氯化锌氯化锌是无机盐工业的重要产品之一，它应用范围极广.氯化锌易溶于水，溶于甲醇、乙醇、甘油、丙酮、乙醚，不溶于液氨。潮解性强，能自空气中吸收水分而潮解。具有溶解 金属 氧化物和纤维素的特性。熔融氯化锌有很好的导电性能。灼热时有浓厚的白烟生成。氯化锌有腐蚀性，有毒。中文名称：氯化锌 　　英文名称： Zinc Chloride 　　CAS号：7646-85-7 　　分子式：ZnCl2氯化锌的化学反应　　在化学合成中，氯化锌作为一种中强路易斯酸，用途广泛。它可以做费舍尔吲哚环合反应(A)的催  氯化锌化剂，也可以催化活化芳香环上的傅-克酰基化反应(B)。(见右图，点击放大。) 　　在普通的无机化学中，氯化锌可以用盐酸和锌粒反应制备氯化锌：Zn+2HCl==ZnCl2+H2↑，而制备的氯化锌通常含有水和主要的水解产物：氯氧化锌(zinc oxychloride)。一般通过以下步骤来提纯：将100g的氯化锌加入800mL的二恶烷中加热，进行分馏。趁热进行过滤，除去锌粉，冷却后氯化锌变为白色沉淀。而无水的氯化锌则可以先在氯化氢气流中加热升华，然后在干燥的氮气流中加热到400°C。也可以将样品通过二氯亚砜处理。若要制备无水氯化锌，可以通过氯化氢气体和锌反应，锌在氯气中燃烧也能得到氯化锌。 　　氯化锌可以和氢氧化钠反应：ZnCl2+2NaOH==2Zn(OH)2↓+2NaCl；氢氧化钠过量时，氢氧化锌溶解：Zn(OH)2+NaOH==NaZnO2+2H2O，产物是锌酸钠和水。 　　无水氯化锌水解放热氯化锌主要用途　　可以用作有机合成工业的脱水剂、催化剂，以及染织工业的媒染剂、上浆剂和增重剂，也用作石油净化剂和活性炭活化剂，由于氯化锌与丝绸、纤维素等材料的亲和性，它可用作衣料的防火物质，也可用在织物气味洁净剂，氯化锌可以攻击 金属 氧化物（MO）生成MZnOCl2，这就是它作为 金属 焊剂的原理。还用于电池、硬纸板、电镀、医药、木材防腐、农药和焊接等方面。近年来随着小型电器的不断增多，同时石油、有机合成等工业发展迅猛，需要量也在大量地增加，从而促进了氯化锌工业生产的发展。         以上是氯化锌的介绍,更多信息请详见上海 有色金属 网。

氯化锌溶液的浓度因生产活性炭的品种而异，氯化锌溶液的配制是指配制成规定浓度的氯化锌溶液，它是保证锌屑比的一个重要因素。氯化锌溶液因活性炭用途不同，使用时，要求也不同，简述如下：药用活性炭的配方要求是：氯化锌溶液的波美浓度与温度有一定的关系，当百分浓度一定时，随着温度的升高，波美浓度降低。所以对于氯化锌溶液的波美浓度，必须注明溶液的温度。例如，要配制60摄氏度下的45—46波美浓度的氯化锌溶液，若在30摄氏度下，就应配成46—47波美浓度。在制作氯化锌溶液的时候要注意要加入少量的单质锌,配制FeCl2溶液时须加入少量单质铁和盐酸，因为氯化亚铁易被氧化且易水解。加入少量单质铁是防止氯化亚铁被氧化，加入少量盐酸是防止氯化亚铁水解。随着科技的发展,氯化锌溶液的应用范围也越来越广,而氯化锌溶液的价格也因此水涨船高了

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，

对于当今的氯化锌业，需要了解氯化锌的话首先必定要知道氯化锌的作用.下面我们一起来了解下氯化锌的作用吧氯化锌的作用:1.氯化锌对植物原料中的纤维素起润胀、胶溶以致溶解作用，药液渗透到原料内部，溶解纤维素而形成孔隙。2. 氯化锌在高温下具有催化脱水作用，使原料中的氢、氧原子以水的形式分离出来，使更多的碳保留在原料中，提高了活性炭的得率。用氯化锌作活化剂，能降低活化温度，活化时产生的焦油颜色明显变浅，这说明木屑的活化过程与通常的热解反应有所不同。3. 氯化锌在炭化时能起骨架作用，即它们在原料被炭化时给新生的碳提供一个骨架，让碳沉积在它的上面。新生的碳具有初生的键，有吸附力，能使碳与氯化锌等锌化物结合在一起。当用酸和水把氯化锌等无机成分溶解洗净之后，碳的表面便暴露出来，成为具有吸附力的活性炭内表面积。这种作用最明显的体现是：活性炭的孔隙总容积随锌屑比的增大而增大。而且当锌屑比大时，可以制得过渡孔较发达的活性炭，锌屑比小时，又可制得微孔较发达的活性炭。此外氯化锌可以用作有机合成工业的脱水剂、催化剂，以及染织工业的媒染剂、上浆剂和增重剂，也用作石油净化剂和活性炭活化剂，由于氯化锌与丝绸、纤维素等材料的亲和性，它可用作衣料的防火物质，也可用在织物气味洁净剂，氯化锌可以攻击金属氧化物（MO）生成MZnOCl2，这就是它作为金属焊剂的原理。还用于电池、硬纸板、电镀、医药、木材防腐、农药和焊接等方面。近年来随着小型电器的不断增多，同时石油、有机合成等工业发展迅猛，需要量也在大量地增加，从而促进了氯化锌工业生产的发展。随着目前国内氯化锌市场氛围越来越好,氯化锌的作用也是被更多的利用和开发.小编认为,在未来几年内,氯化锌价格将大幅上涨

