选联合体系，每年将有100多万t的尾矿进入尾矿库。德尔尼尾矿含铁40.7%、硫38.5%、铜0.35%、锌0.81%、金0.44g/t、银7.6g/t、钴11.3g/t。铁、硫含量高，有价金属含量丰厚，具有极为可观的开发利用价值。硫铁矿制酸烧渣经处理后可制得合格铁精粉外售，一起烧渣中含有Cu、Co、Au、Ag等有价金属元素，因而硫铁制酸烧渣作为二次资源，是一种很好的归纳利用质料。    一、试验物料硫精矿首要用于欢腾焙烧制酸，一起余热发电，焙烧温度一般控制在800～900℃。为模仿实践出产状况，欢腾焙烧试验温度控制在850℃，产出的烧渣为后续试验供给试样。     硫精矿含Au0.32g/t、Ag6.47g/t、其他多元素化学分析成果（%）：Cu0.31、Co0.073、Zn0.29、TFe44.9、TS47.9、MgO 0.25、CaO1.11、SiO21.22。硫精矿粒度很细，其间-0.074mm占90.67%，-0.038mm占55.37，对过滤及焙烧除尘发生晦气影响。硫精矿堆密度2.35g/cm3。     硫精矿经850℃欢腾焙烧后，烧渣含Au 0.22g/t、Ag 6.22 g/t，其他多元素化学分析成果（%）：Cu0.45、Co0.11、TFe63.4、TS1.42。可见，烧渣中Fe、S、Cu元素均未到达合格铁精粉的要求；Cu、Co元素均得到富集。烧渣堆密度1.30g/cm3。     二、试验进程及试验成果与评论    （一）酸浸试验     1、浸出时刻对浸出率的影响     酸浸条件：850℃欢腾炉烧渣，初始酸浓度100g/t，液固比2∶1，酸浸温度80℃，酸浸渣水洗4次，试验成果见表1。 表1  浸出时刻对浸出率的影响酸浸时刻渣计浸出率/%CuCoFe170. 1762. 001. 97274. 4464. 721. 42374. 4465. 621. 44478. 7062. 000. 98676. 4963. 701. 35     由表1可见，铜、钴浸出率跟着酸浸时刻增加而，当浸出时刻超越4h，铜、钴浸出率不再进步；考虑到实践出产状况，挑选酸浸时刻2h。     2、初始酸浓度对浸出率的影响     酸浸条件：850℃的欢腾炉烧渣，液固比2:1，酸浸时刻2h，酸浸温度80℃，酸浸渣水洗4次，试验成果见表2。 表2  初始酸浓度对浸出率的影响酸浸时刻渣计浸出率/%CuCoFe2057.2647.371. 544061.5350.090. 446070.0858.261. 698076.4963.701. 7510070.0857.351. 7112067.9457.351. 9016076.4965.521. 7520074.3662.791. 46     由表2可见，当酸浓度在20～80 g／L时，跟着酸浓度的增加，铜、钴浸出率升高，酸浓度80 g／L时，浸出率最高；再持续增加酸浓度对铜、钴浸出率影响很小。归纳考虑出产本钱、设备要求及后续工艺等要素影响，取初始酸浸浓度40 g／L。     3、还原剂对浸出率的影响     别离选用钠与二氧化硫气体作为还原剂。酸浸条件：850℃的欢腾炉烧渣，初始酸浓度100 g／，液固比2:1，酸浸温度80℃，酸浸渣水洗4次，酸浸时刻2h。试验成果：钠作为还原剂时铜和钴的浸出率别离为74.36%和64.61%；二氧化硫气体作为还原剂时铜和钴的浸出率别离为80.77%和71.87%。     与表2成果比较可见，参加还原剂对铜、钴浸出率均有进步，且二氧化硫气体作为还原剂的铜、钴浸出率进步更显着。考虑到工业实践状况，主张通入二氧化硫作为还原剂。     4、水洗次数对脱硫的影响     酸浸、过滤后，增加新水拌和、过滤，每次拌和时刻为10 min，液固比1.5∶1。分析酸浸渣中硫元素，试验成果见表3。     从表3可见，对未通入S02酸浸得到的酸浸渣，拌和水洗5次均可将硫降低到0.1%以下；对通入S02酸浸得到的酸浸渣，拌和水洗6次硫含量仍在0.4%左右；考虑到工业出产实践状况，可选用稠密洗刷——过滤洗刷——1～2次拌和水洗。 表3  水洗次数对脱硫的影响初始酸浓度 ／（g·L-1）酸浸渣S 含量／%水洗次数200. 264次(未通S02)200.0715次(未通S02)400.214次(未通S02)400.0625次(未通S02)1000.264次(未通S02)1 000.  105次(未通S02)400.565次(通入S02)400.386次(通人S02)     5、循环酸浸对浸出率的影响     酸浸条件：850℃欢腾炉烧渣，初始酸浓度40g/L，液固比1.5∶1，酸浸温度80℃，酸浸时刻2h，未通入S02，将过滤后的40%酸浸液量回来浸出，一起补加硫酸及水，酸浸条件同上。酸浸渣水洗2次，试验成果见表4。     由表4可见，从酸浸渣元素分析来看，循环酸浸基本上不影响铜、钴、铁的浸出率；从酸浸液分析来看，循环酸浸可进步溶液中铜、钴浓度。     （二）归纳酸浸     依据酸浸试验得到的最佳工艺参数进行归纳酸浸，酸浸条件：初始酸浓度40 g／L，液固比1.5：1，酸浸温度8 0℃，酸浸时刻2h，通入S02，酸浸渣水洗7次。成果标明，渣计铜、钴浸出率别离到达了70.08%、60. 07%，而液计铜、钴浸出率仅50.67%、49.65%。原因为试验及化学分析等存在累积差错，这儿以渣计为准。 表4  循环酸浸对浸出的影响样品酸浸渣／%渣计浸出率/%酸浸液/（g·L-1）每吨烧渣耗酸量/tCuCoFeSCuCoFeCuCoFeH2So410.170.05165.691.0763.6753.722.991.260.35.4126.518.920.180.05464.630.8961.53514.562.040.57.9330.428.4     （三）调理PH 酸浸液中硫酸浓度20～30g/L，考虑到本钱及试剂特色，用石灰石调理PH= 1.5～2.0，然后过滤，过滤送人萃取。试验标明，石灰石用量大约为每立方酸浸液18kg。     （四）铜萃取试验 萃取齐选用选用Lix984N，稀释剂为火油。选用一段萃取，比较1:1，萃取剂浓度5%，拌和3～5min。成果标明，铜萃取率到达93.6%，钴、铁简直不被萃取。 负载有相机相选用180 g/L H2S04反萃，比较1:1，拌和3～5min。成果标明，铜反萃取率到达93.8%。     （五）化提金试验     取归纳样酸浸渣，液固比1.5∶1，用Ca(OH)2调理PH=10.5～11，活性炭用量20～30g／L，NaCN量别离为每吨酸浸渣3～10kg，浸出时刻24、48h。     成果标明，Au、Ag的浸出率别离仅为37.5%、26.7%。因为烧渣中金银含量过低，选用全泥化-炭浆法收回烧渣中金银经济上不可行。     （六）除铁、沉钴试验     除铁条件：80℃、石灰石调理PH5左右、参加H2O2氧化剂（或通人空气）、时刻2.5h。成果标明，除铁率>99.9%，石灰石消耗量每立方萃余液22kg。     用Na2C03沉钴，PH=8～8.5,80℃。成果标明，沉钴率>98.5%，Na2C03消耗量每立方萃余液3kg。     三、定论     (1)选用欢腾焙烧——酸浸——萃取——除铁沉钻工艺可得到合格的铁精粉(Fe>65%、S     (2)酸浸工艺参数：一段酸浸、初始酸浓度40g／L、酸浸温度80℃、浸出时刻2h、通入S02作为还原剂、酸浸渣拌和水洗7次。铜、钴渣计浸出率别离为70.08% .60.07%；     (3)铜萃取率93.6%，反萃率93.8%，萃余液除铁率>99.9%，沉钴率>9 8.5%；     (4)用全泥化——炭浆法收回烧渣中金银经济上不可行，Au、Ag化浸出率别离为37.5%、26.7%。

黄开国  王秋凤     跟着矿产资源的日趋削减及废渣对环境污染所形成的影响，再生资源的归纳运用日益成为急待处理的问题。在我国每年尚有几十万吨含银300g/t左右的锌浸出渣得不到收回运用。某厂[1]用浮选法处理了一部分渣，收回了一部分银，但因其现用药方欠佳，在酸性的锌渣矿浆顶用丁基铵黑药（BN）浮选，设备腐蚀严峻，银的收回率不高，仅60%～65%。某单位[2]提出用H2SO4 llkg/t，Na2S 1.8kg/t，BN 0.64kg/t从酸性锌浸出渣中浮选银的计划，银精矿中含银3535.7g/t，银收回率60.05%。本文针对上述问题，对浮选药方进行了改善，并取得了显着作用．     一、改善的根据     众所周知，从浮选的视点看，硫化矿比氧化矿简单浮选。对锌渣来说，其间的和被氧化的硫化银不易浮选，导致整个银的收回率较低。由反应式[3]     1/2Ag20（aq）＋1/2H20＋OH-=Ag (OH）2-     可知Ag20能够Ag (OH) 2- 状况存在，参加Na2S后，其沉积浮选同Ag+ 的沉积浮选具有相似性。所以，拟从Ag+ 硫化沉积浮选实验成果，供给改善锌渣浮选药方的根据，然后进步锌渣中银的收回率。     （一）Ag+ 的硫化沉积浮选     配AgNO3溶液0.01mol/L，每次取样1mL，参加40mL浮选槽中，则Ag+ 的初始浓度为2.5 ×10-4 mol/L，按图1所示流程浮选Ag+。    Ag+ 的硫化沉积浮选成果（见图2)标明，恰当参加Na2S对Ag+ 进行硫化浮选作用最好。不加或少加作用都不好，过量也不需要；一起还标明，用丁黄药(BX）作捕收剂的作用比丁基铵黑药（BN）好。    （二）pH对Ag+ 沉积浮选的影响     图3标明pH对Ag+ 沉积浮选的影响。很显着，在酸性或强碱性介质中,Ag+的浮选作用都不好，中性介质作用最好，并且进一步显现用BX比BN作用好。    （二）捕收剂的混合运用     图4给出了BX与BN按不同份额混合运用的浮选成果，它标明两者不同份额混合运用都比独自运用作用好，而以mHX ：m HN为6：4为佳。    （四）起泡剂RB与醇EA比较     RB是运用化工副产品为质料加工而成，报价低廉。与EA比照实验成果（见图5)标明，RB的用量低40%，银收回率还比用EA高，选用RB比EA显着优胜。    二、改善的新药方及实验成果     以上述Ag+ 硫化沉积浮选实验为根据，对某厂锌浸出渣进行浮选收回银的实验研讨，试样多元素分析、银的物相分析测定成果如表1和表2所示。由此可见，锌浸出渣中存在高含量的银。银的物相除硫化银外，还有和其它形状的银，增加Na2S可使和表面被氧化的硫化银转化为硫化银得到收回。 表1  试样多元素分析成果 ω/%元素Ag/（g·t-1）ZnPbCuFeSSiO2含量488.4920.454.170.48619.598.356.08 表2  试样中银的物相分析成果硫化银金属银其它形状银算计银含量/（g·t-1） 散布率41 8.45386 79.5914 2.8944 9.07485 100     规划由Na2S作调整剂，BX作捕收剂与辅佐捕收剂XY混合运用，RB为起泡剂组成的新药方，进行了一次粗选、一次精选、一次扫选的闭路实验，闭路实验的流程图见图6。可取得含银4369.73g/t，收回率79.44%的银精矿（见表3)，档次和收回率都得到明显的进步，成功地收回了锌渣中的银。 表3  闭路实验成果产品名称产率γ/%档次β/%收回率ε/%Ag/（g·t-1）ZnPbAgZnPb银精矿 尾矿 原矿9.05 90.95 100.004369.73 112.60 498.1030.49 16.32 17.604.00 5.42 5.2979.44 20.56 100.0015.68 84.32 100.006.84 93.16 100.00    银精矿的物相分析成果见表4，与表2又比照可看出，试猜中占8.45%，硫化银占79.59%；银精矿中为1.96%，而硫化银占94.21%，阐明银基本上以Ag2S方式收回。 表4  银精矿藏相分析成果硫化银金属银其它形状银算计银含量/（g·t-1） 散布率86 1.964132 94.2132 0.73136 3.104386 100     所选用的新药方，增加Na2S，一方面硫化了锌渣中的非硫化银，有利于银的收回；另一方面调理矿浆的酸碱度至适合的pH6～6.5，防止在酸性锌渣矿浆中浮选对设备的腐蚀。增加比BN作用好的捕收剂BX，又参加辅佐捕收剂XY，强化了对锌渣中银的捕收。增加RB替代醇，用量少，起泡功能强且又廉价。     三、定论     本研讨在Ag+ 硫化沉积浮选实验基础上，改善从锌渣中浮选银的药方，以Na2S作调整剂，硫化锌渣中非硫化银，调整浮选矿浆pH；用XY辅佐捕收剂与BX合作，强化对锌渣中银的捕收；用起泡功能强、报价廉价、用量少的RB替代醇起泡剂，从含银498.10g/t的锌浸出渣中浮选银，取得含银4369.73g/t，银收回率为79.44%的银精矿。为从“抛弃的”锌浸出渣中浮选银，供给了新的药方，对运用再生资源，减轻环境污染，收回宝贵银金属，具有十分重要的工业价值和经济含义。     参考文献     1 白秀梅．含银铅锌矿中银的浮选实验研讨．矿产归纳运用，1982（2）：15     2 吕文福．难处理矿石中伴生金银归纳收回的研讨．吉林冶金,1990（4）：10     3 邱永嘉．大学化学手册．济南：山东科学出版社，1985. 277 RECOVERY OF SILVER FROM ZINC LEACH RESIDUES BY FLOTATION Huang Kaiguo   Wang Qiufeng ABSTRACT     Up to now，the silver from zinc leach residues hasn't been recovered satisfactorily. In view of this situation，this paper has studied the effects of Na2S，pH，collectors kinds and dosage on silver ion（Ag+）sulphide-precipitation．Based on this，the flotation prescription of silver from zinc leach residues has been improved．Using sodium sulphide（Na2S），butylxanthate and subsidiary collector XY，RB as conditioner，combined collectors，forther，respectively，this study has recovered silver from zinc leach residues succesfully．The results indicate：using the improved flotation prescription，the concentrate containing silver 4369.73g/t，recovery 79.44% can be obtained from zinc leach residues containing silver 498.l0g/t．This study has offered basis and new drug rule for recovery of silver from zinc leach residues．It has an important economic value．     Key words   zinc leach residues；silver；flotation      本文原载《中南工业大学学报》1997年12月 第28卷第6期    ☺

