概述    是一种较强的浸出剂，在水溶液的作用下能很快地溶解金。早在1881年Shaffer就宣布了有关用提金工艺的专利（美国专利No. 267723）,但直到最近由于环保和处理矿石的性质改动等原因，才对这种简直被忘却或被忽视了100多年的提金工艺又从头进行仔细的研讨。某些含的浸出剂也开端在市场上占有一席之地。    与氯都是卤族元素，有着比较类似的化学性质。在水溶液中它们都能与大大都元素起反响，而且对金来说又都既是氧化剂又是络合剂，能到达很快的浸金速度，因而是一类比较抱负的金浸出剂。    最近几年，加拿大和澳大利亚等国相继宣布了许多文章，声称要以生物浸出的D-法和K-法等澳化浸出法与化浸出法相抗衡，着重这些新办法具有浸出速度快和不污染环境的长处。    在生物浸出D-法提金新工艺中，选用了一种称之为Bi0-D（Bi0-D-Leachent）的浸出剂，它乃是一种由澳化钠与氧化剂（卤素）制造而成的浸出剂，可用于浸出贵金属。该法是由美国亚利桑那州的Bahamian精粹公司于1987年研讨成功的，用于代替浸出金。据称它除了浸出速度较快以外，还能在较低的温度下进行浸出，因而有人以为这是提金工艺中的一项新的打破。    这种试剂属卤化物类，对密度较大的金属的亲和力大于对密度小的金属，可用于弱酸性至中性溶液中，其稀溶液无毒，试剂易再生，并具有生物递降分化作用，是传统浸出剂的杰出代替物。大都矿石用它浸出2.5 h就可达90%的浸出率。但因在反响进程中会有适当多的蒸气由溶液中逸出，这样不只添加了试剂耗费，而且还会构成严峻的腐蚀和健康问题，故现在仍处于实验室与半工业实验阶段，若能用于工业出产，将使金、银提取工艺发作严重革新。    K-浸出法（K-process）是由澳大利亚Kalias公司创造的，故又称为Kalias法（或K-进程），其实质是运用一种以化物作浸出剂的新工艺。工艺进程中所用的试剂是一项专利，据估量或许包含和盐，可在中性条件下从矿石中浸出金，但现在也处于开发实验阶段，工业上推行运用尚有必定困难。    1985年的一项西德专利中泄漏，由氯化钠（或等）组成的溶剂，溶解金的才能约为（一般以为是最强的黄金溶剂）的5倍。这些都阐明某些含的试剂具有很高的溶解金才能，能经济有用地从难浸矿石（或精矿）中浸出金。    化法提金工艺    1)基本原理    与氯化法类似，金在溶液中的溶解进程也是一个电化学进程，并可简略标明如下：                        Au＋4Br- ==== AuBr4-＋3e-    Eө ＝0.87V    化物浓度、金浓度、溶液pH,以及氧化复原电位（Eh）是影响金在溶液中溶解才能的主要因素。化钠浸金进程的溶解反响可写成：                            Au＋3Br0-＋6H+ ==== AuBr3＋3H20                              AuBr3＋NaBr ==== Na（AuBr4）    即首先是Au被氧化成AuBr3，然后再与NaBr作用构成AuBr4-络离子进入溶液中。[next]    K.Osseo - Asare制作了Au-Br-H20系电位-pH图，如图1所示。从中可见，跟着Br-浓度的添加，AuBr4-安稳区域增大。在室温下，最佳溶金区域在pH4-6之间，电位0.7-0.9 V（以甘电极为准）。 图1     在Brent与Hiskeg的文章中也制作了一幅Au-Br-H20系电位-pH图，如图2所示。这个图看来更为完好一些。在这个图上还标明晰AuBr2-的存在区域。25℃下含金组分的标准自由能见表1. 图2[next]表1   含金组分的标准自由能（J/mol）组分状况△GӨ298组分状况△GӨ298Aus0AuO32-aq-24.24Au2O3s163.02Au+aq163.02Au（OH）3s-289.67Au3+aq433.05AuO2s200.64AuBr3s-24.66H3AuO3aq-258.32AuBr2-aq-113.28H2AuO3-aq-191.44AuBr4-aq-159.26HAuO32-aq-115.37AuBrs-15.47     20℃、100 g水中能溶解3.5g。液是红棕色液体，相对密度3.14，沸点58.7℃。假如溶液pH高会发作下列反响耗费：                                 20H-＋Br2 —→ Br0-＋Br-＋H20                                    3Br0- —→ 2Br-＋Br03-    澳在嗅化物溶液中生成Br3-。因而在溟化物溶液中嗅有较大的溶解度，Br3-有较强的氧化才能，有利于金的溶解。    2)化法浸出金的动力学    Pesic和Sergent用旋转圆盘法研讨了GeobromTM3400溶液溶金的动力学。溶金速度。随转速的改动如图3所示。溶金速度与转速呈线性联系。但直线不经过原点。这标明溶金速度部分受化学反响速度操控。反响对浓度是一级联系。对离子浓度是0.5级联系。GeobromTM 3400既含有又含有化物，所以实验测定的GeobromTM3400的级数为1.4～1.6级。从溶金速度v随pH改动（图4)看，可分三个区域：pH为1～6，溶金速度v与pH无关，pH为6～10, pH增高溶金速度。敏捷下降。pH大于10,溶金速度。简直为零。溶金反响的活化能为24.85 kJ/mol。高价态的铜、铁、锰以及铅、锌、钠和钾对溶金速度υ没有影响。溶液中有[Mn2+]时溶解速度下降。 图3                                     图4 [next]     3)工艺特色    ①用GeobromTM 3400从难浸矿石中浸出金就实验过的很多的化物浸出剂来说，现在普遍以为比较有期望的是Geobrom系列的试剂，其间研讨得最具体、技能经济目标又比较好，而且从各方面分析也是最有发展前途的应该说是GeobromTM3114（氯二甲基乙内酞胺，即一种氧化剂，乃是次酸与次氯酸的混合物）、GeobromTm5500（二甲基乙内酞胺）和GeobromTm3400等一些有机络合剂，尤以GeobromTM3400的作用最好。国外近年来对这类试剂已作过很多的实验研讨，并已取得了一些令人满意的成果。    GeobromTM3400系美国印第安纳州Great Lakes化学公司出产的一种试剂的注册商标（该公司是国际最大的和化物产品出产供应商，他们还出产许多种其他代号的Geobrom系列的试剂），它乃是一种蒸气压较低的并已取得专利权的液体载体。很多的实验成果标明，将它用于从难浸金矿石中浸出金时能取得很好的技能经济目标。    在用GeobromTM3400作为金的浸出剂对两种难浸精矿进行实验时，因精矿含碳、硫较高(10%～13%C, 12%～15%S)、浸出前需先使精矿脱水并在110℃枯燥，后在650～750℃下焙烧。经冷却后再将焙砂磨至-150～200目。精矿I、II的含金量分别为242g/t与419g/t，经预处理后得到的焙砂I、II中的含金量分别为298g/t与541g/t。    浸出实验成果标明，Geobrom 3400的浓度为4g/L、NaBr浓度为6～8g/L时，金的浸出率到达最大值（94%左右）。在作浸出时刻(2～24 h )实验时也还发现，2h后可浸金的98%即已溶解。因而，一切今后的浸出实验的时刻均选为6h。对由探究实验断定的最佳条件（GeobromTM3400为4 g/L, pH5.0～6.0,浸出时刻为6 h)还作了验证实验。成果是，对焙砂I样品含金298～312g/t，浸出残渣含金18.5～20.3g/t，金提取率94.2%～94.5%；对焙砂II相应的目标为541～555g/t，22.3～24.0g/t，96%～96.3%。    另据报道，在对上述焙砂I进行化及化提金比照实验时，金浸出率分别为95.1%和94.2%，处理每吨矿石的试剂费用分别为11.7及11.6美元，故两者简直都很附近。    别的还对载体的循环与收回进行了实验。核算得出，用于从精矿中浸出金的GeobromTM3400（报价为1.34美元/kg）的均匀耗费量为8.5 kg/t焙砂。故化法的试剂费用为11.4美元/t焙砂。由实验室收回实验可核算出活性炭对金的负载容量为25 kg/t。用GeobromTM3400在室温下能使金从负载炭上敏捷解吸，接着再用锌粉或联沉积。因而，选用化法收回金时耗费的炭量比化法低得多。一起还省去了化法收回金时所需的热交流、电解槽和电极，估量这样就能使本钱大起伏下降。    最近，A.Dadgar等人又具体研讨了用GeobromTm3400从黑砂精矿中浸出金，以及的电化学再生问题。他们选用很富的(6.2 kg/t)黑砂精矿浸出金，再用离子交流和溶剂萃取法收回金。实验成果标明，用Geobrom Tm3400从黑砂精矿中浸金时，金的浸出速度特别快，大约90%的金是在开始2h内被浸出的，4h今后就到达最高（94%～96％）的浸出率。    然而对浸渣进行的分析标明，在第一次浸出后仍有适当一部分金留在残渣中。为到达最高的金浸出率，必须用新配的GeobromTM3400溶液再浸出两次。用离子交流和溶剂萃取法处理时，金的负载率和收回率简直都到达100%。    开始的经济核算标明，处理每吨精矿约需耗费130 kg的GeobromTM3400。所以，为从黑砂精矿中提取31.1 g金所需的浸出剂本钱仅为1.00美元左右。在对选用电化学办法再生时还可较大起伏地下降本钱。[next]    ② AuBr4-在Dower 21 K树脂上吸附。吸附动力学实验悉数在一台机械振荡器以连续办法完结。温度简直不影响化金离子在阴离子交流树脂上的吸附速度，因而定为25℃。AuBr4-在弱碱和强碱性离子交流树脂上吸附速度与溶液pH（1～6范围内）无关，所以pH都调到3.0～3.5。重要的是在碱性pH内，转为酸盐，金以氢氧化金方式沉积，因而，在碱性范围内的速度研讨是无意义的。所以动力学研讨是在温度25℃，pH为3.0～3.5,0.25 g湿树脂与100cm3化金溶液触摸，在3h内，每15 min取一个样，用ICP分析金含量。    实验成果标明：AuBr4-在Dower 21 K上的吸附速度常数为0.029 mg/min,与Br2浓度无关，为一级速度，贱金属离子Fe3+、Zn2+、Cu2+和Ni2+在酸性溶液中。实验证明，树脂的吸附容量与吸附动力学都不受这些贱金属离子的影响，对AuBr4-吸附特别有用。    3）的电化学再生    为进一步改善与完善化法提金工艺，1990年发布了一项美国专利。提出了一种电解法浸金工艺，即在化法浸出槽中刺进电极，电解发作的活性能有用地进行金矿浸出。电解槽下部经渗滤流出的含金贵液，一部分泵送到置换槽内用锌粉置换金，一部分则回来（或弥补新液后）循环浸出。锌粉置换后的贫液亦回来浸出槽，使化物溶液到达有用循环运用，然后下降试剂用量及本钱。    最近，Great Lakes公司为进一步下降GeobromTM3400浸出工艺的本钱，已研制出两种电化学办法用以从浸出和离子交流收回金今后的Geobrom贫液中再生嗅，这些办法在半工业实验时都已取得成功。其间，他们对含质量分数为5%Br2的贫液进行了电解处理。    在半工业（250 kg/d)实验进程中，20%～35%浓度的矿浆在浸出槽中拌和6h以浸出矿石中的金。固液别离后使富液经过离子交流柱以收回金，离子交流树脂除能吸附AuBr4-以外，还能使剩余的嗅复原成嗅化物离子。所以，贫液中将不再含有金和澳。贫液中的澳化物离子被阳极氧化成嗅，可泵回浸出槽中循环运用，并因而而下降了嗅试剂的耗量。    ①电解槽设备。Lectranator体系Lectranator槽是作为游泳池消毒时电解用的次氯酸盐发作器出售的。研讨所用的样机由6个独立的槽组成，生成氯酸盐的电极面积预算为360cm2。Lectranator是一个偶极电解槽，仅在两个外电极连通时，中间极板被极化。    电解槽安装在一个可移动的设备中，该设备由一个带盖的0.2m2聚乙烯储仓和一个Aquatron II型离心泵组成。含有NaCl和NaBr的模仿金浸出液，强制经过此槽（102 dm3/min），并直接回来槽以便循环，回来液流的管道刺进电解液液面以下，以加快混合。    用SorensonDCR 60 -30B电源以发作电极反响，表盘显现运用的槽电压和电流，在6A（适当于100mA/cm2经过6个独立的槽）下进行电解。每30 min电极极性倒置一次，以铲除表面像钙那样的沉积物及外来的电镀金属。这些沉积物在阴极1/2循环时构成，在阳极1/2循环时溶解。    在电解进程中，溶液的pH或许天然上升（留意，逆反响是随阴极放出H2构成OH-），挨近反响结束时，参加必定浓度的H2 S04使pH为5～6,此刻释放出浸出剂Br2，溶液变为特有的橙黄色，用碘滴定以断定法拉第电流效率。[next]    ②混合卤化物电解。与浸出剂的电解再生有关的开始研讨标明，浸出法在电流运用率80%～90%时具有高效率。中间规划电解实验运用市场上能买到的次氯酸发作槽及含0.5%～5%Br-离子的模仿浸出液。考虑到削减Br-离子到十分低的浓度将使该法在经济上具有更强的吸引力，改动浸出剂成分以使Br-运用率最大。研讨的基本思想是运用高C1-离子和低Br-离子液流作业。在电解再生期间，电流负荷是阳极C1-离子氧化成次氯酸盐，当下降pH时，Br-离子被次氯酸盐均匀氧化而释放出Br2浸出剂。    本研讨就是运用游泳池消毒槽的设备Lectranator体系来加工金浸出剂。制造者以为此设备为一低电流效率（40%）设备，为了按捺能引起低电流效率的副反响，实践挑选5%Cl-离子浓度的操作条件。由于C1-离子浓度添加，呈现了别的两个长处：a)溶液导电率添加，因而槽电压较低，动力费用削减了；b)或许有一个实践电流密度，成为工业规划电解特征，例如单位出产才能添加了。    为有用地浸出，典型的氧化矿需求大约0.2%的Br2。由于意图是最大极限地运用Br-离子，所以用质量分数为0.5%的Br-离子（以NaBr引进）再生工艺液流。在100 mA/cm2下进行电解，以便在酸化之后出产活性浸出剂质量分数为挨近0.2% Br-的溶液。留意要安全氧化Br-离子是不或许的，由于：a)需求直销游离Br-离子，以便使AuBr4-阴离子络合为氧化的物质；b）游离Br-离子与Br2络合构成Br3-，所以要避免一个不期望有的高蒸气压力。    表2中数据归纳了典型电解条件和成果表2    混合卤化物的电解条件和成果溶液组成5%Cl-,0.5%Br-电流密度100m·Acm-2单个槽压均匀值2.25V电解时刻4h电流效率78%释出Br2的H2SO4量0.4g/L溶液中Br2浓度1.75g/L

