硫酸锌是无色斜方的晶体,呈粒或粉末,无气味,味涩。硫酸锌用于制造立德粉,并用作媒染剂、收敛剂、木材防腐剂等。硫酸锌是危险性比较高的化学品,硫酸锌的健康危害:对眼有中等度刺激性，对皮肤无刺激性。误服可引起恶心、呕吐、腹痛、腹泻等急性胃肠炎症状，严重时发生脱水、休克，甚至可致死亡。硫酸锌的环境危害：对环境有危害，对水体可造成污染。硫酸锌的燃爆危险： 本品不燃，具刺激性。酸锌应急处理：隔离泄漏污染区，限制出入。建议应急处理人员戴防尘口罩，穿一般作业工作服。不要直接接触泄漏物。小量泄漏：避免扬尘，小心扫起，收集运至废物处理场所处置。大量泄漏：收集回收或运至废物处理场所处置。硫酸锌的操作注意事项： 密闭操作，局部排风。防止粉尘释放到车间空气中。操作人员必须经过专门培训，严格遵守操作规程。建议操作人员佩戴自吸过滤式防尘口罩，戴化学安全防护眼镜，穿橡胶耐酸碱服，戴橡胶耐酸碱手套。避免产生粉尘。避免与氧化剂接触。配备泄漏应急处理设备。倒空的容器可能残留有害物。由于硫酸锌的危害比较大,因此硫酸锌在国内市场上并没有比较好的发展,一直处于冷门的状态. 

硫酸锌颜色是什么?小编来告诉您,硫酸锌是无色斜方晶体、颗粒或粉末，无气味，味涩.在了解了硫酸锌颜色之后,我们一起来了解下硫酸锌的其它信息吧!硫酸锌的化学品英文名称： zinc sulfate heptahydrate 硫酸锌的分子式：ZnSO4，硫酸锌的分子量：287.54，硫酸锌溶液是无色无味的。硫酸锌的有害物成分是CAS No。硫酸锌的健康危害： 本品对眼有中等度刺激性，对皮肤无刺激性。误服可引起恶心、呕吐、腹痛、腹泻等急性胃肠炎症状，严重时发生脱水、休克，甚至可致死亡。灭火方法： 消防人员必须穿全身防火防毒服，在上风向灭火。灭火时尽可能将容器从火场移至空旷处。然后根据着火原因选择适当灭火剂灭火。应急处理： 隔离泄漏污染区，限制出入。建议应急处理人员戴防尘口罩，穿一般作业工作服。不要直接接触泄漏物。小量泄漏：避免扬尘，小心扫起，收集运至废物处理场所处置。大量泄漏：收集回收或运至废物处理场所处置。操作注意事项： 密闭操作，局部排风。防止粉尘释放到车间空气中。操作人员必须经过专门培训，严格遵守操作规程。建议操作人员佩戴自吸过滤式防尘口罩，戴化学安全防护眼镜，穿橡胶耐酸碱服，戴橡胶耐酸碱手套。避免产生粉尘。避免与氧化剂接触。配备泄漏应急处理设备。倒空的容器可能残留有害物。废弃处置方法： 量小时，溶解在水或适当的酸溶液中，或用适当氧化剂将其转变成水溶液。用硫化物沉淀，调节PH至7 完成沉淀。滤出固体硫化物回收或做掩埋处置。用次氯酸钠中和过量的硫化物，然后冲入下水道。小编相信,以上咨询不仅能帮助您了解硫酸锌颜色,更让大家普及了硫酸锌的其他知识.

电解硫酸锌是较为复杂的一个过程,也是目前国内大部分金属企业会用到的一项技术,通过对电流效率,沉积物表面形貌和阴极极化曲线分析,阐明了锗对硫酸锌电解液电积锌的影响。研究表明,当溶液中锗的浓度大于0.04 mg/L时,电流效率从没有杂质锗存在时的89.2%下降到80%以下,且沉积物表面出现小孔。通过对阴极极化曲线的分析,得到了不同锗浓度下锌电积的平衡电位以及阴极动力学参数(交换电流密度J0和传质系数α),进而说明杂质锗的存在会削弱阴极极化,改变锌电沉积机理。在硫酸锌电解液电积锌过程中,基于氢在锌上的还原电位比其它金属高,所以去除溶液中的杂质及其影响非常重要。杂质的存在及杂质间相互作用会引起电流效率下降及沉积物质量恶化等诸多问题,而且,这种影响随电解液温度,酸度及电流密度的提高而更加显著. 从上文得知,电解硫酸锌的技术含量较高,因此电解硫酸锌的费用也较高,这也是电解硫酸锌目前的市场反馈并不好的原因  

硫酸锌，无色或白色结晶、颗粒或粉末，别名皓矾。无气味，味涩。在干燥空气中风化，280℃失去全部结晶水，500℃以上分解。1g溶于0.6ml水、2.5ml甘油，不溶于乙醇。水溶液对石蕊呈酸性，pH约4.5。含1分子结晶水的较不易结块。相对密度1.97。熔点100℃。最小致死量（大鼠，经口）2200mg/kg。有刺激性。用于制造立德粉，并用作媒染剂、收敛剂、木材防腐剂等。在医药上用于催吐剂。但是，硫酸锌也具有一些危害：健康危害： 该品对眼有中等度刺激性，对皮肤无刺激性。误服可引起恶心、呕吐、腹痛、腹泻等急性胃肠炎症状，严重时发生脱水、休克，甚至可致死亡。环境危害： 对环境有危害，对水体可造成污染。燃爆危险： 该品不燃，具刺激性。

硫酸锌的用途:人造丝制造,食品补充,动物饲料,媒染剂,木材防腐剂,分析试药。带七分子结晶水的硫酸锌是无色的晶体，俗称皓矾。硫酸锌在医疗上用作收敛剂，它可使有机体组织收缩，减少腺体的分泌。硫酸锌还可作为木材的防腐剂，用硫酸锌溶液浸泡过的枕木，可延长使用时间。在印染工业上用硫酸锌作媒染剂，能使染料固着于纤维上。硫酸锌还可用于制造白色颜料.在医学方面,硫酸锌的用途:硫酸锌在医疗上可以用作收敛剂.在工业方面,硫酸锌的用途:广泛主要用于人造纤维、电解工业、电镀、无机颜料、饲料、农药中的针强化剂,化肥等。在农业方面,硫酸锌的用途:在饲料加工中作锌的补充剂.硫酸锌性质:无色晶体,小针状或粒状晶形粉未,无臭,涩的,金属味道,在空气中会风化。溶液对石蕊呈酸性比重1.957(25/4℃),熔点100℃在280℃失去7H2O,溶于水及甘油,不溶于酒精,毒性底。由于顾及到硫酸锌的危险性比较高,硫酸锌的用途并没有完全的开发出来,但硫酸锌的独特性,已经让许多投资者看到了商机.    

硫酸锌的性质与锌的性质相差较多,可以说硫酸锌是独立与有色金属锌的另一种产品.硫酸锌的性质:无色晶体,小针状或粒状晶形粉未,无臭,涩的,金属味道,在空气中会风化。溶液对石蕊呈酸性比重1.957(25/4℃),熔点100℃在280℃失去7H2O,溶于水及甘油,不溶于酒精,毒性低。硫酸锌用途：人造丝制造,食品补充,动物饲料,媒染剂,木材防腐剂,分析试药。带七分子结晶水的硫酸锌（ZnSO4·7H2O）是无色的晶体，俗称皓矾。硫酸锌在医疗上用作收敛剂，它可使有机体组织收缩，减少腺体的分泌。硫酸锌还可作为木材的防腐剂，用硫酸锌溶液浸泡过的枕木，可延长使用时间。在印染工业上用硫酸锌作媒染剂，能使染料固着于纤维上。硫酸锌还可用于制造白色颜料（锌钡白等）。更多有关硫酸锌的性质的咨询,欢迎登陆上海有色网!  

硫酸锌是一种无色斜方晶体、颗粒或粉末.硫酸锌分子量是287.54.那什么是分子量呢?小编带您来了解下硫酸锌分子量是组成硫酸锌分子的所有原子的原子量的总和，分子量的符号为Mr。单位道尔顿(Dalton，Da，D)，大分子(如蛋白质)的分子量通常使用kDa。（另一种说法是：分子量为无量纲量，单位为1） 目前，分子量在中国大陆的规范名称为“相对分子质量”，同样，原子量的规范名称为“相对原子质量”。分子量是物质分子或特定单元的平均质量与核素碳12（原子量为12的碳原子）原子质量的1/12之比，[1]等于分子中原子的原子量之和。如二氧化硫(SO2)的分子量为64.06，即为一个硫原子和两个氧原子的原子量之和。聚合物是不同分子量同系物的混合物，其分子量需以统计平均分子量表示。众所周知，分子的质量为组成分子的各原子的质量之和。在日常专业工作中，不论是单质还是化合沸点与相对分子质量的关系物，它们的分子质量都是根据各元素原子的个数和各元素的“相对原子质量”(由元素周期表上查到)计算得到。既然元素的相对原子质量是一个单位为“1”的相对质量，那么由此计算得到的分子质量必然也是一个单位为“1”的相对质量。对于某些结构复杂的生物大分子，往往都是通过电泳、离心或色谱分析等方法测得其近似分子质量，因而更是一个相对概念的量值。所以，我们过去长期习惯使用着的“分子量”实际上都是相对的分子质量。通过以上咨询,相信您已经了解了硫酸锌分子量的定义了吧,同时小编再次提醒您硫酸锌分子量是287.54.  