氯化锌的性质可以分为物理性质和化学性质,下面就让我们来具体了解下氯化锌的性质吧氯化锌的性质:氯化锌易溶于水是固体盐中溶解度最大的，可溶于甲醇、乙醇、甘油、丙酮、乙醚，不溶于液氨。潮解性强，能自空气中吸收水分而潮解。具有溶解金属氧化物和纤维素的特性。熔融氯化锌有很好的导电性能。灼热时有浓厚的白烟生成。氯化锌有腐蚀性，有毒。在化学合成中，氯化锌作为一种中强路易斯酸，用途广泛。它可以做费舍尔吲哚环合反应(A)的催氯化锌化剂，也可以催化活化芳香环上的傅-克酰基化反应(B),在普通的无机化学中，氯化锌可以用盐酸和锌粒反应制备氯化锌：Zn+2HCl==ZnCl2+H2↑，而制备的氯化锌通常含有水和主要的水解产物：氯氧化锌(zinc oxychloride)。一般通过以下步骤来提纯：将100g的氯化锌加入800mL的二恶烷中加热，进行分馏。趁热进行过滤，除去锌粉，冷却后氯化锌变为白色沉淀。而无水的氯化锌则可以先在氯化氢气流中加热升华，然后在干燥的氮气流中加热到400°C。也可以将样品通过二氯亚砜处理。若要制备无水氯化锌，可以通过氯化氢气体和锌反应，锌在氯气中燃烧也能得到氯化锌。氯化锌可以和氢氧化钠反应：ZnCl2+2NaOH==2Zn(OH)2↓+2NaCl；氢氧化钠过量时，氢氧化锌溶解：Zn(OH)2+NaOH==NaZnO2+2H2O，产物是锌酸钠和水。氯化锌的性质不仅决定了氯化锌的主要用途,也决定了在做氯化锌的安全防护时,需要加倍谨慎,因为毒性较强也是氯化锌的性质之一 

氯化锌是无机盐工业的重要产品之一，它应用范围极广.氯化锌易溶于水.由于氯化锌的化学因素,氯化锌的危害也比较的大,.氯化锌的危害主要来自于氯化锌的毒性,氯化锌毒性很强，能剧烈刺激及烧灼皮肤和粘膜，长期与本品蒸气接触时发生变应性皮炎。吸入氯化锌烟雾经5-30min后能引起阵发性咳嗽、恶心。对上呼吸道、气管、支气管黏膜有损害。美国对氯化锌烟雾规定最高容许浓度为1mg/m3。 生产人员工作时要穿工作服，戴防护眼镜、防毒口罩、乳胶手套，以保护皮肤、眼睛、呼吸器官。车间通风要良好，下班后要洗热水淋浴。 工业固体氯化锌应以内衬聚乙烯袋的镀锌铁桶包装，也可用塑料桶、纸板桶或内衬聚乙烯袋的复合塑料袋的镀锌铁桶包装，也可用塑料桶、纸板桶或内衬聚乙烯袋的复合塑料编织袋包装，每桶（袋）净重50kg或25kg。工业氯化锌液体应用塑料桶或内涂耐酸漆等防腐材料的钢制槽车装运。包装上应有明显的“腐蚀性物品”标志.随着科技的发展,氯化锌的危害已经被开发商降到了最低,但是氯化锌的危害仍然存在,因此在处理氯化锌需要小心仔细  

氯化锌是无机盐工业的重要产品之一，氯化锌的用途应用范围比较广泛,下面我们就来了解下氯化锌的用途氯化锌的用途:可以用作有机合成工业的脱水剂、催化剂，以及染织工业的媒染剂、上浆剂和增重剂，也用作石油净化剂和活性炭活化剂，由于氯化锌与丝绸、纤维素等材料的亲和性，它可用作衣料的防火物质，也可用在织物气味洁净剂，氯化锌可以攻击金属氧化物（MO）生成MZnOCl2，这就是它作为金属焊剂的原理。氯化锌的用途还用于电池、硬纸板、电镀、医药、木材防腐、农药和焊接等方面。近年来随着小型电器的不断增多，同时石油、有机合成等工业发展迅猛，需要量也在大量地增加，从而促进了氯化锌工业生产的发展。氯化锌的用途正在被逐步开发,相信在不久的未来,氯化锌能够凭借其独特性,打开自己的市场! 

氯化锌是工业生产中用到的一种材料,有网友曾经问过小编,氯化锌有毒吗?相信大多数人并不一定了解.氯化锌有毒吗?氯化锌毒性很强，能剧烈刺激及烧灼皮肤和粘膜，长期与本品蒸气接触时发生变应性皮炎。吸入氯化锌烟雾经5-30min后能引起阵发性咳嗽、恶心。对上呼吸道、气管、支气管黏膜有损害。美国对氯化锌烟雾规定最高容许浓度为1mg/m3。 生产人员工作时要穿工作服，戴防护眼镜、防毒口罩、乳胶手套，以保护皮肤、眼睛、呼吸器官。车间通风要良好，下班后要洗热水淋浴。工业固体氯化锌应以内衬聚乙烯袋的镀锌铁桶包装，也可用塑料桶、纸板桶或内衬聚乙烯袋的复合塑料袋的镀锌铁桶包装，也可用塑料桶、纸板桶或内衬聚乙烯袋的复合塑料编织袋包装，每桶（袋）净重50kg或25kg。工业氯化锌液体应用塑料桶或内涂耐酸漆等防腐材料的钢制槽车装运。包装上应有明显的“腐蚀性物品”标志。氯化锌应贮存在通风、干燥的库房内，避免露天存放。容器必须密封，防止受潮。不得与食用物品和饲料共贮混运。运输过程中应有遮盖物，要防雨淋和日晒。装卸时要轻拿轻放，防止包装破裂。Ⅰ型、Ⅱ型产品用镀锌铁桶、纸板桶和塑料桶包装的贮存期为6个月，复合塑料编织袋包装的贮存期为2个月，Ⅲ型产品的贮存期为2个月，皆自生产之日算起。失火时，可用水、砂土和灭火器扑救。以上资料,相信已经帮您解决了关于氯化锌有毒吗的问题了,小编在这里提醒您,在操作氯化锌此类有度物品是需要加倍谨慎  

氯化锌的化学式是ZnCl。氯化锌是无色晶体；易潮解；熔点283℃，沸点732℃，密度2.91克／厘米(25℃)；溶于水、醇和醚.氯化锌溶解度为10℃时每100克水可溶解330克无水盐,氯化锌溶解度在所有固体中算比较大的.氯化锌溶解度是指在一定的温度下，氯化锌在100克溶剂里达到饱和状态时所溶解的克数,用字母s表示，其单位是“g/100g水”。在未注明的情况下，通常溶解度指的是物质在水里的溶解度。特别注意的是氯化锌溶解度的单位是克(或者是克/100克水)而不是没有单位。 　　在一定的温度和压力下，物质在一定量的溶剂中溶解的最高量。一般以 100克溶剂中能溶解物质的克数来表示。一种物质在某种溶剂中的溶解度主要决定于溶剂和溶质的性质。例如，水是最普通最常用的溶剂，甲醇和乙醇可以任何比例与水互溶。大多数碱金属盐类都可以溶于水；苯几乎不溶于水。溶解度明显受温度的影响，大多数固体物质的溶解度随温度的升高而增大；气体物质的溶解度则与此相反，随温度的升高而降低。 溶解度与温度的依赖关系可以用溶解度曲线来表示。氯化钠NaCL的溶解度随温度的升高而缓慢增大，硝酸钾KNO3的溶解度随温度的升高而迅速增大，而硫酸溶解度仪钠Na2SO4的溶解度却随温度的升高而减小。固体和液体的溶解度基本不受压力的影响，而气体在液体中的溶解度与气体的分压成正比。 物质的溶解度对于化学和化学工业都很重要，在固体物质的重结晶和分级结晶、化学物质的制备和分离、混合气体的分离等工艺中都要利用物质溶解度的差别.氯化锌溶解度一方面决定于氯化锌的本二氧化碳的溶解度随温度高低变化性；另一方面也与外界条件如温度、压强、溶剂种类等有关。 