溴钨灯又称为氘灯，是紫外－可见－近红外波段的理想光源可对物质进行吸收光谱和荧光光谱分析。可与TT21-WDS－4型光谱仪配套使用。包括专用电源和控制系统。溴钨灯采用溴化氢工艺，比碘钨灯光效高、 寿命长、光色更好、点燃后没有碘钨灯那种紫红蒸汽。是一种新型客观的，并且使用广泛的一种灯。溴钨循环的过程是：在适当的温度条件下，从灯丝蒸发出来的钨在泡壁区域内与溴钨反应，形成挥发性的溴钨化合物。由于泡壁温度足够高（250ºC），溴化合物呈气态，当溴钨化合物扩散到较热的灯丝周围区域时又分化为溴和钨。释放出来的钨部分回到灯丝上，而溴继续参与循环过程。溴钨灯里的溴化氢可以在200～1100℃的玻壳壁温下进行正常的溴钨循环，所以可以用来制作大功率高光效的电光源。钨溴灯能发出可见和近红外光（发光的波长范围：380-2500nm）,色温：3000K-3200K，常作为光谱分析仪的光源。也广泛应用于光学仪器、电影放映、光刻等方面有。碘钨灯是卤素灯的一种，有直立式圆形和管形两种。它的外壳用耐高温石英玻璃做成，里面钨丝绕成单螺旋状，中间有若干钨丝圈支撑，以免灯丝下垂。灯管内抽成真空，充入氩气和适量的纯碘。碘钨灯由于应用了碘钨循环的原理，大大减少了钨的蒸发量，所以它的工作温度可提高到3000℃，发光效率也提高很多。与普通白炽灯相比，照明用碘钨灯还具有体积小、光色好、寿命长等优点。例如，普通220伏1000瓦白炽灯的发光效率约为16流／瓦，平均寿命是1000小时；而照明用的220伏1000瓦碘钨灯的发光效率约为21流／瓦，平均寿命是1500小时。溴钨灯的色温约为3000K-3200K，光谱辐射亮度为：L(λ)=ε(λ)B(λ)；其中，B(λ)为与溴钨灯色温相同黑体的光谱辐亮度。Ε(λ)为钨的光谱发射率随波长和温度变化，约为0.2-0.5。主要特点◆ 提供多种功率选择◆ 光轴高度：134-154mm可调◆ 提供250-2700nm（300-2500nm）光谱范围◆ 色温达3000K以上，整个寿命期间溴钨灯色温只降低50K左右◆ 光效高，可达20~30lm/W◆ 光通稳定，灯泡寿命终止时的光通量为开始的95~98%◆ 应用我公司配套的稳流电源供电时，光通波动仅为0.12%~1%◆ 灯泡寿命长◆ 结构设计方便更换灯泡产品参数 额定电压  12——(V)  额定功率  20——(W) 光源  卤素灯  电流  1.6(A) 光通量  320(Lm)  材质  石英 寿命  2000(h)  防护等级  IP64 颜色  透明  频率  50(Hz) 色温  3000(K)  灯头型号  G4 更多有关溴钨灯请详见于上海 有色 网

现在国际上经过锌精矿出产精粹锌的冶炼首要有两种工艺：火法冶炼和湿法冶炼。 火法炼锌中的竖罐蒸馏炼锌已趋筛选，电炉炼锌规划小且未见新的开展。密闭鼓风炉炼铅锌是国际上最首要的几乎是仅有的火法炼锌办法。国际上总共有15台(包含国内ISP工厂)密闭鼓风炉在进行锌的出产，占锌的总产值12%-13%，其技能开展首要是添加二次含铅锌物料的处理办法;改善冷凝功率;富氧技能的运用等。 湿法炼锌是当今国际最首要的炼锌办法，其产值占国际总锌产值的85%以上。近期国际新建和扩建的出产能力均选用湿法炼锌工艺。湿法炼锌技能开展很快，首要表现在：硫化锌精矿的直接氧压浸出;硫化锌精矿的常压富氧直接浸出;设备大型化，高效化;浸出渣归纳收回及无害化处理;工艺进程自动操控系统等几个方面。一、火法炼锌 在高温下,用碳作复原剂从氧化锌物猜中复原提取金属锌的进程就叫做火法炼锌。 1、冶炼办法介绍(一)横罐炼锌 横罐炼锌是20世纪初选用的首要的炼锌办法，一座蒸馏炉约有300个罐，出产周期为24h，每罐一周期出产20~30kg，残渣中含锌月5~10%，锌收回率只要80~90%。 横罐炼锌的出产进程简略，基建投资少，但因为罐体容积少，出产能力低，难以完成接连化和机械化出产。并且燃料及耐火材料的耗费大，锌的收回率还很低，所以现在已根本筛选。 (二)竖罐炼锌 竖罐炼锌具有接连性作业，出产率、金属收回率、机械化成都都很高的有点，但存在制团进程杂乱、耗费贵重的碳化硅耐火材料等缺乏。竖罐炼锌是20实践30年代应用于工业出产，现在已根本筛选，但现在在我国的锌出产仍占必定的位置。 (三)电炉炼锌 电炉炼锌的特点是直接加热炉料的办法，得到锌蒸汽和熔体产品，如冰铜、熔铅和熔渣等。因而此法可处理多金属锌精矿。此法锌的收回率约为90%，电耗在3000~3600KW·h/t(Zn)。电炉炼锌仅适于电力廉价的区域。 (四)鼓风炉炼锌(ISP法) 英国于1950年开展的办法，此法与罐式蒸馏法直接加热的办法不同，它是将热交换和氧化锌复原进程在同一容器内进行。鼓风炉既能处理锌、铅混合硫化矿或锌铅氧化矿，也能处理铅锌烟尘等，现在为火法炼锌的首要工艺。 硫化锌铅精矿经烧结焙烧成烧结矿，配以焦炭，参加鼓风炉内，鼓入预热空气，使炭焚烧，在高温文强复原性气氛中进行复原熔炼。复原所得锌蒸汽从炉顶扫除，经铅雨冷凝得粗锌，一起从炉底排出复原熔炼所产的粗铅。 2、冶炼工艺介绍 (一)竖罐炼锌 在高于锌沸点的温度下，于竖井式蒸馏罐内，用碳作复原剂复原氧化锌矿藏的球团，反响所发作锌蒸气经冷凝成液体金属锌。我国葫芦岛锌厂是我国惟一和国际仅存的两家竖罐炼锌厂之一。竖罐炼锌的出产工艺由硫化锌精矿氧化焙烧、焙砂制团和竖罐蒸馏三部分组成。竖罐炼锌炉示意图 (1)硫化锌精矿的氧化焙烧 一般硫化锌精矿的成分是：Zn46%-62%，S27%-34%，Pb 首要焙烧反响为： 2ZnS+3O2=2ZnO+2SO2 2SO2+O2=2SO3 ZnO+SO3=ZnSO4 4FeS2+11O2=2Fe2O3+8SO2 ZnO进而与Fe2O3生成铁酸锌ZnO.Fe2O3。 大型欢腾炉断面为圆形，下部设有耐高温炉底，炉底上等间隔按必定规矩摆放着风帽。炉底以上1m高左右设有焙砂溢流口，炉顶有烟气出口。加料室建在炉底部分扩出部分。含水6%左右的锌精矿自前室加进炉内，在风帽吹出风力煽动下，敏捷混入流态化层，被加热，发作焙烧反响。经过溢流口产出的焙砂送去制球团，烟气净化后送硫酸出产系统，捕集的烟尘供归纳利用。 欢腾焙烧的首要技能经济目标是：脱硫率90%，锌收回率99.5%，镉收回率85%，烟尘率23%。 (2)焙砂制团与焦结 竖罐蒸馏炼锌是气固反响进程，要求参加的物料有必要具有杰出透气性和传热功能，以及适当的热强度，抗压强度在4.9MPa以上。为此将锌焙砂制成团块并焦结处理。工艺上首先将锌焙砂和复原用粉煤、胶粘剂充沛混合、碾磨、限制成团块，然后送入机械化燃油枯燥库枯燥。枯燥后团矿用机械进步从炉顶参加焦结炉，在800℃温度下，在团矿中的焦性煤发作粘结效果下使团块焦结，一起干团矿中的残存水分蒸发分被完全除掉。 (3)竖罐蒸馏 竖罐本体是用机械强度高、传热功能好、高温下化学性安稳的碳化硅材料砌成的直井状炉体，横断面成细长矩形，高8-12m，受热面积100-110m2。 近代大型竖罐的尺度为(2535mm×2mm)×290mm×12261mm，两长边罐壁外侧各有煤气焚烧室，对罐内团矿进行直接加热。来自焦结炉的热团矿经密封料钟参加罐顶，下降进程中被加热到1000℃以上，团矿中ZnO复原反响开端剧烈进行： ZnO+CO=CO2+Zn (1) CO2+C=2CO (2) ZnO复原反响首要是气一固反响，系统中(团矿中)配入过量的碳在1000℃高温下发作的CO在数量上完全能够确保反响(1)顺利完成。固体碳与ZnO间固一固复原反响只具有极非必须的含义。 复原发作的炉气中含气体锌约35%，经罐口下的上延部进入装有石墨转子的冷凝器，在转子扬起的锌雨捕集下，锌蒸气冷凝成了液态锌，守时从冷凝器中放出液态锌并铸成锌锭。出冷凝器的气体经过洗刷净化除掉剩下的锌，成为含CO80%左右、含H2约10%的罐气，悉数回来竖罐作为燃料。竖罐底部有接连工作的排渣机，蒸锌后的团块经此机械排出。竖罐炼锌的首要技能经济目标如下：锌冶炼收回率>94%;弃渣含锌 (二)密闭鼓风炉炼锌 该办法是在密闭炉顶的鼓风炉中，用碳质复原剂从铅锌精矿烧结块中复原出锌和铅，锌蒸气在铅雨冷凝中冷凝成锌，铅与炉渣进入炉缸，经中热前床使渣与铅别离。此办法是英国帝国熔炼公司(ImperialSmelting Corp.)研讨成功的，简称ISP,对质料适应性强，既能够处理原生硫化铅锌精矿，也能够熔炼次生含铅锌物料，能源耗费也比竖罐炼锌法低。密闭鼓风炉炼锌示意图 燃料焚烧和金属氧化物复原是密闭鼓风炉中的根本反响。参加炉内的焦炭在高温下与风口鼓入空气中的氧发作焚烧，发作炼锌进程所需的热量。首要熔炼反响为： C+O2=CO2 CO2+C=2CO ZnO+CO=Zn+CO2 CdO+CO2=Cd+CO2 PbO+CO=Pb+CO2 ISP的技能特点是：①选用密封高温炉顶(1000-1100℃)，以避免锌蒸气进入铅雨冷凝器之前降温氧化;②选用高密度、低熔点、低蒸气压的铅作冷凝捕收锌蒸气介质，有利于锌蒸气的快速冷凝，避免氧化和铅锌别离;③选用高钙渣系(CaO/SiO2=1.0-1.5)，渣型熔点高(125℃)，密度较低，为下降炉渣含锌和渣与铅别离发明了有利条件。 密闭鼓风炉炼铅锌流程首要包含含铅锌物料烧结焙烧、密闭鼓风炉复原蒸发熔炼和铅雨冷凝器冷凝三部分。 (1)烧结焙烧 般铅锌精矿含Pb+Zn在45%-60%，与其他含锌物料混合配料后，在烧结机上脱硫烧结成块。烧结块要有必定的热强度，以确保炉内的透气性，烧结块的成分是(%)：Zn41.4、Pb19.2、FeO 12、CaO 5.7、SiO2 3.8、S 0.8。 (2)密闭鼓风炉复原蒸发熔炼 前期炉子风口区断面积为5.1-6.4m2，现在最大的达27.2m2，大都工厂选用10m2和17.2m2。炉柱高度6m，炉高10.66m，风口内径159mm，共16个。炉顶设双层料钟密封加料器，炉身上部内砌轻质高铝砖，下部为高铝砖，炉缸用镁砖砌成，钢板外壁三杯水冷却。熔炼时，烧结块、石灰熔剂和经预热的焦炭分批自炉顶参加炉内，烧结块中的铅锌被复原，锌蒸气随CO2、CO烟气一道进入冷凝器，熔炼产品粗铅、铜锍和炉渣经过炉缸流进电热前床进行别离，炉渣烟气处理收回锌后弃去，锍和粗铅进一步处理。 (3)锌蒸气冷凝 冷凝设备为铅雨飞溅冷凝器，冷凝器外形长7-8m，高3m，宽5-6m，内设8个转子，浸入冷凝内的铅池中。转子扬起的铅雨使含锌蒸气炉气敏捷降温到600℃以下，使锌冷凝成锌液溶入铅池，铅液用泵不断循环，流出冷凝器铅液在水冷流槽中被冷却到450℃，然后进入别离槽，液体锌密度小在铅液上层，操控必定深度使其不断流出，浇铸成锌锭。 鼓风炉炼铅锌的首要技能经济目标为：热风温度950-1150℃，冷凝功率90%-92%，烟化炉渣含Pb 0.15%、Zn1.35%，粗锌含锌大于98%、含铅1.2%-1.5%，粗铅含铅大于98%、含锌0.1%，冶炼收回率Pb>93%、Zn>94%，原猜中S利用率90%-92%。 (三)电炉炼锌 20世纪30年代在国外呈现电炉炼锌技能。80年代，我国开端选用电炉炼锌技能，至今已有10多处小型火法炼锌厂推广应用，出产规划为500-2500t/a。 电炉炼锌是以电能为热源，在焦炭或煤等复原剂存在条件下，直接加热炉料使其间的ZnO成分接连复原成锌蒸气并冷凝成金属锌。该工艺能够处理高铜高铁锌矿，但要求质料含S不得大于1%，关于含S高的碳酸盐锌矿需求预脱除处理。 电炉形状为圆形或矩形，卧式，功率有500kW、1250kW、200kW和2250kW多种。炉床面积4-8m2，电极直径200-350mm。首要目标为：熔炼温度1250一1350℃，电能耗费4600kWh/tZn，残渣含锌3%-5%，粗锌档次98.7%，直收率80%，总收回率95%。 二、湿法炼锌 湿法炼锌是用稀硫酸(即废电解液)浸出锌焙烧矿得硫酸锌溶液，经净化后用电积的办法将锌从溶液中提取出来。当时，湿法炼锌具有出产规划大、能耗较低、劳动条件较好、易于完成机械化和自动化等优点在工业上占主导位置。 国际上近80-85%的锌均产自湿法冶炼，大大都选用酸浸出液电解，在惯例流程中，因为对其间浸渣的处理办法不同而派生出不同的湿法冶炼工艺。湿法炼锌示意图 (1)锌精矿焙烧 用空气或富氧，在高温下使锌精矿中ZnS氧化成ZnO和ZnSO4，一起除掉As、Sb、Cd等杂质的一种作业。焙烧产品焙砂，送去浸出锌，烟气或许制硫酸或许出产液态S02-湿法炼锌的精矿焙烧与火法焙烧不同，湿法炼锌焙砂中要求保存1%-2%的硫以SO42-形状存在，以弥补锌焙砂浸出时缺乏的硫酸。而火法炼锌精矿焙烧期望悉数ZnS都氧化为ZnO,以进步冶炼收回率。 (2)锌焙砂浸出与浸出液净化 焙砂浸出锌由中性浸出和酸性浸出两段组成。一段中性浸出选用废电解液，二段用硫酸作浸出液，酸度30-60 g/LH2SO4，浸出温度65-70℃。浸出液含Zn>120 g/L。影响浸出的要素有浸出温度、拌和速度、酸浓度、锌焙砂颗粒巨细等。ZnO浸出反响为： ZnO+H2SO4=ZnSO4+H2O 为了进步锌焙砂中锌浸出率，选用空气拌和，以强化浸出进程。使难溶的ZnO.Fe2O3、ZnO.Al2O3及ZnS得以溶解。 (3)锌电解堆积 经过净化后的硫酸锌溶液参加添加剂，经过高位槽接连送入电解槽，槽中布以不溶性铅钙合金阳极和铝阴极。在南北极上施以直流电压时，电解液中的锌离子便不断在铅阴极上分出。电解最终发作的废电解液，部分送去作焙砂浸出剂，部分配成电解液回来。分出的锌铝阴极，每隔必守时刻(24-48h)取出，清洗后剥离锌片，然后熔化铸成锌锭，阴极经清洗加工后回来运用。锌电解堆积的根本反响是： 在阴极上 ：Zn2++SO42-+2e=Zn+SO42- 在阳极上：2H+2OH--2e =1/2O2+2H++H20 总反响式：ZnSO4+H2O=Zn+H2SO4+1/2O2 三、部分冶炼厂冶炼工艺介绍