湿法冶锌工艺中，钴是损害锌电积的最首要的杂质之一。电积进程中，氢在钴上的过电位较小，钴的存在会促进氢放电，并使阴极电位正移，过电位减小。跟着电积的进行，沉积物会变得越来越疏松多孔，阴极锌返溶，电流功率下降，锌的电能耗费添加，剥锌困难，锌产值下降。所以，锌电积前必定要将钴除到较低浓度。现在，湿法炼锌中首要的除钴办法有活性锌粉法、黄药除钴法、溶剂萃取法、β－酚法等。本实验学习处理重金属废水的办法，在很多实验基础上，使用一种新式廉价的除钴剂AnBm，使除钴进程简略操作，并且不会给流程引进新的有害杂质，无废气排出，除钴作用杰出。     一、实验部分     （一）实验质料     实验溶液取自云南某锌冶炼厂净液分厂，为除铜、镉后液，成分如表1；Fe3＋标准溶液：1 g/L，由分析纯硫酸高铁制造；Co2＋标准溶液：5 g/L，由分析纯硫酸钴制造；浓硫酸：分析纯，17.93mol/L；除钴剂AnBm，99％。 表1  硫酸锌溶液的首要成分  mg/LZnCoNiFeCuCd1.36×10526.3516.261.140.120.26     （二）实验办法     实验在选用单要素实验法。将100mL工作液倒入250mL高型烧杯中，水浴加热，机械拌和。除钴液过滤，测定滤液中钴、铁、锌质量浓度，核算各元素脱除率。     实验设备：HH－2型数显恒温水浴锅，控温精度±1℃；JJ－1型电动拌和器；精细pH试纸和雷磁pHsj－3F实验室pH计SHB－III A型循环水式多用真空泵。     溶液中Co2＋的测定选用亚硝基－R盐分光光度法(722型分光光度计）；Zn，Fe的测定选用火焰原子吸收光谱标准曲线法（岛津AA6300原子吸收分光光度仪）。     二、实验原理     除钴剂AnBm中含有黄原酸基团，能与溶液中的钴离子生成沉积，而黄原酸的三价钴盐的溶度积是二价钴盐的10万分之一，所以要使钴除到较低浓度，应参加氧化剂将二价钴氧化成三价钴。实验选用先加氧化剂再加除钴剂的办法去除溶液中的钴。     三、成果及评论     选用单要素实验法调查氧化剂参加量、反响时刻、反响温度、除钴剂AnBm参加量、除钴结尾pH对钴脱除率的影响。     （一）氧化剂参加量对钴脱除率的影响     氧化剂为由分析纯硫酸铁制造的溶液。别离取不同体积的1g/LFe3＋标准溶液，用除镉、铜后的硫酸锌溶液定容到100mL，其他条件：除钴剂0.32g，温度75±1℃，反响时刻1h，溶液pH4.45。实验成果如图1所示。图1氧化剂Fe3＋质量浓度对钻、铁脱除率的影响     从图1看出：随Fe3＋参加量的添加，钴脱除率快速增大；当Fe3＋参加量到达42mg/L时，也就是Fe3＋参加量为Co2＋彻底氧化成Co3＋所需理论量的1.7倍时，钴脱除率达97.5％，脱钴后液钴质量浓度降到0.7mg/L以下；一起，作为氧化剂的铁也被沉积，沉积率近100％，溶液中没有新杂质引进。     （二）除钴剂参加量对钴脱除率的影响     固定其他实验条件：加Fe3＋质量浓度至42mg/L，温度75±1℃，时刻1h，溶液pH4.35，定容体积100mL，除钴剂参加量对钴脱除率的影响实验成果如图2所示。图2  除钴剂参加量对钴脱除率的影响     从图2看出，随脱钴剂参加量的添加，钴脱除率升高；除钴剂质量浓度为2.4 g/L时，钴脱除率达97％以上，脱钴后液钴质量浓度降至0.7mg/L以下，彻底到达电积锌的要求。     （三）反响温度对钴脱除率的影响     脱钴剂参加量0.24g, Fe3＋参加至质量浓度42mg/L，反响时刻1h，溶液pH 4.47，定容体积100mL，在不同水浴温度下调查温度对钻脱除率的影响。实验成果如图3所示。图3  温度对钴脱除率的影响     从图3看出，随温度升高，钴脱除率快速升高；当温度达80℃时，钴脱除率达97％以上，沉钴后液钴质量浓度低至0.8mg/L；再升高温度，钴脱除率改变不明显，未呈现钴反溶现象。     （四）反响时刻对钴脱除率的影响     脱钴剂参加质量0.24g，Fe3＋参加量至质量浓度42mg/L，溶液pH4.37，定容体积100 mL， 温度75±1℃，反响时刻对钴脱除率的影响实验成果如图4所示。图4  反响时刻对钴脱除率的影响     从图4看出，反响时刻对钴脱除率影响很大：反响前30min随反响进行，钴沉降率快速进步；反响30min后，钴沉积率进步缓慢；反响60 min时，溶液中钴质量浓度已降至0.64 mg/L，钴脱除率达97.4％，反响根本彻底。     （五）溶液pH对钴脱除率的影响     脱钴剂参加质量0.24g，Fe3＋质量浓度至42mg/L，定容体积100 mL，温度75±1℃，反响时刻1h。调查不同酸度对钴脱除率的影响，实验成果如图5所示。图5   溶液pH对钴脱除率的影响     从图5看出：溶液酸度较高时钴脱除功率很低：pH在4.1～5之间时除钴作用最好。pH太高会下降钴沉积作用，由于在高pH条件下，Fe3＋和Zn2＋易水解，直接下降除钴剂的作用。湿法炼锌厂硫酸锌中性浸出液的pH为4.5～5.2，根本在实验最佳范围内。     四、定论     （一）除钴剂AnBm本钱低价，为市售普通商品，质料易得。     （二）操作条件简略操控，除钴功率高于锌粉法。最佳条件下（氧化剂参加量42mg/L，脱钴剂参加量2.4g/L，反响时刻50～60min；温度70～80℃，pH 4.1～5.0之间），钴脱除功率达97％以上，溶液中钴质量浓度降至0.7mg/L以下，彻底到达电积锌的要求。     （三）出产设备简略，能够使用现有设备进行出产。