氯化锌化学式是什么?相信大家都知道,对了那就是ZnCl2.那化学式又是什么呢?氯化锌化学式是用元素符号表示物质组成的式子。化学式是实验式、分子式、结构式、示性式的统称.化学式的书写规则:1.化合物化学式的写法,例如氯化锌化学式；首先按一定顺序写出组成化合物的所有元素符号，然后在每种元素符号的右下角用数字写出每个化合物分子中该元素的原子个数。一定顺序是指：氧元素与另一元素组成的化合物，一般要把氧元素符号写在右边；氢元素与另一元素组成的化合物，一般要把氢元素符号写在左边；金属元素、氢元素与非金属元素组成的化合物，一般要把非金属元素符号写在右边。直接由离子构成的化合物，其化学式常用其离子最简单整数比表示.2.单质化学式的写法：首先写出组成单质的元素符号，再在元素符号右下角用数字写出构成一个单质分子的原子个数。稀有气体是由原子直接构成的，通常就用元素符号来表示它们的化学式。金属单质和固态非金属单质的结构比较复杂，习惯上也用元素符号来表示它们的化学式。氯化锌化学式的读法，一般是从右向左叫做“某化某”，如“ZnCl2”叫氯化锌。当一个分子中原子个数不止一个时，还要指出一个分子里元素的原子个数，如“P2O5”叫五氧化二磷。有带酸的原子团要读成“某酸某”如“CuSO4”叫硫酸铜。您记住了吗?氯化锌化学式是ZnCl2.   

氯化锌价格一直众多投资者和生产商密切关注的话题.在基本面继续保持供过于求，传统旺季消费未启动的情况下，近期氯化锌价格的涨跌仍然交由美元指数主导。本周氯化锌价格再次成市场上的焦点。周一，受上周五伦锌大幅下跌5.16%的影响，沪锌09合约以跌停板价格13900元开盘，全日保持跌停板行情，大量多单意欲出逃。周二沪锌继续保持下跌惯性，09合约跌至半年以来的最低点13480元，随后开始小幅反弹。周三、周四、周五沪锌持续保持反弹态势，周五收于14380元，较上周下跌90元，或0.62%。国内上交所库存高企情况开始有所改善，如美元指数继续回调，在库存继续减少的利好因素刺激下，沪锌09合约下周有望突破14500元、15000元阻力位，向16200元一带发起冲击。然而，投资者仍需关注政府是否会采取加息或上调存款准备金政策，此外，欧洲债务危机仍像一颗不定时炸弹随时有可能再次被引爆。因此，建议投资者务必关注14500元、15000元和16200元三个关键价位。抢反弹宜快进快出，以日内交易为主；趋势单仍建议逢高放空为主。氯化锌价格受库存的这一显著变化影响，企业锌库存已经有所减少，开始出现集中采购现象，值得特别关注。如果库存继续保持减少的趋势，说明氯化锌消费较之前有所好转，对氯化锌价格将构成有力支撑。 

氯化锌是无机盐工业的重要产品之一,氯化锌的出厂价格在7000RMb左右氯化锌应用范围极广.氯化锌易溶于水，溶于甲醇、乙醇、甘油、丙酮、乙醚，不溶于液氨。潮解性强，能自空气中吸收水分而潮解。具有溶解金属氧化物和纤维素的特性。熔融氯化锌有很好的导电性能。灼热时有浓厚的白烟生成。氯化锌有腐蚀性，有毒.可以用作有机合成工业的脱水剂、催化剂，以及染织工业的媒染剂、上浆剂和增重剂，也用作石油净化剂和活性炭活化剂，由于氯化锌与丝绸、纤维素等材料的亲和性，它可用作衣料的防火物质，也可用在织物气味洁净剂，氯化锌可以攻击金属氧化物（MO）生成MZnOCl2，这就是它作为金属焊剂的原理。还用于电池、硬纸板、电镀、医药、木材防腐、农药和焊接等方面。近年来随着小型电器的不断增多，同时石油、有机合成等工业发展迅猛，需要量也在大量地增加，从而促进了氯化锌工业生产的发展。工业固体氯化锌应以内衬聚乙烯袋的镀锌铁桶包装，也可用塑料桶、纸板桶或内衬聚乙烯袋的复合塑料袋的镀锌铁桶包装，也可用塑料桶、纸板桶或内衬聚乙烯袋的复合塑料编织袋包装，每桶（袋）净重50kg或25kg。工业氯化锌液体应用塑料桶或内涂耐酸漆等防腐材料的钢制槽车装运。包装上应有明显的“腐蚀性物品”标志。氯化锌这类化学用品的用途叫多,已经得到了众多投资者的认可,也许氯化锌的价格会在不久的将来成为热门话题!

加锌除银精粹后，铋液内尚剩余1.5～3.5%的锌，经氯化精粹后产出氯化锌渣，是出产化工产品氯化锌的质料。 一、工艺流程 工艺流程如图1所示，包含溶解、净化、浓缩等工序。图1  氯化锌出产工艺流程 二、首要技能条件 （一）溶解。液固比1∶1t为加快溶解，可捕入蒸汽管直接加温，所得溶液密度1.5～1.55克／厘米3，一般选用二段逆流水溶浸。 （二）一次净化。加锌粉置换除重金属杂质。将溶液煮沸，加锌粉时要拌和，为置换完全，加锌粉作业要进行2～4次。锌粉用量为氯化锌渣量的3%～4%。 （三）二次净化。抽取上清液至净化罐，通入氧化除铁，用量为5%，也可选用加的办法际铁。通氧时刻一般为1～3小时。 （四）水免除铁。将氯化后的溶液加热至沸，参加7～8%的CaCO3，并参加1%左右BaCl2，操控pH为5.2～5.7，使铁水解沉积。 （五）浓缩煮干。用珐琅盆在煤火上蒸煮至溶液糊状，用棒捣碎，稍冷后包装，应避免受潮。 三、首要设备 溶解、净化罐三个；真空抽滤器一台；浓缩罐选用夹套式珐琅反应釜一个。 四、产品用处 氯化锌在农业和医药上都有广泛用处。在染织工业中作防腐剂和消毒剂，作木材防腐剂、有机组成脱水剂、缩合剂及催化剂；并用于电镀镀锌；制作干电池、焊接熔剂；制作橡皮纸、锌颜料，防火木材；医药收敛剂、离蚀剂。 五、产品质量 产品中ZnCl2≥98.0%，Pb≤0.002%，Fe≤0.001%，Ba≤0.3%，SO42－≤0.01%。