1、化法提金工艺 化法提金工艺是现代从矿石或精矿中提取金的首要办法。化法提金工艺包含：化浸出、浸出矿浆的洗刷过滤、化液或化矿浆中金的提取和制品的冶炼等几个根本工序。我国黄金矿山现有化厂根本选用两类提金工艺流程，一类是以稠密机进行接连逆流洗刷，用锌粉置换沉积收回金的所谓惯例化法提金工艺流程(CCD法和CCF法)，另一类则是无须过滤洗刷，选用活性炭直接从化矿浆中吸附收回金的无过滤化炭浆工艺流程(CIP法和CIL法)。 惯例化法提金工艺按处理物料的不同又分两种：一种是处理浮选金精矿或处理混、重选尾矿的化厂。另一种是处理泥质氧化矿石，选用全泥拌和化的提金厂。 2、混法提金 混法提金工艺是一种陈旧的提金工艺，既简洁，又经济，适于粗粒单体金的收回。我国不少黄金矿山还沿袭这一办法。跟着黄金出产的开展和科学技术进步，混法提金工艺也不断得到了改善和完善。因为环境保护要求日益严厉，有的矿山取消了混作业，为重选、浮选和化法提金工艺所替代。 在黄金出产中，混法提金工艺仍有其重要的效果，在国内外均有使用实例。混法提金工艺关键在于怎么采纳防护办法，消除毒污染。

组装式锌钢阳台护栏发展趋势大，锌钢阳台护栏目前在市场的发展趋势非常大，以其锌钢合金的特性，表面再经特殊的工艺处理，使其无论在气候炎热的南方，海盐腐蚀的岸边，还是气候寒冷的北方，沙漠化吹袭的边缘。    组装式阳台护栏能防腐、防锈防盗拆，造型美观大方，可根据您的喜好选择颜色，安装方便快捷，价格适中。采用不锈钢防盗螺丝，和铸铝配件连接件。品种多，色彩丰富，可与各种环境融合，可根据区域环境选择不同款式，彰显个性。产品线条流畅，造型精美，时尚气派，古朴典雅，稳重大气，有的透露着古罗马浓厚的艺术气息，有的散发着南美玛雅经典神韵，外在装饰与内在气韵融为一体。以锌钢为基材，用在建筑护栏中的产品主要有：阳台护栏、防护窗、楼梯扶手、栅栏、花园围栏、百叶窗、空调护栏、道路护栏。工业用围栏、农业用围栏、民用围栏、公共设施围栏等等。    组装式锌钢阳台护栏型材的基材为高温热浸锌材料，热浸锌是指把优质钢材投入几千度的锌液池中，浸泡达一定时间以后锌液就会渗透到钢材中，使之形成一种特殊的锌钢合金，热浸锌材料表面不经任何处理在野外环境中即可达30年不锈蚀，如：高速公路护栏、高压电塔都是采用高温热浸锌材料，其防锈长达30年之久，彻底解决了多年来防锈、美观与安全之间的问题。组装式锌钢阳台护栏配件采用使用寿命可达50年之久的改性高强度工程尼龙，其强度、硬度远高于普通钢制材料，每平方米可承受183MPA以上的压力，2729MPA的拉伸力，可承受220℃以下高温不变形等优点。

随着科学技术的迅速发展，铝合金在航天、汽车、仪表及电子等行业中的应用越来越广泛。但由于铝合金是一种比较活泼的金属，其应用必定要进行表面功能化处理，而电镀处理就是一个很好的方式。　　铝合金电镀的关键是前处理工艺。目前工业化生产中使用最广泛的是浸锌工艺，一次浸锌工艺由于锋层较为疏松，对于杂质含量高的铝合金材料(如ADC类)不能保证与电镀层之间结合力良好。为了提高工艺稳定性及保证产品质量，大多数电镀厂均采用两次浸锌工艺，通过第一次浸锌去除氧化膜并以锌层代替，然后再将锌层浸于50%的硝酸中进行退锌，将不良的锌层去除。退鋅后所暴露出来的表面为第二次浸锌提供了良好的条件，使铝合金材料表面得到充分活化，保证基材与电镀层之间获得良好的结合力。　　研究结果显示：铝合金退锌工艺完全可以替代传统的硝酸退锌工艺，且退锌液稳定,使用寿命长，适合电镀生产需要，尤其是适用于自动线生产。该铝合金退锌工艺具有无挥发、无黄烟及对人体危害极低等特点，符合目前推行的清洁生产及环境保护法规要求。该铝合金退锌工艺溶液用量少，废水处理简单,且无需使用抽风设备，在一定程度降低了生产成本，且符合环保要求，值得大力推广。

直接往含钒铁水中增加6%的纯碱、8%的铁皮，处理后得钠化钒渣。含钒铁水的脱钒率可达60%～80%。钠化钒渣含V2O5达6%以上。主要成分为NaVO3、Na4V2O7、Na3VO4的复合物。硫构成Na2S进入渣相，脱硫率大于80%；磷构成Na3PO4进入渣相，脱磷率60%～80%。所得半钢的硫、磷含量均低于制品钢的规格，因而可在转炉内完成无渣或少渣炼钢。 选用天然碱处理含钒铁水得到的钠化钒渣，曾在四川西昌410厂进行过湿法提钒及收回钠盐的扩展试验。天然碱取自河南吴城及内蒙古西林郭勒盟及鄂尔多斯湖等地。天然碱是Na2CO3及少数NaHCO3、Na2SO4、NaCl的混合物。所得钠化钒渣的成分如下：成分V2O5Na2OPSiO2S%12.8840.861.289.42.09 工艺流程共分6步：1）碳酸化浸取；2）浸取液的氧化及净化；3）深度碳酸化、浓缩结晶分出NaHCO3；4）碱性铵盐沉钒、制取；5）沉钒后液蒸、回来沉钒、后液回来浸取；6）NaHCO3煅烧得纯碱、煅烧得产品V2O5。 此流程在技术上有诱人的远景，扩展试验已成功，产品合格。但纯碱直销严重，故未能施行。

钕铁硼磁性材料，因为其优异的磁性而被称为“磁王”，被广泛应用到多个范畴。在钕铁硼磁体的生产进程中会发生约为质料分量20%的钕铁硼废料，包含车削块和油浸废料等。钕铁硼废猜中含有约30%的稀土元素[1](其间含钕约90%，其他为铽、镝等)。我国是钕铁硼材料出产大国，占全球总产值的80%。2005年，我国出产钕铁硼3.52万吨，由此所发生的钕铁硼废料7000多吨，现在钕铁硼的年产值以大于20%速度增加，估计到2010年我国钕铁硼的产值将超越10万吨，将发生钕铁硼废料约2万吨。为了节省资源，一起削减工业废物，保护环境，对钕铁硼废料资源化综合运用十分必要。并会发生明显的社会效益和可观的经济效益。 1 钕铁硼废料收回工艺流程 1.1优溶法[2-4] 优溶法的原理是严格操控酸分化工艺条件，让废猜中稀土在溶液中优先溶解。优溶法由氧化焙烧、分化除杂、萃取别离、沉积灼烧等4个部分组成。 (1)氧化焙烧：此过程为优溶法要害，将稀土转化为氧化物，铁转化为 Fe2O3，以利于下一步酸分化; (2)分化除杂：在反响器中参加少数水，分次参加和物料，操控稀土浓度和 pH，让稀土优先溶萃取别离：对除杂后的氯化稀土溶液选用P50别离稀土元素，得到单一的稀土元素氯化物;淀灼烧：将萃取别离液打入沉积槽，参加草酸铵沉积剂，得到草酸稀土或许碳酸稀土沉积，烧，得到稀土氧化物。 1.2 全溶法[5] 全溶法是选用为溶剂，将废猜中的稀土元素及铁悉数溶解为离子状况，然后经过除铁、萃取别离等工序得到稀土氧化物。全溶法由浸出溶解、除铁、萃取别离、沉积灼烧等4个部分组成。 (1)浸出溶解：将钕铁硼废料筛分后直接用浓在常温下溶解，稀土及铁转化为离子形状，运用将 Fe2+氧化为 Fe3+; (2)除铁：运用 N503 萃取除铁; (3)萃取别离：除铁后的溶液选用 P507 萃取别离稀土元素，得到单一的稀土氯化物; (4)沉积灼烧得到稀土氧化物 1.3 硫酸复盐法[1，6，7] 硫酸—复盐法是选用硫酸为溶剂溶解钕铁硼废料，然后将溶液在必定温度下与 Na2SO4进行反响而生成硫酸铵复盐沉积分出，将硫酸复盐沉积加于草酸溶液中，生成草酸稀土沉积，经灼烧后取得氧化稀土 2 开展趋势 现在，钕铁硼废料收回首要选用湿法冶金工艺。溶解-萃取工艺，易于完成规划化出产，但草酸或碳铵沉积洗刷废水污染较大，且选用为皂化剂，使废水中氮浓度很高，形成水污染。选用硫酸-复盐沉积工艺，难以完成规划化出产，且溶解时Fe悉数转化为硫酸亚铁，在收回稀土时形成铁元素的糟蹋，更形成水污染。从经济和环境保护的视点看，选用优溶法较其他工艺更好。该法能够削减酸的运用量，酸溶渣能够直接作为铁精矿出售给钢铁厂或许给水泥厂作为出产水泥的铁质校对元素;在萃取别离时运用烧碱或许石灰水代替作为皂化剂，能有用削减废水中的 氮。 3 小结 钕铁硼永磁材料无论是需求的规划，仍是需求的增加速度，都是适当惊人的。我国虽是一个稀土大国，其工业储量占国际总储量的70%以上，可是稀土为不行再生资源，并且在采矿和新材料深加工进程中发生很多的废物，形成环境污染和资源糟蹋。从钕铁硼废猜中可取得氧化钕、氧化铽、氧化镝及氧化钴等宝贵产品。对工业废料进行收回运用，契合国家开展循环经济的产业政策。 参阅 文 献 1许涛，李敏，张春新。钕铁硼废猜中钕、镝及钴的收回[J]。稀土，2004.25(2)：31-34. 2军，刘宇辉，郭军勋，等。用优溶法从 NdFeB 废猜中收回稀土[J]。湿法冶金，2006，25(4)：195-197。 3军，舒 斌，张 跃.NdFeB 磁性材料制作工业废猜中金属钕的提炼[J]。上海有色金属，2000，21(1)：21-24。 4 简启示，邱小英.废旧钕铁硼提取氧化钕和氯化镝工艺及出产实践[J].江西有色金属，2001，15(3)：26-29。 5陈云锦。全萃取法收回钕铁硼废渣中的稀土与钴[J]。我国资源综合运用，2006(4)：10-13。 6林河成。运用钕铁硼废料制备氧化钕[J]。上海有色金属，2006，27(3)：17-20。 7肖荣晖。钕铁硼出产中废料的收回及运用[J]。稀有稀土金属，2001(1)：23-

一、铜、铅、锌硫化矿的可浮性 (一)铜矿藏的可浮性 1、黄铜矿CuFeS2，含Cu 34.57%。斑岩铜矿。 捕收剂：初级黄药、黑药。 机理：化学吸附，与铜离子作用生成黄原酸铜;物理吸附，以双黄药方式吸附与Fe3+离子表面。 按捺剂：CN-、NaCN、kCN、k4[Fe(CN)6]、k3[Fe(CN)6]，均在碱性介质中运用。H2O2、NaClO经过过氧化作用而下降其可浮性，在酸性介质中运用。 活化剂：CuSO4。 2、辉铜矿和铜兰的可浮性(归于次生铜矿) 辉铜矿Cu2S:含Cu 79.83%，天然可浮性最好。 铜兰 CuS:含Cu 64.4%，天然可浮性很好。 捕收剂：初级黄药，黑药，PH值1~13。 机理同上。 按捺剂：Na2OS3、Na2S2O3、k4[Fe(CN)6]、k3[Fe(CN)6]、Na2S，均在碱性介质中运用。 按捺作用较差。 特色：这两种矿藏均性质较脆，磨矿易泥化，溶解性也相对较大，收回率较低，矿浆中的[Cu2+]离子含量高，形成按捺困难，且简单活化其它矿藏，致使浮选选择性差。 3、斑铜矿 Cu5FeS4，Cu含量 63.3%，可浮性介于上述(1)、(2)两种矿藏之间。 捕收剂同上，PH值5~10。 按捺剂：CN-、石灰在碱性介质中运用。 一般规则：(1)凡不含铁矿藏，可浮性类似，CN-、石灰对它们的按捺弱。 (2)凡含铁矿藏，CN-、石灰在碱性介质中能够按捺其可浮性。 (3)含铜量越高，可浮性越好。 (二)铅矿藏的可浮性 代表性矿藏为方铅矿。PbS含Pb 86.6%，立方晶体结晶，天然可浮性较好。 捕收剂： 1、PH值 2、PH值在9.5~10.5之间用高档黄药捕收。 3、PH值>10.5后方铅矿受必定的按捺。 捕收机理为化学吸附，产品为黄原酸铅。 按捺剂：诺克斯试剂(K2CrO4+KCrO2)、Na2S、CaO。按捺后的活化：诺克斯试剂按捺用HCl或酸性介质顶用NaCl活化，后者在酸性介质顶用CuSO4活化。 CN-无按捺作用。(含铁时在外)。 (三)闪锌矿ZnS，含Zn量67.10%。 天然可浮性较1、2均弱。 捕收剂：用Cu2+活化后，用黄药捕收。未活化则黄药无效。 按捺剂：CN-、NaCN、kCN、ZnSO4、Na2SO3(钠)、Na2S2O3(硫代硫酸钠)。 特色：常有Fe及Cd呈类质同象混入。形成可浮性下降，使按捺更简单。其间Cd需收回，现在Cd均来自从闪锌矿中的收回。 (四)铁硫化矿藏的可浮性 1、黄铁矿的可浮性 FeS2，含S 53.4%。 有必定的天然疏水性，但不充沛，其表面恰当氧化后有利于黄药捕收。过度氧化则可浮性下降。 捕收剂：在弱酸性介质中，用黄药捕收。 机理：电化学吸附机理。黄药首要被氧化成双黄药，黄药中的孤对电子和Fe2+离子的空轨迹结合，经过孤对电子的给予黄药吸附在矿藏表面。 按捺剂：石灰，。 活化剂：石灰按捺用硫酸、碳酸钠活化，生成硫酸钙及硫酸氢钙解析Ca在矿藏表面的吸附; 按捺用硫酸铜活化。 2、磁黄铁矿 Fe1-xS，x：0.1~0.2，其可浮性弱于黄铁矿，用高档黄药捕收，按捺剂同黄铁矿。 二、铜、铅、锌、硫的别离(各种硫化矿的简称) (一)铜、硫别离 办法：取决于矿石性质。主要有下列两种办法。 1、优先浮选：适用于细密块状矿石，在比较粗的磨矿粒度条件下Cu与S能充沛单体解离。 次序：按捺硫先浮铜。 2、混合浮选：适用于矿石中Cu与S结合严密，Cu与S的集合体粒度较粗，而单体矿藏粒度较细时，用混合浮选先甩出合格尾矿，再把Cu与S混合精矿再磨脱药，再选别离。 条件：Cu的捕收剂为黄药或黑药，石灰做pH值调整剂及铁矿藏的按捺剂，必要时参加辅佐按捺。活化剂：只要石灰按捺，用硫酸、碳酸钠活化，生成硫酸钙及硫酸氢钙解析Ca在矿藏表面的吸附;合作按捺后用硫酸和硫酸铜活化。 (二)铅、锌别离 优先浮选法，按捺闪锌矿，捕收方铅矿。 捕收剂：初级黄药、高档黄药、黑药。通常在碱性介质中别离。 按捺剂：CN-、NaCN、kCN、ZnSO4、Na2OS3、Na2S2O3。 活化剂：硫酸铜。然后用高档黄药捕收。 (三)铜、锌别离 优先浮选法，按捺闪锌矿，捕收铜矿藏。别离难度大于2的铅锌别离，应加强对锌的按捺。 捕收剂：初级黄药、高档黄药、黑药。通常在碱性介质中别离。 按捺剂：CN-、NaCN、kCN、ZnSO4、Na2OS3、Na2S2O3。 活化剂：硫酸铜。然后用高档黄药捕收。 (四)铜、铅别离 一般为铜铅的混合精矿别离，先脱药，再优先浮选。 脱药办法：机械法，再磨脱药，拌和洗刷脱药，Na2S脱药，活性炭吸附脱药，加温，焙烧等。 1、按捺铅浮铜 适用于次生铜矿，Cu2+离子溶解较多不易按捺的状况。 按捺铅：诺克斯试剂(K2CrO4+KCrO2)和Na2S合作运用; 或氧硫法：1)SO2(或)+淀粉;2)，;3)硫代硫酸钠+或硫酸亚铁;4)碳酸钠十硫酸亚铁。 2、按捺铜浮铅 适用于原生铜矿。捕收剂：黄药、黑药，PH值9~9.5，用CaO调整。 按捺剂：及其代替按捺剂。或加温脱药按捺铅40~70℃(PH值≤7)。 (五)锌、硫别离 选用按捺硫，浮选锌的流程。 捕收剂：黄药，锌必须经硫酸铜活化。  按捺剂及PH值调整剂：石灰。