在ZnSO4和H2SO4水溶液中，选用Pb－Ag合金为阳极，纯铝作阴极，通以直流电进行电解，在阴极分出锌，在阳极发作氧气，与此一起，湿法炼锌工艺锌焙砂浸出进程所耗费的硫酸在此电解液中得到再生。 一、锌电解液成分及锌电积出产进程 （一）锌电解液 锌电解液除首要成分硫酸锌、硫酸和水外，还存在少数杂质金属的硫酸盐及部分阴离子（首要为氯离子和氟离子）。现在锌电解液中锌的浓度一般动摇在40～60g／L规模内，而硫酸浓度则趋于逐步进步，已从110～140g／L进步到170～200g／L。关于杂质的含量各厂也有不同要求。加拿大一家锌厂在进行改造时曾做过查询，为了习惯电流密度大幅度进步，对电解液中杂质含量（mg／L）要求更严厉： Cd＜0.3，CO＜0.3，Sb＜0.03，Ge＜0.03，Fe＜10，CL＜50～100，F＜10，Mn＜1.8g／L （二）锌电积出产进程 硫酸锌溶液的电积进程是将现已净化好的硫酸锌溶液（新液）以必定份额同废电解液混合后接连不断地从电解槽的进液端送入电解槽内。 铅银合金板（含银量约1%）阳极和压延铝板阴极，并联交织悬挂于槽内，通以直流电，在阴极分出金属锌（称阴极锌或分出锌），在阳极则放出氧气。跟着电积进程的不断进行电解液含锌量逐步削减，而硫酸含量则逐步增多，为确保电积条件的安稳，有必要不断地弥补新液以坚持电解液成分安稳不变。电积必定时刻后，提出阴极板，剥下压延铝板上的分出锌片送往熔铸工序。二、锌电积进程的理论基础 锌电解液的首要成分是硫酸锌、硫酸和水，当通以直流电时带正电荷的离子移向阴极，带负电荷的离子移向阳极，并分别在阴、阳极上放电。 阴极首要反响：　Zn2＋＋2e=Zn 阳极首要反响：　2OH－－2e=0.5O2＋H2O（或H2O－2e=0.5O2＋2Ｈ＋） 电极进程总反响：　ZnSO4＋H2O=Zn＋H2SO4＋0.5O2 三、锌电解车间的首要出产设备及安置 （一）电解槽 电积锌用的电解槽是一种长方形的槽子。各电锌厂用的电解槽巨细不必定相同，制作电解槽的材料也不尽相同，有木质电解槽、钢筋混凝土电解槽、塑料电解槽、玻璃钢电解槽等。 （二）阳　极 现在电积锌运用的阳极有铅银合金阳极、铅银钙合金阳极、铅银钙合金阳极等。某厂运用的阳极大部分为铅银合金阳极（含银约1%），小部分为低银铅钙合金阳极。铅银合金阳极制作工艺简略，但造价较高，这首要是因为这种阳极含银较高（约1%）。 低银铅钙合金阳极具有强度高，耐腐蚀，运用寿命长，造价较低（含银仅为0.2%左右）等长处，这种阳极现正被愈来愈多的电锌厂所注重，但其制作工艺较为杂乱。 阳极由阳极极板和导电棒组成。导电棒质料为紫铜。为使阳极板与导电棒触摸杰出，在铸造阳极时，导电棒的包铸铅与极板一起浇铸，仅显露导电棒两头的铜导电头。这样还可防止硫酸铜进入电解槽而污染电解液。导电棒端头紫铜显露的部分称为导电头，与导电板搭接。阳极板的两个侧边嵌在导向架上的绝缘条内，它可加强板的强度，防止极板间触摸短路。绝缘条的质料也为硬PVC（聚氯乙烯）。极板用铅银合金压延板，强度较低。阳极上有一些小的圆孔，以减轻极板的分量及改进溶液循环。 （三）阴　极 阴极由极板、导电棒、导电头和阴极吊环组成。阴极板是用厚6mm的压延铝板制成，表面润滑平直，阴极尺度一般比阳极宽10～40mm，这是为了削减阴极边际构成树枝状分出锌。导电棒用硬铝制成，上部焊接有两个阴极吊环，供出装槽用。极板焊接在导电棒上。导电头是一小块8mm厚紫铜板，用特殊工艺铸在硬铝内，然后焊接在导电棒端头，导电头紫铜显露的部分与导电板搭接。阴极板和阳极板相同，两个侧边嵌在导电架上的绝缘条内，以防止分出锌包边给剥锌带来不方便，别的还可防止阴极短路。 （四）电解液冷却设备 在锌电积进程中，因为电解液电阻存在会发作电热效应，使电解液温度不断升高，引起阴极上氢的超电压减小，锌从阴极上的溶解速度增大，杂质的可溶性添加，然后加重了杂质的损害，使电流效率下降。 别的，过高的槽温使硬PVC电解槽变形乃至损坏。为坚持电解槽的热平衡，确保安稳的电解液温度，有必要设置电解液冷却设备，一般有蛇形冷却管、空气冷却塔和真空蒸腾冷冻机等。某厂电解液冷却选用空气冷却塔，这是因为该区域年均气温较低，空气湿度小，且这种冷却设备出资少，操作维护简洁，能耗小。 空气冷却塔是会集冷却电解液的设备。电解液从上向下流经冷却塔，从塔的下部强制鼓入凉风。凉风与电解液呈逆流运动，蒸腾水分，带走热量。冷却后的电解液和新液混合再参加电解槽，添加了电解槽内的循环量，然后到达电解进程所要求的温度条件。 四、锌电解的正常操作 （一）装出槽及槽上操作 1、罢工（泊车）及开工（开车） 这儿所指的罢工和开作业业是指方案停产检修前和检修后的作业。因而，在罢工前就要为开工做好必要的预备作业，以确保开工的顺利进行。 （1）罢工（泊车）　罢工包含预备、出槽压减电流、阴阳极板处理和电解槽的整理。 ①罢工前预备作业　首要要紧缩体系溶液体积，确保一个系列的电解槽可以倒空。预备好足够的新阳极以便替换不能持续运用的阳极板。预备好足够的导向架、绝缘条，以便在掏槽进程中对已损坏的导向架进行替换。 ②出槽　在罢工前先取出槽内部分阴极板，并相应压减电流。一般先取出一吊阴极（18～24片），槽内留有18～24片阴极，并将锌片剥下，削减的阴极板排放规整备用。减板收电流作业完结后方可中止循环并断开电源，然后赶快取出悉数阴极板。 ③阴阳极板处理　在阴极板悉数取出后，将阴极锌片悉数剥下，阴极板排放规整备用。将悉数的阳极板逐片吊出，铲除板面上粘附的阳极泥，平坦、擦洁净导电头，替换不良极板，待电解槽整理作业完结后再装回电解槽。 ④电解槽的整理　拔出电解槽的底塞，将槽内阳极泥放出，并完全将电解槽内壁及导向架上粘附的阳极泥及结晶物整理洁净，用水冲刷备用。最终将槽间导电极擦拭洁净，并将整理洁净的阳极装入整理洁净的电解槽中。 （2）开工（开车）　开工包含预备、灌液检漏、装阴极板和通电镀膜。 ①预备作业　首要对悉数阴极板进行平坦，清洗研磨，并把导电头冲洗洁净，然后进行槽面备板作业，每槽备足18～24片阴极并规整放置在槽面上。 ②灌液检漏　一个系列检修和掏槽结束后，对另一系列的电解废液及该系列贮存的新液进行质量查看，证明合格后再均匀补入电解槽内，并进行检漏，对漏液的溜槽、管线、电解槽及分配槽进行处理。 ③装阴极板　待补液及检漏作业结束后，将放置在槽面的阴极板敏捷装入电解槽内。 ④通电镀膜　阴极板装好后便可送电，电流逐步增大，使阴极电流密度达400～500Ａ／m2，经2～4ｈ，待阴极板上镀有一层锌后，便可进行阳极镀膜，下降电流密度到40～60Ａ／m2。阳极镀膜是在低温、低电流密度的电解条件下，使阳极产出的氧气与铅阳极表面反响，生成一层膜，然后维护阳极不被硫酸溶液腐蚀。镀膜的技能条件：电解液含酸（H2SO4）25～30g／L，温度20～30℃，时刻24ｈ。镀膜期间可连续循环电解液，今后连续升高电流，使之到达正常出产规则的电流密度，并加大循环量，待分出锌到达必定厚度后便出槽剥锌。 2、槽上操作 确保较大的电解液循环流量，且各槽流量均一，是获得好的技能经济目标的条件之一。大循环流量关于消除锌离子贫化具有重要意义，并且对槽温操控带来便当。 电积锌出产中要坚持电解液中必定的锌、酸含量，在实践进程中，经过化验分析电解废液中的锌、酸含量，核算酸锌比作为操控依据，酸锌比一般操控在3.0～4.0之间。含酸偏高而含锌偏低时应加大新液添加量，反之应减小新液量。现在，某厂正在试用电解液锌、酸含量核算机主动检测仪来替代人工化验，以便完结酸锌比的平稳操控。 电解槽温是首要的技能操控条件之一。一般用酒精温度计在槽内直接测定。槽温一般操控在36～42℃之间。当单个槽温高时，应查看该槽流量是否偏小，或许极板是否触摸短路及有否烧板现象。若遍及温度高，应查看冷却塔是否正常，混合液份额是否恰当，并查看电解液的质量等。 3、出装槽操作及极板的处理 锌电积出装槽操作是指在作业期间内（一般出装槽周期为24ｈ），将阴极提出剥离分出锌，再把阴极铝板装入槽的进程。因为是不停电作业，故阴极提出是分批进行的。某厂电解车间装槽是每槽分两次。每次出一半阴极板，即车间行车吊一次，并且是间隔一块提出。当榜首吊装槽后，仔细查看导电，确保导电杰出后方可提出第二吊，以防断电。 出装槽要做到敏捷精确，不错牙，极板不歪斜，不触摸阳极，导电头要烫洗（或擦拭）洁净，使导电杰出。极板要仔细处理，使其正派不带锌。对板上带有的尘垢物要用刷板机清刷洁净。导电头及导电板坚持亮光，对发黑的有必要及时整理或替换。对阳极板也要定时清刷表面上的阳极泥，以削减阴、阳极触摸短路并防止部分电流密度增大，阳极溶解，导致污染电解液。某厂处理阳极周期一般为30～40天，操作办法有两种，一是停产掏槽时悉数拔出阳极进行整理，二是在出产进程中逐槽逐片进行整理。整理时力求不损坏阳极表面的氧化膜。 （二）剥　锌 剥锌的首要任务是将分出锌从阴极铝板上剥离下来，送往熔铸工序铸成锌锭。出槽时须仔细调查分出锌表面状况，对包边板或触摸点作好符号，出槽后及时处理。对包边板的绝缘条要及时替换。剥锌困难时，在出槽前1～5mIn可分槽参加，其量以坚持槽内电解液含锑到达0.12mg／L为宜。剥锌后应将铝板平坦清刷，到达重装电解槽的要求。现在国内均为人工剥锌，劳作强度较大。 （三）电解液的循环和冷却 现代锌电积出产车间供液多选用大循环制，即从电解槽溢流出的废电解液先集合于废液溜槽，再流入循环槽及废液槽，一部分废液（循环槽内的废电解液）与新液混合，其体积比为5～251，混合后送至冷却体系冷却，然后经过供液溜槽分配给电解槽，一小部分废液（废液槽内的废电解液）回来浸出车间作溶剂。 电积锌进程中，在直流电效果下会发作电热效应，使电解液温度逐步升高，乃至超越电解进程所规则的答应温度（35～45℃），为确保电解进程所需的正常温度条件有必要对电解液进行冷却。电解液经冷却体系冷却，温度下降，且因为水分蒸腾，溶液浓缩，使溶液中的硫酸钙、硫酸镁以白色通明的针状结晶分出，牢固地集合在管道、溜槽、冷却体系等设备内壁，构成结构细密的结晶物，影响电解液的正常循环及冷却效果。因为在酸性溶液中硫酸钙的溶解度在29℃时为最低，因而，电解液冷却后的温度一般操控为33～35℃。 （四）酸雾的发作与电解车间的通风 电解进程中释出许多的氧气和少数的，它们逸出时会带出电解液而构成酸雾，影响人的呼吸道与皮肤，腐蚀人的牙齿，对人体健康带来损害，对厂房及设备也均有腐蚀效果，尤其是选用高电流密度出产更为严峻。因而，要求电解厂房内空气含酸雾微粒最高不能超越0.02mg／L，硫酸锌（ZnSO4）最高不超越0.04mg／L。为了减轻其损害，一般工厂都采纳办法加强厂房通风，下降槽上操作人员地点点的酸雾含量。此外，在出槽期间往槽内参加皂根粉，使之构成泡沫层，按捺酸雾的逸出，这一办法也是非常有用的，但简略发作“放炮”现象，给工人操作带来不方便。对厂房和设备也应采纳防腐办法，以延伸其运用寿命。 （五）锌电积进程的毛病及处理 1、锌烧板的原因及处理 在电解进程中，阴极分出的金属锌因出产毛病或出产技能条件操控不妥而从头溶解的现象称之为烧板。在锌电积时，因为操作不细，构成铜导电接头的污染物掉入槽内，或添加过量，使单个槽内的电解液含铜、锑升高构成烧板；别的，因为循环液进入量过小，槽温升高，使槽内电解液含锌过低，硫酸含量过高，均会发作阴极返溶。处理办法是加大循环量，将含杂质高的溶液替换出来，这样可下降槽温，进步槽内锌含量、削减返液。特别严峻时还需求当即替换槽内的悉数极板。 2、遍及烧板 遍及烧板多是因为直销的新液含杂质超越答应含量，应当即加强净化液的分析和操作，以进步净化液质量，严峻时还需查看质料，强化浸出操作，加强净化水免除杂质，恰当添加浸出液加铁量等。一起应恰当调整电解条件，如加大循环量、下降槽温文溶液酸度（即进步含锌量）也可起到必定的缓解效果。 3、电解槽俄然停电 俄然停电一般多属事端停电。若短时刻内可以康复，且设备（泵）还可以作业时，应向槽内加大新液量，以下降酸度削减阴极锌溶解。若短时刻内不能康复，应安排力气赶快将电解槽内的阴极悉数取出，使其处于停产状况。特别要注意的是，停电后，电解厂房内禁止明火，防止电解槽面分出的爆破与着火。另一种状况是低压停电（即作业设备停电），首要应下降电解槽电流，电解液可用备用电源进行循环；若长时刻不能康复出产时，还需从槽内取出部分阴极板，以防因其他岗位缺电，供不上新液而停产。 4、电解液中止循环 电解液中止循环即对电解槽中止供液，这必然会构成电解温度和酸度升高，杂质损害加重，恶化现场条件，电流效率下降并影响分出锌质量。中止循环的或许原因：一是因为供液体系设备出毛病或需暂时检修泵和供、排液溜槽；二是低压电停电；三是新液求过于供或废电解液排不出去。这些多属方案内的原因，事前应加大循环量，进步电解液含锌量，下降电解槽供电电流，恰当下降电流密度，以习惯中止循环的需求，但持续时刻不能过长。 5、电解槽严峻漏液 正常出产进程中，当单个电解槽发作严峻漏液时，应对漏液电解槽地点的一组电解槽进行横电（短路），以便对漏液电解槽进行恰当的处理。首要用钢丝刷子擦亮窄路导电板和宽型导电板的触摸面，将短路导电板预先摆放好，用吊具吊到该槽组的两头，短路导电板与槽间导电板之间须垫绝缘磁砖。告诉整流所停电，承认停电后，取出漏液电解槽悉数阴极板，分别将两段短路导电板以及短路导电板与宽型槽间导电板卡紧，使该槽组短路，完结以上作业后告诉整流所进步电流。拔出放液铅塞，对漏点进行处理，处理结束后塞好铅塞，加满电解液后告诉整流所停电，承认停电后，撤除横电板，补齐槽内阴极板，承认导电后，告诉整流所逐步将电流升到额定值。 五、锌电解出产的首要技能条件与目标分析 （一）电锌质量 电锌质量首要是指分出锌的化学成分。在出产实践中，为了下降分出锌杂质含量，进步电锌等级，除加强溶液的净化操作外，还应采纳下列办法： 1、下降电锌含铜　首要从两方面着手，一是严厉要求新液含铜小于0.5mg／L；二是加强电解槽上操作，根绝含铜物料进入电解槽中污染电解液。 2、下降电锌含铅　其办法一是使电解液含锰离子坚持在3～5g／L；其二是将槽温操控在35～40℃；其三是恰当参加碳酸。别的，还要严厉执行掏槽准则和阴、阳极的平坦准则。 3、下降电锌含铁　首要是严厉操控熔铸工序操作，尽量防止运用铁制东西；严厉操控熔铸温度不超越500℃；严厉操作和办理，根绝铁质东西和机件掉入熔炉内。 （二）电流密度与电流效率 1、电流密度 在锌电积进程中，电流密度（面积电流）的正确挑选对电锌产品质量和电能耗费有重要意义。国际各锌厂选用的电流密度差异较大，动摇在200～1100Ａ／m2之间。在相同条件（酸度、温度、极距）下，电流密度每添加100Ａ／m2，因为溶液电阻增大使电压丢失添加0.17V（占5.3%）。故20世纪70年代以来建造的电锌厂，所选用的电流密度动摇规模大大缩小，一般为300～700Ａ／m2。另一方面因电力公司供电选用电网峰谷负荷不一起段不同电价，因而有些工厂在低谷负荷时段选用高电流密度出产，而在顶峰负荷时段选用低电流密度出产，以节省本钱。 2、电流效率 电流效率是指实践产出锌量与理论分出量比较的百分数，用以下公式标明： η＝m/ｑ×Ｉ×ｔ×N×100% 式中　η———电流效率，%； m———分出锌实践产值，g； ｑ———电化当量，1.2202g／（Ａ·ｈ）； Ｉ———电流，Ａ； ｔ———电解时刻，ｈ； N———电解槽数目。 电流效率是电积锌出产的一项重要技能经济目标，一般为85%～94%。影响电流效率的要素许多。 （1）电解液中锌酸含量　跟着电解液中锌含量的下降，相应地含酸量增多，然后引起锌的电流效率下降。 （2）阴极电流密度的影响　跟着电流密度的添加，氢的超电压增大，一般来说对进步电流效率是有利的。但必定要有相应的电解液成分和较低的温度条件相配合，不然电流效率不光不能进步，反而会下降。 （3）电解液温度的影响　在必定酸度下，电流效率随温度的升高而下降。这是因为氢的超电压随温度的升高而减小，杂质引起的烧板及锌的返溶随温度的升高而加重所构成的。因而锌电积有必要有冷却办法，确保电积进程中对电解液温度的技能要求。 （4）电解液纯度的影响　如前所述，比锌更正电性的金属杂质，如铁、镍、钴、铜、砷、锑和锗的存在，大都引起烧板、锌返溶或因阴、阳极之间发作氧化－复原类反响而下降电流效率。故应严厉操控净化液质量，进步净化深度。 （5）阴极表面状况的影响　假如阴极分出锌表面粗糙或呈树枝状就会增大阴极面积，使氢的超电压下降，会下降电流效率。有时还会呈现触摸短路。向电解液中参加适量的质量好的胶有利于改进分出锌表面状况，进步电流效率。 （6）电积周期的影响　电流效率跟着分出时刻的延伸而下降，这与分出状况有关。但时刻太短，出装槽频频，劳作量大，阴极板耗费添加。一般分出周期为24ｈ。 综上所述，为进步电流效率应发明下列条件：不断进步电解液纯度；合理挑选并操控好电解液锌、酸含量，合理的电流密度和分出周期；坚持较低的电解温度；恰当参加胶；削减漏电，做到绝缘好；坚持现场枯燥清洁；加强操作，及时处理触摸短路。 （三）槽电压与电能耗费 1、槽电压　是指电解槽内相邻阴、阳极之间的电压降，可直接用直流电压表测出。在出产上，一般用电源总电压除以串联总槽数所得的商来标明。槽电压改动在3.2～3.6V之间。槽电压是由硫酸锌的分化电压、战胜电解液电阻的电压降、阳极电压降、阴极电压降、阳极泥电阻的电压降等五项组成。硫酸锌的分化电压占槽电压的78.30%，电解液的电压降占12.13%。电极极化首要由电极表面上离子浓度改动所构成的，因而在设备条件必定的状况下对槽电压巨细有决议性影响的要素就是极间间隔、电流密度、电解液的酸度和温度、导体接头状况以及其他要素，缩短极距可以大大下降槽电压，然后削减电能耗费，但极距过小对操作晦气，还易发作短路。如某厂电解槽内的极间间隔为75mm。 2、电能耗费　是指每出产1ｔ分出锌所耗费的电能，单位为KWh／t。它是电积出产中一个重要的技能经济目标。 六、阴极锌熔铸 电解堆积分出的阴极锌片尽管化学成分已合格，但大块薄片及其表面状况不宜作为产品运送和贮存。因而，阴极锌片要进行熔化铸锭才可作为制品出厂。熔锌所用设备首要有反射炉及感应电炉两种，因为感应电炉不必燃料，炉内锌氧化少，锌直收率高，因而被广泛选用。 （一）阴极锌熔铸的出产进程 阴极锌熔铸进程是在熔化设备中将阴极锌片加热熔化成锌液，参加少数氯化铵（NH4CL），拌和，扒出浮渣，锌液铸成锌锭。首要操作在于合理运用感应电炉。 1、熔锌工频感应电炉的开停炉 熔锌工频感应电炉开炉有固体开炉和液体开炉两种办法。前者预备作业简略，但牢靠性差；后者开炉预备作业杂乱，但开炉牢靠。 开炉前的预备作业：①备齐正常出产时所需用的悉数东西；②全面查看设备是否完好适用，特别要要点查看电气设备的安全；③烘炉前应将炉子清扫洁净；④在熔池内铺1～2层锌锭与锌环触摸，构成闭合回路，以扩展锌环的散热面积和尽或许减小变压器与炉膛的温度差；⑤烘炉前除加料口外，应做好炉门的密封作业，以防散热过多。 烘炉和开炉：新筑电炉天然枯燥35ｄ，用串联或并联替换联接的办法在熔池内设置电热器，升温坚持300℃以下加热烘烤10～13ｄ，在此期间，炉子变压器是低压送电。要求变压器室温度与炉体温度坚持平衡。电热烘炉13ｄ待锌环温度到300℃时再撤走炉内电热器，用炉子变压器升温直至锌环的熔点。当锌环开端熔化则当即将过热锌液倾入炉内并转入高功率电压级，随温度升高，逐步参加阴极锌片，将炉子熔池灌满，开炉即告结束。 开炉注意事项：依据国外电炉出产经历，升温速度为1.5～2℃／ｈ。我国电炉出产实践标明，升温速度可为5～15℃／ｈ。升温要陡峭，不能动摇太大。往往因为炉温时高时低，因炉衬的膨胀系数不同，简略构成炉壁裂缝和锌环开裂，尤其是在100～300℃之间，即锌环熔化前要特别注意锌环的升温。当熔沟挨近419.58℃时，若发现电流表上的指针频频摇摆，应当即将过热锌液倾入炉内，并相对进步功率电压级送电。视温度改动状况逐步参加小批量阴极锌片，直到装满炉膛停止。电压持续上升，即可转入低才能出产。 在接到暂时停炉告诉时，首要将炉内温度尽或许进步，新炉可坚持1ｈ，旧炉可坚持40min。当康复送电时，应先从较低电压逐步进步，防止二次线圈电路堵截或熔沟崩裂。若停电时刻较长，首要应尽或许将熔池内的锌液铸锭，之后封堵各进、出料口，保温。如要停炉大修，则需把锌液悉数放出。 2、正常操作 当开炉结束转入正常操作后方可进料熔化。首要将阴极锌片吊运到加料口平台上，预热除掉水分。每8～15min均匀参加一垛约70mm厚的阴极锌片，以坚持炉温与熔池锌液面的安稳。阴极锌在电炉熔池内熔化进程中会构成浮渣。浮渣为氧化锌与锌液的混合物，为使锌液从浮渣中别离出来，下降浮渣率，进步锌直收率，在拌和时参加适量的氯化铵。依据阴极锌片的质量及炉内渣层的厚度等状况，每隔2ｈ左右进行一次拌和扒渣。扒渣时动作要轻、慢，扒到炉门稍停顷刻，以削减随浮渣带出来的锌液。每次扒渣后要在炉内残留少数（厚1～2Cm）的渣层，以维护锌液不被氧化。浮渣送出另行处理。 锌液浇铸机有机械浇铸和人工浇铸两种。机械浇铸设备有直线浇铸机和圆盘浇铸机。 （二）感应电炉熔铸锌的出产技能条件及其操控 1、熔锌温度 为确保锌熔铸进程正常操作，有高的产品质量和较低的浮渣率，应严厉操控熔锌温度。熔锌炉炉膛温度愈高熔锌才能愈大，且排出炉外的烟气含热量高，热效率低，炉温增高会加重锌液氧化，添加浮渣及烟尘量，下降锌的直收率。为防止锌液的氧化，炉内应为复原气氛，坚持微正压，操控适宜炉温，以进步炉子的出产才能和锌的直收率。一般进料前熔池锌液温度操控在500℃左右为宜。 2、液面操控 参加熔锌炉的阴极锌是凭借熔融锌的物理热而熔化的，因而，熔池内有必要坚持必定量的锌液，使阴极锌浸没于锌液中。浇铸进程中熔池内锌液面可操控在低于浇铸口30～100mm。熔锌炉出产运用必定时刻后，要铲除粘结在炉壁上的炉结，一般清炉周期为10～20ｄ，每次清炉时刻为3～8ｈ。 3、熔铸锌的直接回收率 熔铸锌的直接回收率受阴极锌质量、加料办法、加温办法和操作状况等要素的影响。关于熔锌反射炉，因为阴极锌结构疏松，含水量高，进炉阴极锌未悉数浸没于锌液中，直接与火焰触摸，会添加锌的氧化和浮渣量；假如氯化铵参加不妥，拌和不完全，扒渣时温度过低都会构成渣、锌别离欠好，渣带走锌量增多，这些要素均会下降锌直接回收率。熔锌电炉的直接回收率一般为96%～97.5%。不管选用反射炉仍是电炉哪种熔锌设备都要发作浮渣，这是因为从炉门进入炉内的空气或焚烧发作的废气CO2以及阴极锌片带入的少数水分，会使炉内的锌液氧化生成氧化锌，生成的氧化锌以一层薄膜状包裹一些锌液滴，构成小粒状的氧化锌与金属锌的混合物，即为浮渣（其间含锌80%～85%），浮渣越多，熔铸时锌的直收率越低。 浮渣的产出率与熔铸设备、熔铸温度、阴极锌的质量有关。当选用感应电炉熔铸时，因为不必燃料，炉内锌的氧化少，因而浮渣的产出率比反射炉低，锌的直收率高。一起，电炉同反射炉比较能耗较低（一般吨锌耗电为100～120KＷｈ）、劳作条件好、操作条件易于操控。 国内外均用电炉熔铸替代了反射炉熔铸。反射炉熔铸只在一些小厂运用。 为了下降浮渣产出率和下降浮渣含锌，熔锌时参加氯化铵，它的效果是与浮渣中的氧化锌发作如下反响： ZnO＋2NH4CL=ZnCl2＋2NH3↑＋H2O↑ 生成的ZnCl2熔点低（约318℃），因而损坏了浮渣中的ZnO薄膜，使浮渣颗粒中被夹持的锌液滴显露新鲜表面而聚组成锌液。 4、质量操控 锌锭产品要求表面光洁，没有飞边、毛刺、冷隔层、夹渣、气孔等缺点。物理质量的操控首要在于设备的调整和出产操作，影响要素首要有： （1）锭模　锭模型腔的形状、尺度和结构不只决议锌锭的形状、尺度，也决议铸锭的质量。因为液态金属在模内的凝结不完满是自下而上顺次进行的，铸锭的方向性结晶倾向较差，构成铸锭的缩孔和偏析较大。加之液态金属吸附气体、氧化和对铸模型腔底部表面的冲击引起铸模老化，然后影响铸锭表面光洁，乃至呈现严峻的“麻点”，锭模上下尺度不妥也会构成严峻飞边、毛刺。因而对锭模的结构要合理挑选，锭模质料应具有高的热导性、小的热膨胀系数、较低的弹性模数和较高的机械性能。为防止金属与模壁相互效果和粘结，防止金属的二次氧化和发作气孔，改进铸锭表面质量，运用进程中锭模表面应常常涂刷涂料并定时清洗。 （2）浇铸和冷却　烧铸温度过高、过低都对物理质量有影响。温度过高不易冷却，铸锭在运动中呈现飞边、毛刺和缩孔；温度过低简略发作冷隔层和夹渣。冷却办法尤其是冷却介质数量的多少也会影响物理质量。冷却风量大，铸锭双面发作波纹；冷却风量小，不易冷却。冷却水量大，不能雾化，铸锭发作缩孔；水量小也不易冷却。 （3）锭机运转　锭机运转不平稳也会构成表面波纹和飞边毛刺。