一、氯化精粹机理 加锌除银后的铋液中，还溶解有约2%的锌，有必要在精粹中除掉。而铅是粗铋中的首要杂质，其分量比约为Bi∶Pb＝4∶1。 图1为Pb－Bi系状态图。图1  Pb－Bi系状态图 从图1可见，当温度高于液相线时，铅与铋能溶组成一个液相，阐明粗铋中能溶解很多铅。只有当反响温度低于液相线时才能够构成有限固溶体，具有Pb、β、Bi、L四相。图中q为共晶点，p为包晶点，β为铋与铅构成的化合物，只在固态存在，加热到184℃时就发作使其分化的包晶反响。 从铋液中别离铅与锌的有用办法是实施氯化别离，各种金属的氯化次第，能够参看图2，依据其氯化物的自由焓与温度的联系来判别。图2  氯化物自由焓与温度的联系 从图可见，坐落图下方的氯化锌和氯化铅的直线，比图上方的氯化铋的直线更安稳。当向熔融铋液通入，能够有用地除掉锌与铅：                            在氯化除锌、铅过程中，生成的氯化铋又会被锌与铅复原：氯化铅也会被锌复原：从图2还能够看到，银的氯化物与铋的氯化物的自由焓非常挨近，这也是当选用先氧化除铅后加锌除银工序时，在氯化精粹后期，贵金属银被氯化而很多进入氯化铅渣的原因。 氯化精粹由氯化除锌与氯化除铅两部分组成。当向熔融铋液通入时，首要锌被氯化，生成灰白色氯化锌渣，当大部分锌氯化入渣后，捞去氯化锌渣，持续通氯脱铅，产出深灰色的氯化铅渣。 某厂测定氯化精粹时锌与铅的氯化程度如图3所示。图3  锌、铅的氯化程度 氯化精粹首要受动力学条件分配。为了加速氯化速度，有必要增大与铋液中锌与铅的接触面，并使生成的氯化锌与氯化铅敏捷与铋液别离。依据质量效果定律，通入之首要生成BiCl3，饱满后氯化铋再将锌与铅氯化。 二、氯化精粹实践 将除银后铋液用泵转入4号锅进行氯化精粹。降温至320～340℃通入，每锅刺进通氯管4～8根，刺进深度为300～400毫米。插管太浅，易逸出蒸发，基层含铅高的液体难以氯化，插管太深，则通氯阻力大，钢锅易被腐蚀。 氯化锌熔点283℃，因为密度小（2.9克／厘米3），上浮至液面而有掩盖效果，锅面构成灰白色薄膜，当开端呈现深灰色渣时，则为除锌结尾，此刻将液态的氯化锌渣舀出，作为出产ZnCl2的质料。 然后氯化除铅。因为铅是铋液中首要杂质，为了加速氯化除铅的速度和进步利用率，操作温度一般控制在350～400℃。PhCl2的密度5.9克／厘米3，熔点498℃，较铋液轻而上浮，呈固态浮渣掩盖铋液表面，避免的蒸发丢失和污染环境。除铅过程中要抓取氯化铅渣数次，捞渣时先停氯，升温至500℃以上，使呈液态舀出，以削减渣中夹藏金属铋丢失。半途捞渣不用捞净，每次捞完后仍降温至350～400℃，持续通氯，直至除铅结尾。氯化锌渣量约为料重的3%～5%，氯化铅渣量约为料重的13%～20%，其成分于下表。 表  氯化精粹渣成分（%）氯化除铅结尾的判别极为重要。判别过早，因除铅不完全而添加出锅前弥补脱铅工序，判别过晚，就会添加铋被氯化入渣丢失量。判别结尾可依据粗铋中杂质铅含量概算氯化铅渣产出量，而大略估量除铅结尾。在出产实践中首要经过取试样目测判别：当试样表面发黑，不冒金属小珠，试祥断面贯穿细密的笔直条纹状结晶，呈金属光泽，无灰色斑驳，则为除铅结尾，此刻之铋液含铅小于0.01%，然后持续通氯一小时左右，取样分析铅，此刻之含铅量动摇在0.0005%～0.001%之间。 剧毒，激烈影响人的呼吸系统，吸入过量会引起肺水肿，乃至引起逝世。