氯化锌（ZnC12），白色棒状、粒状或粉状晶体，密度2.91 g/cm3，熔点283℃，沸点723℃，无味，潮解性强，能自空气中吸收水分而溶化。    氯化锌易溶于水，水溶液呈酸性；能溶于甲醇、乙醇、丙醇、等含氧有机溶剂；及溶于、等含氮溶剂；还具有溶解金属氧化物纤维的特性；不溶于液。熔融的氯化锌具有很好的导电功能。氯化锌有毒性，腐蚀性很强，应密闭储存。    氯化锌产品用于电池工业作电解质，出产活性炭的活化剂，在有机工业中用作聚腈的溶剂及有机组成的脱水剂、缩合剂，石油工业用作净化剂，染料工业用作显色稳定剂、活性染料和阳离子染料的出产，印染工业用作媒染剂、丝光剂、上浆剂。此外，还用于造纸、木材防腐、医药、纺织、电焊、电镀、颜料等工业部门。    氯化锌的出产工艺流程如下图所示。    现在，我国氯化锌出产大都选用锌浮渣、锌烟尘、锌铸型渣，也有选用锌锭或氧化锌（含Zn0 90％）为质料，工艺简略，产品质量好。可是，跟着工业的开展，锌锭和氧化锌求过于供。因而要寻觅扩展氯化锌工业开展的途径。我国菱锌矿资源丰富，亟待开发使用。研讨使用菱锌矿直接出产氯化锌是开展氯化锌工业的途径之一。    用菱锌矿出产氯化锌的关键在于原矿杂质含量高，

钛及其氧化物、合金产品是重要的涂料、新式结构材料、防腐材料，被誉为“继铁、铝之后处于开展中第三金属”和“战略金属”，在航空、军工、冶金、化工、机械、环境保护、医疗器械等范畴有着广泛的使用，在国民经济开展中有其重要的位置和效果。 近年来跟着科学技能的飞速开展，钛及其钛合金粉越来越多地被广泛使用于各高科技范畴与工业出产及人民生活之中，国际上需求量也越来越大，商场远景非常宽广，特别是美国、日本等国对钛的需求正在不断的添加。据介绍，现在我国每年钛材年需求量在2.5～3万吨，而国内年钛产值只要1500～2000吨，商场缺口巨大。在国内商场上，一吨钛金属粉的报价是60万元人民币，国际商场更高达每吨80万美元。 可是，因为钛具有越加工越硬的特性，传统的机械球磨技能无法将其破坏。钛的冶炼困难、产值低、本钱高，因而，国际上对钛产品，特别是钛粉末的加工现在还处于探究、研制阶段，把握钛粉制作的核心技能的国家并不多。新工艺层出不穷 却鲜有大规模工业化 从矿石中提取的钛的最常用的方法，就是克罗尔工艺。可是，因为克罗尔工艺出产时间长，消耗劳动力和动力比较多，许多研讨人员一向致力于寻觅代替工艺。 其间，比较有代表性的有以下四种：metalysi公司(剑桥大学附属公司，原名为FFC)开发的剑桥工艺(Cambridgeprocess，又称“FFC剑桥工艺”)使用电解法来接连出产海绵钛。国际钛粉(ITP)公司(已于2008年末被全球抢先的钛出产商CristalGlobal收买)开发的阿姆斯壮工艺(Armstrongprocess)经过接连低温复原来出产钛粉。杜邦公司和材料与电化学研讨公司(MERCorporation)开发的MER工艺使用直接电解复原法出产钛粉。先进材料集团(ADMA Group)开发的氢化脱氢工艺(hydride/ dehydrideprocess，HDH)使用改善的克罗尔工艺用钛废料、屑和其它钛废弃物来直接出产钛粉。 在上述四种新式工艺中，有三种是关于钛粉是出产工艺，一种是出产海绵钛的。可是，仅有剑桥工艺这个出产海绵钛的技能是由海绵钛出产商赞助研制，因而，相对于其它三种用于出产钛粉的工艺来说，它的工业化进程中会愈加简单。但尽管如此，据业界专家称，剑桥工艺尽管现已商业化多年，却依然遭到那些没有得到解决的技能壁垒的阻止。一起，别的三种工艺的工业化也不尽抱负。阿姆斯壮工艺多年来一向用于出产少数的钛粉，但直到现在还没有用于大规模出产，间隔钛粉的商业化出产仍有必定间隔。有些人以为MER工艺具有必定潜力，但现在尚处于开发初期，其远景仍不明亮。现在来看，氢化脱氢工艺最有出路，ADMA集团报道说正在寻求资金来扩展其出产，专家以为，这一工艺在数年后即可为美国陆军出产钛板。但是，因为其低本钱优势主要是来源于钛废料的高使用率，该工艺仍不能完全替代克罗尔工艺。 可见，一些新式的改善的技能尽管能够添加产值、降低本钱和能耗，可是在工业化的时分，却往往需求一个较大的周期。与新技能的研制比较，技能的工业化好像愈加重要。 我国钛粉加工工艺研制效果显着 我国钛粉加工技能的研制好像愈加重视商场和工业化问题，且效果显着。早在2000年，哈尔滨鑫科纳米科技开展有限公司的薛峻峰高级工程师等专家的“钛纳米级金属粉的制备与使用”课题就经过有关部门判定并得到大面积使用。据了解，经共同工艺制取的纳米钛粉，能让普通涂料新添耐磨、耐腐蚀等项功能，这项效果在其时属国际创始，并且，与国表里大都纳米研讨尚处实验室阶段比较，这项效果已首先完成了批量出产、大面积使用。别的，照此方法，还能得到铜、铁、镍等金属的纳米材料。专家指出，这一效果工业化远景已被证明非常宽广。同步经过判定的高效能破坏机，单机每年可加工纳米金属粉12吨，且功能改善进步显着，本钱添加不大。 本年3月份，由云南专家研制的“等离子高温别离钛-铝矿”技能获得成功。这一技能将完全完毕钛矿丰厚的云南只卖质料的前史，使我国成为继美国和俄罗斯之后能直接出产金属钛粉末的国际第三大钛工业国。 据悉，云南的矿产资源非常丰厚，但因为冶炼技能落后，长期以来云南的钛矿只能以质料矿石出售为主。云南的钛矿以质料外销，每斤钛矿石才几毛钱，造成了重要的钛资源的贱价丢失。该项技能研制成功后，立刻即可投入使用。据担任“钛-铝工业项目”一期工程金属钛粉厂建造的富民金发矿业有限公司董事长尚家荣介绍，项目发动后，将年产超细化、高纯度金属钛粉2.85万吨，纯铁粉3.7万吨，钛铁粉7200吨，年产值就可到达30.9亿元，可上缴税金7亿元。这将添补我国钛工业开展的前史空白。 这两项技能的工业化，在不同阶段极大地推进了我国钛工业的开展，使我国钛工业在国际范围的影响力越来越大。经过比照也能够看出，咱们不能仅仅静心研讨，而忽视了商场，忽视了技能实践使用的可行性。只要具有工业化条件的技能，才有实践意义，不然，再好的技能也是徒劳无益。 本年6月，第12届国际钛会在北京举行，这是我国自1992年成为国际钛会国际组委会成员国以来初次举行国际钛会，标志着我国钛科学技能开端跨入国际先进水平的队伍。期望业界同仁以既有成果不断鞭笞自己，在未来的出产和研讨进程中，能愈加深化、更具可行性地对钛粉加工技能的进行研讨，推进更新更好的技能的呈现，缩短工业化进程，进而推进我国钛粉加工工业的迅猛开展。

传统的化法提金工艺首要包含浸出、洗刷、置换(沉积)三个工序 ①浸出——矿石中固体金溶解于含氧的溶液中的进程。 ②洗刷——为收回浸出后的含金溶液，用水洗刷矿粒表面以及矿粒之间的已溶金，以完成固液别离的进程。 ③置换——用金属锌从含金溶液中使其复原、沉积，收回金的进程。 20世纪以来，从化矿浆中收回金是先进行矿浆的洗刷，然后进行贵液的弄清、除气。从弄清的贵液中沉积金，一向沿袭锌置换法。20世纪60年代以来才开展起来的向矿浆中参加活性炭的“炭浆法”开展很快。跟着对离子交换剂运用的研讨，选用离子交换树脂从化液或化矿浆中吸附金的办法亦具有重要的实用价值。在化液的溶剂萃取提金方面也作过一些研讨。当往化含金液中加人硫酸时，可用来萃取金，萃取率随硫酸浓度的升高而添加。如在2mol/L的硫酸液中进行萃取，还可使金与砷、铁等杂质别离。运用氧代烷氧基磷酸酯从酸盐碱性液中萃取金，萃取目标令人满意;运用钠反萃取也获得了较好的成果等等。 1.化浸金 用含氧的溶液把矿石中的金溶解出来的进程叫化浸出。现在，不管从工艺、设备、办理或操作等方面都已日臻完善。如前所述，金在含有氧的溶液中的溶解，实质上是一个电化学腐蚀进程。 浸出进程中首要运用的药剂是和维护碱两种。 1) 工业上用于化法浸出金的首要有(KCN)、(NaCN)、[Ca(CN)2]和化铵(NH4CN)四种。它们对金的相对溶解能力见表1。表1 四种的性质对金的相对溶解能力称号分子式相对分子质量化合价对KCN的相对溶解能力（以KCN为100）获平等溶解能力时的相对耗费量溶液的安稳次序NaCN491132.6492KCN651100651Ca（CN）2922141.3464化铵CH4CN441147.7443在生产中常用的是，它是一种剧毒的白色粉末，产品一般压制成球状或块状。 工业上也有用熔体作为浸出药剂的。它是将、食盐和焦炭混合后在电炉中熔化而成的一种混合物。除了含40%~45%的Ca(CN)2和NaCN以外，还含有一些对化进程有害的杂质，如可溶性硫化物、碳以及一些不溶性杂质等。其特点是报价便宜，但用量大，约为的2~2.5倍。为了消除有害杂质的影响，运用熔体时应进行预先处理。处理办法是通入空气激烈拌和或往溶液中参加适量的铅盐。 在理论上，溶解1gAu只需耗费0.5g，但在实践生产中，的耗费值为理论量的20~200倍，乃至更高一些。耗费量的多少首要取决于矿石中能与起反响的其他成分的含量。 2)维护碱 维护碱首要是为了坚持溶液的安稳性，削减的水解丢失。使碱在化浸出中的参加坚持在浸出槽或者是化原矿的磨矿进程中。当矿石成分杂乱，含有一些比如磁黄铁矿之类对化进程有害的矿藏时，维护碱在磨矿进程中参加，有利于这些有害矿藏氧化或构成沉积除掉。 维护碱可所以和，但更常用的是报价便宜的石灰(氢氧化钙)。如若处理含金碲矿这类需求强碱度的矿石时，仍是用为好。 维护碱的参加量应当适量，一般保持矿浆的pH为10~11即可。此刻，矿浆中CaO质量分数约为0.01%~0.02%。过低晦气于避免水解，过高尽管能促进带负电荷的硅泥絮凝，有利于矿浆沉积和液体净化，但对金的浸出速度有显着的晦气影响。 用石灰作维护碱时，最好以石灰乳的办法参加，有利于进程的操控。 2.固液别离 矿石经化浸出后，产出由含金溶液和尾矿组成的矿浆。为了使含金溶液与固体尾矿别离，需进行洗刷和过滤。一般运用的别离流程包含：化矿浆的浓缩、过滤，再用脱金贫液或水在过滤机上洗刷滤渣后将含金较低的固体，即尾矿抛弃或再处理，而将含金溶液用于金的置换沉积。在固液别离时，要参加洗刷水，洗刷水一般用置换作业排放的贫液或清水。当处理的矿石中有害化的杂质较少时，可选用贫液悉数回来到浸出作业的流程中，此刻一般运用清水作为洗刷水，这样既可进步洗刷功率，又可使化尾矿溶液中浓度下降，削减的丢失，简化污水处理作业。当处理的矿石中有害化的杂质较多时，贫液一般不回来浸出流程中去，而运用部分贫液作洗刷水;此刻如运用清水作为洗刷水，尽管洗刷功率有所进步，但因贫液排放量添加，使贫液中金的丢失量增大，下降了总置换率，添加耗费量，并使污水处理量和本钱增高。 现在洗刷办法有多种，从矿浆中别离含金溶液和尾矿的洗刷办法有倾析洗刷法、过滤洗刷法和流态化洗刷法等。在生产实践中，挑选什么样的洗刷办法和洗刷设备，是关系到能否进步洗刷功率及下降生产本钱的要害。 1)倾析洗刷法 倾析洗刷法广泛运用于北美，它能够分为间歇倾析洗刷法和接连倾析洗刷法。 ①间歇倾析洗刷法。间歇倾析洗刷法一般与间歇拌和化合作运用。它的作业办法之一是化矿浆于弄清槽中弄清后，用带有浮子的虹吸管抽出上层含金弄清液送置换收回金，余下的浓浆抽回拌和浸出槽加NaCN稀溶液再次进行浸出。办法之二是将化矿浆给入稠密机中浓缩，溢流产出的含金溶液送置换金，稠密机中的浓浆抽至拌和浸出槽加NaCN稀溶液再次进行浸出。然后将二次浸出的矿浆送弄清槽或稠密机再处理。如此重复几回，直至洗液中含金达微量停止。 第2次浸出作业产出的含金溶液，一般含金较少，可用作下批质料的一次浸出用，第三次浸出液用作下批质料的二次浸出用，这些溶液经不断运用，直至含金达规则浓度后送沉积金。 稠密洗刷就是选用稠密机对浸出矿浆进行洗刷的进程，将浸出矿浆或待洗矿浆在给人稠密机的一起，用很多的洗水冲稀洗刷，固体颗粒在稠密机内自行沉降。浓缩后的矿浆耙到排矿口随底流排走(或排到下台稠密机再次洗刷)，上部清液中的已溶金随溢流进人金的沉积工序而被收回，或作为上一级的洗刷水。 现在国内外化厂用于洗刷的稠密机品种较多，若按稠密机的层数可分为单层和多层;若按传动办法又可分为中心传动式和周边传动式。近年来，国内还引入和拷贝了一种新式稠密机，即高效稠密机。不管脱水或洗刷，高效稠密机的作用都要比同规格的单层稠密机高出2~3倍。假如加絮凝剂之后，其作用要高出5倍以上。 不管选用什么类型的稠密机，只需用于洗刷，就很少用单层单台，一般都是多台单层串联或多层稠密机组成的多级逆流洗刷。图1就是一个由三台单层稠密机组成的三级逆流洗刷的流程图。间歇倾析洗刷法因为作业进程时间长，所用溶液数量多，设备占地面积大等缺陷，在工业上运用很少。 ②接连倾析洗刷法。接连倾析洗刷法是国内外广泛运用的办法之一。它是以矿浆和洗液呈逆向运动的原理进行的，在国外称接连逆流倾析洗刷法(图2)。此法是将矿浆和洗(贫)液从相对的方向供入稠密机中并对流进入一级稠密机，以完成矿浆的洗刷和固液别离。故稠密机是接连逆流倾析作业的首要设备。为此，国外已运用的最大浓缩机直径达150~180m。运用的稠密机有单层的和多层的。我国日处理100t矿石的某选金厂三级单层稠密机接连逆流倾析洗刷流程及溶液平衡示于图3中。