一、浸出液成分及其净化办法 锌焙砂或其他的含锌物料（如氧化锌烟尘、氧化锌原矿等）经过浸出后，产出中性浸出液，虽然在浸出进程中经过操控结尾酸度使Fe3＋彻底水解堆积的一起，除掉了砷、锑等部分杂质，可是残存的许多杂质（如Cu，Cd，CO，Ni，AS，Sb，Ge等）对锌电解堆积进程有极大损害，会使电解电流功率下降、添加电能耗费、影响阴极锌质量、腐蚀阴极和构成剥锌困难等。 因而，有必要经过溶液净化，将损害锌电积的一切杂质除掉，产出合格净化液才干送至锌电解槽。 表1  中性浸出液的成分规模及均匀含量（g/L）净化的意图是将中性浸出液中的铜、镉、钴、镍、砷、锑等杂质除至电积进程的答应含量规模之内，保证电积进程的正常进行并出产出较高等级的锌片。一起，经过净化进程的富集作用，使原猜中的有价伴生元素，如铜、镉、钴、铟、等得到富集，便于从净化渣中进一步收回有价金属成分。 净化办法按其净化原理可分为两类：①加锌粉置换除铜、镉，或在有其他添加剂存在时，加锌粉置换除铜、镉的一起除镍、钴。依据添加剂成分的不同该类办法又可分为锌粉－砷盐法、锌粉－锑盐法、合金锌粉法等净化办法；②加有机试剂构成难溶化合物除钴，如黄药净化法和亚硝基β－酚净化法。各种净化办法的工艺进程概要列于表2。 表2  各种硫酸锌溶液净化办法的几种典型流程从表2能够看出，因为各厂中性浸出液的杂质成分与新液成分操控标准不同，故各厂的净化办法亦有所不同，且净化段的设置亦不同。按净化段的设置不同，净化流程有二段、三段、四段之分。按净化的作业办法不同有接连、接连作业两种。接连作业因为操作与操控相对较易，可依据溶液成分的改变及时调整组织出产，为中、小型湿法炼锌厂广泛使用。接连作业的出产率较高、占地面积少、设备易于完成大型化、自动化，故近年来开展较快，但该法操作与操控要求较高。 因为铜、镉的电位相对较正，其净化除杂相对简略，故各工厂都在榜首段优先将铜、镉首要除掉。运用锌粉置换除铜、镉时，因为铜的电位较镉正，更易优先堆积，而锌粉置换除镉则相对困难些，需参加过量的锌粉才干到达净化的要求。 因为钴、镍是浸出液中最难除掉的杂质，各工厂净化工艺办法的差异（表2）实质上就在于除钴办法的不同。选用置换法除钴、镍时除需加添加剂外，还要在较高的温度下，并参加过量的锌粉才干到达净化要求。或许运用报价昂贵的有机试剂，合理挑选除钴净化工艺可下降净化本钱。 二、锌粉置换除铜、镉 （一）置换法除铜、镉的根本反响 因为锌的标准电位较负，即锌的金属活性较强，它能够从硫酸锌溶液中置换除掉大部分较正电性的金属杂质，且因为置换反响的产品Zn2＋进入溶液而不会构成二次污染，故一切湿法炼锌工厂都挑选锌粉作为置换剂。金属锌粉被参加到硫酸锌溶液中便会与较正电性的金属离子如Cu2＋，Cd2＋等发作置换反响。 因Cu，Cd，Co，Ni四种金属的标准电极电位都较锌为正，但因为铜的电位较锌的电位正得多，所以Cu2＋能比Cd2＋，Co2＋，Ni2＋更简略被置换出来。在出产实践中，假如净化液中其他杂质成分能满意电积要求，那么Cu2＋则彻底能够到达新液质量标准。 湿法炼锌厂浸出液含锌一般在150g／L左右，锌电极反响平衡电位为－0．752V。那么上述置换反响就能够一向进行到Cu，Cd，Co，Ni等杂质离子的平衡电位到达－0．752V时停止，即从理论上讲这些杂质金属离子都能被置换得很彻底。但这仅仅是从热力学视点经过核算得到的成果，与实践情况有很大误差。例如，从热力学数据比较，钴的平衡电位比镉的平衡电位相对较正，应当优先于镉被置换堆积，但因为Co2＋复原分出的超电压较高的原因，实践上Co难以被锌粉置换除掉，乃至几百倍理论量的锌粉也难以将Co除掉至锌电积的要求。成果刚好相反，因而在出产上需求经过采纳其他的办法才干将钴从溶液中置换堆积出来。 （二）置换进程的影响要素 因为铜、镉较易除掉，故大大都工厂都挑选在同一段将铜、镉一起除掉，该置换进程受以下几个方面的影响： 1、锌粉质量 置换除Cu，Cd应当选用较为纯洁的锌粉，除了可防止带入新的杂质外，一起削减锌粉的用量。因为置换反响是液相与固相之间的反响，故反响速度首要取决于锌粉的比表面积，因而，锌粉的表面积越大，溶液中杂质成分与金属锌粉触摸的时机就越多，反响速度越快。 可是，过细的锌粉简略漂浮在溶液表面，也晦气于置换反响的进行。因为净化用锌粉在制备、储藏等进程中均不可防止地有部分表面氧化，使锌粉的置换才能大大下降，故有的工厂在净化时首要用废液将净化前液酸化，使锌粉表面的ZnO与硫酸发作反响，使锌粉呈现新鲜的金属表面，以进步锌粉的置换反响才能。应当指出，溶液酸化有必要恰当，酸度过低则难以到达意图，酸度过高则会添加锌粉耗量，一般工厂操控酸化PH值为3.5～4.0。 假如选用一次加锌粉一起除Cu和Cd，一般要求锌粉的粒度为－0.149～－0.125mm。但有的工厂因为浸出液含铜较高，故选用两段别离除铜和镉。例如比利时巴伦电锌厂，当溶液含铜超越400mg／L时，首要加粗锌粉沉铜。飞龙实业有限责任公司当溶液含铜超越500mg／L时，参加粗锌粉将铜首要堆积下来，产出海绵铜后再将溶液送至除镉工段。在单设的除镉工序则可选用粒度相对较粗的锌粉。 2、拌和速度 因为置换反响是液相与固相之间的反响，进步拌和速度有利于添加溶液中Cu2＋和Cd2＋与锌粉彼此触摸的时机，别的，拌和还能促进已堆积在锌粉表面的堆积物掉落，暴露出锌粉的新鲜表面，有利于反响的进行。一起，加强拌和更有利于被置换离子向锌粉表面分散，然后到达下降锌粉单耗的意图。但拌和强度过高对反响速度的进步并无显着改进，反而添加了能耗，构成净化本钱上升，因而挑选适合的拌和强度是很重要的。为了强化出产，有的工厂在净化除铜、镉时选用流态化净液槽。 锌粉置换除铜、镉时的拌和办法应该选用机械拌和，若选用空气拌和则会使锌粉表面氧化而呈现钝化现象，别的，空气中的氧会使已置换分出的铜、镉发作复溶。 3、温　度 进步温度能够进步置换进程的反响速度与反响进行的彻底程度，但进步温度也会添加锌粉的溶解以及已堆积分出的镉的复溶。所以加锌粉置换除Cu，Cd应操控恰当的反响温度，一般为60℃左右。研讨标明，镉在40～45℃之间存在同素异形体的改变点，温度过高会促进镉复溶。 4、浸出液的成分 浸出液含锌浓度、酸度与杂质含量及固体悬浮物等，均影响置换反响的进行。浸出液含锌浓度较低则有利于置换进程中锌粉表面Zn2＋向外分散，但浓度过低则有利于的分出，然后增大锌粉耗费量。故出产实践一般操控浸出液含锌量在150～180g／L为宜。 溶液酸度越高则越有利于的分出，然后发作无益的锌粉损耗，并促进镉的复溶。出产实践中，为使净化溶液剩余的Cu，Cd到达净化要求，须保持溶液的PH值在3.5以上。 5、副反响的发作 虽然在浸出进程中已将大部分的AS，Sb经过共堆积的办法除掉，但仍有一定量的AS，Sb存在于浸出液中，置换进程中尤其在酸度较高的情况下，在实践溶液PH值条件下，不可防止地发作剧毒的AsH3和SbH3气体（后者很不安稳，在锌电积条件下SbH3简略分化），因而，应在浸出段尽可能将砷、锑彻底除掉。别的，在出产中应加强工作场地的通风换气，保证出产安全。 （三）镉复溶及防止镉复溶的办法 前已述及，镉的复溶与温度有很大的联系，故须操控适合的操作温度。别的，出产实践标明镉的复溶还与时刻、渣量以及溶液成分等要素有关。其间铜、镉渣与溶液的触摸时刻长短对镉的复溶影响较大。 因为置换分出的铜、镉渣与溶液触摸的时刻越长则置后液含镉越高，故净化作业完毕后应快速进行固液别离。出产实践标明，溶液中铜、镉渣的渣量也对镉复溶有很大影响，渣量越多则镉复溶越凶猛，故在出产进程中应定时整理槽罐，选用流态化净化时应尽量缩短放渣周期。 溶液中的杂质AS，Sb的存在，不只添加锌粉的单耗，也促进镉的复溶。因而中性浸出时应尽可能将这些杂质彻底除掉。此外，还需求操控好中性浸出液中Cu2＋的浓度，铜离子的浓度操控在0.2～0.3g／L为宜。 为尽量防止除铜、镉净化进程中镉的复溶，出产实践中除操控好操作技能条件外，还须操控好适合的锌粉过量倍数，有的工厂在除铜、镉中将锌粉分批次投入，并在净化压滤前投入少数锌粉压槽，并经过添加铜、镉渣中的金属锌粉量来削减镉的复溶。 （四）置换法除铜、镉的首要技能条件操控 湿法冶金工厂因为质料差异原因，有的工厂浸出液含铜高，选用二段净化别离堆积铜、镉，但大部分工厂都在同一净化段一起除铜、镉。其首要技能条件列于表3。因为各厂溶液成分有差异，故置换铜镉后液成分亦有不同，且产出的铜镉渣的化学成分也不同，一般来说，铜镉渣含锌38%～42%，含铜4%～6%，含镉8%～16%。产出的铜镉渣送归纳收回铜、镉和其他有价伴生金属。 表3  置换除铜镉的首要技能条件三、有机试剂法除钴、镍 有机试剂堆积法除钴是经过试剂与溶液中钴、镍等杂质构成难溶的化合物被除掉的办法。现在在出产上使用的有机试剂除钴法有黄药除钴和α亚硝基－β酚除钴法。 四、除掉氟氯及其他杂质的净化办法 中性浸出液中的氟、氯、钾、钠、钙、镁等离子含量如超越答应规模，也会对电解进程构成晦气影响，可选用不同的净化办法下降它们的含量。 （一）除　氯 一般情况下，氯的首要来历是锌烟尘中的氯化物及自来水中的氯离子。溶液中氯离子的存在会腐蚀锌电解进程的阳极，使电解液中铅含量升高而下降分出锌等第率，当溶液含氯离子高于100mg／L时应净化除氯。常用的除氯办法有硫酸银堆积法、铜渣除氯法、离子交换法等。 1、硫酸银堆积除氯是往溶液中添加硫酸银与氯离子作用，生成难溶的氯化银堆积。该办法操作简略，除氯作用好，但银盐报价昂贵，银的再生收回率低。 2、铜渣除氯是根据铜及铜离子与溶液中的氯离子彼此作用，构成难溶的氯化亚铜堆积。用处理铜镉渣出产镉进程中所产的海绵铜渣（25%～30%Cu、17%Zn、0.5%Cd）作沉氯剂。进程温度45～60℃，酸度5～10g／L，经5～6h拌和后可将溶液中氯离子从500～1000mg／L降至100mg／L以下。 3、离子交换法除氯是运用离子交换树脂的可交换离子与电解液中待除掉的离子发作交互反响，使溶液中待除掉的离子吸附在树脂上，而树脂上相应的可交换离子进入溶液。国内某厂选用国产717强碱性阴离子树脂，除氯功率达50%。 （二）除　氟 氟来历于锌烟尘中的氟化物，浸出时进入溶液。氟离子会腐蚀锌电解槽的阴极铝板，使锌片难于剥离。当溶液中氟离子高于80mg／L时，须净化除氟。一般可在浸出进程中参加少数石灰乳，使氢氧化钙与氟离子构成不溶性氟化钙（CａF）再与硅酸聚合，并吸附在硅胶上，经水淋洗脱氟便使硅胶再生。该办法除氟率达26%～54%。 因为从溶液中脱除氟、氯的作用欠安，一些工厂选用预先火法（如用多膛炉）焙烧脱除锌烟尘中的氟、氯，并一起脱砷、锑，使氟、氯不进入湿法体系。 （三）除钙、镁 电解液中K＋，Nａ＋，Mg2＋等碱土金属离子总量可达20～25g／L，假如含量过高，将使硫酸锌溶液的密度、粘度及电阻添加，引起沉清过滤困难及电解槽电压上升。 溶液中的K＋，Nａ＋离子，假如除铁工艺选用黄钾铁矾法沉铁，它们参加构成黄钾铁矾的反响而随渣排出体系。例如日本安中锌冶炼厂经黄钾铁矾沉铁后，溶液中钾、钠离子由本来的16g／L降至3g／L。 锌电积时，镁应操控在10～12g／L以下，镁浓度过大，硫酸镁结晶分出而堵塞管道及流槽。大都工厂是抽出部分电解液除镁，换以含杂质低的新液。 1、法除镁　用25%的中和中性电解液，其组成为（g／L）：Zn130～140，Mg5～7，Mn2～3，K13，Nａ2～4，CL0．2～0．4，操控温度50℃，PH＝7．0～7．2，经1h反响，锌呈 碱式硫酸锌［ZnSO4·3Zn（OH）2·4H2O］分出，堆积率为95%～98%。杂质元素中98%～99%的Mg2＋，85%～95%的Mn2＋和简直悉数的K＋，Nａ＋，CL－离子都留在溶液中。 2、石灰乳中和除镁　印度Ｄeｂａｒｉ锌厂每小时抽出4．3m3废电解液用石灰乳在常温下处理，堆积出氢氧化锌，将含大部分镁的滤液丢掉，可阻挠镁在体系中的堆集。或在温度70～80℃及PH＝6．3～6．7条件下加石灰乳于废电解液或中性硫酸锌溶液中，可堆积出碱式硫酸锌，其成果是70%的镁和60%的氟化物可除掉。