表1铁精矿成分分析列出了铁精矿中Pb、Zn、Cu等杂质的含量别离为0.29%、0.36%、0.32%，课题要求铁精矿中的Pb的含量要降到0.1%以下，其他的杂质脱除率越高越好，而简略的筛分、洗矿并不能显着地下降铁精矿中Pb、Zn、Cu等的含量。 表1  二段磁选－螺旋溜槽铁精矿成分分析(%)产品称号FeSSiO2PbZnCu铁精矿（Ⅰ＋Ⅱ）62.230.239.470.240.360.32关于硫铁矿烧渣中的铅、锌等其他杂质，实验拟选用酸浸的办法加以去除。稀酸能够使烧渣中的铜、铅、锌、钙、镁等生成水溶性的物质，通过洗矿、过滤等手法。便可使这些水溶性的物质从浸出液中别离，然后到达脱除铜、铅、锌、钙、镁等杂质的意图。 因为在制酸过程中，硫铁矿一般都要通过800～1000℃的高温焙烧，云峰化学工业公司在制酸过程中的焙烧温度为800～850℃，高温焙烧使烧渣中的铁氧化物结构细密而活性下降，与酸的反响速度比较慢。所以在酸浸之前，先用将硫铁矿烧渣用浓酸做熟化处理，以提高烧渣中铁氧化物的反响活性。 实验别离试用了H2SO4、HCl、HF的酸浸作用，以及用碱浸处理硫铁矿烧渣的试探性实验。假如作用好，就做进一步的实验，假如作用欠好，则用其他的办法处理。具体办法如下：别离称取20g烧渣质料4份和铁精矿4份。取其间的6份用H2SO4、HCl、HF熟化1小时，然后用稀H2SO4、稀HCl、稀HF把熟化过的烧渣，按液固比1∶2浸出24小时；别的的2份直接用浸出，液固比相同为1∶2，时刻24小时，经水洗、烘干后称重，化验。（见表2） 表2  硫铁矿烧渣酸浸、浸脱杂探究实验称号试剂S（%）Pb（%）Cu（%）Zn（%）原 渣H2SO42.840.200.360.34HCl0.760.140.310.32HF0.410.100.260.291.040.270.120.15铁 精 矿H2SO40.480.0750.210.13HCl0.210.0550.0820.097HF0.190.0580.0930.110.220.0890.0360.076 成果标明，四种试剂均能对硫铁矿烧渣中杂质的去除，均有较显着的作用。HCl和HF对Pb的脱除率比较高，相对而言，HF对几种杂质均有较高的脱除率；而浸关于Cu和Zn的浸出率较高，可使Cu和Zn的浸出率到达90%以上；用H2SO4浸出后的烧渣，S的含量有所增加，阐明用H2SO4浸出，一是会带入一部分S，增加了S的含量，二是或许水洗不完全，对酸浸后的烧渣中可溶性的硫酸盐没有清洗掉，造成了S的含量有所增加。因为硫铁矿烧渣通过上选矿工艺流程后，粒度比较细，在过滤洗刷过程中，很难对可溶性的硫酸盐清洗完全。 总归，用酸浸和碱浸的办法都能有用的将铁精矿中的Pb、Zn、Cu等杂质去除。用正交实验别离对选用不同的试剂酸浸（浸）脱杂过程中的影响要素做一详尽的研讨。酸浸（浸）工艺见图1图1  酸浸、浸脱杂实验流程图 一、HCl浸出正交实验 用三要素三水平正交实验对HCl酸浸作析因实验分析。正交表各要素、各水平如表3所示：表3  HCl酸浸正交实验各要素水平取值要素HCl用量（mL）（A）固液比（B）浸出时刻（h）（C）水平131∶15251∶1.510381∶224 正交实验不考虑各要素之间的交互效应，表4为正交实验表头规划。表4  HCl酸浸正交实验L9（34）表头规划列号1（A）2（B）3（C）含Pb量（%）实验号①1110.059②1220.060③1330.058④2120.054⑤2230.068⑥2310.065⑦3130.059⑧3210.064⑨3320.057∑Ⅰ10.1770.1840.188∑Ⅰ20.1870.1920.171∑Ⅰ30.1800.1800.185极差0.010.0120.017从表4看出，A要素的极差值最小，B要素的极差值次之，C要素的极差值最大，因为铅的含量越小，目标越好，阐明A要素对铅的含量影响最显着，B要素次之，接下来为C要素。图2各要素的位级和分布图标明，当A要素为榜首水平常，所得的目标即含铅量应最低；同理，B和C别离为第三水平缓第二水平常铅的含量最低，即AlB3C2的配比是较优的实验计划。依据此条件的实验成果，HCl酸浸铅的含量为0.053%。图2  HCl酸浸正交实验位级和柱形分布图 二、HF浸出正交实验 表5  HF酸浸正交实验各要素水平取值要素HCl用量（mL）（A）固液比（B）浸出时刻（h）（C）水平131∶15251∶1.510381∶224 表5看出B要素的极差值最小，C和A两要素的极差值次之，阐明B要素对铅的含量影响最显着，接下来依次为C和A。图3各要素的位级和分布图标明，当A要素为榜首水平对，含铅量最低；B要素第二水平与第三水平的位极和持平，阐明在第二水平缓第三水平常，能够到达持平或许类似的目标，所以按小值取B要素的第二水平：C为第三水平常铅的含量应该最低，即B2C3A1的配比是较优的实验计划。依据此条件的实验成果，HF酸浸铅的含量0.056%。 表6  HF酸浸正交实验L9（34）表头规划列号1（A）2（B）3（C）含Pb量（%）实验号①1110.058②1220.062③1330.054④2120.060⑤2230.056⑥2310.064⑦3130.064⑧3210.060⑨3320.060∑Ⅰ10.1740.1820.180∑Ⅰ20.1800.1780.182∑Ⅰ30.1840.1780.174极差0.010.0040.008图3  HF酸浸正交实验位级和柱形分布图 三、NH3·H2O浸出正交实验 表2标明选用NH3·H2O浸对Zn和Cu的脱除率比较高，以下是浸脱Cu正交实验（见表7、表8）。 表7  NH3·H2O浸正交实验各要素水平取值要素NH3·H2O用量（mL）（A）固液比（B）浸出时刻（h）（C）水平151∶152101∶1.5103151∶224 表8  NH3·H2O浸正交实验L9（34）表头规划列号1（A）2（B）3（C）含Cu量（%）实验号①1110.036②1220.028③1330.031④2120.025⑤2230.024⑥2310.033⑦3130.027⑧3210.021⑨3320.029∑Ⅰ10.0950.0880.090∑Ⅰ20.0820.0730.082∑Ⅰ30.0770.0930.082极差0.0180.020.08表8看出C要素的极差值最小，A要素的极差值次之，B要素的极差值最大，因为铜的含量越小，目标越好，阐明C要素对铅的含量影响最显着，A要素次之，接下来为B要素。图4各要素的位级和分布图标明，当A要素为第三水平常，含铜量最低，B要素为第二水平，C要素的第二水平缓第三水平位级和持平，按小值取第二水平较优，即C2A3B2的配比是较优的实验计划。依据此条件的实验成果，NH3·H2O浸铜的含量为0.023%，其间锌的含量也降为0.067%。图4  NH3·H2O浸正交实验位级和柱形分布图 最终，铁精矿中杂质的脱除率是比较显着的。S的含量为0.21%，Pb、Zn、Cu、SiO2的含量别离为0.053%、0.067%、0.023%、8.26%。铁精矿的主要成分见表9： 表9  铁精矿的成分分析成分FeSiO2CaOSPCuZnPb含量（%）62.348.261.210.210.0120.0230.0670.053

钴渣的综合回收生产工艺探讨.pdf

钴是灰色硬质金属，它的居里点（失去磁性的临界温度点）为1150℃，熔点为1495℃，沸点为2900℃，具有磁性和耐高温性。在300℃以上发生氧化作用，极细粉末状钴会自动燃烧。钴能溶于稀酸，在浓硝酸中会形成氧化薄膜而被钝化；在加热时能与氧、硫、氯、发生剧烈反应。 

黄开国  胡天觉     现在，从湿法炼锌酸浸渣中收回银，大多选用浮选法从锌渣中浮选出银精矿，然后，再进行硫酸化焙烧-浸出-沉积银[1，2]。该工艺流程长、过滤次数多、固液别离困难、功率不高。若选用传统的化法直接从锌的酸浸渣顶用浸出提取银，一是要运用很多碱将酸性的锌浸渣调整pH值至高碱性才干化浸出；二是化浸出速度慢、周期长、浸出率低、易受铁、铅、铜、砷等离子的搅扰；三是剧毒，对环境污染。本研讨选用作浸取剂，直接从锌的酸浸渣中浸出银，克服了化法的缺陷。     的结构式是:简写为TU，易溶于水，呈中性，在碱性液中不安稳，易分化生成硫化物和基，在酸性液中性质安稳，能与银离子构成安稳的络合物离子[Ag (H2NCSNH2)3]+，简写为[Ag (TU)3]+，其络合常数为13.1[3]。因而，它对Ag2S，AgCl及金属Ag等有很强的溶解性。     一、试料及试验办法     （一）试料     试料为某冶炼厂湿法炼锌的酸浸渣(pH=5.0),经混匀、缩分获得有代表性的试样，试样的多元素化学分析成果见表1，试猜中银的物相分析成果见表2，试料粒度细，95.8%小于75μm。 表1  试样的多元素化学分析成果元素AgZnPbCuFeSSi02含量ω/%488.420.454.170.48619.598.356.08     注:Ag含量的单位为g/t。 表2  试样中银的物相分析成果硫化银金属银其它形状银算计银含量/（g·t-1）386411444485散布率/%79.598.452.899.07100     （二）试验办法     称取必定量的酸浸渣研散，移入800mL烧杯中，参加必定量的TU及酸化后的水溶液，强拌和浸出，必要时加温，然后过滤别离。每一进程均按拟定的工艺流程，别离进行矿浆浓度、浸出剂TU浓度、浸出时刻、温度、pH值等对银浸出率的影响的研讨。     浸出液中的银用锌置换，银的分析用Z-8000原子吸收光谱仪（日立公司）分析。     二、试验成果的分析与评论     本研讨选用法从湿法炼锌酸浸渣中提取银，讨论矿浆浓度、浸出剂TU浓度、温度、浸出时刻、pH值等对银浸出率的影响，得出最佳工艺条件。     （一）矿浆浓度及浸出剂浓度对浸出率的影响     用正交法（L4表）组织试验，分析矿浆浓度和浸出剂TU浓度对浸出率（R）的影响。二要素：浸出剂浓度（A）；矿浆液固比（B）。二水平：A1 4g/L；A2 8g/L；B1 5∶1；B2 10∶1。试验成果列于表3。 表3  二要素二水平试验成果试点A ρTU/（g·L-1）B 矿浆液固比AB试验成果 R/%① ② ③ ④1（4） 2（8） 1（4） 2（8）1（5∶1） 1（5∶1） 2（10∶1） 2（10∶1）1 2 2 138.0 57.8 84.4 87.3效应γ+11.4+38.0+8.5    由表3正交试验数据能够看出：     1、浸出剂TU浓度（即要素A）的效应γA是+11.4，阐明TU浓度改变对银的浸出率影响较大；     2、矿浆液固比的效应γB是+38.0，阐明矿浆浓度（即液固比）改变对银的浸出率影响很大；     3、比较A、B的效应，可见γA＜γB，阐明矿浆浓度改变影响大于TU浓度改变的影响；     4、A，B两要素的交互作用的效应γAB较小，阐明矿浆浓度和TU浓度相互影响较小。     不同矿浆浓度和不同TU浓度对浸出率的影响的试验成果如图1和图2所示。其它浸出条件为：pH 1.5～2.0，[Fe3+]=0.0159mol/L，温度30℃，浸出时刻2h。    从图1能够看出，常温时，跟着矿浆浓度的减小，浸出率增大，浸出率与矿浆浓度成反比，为直线联系。当TU改变增大时，浸出率仍随矿浆浓度减小而增大。TU 6g/L，液固比7.5∶1时Ag的浸出率（65%）与TU 2g/L，液固比10∶1时Ag的浸出率适当。    图2 则标明跟着TU浓度添加，不管液固比是5∶1仍是10∶1，浸出率开端都随TU浓度添加而添加，但添加到必定程度就不再上升，斜率趋近于零。     值得阐明的是，TU浓度并不代表的耗费量。依据理论核算每吨酸浸渣中银耗费为1032g，但实践耗费量为1500～1800g。操控TU浓度达6g/L，首要是添加浸出反响平衡式左面物料的浓度，使反响平衡充沛向右移动。如式（1）和（2）所示。     的过量耗费是由2个原因引起的。一是酸浸渣中铜离子对的耗费，Cu[TU]42+ 的络合常数为15.40[3]，因而，铜离子也可与TU构成安稳络合物而耗费它，二是自身的氧化耗费。     Ag2S←→Ag+ + S2-                    (1)     Ag+ + 3TU←→Ag[TU]3+               (2)     （二）温度对浸出率的影响     表4和表5给出了温度对银浸出率的影响。 表4  不同温度和矿浆浓度对浸出率的影响%温度/℃液固比补白3∶15∶17.5∶110∶125 6018.80 58.6038.00 75.1154.00 80.5084.40 85.76ρTU=4g/L，其它条件不变 表5  不同温度和浓度对浸同率的影响%温度/℃液固比补白46825 6084.40 85.7685.80 89.9187.30 89.61液固比为10∶1，其它条件不变     从表4和表5能够看出，跟着温度添加，银的浸出率也相应添加，到60℃以上，进一步升高温度（至90℃），收回率添加十分小，这与E.Acma等[4]的试验报导类似，依据试验和理论揣度，高温下银浸出率添加不大，与化学反响平衡有关，由反响式：     Ag2S + 2Fe3+ + 6TU →2Ag（TU）3+ + 2Fe2+ + S0    （3）     可得其化学反响平衡常数：            （4）     因为该反响是吸热反响，故温度升高，K增大，浸出率增大。可是，跟着温度升高，当反响到必定程度，[Ag（TU）3+ ]改变已不大，一起，铁离子浓度有限，改变很小，浸出率添加减小，因而，再添加温度，浸出率添加不大。     （三）反响时刻与浸出率的联系     从试验成果（见图3）可看出，其它条件不变时，浸出时刻越长，浸出率越高，在反响1.0h左右，浸出率达85%以上，再添加反响时刻，浸出率已添加不大，乃至不再添加。因而，反响时刻一般取2h。浸出率与浸出时刻的联系可用“缩短核模型”表明：        式中，R为浸出率，t为时刻，k为分散速率系数。     该定论推导因篇有限在此不作胪陈。     当温度必守时，k必定，t与  成直线联系，如图3所示，这一模型阐明浸出进程中固膜分散速度是整个浸出反响的决议速度，因而对浸出反响时刻起决议作用。    （四）pH值及铁离子浓度的影响     图4给出了在不同pH值时的浸出率，浸出试验条件：ρTU = 6g/L，液固比为10∶1，[Fe3+]=0.0157mol/L，浸出时刻为2h，温度为60℃，pH在3.0～6.0时，浸出率下降，在3.0～1.5时，浸出作用很好，在pH=2左右，浸出率到达最高，但在pH＜1.0时，浸出率不再添加。    这可依据在不同酸度介质中的安稳性以及铁离子在不同酸度下的活性来解说。一般地，是随酸度增高而趋于安稳，安稳值为pH=1.78～2.0，当pH＞2.0时，高浓度易水解，其耗费量增大，当pH＜1.78时，它又易氧化分化成二硫化脒。因而，浸出反响宜运用稀酸，坚持浸出液pH在1.5～2.0之间。另一方面，Fe3+ 在pH＞2.7时，也易水解生成Fe（OH）3 沉积，在pH＜2.0时，Fe3+ 彻底呈游离态，此刻活性最大，氧化才能最强，表6列出了不同pH值时反响液的氧化复原电位。这儿，因为反响试猜中含铁19.59%以Fe2O3方式存在，现已满意试验，不需别的参加，因而，也不考虑铁离子浓度改变的影响，一起从表6还可看了，氧化复原电位为200mV左右时，浸出率最高，此刻，pH值为1.7。 表6  矿浆pH值、电位与浸出率的联系pH值电位/mV浸出率/%5.6 2.5 1.7 1.050 151 194 24053.88 84.57 89.91 89.55     （五）银的置换     银的置换是在酸性条件下进行的，当浸出液经调整循环运用5次，液中银离子浓度加大，此刻，可调pH值到4.0～5.0，用1g锌粉置换浸出液中的银，因为锌离子与的络合常数仅为1.77[3]，因而，锌的很多存在不影响浸出银和置换银。锌粉用量超越理论用量10倍，首要是因为在置换进程中其它杂质离子如Cu2+、Fe3+都耗费锌。     三、定论     在浸出反响中，首要影响要素是矿浆浓度、浸出剂浓度、反响温度、反响时刻以及酸度pH值等。从湿法炼锌酸浸渣顶用提取银的最佳条件为：液固比为10∶1，TU浓度为6g/L，反响温度为40～60℃，反响时刻为2h，pH值为1.5～2.5，铁离子由物料自身供应，在此条件下，银的浸出率高于89%。 参考文献     1 陈志飞，沈湘黔，宁顺明，等．锌铟有用冶金．长沙：中南工业大学出版社，1996. 259～260     2 余炳权．湿法炼锌进程中银的收回．第四届全国金银选冶学术会议论文集．昆明：云南科学技能出版社,1993.182～183     3 浸矿技能编委会编．浸矿技能．北京：原子能出版社,1994.215     4 Acma E，Arslan F，Wuth W. Silver extraction from a refractory type ore by thiourea leaching. Hydrometallurgy，1993，34：263～274 SILVER RECOVERY WITH THIOUREA SYSTEM FROM ACIDIC LEACHING RESIDUES OF ZINC HYDROMETALLURGY Huang Kaiguo   Hu Tianjue ABSTRACT     This paper describes the process of silver extraction with acid thiourea solution from acidic leaching residues in zinc hydrometallurgy. The factors，which affect the process of leaching，such as pulp density，thiourea concentration，reacting time，and pH，are tested and discussed．The best optional is obtained，and the leaching rate reaches approximately 89%．     Key words  zinc leaching residues；thiourea；silver；extraction      本文原载《中南工业大学学报》1998年12月 第29卷第6期     ☺