热酸浸出铁矾法炼锌工艺进程中发生很多的铁矾渣和高浸渣，铁矾渣和高浸渣经回转窑复原蒸发后得到氧化锌烟尘。该烟尘富集了铁矾渣和高浸渣中90%以上的铟和95%以上的锌，一起也富集了砷、锑等杂质，烟尘均匀含铟2%、锌55%、砷3%、锑2%。以年产电锌5.5万t规划计，将产铁矾渣4.4万t、高浸渣1.1万t，可产复原蒸发烟尘6885t，以华锡集团宾客冶炼厂复原蒸发中试烟尘含铟1.99%、锌54.97%、铅2.56%、锡4.33%计，其间含有铟138t，锌3785t，铅176t，锡298t。如锌、铟等有价金属能很好的收回，具有极大的经济效益。本文针对复原蒸发氧化锌烟尘的特色，选用浓硫酸熟化浸出新工艺，使烟尘的锌、铟浸出率进步，选用萃取提铟，萃余液除杂，然后达到了有用收回锌、铟，有用脱除砷、锑等杂质的意图。       一、实验质料及办法       （一）实验质料       实验用氧化锌烟尘由华锡集团宾客冶炼厂供给，系锌体系开路渣回转窑蒸发半工业实验所产。其化学成分见表1。   表1  氧化锌烟尘化学成分（质量分数）/%ZnInFeAsSbPbSnSiCS45.871.913.643.491.943.643.670.901.303.20       由表1可知，该氧化锌烟尘成分杂乱，与出产正常所产烟尘比较，锌、铟含量偏低，铁、砷等杂质含量偏高。       （二）实验仪器与研讨办法       各浸出段及除杂实验在1.0L玻璃烧杯中进行，参加必定体积的反响浆体，一起开动拌和器，调理拌和强度，使矿浆充沛涣散，选用贝克曼温度计和电子继电器操控反响温度，pH计和pH精细试纸测定反响进程pH值，真空抽滤浸出渣进行固液别离，取溶液和渣别离送化学分析。低上清液送0.5、1.0L分液漏斗进行萃取提铟。       二、工艺流程及工艺条件       （一）工艺流程       依据实验氧化锌烟尘质料性质，规划准则流程如图1所示。该流程由浓酸熟化、三段浸出、萃取提铟、中和除杂等4个首要工序组成。开路渣经三段逆流洗刷，洗液回来体系。浸出渣富集了铅、锡，可作为收回铅、锡的质料，其间还有少数的铟在铅、锡出产中收回，也可回来复原蒸发窑作再处理。由浓酸熟化、水溶浸出之金属（含杂质）聚集于低酸浸出液中，萃取提铟后，经中和除杂，铁、砷、锑等杂质脱除出体系，除杂后液回来中性浸出。开路的中浸上清液送电锌净化工序或经净化、浓缩后制备硫酸锌产品。全流程溶液构成了闭路循环。图1  复原蒸发烟尘提锌、铟1000mL小试规划数量流程   （因故图表不清，需要者可来电免费讨取）        （二）工艺条件       1、中浸：始酸为49.45g/L，结尾pH值为5.0～5.2，反响温度为55～65℃，反响时刻为60min（以操控结尾pH值为准）。       2、低浸：始酸为39.67g/L，终酸为10g/L，反响温度为75℃，反响时刻为60min。       3、浓酸熟化：低渣渣量/浓硫酸量为1/0.98，熟化温度为85℃，熟化时刻为3h。       4、水溶浸出：固液比为1/5，始酸为120～130g/L，终酸为119.2g/L，反响温度为70～90℃，反响时刻为1h。       5、萃取：萃取剂浓度为30%P204＋火油（体积比），O/A＝1/2，萃取温度为室温，萃取时刻为2～4min。       6、除杂：进液速度为450mL/h，反响pH值操控为4.0～5.0，反响温度为90℃，反响时刻为150min。       三、实验成果      实验共进行了23个周期，前13个周期为造液和调整阶段，14～23个周期为测定实验数据阶段，实验全面测定了各项技术指标、各工序离子浓度的改变、溶液和渣的理化参数等。       （一）各工序溶液和渣的均匀成分       各工序溶液及渣的均匀成分见表2和表3。   表2  各工序溶液均匀成分/（g·L－1）溶液称号ZnFeInAsSb中浸液129.930.0030.0050.0160.006低浸液109.823.522.750.9490.169水浸液42.9813.154.470.470.33萃余液108.422.570.010.9490.169除杂液100.160.20—0.0100.014   表3  各工序渣的均匀成分（质量分数）/%渣称号ZnFeInAsSbZn水溶PbSn中渣28.924.82.354.382.348.66——低渣13.165.032.626.263.61———浸出渣0.685.680.3711.177.14—14.1613.67除杂渣0.1544.330.0121.910.35—0.0060.007       从表2所列溶液均匀成分可知，各工序的溶液成分与流程规划要求根本相符。中浸上清液要求含锌130g/L，低上清含酸10～15g/L。实验成果为中上清含锌129.93g/L，低上清含酸11.59g/L，均在所要求的规模之内。别的从各工序溶液均匀成分可看出，萃余液除杂之后，溶液中铁脱除率为85.01%，砷脱除率为95.22%，锑脱除率为94.92%。       从表3所列渣的均匀组成可知，浸出渣和除杂渣含锌很低。浸出渣含铅、锡高，烟尘中的铅、锡90%以上富集于浸出渣中，对进一步收回铅、锡有利，其间的铟在铅、锡出产中收回，也可回来复原蒸发窑作再处理。       （二）渣量及渣率       各种渣的渣量和渣率见表4。中间渣率为过滤后取样测水分核算得出。本实验在中性浸出参加3#阴离子絮凝剂，低酸浸出、水溶浸出参加3#阳离子絮凝剂，中和除杂参加2种絮凝剂，弄清作用较好，上清液清亮，中浸上清率大于60%（60min）。工业出产选用稠密接连作业，估计弄清作用会更好。   表4  渣量及渣率中浸渣低浸渣浸出渣除杂渣渣量/g渣率/%渣量/g渣率/%渣量/g渣率/%渣量/g渣率/%102.4571.6468.7848.1035.6224.9141.7129.17       （三）金属的浸出率及杂质的去向       依据浸出渣的数量及元素含量，核算出金属浸出率及杂质入渣率。总浸出率（%）为：锌99.63；铟95.13；铁61.11；砷20.48；锑8.37；铅4.32；锡7.64。砷、锑、铅、锡的富集入渣率（%）别离为79.50、91.63、96.55、92.37。进入浸出液中砷、锑在除杂进程中砷95.22%、锑94.92%入除杂渣中。阐明本工艺具有很好的脱除杂质砷、锑的才能。       （四）萃取       选用P204萃取铟，铟的萃取率高达99.63%，铁约为1.47%。阐明P204对铟的挑选萃取才能很强。如萃取液中杂质含量高，萃取很简单乳化，参加必定量的聚醚后，可消除萃取乳化现象。       四、评论       （一）流程分析       针对复原蒸发烟尘用一般高酸浸出方法，铟较难浸出并且浸出率低这一特色，本流程初次使用了浓酸熟化浸出，加强了浸出方法和浸出条件，使铟的浸出率大大进步。依据铟、铁萃取速度上的差异，用P204从低酸浸出液中直接萃取铟，酸度应操控在10～15g/L。本工艺达到了“锌、铟并收，综合利用”之意图。锌从中性浸出液开路；铟从低酸浸出液中收回；铅、锡集中于浸出渣中，便于收回。       （二）杂质脱除       浓酸熟化强化浸出进程，使99%以上的锌和95%以上的铟进入溶液，与此一起，不少杂质也被浸出进入溶液。在中和除杂进程中，杂质脱除杰出，脱除率（%）为：砷95.22，锑94.92，铁85.01，除杂后液ρ(Fe3+)＜1.0g/L，砷、锑在0.01‰左右，确保了回来中浸液的质量。除杂渣主张回来白砷出产，以收回其间的砷。       （三）金属收回       从烟尘到中性浸出液，锌冶炼收回率99.56%。中性浸出液成分（g/L）为：锌129.93、铁0.0025、砷0.016、锑0.0053，可送电锌净化工序或出产其它产品。       调查了铟在各进程的走向，低酸浸出液的均匀含铟2.75g/L，按浸出渣含铟核算，铟浸出率为95.13%，按低浸液中铟均匀含量核算，铟浸出率为94.18%，选用直接从低酸浸出液中萃取铟，铟萃取率为99.63%。       五、定论       选用浓酸熟化水溶浸出新工艺，在酸用量不变的情况下，强化了浸出工艺条件，铟、锌的浸出率高，渣计浸出率（%）为：铟95.13、锌99.63；砷、锑、铅、锡入渣率（%）别离为79.51、91.63、96.55、92.37。在萃取进程中，参加少数聚醚，能够避免乳化。用P204直接从低酸浸出液中萃取铟，铟的一级萃取率高达99.63%。萃余液用CaCO3中和除杂，在生成针铁矿除铁的一起，萃余液中95.22%的砷，94.92%的锑进入铁渣中，除杂后液含铁0.20g/L、砷0.010g/L、锑0.014g/L。全流程疏通、安稳，达到了有用收回锌、铟和有用脱除砷、锑的意图，为处理相似烟尘的较佳工艺流程，可考虑用于出产实践。

到2003年，我国已堆存铬渣450多万吨，且每年仍以超越40万吨的速度在添加，已成为我国化学工业的严峻污染之首。半个世纪以来，对铬渣的无害化、资源化已提出了许多办法，这些办法大体可分2大类：解毒处理（即无害化）和归纳使用（即资源化）。其间解毒处理又分为干法解毒和湿法解毒，但都因解毒不完全、本钱高、处理量小、功率低一级许多问题而没有得到广泛应用。而归纳使用一般要与其他相关厂商（如水泥、炼铁、钙镁磷肥、玻璃及釉面砖、耐火材料等）联接，不然就会由于运送及防护等问题而使其不具有经济性。     中国科学院进程工程研讨地点绿色清洁出产领域已研讨、探究多年，并提出了以铬盐“亚熔盐”清洁出产新工艺为代表的多项基础性新技能。其“酸碱联产”课题组通过10多年的研讨，提出了“酸碱联产与酸碱盐再生循环”新系统，并一向致力于将该基础性技能应用于资源归纳使用、废弃物资源化及生态化进程中山；通过研讨，对铬渣的资源化也提出了新的工艺，为铬渣处理及资源的二次使用供给了可供挑选的新办法。     一、实验部分     （一）反响原理     铬渣呈强碱性，其间的首要元素可用氧化物表明，铬渣与氯化铵反响可使铵游离出来，而氯根则与金属离子结组成氯化物。化学反响式如下：           用氯化铵浸出铬渣，系统pH约为4，此刻Fe、Al氯化物大部分以氢氧化物方式留在渣中，此渣经进一步处理可用作水泥质料。向浸出液中参加和二氧化碳可得到Ca、Mg、Cr氢氧化物沉积，回来出产进程中循环使用；氯化铵溶液增浓后循环使用。     （二）实验办法     所用铬渣由河南义马铬盐厂供给，首要成分见表1。氯化铵浸出铬渣实验装置如图1所示。 表1  铬渣的组成%NaCaMgFeAlSiCr6+*1.5420. 1310.019.195.339.611.48∑Cr*Na20CaOMgOFe203Al203Si024.352.0828.1816.6813.1310.0720.59     *：以Cr203计。    铬渣研磨后过筛，取必定质量按必定配比与氯化铵溶液混合，并参加到反响器中，密闭，拌和，程序升温。抵达设定温度后，开端排放惰气、CO2、气等。的蒸出夹藏必定水量，故要守时定量补水，以保持系统的液固体积质量比稳定。反响完成后，趁热过滤，洗刷滤饼。滤液与洗水兼并，丈量体积和pH并取样送分析；滤饼于干燥箱中恒温烘干2h以上，称量并取样送分析。     样品元素分析选用电感耦合等离子体发作光谱（ICP-AES），首要调查Ca、Mg、Na、Cr的浸出率，以渣相分析成果为核算依据。核算公式如下：     式中：Me为金属元素（Ca、Mg、Na、Cr等）；mi为铬渣中的金属元素质量，g；mo为铬渣浸出尾渣中的金属元素质量，g。     二、成果与评论     （一）温度对金属浸出率的影响     铬渣质量100g（粒度100目一下），氯化铵质量192g（配成300g/L水溶液），FeCl2·4H20质量18g，拌和转速300r/m，反响时刻4h（到达设定温度时开端计时）。反响温度对金属元素浸出率的影响实验成果如图2所示。     由图2可知：Na、Cr6+的浸出率随反响温度升高改变不大；Ca浸出率随温度升高而升高；Mg浸出率则随温度升高先升高后下降；Fe、Al浸出率均较低。归纳考虑，浸出温度以120～140℃较为适合。     （二）浸出时刻对金属浸出率的影响     铬渣质量100g（粒度100目以下），氯化铵质量192g（配成300g/L水溶液），FeC12·4H2O质量18g，拌和转速300r/m，浸出温度120℃。反响时刻对铬渣中金属元素浸出率的影响实验成果如图3所示。    由图3可知：浸出进程中Na、Fe浸出率比较稳定Ca、Mg、Cr6+浸出率均随温度升高而先升高后下降；Al浸出率则动摇较大。这首要是与苛化蒸速度有关，反响前期，系统碱性较强，反响速度较快；反响后期则反响动力显着削弱，直至到达动态平衡。归纳考虑，反响时刻以3～4h较为适合。     （三）物料配比对金属浸出率的影响     铬渣质量100g（粒度100目以下FeCl2·4H20质量18g，拌和转速 300r/m，反响温度120℃，反响时刻4h（到达设定温度时开端计时），氯化铵用量对铬渣中金属元素浸出率的影响实验成果如图4所示。     由图4可知：氯化铵与铬渣的配比对Mg及Cr6+浸出率的影响较为显着，二者均随配比的升高而升高；对Na、Ca浸出率的影响则不显着。这是由于Na与Ca的氧化物因其碱性较强而更容，易与NH4Cl发作反响，Mg氧化物碱性弱，Cr6+还有复原进程。依据实验成果，断定适合的氯化铵用量为理论量的1.1～1.3倍。     （四）铬渣粒度对金属浸出率的影响     铬渣质量100g，氯化铵质量192g（配成300g/L水溶液），FeC12·4H20质量18g，拌和转速300r/m，反响温度120℃，反响时刻4h（以到达设定温度时开端计时），铬渣粒度对金属浸出率的影响实验成果如图5所示。能够看出：随铬渣粒度减小，一切元素的浸出率升高Ca、Mg浸出率升高的特别显着。这是由于粒度减小，比表面积添加，传质得到较大程度进步，有利于反响的进行。但粒度过小意味着操作负荷添加，因而粒度也不能过小。依据实验成果，铬渣粒度以100～150μm较为适合。    （五）拌和速度对金属浸出率的影响     铬渣质量100g（粒度100目以下），氯化铵质量192g（配成300g/L水溶液），FeC12·4H20质量18g，反响温度120℃，反响时刻4h（以到达设定温度时开端计时），拌和转速对金属元素浸出率的影响实验成果如图6所示。    由图6可知：各金属元素浸出率基本上随拌和速度进步而进步，但进步起伏不大，可见反响不受扩散控制。拌和速度对反响的影响与拌和桨方式，反响器方式有关，因而只要对特定的反响器及拌和方式才可断定适合的拌和速度。实验成果表明，实验条件下，拌和速度以200～300r/min较为适合。     三、结语     依据实验成果，用氯化铵浸出铬渣可完成铬渣中钙、镁、钠、铬等金属元素的高效浸出。实验条件下，氯化铵浸出的较适合工艺参数为：反响温度120～140℃，反响时刻3～4h，氯化按用量为理论用量的1.1～1.3倍，铬渣粒度为100～150μm，拌和速度200～300r/m。处理后，铬渣质量大大削减，含铬钙镁沉积及氯化铵均可循环使用，浸出残渣进一步处理后可用作水泥质料，完成了无渣排放。