近期硫酸锌价格持续下跌，出厂报价在4300左右，多数厂不报价。年前备货、与环保因素，后期硫酸锌价格有望持续下跌。在硫酸锌价格下跌的背后,有着几只重要的推手;基本面上，中国人民银行决定，从2010年5月10日起，上调存款类金融机构人民币存款准备金率0.5个百分点，农村信用社、村镇银行暂不上调。这是央行今年第三次上调存款准备金率，调整后，大中型商业银行存款准备金率达到17%的高点。此次调整后，存款准备金率离历史的最高峰17.5%仅一步之遥，相当于回收2500亿流动资金。货币流动性的再次缩紧势恐将对目前本就较弱基金属走势造成进一部的打压，硫酸锌价格面临再次回调的压力。欧美方面，欧元区各国成员5月2日达成了1100亿欧元紧急救助袭来的计划，但欧元对美元周一仍然震荡下跌。而且美国周一公布的制造业和建筑开支数据表现强劲，显示美国经济继续好转。与此相比尽管希腊获得了拯救，但欧元区仍深陷主权债务问题当中拖累了欧元的走势。美元的强势也将会使硫酸锌价格承压.国内库存方面，三大金属上周库存集体上升，也对价格造成不利影响。硫酸锌价格的震荡,直接导致了硫酸锌市场的冷清,许多贸易商纷纷表示愿意低价出售库存中的硫酸锌存货,以把损失降到最低.   

本发明涉及一种硫酸锌溶液一段净化除铜、二段除镉和三段除钴的方法和实现该方法的装置。通过采用多个反应器串联连续除铜、除镉及活性锌粉除钴，可以实现Cu、Cd、Co三种元素的分离，分别得到含Cu高达55～85％铜渣、含Cd高达55～70％镉渣及钴渣，减少了铜、镉渣的后序处理工序并节省了锌粉，除铜、镉的锌粉消耗量也由现有生产技术的4～5倍降至1.5～2.0倍，除铜、除镉可以连续化作业，该方法和装置特别适合于湿法炼锌厂的锌液净化工艺。

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.

浸出液首要经过弄清和真空脱氧处理。弄清是为了除掉悬浮颗粒或细矿泥，真空脱氧是为了削减锌的耗费和避免金的反溶。然后用锌置换沉积得出金泥。因在溶液中，锌的标准电位为－1.26V，比金的标准电位－0.31V更负，故金属锌很简单从溶液中置换出金，其反应为：   Zn＋2NaAu（CN）2 →Na2Zn（CN）4＋2Au K＝1.0×1023       前期是选用锌丝置换沉积，随后改进用锌粉置换沉积。这两种置换办法的技能经济指标的比照成果列在表1，能够看出锌粉置换显着优于锌丝置换，锌粉用量少，金回收率高和金泥档次高。所用锌粉是经过蒸馏锌制得，含锌95％～97％、铅1％左右，粒度小于0.01mm。所得到的金泥用10％～15％的硫酸溶液洗涤除锌后，参加碳酸钠、硼砂、石英等熔炼成金银合金，然后再精粹得出金、银产品。在工业上选用的连续加锌粉置换沉积法（Merrill Crowe法）的设备体系图如图1所示。   表1  两种置换办法的技能经济指标的比照成果项目锌粉置换锌丝置换贵液档次/（g·m3）18.0317.50贫液档次/（g·m3）0.0210.154置换率/％99.8999.12金泥量/kg564910084金泥档次/％17.138.60置换本钱单耗单位本钱单耗单位本钱锌0.616kg1.67元2.20kg9.24元0.206kg0.76元0.20kg0.74元滤布0.094m0.25无    图1  连续加锌粉置换沉积法（Merrill Cruwe法）的设备体系

粗铋加锌除银精炼产出的富银渣，经熔析脱铋后，在回收银之前，必须将熔析后Ag－Zn渣中锌脱去，既可回收锌，又为回收银作好预处理。 脱锌可采用蒸馏法或酸浸法。富银渣熔析后产出的熔析渣成分列于表2，其中铋、锌、银的物相分析列于表1。从表1可见，铋主要以金属铋状态存在，锌主要以氧化锌状态存在，银以金属银状态存在。 蒸馏法 从物相分析中得知，焙析渣中83%以上的锌呈ZnO状态存在，所以蒸馏时必须在熔析渣中配入还原剂，使锌呈锌蒸气蒸发。为了降低蒸馏的温度，采用真空蒸馏法。 表1  熔析渣的物相分析（%）一、工艺流程。 如图1所示。图1  熔析渣真空蒸馏工艺流程图 二、主要技术条件。 蒸馏温度：750℃，蒸馏时间；3～4小时，还原煤消耗为理论量3倍，真空度：1999.83～2664.40帕。 真空蒸馏产物的成分及挥发率列于表2。 表2  真空蒸馏产物成分（%）三、主要设备。 颚式破碎机一台，真空电炉一台。 四、产物用途。 冷凝锌返回铋精炼加锌除银用；蒸馏残渣及高银铋用作提银原料。