钴是灰色硬质金属，它的居里点（失掉磁性的临界温度点）为1150℃，熔点为1495℃，沸点为2900℃，具有磁性和耐高温性。在300℃以上发作氧化效果，极细粉末状钴会主动焚烧。钴能溶于稀酸，在浓硝酸中会构成氧化薄膜而被钝化；在加热时能与氧、硫、氯、发作剧烈反响。　　自然界中已知含钴矿藏有近百种，大多伴生于镍、铜、铁、铅、锌等矿床中，常见的用于提取钴的矿藏有辉砷钴矿、砷钴矿、硫钴矿、硫镍钴矿、含钴黄铁矿、硫铜钴矿、钴华、方硫镍钴矿等。钴矿藏的赋存状况杂乱，矿石档次低，所以提取工艺比较杂乱且收回率低。一般先用火法将砷钴精矿、含钴硫化镍精矿、铜钴矿、钴硫精矿中的钴富集或转化为可溶性状况，然后再用湿法使钴进一步富集和提纯，最终得到钴化合物或金属钴。　　金属钴首要用于制作合金。钴基合金是钴和铬、钨、铁、镍中的一种或几种制成的合金的总称。含钴工具钢能够显著地进步钢的耐磨性和切削性能，含钴50%以上的司太立特硬质合金即便加热到1000℃也不会失掉其原有的硬度。航空航天技术中运用最广泛的合金是镍基合金，也能够运用钴基合金。含钛和铝的镍基合金强度高是因为构成组成为NiAl(Ti)的相强化剂，当运转温度高时，相强化剂颗粒就转入固溶体，这时合金很快失掉强度。钴基合金的耐热性是因为构成了难熔的碳化物，这些碳化物不易转为固体溶体，分散活动性小，温度在1038℃以上时，钴基合金的优越性就显现无遗，它可用于制作高效率的高温发动机。在航空涡轮机的结构材料运用含20%-27%铬的钴基合金，能够不要维护覆层就能使材料达高抗氧化性。钴是磁化一次就能坚持磁性的少量金属之一，在热效果下失掉磁性的温度叫居里点，铁的居里点为769℃，镍为358℃，钴可达1150℃。含有60%钴的磁性钢比一般磁性钢的矫顽磁力进步2.5倍。在振荡下，一般磁性钢失掉差不多1/3的磁性，而钴钢仅失掉2%-3.5%的磁性。因此钴在磁性材料上的优势就很显着。钴在电镀、玻璃、染色、医药医疗等方面也有广泛运用。　　我国钴矿资源首要散布在甘肃、山东、云南、河北、青海和山西，其保有储量占全国保有储量的百分比依次为30.5％、10.4％、8.5％、7.3％、7.1％、6％，这六个省的储量之和占全国总储量的70％，其他30％的储量散布在新疆、四川、湖北、西藏、海南、安徽等省区。我国已探明的钴矿床绝大多数是伴生矿，档次较低，钴首要作为副产品加以收回。依据对全国钴储量大于1000吨的50多个矿床的统计分析得知，钴的均匀档次仅为0.02％，因此出产过程中金属收回率低，工艺杂乱，出产成本高。可利用的钴资源首要伴生在铜镍矿床中，其钴资源探明储量占全国总储量的50％左右。已开发的铜镍矿床有甘肃金川的白家嘴子、吉林磐石的红旗岭、新疆的喀拉通克等矿，甘肃金川为我国首要钴出产地。可利用的钴资源其次伴生在铜铁矿床中，现在现已开发的有山西中条山铜矿、湖北大冶铁矿、山东金岭铁矿、四川拉拉厂铜矿和海南石碌铁铜矿等。因为受资源条件约束，国内钴产值增加缓慢，不能满意国内市场需求，需经过进口补偿缺乏。

自然界中已知含钴矿物有近百种，大多伴生于镍、铜、铁、铅、锌等矿床中，常见的用于提取钴的矿物有辉砷钴矿、砷钴矿、硫钴矿、硫镍钴矿、含钴黄铁矿、硫铜钴矿、钴华、方硫镍钴矿等。钴矿物的赋存状态复杂，矿石品位低，所以提取工艺比较复杂且回收率低。一般先用火法将砷钴精矿、含钴硫化镍精矿、铜钴矿、钴硫精矿中的钴富集或转化为可溶性状态，然后再用湿法使钴进一步富集和提纯，最后得到钴化合物或金属钴。 　　金属钴主要用于制造合金。钴基合金是钴和铬、钨、铁、镍中的一种或几种制成的合金的总称。含钴工具钢可以显著地提高钢的耐磨性和切削性能，含钴50%以上的司太立特硬质合金即使加热到1000℃也不会失去其原有的硬度。航空航天技术中应用最广泛的合金是镍基合金，也可以使用钴基合金。含钛和铝的镍基合金强度高是因为形成组成为NiAl(Ti)的相强化剂，当运行温度高时，相强化剂颗粒就转入固溶体，这时合金很快失去强度。钴基合金的耐热性是因为形成了难熔的碳化物，这些碳化物不易转为固体溶体，扩散活动性小，温度在1038℃以上时，钴基合金的优越性就显示无遗，它可用于制造高效率的高温发动机。在航空涡轮机的结构材料使用含20%-27%铬的钴基合金，可以不要保护覆层就能使材料达高抗氧化性。钴是磁化一次就能保持磁性的少数金属之一，在热作用下失去磁性的温度叫居里点，铁的居里点为769℃，镍为358℃，钴可达1150℃。含有60%钴的磁性钢比一般磁性钢的矫顽磁力提高2.5倍。在振动下，一般磁性钢失去差不多1/3的磁性，而钴钢仅失去2%-3.5%的磁性。因而钴在磁性材料上的优势就很明显。钴在电镀、玻璃、染色、医药医疗等方面也有广泛应用。 　　我国钴矿资源主要分布在甘肃、山东、云南、河北、青海和山西，其保有储量占全国保有储量的百分比依次为30.5％、10.4％、8.5％、7.3％、7.1％、6％，这六个省的储量之和占全国总储量的70％，其余30％的储量分布在新疆、四川、湖北、西藏、海南、安徽等省区。我国已探明的钴矿床绝大多数是伴生矿，品位较低，钴主要作为副产品加以回收。根据对全国钴储量大于1000吨的50多个矿床的统计分析得知，钴的平均品位仅为0.02％，因而生产过程中金属回收率低，工艺复杂，生产成本高。可利用的钴资源主要伴生在铜镍矿床中，其钴资源探明储量占全国总储量的50％左右。已开发的铜镍矿床有甘肃金川的白家嘴子、吉林磐石的红旗岭、新疆的喀拉通克等矿，甘肃金川为我国主要钴生产地。可利用的钴资源其次伴生在铜铁矿床中，目前已经开发的有山西中条山铜矿、湖北大冶铁矿、山东金岭铁矿、四川拉拉厂铜矿和海南石碌铁铜矿等。由于受资源条件限制，国内钴产量增长缓慢，不能满足国内市场需求，需通过进口弥补不足

钴镍钴镍作为战略资源在工业中的地位大大提高，在硬质合金、功能陶瓷、催化剂、军工 行业 、高能电池方面应用广泛，有工业味精之称。钴镍的生产以湿法冶金为主。钴镍在工业中的作用是相当重要的，在现代工业中，钴镍是不可替代的资。，主要分为以下四个步骤。 　　一、浸出。作为湿法冶金的第一步，浸出率的高低直接决定效率以及效益。原矿经过破碎、筛选、富集以及其他处理以后，将矿物里面的有价 金属 转移到溶液中的过程。在钴镍生产中浸出主要有酸性浸出、氯化浸出、氨浸出以及高压氧浸等等。主要用到的辅料有浓硫酸、浓盐酸、氯气，二氧化硫、氨水、空气、氯酸钠、双氧水、二氧化锰、亚硫酸钠等等。一般钴镍矿主要有硫化矿以及氧化矿，特别是硫化矿多半生有其他 金属 ，所以在浸出时不仅要考虑钴镍的浸出，还要考虑其他有价 金属 的综合回收利用。 　　二、除杂。除杂是钴镍冶金中产品保障的重要过程。 对于一些大量的杂质离子，比如铁离子、铝离子，主要考虑化学除杂法，直接加碳酸钠或者氢氧化钠调节pH在3.5-4.0，由于二价铁沉淀pH比较高，所以一般会加氧化剂使得二价铁氧化成三价铁，对于除铁还有黄铁钠矾法。对于铅镉铜一般会采用硫化钠除杂，一般调节pH在1.8-2.0左右。当然由于考虑到综合回收，可以先用其他萃取剂在较低pH捞铜后再除其他杂质。对于锰、锌、少量的铁铝锰铬，可以用萃取法除去。常见的萃取剂有P204、P507、cyanex272。 　　三、前驱体的合成。萃取生产合格的钴镍溶液，需用沉淀剂生产前驱体，主要的前驱体是碳酸盐、草酸盐。如若生产晶体，如硫酸镍晶体、硫酸钴晶体等，则不需要这一，直接浓缩蒸发结晶。一般合成前驱体采用对加方式，控制一定的过程pH以及终点pH，反应温度，反应时间等。控制一定的形貌，粒径等。 　　四、还原。如果直接选用高压氢还原，则不需要合成这一步。如果用高温氢还原，则把前驱体破碎后，在还原炉中控制一定的温度和气流量，然后破碎，真空包装。钴镍 金属 广泛应用于电池、硬质合金、不锈钢、石油化工、汽车制造、机械工具等 行业 ，钴镍粉体是现代工业不可缺少的 金属 材料。我国是贫钴国家，已探明的钴资源可开采储量是4.09万吨，仅占世界钴资源的1.03%，而钴资源的消耗却达到12000吨/年以上，占全球消耗量的25%；同时我国也是镍资源缺乏的国家，已探明的镍资源储量为232万吨，占世界的3.56%，而我国年消耗量约25万吨，每年缺口在10万吨以上。我国每年的锂离子、镍氢、镍镉等废电池超过30万吨，废旧电池保有量已超过100万吨，急需发展废旧电池的资源化利用技术。在锂离子、镍氢、镍镉等废电池中，存在丰富的钴、镍 金属 ，是重要的可再生钴、镍资源。利用废旧电池生产出满足高端产品应用要求的钴、镍粉末，可形成资源回收利用的良性循环。 