近年来，随着钢铁工业的迅速发展和生产规模的不断扩大，在钢铁冶金生产中产生的含铁粉矿也随之迅速增长。主要包括烧结粉尘、高炉粉尘及尘泥、转炉粉尘、电炉粉尘、轧钢皮及尘泥等，这些粉矿的含铁量比较高，是一种可循环再利用的宝贵资源。此外，金属矿在开采过程中也会产生粉矿，对这些含铁粉矿资源的再次利用，具有重要意义，因此有很多球团厂和钢铁企业均对如何利用含铁粉矿进行了深入的研究[1-2]。 在含铁粉矿利用过程中，还存在以下主要问题：①生产出来的球团抗压力太低，满足不了球团进入高炉冶炼的要求。②制备工艺过程中的粘结剂对原材料要求高，含铁矿粉本身来源复杂，严格要求是不可能的，甚至有的粘结剂还要求原料中要加入一定量的含铁90%以上的金属粉才能固化，这就失去了利用矿粉的意义。③球团的固化时间太长，有的需要几十个小时固化时间、或几十天的养护才能产生抗压力，没办法实现批量生产。 本研究拟开发一种简单可靠、适应性广的球团生产工艺，并具有设备简单、投资少、生产成本低、便于操作等优点；要实现这一目标，首先粘结剂的烘干温度要低，加热时间要短，能源消耗要少，不污染环境，所以首先研制了新型粘结剂。已有不少关于球团用粘结剂的研究[3-6]，在前人研究的基础上，对粘结剂进行了进一步深入研究，获得了新的无机、有机复合粘结剂，以此为基础，对加热固化制度工艺也进行了研究，并探索了粘结剂的合适加入量及粘结剂对不同矿粉原料的适应性，以获得能用于实际工业生产的含铁粉矿的球团化制备工艺。 一、试验条件与方法 （一）原材料 1、粘结剂，采用自制无机有机复合粘结剂(简称粘结剂)。 2、含铁粉矿，来自攀枝花某企业，其化学组成见表1。（二）试验过程 每次称取含铁粉矿原料500g，试验采用人工配料混合，试样加压成型是在万能压力试验机上进行。加压成型压力为30000N/个，每个球团用料30g，直径为25mm。粉矿加压成型后放在加热炉中进行烘干固结，最后测其径向抗压力。其径向抗压力与实际工业生产中对辊压块法生产的椭圆球团两端点间的力更接近，所以在试验中，都是采用的测试试样的径向抗压力。试验过程如图1所示。 （三）抗压力测试 试样为直径25mm，高20mm的圆柱体，每种条件下制作5个试样进行抗压力测试，去掉最高、最低值，取其余3个值的平均值作为该条件下的抗压力值。 （四）所用仪器与设备 加压设备为YE-30型液压式压力试验机，烘干设备为TMF-4-3型陶瓷纤维高温炉，抗压力检测设备为CMT5105型微机控制电子万能试验机。二、试验结果与分析 （一）加热固化制度对球团抗压力的影响 所用粘结剂要在加热条件下才能固化，因此加热固化制度是球团制备重要的工艺参数之一。通过查阅文献，采用自制的无机有机复合粘结剂，首先在固定12%粘结剂用量的条件下，通过改变加热固化温度，进行试验，其固化温度对球团抗压力影响的试验结果见表2。从表2可见，将试样从室温直接加热到加热固化温度并保温1h的条件下，加热固化温度从300，400，500℃，变化到800℃的过程中，试样的径向抗压力是依次增大的，在500℃时达到最大值。当温度800℃时，径向抗压力反而降低了。所以采用500℃为此工艺较合适的加热温度。通过查阅文献，当球团试样加热到500℃左右时，球团试样中的粘土失去结构水，粘土变成了死粘土，相当于常见的泥通过烧制变成了砖瓦，从而表现出球团抗压力的提高。不仅如此，粘土向死粘土的转化，可使球团在雨水作用的条件下不会散开，而保持其力，有利于球团生产后的储存和运输，这对大批量生产球团的企业非常重要。 试验过程中，发现水分对粘结剂的固化作用产生影响，所以设计了在加热固化过程中的一个除水的过程，在105℃时保温0.5h，以除去试样中的水分(表3)。 从表3可见，在105℃保温0.5h后，球团试样的径向抗压力明显提高。在105℃保温0.5h，可以除去球团试样中的水分，防止了水分对粘结剂的固化作用产生影响，所以抗压力就提高了。综上，加热固化温度从300，400，500℃，变化到800℃的过程中，试样的径向抗压力在500℃时均达到最大值。所以选定的最佳加热固化制度是球团在加热固化过程中先从室温升至105℃，让其在此保温0.5h后，再连续升温到500℃并保温1h。 （二）粘结剂加入量对抗压力的影响 在球团化的制备工艺中，球团抗压力的产生主要来源于粘结剂的固化作用，所以粘结剂的加入量的多少，直接影响到球团整体性能，也是进行工业化生产过程中，生产成本的主要部分。用相同的加热固化工艺，采用不同的粘结剂加入量，进行了试验，试验结果见表4。从表4可见，随着粘结剂加入量的增加，球团试样的径向抗压力会相应提高。当粘结剂用量为12%时径向抗压力过到最大值。继续增加粘结剂的用量，当增加到14%时径向抗压力反而有所降低。在球团中，径向抗压力的产生主来源于粘结剂在加热固化过程中形成的粘结膜。所以当粘结剂用量增加，形成的粘结膜球团的数量也会相应增加，球团的抗压力会提高。但当粘结剂用量达到14%时，粘结剂的量早已达到饱和状态，多的粘结剂无法再继续形成粘结膜，反而增加了球团中的水分，影响了粘结剂的加热固化效果，导致其抗压力下降。在粘结剂的加入量为12%，先在105℃时保温0.5h，再连续升温到500℃并保温1h的条件下，在攀枝花某企业进行了球团中试生产试验，并用所生产的球团进行了转鼓指数测定，发现大部分转鼓指数在67%左右，最高的可达90%。 （三）不同粉矿条件下的抗压力 为了验证此球团化制备工艺的普适性，选用了3种不同的粉矿原料进行试验。①原料1。高铁粉36%，中加粉40%，转炉污泥24%，含铁量50.81%。②原料2。泥矿20%，中加粉30%，高铁粉30%，铁精矿20%，含铁量52.31%。③原料3。泥矿10%，中加粉50%，高铁粉40%，含铁量50.89%。 按粘结剂加入量为12%，烘干制度采用先在105℃时保温0.5h，再连续升温到500℃并保温1h的工艺方案，对以上3种不同的粉矿原料进行试验，结果见表5。从表4可见，3个不同的原料配比，按此工艺，其球团试样的径向抗压力最低为1.4153 kN，达到了使用的要求。该工艺对粉矿原料没有特别的要求，具有普适性，有很广的应用前景。 通过对加热固化制度、粘结剂的加入量对含铁粉矿球团化力的影响试验，找到了一套合适的制备工艺。此制备工艺生产的球团径向抗压力较高，能满足进入高炉冶炼的要求；此制备工艺对含铁粉矿的原料没有严格的要求，具有普适性；在此工艺中，固化时间为2h左右，生产周期短，适合企业实现批量生产；为解决目前球团生产中存在的主要问题奠定了基础。 三、结论 （一）试验研究表明，球团在加热固化过程中，先在105℃时保温0.5h，除去球团中的水分，再连续升温到500℃并保温1h的工艺方案，所生产的成品球团径向抗压力可从1.5731 kN提高到1.9122kN，成品球团还能抗水，便于工厂保存和运输。 （二）当粘结剂的用量在12%时，所制备的球团径向抗压力最大达到1.9122 kN，能满足高炉冶炼的要求。 （三）通过对不同含铁粉矿的试验研究表明，此工艺对粉矿原料没有特别的要求，具有普适性。 参考文献 [1] 甘勤．攀钢含铁尘泥的利用现状及发展方向[J]．金属矿山，2003(2)：62-64． [2] 田昊，马晓春．烧结除尘灰混合炼钢污泥喷浆的工艺设计与应用[J]．烧结球团，2005(4)：34-36． [3] Eisele T C，Kawatra S K.A review of binders in iron orepelletization[J]．Mineral Processing and Extractive Metallurgy Review，2003，24(1)：90-98． [4] 刘新兵，杜烨．含有机粘结剂人工钠化膨润土在球团生产中的应用[J]．烧结球团，2003，28(6)：47-50． [5] 李宏煦，姜涛，邱冠周，等．铁矿球团有机粘结剂的分子构型及选择判据[J]．中南工业大学学报，2000，31(1)：17-20． [6] 杨永斌．有机粘结剂替代膨润土制备氧化球团[J]．中南大学学报：自然科学版，2007，38(5)：851-857．