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

在水溶液中，金可与氯化合生成易溶性氯化金,由此提出了金矿石的氯化浸出法。金矿石氯化浸出剂是氧气。氯化浸出法的进一步开展是运用电解氯化钠溶液得到的氯浸出矿石中的金。运用这种电化学浸出办法从矿石中浸出金并由溶液中分出金的办法也称电氯化浸出法，简称电氯化法。    金矿石的电氯化浸出进程，多年来得到不断改进，其金的浸出速率比化法快，已进行了半工业实验，没有到达工业运用阶段。由于原子氯和对金的强氧化性和强络合才能，人们在处理难处理金矿石时，对电氯化法给予特别注意，经常在一些小设备中进行小规划加工处理。    1)电氯化法浸出金进程的一般原理    金矿石的电化学浸出进程在悬浮矿浆食盐溶液中通直流电进行，经过电解氯化钠溶液发作氯的氧化和络合作用，使金浸出，转入溶液。    在隔阂电解浸出槽中电解氯化钠溶液时，H+在阴极上放电分出气态氢，C1-在阳极上放电分出气态氯。在阳极上OH-也或许放电分出02。尽管OH-放电分出的氧的可逆电位[Eө(OH-）＝+0.82 V，18℃NaCl溶液］比C1-放电可逆电位［Eө(Cl-）＝-36 V］低，但其超电位数值大（见下表），实践分出电位比C1-高得多，在电流密度为1 000 A/m2下，Eө（OH-）＝1.911 V，Ee（C1-）＝ 1.611 V。氧和氯在软石墨阳极上超电位电位/V离子电流密度/（A·m-2）102001000200050001mol/L KOH溶液Cl-——0.2510.2980.417饱满NaClOH-0.5250.9631.0911.1421.186     所以，电解中性氯化钠溶液时的首要反响为：    在铁板阴极上                                 2H20＋2e- === H2↑＋20H-    在石墨阳极上                                    2Cl- ==== Cl2↑＋2e-    总反响式为：                              2H20＋2C1- ==== C12↑＋H2↑＋20H-    进程发作的原子氯或分子氧对金都有强的氧化作用。氯溶解在食盐溶液中生成次氯酸，当溶液呈碱性时，则生成易分化的次氯酸盐。C10-的放电电位比C1-小得多，如下图所示，即便次氯酸盐浓度适当小，C10-与C1-也能一起放电。[next]                                  2ClO--2e- ==== 2Cl- + O2↑                                     2C1- - 2e- ==== Cl2↑    分出的氧也是一种强氧化剂。    金的标准电极电位为＋1.50 V，在氢以上，意味着金的溶解只能在含氧溶液中进行，特别需求那些电极电位高的活性氧化剂，如次氯酸、次氯酸盐和Cl-（见下表）。金在碱金属氯化物中与氯离子生成氯化络合物，使金的标准电极电位变小，促进金浸出。含氯氧化剂和贵金属的氧化复原电位电极ClO-/Cl-HClO/Cl2（液）Au+/AuAu3+/AuCl2/Cl-Pt4+/Pt氧化复原电位/V1.7151.5941.581.51.3951.2电极Ir3+/IrPd2+/PdAg+/AgRu3+/RuRh3+/Rh　氧化复原电位/V1.150.980.80.490.81　     在金矿石电化学浸出进程中，由于食盐电解进程中所耗费的气态氯和氧不断得到弥补，促进浸出反响敏捷进行。电氯化浸出时金的溶解进程也是一种分散进程，金的浸出速率受拌和强度和温度影响，一般，温度升高对金浸出有利，可是，当温度高于40℃今后，金浸出速率就明显下降。拌和强度过大，剧烈拌和会使氯渗透到阴极液，碱渗透到阳极液，或使分子氯很多蒸发，导致溶液中氧过量，构成矿石中的金部分钝化。[next]    2)电氯化法浸出金的运用实例    ①有隔阂电解槽的电氯化浸出。金矿石在装有隔阂的电解浸出槽中浸出。电解浸出槽是铁制的或木制的圆形槽，槽底和槽盖用石棉钢筋混凝土或生铁制作，槽内涂石油沥青或煤沥青。阴极室与阳极室用隔阂离隔。阴极是带孔铁质圆筒，外套隔阂。阳极是石墨板，依环形排列于底部与槽底绝缘。阳极室内装机械拌和器，转速120～150 r/min。经过充沛磨细的矿石与NaCl溶液混合后加到阳极室，运用不断拌和，使矿石颗粒坚持悬浮状。    电氯化浸出运用的矿石是磁黄铁矿型的金精矿，精矿所含的硫化物首要是磁黄铁矿，此外还有少数黄铁矿和硫砷铁矿。精矿的化学组分为：SiO2 3.44%，A1203 0.16%，CaO 7.92%，MgO 4.0%，Mn2O3 1.06%，CuS04 0.O1％，CuS 2.06%，Fe 38.96%，As0.14%，总S 31.88%，Au 52 g/t, Ag 98 g/t。精矿中银和铁，在电氯化浸出时进入溶液。溶液中的银发作堆积，并在金颗粒表面构成氯化银薄膜。铁以硫酸亚铁方式存在，硫酸亚铁将金的氯化物中的金复原成金属金，使金从溶液中堆积出来。据此拟定含金磁黄铁矿精矿的电氯化浸出工艺流程如下图所示。    