此法用来出产硫酸锌。 一、工艺流程。 如图1。图1  七水硫酸锌出产工艺流程图 二、首要技能条件。 浸出温度：80℃，液固比：4∶1，酸耗为理论量的1.4～1.5倍，残酸为15～20克／升，粒度：－40目，浸出时刻，2小时，锰粉参加量为渣量的1∕10。 一次净化除重金属铅，铜，铋：参加锌粉，分两次加，每次参加量为渣量3～4%，净化温度高于70℃，拌和，pH3～5。 二次净化除铁：参加，第一次参加理论量的40%，第2次参加30%，第三次参加40%，除铁至微量，溶液煮沸，拌和，pH3～5。 蒸腾结晶：净化后溶液蒸腾至密度1.52克／厘米3，冷却结晶，结晶用离心机过滤甩干即可包装。 三、首要设备。 浸出槽一个，净化槽二个，蒸腾浓缩槽一个，皆选用φ1000×1500毫米之珐琅反应釜：球磨机一台；颚式破碎机一台：离心过滤机一台。 四、产品用处。 产品可作印染媒染剂，木材及皮革防腐剂，医药催吐剂，人造纤维辅助材料，避免果树和苗圃病虫害，农肥，还用于电缆和电镀职业，用于出产锌盐和立德粉，用作选矿药剂。 五、产品质量。 一级品含ZnSO4·7H2O≥99%，游离酸不高于0.05%，水不溶物不高于0.02%，氯化物（Cl）不高于0.05%，铁不高于0.005，铅不高于0.01%；二级品含ZnSO4·7H2O98%，游离酸不高于0.1，水不溶物不高于0.05%，氯化物（Cl）不高于0.2，铁不高于0.01，铅不高于0.05%。

从含高锌或铅鼓风炉渣、炼锌的浸出渣、含锌的钢铁粉尘中回收锌、铅以及其他有用物质时，也有火法和湿法两种。1.渣烟化法锌渣(10-18%Zn)在鼓风炉型的炉中熔融，从风口一并吹入空气和微粉煤，还原挥发演中的锌，在气相中氧化，回收ZnO。最近有用电炉还原挥发锌渣，再冷凝回收锌。炼锌浸出残渣也有用作铅鼓风护的原料，提高渣中的锌量，可用烟化法回收。2.威尔兹法(Waelzprocess)在浸出残法或含锌的钢铁粉尘等当中加焦粉为还原剂，装在称为威尔兹炉的稍有倾斜的回转窑中。从一端用重油喷嘴加热，炉料在炉内旋转的同时向前移动，还原挥发的锌、镉、铅在中途氧化，在收尘装置中以粗氧化锌((65-70%Zn)形态回收，作为炼锌原料。3.电热法 在含锌原料中加焦粉和返矿进行制粒、烧结。此烧结矿(25%Zn, 30%Fe,4%Pb,+1Omm)55%加入同粒度的焦炭45%，装入电热蒸馏炉中使锌还原挥发，捕集回收为ZnO,矿渣含6%Zn,5.5% Pb,50%Fe, 1%Cu,经磁选，非磁性物返口，磁性物在电护还原熔融，分离回收铁和铅。 4.硫酸化培烧法在浸出残渣中加入等量的硫化铁精矿(FeS2)，用沸腾焙烧炉在950K进行硫酸化焙烧，则铁酸锌分解为ZnSO4和Fe2O3浸出ZnSO4浸出液送往炼锌的主流程。 5.湿法处理浸出残渣用锌电解尾液在约363K(90℃)条件下浸出，锌、铁一起溶解。而且，在SO2的还原气氛下极易溶解。所得浸出残清中富集不溶性的铅和银。浸出液中含有大量的铁(30kg/m3左右)。因此，必须使铁形成过滤性良好的沉淀而除去。为此，可采用如下三种方法:(1)在363K(90℃)条件下加Na+,NH4+中和，生成过滤性良好的铁矾((Na/NH4)Fe3 (SO4)2 (OH)6)沉降除去。(2)添加ZnS(锌精矿)使Fe3+还原为Fe2+，同时通入空气进行中和，生成针铁矿(FeOOH)沉淀而除去。(3)用高压釜，在高压氧气下加热到470K，生成赤铁矿(Fe203)而除去

我国再生锌的处理工艺分火法和湿法两种，以火法为主。其中处理锌含量较高的废金属杂料的方法有还原蒸馏法、湿法、熔析熔炼、铝法等。处理含锌量较低的钢厂烟尘等主要用回转窑、平窑等工艺先生产氧化锌，直接可以得到锌锭。 一、对锌含量较高的废杂料处理 蒸馏法和湿法是目前处理含锌量较高的锌渣、锌灰等的回收工艺，直接可以得到锌锭。 （一）横罐蒸馏法处理富锌废料 这种方法生产过程比较简单，不需要很多机电设备，基建投资少，成本较低，目前仍被我国一些小型再生锌冶炼厂用于处理富锌废料，如热镀锌锌灰、锌渣、粗锌锭、边角料等。 当横罐炼锌的原料为锌渣时，锌回收率有80%～85%，如果是锌灰，则只有40%～60%，横罐炼锌得到的锌质量不高，一般只能达到4号或5号锌，甚至等外锌。要想得到高质量的再生锌，还需对其进行精馏精炼。 （二）真空蒸馏法 此法的原理是利用锌渣中锌和其他金属的蒸汽压不同达到锌和杂质分离的目的。该法只能处理热镀锌渣，其优点是在较低的温度下可获得较高的蒸发速度和较高的金属回收率，对物料中的成分有选择性的回收，产品能避免氧化和其他污染，纯度可达到99.8%～99.9%，回收率可达85%以上。渣中未蒸透的锌可通过简单的分选后返回蒸馏，因而其总回收率可达98%以上，且设备简单，操作简便，加工成本低于传统的平罐再生工艺。但是该法的设备投资较大，推广受到限制，在个别大型镀锌钢厂有使用。 （三）湿法工艺 湿法流程可分为溶性阳极电解和浸出——净化——电沉各两种工艺。可溶阳极电解工艺适于处理锌渣，而浸出——净化——电沉积工艺适于处理锌灰。两种工艺都采用硫酸和硫酸锌的水溶液作电解液。 在炼锌工业中，湿法炼锌是目前的主要技术发展方向，湿法工艺的优点是锌回收率高，比传统的火法高20%左右，便于实现机械化、自动化，过程产生的废水、废渣少，对环境污染小。 二、钢铁厂含锌烟尘的处理在高炉炼铁和废钢再生冶炼过程中，铁精矿和钢铁镀锌层中的锌会以气态挥发，随烟气进入收尘系统被收集下来。这种烟尘，根据原料来源不同，含锌量高低不等，这些含锌烟尘大多采用回转窑、平炉等工艺生产次氧化锌（含锌50%）。然后卖到一些氧化锌厂进一步生产高纯氧化锌。

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    ☺

一、概述     韶关冶炼厂进厂质料含锗约0.0048％，选用I.S.P.工艺出产锌和铅金属时，质猜中约55％的锗进入粗锌中。粗锌中的锗在精馏过程中，约40％进入铅塔硬锌，40％入B吨塔硬锌，其他大多在鼓风炉的锌渣中。       硬锌选用蒸馏法得锌粉和锗渣。锌渣选用浸出－丹宁沉锗得锗精矿（中浸液经处理得七水硫酸锌）。       含锗产品用浸出－蒸馏法制取，最终将其水解成二氧化锗。二氧化锗经复原可得金属锗。       由铅锌精矿至金属锗总收回率达33％～55％。       硬锌处理工艺流程见图1，锌渣处理工艺流程见图2，二氧化锗和金属锗出产工艺流程见图3。    图1  硬锌处理工艺流程    图2  锌渣处理工艺流程    图3  二氧化锗出产流程       二、质料       （一）硬锌成分       硬锌是以锌、铅为主体的多元合金，含有少数Fe、As、Ge等元素。硬锌成分见表1。   表1  硬锌成分，％称号ZnPbAsFeCuGeCd铅塔硬锌80～908～100.4～1.00.7～1.00.140.17～0.46微B号塔硬锌74～8010～151.0～2.52.0～3.01.5～3.00.5～1.0微       （二）锌渣成分       锌渣用于出产硫酸锌并收回锗。其成分（％）为：Ge0.088，Zn76.70，Pb2.57，As0.299，Fe0.22。       三、技能操作条件       硬锌选用隔焰炉和工频感应电炉处理。这两种炉子、丹宁锗出产及二氧化锗出产的技能操作条件如下：           （一）隔焰炉  燃烧室温度1350～1450℃煤气预热温度＞750℃蒸腾室温度890～920℃熔化炉780～840℃锌粉冷凝温度≤300℃废气（换热室出口）＜450℃处理量800～1200kg/（炉·8h）       （二）工频感应电炉  炉温＜1200℃炉顶温度950～1000℃电压380V电流＜260A冷却器温度350～400℃冷却水出口温度＜55℃冷却水进口压力＞19.6×104Pa投料量700kg/炉电炉炉时15～20h       （三）丹宁沉锗       栲胶∶锗（35～40）∶1（浸出液含锗0.10～0.25g/L）       始酸pH值    2.5～3.0       温度         60℃       拌和时刻     5min       （四）丹宁锗焙烧       温度         约550℃       时刻         3～5h/盘       气氛         能充沛氧化       （五）二氧化锗出产       浸出－蒸馏       液固比           8∶1       始酸pH值        1       FeCl3参加量      物料量的0.1～0.3倍       拌和速度         80r/min       通氯量           50kg料通氯3kg       浸出温度         60～70℃       蒸馏最高温度     115℃       蒸馏残液         含CaCl2300g/L，HCl2～2.5g/L       残液中和       初温        60℃       终温         ＜90℃       终酸pH值    4.5～5.0       水解       投入量           1600ml/桶       ∶水           1∶6.5（体积）       参加速度      20～30ml/min       水解槽温度            ＜0℃       烘干温度                 140～160℃       烘干时刻                 6～8h       四、产品产率及成分       （一）隔焰炉       日处理量       2.4～3.6t/（炉·d）       日产锌粉量     1.4～2.2t/（炉·d）       含锗粗铅       Zn15％，Pb70％，Ge1.2％。约占硬锌量的20％       锌渣           Zn75％，Pb8％。用于出产硫酸锌       （二）工频电炉       锌粉产值         500kg/（台·d），产率约70％       产锗渣含锗     3.0～4.0kg/（台·d），产率约7.5％       粗铅           Pb＞75％，Zn1.8%，Ge＜1.1％，产率约12％       高砷锗渣成分   Zn4.62％，Pb21.8％，As12.4%，Fe10.93%       （三）粗二氧化锗出产       丹宁锗粗矿   Ge＜5％ As＜1％（湿渣：Ge＜2％  As＜0.2％ H2O＜80％）       粗二氧化锗   白色粉末Ge≥65％  As＜1.0％       五、首要技能经济指标       隔焰炉       （2.7m2，3.55m2）       锌收回率      95.5％       锌直收率      75.5％       煤气单耗      3800m3/t硬锌       水单耗        120t/t硬锌       工频电炉（190kW/380V）       锌收回率     95.0％       锌直收率     83％       锗收回率     95％       锗直收率     75％       硬锌单耗     1.181t/t锌粉       粗二氧化锗出产       锌渣中锌收回率       92％       锌渣中锗收回率       50.5％       高砷锗渣中锗收回率   90.25％（至GeO2）       六、首要设备实例       韶冶锗车间首要设备为两座隔焰炉，面积分别为2.7m2和3.55m2，1台190kW/380V的工频感应电炉；其他均为湿法车间的小型设备。