因为Co原子占有FeS中Fe的晶格，构成类质同相，所以选矿别离富集钴困难，浮选产出的钴硫精矿含钴不超越0.5%。为从贫钴硫精矿中提取钴，先氧化焙烧将S氧化成气体SO2除掉，一起将钴转变成水溶或酸溶形状，再用酸浸出钴，并与很多的铁渣别离。我国使用的焙烧工艺有三种：硫酸化焙烧、氧化焙烧一烧渣硫酸化焙烧和氧化焙烧一烧渣化焙烧。焙烧设备均选用欢腾焙烧炉。    氧化焙烧一烧渣硫酸化焙烧是一种两段法工艺。钴硫精矿硫酸化动力学研讨标明，该焙烧进程是分段完结的，开端是脱硫氧化反响，当焙砂含S降到2％-3％时，钴才开端很多硫酸化。因而分段焙烧既提高了S的利用率和设备生产能力，又有利于钴的硫酸化和收回。    1．氧化焙烧    在欢腾焙烧炉中于840-860℃温度下焙烧钴硫精矿。当精矿成分为（％）：Co 0.3-0.4、Fe 35-45、S 30-35时，可得到含Co 0.4％、Fe 45％、S 1.8％的焙砂和SO2浓度8％-10％的烟气。    2．硫酸化焙烧    焙砂配入含钴黄铁矿，使混合料含硫到达10%以上，一起参加3% Na2SO4，将铁酸盐中钴转变为CaSO4。酸化焙烧条件为：床能率5-6t/（m2·d），钴浸出率75%-80%。浸出液通过净化、沉积、缎烧等工序，即可得到产品氧化钴。

我国钴产值的40%来自铜镍硫化矿的归纳收回。金川有色金属公司占去从铜镍硫化矿中收回钴产值的80%。金川公司原矿含钴一般为0.05%，主要以硫化物形状存在于镍黄铁矿中，选矿时进入硫化镍精矿。此种精矿在电炉熔炼过程中，有85%的钴进入产品低镍锍，转炉吹炼时又一次分流，钴量的1/3进入高镍锍，其他2/3散布于转炉渣中。因转炉吹炼前、中、后期氧化程度的不同，中后期转炉渣含钴可达前期渣的2倍，均为0.4%-0.7%。此中后期转炉渣不回来电炉处理，而是作为提钴质料送炼钴体系。镍高锍中的钴在电解时与镍一道进入阳极液，可采用将Co2+氧化成Co3+，然后调pH使之水解成Co(OH)3沉积从溶液中分出。过滤后所得钴渣含Co 10%、Ni 30%、Fe 2%-4%、SiO2 4%-9％，可用来出产氧化钴、钴盐和电解钴。

钴是灰色硬质金属，它的居里点(失掉磁性的临界温度点)为1150℃，熔点为1495℃，沸点为2900℃，具有磁性和耐高温性。在300℃以上发作氧化效果，极细粉末状钴会主动焚烧。钴能溶于稀酸，在浓硝酸中会构成氧化薄膜而被钝化;在加热时能与氧、硫、氯、发作剧烈反响。 自然界中已知含钴矿藏有近百种，大多伴生于镍、铜、铁、铅、锌等矿床中，常见的用于提取钴的矿藏有辉砷钴矿、砷钴矿、硫钴矿、硫镍钴矿、含钴黄铁矿、硫铜钴矿、钴华、方硫镍钴矿等。钴矿藏的赋存状况杂乱，矿石档次低，所以提取工艺比较杂乱且收回率低。一般先用火法将砷钴精矿、含钴硫化镍精矿、铜钴矿、钴硫精矿中的钴富集或转化为可溶性状况，然后再用湿法使钴进一步富集和提纯，最终得到钴化合物或金属钴。 金属钴首要用于制作合金。钴基合金是钴和铬、钨、铁、镍中的一种或几种制成的合金的总称。含钴工具钢能够显著地进步钢的耐磨性和切削性能，含钴50%以上的司太立特硬质合金即便加热到1000℃也不会失掉其原有的硬度。航空航天技术中运用最广泛的合金是镍基合金，也能够运用钴基合金。含钛和铝的镍基合金强度高是因为构成组成为NiAl(Ti)的相强化剂，当运转温度高时，相强化剂颗粒就转入固溶体，这时合金很快失掉强度。钴基合金的耐热性是因为构成了难熔的碳化物，这些碳化物不易转为固体溶体，分散活动性小，温度在1038℃以上时，钴基合金的优越性就显现无遗，它可用于制作高效率的高温发动机。在航空涡轮机的结构材料运用含20%-27%铬的钴基合金，能够不要维护覆层就能使材料达高抗氧化性。钴是磁化一次就能坚持磁性的少量金属之一，在热效果下失掉磁性的温度叫居里点，铁的居里点为769℃，镍为358℃，钴可达1150℃。含有60%钴的磁性钢比一般磁性钢的矫顽磁力进步2.5倍。在振荡下，一般磁性钢失掉差不多1/3的磁性，而钴钢仅失掉2%-3.5%的磁性。因此钴在磁性材料上的优势就很显着。钴在电镀、玻璃、染色、医药医疗等方面也有广泛运用。 我国钴矿资源首要散布在甘肃、山东、云南、河北、青海和山西，其保有储量占全国保有储量的百分比依次为30.5%、10.4%、8.5%、7.3%、7.1%、6%，这六个省的储量之和占全国总储量的70%，其他30%的储量散布在新疆、四川、湖北、西藏、海南、安徽等省区。我国已探明的钴矿床绝大多数是伴生矿，档次较低，钴首要作为副产品加以收回。依据对全国钴储量大于1000吨的50多个矿床的统计分析得知，钴的均匀档次仅为0.02%，因此出产过程中金属收回率低，工艺杂乱，出产成本高。可利用的钴资源首要伴生在铜镍矿床中，其钴资源探明储量占全国总储量的50%左右。已开发的铜镍矿床有甘肃金川的白家嘴子、吉林磐石的红旗岭、新疆的喀拉通克等矿，甘肃金川为我国首要钴出产地。可利用的钴资源其次伴生在铜铁矿床中，现在现已开发的有山西中条山铜矿、湖北大冶铁矿、山东金岭铁矿、四川拉拉厂铜矿和海南石碌铁铜矿等。因为受资源条件约束，国内钴产值增加缓慢，不能满意国内市场需求，需经过进口补偿缺乏。

废镍渣有铁磁性和延展性，能导电和导热。常温下，镍在潮湿空气中表面形成致密的氧化膜，不但能阻止继续被氧化，而且能耐碱、盐溶液的腐蚀。块状镍不会燃烧，细镍丝可燃，特制的细小多孔镍粒在空气中会自燃。加热时，镍与氧、硫、氯、溴发生剧烈反应。细粉末状的金属镍在加热时可吸收相当量的氢气。镍能缓慢地溶于稀盐酸、稀硫酸、稀硝酸，但在发烟硝酸中表面钝化。镍的氧化态为－1、＋1、＋2、＋3、＋4 ，简单化合物中以＋2价最稳定，＋3价镍盐为氧化剂。镍的氧化物有NiO和Ni2O3。氢氧化镍〔Ni(OH)2〕为强碱，微溶于水，易溶于酸。硫酸镍（NiSO4）能与碱金属硫酸盐形成矾 Ni(SO4)2o6H2O(MI为碱金属离子)。＋2价镍离子能形成配位化合物。在加压下，镍与一氧化碳能形成四羰基镍〔Ni（CO）4〕，加热后它又会分解成金属镍和一氧化碳。废镍渣银白色金属，密度8.9克/厘米3。熔点1455℃，沸点2730℃。化合价2和3。质坚硬，具有磁性和良好的可塑性。有好的耐腐蚀性，在空气中不被氧化，又耐强碱。在稀酸中可缓慢溶解，释放出氢气而产生绿色的正二价镍离子Ni2+；对氧化剂溶液包括硝酸在内，均不发生反应。镍是一个中等强度的还原剂。镍不溶于水，二价镍可能是主要生物类型，在生物体内能与很多物质络合、螯合或结合。废镍渣大量用于制造合金。在钢中加入镍，可以提高机械强度。如钢中含镍量从2．94％增加到了7.04％时，抗拉强度便由52．2公斤／毫米2增加到72．8公斤／毫米3。镍钢用来制造机器承受较大压力、承受冲击和往复负荷部分的零件，如涡轮叶片、曲轴、连杆等。含镍36％、含碳0.3-0．5％的镍钢，它的膨胀系数非常小，几乎不热胀冷缩，用来制造多种精密机械，精确量规等。含镍46％、含碳0．15％的高镍钢，叫“类铂”，因为它的膨胀系数与铂、玻璃相似，这种高镍钢可熔焊到玻璃中。在灯泡生产上很重要，可作铂丝的代用品。一些精密的透镜框，也用这种类铂钢做，透镜不会因热胀冷缩而从框中掉下来。由67．5％镍、16％铁、15％铬、1．5％锰组成的合金，具有很大的电阻，用来制造各种变阻器与电热器。