热酸浸出铁矾法炼锌工艺进程中发生很多的铁矾渣和高浸渣，铁矾渣和高浸渣经回转窑复原蒸发后得到氧化锌烟尘。该烟尘富集了铁矾渣和高浸渣中90%以上的铟和95%以上的锌，一起也富集了砷、锑等杂质，烟尘均匀含铟2%、锌55%、砷3%、锑2%。以年产电锌5.5万t规划计，将产铁矾渣4.4万t、高浸渣1.1万t，可产复原蒸发烟尘6885t，以华锡集团宾客冶炼厂复原蒸发中试烟尘含铟1.99%、锌54.97%、铅2.56%、锡4.33%计，其间含有铟138t，锌3785t，铅176t，锡298t。如锌、铟等有价金属能很好的收回，具有极大的经济效益。本文针对复原蒸发氧化锌烟尘的特色，选用浓硫酸熟化浸出新工艺，使烟尘的锌、铟浸出率进步，选用萃取提铟，萃余液除杂，然后达到了有用收回锌、铟，有用脱除砷、锑等杂质的意图。       一、实验质料及办法       （一）实验质料       实验用氧化锌烟尘由华锡集团宾客冶炼厂供给，系锌体系开路渣回转窑蒸发半工业实验所产。其化学成分见表1。   表1  氧化锌烟尘化学成分（质量分数）/%ZnInFeAsSbPbSnSiCS45.871.913.643.491.943.643.670.901.303.20       由表1可知，该氧化锌烟尘成分杂乱，与出产正常所产烟尘比较，锌、铟含量偏低，铁、砷等杂质含量偏高。       （二）实验仪器与研讨办法       各浸出段及除杂实验在1.0L玻璃烧杯中进行，参加必定体积的反响浆体，一起开动拌和器，调理拌和强度，使矿浆充沛涣散，选用贝克曼温度计和电子继电器操控反响温度，pH计和pH精细试纸测定反响进程pH值，真空抽滤浸出渣进行固液别离，取溶液和渣别离送化学分析。低上清液送0.5、1.0L分液漏斗进行萃取提铟。       二、工艺流程及工艺条件       （一）工艺流程       依据实验氧化锌烟尘质料性质，规划准则流程如图1所示。该流程由浓酸熟化、三段浸出、萃取提铟、中和除杂等4个首要工序组成。开路渣经三段逆流洗刷，洗液回来体系。浸出渣富集了铅、锡，可作为收回铅、锡的质料，其间还有少数的铟在铅、锡出产中收回，也可回来复原蒸发窑作再处理。由浓酸熟化、水溶浸出之金属（含杂质）聚集于低酸浸出液中，萃取提铟后，经中和除杂，铁、砷、锑等杂质脱除出体系，除杂后液回来中性浸出。开路的中浸上清液送电锌净化工序或经净化、浓缩后制备硫酸锌产品。全流程溶液构成了闭路循环。图1  复原蒸发烟尘提锌、铟1000mL小试规划数量流程       （二）工艺条件       1、中浸：始酸为49.45g/L，结尾pH值为5.0～5.2，反响温度为55～65℃，反响时刻为60min（以操控结尾pH值为准）。       2、低浸：始酸为39.67g/L，终酸为10g/L，反响温度为75℃，反响时刻为60min。       3、浓酸熟化：低渣渣量/浓硫酸量为1/0.98，熟化温度为85℃，熟化时刻为3h。       4、水溶浸出：固液比为1/5，始酸为120～130g/L，终酸为119.2g/L，反响温度为70～90℃，反响时刻为1h。       5、萃取：萃取剂浓度为30%P204＋火油（体积比），O/A＝1/2，萃取温度为室温，萃取时刻为2～4min。       6、除杂：进液速度为450mL/h，反响pH值操控为4.0～5.0，反响温度为90℃，反响时刻为150min。       三、实验成果      实验共进行了23个周期，前13个周期为造液和调整阶段，14～23个周期为测定实验数据阶段，实验全面测定了各项技术指标、各工序离子浓度的改变、溶液和渣的理化参数等。       （一）各工序溶液和渣的均匀成分       各工序溶液及渣的均匀成分见表2和表3。   表2  各工序溶液均匀成分/（g·L－1）溶液称号ZnFeInAsSb中浸液129.930.0030.0050.0160.006低浸液109.823.522.750.9490.169水浸液42.9813.154.470.470.33萃余液108.422.570.010.9490.169除杂液100.160.20—0.0100.014   表3  各工序渣的均匀成分（质量分数）/%渣称号ZnFeInAsSbZn水溶PbSn中渣28.924.82.354.382.348.66——低渣13.165.032.626.263.61———浸出渣0.685.680.3711.177.14—14.1613.67除杂渣0.1544.330.0121.910.35—0.0060.007       从表2所列溶液均匀成分可知，各工序的溶液成分与流程规划要求根本相符。中浸上清液要求含锌130g/L，低上清含酸10～15g/L。实验成果为中上清含锌129.93g/L，低上清含酸11.59g/L，均在所要求的规模之内。别的从各工序溶液均匀成分可看出，萃余液除杂之后，溶液中铁脱除率为85.01%，砷脱除率为95.22%，锑脱除率为94.92%。       从表3所列渣的均匀组成可知，浸出渣和除杂渣含锌很低。浸出渣含铅、锡高，烟尘中的铅、锡90%以上富集于浸出渣中，对进一步收回铅、锡有利，其间的铟在铅、锡出产中收回，也可回来复原蒸发窑作再处理。       （二）渣量及渣率       各种渣的渣量和渣率见表4。中间渣率为过滤后取样测水分核算得出。本实验在中性浸出参加3#阴离子絮凝剂，低酸浸出、水溶浸出参加3#阳离子絮凝剂，中和除杂参加2种絮凝剂，弄清作用较好，上清液清亮，中浸上清率大于60%（60min）。工业出产选用稠密接连作业，估计弄清作用会更好。   表4  渣量及渣率中浸渣低浸渣浸出渣除杂渣渣量/g渣率/%渣量/g渣率/%渣量/g渣率/%渣量/g渣率/%102.4571.6468.7848.1035.6224.9141.7129.17       （三）金属的浸出率及杂质的去向       依据浸出渣的数量及元素含量，核算出金属浸出率及杂质入渣率。总浸出率（%）为：锌99.63；铟95.13；铁61.11；砷20.48；锑8.37；铅4.32；锡7.64。砷、锑、铅、锡的富集入渣率（%）别离为79.50、91.63、96.55、92.37。进入浸出液中砷、锑在除杂进程中砷95.22%、锑94.92%入除杂渣中。阐明本工艺具有很好的脱除杂质砷、锑的才能。       （四）萃取       选用P204萃取铟，铟的萃取率高达99.63%，铁约为1.47%。阐明P204对铟的挑选萃取才能很强。如萃取液中杂质含量高，萃取很简单乳化，参加必定量的聚醚后，可消除萃取乳化现象。       四、评论       （一）流程分析       针对复原蒸发烟尘用一般高酸浸出方法，铟较难浸出并且浸出率低这一特色，本流程初次使用了浓酸熟化浸出，加强了浸出方法和浸出条件，使铟的浸出率大大进步。依据铟、铁萃取速度上的差异，用P204从低酸浸出液中直接萃取铟，酸度应操控在10～15g/L。本工艺达到了“锌、铟并收，综合利用”之意图。锌从中性浸出液开路；铟从低酸浸出液中收回；铅、锡集中于浸出渣中，便于收回。       （二）杂质脱除       浓酸熟化强化浸出进程，使99%以上的锌和95%以上的铟进入溶液，与此一起，不少杂质也被浸出进入溶液。在中和除杂进程中，杂质脱除杰出，脱除率（%）为：砷95.22，锑94.92，铁85.01，除杂后液ρ(Fe3+)＜1.0g/L，砷、锑在0.01‰左右，确保了回来中浸液的质量。除杂渣主张回来白砷出产，以收回其间的砷。       （三）金属收回       从烟尘到中性浸出液，锌冶炼收回率99.56%。中性浸出液成分（g/L）为：锌129.93、铁0.0025、砷0.016、锑0.0053，可送电锌净化工序或出产其它产品。       调查了铟在各进程的走向，低酸浸出液的均匀含铟2.75g/L，按浸出渣含铟核算，铟浸出率为95.13%，按低浸液中铟均匀含量核算，铟浸出率为94.18%，选用直接从低酸浸出液中萃取铟，铟萃取率为99.63%。       五、定论       选用浓酸熟化水溶浸出新工艺，在酸用量不变的情况下，强化了浸出工艺条件，铟、锌的浸出率高，渣计浸出率（%）为：铟95.13、锌99.63；砷、锑、铅、锡入渣率（%）别离为79.51、91.63、96.55、92.37。在萃取进程中，参加少数聚醚，能够避免乳化。用P204直接从低酸浸出液中萃取铟，铟的一级萃取率高达99.63%。萃余液用CaCO3中和除杂，在生成针铁矿除铁的一起，萃余液中95.22%的砷，94.92%的锑进入铁渣中，除杂后液含铁0.20g/L、砷0.010g/L、锑0.014g/L。全流程疏通、安稳，达到了有用收回锌、铟和有用脱除砷、锑的意图，为处理相似烟尘的较佳工艺流程，可考虑用于出产实践。

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。

锌钢护栏表面处理是一项技术含量特别高的生产流程，一般要求锌钢护栏的表面要光洁，毛刺、焊渣以及明显的锤痕等外观缺陷都是不可以出现的。在焊接处应牢固，金属栏杆与金属、塑料或硬质木材扶手连接应符合设计要求和现行有关标准规范的规定。不同的地方对锌钢护栏色彩的要求也不相同，锌钢护栏可以满足设计师的任何个性化要求，并且达到汽车外壳瓷釉效果或者仿木纹颜色。　　　　新型锌钢阳台护栏组合式围栏最大的优点在于其便捷的安装方式上，新型锌钢阳台护栏组合式围栏在施工现场仅仅需要去进行组合安装就能够完成施工，锌钢围栏已经是大部分的施工单位在围栏施工中的首选。在建材市场的施工单位都会注意到新型锌钢护栏组合式围栏这样一种新兴的建筑材料。这种建筑材料在建材市场上的兴起不过短短几年的时间，但是已经占据了围栏市场比较大的市场范围。在新型锌钢护栏组合式围栏的使用寿命上，他的使用寿命远远大于钢结构栏杆的使用寿命，在美观度上，高亮度也保证了栏杆的美观度。

管道溶出器是西德鲁奇（Lurgi）化学冶金公司与联合炼铝公司（VAW）研发的用于NaOH溶液浸出铝矾土的标准设备。1978年前，它已运用于铝、钨、铀、铜、镍等的高温、高压湿法浸出中间厂实验和工业流程中。为了扩展管道溶出器的运用规模，后又进行了金的化浸出实验。 经过高压釜实验室对含金19.8g∕t的矿石进行的实验标明，当矿浆液固比为3∶2，加石灰调pH至10.5和氧压2500.696kPa（25.5kg∕cm2）及液温50℃下化15min，金的溶出率达96.5%，尾矿仅含金0.67g／t。 管道化化实验运用的管道溶出器之一，是在最简略的管道溶出器上加装几只闪蒸槽（图1）。溶出器套管是由两段同心管制成，它的一端为蒸汽（或熔盐）加热矿浆用的过热器，另一端为冷却已化矿浆（即加热新输入矿浆）的热交换套管。中间部分是专为收回闪蒸槽排出气水余热的热交换套管。矿浆和经活塞隔膜泵（在这里运用很成功）输入套管的中心管，内管的矿浆与处于管外环形空间呈逆向活动的已化矿浆（或闪蒸槽来的蒸汽和热水）进行热交换，加热新输入矿浆，并使已化矿浆冷却至可直接进行过滤的温度，和使闪蒸槽排出的汽、水冷却供作洗水用。经加热的新矿浆，再经过加热器的内管，被蒸汽（或熔盐）再加热至250～300℃。这种结构的管道溶出器，表里管都在压力下作业，故须运用抗蚀材料制造。图1  加装闪蒸槽的管道溶出器 还有一种较简略的管道溶出器是在中间设备过热器（图2），依靠外管内环形空间作业油的循环来进行热交换。这种结构的溶出器外管在无腐蚀、无压力的条件下作业，不用运用抗蚀材料。图2  用作业油进行热交换的管道溶出器 为了比较常压化和氧压化的作用，曾对含金17.6g∕t的硅质砾岩金矿石进行了各种条件的比照实验，其间典型的化条件及成果列于下表。从下表中看出，在常压鼓风拌和条件下化24h，金的溶出率才达96%，而在氧压2000.56kPa（20.4kg∕cm2）条件下，仅化约30min即达96%的最佳溶出率。经过上述实验成果，于1978年进行了中间厂实验（图3中试取含金10.2g∕t的矿石质料10t，加水浆化至含固体960g∕L，加石灰调pH至11.5，矿浆温度约30℃，管道中压力为2500.696kPa（25.5kg∕cm2），供氧量为6kg∕t矿，NaCN按1kg∕t矿石量参加，用活塞隔膜泵供入管道溶出器中。矿浆在管道中的流速为2.5m∕s，停留时刻8min，每h处理量为2.5m2。浸出成果：NaCN的消耗量为0.89kg／t矿（测定排出矿浆浓度值），渣含金0.2g／t，金的溶解率达98%。图3  管道化化中间实验厂设备 表  常压与氧压化条件比照浸出办法浸出条件及功率磨矿粒度水量∕L矿石量∕gCa（OH）2∕gNaCN∕gpH时刻浸出率∕%常压鼓风拌和氧化64.8%－0.063mm1.03003.50.1511.524h962000.56kPa 氧压化64.8%0.063mm0.682002.30.10－约30min96

一、工艺流程     石煤钒矿石破碎→烘干→球磨→加盐制球→焙烧→水浸→离子交换→沉积→热解→五氧化二钒。     含钒石煤矿石经破碎、烘干、球磨至－80目占90％以上，加氯化钠制球，球粒在750～850℃下焙烧2～4 h后，用水静态浸出。浸出液中钒质量浓度1～3 g/L，浸出渣堆积。选用717强碱性阴离子树脂以离子交换法富集浸出液中的钒，用氯化钠解吸。解吸液中钒质量浓度达18～22g/L，加硫酸铵或氯化铵沉积钒得，在550℃下热解得五氧化二钒产品。     二、工艺原理及使用     钠化焙烧过程中发作如下反响：xNa2O·yV2O5＋xCl2↑，     当有水蒸气存在时发作以下反响： yV2O＋2xNaCl＋xH2O→ xNa2O·yV2O5＋2xHCl↑     氯化钠单独在空气中高温加热（熔点808℃）基本上不分化，但在某些物质，如铁、锰、SO3、V2O5等存在时会发作分化，发生或氯化体，氧化矿藏晶格中的钒，使生成xNa2O·yV2O5： yV2O5＋xNa2O→xNa2O·yV2O5     钒酸钠在水溶液中很简单溶解，使钒转入溶液。     钠化焙烧工艺是一种经典的提钒工艺，钒总收率40%～50%。本钱在4万～5万元/t，因出产过程中发生氯化氢、等有毒有害气体，对环境有污染，所以现在已较少选用。

一、铜、铅、锌硫化矿的可浮性 (一)铜矿藏的可浮性 1、黄铜矿CuFeS2，含Cu 34.57%。斑岩铜矿。 捕收剂：初级黄药、黑药。机理：化学吸附，与铜离子作用生成黄原酸铜;物理吸附，以双黄药方式吸附与Fe3+离子表面。按捺剂：CN-、NaCN、kCN、k4[Fe(CN)6]、k3[Fe(CN)6]，均在碱性介质中运用。H2O2、NaClO经过过氧化作用而下降其可浮性，在酸性介质中运用。活化剂：CuSO4。 2、辉铜矿和铜兰的可浮性(归于次生铜矿) 辉铜矿Cu2S:含Cu 79.83%，天然可浮性最好。 铜兰 CuS:含Cu64.4%，天然可浮性很好。 捕收剂：初级黄药，黑药，PH值1~13。 机理同上。按捺剂：Na2OS3、Na2S2O3、k4[Fe(CN)6]、k3[Fe(CN)6]、Na2S，均在碱性介质中运用。 按捺作用较差。特色：这两种矿藏均性质较脆，磨矿易泥化，溶解性也相对较大，收回率较低，矿浆中的[Cu2+]离子含量高，形成按捺困难，且简单活化其它矿藏，致使浮选选择性差。3、斑铜矿 Cu5FeS4，Cu含量 63.3%，可浮性介于上述(1)、(2)两种矿藏之间。 捕收剂同上，PH值5~10。按捺剂：CN-、石灰在碱性介质中运用。 一般规则：(1)凡不含铁矿藏，可浮性类似，CN-、石灰对它们的按捺弱。(2)凡含铁矿藏，CN-、石灰在碱性介质中能够按捺其可浮性。 (3)含铜量越高，可浮性越好。 (二)铅矿藏的可浮性 代表性矿藏为方铅矿。PbS含Pb86.6%，立方晶体结晶，天然可浮性较好。 捕收剂： 1、PH值 10.5后方铅矿受必定的按捺。 捕收机理为化学吸附，产品为黄原酸铅。按捺剂：诺克斯试剂(K2CrO4+KCrO2)、Na2S、CaO。按捺后的活化：诺克斯试剂按捺用HCl或酸性介质顶用NaCl活化，后者在酸性介质顶用CuSO4活化。CN-无按捺作用。(含铁时在外)。 (三)闪锌矿ZnS，含Zn量67.10%。 天然可浮性较1、2均弱。捕收剂：用Cu2+活化后，用黄药捕收。未活化则黄药无效。 按捺剂：CN-、NaCN、kCN、ZnSO4、Na2SO3(钠)、Na2S2O3(硫代硫酸钠)。特色：常有Fe及Cd呈类质同象混入。形成可浮性下降，使按捺更简单。其间Cd需收回，现在Cd均来自从闪锌矿中的收回。 (四)铁硫化矿藏的可浮性 1、黄铁矿的可浮性FeS2，含S 53.4%。 有必定的天然疏水性，但不充沛，其表面恰当氧化后有利于黄药捕收。过度氧化则可浮性下降。 捕收剂：在弱酸性介质中，用黄药捕收。机理：电化学吸附机理。黄药首要被氧化成双黄药，黄药中的孤对电子和Fe2+离子的空轨迹结合，经过孤对电子的给予黄药吸附在矿藏表面。 按捺剂：石灰，。活化剂：石灰按捺用硫酸、碳酸钠活化，生成硫酸钙及硫酸氢钙解析Ca在矿藏表面的吸附; 按捺用硫酸铜活化。 2、磁黄铁矿Fe1-xS，x：0.1~0.2，其可浮性弱于黄铁矿，用高档黄药捕收，按捺剂同黄铁矿。 二、铜、铅、锌、硫的别离(各种硫化矿的简称) (一)铜、硫别离办法：取决于矿石性质。主要有下列两种办法。 1、优先浮选：适用于细密块状矿石，在比较粗的磨矿粒度条件下Cu与S能充沛单体解离。 次序：按捺硫先浮铜。2、混合浮选：适用于矿石中Cu与S结合严密，Cu与S的集合体粒度较粗，而单体矿藏粒度较细时，用混合浮选先甩出合格尾矿，再把Cu与S混合精矿再磨脱药，再选别离。条件：Cu的捕收剂为黄药或黑药，石灰做pH值调整剂及铁矿藏的按捺剂，必要时参加辅佐按捺。活化剂：只要石灰按捺，用硫酸、碳酸钠活化，生成硫酸钙及硫酸氢钙解析Ca在矿藏表面的吸附;合作按捺后用硫酸和硫酸铜活化。(二)铅、锌别离 优先浮选法，按捺闪锌矿，捕收方铅矿。 捕收剂：初级黄药、高档黄药、黑药。通常在碱性介质中别离。按捺剂：CN-、NaCN、kCN、ZnSO4、Na2OS3、Na2S2O3。 活化剂：硫酸铜。然后用高档黄药捕收。 (三)铜、锌别离优先浮选法，按捺闪锌矿，捕收铜矿藏。别离难度大于2的铅锌别离，应加强对锌的按捺。 捕收剂：初级黄药、高档黄药、黑药。通常在碱性介质中别离。按捺剂：CN-、NaCN、kCN、ZnSO4、Na2OS3、Na2S2O3。 活化剂：硫酸铜。然后用高档黄药捕收。 (四)铜、铅别离一般为铜铅的混合精矿别离，先脱药，再优先浮选。 脱药办法：机械法，再磨脱药，拌和洗刷脱药，Na2S脱药，活性炭吸附脱药，加温，焙烧等。 1、按捺铅浮铜适用于次生铜矿，Cu2+离子溶解较多不易按捺的状况。 按捺铅：诺克斯试剂(K2CrO4+KCrO2)和Na2S合作运用;或氧硫法：1)SO2(或)+淀粉;2)，;3)硫代硫酸钠+或硫酸亚铁;4)碳酸钠十硫酸亚铁。 2、按捺铜浮铅适用于原生铜矿。捕收剂：黄药、黑药，PH值9~9.5，用CaO调整。 按捺剂：及其代替按捺剂。或加温脱药按捺铅40~70℃(PH值≤7)。(五)锌、硫别离 选用按捺硫，浮选锌的流程。 捕收剂：黄药，锌必须经硫酸铜活化。 按捺剂及PH值调整剂：石灰。