一、蒸馏除锌法       从铅熔析锅或铋精粹锅产出的银锌壳，经榨机挤去液铅（铋）后送火法蒸馏除锌，产出富含贵金属的铅合金（称富铅）。经灰吹除铅，产出金银合金，送别离和提纯。此工艺为处理银锌壳的惯例办法，工艺老练，为国内外广泛选用，其工艺流程如图1所示。银锌壳主要为铅、锌与银（金）的合金，搀杂少数的铜、砷、锑等金属及它们与铅、锌的氧化物。在101.325kPa下锌的沸点为907℃，比其他金属低。在复原气氛下将银锌壳加热至1000～1100℃，使锌、铅等氧化物复原成金属，然后金属锌在高于其沸点的温度下呈气态蒸腾，使锌与铅、银等别离。蒸腾的锌蒸汽导入冷凝器凝聚成金属锌收回。蒸锌时一般用可倾动的蒸馏炉，其炉身是用耐火砖砌在铁架上，铁架两边支承在枢轴上，由齿轮和螺杆传动。炉体水平断面为正方形，炉顶呈拱形，后壁开有烟道，前壁留有蒸馏罐的口，以设备和取出蒸馏罐。罐装好后用砖及黄泥封住。炉中下部有拱桥形支承蒸馏罐用。可用粉煤、焦炭或重油加热。烧油和烧粉煤的炉子装有喷嘴，焦炭炉的底部有炉箅，炉顶开口装焦炭加料斗，如图2所示。蒸馏时，蒸馏罐口装有冷凝器，并与铸锭车相衔接。  图1  银锌壳的蒸馏与灰吹流程  图2  焦炭蒸馏罐炉示意图 1-蒸馏罐；2-拱桥支架；3-冷凝器；4-支撑架与铸模台； 5-焦炭料；6-烟道；7-炉箅                                        蒸馏罐形如平底小口瓶，用鳞片状石墨和耐火泥混合制成。石墨：耐火泥＝0.55∶0.45，罐壁厚45mm左右，一只高0.99m，腹部净空直径0.443m的蒸馏罐每次可蒸馏银锌壳500～700kg，每只罐可运用60次左右。新罐运用前须先置于炉顶上烘烤7d左右以除净潮气，再入炉缓慢升温24h，罐呈暗红色时开端参加银锌壳。空罐加热时，罐内常加少数木炭或焦炭，避免罐内壁过火氧化而缩短运用寿命。在炉内，蒸馏罐约呈45°歪斜安顿在支承座上以增大罐在炉内的受热面积，蒸馏进程为连续作业，蒸馏数罐质料后将罐按固定方向恰当传动，变更其在支架座上的触摸部位避免罐体某处一向受重压而损坏。       将蒸馏罐装好后须将炉口封严，加料后再将冷凝器与灌口衔接处密封。冷凝器可用旧蒸馏器替代，但常用铸铁罐或钢壳内衬耐火泥或耐火砖罐作冷凝器。冷凝器形状一般为截头圆锥形或圆柱形，顶部开有排气口，底部有放锌口。冷凝器的规格视蒸馏罐巨细、燃料品种及操作办法等要素而定。冷凝器靠蒸馏罐不断发生锌蒸气和气体坚持罐内温度，正常条件下一般为450～500℃。若冷凝器内温度低于锌的熔点（419.47℃），则进入冷凝器的大部分锌蒸气冷凝为蓝粉；若温度高于500℃，锌蒸气冷凝不彻底，部分被气流带走形成锌的丢失。       操作时往蒸馏罐内装满银锌壳和复原剂（2%～3%的碎木炭或3%～4%碎焦炭）后，敏捷升温至炉内温度1100～1200℃（罐内温度1000～1100℃）。待银锌壳软化后再补加质料，直至罐内充溢液态合金后才装上冷凝器，开端蒸锌。蒸锌初期锌蒸气淡薄，冷凝器内温度较低，锌蒸气初冷凝为蓝粉。蒸锌1h后，液态锌金属才开端凝聚。蒸锌进程中，分次放出液锌，每次约放出三分之二，留三分之一坚持冷凝器内的温度，有利于锌蒸气与液锌触摸，有利于生成液相，削减蓝粉的生成。蒸锌时若排气口冒白烟并呈现浅蓝色火焰，表明锌蒸气在焚烧，阐明蒸锌正顺利进行。白烟逐步变浅，最终转变为黄烟，表明铅在氧化，蒸锌已达结尾。每次蒸锌作业约需6～8h。       蒸锌停止后，放出悉数液锌。移开冷凝器，再倾动炉体将蒸馏罐内的富铅倾入钢桶内。捞出浮渣，富铅铸锭，送灰吹提取金银合金。用铁器将粘附于蒸馏罐壁的渣刮下来，回来再蒸馏。然后将炉体复位，预备进行下一次蒸馏。       蒸馏产出的金属锌尚含少数的银和铅，可回来供加锌除银用。蓝粉回来再蒸馏或从化液和其他溶液中置换金。       每吨银锌壳约耗费500～700kg焦炭或180～270L重油，锌的收回率为65%～80%。蒸馏法除锌时锌的收回率较低，部分锌被氧化丢失掉。所得富铅中银含量低，灰吹时铅的丢失大。而且蒸馏炉和灰吹炉的生产率较低。       二、低温真空蒸馏除锌法       法国诺耶列斯铅厂选用真空蒸馏除锌来处理银锌壳。先用压榨除掉过量铅的银锌壳组成为：Ag10%，Zn30%，Pb60%，将银锌壳参加深度大而口径小的锅中，在盐层覆盖下熔析，产出含银25%、锌65%、铅10%的三元合金富团体（T、A、C）。此三元合金富团体即便在液态下也不被氧化，便于贮存。然后在低真空和低温下蒸馏三元合金富团体，锌蒸气冷凝为液锌。因为在低真空条件下蒸馏，蒸锌后的铅液面上几乎没有氧化浮渣。该厂运用的蒸馏炉如图3所示。炉体为卧式圆筒体，外壳用钢板焊接而成，内衬耐火砖，用石墨电极加热。炉体前方有进料口，下部有放铅口，后部与冷凝器相连。冷凝器外壳为钢板壳，内衬耐火材料。冷凝器内与装有石墨电极以便开端蒸馏时加热冷凝器，并用热电偶和主动记载测定设备记载冷凝器内液锌温度。蒸馏炉的温度取决于冷凝器内锌蒸气的冷凝速度。炉内温度凭借控制器的主动控制使炉内锌的蒸腾速度不大于锌蒸气的冷凝速度。冷凝器经过过滤器与真空泵相连。悉数设备接口均用流体密封，负压1.333kPa。真空低温蒸馏为连续作业。每炉装入三元合金富团体1000kg，再加熔析国放出的铅300kg以降低合金熔点和节约电能。若三元合金富团体含铅高可不加铅。蒸馏炉温度为750～800℃，冷凝器温度为450℃左右。除加料和放金属外，已悉数完成主动化操作。蒸馏后期因锌蒸气减小使冷凝器温度下降，此刻控制器会主动升高电压使蒸馏炉温度上升，以加快锌的蒸腾。蒸馏结束，停真空泵，放出液锌及富铅，然后装入另一批炉料再蒸馏。此种蒸馏炉是依据冷凝器中锌蒸气的冷凝速度主动调理锌的蒸腾速度，故锌别离较彻底，收回率高，炉子的生产率也高。该厂的年平均目标见表1，锌的收回率大于95%，银的收回率达99%。产出的富铅送吹灰。该厂日处理三元合金富团体2000kg，每吨合金电力耗费为800～850kW·h。  图3  真空蒸馏炉示意图 1-炉体；2-石墨电极；3-进料口； 4-放铅口；5-冷凝器；6-放锌口                                   表1  低温真空蒸馏的目标质料及产品分量/kg含量/%AgPbZn进料三元合金富团体 熔析铅1000 30025 —8 —65 —出料富  铅 锌 蓝  粉650 630 2038 0.15 0.1557 1.8 31.75 98 94                                         低温真空蒸馏炉体自身是蒸馏器。在低温真空条件下蒸馏锌，电耗低，成本低，锌与铅别离彻底，铅、锌收回率高，回来处理的锌、铅氧化渣量小，银的收回率高，改进了操作条件。若在真空除锌前用其他办法除掉银锌壳中的很多铅，进步合金中锌的含量，将有利于真空蒸馏锌作业的进行。可进步蒸馏炉的生产率和缩短蒸馏时刻。

银锌壳是火法精炼铅时加锌除银的中间产品。生产铋的工厂，也在火法精炼铋时加锌除银产出银锌壳。       锌对金、银的亲和力大，精炼铅或精炼铋时，将金属锌粉加入熔融铅（或铋）液中，含于粗铅（或粗铋）中的金、银易与锌结合，生成密度小且不溶于铅（或铋）液中的锌银金合金，浮于金属液面上，此浮渣称为银锌壳。粗铅或粗铋中的银含量比金含量高数10倍，锌对金的亲和力比对银的亲和力大，金比银先进入银锌壳，故银锌壳也含金。       常用蒸馏除锌法提取银锌壳中的金和银，某些厂采用一些新工艺。       本文主要包括四部分内容，1、用蒸馏除锌法从银锌壳中回收金；2、银锌壳的光卤石熔析除铅及分层熔析富集和电解；3、富铅灰吹法；4、铅毒的防护和治疗。各部分详细内容请查看本网有关标题。

一、前言 韶关冶炼厂两个系统的鼓风炉渣经烟化沪回收的次氧化锌达10000 t左右，其主要化学成份见表1。 表1  次氧化锌的化学成份元素ZnPbAsGeAg成份（%）50.28～54.225.21～16.184.17～9.740.022～0.0550.008～0.023 另外还有少量的C，S，Cl，F等，晶相表明：Zn，Pb，As以氧化物形态存在，Ge大部分以锗酸盐形态存在，Ag则被包含于Pb中。 目前绝大部分的次氧化锌返回烧结配料，这种处理方式有三个不足之处。 （一）由于次氧化锌中含砷总量近1000 t，韶关冶炼厂全厂约50%的砷富集进次氧化锌中，是该厂砷的汇聚点，同时每年从铅锌精矿中带人的砷约为500～800 t，如不及时处理。砷将会在系统中不断富集循环，对环保造成巨大的压力。 （二）砷的不断富集，各物料中砷含量将会越来越高，而高砷物料对该厂主体工艺—ISF炉有不可忽视的负面影响，同时给有价稀散金属锗、铟回收带来困难。 （三）次氧化锌返烧结配料时，粉尘大且含砷高，造成操作环境恶劣，同时配料加入过多的次氧化锌使烧结块的强度和成块率下降，影响烧结块的质量和产量。 因此，寻找合适的处理次氧化锌的方法，综合回收铅锌锗砷等有价金属，产出市场受欢迎的产品则能变废为宝，获得可观的经济效益。 二、试验原理及工艺流程 将次氧化锌加硫酸及少量水混合，则锌、铅迅速生成硫酸盐，发生的反应式主要有：     ZnO+H2SO4=ZnSO4+H2O                （1）     PbO + H2SO4 = PbSO4+H2O            （2）     ZnGeO3 +H2SO4 = ZnSO4 + GeO2+H2O   （3）     As2O3十3H2O=2H3AsO3                （4） 在350～550℃烙烧时，H3ASO3被重新分解，H2O和As2O3挥发：     2H3AsO3=AS2O3+3H2O                 （5） 而硫酸锌要在大于600℃时才能分解，硫酸铅的熔点则达1170℃，并且在950℃以上开始分解，这两种产物在此温度下都会留在焙砂中，不被挥发；由于次氧化锌中有少量碳，GeO2可能被部分还原成GeO，另外由于次氧化锌中的Cl， F存在也可能生成GeCl4，GeF4而造成有部分被挥发；而Cl，F则主要生成HCI，HF挥发出去。 将焙砂水浸时，硫酸锌溶于水中，锗也有30%溶解，而铅银则被富集在渣中以便进一步回收。其主要工艺流程图如图1。图1  硫酸焙烧水浸综合回收次氧化锌原则流程 三、试验部分 （一）直接酸浸 将次氧化锌加硫酸直接浸出：1/s= 5∶1，温度70～90℃，时间1.5h，终酸10～20 g/L，浸出时，Zn有96%被浸出，As，Ge约浸出94%、70%， F、Cl浸出90%以上，而Pb、Ag银留在渣中，浸出液的化学成份(g/L)；Zn90～100，As8～20，Ge0.1～0.2，F0.1～0.2，Cl0.1～0.2，酸浸液中的As、F、Cl含量都较高，要将其直接净化成电解液，难度十分大。 （二）硫酸焙烧 将次氧化锌加直接酸浸量酸耗110%～120%的硫酸和少量水混匀，然后将混料放入石墨坩埚中焙烧。试验考察了不同焙烧温度、硫酸量、焙烧时间等参数。 1、不同硫酸量对物料挥发率的影响 各取200 g次氧化锌加90mL，100mL，110mL，120mL，130mL硫酸于400℃焙烧7h，金属挥发率如图2。F，Cl在这种酸度范围挥发较彻底。图2  不同硫酸量对金属挥发率的影响 由图2可知，在这种酸度范围内，铅、锌全部在焙砂中，砷锗则随加酸量的增加而增加，在加入硫酸110～120mL（即加入直接酸浸耗酸量 110%～120%）时效果较好，砷的挥发率为90%以上。 2、不同焙烧温度对金属挥发率的影响 各取200 g次氧化锌加120 mL硫酸及少量水混匀，于300℃、350℃、400℃、500℃烙烧7h。F、Cl在较低温度范围内挥发完全，而砷则在350℃以上挥发可达90%以上，锗的挥发为40%左右，而铅、锌几乎不被挥发。挥发温度取400～500℃较合适。见图3。图3  不同焙烧温度对金属挥发率的影响 3、焙烧时间对金属挥发率的影响 各取200 g次氧化锌加115 mL硫酸（98%）及少量水于400～500℃焙烧3h、4h、5h、6h、7h，F、C1在3h就几乎挥发完全，金属挥发率曲线变化如图4。 图4  不同焙烧时间对金属挥发率的影响 由图4知，锌、铅始终没有什么挥发，砷、锗随时间增加挥发率增加。在5h左右时砷的挥发率达到90%以上，试验取焙烧时间5h较好。 综合以上条件，硫酸焙烧的最佳条件为：加入次氧化锌重量的1.1～1.2倍的硫酸，在400～500℃焙烧5h，便可获得理想的焙烧结果。 （三）焙砂酸漫将焙砂加水浸出，条件I/s= 5∶1，温度70℃，时间1.5 h，浸出终点pH=3，浸出渣量为次氧化锌的30%，浸出液及渣的化学成份如表2。 表2  焙砂水浸液及渣的化学成份物料ZnPbGeAsFCl1#液（g/L）105.280.0220.0320.300.00120.00381#渣（%）3.1451.700.0140.40——2#液（g/L）101.550.0140.0330.160.002650.00382#渣（%）2.5256.140.0120.21——3#液（g/L）107.210.0170.0290.170.001850.002963#渣（%）3.8352.620.0200.40—— 由表2知，浸出液中的As都在0.3g/L以下，F、Cl已符合电解要求，只要对酸浸液稍加处理就可得到合格的电解前液，而渣被富集成含铅50%以上含砷小于0.4%的铅精矿，可以返烧结配料或另外处理。 四、工业试验 工业试验共处理9.2 t次氧化锌，产出17.36t焙砂，0.75 t烟尘。试验利用回转窑进行脱砷、氟、氯，窑长12 m，直径1.2m倾斜度5。。试验条件为：次氧化锌：硫酸=1∶0.91，焙烧时间5 h，焙烧温度为450～550℃，进料500kg/h。由于加入的硫酸量几乎是与次氧化锌反应的量，所以烟囱的烟气几乎没有。其技术指标为：脱砷率在85%～95%，而F、Cl的脱除率大于95%，而Ge的挥发率比小型试验好，小于30%，而Pb、Zn、Ag几乎不挥发，焙砂中的砷小于0.5%，扩大试验中次氧化锌、焙砂及烟尘的化学成份的平均值如表3。 表3  工业试脸中次氧化锌、焙砂及烟尘的化学成份（%）物料PbZnAsGeAgFCl次氧化锌13.9052.895.420.0310.02250.06430.030焙砂7.5027.400.370.0120.0150.001180.00070烟尘6.002.6732.350.00290.0023—— 由表3可知，工业试验与小型试验基本吻合。 五、结语 （一）采用“硫酸焙烧－水浸”处理次氧化锌，工艺流程简单，铅、锌直收率高，成本低，所耗试剂少。在小型试验的基础上，工业试验证明该工艺能较好脱除次氧化锌的砷、氟、氯。 （二）在焙烧条件为：温度400～500℃，加酸量为次氧化锌重的110%～120%，焙烧时间为5 h，焙砂水浸条件为：1/s=5∶1，时间1.5 h，温度60～80℃，铅的直收率大于99%，锌的直收率为98%，砷的脱除率为90%，锗的直收率为60%。原料中的98%的锌、60%左右的锗、0.5%左右的砷进入浸出溶液，而铅、银全部留在渣中，浸出渣含铅50%以上，含砷小于0.4%。 （三）该工艺一个不足之处是锗在流程中分散，增加了锗的回收成本，降低了锗的回收率。