磨细矿石浮选精矿粒度为74% -200目,用浓度为2.5 moVL的NaCl溶液混合制浆,并参加2%,矿浆液固比1.4：1。将该矿浆加到阳极室,2.5 moVL NaCl溶液加到阴极室,进行榜首段电氯化浸出.电氯化阳极电流密度为750 A/m2，容积电流密度为5500 A/m3，时刻为15 min。榜首段浸出后的精矿再磨细到91.5%-200目，在相同条件下进行第二段电氯化浸出。经过两段电氯化浸出金的金总浸出率为82.7%。用电氯化法处理每吨精矿需耗费3100 g NaCl，其电能耗费为45 kW·h。[next]    浸出进程中参加少数。对金颗粒表面的氯化银薄膜有溶解作用,使金浸出率得到进步。在榜首和第二阶段浸出之间，需对精矿再磨细，以损坏金颗粒表面的氯化银薄膜，进步金浸出率。硫酸亚铁的有害影响，可选用敏捷氧化的办法加以消除，也能够在阶段浸出间精矿再磨操作时用水冲刷除掉二价铁离子。    ②无隔阂电解槽的电氯化浸出。无隔阂电解浸出槽不存在矿泥阻塞问题。在无隔阂槽中运用电解氛化钠水溶液分出的原子氯，从矿石中浸出金，已进行了半工业规划实验。晏庄金矿是“铁帽型”含金氧化矿，以褐铁矿为主，金呈次显微状赋存在褐铁矿孔隙里，粒度为0.001～0.005mm，单个的为0.074～0.06 mm。矿石含金量9g/t。由于磨矿后细微的金粒进入矿泥中，故曾先后选用混-摇床、混-浮选、混-浮选-渗滤化等流程处理，金的收回率仅为63％左右。后在电氯化一树脂矿浆法实验中，金的收回率大大进步。这是由于矿石电氯化浸出时，金颗粒表面的铁、锰薄膜简单被损坏，可获得较高的金浸出率。    电氯化是经过电解碱金属氯化物（NaCl）,使水溶液中放出活性氯将矿石中的金氧化生成AuC13,进而成为HAuC14及其复盐NaAuC14，并在水中离解成离子：                              　　HAuC14 —→ H+＋AuC14-                            　  NaAuC14 —→ Na+＋AuC14-                           　　   AuC14- —→Au3+＋4C1-    生成的AuCl4-被阴离子交流树脂吸附，进程中离解生成的Au3+，有极少数堆积于阴极板上成阴极泥。向电解槽中参加，除为在电解进程中能分出一部分氯外，首要是用来避免氛化钠离解生成的氛被碱或水吸收而损耗活性氯。    半工业实验设备选用ф900 mm×1000 mm铁制元隔阂电解浸出槽。电解浸出槽内装有螺旋搅碎桨，螺旋桨直径为300 mm，转速为374 r/min，阳极为250 mm×700mm石墨板，每槽5块，沿槽的四周固定在拌和轴与槽壁之间，并与槽底绝缘。阴极为槽的内壁。阳极与阴极的间隔为200 mm。实验条件是：矿石粒度71.92%-200目,矿浆浓度22.25%,电流密度285 A/m2,槽电压13V,矿浆温度50℃。按质料配入氯化钠30 kg/t，20 kg/t制成矿浆，pH值为20再参加-16～+50意图717型湿树脂10 kg/t,在接连拌和下通电氯化和吸附8 h。经144 h的实验，所得的平均指标为：树脂含金量83.80 mg/g，尾液含金质量浓度为1.69 mg/L，除掉阴极上少数的阴极泥（含金6.26g/t)忽略不计，金的吸附收回率为99.10%。    为了调查含金硫化物矿（首要是黄铁矿）对电氯化的影响，还进行了含30%硫化物矿的混合矿样的实验，结果表明，在此条件下含金硫化物矿对金的浸出和吸附几乎没有影响。    选用筛选-筛分-摇床联合流程从矿浆中别离载金树脂获得了好的别离作用。载金树脂中的金用静电淋洗收回、静电淋洗在拌和珐琅桶内进行，拌和转速为252 r/min，螺旋桨直径70 mm。阴极为铅板，阳极为石墨板，南北极距离80 mm。金的淋洗剂由4%硫脉和2%制造。在槽电压2V和阴极电流密度400 A/m，条件下，运用7倍于载金树脂质量的淋洗剂，进行8h淋洗，金近于彻底淋洗。    金矿石的电氯化浸出作用遭到诸要素的影响。明显,影响金浸出的要素都与初生态氯的产值及运用程度有直接关系,氯产值高又能充沛运用,金的浸出作用就好。电氯化浸出作为一种强化浸出办法,对含少数硫化物的金矿加工是可行的，即便矿石中硫化物含量高达30%,金浸出率仍可到达88%。    金的电氯化浸出与金在矿石中的赋存状况、矿石化学成分以及矿藏成分有关,它们对电氯化进程的影响很大。合适电氯化浸出的矿石有：金呈游离态而无氯的吸附剂的石英矿石；金粒表面的铁、锰薄膜易氧化进入溶液的铁帽型氧化矿石；黄铁矿和其他硫化物含量少的金矿石；磁黄铁矿、黄铁矿精矿；含金方铅矿、闪锌矿、黄铁矿、毒砂混合矿石或精矿以及含铜金矿石等。不合适电氯化浸出的金矿石有：含很多CaC03或MgCO3的碳酸盐矿石，碳酸盐匆溶解抓相互作用增大氯的耗费,并发作很多细泥阻塞隔阂的孔隙；高砷金矿和高锑金矿，砷化物和锑化物在电氯化进程中发作二次反响，耗费溶解的氯；含碲和硒的金矿，某些碲化物和硒化物对氯化金发作复原作用，阻碍金的电氯化浸出；含石墨和炭的金矿石，碳质物对氯化金发作抢先吸附，大大削减金的有用浸出。