跟着陆地矿产资源的日趋干涸和人类对海洋资源知道的日益深化，大洋多金属矿产已成为21世纪引人注意图战略资源，我国自20世纪80年代开端，相继展开了大洋多金属结核与富钴结壳的资源勘查、采矿、加工与使用技术的研讨。 开发大洋多金属结核及富钴结壳的首要意图是提取其间的有价金属，如Co，Ni，Cu等，现在正在试验中的湿法提取工艺，会发作相当于原矿分量35%左右的固体残渣（浸出渣）。这些浸出渣若不能被使用，长时刻堆积将引起环境问题。 大洋多金属结核与富钴结壳资源现在没有进行大规模挖掘，其冶炼浸出渣或许发作的环境公害越来越受到重视，但对浸出渣功用与使用的研讨滞后。 本研讨以大洋多金属结核和富钴结壳浸出渣的开发使用为方针，展开了浸出渣化学成分、物相组成、物化功用的分析测验，发现浸出渣中含有很多纳米矿藏，具有较大的比表面积和表面活性，在环境保护范畴具有杰出的使用远景；研讨了稀土元素的赋存状况，以为轻稀土首要呈离子态被吸附在纳米颗粒表面，具有潜在开发价值。 一、样品与测验 多金属结核和富钴结壳均采自太平洋世界海域，多金属结核的粉末（粒径约为0.074mm者占86%）经浸工艺提取Ni，Co，Cu后的固体残渣称作浸渣（代号Nod，下同）；富钴结壳的粉末（粒径约为0.074 mm者占77.8%）经酸浸工艺提取Ni，Co，Cu, Mn，Zn后的固体残渣称作酸浸渣（代号Cru，下同）。 对浸渣和酸浸渣别离进行了常量元素（湿化学分析法）、微量与稀土元素（中子活化法）含量分析。X射线粉晶衍射分析(DMAX-RC型)、差热分析(LCP-1型)及矿藏巨细和形状丈量（日立H8100透射电子显微镜，TEM）；测定了比表面积(Autosorb-1型比表面仪)、密度(U1-1000型真密度仪)、pH值(PHS-3C型酸度计)及对饱满NaCl水蒸气及SO2气体的吸附率。 二、成果与评论 （一）矿藏组合与含量，根据X射线粉晶衍射(图1)和差热分析（图2）断定了浸出渣的矿藏组合，结合化学成分估算了它们的含量，成果为：Nod中菱锰矿含量约为50%，其次为石英、高岭石、长石(三者总含量约15%)。另据X射线衍射曲线20背底值在30左右升高的特征判别，Nod中还含有约35%的非晶态或结晶度很低的固体：Cru中半水石膏含量约为20%，针铁矿和石英含量都在10%左右，黄钾铁矾含量低于5%：非晶态或结晶度很低的固体含量约55%。与原矿比照发现，菱锰矿、半水石膏、黄钾铁矾和针铁矿是湿法冶炼进程中的重生矿藏，石英、高岭石、长石是原矿中的残留矿藏，能谱分析（表1）进一步证明Nod中有菱锰矿存在，并发现了菱铁矿。图1  浸渣与酸浸渣的X射线粉晶衍射图图2  浸渣与酸浸渣的差热分析图 表1  菱锰矿、菱铁矿与黄钾铁矾的化学成分(%)a) a)由中国地质大学矿藏岩石材料国家专业试验室选用日立H8100透射电子显微镜的能谱仪（薄膜样品，无标样）分析 据X射线粉晶衍射特征峰核算，菱锰矿的晶胞参数为：a0=b0=0.48nm，c0=1.573nm，γ=120°，六方晶系；半水石膏的晶胞参数为：a0=1.206 nm，b0=1.272nm，c0=0.692nm，γ=90.19°，假斜方晶系，浸渣：114℃脱去H2O－，134℃脱去H2O+，508℃菱锰矿分化，798℃Mn2O3变为Mn3O4;酸浸渣：124℃脱去H2O-, 174℃半水石膏脱水，416℃黄钾铁矾脱水，634～656℃黄钾铁矾分化，1132℃ CaSO4部分分化。 （二）矿藏形状与粒度。TEM调查发现，Nod中菱锰矿多呈纤维束状(图3(a))，纤维束直径多在15～20nm，长100nm左右。Cru中半水石膏有粒状(图3(b))和纤维束状两种：前者粒径大多在12～15nm；后者纤维束直径在80nm左右，长400 nm左右。图3  菱锰矿和半水石膏的TEM相片 （三）密度与酸碱度。Nod和Cru粉末的实测真密度（8次丈量的均值）别离为3.065和2.827g/cm3。它们在水溶液中的pH值别离为8.94和3.38。 （四）比表面积与吸附。Nod和Cru的实测比表面积别离为109.56和252.8 m2/g。由图4可见，Nod对N2的等温吸附－脱附曲线仅在相对压力(P/P0)较低和较高时相交，特征与不具孔道结构的固体类似，与Nod不同，Cru的脱附曲线在P/P0约为0.52时呈现陡变，且很快与吸附曲线重合（图4），特征与具有2∶1型层状结构的蒙脱石类似。标明Cru中存在具有孔道结构的矿藏，但这种矿藏的孔体积较小，仅为1.23×10-2mL/g，由孔结构发作的内比表面积也只要30m2/g。这与石膏煅烧进程中失掉结构单元层中的部分水分子而留下的孔结构有关。图4  浸渣与酸浸渣对N2的吸附－脱附曲线 550℃枯燥处理2小时后的Nod，Cru和天然纯洁石膏粉末（粒径约为0.074mm者占85%以上），在30℃恒温密闭容器中对饱满NaCl水蒸气12小时的吸附率试验标明，颗粒细、比表面积大、具有微孔结构的Cru吸附量为12.90%；颗粒较粗、不具微孔结构的Nod，吸附率为10.64%；颗粒最粗的天然石膏吸附率只要3.00%。Nod和Cru粉末（室温，30分钟）对SO2气体的吸附量别离为2.47和2.25 cm3/g。Nod和Cru粉末对饱满NaCl水溶液蒸气及SO2较强的吸附才能与纳米颗粒存在很多原子配位显着缺乏、极易与其他原子和分子结合的表面原子有关。 由比表面积(Sw／m2·g-1)和密度(ρ／g·cm-3)，按公式(d=6×103/ρ·Sw)核算了颗粒的均匀直径(d/nm，假定颗粒呈球形)：Nod和Cru均匀颗粒直径别离为17.9和9.5 nm，与TEM丈量成果大致符合。 （五）稀土－微量元素与化学成分。Nod的稀土元素含量与深海堆积黏土(669.5μg/g)附近，但Cru的稀土元素含量比深海堆积粘土高1倍多(表2)，特别是Cru的轻稀土元素含量(1391.6μg/g)已达到风化壳离子吸附型稀土矿的工业档次(1000μg/g)，用浓度为1mol/L的MgCl3溶液对浸出渣中稀土元素的提取试验（每克浸出渣加15mL MgCl3溶液，室温下拌和20分钟，过滤后测清液中稀土元素含量）发现，Sm，Eu，Tb，Yb等元素可交换率都在80%以上（表3），标明它们首要呈离子态被吸附在纳米颗粒表面。此外，两个样品的∑FeO含量较高（表4）；Cru的P2O5显着富集，有害元素As和U含量较高（表5）。 表2  浸渣和酸浸渣的稀土元素含量(μg/g)a) a)中国科学院高能物理研讨所选用中子活化法测定 表3  浸渣和酸浸渣中可交换态稀土元素含量(μg/g)及可交换率(%)a) a)中国地质大学（北京）电感耦合等离子体质谱仪试验室选用ICP-HEX-MS质谱仪分析 表4  浸渣和酸浸渣的化学成分(%)a) a)中国地质大学（北京）化学分析室选用湿化学分析法测定 表5  浸渣和酸浸渣的微量元素含量(μg/g)a) a)中国科学院高能物理研讨所选用中子活化法测定 （六）纳米矿藏构成机制。浸进程中，多金属结核中的锰矿藏（镁锰矿、水羟锰矿、钠水锰矿等）在CO和Cu+的效果下发作复原反响，Mn4+被复原为Mn2+，并与溶液中的CO32-结合构成MnCO3（菱锰矿）。酸浸工艺中，富钴结壳中的锰（铁）矿藏、碳酸盐等在H2SO4和SO2效果下被分化，发作的Ca2+和Fe3+，K+离子又别离与SO42-结合，构成CaSO4·2H2O（石膏）和K2O·3Fe2O3·4SO4·6H2O（黄钾铁矾）。上述进程中，溶液中的CO32-和SO42-发挥了沉淀剂的效果，对纳米颗粒的构成具有积极意义。 纳米颗粒的构成是与原矿中矿藏的分化同步发作的，且整个进程是在较短时刻（浸工艺90～120分钟；酸浸工艺30分钟）、较低温度（浸工艺50℃；酸浸工艺30℃）、沉淀剂浓度不断改变和拌和的动态条件下进行的，这有利于晶核的很多构成，但无益于晶体的快速长大，是操控纳米级矿藏构成的动力学要素。 反响进程中发作的石膏在110℃烘干时失掉3/2结晶水变为半水石膏，构成平行于(010)面的开口毛细孔，并奉献1.23×10-2mL/g孔体积和30m2/g的内比表面积。 三、定论 大洋多金属结核经浸提取Co，Ni，Cu后的固体残渣（浸渣）以及富钴结壳经酸浸提取Co，Ni，Cu，Zn，Mn后的固体残渣（酸浸渣）都含有很多纳米矿藏，因此具有较大的比表面积和表面活性，对饱满NaCl水蒸气，N2，SO2以及金属阳离子等具有较强的吸附才能，是环境保护范畴具有潜在使用价值的纳米吸附材料，酸浸渣具有较高的∑FeO，P2O5和离子吸附态稀土元素含量，有望成为纳米功用材料的质料。

钨钴合金钨钴合金又称碳化钨-钴硬质合金。碳化钨和 金属 钴组成的硬质合金。按钴含量，可分为高钴(20％～30％)、中钴(10％～15％)和低钴(3％～8％)三类。这类 金属 陶瓷可按通常特种陶瓷配料、成型等工艺制造，惟有烧成应根据坯料性质及成品质量采用控制烧结气氛为真空或还原气氛，一般在碳管电炉、通氢钼丝电炉、高频真空炉内进行。中国生产的这类硬质合金的牌号有YG2，YG3，YG3X，YG4C……等。字母“YG”表示“WC-Co”，“G”后面的数字表示Co的含量，“X”表示细晶粒，“C”表示粗晶粒。钨是属于 有色金属 ，也是重要的战略 金属 ，钨矿在古代被称为“重石”。1781年由瑞典化学家卡尔．威廉．舍耶尔发现白钨矿，并提取出新的元素酸－钨酸，1783年被西班牙人德普尔亚发现黑钨矿也从中提取出钨酸，同年，用碳还原三氧化钨第一次得到了钨粉，并命名该元素。钨在地壳中的含量为0.001%。已发现的含钨矿物有20种。钨矿床一般伴随着花岗质岩浆的活动而形成。经过冶炼后的钨是银白色有光泽的 金属 ，熔点极高，硬度很大。钨钴合金镀层的外观接近铬镀层,且镀液分散能力及覆盖能力好.在此研究了钨酸钠、硫酸钴、添加剂、电流密度及pH值对镀层钨含量及性能的影响.钨钴合金具有很好的耐蚀、耐热和耐磨性能,应用前景好. 售价70000元/千克 W含量83.36%,Co含量9.56%,C含量5.44%,硬度HRA为87。钨钴合金可用作刀具可加工铸铁、 有色金属 、非 金属 、耐热合金、钛合金和不锈钢等，还可作引伸模具、耐磨零件、冲压模具和钻头等。钨钴合金陶瓷通常抗弯强度和断裂韧性随钴含量的增加而提高，而硬度下降。钨钴合金具有较高的抗弯强度、抗压强度、冲击韧性、弹性模量和较小的热膨胀系数，是硬质合金中使用最广泛的一类。用作刀具可加工铸铁、 有色金属 、非 金属 、耐热合金、钛合金和不锈钢等，还可作引伸模具、耐磨零件、冲压模具和钻头等。钨和钴为主要成份的一种合金，多用于矿山开采的钎头制作。

铍钴铜铍钴铜的物理指标：硬度: >260HV,导电率：>52%IACS，软化温度：520℃，同时铍钴铜具有许多优秀的特性，在许多方面都具有很独特的性质。电阻焊电极： 铍钴铜力学性能比铬铜材料和铬锆铜材料要高，但导电率和热导性低于铬铜和铬锆铜，这类材料在作为焊和缝焊电极时，用于焊接高温下仍保持特性高强度的特性的不锈钢、高温合金等，因为焊接这类材料时需要施加较高的电极压力，要求电极材料的强度也较高。这类材料可以作为点焊不锈钢和耐热钢的电极、受力电极电极握杆、轴和电极臂， 也可以作成缝焊不锈钢和耐热钢的电极轮轴和衬套，模具、或是镶嵌电极。铍钴铜具有许多优良的特性。各种耐磨内套（如结晶器用内套以及机械设备中的耐磨内套）以及高强度电工引线等。高热传导性 ,优良的抗腐蚀性,优良的抛光性 ,优良的抗磨性 ,优良的抗粘着性 ，优良的机械加工性,高强度和高硬度,极优良的焊接性。铍钴铜广泛用于制造注塑模或钢模中的镶件和模芯。用作塑胶模具中的镶件时，可有效地降低热集中区的温度，简化或者省去冷却水道设计。铍钴铜现有出厂的规格包括；经锻轧成型的圆材和扁材，挤压成型的管材，经机械切削加工的芯棒（Core Pins），铸锭和各类铸造型材。铍钴铜的极优良热传导性比模具钢材优越约3~4倍。此特性可确保塑胶制品快速及均匀地冷却，减少制品的变形，外形细节不清晰及类似的缺陷，在多数情况下可显著地缩短产品的生产周期。铍钴铜的用途：铍钴铜可广泛地采用在需要快速均匀冷却的模具、模芯、嵌入件，特别是高的热传导性，抗腐蚀性及良好抛光性的要求。吹塑模：夹断部，劲圈和把手部位镶件。注塑模：模具、模芯、电视机外壳角落的镶件。注塑：喷咀和热流道系统的汇流腔。