我国电解锰工业发展40余年，目前已成为全球最大的电解锰生产、出口和消费国。在电解锰生产过程中，不可避免地在阳极区产生大量的废渣，其锰含量高达40%～50%，主要成分为Mn4+的水合氧化物，且含有显著量的Pb2+、Sn2+等重金属杂质。由于不能通过简单机械或选矿方法直接回收利用，大多数电解锰厂采取堆存或廉价出售的方式，不仅浪费资源且易造成环境污染。对锰阳极泥的研究和利用已有报道，如氧化焙烧制备化学二氧化锰、高温还原挥发脱除重金属杂质等，这些方法在产品纯度或高热设备投资方面使应用具有一定的局限性。本研究以湿法还原浸取为基础，开发出以锰阳极泥制备高纯硫酸锰的两种实用工艺路线，通过比较和优化工艺条件，为湖北某电解厂锰阳极泥的回收和利用的中试及工业化奠定基础。 一、实验部分 （一）实验原料 硫酸、碳酸钙：化学纯；硫化铵：分析纯；锰阳极泥：取自湖北某电解锰厂，破碎后平均粒度0.2mm，其主要成分(%)Mn 50.9、O 37.1、S 5.83、Pb 3.38、Ca 2.04、Si 0.03、P 0.03、K 0.15、Mg 0.26、Se 0.27、Sn 0.06、Cu 0.01;木屑：平均粒度0.3mm。 （二）反应原理 本工艺采用的木屑富含的纤维素(C6H10O5)n等在较浓硫酸的作用下膨胀、水解生成还原糖，酸性条件下，可与二氧化锰发生氧化还原反应生成可溶性的硫酸锰。工艺涉及的主要反应为：（三）工艺及操作流程 工艺1流程如图1所示。由于浸出反应放热，反应比较剧烈，在木屑水解到适宜程度后，应缓慢分次加入锰阳极泥。滤液进行净化等处理即得到高纯硫酸锰成品。图1  锰阳极泥回收制备硫酸锰（工艺1） 工艺2流程如图2所示，反应平静后得到的黑色糊状物在300℃左右进行加温熟化。熟化后得疏松多孔灰白色固体混合物，用清水浸泡，过滤即得硫酸锰浸出液。后续纯化处理与工艺1相似。图2  锰阳极泥回收制备硫酸锰（工艺2） （四）工艺比较分析 选取锰阳极泥粉50g进行试验。其中硫酸、木屑用量为理论量的110%。 工艺1木屑用量15g，硫酸用量27.6mL，水解时间0.5h，浸锰时间1.5h，浸锰温度90℃。工艺2木屑用量8g，硫酸用量27.6mL，熟化时间1.25h，熟化温度300℃。工艺效果：工艺1浸出液消耗碳酸钙量为工艺2的3倍，且需进行二次脱色；两种工艺锰浸出率分别为98%和99.7%；锰回收率分别为90%和98%。 由以上数据看出，工艺2中木屑用量相对少，产渣量也极少，成本低，收率高。因为该工艺在熟化过程中产生的腐殖质和部分炭化的木屑可继续进行还原浸出，使木屑中的碳素得到充分利用，同时有机色质也得以去除，且浸出率和回收率得到提高。而工艺1在低温下反应，木屑利用率低，消耗木屑多，产渣量大，脱色麻烦。因此选取工艺2制备硫酸锰，并进行相应的工艺优化。 二、工艺优化结果与讨论 固定锰阳极泥粉质量50g，选用工艺2路线，以锰的浸出率为目标函数，选择木屑用量、硫酸用量、熟化时间、熟化温度等，设计四因素三水平正交试验L9(3)4，实验因子及水平见表1。 表1  正交试验因子及水平实验结果表明，4个因素对锰浸出率的影响顺序为A>B>C>D。由正交试验选出的较佳条件为：硫酸用量27mL、木屑用量7g、熟化时间1h、熟化温度300℃。 （一）木屑用量对锰浸出率的影响 单因素考察木屑用量对锰浸出率的影响见图3。木屑用量7g时，锰浸出率已达99.5%。实验表明，继续增加木屑量会增加多余的碳素和有机质，并相应要延长熟化时间，增加药品及能耗。故选取7g/50g(木屑／锰阳极泥)为宜。图3  木屑用量对锰浸出率的影响 （二）硫酸用量对锰浸出率的影响 在正交实验基础上单独考察硫酸用量对锰浸出率的影响，结果见图4。硫酸用量对锰浸出率影响比较明显，随着硫酸用量的增加锰浸出率相应增大，当硫酸用量为理论用量的107%时(27mL)，锰浸出率为99.7%。再增加硫酸用量导致溶液酸度高，中和时消耗的碳酸钙质量增加，增大工业化成本。因此，27mL硫酸用量比较合适。图4  硫酸用量对锰浸出率的影响 （三）熟化时间对锰浸出率的影响 熟化时间对锰浸出率的影响不是很大，熟化温度的选取以脱去碳素和有机色质为原则。熟化时间和熟化温度分别选取1.25h和300℃。 三、结论 （一）最优优化工艺条件：硫酸用量27mL、木屑用量7g，熟化时间1h、熟化温度300℃，其锰浸出率达到99.5%以上，锰回收率可达到98%； （二）经纯化后高纯硫酸锰产品的重金属含量达到GB/T 15899－1995的要求。

火法炼锌运用的质料主要是锌精矿和铅锌混合精矿，一般含有多种有价金属及其他元素。在冶炼进程中低沸点金属富集在烟气和烟尘中，高沸点金属则富集于中间产品和蒸馏罐渣中。这些物料是收回有价金属、烟气制酸、余热和发电以及其它等重要资源。图1为我国葫芦岛锌厂竖罐炼锌归纳收回体系图。  图1  葫芦岛锌厂竖罐炼锌归纳收回体系       A体系－SO2烟气制酸；       B体系－有价金属收回；       ①焙烧烟尘提取镉，可提取Cd、T1、Pb等金属和ZnSO4；       ②焦结蒸馏烟尘为收回铟镉质料，可收回In、Cd、Pb和ZnSO4；       ③精馏副产品高镉锌、含铟铅可收回In、Cd、Pb和Zn；       ④焙烧烟气氯化法除，将制金属和Hg2Cl提纯；       ⑤蒸留罐渣所得锌银尘和铜锍，可收回Ag、Pb、Cu和Zn、Co。       C体系－废热收回发电       因为不同矿山精矿中有价金属含量纷歧，冶炼进程技能条件改变，形成中间产品的成分常有较大动摇，但有价金属散布规则显着。表1、表2分别为竖罐炼锌进程中有价金属的散布和中间产品含量以及收回率实例。   表1  葫芦岛锌厂竖罐炼锌进程有价金属的散布实例（一）％物料称号ZnCdPbHgIn,g/tTlCo锌精矿成分40～550.2～0.40.8～2.50.001～0.0810～3000.05～0.010.002～0.007散布率100100100100100100100流态化炉电 收尘烟尘成分30～404～514～190.005～0.010.005～0.010.001～0.0310.001～0.002散布率1.39～1.58～108～51～58～520～29 流态化炉 炉气成分0.5～1.03～512～1550～200   散布率0.1～0.25～102～590～95   二次焙烧得 的镉尘成分25～358～2030～40 0.003～0.010.009～0.036 散布率1.0～1.350～7225～35 8～530～38 焦结蒸馏 烟尘成分35～550.5～3.50.5～0.8 0.2～0.5  散布率1.5～2.58～125～7 30～50  精馏高镉 锌成分88～908～12     散布率0.01～10～15     精馏含铟 铅成分8～10 88～91 0.4～0.8  散布率0.01～0.03 10～ 10～15  蒸馏罐渣 成分1～3 0.5～0.7 0.001～0.01 0.05散布率1～3 20～30 5～102～3＞90其它1～22～5   20＜8                                                       表1  葫芦岛锌厂竖罐炼锌进程有价金属的散布实例（二）％物料称号CuGeGaSnSAu,g/tAg,g/t锌精矿成分0.4～2.0＜0.001＜0.002 24～31＜120～300散布率100100100100100100100流态化炉电收 尘烟尘成分0.05～0.2＜0.0008＜0.008 4～6 300～800散布率0.2～0.8   2～3 10～12流态化炉 炉气成分    10～11  散布率    90～95  二次焙烧得的 镉尘成分0.1～0.2   5～10 150～300散布率0.4～0.8   3～4 3～5焦结蒸馏 烟尘成分0.01～0.1     40～80散布率0.05～0.5     1～2精馏高镉 锌成分       散布率       精馏含铟 铅成分       散布率       蒸馏罐渣成分0.5～1.10.001～0.0030.001～0.003 1～21.5100～200散布率＞9080～9080～90 1～590～9578～85其它＜8                                                           表2  葫芦岛锌厂竖罐炼锌进程各元素收回率，％项目CdInPbCuCoHgAgT1S粗精粗精冶炼收回率～8798.99767＞9580～856040    总收回率74.5637.7561.50  50.43①14.8244.294.88     ①为原用冷凝法收回数据。现在改用氯化法从烟气中收回，酸中含可降至10－5，已工业化成功。