湿法炼锌工艺流程图

1 熔炼、精炼工艺 　　用旋转式蓄热熔炼炉熔炼，熔炼温度720-760℃。在720℃以上温度时采用高纯氮气吹入精炼剂精炼15min，精炼剂用量为熔体重量的0.08%，精炼后电磁搅拌15min，铝液静置20-30min。取样检验严格控制铝合金溶液的化学成分，使材料达到所要求的力学性能。 　　1.2 铸造工艺 　　采用半连续直接水冷铸造方法。直接水冷方法的冷却强度大，冷却速度快，使铸造组织细化，增加组织的致密度，进而提高铸锭的力学性能和热处理效果。控制铸造温度710-730℃，铸造速度50-70mm/min，冷却水压0.1-0.3MPa。为了减少热裂纹倾向，改善合金的化学组成，采用在线添加铝钛硼丝，添加速度为1700-2000mm/min。 　　1.3 铸棒组织的均匀化处理 　　为了减少和消除铸锭的晶内偏析，改善其化学成分和组织结构的不均匀性，对铝合金铸棒进行均匀化处理。控制的技术条件是将铸棒加热到540-550℃，保温8-10h，出炉强风冷却和水雾冷却。均匀化退火后宜加快冷却，以保证阳极氧化着色后色泽的均匀性。

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。 

氧化锌矿的选矿办法，通过磨矿、氧化铅浮选后，将铅浮选的尾矿进行1-3级细粒粗选，每级粗选精矿进行1-3次精选，粗选中矿及第1次精选中矿进入下一级粗选后，再进行精粒浮选，然后得精矿。它针对泥质氧化锌矿先浮小粒后浮大粒的上浮特性，从根本上处理了现有技能难于对泥质氧化锌矿进行浮选的问题，不只可从泥质氧化锌矿中选出有用的锌矿，并且还提高了氧化锌矿的回收率，削减尾矿含氧化锌量，下降浮选剂耗量，使泥质氧化锌矿这一矿产资源得到有用运用。    主权项 1、一种氧化锌矿的选矿办法，包含下列工艺过程：    A、将泥质氧化锌矿进行磨矿，使粒度为-0.1mm的占50％～80％；    B、将磨细的矿浆分级溢流进行氧化铅的浮选；         C、将铅浮选的尾矿送入拌和桶内，操控矿浆浓度在25～35％，参加浮选剂，操控矿浆pH值9-11，拌和6-15min；    D、将上述矿浆送入浮选槽进行1-3级细粒粗选，每级粗选精矿进行 1-3次精选，粗选中矿进入下一级粗选，详细是： 含泥小于16％的矿浆进行一级6-8min的粗选，粗选精矿进行1-3次且每次1-2min的精选，得精矿产品，1次精选中矿及粗选中矿进入脱泥； 含泥17-21％的矿浆进行二级且每级5-7min的粗选，每级粗选精矿进行1-3次且每次1-2min的精选，得精矿产品，第二级1次精选中矿及第二级粗选中矿进入脱泥； 含泥22-26％的矿浆进行三级且每级4-6min的粗选，每级粗选精矿进行1-3次且每次1-2min的精选，得精矿产品，第三级1次精选中矿及第三级粗选中矿进入脱泥；    E、将D过程细粒浮选后的中矿送Φ150mm以下的水力旋流器组或高频细筛进行脱泥，脱除-0.074mm以下的细泥，送拌和桶，操控矿浆浓度25 -35％，弥补浮选剂，操控矿浆pH值9-11，拌和5-12min，送入浮选槽；F、在浮选槽中进行8-14min的粗粒粗选，粗选精矿进行1-3次且每次2-3min的精选，得精矿产品，粗选中矿经1-3次扫选，得尾矿； 其间参加的浮选剂为下列药剂： 浮选铁质氧化锌矿运用的脉石抑制剂为： 水玻璃500～1500g/t 木素磺酸钙或腐殖酸钠150～500g/t 浮选硅质氧化锌矿运用的脉石抑制剂为： 水玻璃1000～3000g/t 硫酸亚铁300～500g/t 木素磺酸钙或腐殖酸钠150～500g/t 活化剂 5～9kg/t 复合十八伯胺主捕收剂 十八伯胺160～420g/t 醋酸50～100g/t 烃油60～250g/t 松醇油60～250g/t 丁铵黑药30～80g/t 乳浊辅佐捕收剂 丁铵黑药40～150g/t 烃油40～100g/t 乳化剂40～100g/t 或许 丁基黄药50～150g/t 丁铵黑药30～80g/t 烃油40～100g/t 乳化剂40～100g/t。

锌冶炼工艺流程图

金属 碲是地壳中的稀散元素，全球探明储量仅4-5 万吨，在冶金，半导体，航天航空，以及太阳能领域有巨大用途，是一种战略金属。碲化镉的性质　　棕黑色晶体粉末。不溶于水和酸。在硝酸中分解。 　　密度：6.20 　　熔点：1041℃ 　　碲化镉的用途 　　光谱分析。也用于制作太阳能 电池 ，红外调制器，HgxCdl-xTe衬底，红外窗场致发光器件，光电池，红外探测，X射线探测，核放射性探测器，接近可见光区的发光器件等。全球碲年产量约为300-400吨，随着碲在半导体行业的应用和CdTe 在太阳能薄膜电池中的大规模应用，碲的供应远不能满足快速增长的需求。碲化镉太阳能电池的优缺点碲化镉薄膜太阳能电池在工业规模上成本大大优于晶体硅和其他材料的太阳能电池技术，生产成本仅为0.87美元/W。其次它和太阳的光谱最一致，可吸收95%以上的阳光。工艺相对简单，标准工艺，低能耗，无污染，生命周期结束后，可回收，强弱光均可发电，温度越高表现越好。目前实验室转换效率16.5%，目前工业化转换效率10.7%。理论效率应为28%。发展空间大。然而碲化镉太阳能电池自身也有一些缺点。第一，碲原料稀缺，无法保证碲化镉太阳能电池的不断增产的需求。过去碲是以铜，铅，锌等矿山的伴生矿副产品形式，也就是矿渣，以及冶炼厂的阳极泥等废料的形式存在。碲化镉太阳能电池的不断成长的市场需求，无法得到原料的保证。第二，镉作为重金属是有毒的。碲化镉太阳能电池在生产和使用过程中的万一有排放和污染，会影响环境。碲化镉太阳能电池继续发展的可能性中国四川发现了世界上唯一的、独立存在的碲矿，目前已探明的储藏量为 2000多吨，已经可供全球可用50年。太阳能级高纯碲化镉是由高纯碲和镉在高温密闭的惰性气体，还原性气体和真空 环境中反应得到的。反应容器为石英管，在这一反应过程中，通过回收清洗液中的碲和镉，回收使用过的碲化镉太阳能电池，可实现零排放。美国国家实验室做过碲化镉高温燃烧试验，温度为760-1100度，试验发现，在火灾发生时每100万千瓦，释放的镉总量极限为0.01克。目前的火力发电厂排放的镉大大高于碲化镉电池。生产一节镍镉电池需用10克镉，而峰值功率100瓦的一平米太阳能电池，仅用7克镉。每产生一度电，镍镉电池需消耗3265毫克金属镉，而碲化镉太阳能电池仅需1.3毫克。二者相差2000倍。碲化镉不是镉元素。碲化镉是稳定的，同镉在其他方面的应用相比，镉在碲化镉太阳能电池中的应用是最安全和环保的，所以对环境危害性很小。此外，政府支持发展碲化镉电池。碲化镉太阳能电池技术以他特有的优势，得到了多国政府支持。美国政府开放市场，建多个发电厂。德国政府由欧盟资助，有多个建设项目。中国政府支持建设世界最大的电站。更多关于碲化镉的信息请登入上海 有色网www.smm.cn 。我们会为您提供最为详细的相关资讯。 本文为转载稿，仅代表作者本人的观点，与本网立场无关。上海有色网信息科技有限公司不对其中包含或引用的信息的准确性、可靠性或完整性提供任何明示或暗示的保证。对于任何因直接或间接采用、转载本文提供的信息造成的损失，上海有色网信息科技有限公司均不承担责任。媒体合作事宜， 敬请联系info@smm.cn 或 021-6183 1988 转 5009。

碱性锌酸盐镀锌就是为了代替镀锌而开发的无电镀工艺，可是前期的碱性锌酸盐镀锌工艺由于添加剂的功能还不够好，存在主盐浓度低而且不易控制的缺陷，一起当镀层镀厚时，其脆性添加，特别是不能用作烤漆底层运用(由于经高温烘烤时会呈现起泡现象)，可是近年来跟着碱性镀锌添加剂技能的前进，碱性镀锌的主盐浓度有较大进步，且能够镀厚和经过高温检测，有些功能乃至超过了镀锌，因而现在锌酸盐镀锌现已能够代替镀锌。

一、抗大气腐蚀涂层的应用 　　钢结构厂房、钢箱梁桥、电视铁塔、大楼天线、送变电站、钢制灯杆等户外钢结构，这些钢构件因长期暴露在大气中，受到气候变化和日晒雨淋，表面迅速氧化，生成一层三氧化二铁，严重影响钢结构的强度及使用寿命。为防止钢结构表面的氧化，以往一般都采用油漆保护，其防腐年限一般在3-5年，因此需要经常性进行维修、保养，常见的方法就是拷铲油漆，耗费大量人力物力.现采用钢结构表面喷锌、喷铝工艺加以保护，防腐年限可达30年以上无需保养。如在锌铝涂层外再加油漆封闭，则防腐年限更长。 　　钢结构表面只有喷锌、喷铝后，才能真正起到阳极保护作用，从而达到钢结构长效防腐之目的.因此国家许多重大工程及市政项目被指定采用该工艺。如：长江三峡永久闸门、上海东方明珠电视塔、杨浦大桥主护杆、广州市内环高架钢梁、上海(上海相关门窗信息)证券大厦钢结构天线、浦东机场路共同沟爆气管道、上海南桥50万千瓦变电站等等，以确保重大工程的百年大计。 　　二、抗水腐蚀涂层 　　钢制水闸门是水力发电站、水库中控制水量的主要钢结构，它一部分长期浸没水中，表面受到微生物侵蚀(如钉蝎的吸附，其排泄物呈酸性).另一部分长期暴露在大气中，特别是水线部分，受到冲浪和水面上漂浮物的冲击，同时又受到涨潮、落潮的影响，使这部份钢结构表面经常干湿交替，特别容易生锈.现在采用线材喷锌、喷铝工艺，大大提高了钢闸门的耐蚀性，比原来采用的油漆(油漆相关门窗信息)工艺防腐年限提高5~6倍。 　　三、喷锌、喷铝工艺与同类工艺性能比较(热镀锌工艺) 　　1、热镀锌工艺预处理采用酸洗、磷化工艺，工件表面会有酸、碱液的残余物，留下了腐蚀的隐患，使热镀锌层容易产生脱落.喷锌、喷铝工艺预处理采用喷砂工艺，故工件表面非常清洁毛糙，表面喷锌、喷铝后不会产生由内向外的腐蚀，从而不会产生锌层脱落现象。 　　2、热镀锌工艺有一定的温度，约440℃左右，故工件热镀后会产生变形;而喷锌、喷铝工艺喷涂时的温度很低，工件表面温度＜80℃，因此工件不变形。 　　3、采用热镀锌工艺，工件受镀槽长×宽×高的限制;而采用喷锌、喷铝工艺则工件没有限制。 　　4、采用热镀锌工艺，还存在现场修补问题.现场安装时焊缝、装卸、运输过程中的损坏，修补只能采用油漆(油漆相关门窗信息)，从而产生工艺突破口.如采用喷锌、喷铝工艺，则现场可采用喷锌、喷铝的方法进行修补，避免产生工艺突破口。 　　5、由于热镀锌工艺的预处理采用酸洗、磷化，故工件表面没有毛糙度、涂层结合力较差.而喷锌、喷铝工艺的预处理采用喷砂，Sa≥2.5级，故工件表面有毛糙度，涂层结合力较好.抗拉强度≥0.6kg/mm2。 　　6、热镀锌工艺对水质污染十分严重，环保问题非常突出.所以热喷锌、喷铝工艺在来越广泛。

(1)鳞片锌铝粉的制备　　　　分湿磨和干磨两种工艺方法。湿磨法工艺流程如图1所示，干磨法工艺流程如图2所示。　　　　湿磨法在研磨过程中为了防止锌铝片氧化，加入了助剂、硬脂酸，2008溶剂汽油，使锌铝片与空气隔离防止氧化，但是研磨后，想彻底清除锌铝片的油分成了工艺难题，而过高的油分将严重影响锌铬涂料的质量，所以湿磨法先天有无法克服的缺陷。　　　　而目前世界上较先进的工艺和质量较好的鳞片锌铝粉是采用较先进的气体保护干式球磨法，金属粉体在球磨时注入’惰性气体进行气相保护从而避免锌铝片的氧化，而且金属粉体成形后不含油分，也不需脱脂工序，这样确保了锌铝片的质量。　　　　(2)鳞片锌铝粉研磨时的表面改性　　　　由于金属粉体有较高的活性，易团聚，影响粉体的性能和质量，需要进行分散处理，另外需要改变金属粉体的性能和在表面进行包覆处理，以达到防氧化和防腐蚀的目的，为此采用物理和化学法对金属粉体进行表面处理，有目的地改变其表面物理化学性质。　　　　①化学法。在金属粉体研磨时加入少量的表面活性剂即助磨剂，就能吸附在物料颗粒的表面，通过物理和化学作用产生力学作用，从而起到润滑作用、表面润湿作用，改善粉体的分散性，提高其表面光泽度和平整性，改善粉体的耐久性。　　　　②物理法。利用粉碎机械力效应，可促进改性效果。粉碎过程中施加大量的机械能，除消耗于颗粒细化外，还有一部分用于改变颗粒的晶格与表面性质，从而呈现活性。表面化学改性和机械力改性同时也会促进粉碎和研磨作用，对鳞片状锌铝粉的粉碎和片状化都具有重大的意义。　　　　(3)湿磨法的典型工艺参数　　　　①原料选用200目球状锌粉。　　　　②磨球与原料锌粉总量占滚筒容积的30％～40％。　　　　③助磨剂十八酸甘油酯加入量占原料锌粉重量的3％～5％。