      铜钴合金是铜和钴所组成的合金.其中钴是具有光泽的钢灰色 金属 ，熔点1493℃、比重8.9,比较硬而脆，钴是铁磁性的,在硬度、抗拉强度、机械加工性能、热力学性质、的电化学行为方面与铁和镍相类似。加热到1150℃时磁性消失。钴的化合价为2价和3价。在常温下不和水作用，在潮湿的空气中也很稳定。在空气中加热至300℃以上时氧化生成CoO，在白热时燃烧成Co3O4。氢还原法制成的细 金属 钴粉在空气中能自燃生成氧化钴。     钴在地壳中的平均含量为0.001%（质量），海洋中钴总量约23亿吨，自然界已知含钴矿物近百种，但没有单独的钴矿物，大多伴生于镍、铜、铁、铅、锌、银、锰、等硫化物矿床中，且含钴量较低。 全世界已探明钴 金属 储量148万吨,中国已探明钴 金属 储量仅47万吨。分布于全国24个省（区），其中主要有甘肃、青海、山东、云南、湖北、青海、河北和山西。这七个省的合计储量占全国总保有储量的71%，其中以甘肃储量最多，占全国的28%。此外，安徽、四川、新疆等省（区）也有一定的储量。 世界钴 产量 1986年达到顶峰3万吨，以后不断下降，到1989年只有2.5万吨左右。扎伊尔和赞比亚是最大的钴生产国，其 产量 约占世界总 产量 的70%。     钴在地壳中的平均含量为0.001%（质量），海洋中钴总量约23亿吨，自然界已知含钴矿物近百种，但没有单独的钴矿物，大多伴生于镍、铜、铁、铅、锌、银、锰、等硫化物矿床中，且含钴量较低。 全世界已探明钴 金属 储量148万吨,中国已探明钴 金属 储量仅47万吨。分布于全国24个省（区），其中主要有甘肃、青海、山东、云南、湖北、青海、河北和山西。这七个省的合计储量占全国总保有储量的71%，其中以甘肃储量最多，占全国的28%。此外，安徽、四川、新疆等省（区）也有一定的储量。 世界钴 产量 1986年达到顶峰3万吨，以后不断下降，到1989年只有2.5万吨左右。扎伊尔和赞比亚是最大的钴生产国，其 产量 约占世界总 产量 的70%。有一种铜钴镍合金---白铜.呈白色.铜镍二元合金称简单白铜.三元以上合金称复杂白铜.含钴的白铜就属于复杂白铜.工业应用中常分为结构白铜和电工白铜.前者力学性能和耐腐蚀性能好.色泽美观.用于制造精密机械.化工机械和船舶构件,后者一般有良好的导热性和导电性.主要有锰铜.康铜和考铜等.用于制造精密电工仪器.变阻器.精密电阻.热电偶等.钴的主要用途是制造各种合金.钴合金的硬度很高.含钨78-88%.钴6-15%与碳5-6%的合金称为超硬合金.在1000℃时也不会失去原来的硬度.可用来制造切削工具,由钴35%.铬35%.钨15%.铁13%与碳2%组成的[钨铬钴合金".也是用来制造高速切削刀具.钻头的硬质合金.钴合金还具有磁性.所谓永久磁铁.便是由钴15%.铬 5-9%.钨1%和碳组成的钴钢.有些磁性合金中.钴的含量甚至高达49%.另外在一些耐热.耐酸的合金中.也常用到钴.      以钴为基加入其他合金元素形成的合金。铜钴合金是其中的一种。范围内具有较高的强度和良好的抗热疲劳性能，适用于制作喷气发动机、燃气轮机等高负荷的耐热部件。

    铍钴铜合金（Beryllium cobalt copper ) 型号：ANK-2 Mogel:ANK 标准：ASTM-C17500 Standard :ASTM-C17500 产品应用：各种滚焊机 、点焊机 、对焊机等焊接用电极。    铍钴铜合金 ,加工性良好 , 可锻造成各种形狀的零件 , 铍钴铜的強度.耐磨性比鉻锆銅合金物理性能更佳 , 可做焊接机 器零部件及焊接嘴及点焊焊接材料 。    铍钴铜合金技术参数：电导率（％IACS）≈55 ,硬度(HV) ≈210, 软化温度(℃)≈610 可以提供棒材、板材，超大件及各类异型件需客户提供图纸。主要参数（Main Date ) 密度：g/cm3(8.9) 抗拉强度：MPa(650) 硬度HV(≥250) 延伸率%(55) 导电率%IACS(55) 導熱率W/m.k(195) 软化温度℃(≥700)

铍钴铜物理指标：硬度: >260HV,导电率：>52%IACS，软化温度：520℃电阻焊电极：铍钴铜力学性能比铬铜材料和铬锆铜材料要高，但导电率和热导性低于铬铜和铬锆铜，这类材料在作为焊和缝焊电极时，用于焊接高温下仍保持特性高强度的特性的不锈钢、高温合金等，因为焊接这类材料时需要施加较高的电极压力，要求电极材料的强度也较高。这类材料可以作为点焊不锈钢和耐热钢的电极、受力电极电极握杆、轴和电极臂， 也可以作成缝焊不锈钢和耐热钢的电极轮轴和衬套，模具、或是镶嵌电极。铍钴铜广泛用于制造注塑模或钢模中的镶件和模芯。用作塑胶模具中的镶件时，可有效地降低热集中区的温度，简化或者省去冷却水道设计。 　　铍钴铜现有出厂的规格包括；经锻轧成型的圆材和扁材，挤压成型的管材，经机械切削加工的芯棒（Core Pins），铸锭和各类铸造型材。 　　铍钴铜的极优良热传导性比模具钢材优越约3~4倍。此特性可确保塑胶制品快速及均匀地冷却，减少制品的变形，外形细节不清晰及类似的缺陷，在多数情况下可显著地缩短产品的生产周期。 　　铍钴铜的用途： 铍钴铜可广泛地采用在需要快速均匀冷却的模具、模芯、嵌入件，特别是高的热传导性，抗腐蚀性及良好抛光性的要求。 　　吹塑模：夹断部，劲圈和把手部位镶件。 　　注塑模：模具、模芯、电视机外壳角落的镶件。 　　注塑：喷咀和热流道系统的汇流腔。铍钴铜的其它相关信息查询您可以登入上海 有色 网，在我们 有色 网的主页还有其它详细的 金属 资讯。 

国际钴资源比较丰富，2005年国际钴储量为700万t，储量根底为1300万t。国际钴储量会集散布于刚果（金）、澳大利亚、古巴、赞比亚、新喀里多尼亚、俄罗斯和加拿大等，储量总和约占国际总储量的95%以上。我国钴资源贫乏，钴矿档次均匀仅0.02%，单个高的为0.05%～0.08%，而刚果（金）和赞比亚的铜钴矿，钴档次为0.1%～0.5%，高的到达2%～3%。因为钴矿档次偏低，矿石组成杂乱，所以收回工艺比较杂乱，出产本钱高，钴收回率低。近年来，我国镍、铜、钴的消费大幅增加，但受矿产资源条件限制，我国铜、钴矿石的出产增加缓慢，铜、钴矿产品进口量逐渐上升，供求矛盾日益突出。       铜钴合金是现在刚果（金）钴铜矿石深加工产品的首要方式之一，也是我国往后从非洲进口的首要钴质料之一，因而，研讨从铜钴合金或含钴废猜中收回钴、铜有着重要意义。       钴废料品种许多，首要有废高温合金、废硬质合金、废磁性合金、废可伐合金、废催化剂和废二次电池材料等。钴废料成分比较杂乱，一般含有铜、新、猛、镍、镉等有价金属。       铜钴合金有2种，一种是在铜冶炼进程中经转炉吹炼得到的转炉渣再经电炉复原熔炼水淬而得到的合金，其间含Cu、Co、Fe、Mn、Si等元素（现在，作为钴质料的铜钴合金许多从刚果（金）、赞比亚、扎伊尔输入），另一种是熔炼氧化钴矿和钴精矿的富铜产品。在电炉内，用焦炭复原氧化钴矿产出2种合金，密度较大的为红合金（铜质量分数约为89%，钴质量分数4%～15%），较轻的为铜钴合金（铜质量分数约15%，钴质量分数约42%，铁质量分数约34%）。2种铜钴合金中其他元素含量均较低。       一、火法工艺       依据含钴质猜中各元素与氧的亲和力的巨细，可选用火法别离有关元素。有关元素对氧亲和力的巨细次序为A1＞Si＞V＞Mo＞Cr＞C＞P＞Fe＞Co＞Ni＞Cu，因而，将钴含量低的物料在电弧炉中高温熔化，再鼓风吹炼造渣，使与氧亲和力比Co大的杂质不同程度地氧化而进入炉渣，一起取得含Ni和Co的镍阳极。镍阳极经隔阂电解得电镍，钴进入阳极液。此办法适合于处理含镍、钴的合金废料。       彭忠东，等选用造渣熔炼－浸出工艺处理Cu－Co－Fe合金，在1300℃下增加10%CaCO3造渣焙烧，然后用硫酸溶液恒温90℃拌和浸出5h，钴浸出率为95%；而削减CaCO3用量一半，一起增加5%Na2SO3，在相同温度下造渣焙烧后，用浓硫酸浸出，钴浸出率可进步到97%。火法工艺比较繁琐。       二、湿法工艺       （一）浸出       关于富钴合金，可选用酸法浸出、氧化浸出、电化学溶解法和微生物浸出法浸出。       1、酸法浸出。用硫酸、硝酸、均可将钴合金中的金属转入溶液，化学反响为：   2H＋＋Me＝Me2＋＋H2↑       （Me表明Co、Fe等金属）。       当有氧存在时，金属铜和其他生动金属与酸反响生成金属离子，进入溶液：   2H＋＋Me＋O2＝Me2＋＋H2O       （Me表明Cu等金属）。       当硫酸初始浓度为6mol/L,浸出温度为100℃，浸出时刻为6h，液固体积质量比为5∶1时，钴、镍浸出率别离到达95.37%和96.73%。       2、氧化浸出。在用稀硫酸浸出时，往溶液中通入可强化浸出进程，进步金属浸出率，但简略溢出，构成环境污染，并且在各种物料氯化浸出液中都含有3～5g/L的钴需求收回。       3、电化学溶解法。以硫酸介质作电解液，合金作阳极、铜板作阴极，当电流通过期，阳极中的金属和金属硫化物按下式反响，钴转入溶液：   Me（Co，Fe，Cu）－2e＝Me2＋（Co，Fe，Cu）   CoS－2e＝CO2＋＋S。       4、微生物浸出法。微生物浸出是运用某些微生物或其代谢产品对某些矿藏进行氧化、复原、溶解、吸附等，使钴转入溶液。微生物浸出法适用于处理贫矿、尾矿、炉渣等，其出资少，金属提取率高，无污染。选用氧化亚铁硫杆菌浸出首要矿藏为水钴锰矿（钴质量分数0.0054%）的矿石，在pH＝2.5、铁总质量浓度3g/L、m（Fe3+）/m(Fe2+）＝1∶1、液固体积质量比4∶1、温度26℃条件下，钴、锰浸出率别离是88.6%和67.2%。再针对细菌浸出液含锰高的特色，用Na2CO3调pH至4左右沉积铁，选用沉积钴即可较好地别离钴锰，终究得到硫酸钴溶液。       （二）从含钴溶液中除铁（锰）       钴浸出液中含有铁、锰等金属离子，一般选用氧化中和法、黄钠铁矾法、针铁矿法等去除。       1、氧化中和法。调整溶液pH并增加C12、NaC1O3、HNO3等强氧化剂，将铁、锰等贱价态离子氧化成高价态离子，使构成沉积。化学反响为：   2Fe2＋＋Cl2＋6H2O＝2Fe（OH）3 ↓＋6H＋＋2C1－   3Mn2＋＋Cl2＋4H2O＝Mn3O4↓＋8H＋＋2C1－。       2、黄钠铁矾法。黄钠铁矾法是使三价铁从含有K＋、Na＋、NH4＋等离子的硫酸盐溶液中以淡黄色的结晶化合物，即M2Fe6（SO4）4 （OH）12方式沉积（M表明K＋、Na＋、NH4＋、Pb（I）、Ag＋、H3O＋等）。此法适用于从含有硫酸根离子的溶液中净化除铁。       3、针铁矿法。将溶液pH调至2.0左右，参加复原剂将其间的Fe3＋复原为Fe2＋，然后缓慢参加氧化剂，坚持必定的pH，使Fe2＋渐渐氧化成Fe3＋，构成针铁矿沉积。所构成的针铁矿为棕色针状晶体，其组成为α－FeOOH，属斜方晶系，溶解度很小，并且不带结晶水，过滤功能杰出。       （三）溶液的净化及镍、钴别离       1、萃取法。溶剂萃取法因为具有高选择性、直收率高、流程简略、操作接连、易于完成自动化等长处，已成为提取钴的首要办法。萃取剂的品种许多，我国前期用于镍、钴别离的萃取剂是P204，后改用P507。但P204关于从硫酸镍溶液中去除钙、铁、铜等杂质元素的作用均优于P507，因而二者可合作运用，前者用于除杂，后者用于镍、钴别离，作用很好。P204和P507的一起缺陷是三价铁的反萃取比较困难，加拿大鹰桥公司和法国勒阿弗尔厂都选用TBP（磷酸三丁酯）萃取除铁工艺。5709是核工业北京化工冶金研讨院研讨组成的膦类萃取剂，其功能与P507类似，但其对钙的适应才能优于P507，并且有必定的萃取铅的才能，报价低于P507，是一种功能优秀的萃取剂。       在介质中，可选用N235萃取 FeC13，再用P204萃取除杂P507萃取别离钴、镍，得到的镍、钴溶液既能够出产相应的盐或化合物，也能够出产电镍和电钴。       在协同萃取研讨中，羧酸酯和烷基是最有期望的萃取钴的萃取剂。实验证明，以Versaticl0＋10%＋Cl2＋脂肪族稀释剂为萃取剂，在镍、钴和其他金属混合系统中，可显着改进镍、钴的萃取选择性。       2、液。文献[1]介绍，以P507为活动载体的Span－80表面活性剂膜，在pH为4.2～5.3范围内，能够从含钴、镍的工业废水中提取别离钴、镍，别离作用较好。文献[2]介绍，用EDTA、NH4F和巯基丁二酸等掩蔽搅扰离子，以HDTHP、L113B，液体白腊、磺化火油和内相为2.5 mol/L HCl的水溶液等液膜别离黄铁矿、烟灰、炉渣和含钴废催化剂中的钴，钴提取率均在91%以上。       （四）脱硅       因为合金中含有许多硅，酸性条件下氧化浸出时，许多硅会进入溶液，构成硅酸。当硅酸含量到达必守时则构成硅胶。硅胶一旦构成，即对出产构成严重影响，使溶液无法过滤，乃至导致整个出产中止。       现在的惯例做法是将钴、铜等有价金属转入溶液，将硅等杂质留在浸出渣中；别的一种做法是在强碱性溶液中，钴、铜、镍等金属以氢氧化物方式彻底沉积，硅则以硅酸钠方式进入溶液，完成金属与硅的别离。将别离得到的金属氢氧化物用酸溶解，则溶液中简直不含硅。这种办法的缺陷是本钱较高，不引荐直接选用。       注释：       [1] 李玉萍，王献科。液提取氯化钴[J]。我国钼业，2002，26（2）：28－30。       [2] 包福毅。溶剂萃取在镍钴湿法冶金中使用的发展[J]。有色金属：冶炼部分，1995（2）：12－6。