前语 金属银作为一种重要的有色金属，其大多是与其他的金属矿藏伴生。跟着科学水平缓人们日子水平的不断进步，银在咱们日常日子的运用变得愈加的广泛。现在，收回锌渣中银的办法首要有化法、浮选法、硫代硫酸盐法、法等。 因为银多数是伴生于铅锌矿藏，铅锌冶炼后，银被残留在渣中。很多的炼锌废渣不光构成环境的污染，一起构成银资源的糟蹋。为了处理收回锌渣中银，本试验研讨了用收回锌渣中银的工艺条件。因为环境问题的日益严峻，银浸出速度快、浸出率高、无毒、环保的收回银的办法得到了开展。 一、试验质料和工艺挑选 （一）试验质料 试料为某湿法炼锌厂的酸浸渣，试样的元素化学分析成果如下表： 表1  试样首要化学成分及含量成分ZnAg（g／t）PbFeS含量％21.425005.2824.3211.47     （二）工艺流程（见图1）图1  法收回炼锌废渣中银的工艺流程 二、试验原理和办法 （一）试验原理 在氧化剂存在的条件下，银能够溶解在含有三价铁离子和的稀算溶液中构成可溶性阳离子络合物，然后到达使银与渣中其他的金属分隔的意图。炼锌废渣中的银多以银或银的硫化矿存在，若以TU代表，则其反响可表示为：               Ag  ＋ 3TU + Fe3+ = Ag(TU)3+ + Fe2+                （1）               Ag2S +  6TU + 2H+ = 2Ag(TU)3+ + H2S                （2）               Ag2S +  6TU + 2Fe3+ = 2Ag(TU)3+ + 2Fe2+ + S         （3） 锌渣中除了含有银之外，还很多含有其他的有价金属，其他的金属简直不与作用，只要银与作用生成络合银离子，使银与锌渣中的其他金属别离，浸出液用锌粉置换即可得到金属银。 （二）试验办法 称取必定量（20g）球磨好的炼锌废渣，放入500ml烧杯中，参加必定量的和酸化后的Fe2(SO4)3水溶液，进行拌和，经必定时刻浸出后，过滤别离，检测残渣中的银含量。然后得出银的浸出率。 三、试验成果分析 咱们知道，影响锌渣中银浸出的首要影响要素有液固比、浓度、Fe3+浓度、PH值、浸出时刻、浸出温度等。因而，本试验对每个首要影响要素进行单要素试验定性了解每个要素对银浸出率的影响。 （一）液固比（质量比）对银浸出率的影响及成果分析 液固比是影响银浸出的首要要素之一。挑选恰当的液固比对银的浸出有着重要的经济含义，可大大节省出产成本，进步厂商经济效益。试验研讨了液固比为10∶1，8∶1，6∶1，4∶1时银的浸出，成果列于下表2。 表2  不同液固比时银的浸出率液固比4:16:18:110:1银浸出率％47.1351.9456.3662.99 其他浸出条件：质量浓度10g／L,浸出温度40～60℃,PH值1.5～2.0，浸出时刻3小时。 依据试验成果作图如下：图2  液固比与银浸出率的联系 由图2咱们能够看出，在其他浸出条件不变的状况下，银的浸出率跟着液固比的增大而呈直线上升，便是液固比越大，银浸出率就越高。在经济的条件下，恰当的进步液固比能够到达进步银浸出率的作用。银浸出率随液固比虽呈直线上升，可是不行能是100％。依据湖南大学胡天觉等人的研讨，不管是在质量浓度为5g/L仍是10g/L。在液固比为10：1时，银的浸出率都已到达80％以上，便是说再增大液固比，银的浸出率虽有增大，但增幅不大。结合本试验的成果咱们能够得出，银浸出时液固比取10：1较好。 （二）质量浓度对银浸出率的影响及成果分析 是浸出银时的首要试剂，它能和银构成安稳的络合物存在于溶液中然后到达银与杂质别离的意图。因为报价昂贵，挑选适宜的浓度有着重要的经济含义。试验成果列于表3。 表3  不同质量浓度时银的浸出率质量浓度（g／L）46810银浸出率％67.2075.2977.0178.02 其他浸出条件：液固比10：1，浸出温度40～60℃,PH值1.5～2.0，浸出时刻3小时。 依据试验成果作图如下：图3  质量浓度与银浸出率的联系 从图3咱们能够看出，银的浸出率跟着质量浓度的增大而增大，可是增幅越来越小。增加到必定程度时不在增加，图形斜率趋近于零。便是说在低浓度下质量浓度的改动对银浸出率的影响很大，当浓度到达必定程度时，在增大质量浓度，银的浸出率增加很小，乃至不再增大。由图3可知，在质量浓度到达10g/L时，银的浸出率现已到达很高了。在增大质量浓度，银浸出率根本不再增加。 （三）浸出时刻对银浸出率的影响及成果分析 浸出时刻的长短也是影响出产效益的一个重要因数。试验成果列于表： 表4  不同浸出时刻时银的浸出率浸出时刻（h）1234银浸出率％68.4172.6373.4574.06 其他浸出条件：液固比10:1,质量浓度10g／L,浸出温度40～60℃,PH值1.5～2.0。 依据试验成果作图如下：图4  浸出时刻与浸出率的联系 由图4能够看出，其他条件不变时，跟着浸出时刻的延伸，银的浸出率增大。在3h时，银的浸出率（72.63）现已比较高了，再增加反响时刻，比如增加反响时刻1h，银的浸出率为（73.45），银的浸出率的增大不是很大，假如再增加反响时刻，浸出率乃至不再增加。阐明此刻反响现已根本完成，假如咱们再增大反响时刻在经济上是不行行的。因而，浸出时刻不行太长，从图4可知，取浸出时刻为3h最适宜。 （四）浸出温度对银浸出率的影响及成果分析 浸出温度也是影响银浸出的首要要素之一。浸出温度过低，反映速度过慢，浸出时刻延伸，下降出产效益；浸出温度过高，会被分化，下降银的浸出率。试验成果列于下表： 表5  不同温度下银的浸出率浸出温度（℃）3040506070银浸出率％59.2368.7169.8670.4769.70 其他浸出条件：液固比10:1,质量浓度10g／L, PH值1.5～2.0，浸出时刻3小时。 依据试验成果作图如下：图5  浸出温度与浸出率的联系 由图5可知，跟着浸出温度的升高，银的浸出率是增大的。可是当温度到达必定的时分，银的浸出率不再增加，反而有下降的趋势。在温度为30℃时，银的浸出率不是很高，阐明在此温度下，银的浸出反响缓慢。在40～60℃时，银的浸出率现已到达很高了，在60℃时到达70.47。阐明在这个温度区间，银的浸出反响是适当快的。当增加到70℃时，银的浸出率有所下降，不是说此刻银的浸出反响有变慢了。咱们知道很简单被氧化而分化耗费，其实在70℃时，部分的会被分化掉，然后下降了浸出液中的浓度，再而使银的浸出率有所下降。 （五） PH值以及Fe3+对银浸出率的影响及成果分析 在用浸出银的进程中，需求在酸性的环境下进行，本试验所研讨的是硫酸系统下银的浸出。在不同的酸度介质中安稳性不同，因而研讨浸出液的不同PH值对银浸出液影响是很有必要的。 表6  不同PH值下银的浸出率PH值0.51.01.52.02.53.0银浸出率％61.2267.1170.4371.2268.5162.53 其他浸出条件：液固比10:1,质量浓度10g／L,浸出温度40～60℃,浸出时刻3h。 依据试验成果作图如下：图6  溶液PH值与浸出率的联系 从图6可知，在PH 值小于2.0时，银的浸出率跟着PH的增大而增大，在PH为2.0时浸出率到达最大；在PH大于2.0时，银浸出率跟着PH值的增大而减小。一般地，是跟着酸度的增大而趋于安稳，安稳值为1.78～2.0。当PH大于2.0时，易水解；当PH小于1.5时，易被氧化分化为二硫甲脒。别的，Fe3+的在溶液中的活性与PH值有必定的联系。当PH值大于2.7时，Fe3+简单水解成Fe(OH)3沉积；当PH值小于2.0时，Fe3+彻底呈游离态，此刻活性最大，氧化才能最强。因而浸出进程中坚持浸出液PH值在1.5～2.0。 用浸出银需求在氧化性环境下进行，在本试验中咱们用Fe3+作为氧化剂供给氧化环境。氧化性的强弱对银的浸出是相关的，也便是Fe3+的浓度对浸出银是有影响的。因本试验中所用的试样中含有，其质量分数为，浸出液中的浓度已到达，此浓度现已满足。因而，本试验做了经过增加含铁24.32％的Fe2(SO4)3来研讨其对银浸出率的影响，试验成果如下表： 表7  外加Fe3+对银浸出率的影响外加Fe2(SO4)3质量（g）00.51.01.5银浸出率％68.5268.1667.8567.48 其他浸出条件：液固比10:1,质量浓度10g／L,浸出温度40～60℃,PH值1.5～2.0，浸出时刻3小时。  从试验成果咱们能够看出，试样中的所含的铁现已到达浸出所需求的浓度，再外加Fe2(SO4)3，对银的浸出率影响不大，乃至有下降银浸出率的趋势。其首要原因或许是因为增大Fe3+浓度，因为Fe3+具有必定的氧化性，Fe3+浓度增大，溶液的氧化性增强，而具有还原性，可被氧化。因而咱们能够揣度，再增大Fe3+浓度时银浸出率之所以有下降，原因在于部分已被氧化而耗费调，然后下降了浸出液中的浓度而使浸出率下降。 （六）最佳浸出条件的断定 本次试验的终究意图是要依据试验成果得出银浸出的最佳工艺条件。依据试验成果可知，液固比越大，银的浸出率越大。可是液固比不能无限的大，液固比过大会增大出产成本，归纳浸出率和液固比的联系来看，液固比为10:1较适宜；质量浓度越大，银浸出率越大。因为报价昂贵使的用量受到限制，归纳考虑得出最佳质量浓度为10g／L；由银浸出率和时刻的联系可知，浸出时刻取3h时最为适宜；浸出温度直接影响到能耗的问题，因而，适宜的浸出温度是下降能耗，然后下降厂商出产成本。由温度与浸出率的联系，咱们能够得出最佳的浸出温度为40～60℃；由PH值与浸出率联系图可知，最佳的PH值为1.5～2.0；Fe3+浓度只需大于0.0125 mol／L即可到达供给氧化条件的才能。所以，归纳考虑得出用法浸出银的最佳工艺条件为：液固比10:1，质量浓度10g／L,浸出时刻3h，浸出温度40～60℃，PH值在1.5～2.0之间，Fe3+浓度大于0.0125mol／L。 在断定最佳工艺条件后，在最佳条件下做了4次试验，以4次试验数据计算出银的浸出率成果列于表8： 表8  最佳条件下银的浸出率试验号1234银浸出率％79.6277.9578.6278.89 由表8可知，在最佳浸出工艺条件下，银的浸出率是很大的，均匀浸出率到达78.77。可是咱们也要看到，这个浸出率还不是很高，对法收回锌渣中银的还或许存在愈加优胜的浸出条件，这需求咱们持续的尽力探究。 四、银的置换 银的置换是在酸性条件下进行的，当浸出液经过循环调整运用5次，浸出液中银离子浓度增大。此刻，可调理PH值在4.0～5.0进行银的置换。 工业上一般选用锌粉从浸出液中收回银，因为锌离子与的络合常数仅为1.773，锌的很多存在不影响银的浸出和置换。一起，用这种办法最有用的，也是最经济的。因为锌厂有很多的锌锭可用，为锌粉置换银供给了很大的便利，故被工业上广泛选用。 别的有中南大学王瑞祥教授等提出用铅板来置换浸出液中的银的办法。该法可使银的置换率到达99%以上。 再者，有山东省分析测试中心王清等人用纯铝板刺进－银溶液中渐渐拌和6h后，铝板上分出银的颗粒。 还有的研讨说到也能够用电解的办法来提取浸出液中的银，调查了电流密度，电解液酸度对电解收回率的影响。电解今后留下的电解液具有必定的运用价值，咱们还能够循环再运用。 五、定论 经过单要素试验的办法别离调查了银浸出的首要因数（即液固比，质量浓度，浸出时刻，浸出温度，PH值以及Fe3+浓度等）的影响的试验成果咱们能够发现得出浸出银的最佳工艺条件为：液固比10:1，质量浓度10g／L,浸出时刻3h，浸出温度40～60℃，PH值在1.5～2.0之间，Fe3+浓度大于0.0125mol／L。在最佳工艺条件下进行浸出，银的浸出率均匀到达78.77，可见银的浸出率还不是很高。因而，咱们还需求进行很多的试验探究，在或许的条件下得用最少的出产成本得到高的银浸出率。 在单要素试验研讨中咱们还发现，因为试验进程中不时的用蒸馏水冲刷附于烧杯壁（因为整个进程是在必定的拌和下进行的）的试样，然后使反映的液固比增大。又因为开端配人的浓度是依照规则的液固比参加的，因而实践浓度会低于理论浓度，然后影响浸出反映的速度。别的，在试样中含有很少数的铜，铜也能与构成络合物而耗费，一起还有本身的氧化问题等都会构成的实践浓度小于理论浓度的状况，然后影响到试验成果的误差。

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。

锌是一种灰色金属，密度7.14，熔点419.5℃，沸点911℃。在室温下性较脆，100～150℃时变软，超过200℃后又变脆。锌的化学性质活泼，在空气中表面生成一层薄而致密的碱式碳酸锌膜，可阻止进一步氧化。当温度达到225℃后，锌氧化激烈。燃烧时，发出蓝绿色火焰。锌易溶于酸，也易从溶液中置换金、银、铜等。 

银锌壳经熔析，蒸馏产出的富铅首要含铅和银，其次为锌及其他金属杂质和少数金。常用灰吹法富集铅中的金银，常将灰吹富铅的反射炉称为灰吹炉。       因为铅和氧的亲和力大大超越银和其他金属杂质与氧的亲和力，当富铅溶化后，沿铅液面吹入很多空气时铅将敏捷氧化为氧化铅。灰吹作业温度略高于铅熔点（888℃），生成的氧化铅呈密度小、流动性好的渣连续从渣口自流排出，贵金属在熔池内得到富集。灰吹时首要靠空气使铅氧化，但铅的高价氧化物的分化也起到必定效果。如PbO2和Pb3O4在炉温高达900℃时分化生成氧化铅并放出活性氧，加快了铅的氧化进程。灰吹时，部分砷、锑呈三氧化物蒸发，另一部分则呈亚盐、亚锑酸盐或盐、锑酸盐形状转入渣中，随氧化铅排出。约有25%是锌生成氧化锌蒸发除掉，75%的锌被氧化造渣。灰吹时铜与氧的亲和力比铅小，其氧化速度很慢，直至灰吹作业后期才被氧化进入渣中。铜首要与氧化铅发作可逆反应生成氧化亚铜进入渣中：                                   PbO＋2Cu≒Pb＋Cu2O                                         氧化亚铜与氧化铅可组成氧化铅含量为68%的低熔共晶（689℃）。因而，含铜的富铅常在低的温度下灰吹，且灰吹速度常比不含铜的富铅快，这与熔池生成氧化亚铜有关之故。铋可与银生成铋含量为97.5%的低熔共晶（262℃），也可与银组成铋含量为5%的固熔体。因而，灰吹时铋与银共聚于铅液中，直至灰吹晚期才被氧化为三氧化铋进入渣中。故灰吹铋含量高的富铅常需较长的作业时刻。碲和银的亲和力很大，灰吹时不易氧化。为了除碲，常往除铋后往熔池中参加不含碲的铅以下降碲的浓度，然后再灰吹。经二次加净铅灰吹后，大约可使三分之一的碲氧化进入渣中，剩余的微量碲则留在银中。       灰吹进程中，银首要富集于铅液中。但常有含银的铅粒混入渣中，且氧化铅能溶解少数的银和氧化亚银，这些要素会下降银的收回率。灰吹时金不被氧化而富集于银中，灰吹渣中含金微量，系机械混入。       灰吹炉可分为法国式和英国式两种。前者适于灰吹结晶法产出的富铅，但结晶法在大都铅厂已抛弃不必。除法国的某些铅厂外，现代灰吹炉一般均为英式灰吹炉，它适于灰吹加锌除银产出的富铅。       英式灰吹炉的结构如图1所示，为一烧重油的小型反射炉，其炉壁、炉顶、底基及烟道固定，炉床（灰吹盘）可移动，灰吹盘为长方形，用平坦的镁砖在可移动车架的钢板上。熔池深度为100～200mm，熔池面积决定于每批灰吹富铅的分量。炉床侧壁和流渣口设有冷却水套（小型炉一般不设）。装入灰吹盘后，用泥将一切接口关闭，只在侧壁一侧留重油喷嘴孔，与之相对的侧壁上留几个插风管的小孔（小型炉只一孔）。风管供入高压空气，除使铅等氧化外，还将氧化产出的炉渣吹往灰吹盘前端，使炉渣从水套上的流渣口连续流出。为了削减渣口损坏，大型炉开几个渣口替换运用。烟气经烟道和冷却系统进入收尘器。  图1  灰吹炉示意图 1-炉壁；2-炉顶；3-炉床（炉吹盘）；4-空气进口；5-地下烟囱       更换新灰吹盘后，先用小火烘烤4～6h再升温至炉壁发红，然后自炉口连续参加富铅锭，直至富铅液充溢灰吹盘，撇出浮渣后升温至900℃或更高，刺进风管，供1.47～1.96kPa的加压空气斜吹富铅液面，铅被氧化生成氧化铅浮于液面，被风吹往灰吹盘前端。当熔池液面被氧化铅掩盖一半以上时，凿开被黄泥堵住的流渣小沟，氧化铅连续排至炉前的渣车内。随铅的氧化和氧化铅的排出，熔池液面逐步下降。应当令加富铅于灰吹盘的斜坡上，使其缓慢熔化弥补入灰吹盘内以坚持恰当的液面，并使熔池液面的一半被氧化铅渣所掩盖。大型炉没有完善的收尘设备。灰吹温度应坚持1100～1200℃，小型炉则坚持900～1000℃，以加快铅的氧化。当连续加完最终一批富铅后，中止加料，持续吹风氧化直至熔池内简直全为金银合金时，可撒入少数硝石以加快铜等杂质的氧化，最终再均匀撒入一薄层骨粉（或枯燥的水泥），将剩余的渣吸附洁净后扒出。除完渣后，尚有一层氧化铅薄膜掩盖在金银合金熔体的表面，呈现与虹类似的颜色（因为激烈氧化效果所造成的）。跟着氧化铅的蒸发，“彩虹”很快消失，合金表面呈现“银的亮光”。此刻，加一层木炭掩盖液面，使其在复原气氛和炉温约为1000℃条件下静置0.5h，以除掉银液所吸收的很多氧，然后浇铸于预先加热的锭模中。产出含量为96%～98%的金银合金锭或铸成金银合金阳极板送电解提纯。每吨灰吹作业时刻取决于炉床容积、富铅含银量和灰吹速度等要素。炉床的生产能力与富铅组分及操作有关。一般条件下，1m2灰吹盘24h可氧化1t左右的铅。灰吹进程中银的丢失率约0.5%，灰吹低银富铅时，银的丢失率可达1%。约有3%～5%的铅进入烟气中，应进行烟气收尘以下降银、铅丢失和消除污染。       灰吹低银富铅或高铋富铅时，常分两段进行。榜首段灰吹至银含量为50%～70%后铸锭，再参加另一小型炉内进行第二段灰吹，直至产出金银总量达99.5%以上的合金锭或铸成金银合金阳极板送电解提纯。第二段灰吹渣中的银、铋含量较高，应与榜首段灰吹渣分隔以从中收回银、铋。有些厂对一切富铅均用二段灰吹法，意图是削减银和蒸发丢失，不致因熔池液面不断下降而需求控深渣沟和损坏灰吹盘，可使某些金属富集于后期渣中以便于收回。

比利时巴伦电锌厂火法精炼粗铅中，采用加钙、镁除铋的方法产出高铋浮渣，作为提铋原料，其工艺流程如图1。图1  巴伦电锌厂回收铋工艺流程 此流程主要包括熔化、Pb－Bi电解与氯化精炼三道工序：熔化中包括碱性除钙、镁、电解的目的是实现铅、铋分离，氯化精炼是除去残铅。由于在铅的火法精炼中，脱铋前，已经除铜、砷、锑、银、锌等杂质，所以，浮渣分离钙、镁、铅后，就可以产出精铋。

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     ☺