富钛料与反响制取粗工艺流程如图1所示。    熔盐氯化与欢腾床氯化TiCl2淋洗、冷凝体系底子相同，最底子的差异在于氯化炉和收尘器体系。    1.熔盐氯化工艺流程    熔盐氯化工艺流程如图2所示。    熔盐氯化工艺经历最丰厚的厂商应属哈萨克斯坦共和国乌兹基市镁钛联合厂商。该厂商共有6台熔盐氯化炉，每年能够出产海绵钛3.0万吨。相当于年产8.0万吨的氯化法钛厂的出产才能，可是单台氯化炉的出产才能不高，为日产100-120吨粗TiCl4的水平。[next]    2.熔盐氯化工艺首要设备    (1)熔盐氯化炉的结构熔盐氯化炉的结构如图3所示。熔盐氯化炉发动比较费事，首要应把炉外熔融的NaCI-MgCI2混合熔盐压人炉内，吞没电极，送电升温。不断加人枯燥的NaCl盐直到反响要求的高度，提温到750℃以上能够加料进行反响。     由加料孔向炉内加人配好的混合料，由通氯管通人或氧化循环尾气开端反响。[next]    生成的TiCI4、FeCI2、FeCI3、AICI3、C02、CO等进人扩大段，炉气带出粗颗粒炉料及熔盐颗粒沉下降人熔盐中，炉气经出口进入收尘器。反响开端需送电提温，因反响放热，反响正常后完全能够自热。反响区温度到达750℃稳定一段时间后，就能够中止送电。炉盖、扩大段、过渡段、炉缸都有冷却水套，在正常反响时通水移出反响热，维护炉衬，下降炉内温度，避免反响区温度过高构成很多熔盐进步恶化操控条件。    (2)收尘器因熔盐氯化，氯化炉出口炉气压力为微正压，收尘器底子选用重力沉降收尘器。收尘器的首要效果是经过大的表面积散热，使750℃左右的炉气冷却；而且使炉气下降流速，使炉气中固相FeCl2、气相FeCI3、AICI3结晶长大沉下来，用桶装送到处理工序。    收尘器可为多级。强化散热榜首级收尘器表面焊有散热片，内衬有耐酸混凝土层，避免在较高的温度下，金属壳体被炉气中的剩余腐蚀。第二级壳体无内衬，加强散热。一般在内壁上结有FeCl3,AICI3黄色渣层，阻挠金属筒体被氯化，可运用多年，可是也下降了散热才能。    熔盐氯化工艺中当炉温较高常常有NaFeCI4, NaAICI4低熔点物生成，简单构成炉气出口、收尘器筒壁、顶盖结疤。当长大受冲击，振荡易掉下，时有堵住出渣口、料桶口的现象发作。因而操作中要严格操控氯化炉温不要太高，削减低熔点NaFeCl4、NaAICI4生成，避免上述的事情发作，一起也可削减粗TiCI4中的泥浆量。      NaCl十FeCl3===NaFeCI4      NaCl＋AIC13===NaAICI4    NaFeCl4、NaAICI4被称为低沸点的“固体”，熔点一般在188-430℃之间。    其他氯化物的沸点见下表。    含有AICI3、FeCI3的TiCI4泥浆料返回到氯化炉体系（包含烟道、收尘器），每l000kg料浆气化后可从氯化炉中带走380-420MJ的热量。有利于操控炉温，简化氯化炉的结构。一起发作的反响其反响式如下：      3Ti02（s）＋4AICI3（g）===3TiCI4（g）＋2 AI2O3（s）↓TiO2（s）＋4FeCI3（g)＋C（s）===TiCI4（g)＋4FeCI2（s）↓＋CO2↑    这样能够有效地除掉泥浆中的AICI3、FeCI3，使其变成高熔点、高沸点的杂质从体系中除掉，一起又进步了氯的利用率。一般向氯化炉内返泥浆愈平稳接连，除杂质的效果愈好，愈能削减TiCI4中的泥浆含量，愈有利于进步的利用率。此项技能锦州厂已获专利权。    (3) TiCI4淋洗塔其效果是被降温到250℃以下的TiCI4炉气，在淋洗塔顶用TiCI4淋洗进行充沛换热，使90％左右的TiCI4被吸收，由气相转为液相而搜集下来。一般TiCl4淋洗塔为逆流操作；选用文丘里洗涤器的为顺流操作。淋洗塔如图3所示。[next]    (4)冷凝设备选用常温或低于65℃ TiC14淋洗吸收的方法是不能把一切TiCl4淋洗（冷凝）吸收下来的。由于正常状况淋洗用的TiCI4尽管经过冷却到50-65℃，淋洗后的TiCl4料液一般在90℃左右有较高的蒸气压20kPa。为进一步使TiCI4冷凝下来，进步钛的收回率，一般选用冷冻盐水冷却到-20℃下的TiCl4料液去冷凝气相TiCl4。冷凝设备有喷淋塔和膜式冷凝器。膜式冷凝器是在换热器中壳程走冷冻盐水，管程中经过TiCl4气体，在管程上冷凝构成TiCl4液膜并吸收TiCl4气体的设备（见图4）。为使98％以上的TiCl4收回下来，淋洗、冷凝设备选用多级吸收的工艺。 [next]    (5)气液别离器TiCl4经过淋洗、冷凝后）98％被搜集下来，但随不凝性气体(CO, C02、N2等）夹藏的TiCl4液滴，经过别离器别离液相进步收回率。    前两组淋洗单元淋洗进程运用蛇形管换热器，用工业水冷却换热；后两组用冷冻盐水换热，冷却TiCl4流体使温度到达-15℃以下，与炉气中的TiCl4触摸，使炉气中的TiCl4悉数冷凝下来，进步收回率。由于TiCl4中会有一定量的泥浆，首要是FeCl2 ,FeCl3、AICl3等杂质，在炉气温度较高的状况下很简单构成结垢，阻塞淋洗塔的栅板和挡板塔的挡板，所以在氯化用料杂质较高时一般不选用上述两种类型的淋洗、冷凝设备。    为了避免泥浆料的泵罐中淤积，一般选用如下方法。    ①操控榜首、二级淋洗槽TiCl4料浆的温度≥90℃，使固体颗粒处于悬浮状况，不易堆积。    ②在容器内加拌和，使固体颗粒在机械力的效果下无法堆积。    ③经过泵循环冲击TiCI4浆料，使固体颗粒难以堆积。    ④塔下部规划成瀑布式，用淋洗液从高处落下以很大的能量冲击泵槽底部，使固体颗粒不易堆积并节能。例如，哈萨克斯坦乌兹基工厂就是这样做的。    3.熔盐氯化的工艺参数    (1）最佳熔盐的组成Ti02 1.5%-5.0％；C 2％- 5％；NaCl 15％-20％；KCl 30％-40％；MgCI2 10％-20％；CaCI2＜10%；FeCl2＋FeCI3＜10％；Si02＜6.0％；Al203＜6.0％。    当Ti02<1.0％时，其他杂质被氯化下降了氯的利用率，一起也使TiCI4中杂质升高。    在实践中因KCl较贵，能够恰当削减KCl的配人量。当熔盐组分中Ti02外的其他氧化物组成增高时，熔盐的物理性质变坏，黏度添加，熔点升高影响氯化功率，有必要周期性地排出废盐并弥补新盐（首要是NaCl、KCl)。    (2)炉气的组成（炉温较低时）    TiCI4 63.8％；SiCI4 1.0%；AICI3 1.9％；FeCI3 0.5％；FeCl2 0.3％；N2 9.4％；C02 21.0％；CO 0.37％；固体成分1.73％；FeCI3、FeCl2的含量首要与高钛渣中的铁含量有关。    （3)首要工艺参数    ①反响温度700-800℃。    ②用于熔盐氯化最低浓度（体积）70％。    ③作业熔盐中组分Ti02 1.5％-5.5％；C 2％一5％；Si02＜10％。    ④盐层高度<5. 5m.    ⑤排放废盐中Ti02 <2. 0％。    ⑥废气中游离量<3. 2mg/L[2％（体积）〕。    ⑦氯化炉炉气压力1470Pa。    ⑧氯化炉炉气出口温度700℃。    ⑨进人淋洗塔炉气温度<250℃。    ⑩淋洗塔循环泵槽中TiCI4温度≥90℃。    ⑾冷冻盐水的温度＜-20.0℃。    ⑿捕集器（气液别离器）＜-5℃。[next]    4.熔盐氯化工艺现在的首要问题    熔盐氯化工艺最大的长处如下：①用料比较广泛，欢腾氯化运用困难的CaO, MgO高的钛渣，熔盐氯化都能够运用；②熔盐欢腾层的操控较气固流化床简单。    现在影响熔盐氯化开展的有下面几方面的问题。    ①每吨TiCI4大约产出200kg的废盐；年产6.0万吨的氯化法钛白工厂将产出12000吨废盐，处理较困难。综合利用有待进一步研讨。    ②熔盐氯化炉现在规划距大型氯化法钛白要求距离较大。出产才能偏小，匹配困难。最大的熔盐氯化炉日产TiCI4只要130吨，相当于年产1.5万吨钛白才能。更高出产才能熔炉开发有待证明。    ③熔盐组成中含有很多NaCl, KCI,极易同FeCI3、AICI3构成低熔点“液体”。黏附在炉壁、收尘器上，使设备结疤，易掉下阻塞出料口。一起构成固体颗粒在TiCl4中堆积，使之循环运用困难，要定时整理槽子。    ④熔盐炉发动烘炉，化盐十分费事，需求的附属设备如化盐炉等较多；日常还要常常加人新盐调整熔盐成分，工序较为烦琐。    ⑤多台熔盐炉与氧化炉对接困难；各炉的工艺技能参数难以平衡，操控十分困难。    ⑥氯化炉排盐操作较风险，环境恶劣，不如流化床排层床料易操作。