应当归属于再生钴原料来源的有含Co50～60%和Ni10～30%的超合金，含Co8～24的磁性合金，含Co5～12%的高速切削合金，用于石化工业的催化剂以及其它钴含量偏高的废料等。不久前，国外还有认为再生原料中生产钴是无利可图的，后来这种观点就改变了。早在1979年就有近2000吨钴从再生原料中生产出来。     美国的例子在这方面是最好的标志。美国是消费钴的基本用户，1980年这个国家钴的消费量为7260吨，其中从再生料中生产的有544吨。     在（前）苏联，钴镍废料是用湿法冶金方法在现代化的镍企业中处理的。 钴溶液的处理     硫化钴溶液是镍企业湿法冶金车间的原料。这种溶液中含（克／分米3）：Co3～50(Ni含量大致在这个范围内变化)、Fe3～20、Cu0.2～0.5。再生含钴废料也溶解于硫酸溶液。过滤后的溶液中，各种金属的浓度同上述浓度相似，取决于原料中的金属含量。     硫酸溶液净除杂后，以氢氧化物形式析出。     某些氢氧化物生成的pH平衡值列于表1。 表1  不同作者的资料提供的金属氢氧化物生成的pH平衡值化合物布里顿费阿尔科夫赫菲茨和罗景扬Co(OH)3 Fe(OH)3 Cu(OH)2 Co(OH)2 Fe(OH)2 Ni(OH)2— 2.0 5.3 6.8 5.5 6.7— 1.63 4.4 6.78 5.62 6.70.9 2.6 4.5 6.4 6.7 7.1     根据表1的资料，高价金属从溶液中析出比低价金属简单得多。这一原理在湿法冶金中得到广泛应用。氧化剂可以是固态、液态和气态。重要的是，氧化剂的氧化电位要比溶液中的金属离子的氧化还原电位高。氧化还原电位可按下式计算：φMe3＋／Me2＋=φ°Me3＋／Me2＋＋RTlnaMe3＋（1）NfaMe2＋ 式中，aMe3＋----氧化离子的活度；aMe2＋----还原离子的活度；φ°Me3＋／Me2＋----25℃温度下的标准电极电位。 表2  氧化还原反应的电极电位反应参加反应的离子活度介质电位（伏）Co3＋e←→Co2＋Aco3＋=aco2＋=1—＋1.84NiO2＋4H＋＋2e←→Ni2＋＋2H2O——＋1.77HClO＋H＋＋e←→Cl－＋H2O—酸性＋1.491／2 Cl2←→Cl－acl－=1—＋1.35O2＋4H＋＋4e←→H2OaH＋=1—＋1.23ClO－＋H2O＋2e←→Cl－＋2OH－Aclo－=1,aoH－=1碱性＋0.94Fe3＋＋e←→Fe2＋aFe3＋=3.8×10－8酸性＋0.771Fe2＋＋3OH＋←→Fe(OH)3aFe2＋=4×10－4pH=2.5＋0.44     某些氧化还原反应的电极电位列于表2。从表2的资料可以看出，氧的作用是可以把Fe2＋氧化为为Fe3＋。为了使钴、镍、锰变为高化合价，需要采用更强的氧化剂，如气态氯或次氯酸盐等，介质应是酸性的。     氢氧化物的水解分步沉淀，反应如下： 2FeSO4＋3Na2CO3＋6H2O=2Fe(OH)3＋2NaCl＋3Na2CO3＋2Na2CO3        (2)     此反应在pH=4.0～4.5（溶度积Fe（OH）2=4×10－38）时，随实际生成铁的不溶氢氧化物同时进行： 2CuSO4＋2Na2CO3＋2H2O=CuCO3·Cu(OH)2＋Na2SO4＋H2CO3       (3)     铜的碱式碳酸盐沉淀的pH值为5.5。       2CoSO4＋Cl2＋3Na2CO3＋6H2O=2Co(OH)3＋2NaCl＋2Na2SO4＋3H2CO3       (4) pH沉淀=3.0～3.5，溶度积Co（OH）3=2.5×10－43         2MnSO4＋2Cl2＋4Na2CO3＋4H2O=2Mn(OH)4＋2Na2SO4＋4NaCl＋4CO2          (5) Mn(OH)4r pH沉淀=2.5。锰是最难排除的杂质。     为了正确评价从溶液中分步除杂，不仅需要有热力学数据，而且还要了解生成氢氧化物的动力学。     沉淀可在帕秋克浸出槽内进行（配有压缩空气搅拌）或在带有机械搅拌的装置内进行，用孔状过滤器进行固一液分离。

钛渣：钛铁矿（钛精矿）配加一定量的含碳还原剂通过电炉熔炼，使矿中的铁氧化物被C还原，从而实现铁钛分离，钛氧化物被富集在炉渣中所形成的产品。      酸溶钛渣： 用作硫酸法钛白生产原料的钛渣     氯化钛渣： 用作氯化法钛白或海绵钛生产原料的钛渣     富钛料： 将钛铁矿通过各种方法进行富集而得到的高品位的含钛物料的总称     预处理： 在矿物进入电炉冶炼前，为了改善矿物性能等而对矿物进行一定的处理。     预还原： 在矿物进入电炉冶炼前，对矿物先进行还原处理，将矿中部分铁氧化物还原成低价铁或金属铁的处理方法。     预氧化： 在矿物进入电炉冶炼前，将矿物在中性或氧化气氛中进行焙烧的处理方法。     电炉冶炼法： 通过电炉并由电极输入电能来进行冶炼的方法。      电极： 将电流输入电炉内，并由此将电能转化为矿物冶炼所需要的能量的导电物体。     石墨电极： 采用石墨作为电极的主要原料，是一种已焙烧成形的电极。     自焙电极： 将电极糊填充在电极筒套中，通过冶炼过程中产生的热量来焙烧成形的电极。     还原剂： 用于将高价氧化物还原成低价氧化物或金属单质的物料     炉况： 电炉冶炼过程中炉内的状况。     翻渣： 在钛渣冶炼时，因炉料突然陷落造成还原反应瞬间激烈发生，产生大量CO气体经熔渣逸出，使渣出现沸腾和喷溅现象。     低价钛： 化合价低＋4价的含钛化合物。     半钢： 钛渣冶炼时铁氧化物被还原后所生成的一种铁水，因含C介于钢与铁之间，故称半钢。      不溶钛： 不溶于硫酸的钛化合物。     挂渣： 在冶炼钛渣时，为防止钛渣对炉壁的腐蚀，在炉内壁挂上一层钛渣以保护炉壁的方法。     直流电炉： 采用直流电源的电炉。     交流电炉： 采用交流电源的电炉     明弧冶炼：在冶炼钛渣时，通过电极顶端发出弧光热量来熔化物料进行冶炼的方法。     埋弧冶炼： 冶炼时电极插入物料中通过物料的电阻产生热量来进行冶炼的方法。     铁、钛总量：原料中二氧化钛和三氧化二铁与氧化亚铁的总和。     配碳量：根据原料中铁含量与还原剂的碳含量及其还原程度来确定配碳的比例关系。

一、物理性质 钴是具有钢灰色和金属光泽的硬质金属，归于元素周期表第八族，原于量为58.93，原子序数为27，原子内的电于散布为：1s2、2s2、2p6、3s2，3p6、3d7、4s2。钴有多种同位素，而只要59Co为自然界存在的同位素。 钴至少有两种同素异形体：即在低温下安稳的、具有密布六方品质的α－Co和在较高温度下安稳的、具有面心立方晶格的β－Co。α－Co改变β－Co的相变热为60卡∕克，相改变温度约为430℃（也有测定为417℃），体积约添加0.36%。 钴的熔点为1495℃，沸点为3520℃，熔化热为62卡／克，蒸发热为1540卡／克。 比热与温度有关：0～100℃内为0.103卡／克，500℃时为0.146卡／克，800℃时为0.185卡／克，1000℃时为0.204卡／克，热膨胀系数为12.3×10－6～18.1×10－6。 比重为8. 8～8.9，莫氏硬度5.6，布氏硬度124，相对伸长率5%，弹性模数为21530公斤／毫米2。抗张强度：铸造品为24.2公斤／毫米2，线材为70公斤／毫米2。抗压强度：铸造品为85.8公斤／毫米2，线材为82.5公斤／毫米2。 与铁、镍相同，钴能吸收氢，在细粉状况和高温时能吸附的氢为钴体积的50～150倍。电解钴能吸附的氢为钴体积的35倍。常温下钴也能吸附CO。 钴的导电率约为铜的27.6%，纯度为99.95%的特，20℃时的比电阻为6.248×10－6欧姆·厘米，钴的电阻温度系数在0～100℃时可取0.006∕℃。钴具有延展性及很强的磁性，居里点1121℃。 二、化学性质 钴是中等活性的金属，坐落铁族元素铁镍的中间。钴的抗腐蚀性能好，常温时，水、湿空气、碱及有机酸均对钴不起效果。钴在稀酸中比铁更难溶解，但在加热时，特别是当钴呈粉末状况加热时，能与氧、硫、氯、剧烈反响，还能与硅、磷、砷、锑、铝构成一系列的化合物，与碳构成相似Fe3C的碳化物(Co3C)。不同温度下钴与石墨生成Co3C的△G°＝－8580－5.76TlgT＋8.75T。 钴能被硫酸、、硝酸溶解构成二价钴盐，能与稀醋酸缓慢效果。 当硫含量超越0.005%时，钴的延展性大大下降，含硫大于0.015%的锭材，因为构成晶粒间的裂缝而不能锻制。 钴的原子价为2或3。关于简略的钴离子，二价钴安稳，三价钴离子不安稳。但关于钴络合物，三价钴安稳。 钴电位序坐落铁与镍之间。在稀酸中，钴较铁难溶，但较镍易溶。在某些情况下，钴在酸或碱溶被中变为钝态。 所报道的钴标准电极电位值或氧化复原电位值不大共同。一般对ECo2＋∕Co取－0.277伏，对ECo3＋∕Co2＋取＋1.808伏。在1N20℃的硫酸溶液中和时，氢在钴电极上分出的超电压为－0.22伏。