水+氯化钠提金工艺是一种无提金新办法。该办法将金精矿进行焙烧收回硫，然后选用氯化钠＋水浸取金，浸取的贵液操控酸度为10%，运用泡沫塑料吸附金，金的关于乡镇厂商开发黄金出产具有很好的经济效益和社会效益。    1)浸金机理    氯化钠的首要效果是为溶金系统供给满足的氯离子。选用氯化钠＋水系统溶金的反响机理如下：                                  Br2＋2e- ==== 2Br-                               Au＋4C1- ==== AuC14-＋3e-                           2Au＋3Br2＋8C1- ==== 2AuC14-＋6Br-        2）工艺流程    氯化钠＋水提金新工艺不适用于含硫金精矿中金的浸取。因金精矿粉中一般含硫量较高，故对金精矿有必要进行焙烧预处理以除硫，其工艺流程见图1. 图1[next]     3)金精矿粉焙烧    依照从硫精矿矿石中制备硫酸的办法进行焙烧,一般在特制的焙烧炉中进行。焙烧温度操控在600~650℃,焙烧时刻以含硫量多少而定，一般以1h为宜。    4)浸金办法    ①直接浸取法。关于含金在100g/t以上的矿粉，可直接在浸出槽中进行浸取。浸出槽为硬质塑料，也可选用水泥槽进行浸取，其形状如图2所示，其巨细可根据规划的规划断定。 图2     ②接连浸出法。关于含量小于100g/t的金精矿粉，可选用接连浸取法。该办法是将三个浸取槽串联起来，在每个槽中参加必定量的焙砂，由浸出液贮槽中供入浸出剂，使浸出剂靠压力的效果，自上而下进入焙砂层，操控必定渗滤速度，使浸出液接连渗过第二、第三浸出槽中的焙砂。工艺流程如图3所示。 图3[next]     5)泡塑吸附及摆脱    选用动态吸附的办法是将泡塑装入必定直径巨细的吸附柱，操控必定的流速，将酸化的贵液流经吸附柱，先用质量分数为2%洗刷，后用自来水冲刷至中性，选用70~80℃的质量分数为0.05%钠分数次进行洗脱。    6)复原和熔炼    将洗脱的贵液转移至5000 mL大烧瓶中，置于电炉上加热至沸、加人混合复原剂A进行复原制得海绵金。将制得的海绵金洗净后，置于石墨坩埚中参加该分量的1%的和2％的硼砂，于1250℃的高温炉中熔炼，制成金锭。    7）影响要素    ①矿石焙烧对浸出率的影响。挑选含量为32.50g/t的金精矿进行了焙烧时刻对浸取率影响的实验，成果见表1.表1    矿石焙烧时刻对浸出率的影响焙烧时刻/min3306090120金的浸取率/%0.150.498.499.899.9     从表1中可见，金精矿粉不经焙烧，金的浸出率简直为零，而经焙烧的矿样，浸取率随焙烧时刻的延伸而进步，这是由于矿样经焙烧后使矿样中的硫和有机碳、石墨等物质除掉，使金粒露出，有利于溶剂对金的浸取。焙烧除硫操作简略快速，且可收回在焙烧进程焙烧温度过高或焙烧时刻过长，简略使矿样烧结，使金的浸出率下降，这是由于氯化钠＋水为中性溶剂，不简略使烧结的氧化铁溶解，阻止了对金的浸取，对此可参加必定量的，进步对矿样的溶解能力。    ②氯化钠用量对浸出率的影响。氯化钠的用量与浸出率的联系见表2。表2        氯化钠用量对浸出率的影响氯化钠用量/g0.513510金的浸出率/%93.99999.199.399.2     从该表中可见，氯化钠用量为1 g,金的浸取率为99.0%，为此实验时选用1g氯化钠。    ③水用量对浸出率的影响。水是一种强氧化剂,在中性溶液介质中，可以将金(0)氧化成金(III)，生成的金（III）与氯离子构成氯金酸络阴离子而进入溶液。水的用量对浸出率的影响见表3。 表3             水用量对浸出率的影响水浓度/%5102030金的浸出率/%72.782.899.199.5      为泡沫塑料收回金时减小酸的用量，固定浸取液的体积为10 mL，从表3中可见，金的浸出率随水浓度的添加而添加，当到达20%的水浓度时，金的浸出率可达99%，故实验时选用20%水浓度的溶液为浸取液。[next]    ④浸取时刻对浸出率的影响。影响实验成果见表4。表4       浸取时刻对浸出率的影响浸取时刻/h248121824金的浸出率/%39.782.293.89999.299.3     从表4中看到，跟着浸取时刻的延伸，金的浸出率逐步增高，当浸取时刻为12 h,金的浸出率可达99%以上。    ⑤酸度对泡塑和活性炭收回的影响。在质量分数为1%～20％介质中，泡塑可定量吸附金。为此在浸取金的溶液中进行了用量实验，成果见表5。 表5             用量对泡塑吸附金的影响用量/mL0.512.55金的浸出率/%93.99999.399.4     从表中可见，在10 mL氯化钠＋水浸取金的溶液中，参加1 mL（浓度10%）泡塑对金的吸附率达99%以上，故在浸取液中参加1 ml质量分数为10%的为宜。    选用活性炭吸附也可将浸取液中的金收回，但用量对金的吸附率影响较大（见表6）。表6             用量对活性炭吸附金的影响用量/mL0.512.55金的吸附率/%53.478.59599     从表6中可见，在10 mL浸取液中，参加5 mL（浓度为33%），活性炭对金的吸附率为99%以上。    两种办法相比较，选用泡塑吸附收回金具有如下长处：a)水的存在有利于泡塑对金的吸附，吸附率可达99%以上；b)对活性炭吸附金有影响的铅、锑、铋,钨等搅扰离子，不影响泡塑对金的吸附。故挑选性好、对提金适应性强；c）操作简略快速、易于摆脱，选用灰化法、钠摆脱法可彻底收回；d)泡塑收回金所需酸量少、成本低。    ⑥载金泡塑处理办法。灰化法将载金泡塑置于650℃高温炉中进入灰化，灼烧；残渣中即含海绵金，将含金残渣用溶解，选用混合复原剂A进行复原，制备得制品金。    钠摆脱法将载金泡塑用自来水冲刷洁净后，用70~80℃的0.05%钠进行摆脱，含金摆脱液选用混合复原剂A进行复原，制备得制品金。摆脱后的泡塑可重复运用。    摆脱法载金泡塑可用在常温下进行摆脱，含金选用蒸馏法收回，残渣即为金粉。摆脱后的泡塑可重复运用。

关于载体难被酸溶解的废催化剂，用此办法处理比较简略。因为催化剂表面的铂族因为催化剂表面的铂族金属处于高度涣散状况，其溶解比相应的纯金属简略得多。如铂、钯等金属一般不需要用溶解，用就可使其进入溶液，的浓度为0.1～12mol/L，一般为2～9mol/L。 实践证明，如用单一的难以获得满足的浸出作用，往往需要向液中参加恰当的氧化剂，以促进铂族金属的溶解。常用的氧化剂有硝酸、、、等。关于载体为易被酸溶解的γ-Al2O3，用加氧化剂的办法处理废催化剂时，往往是铂族金属和载体都可进入溶液，极易发作铝盐水解成脱体的现象。为了仅溶解废催化剂中的铂族金属，而不溶解载体中的氧化铝，废催化剂首要有必要进行煅烧处理，以除掉积炭和将酸溶性γ-Al2O3转化为酸难溶的α-Al2O3。 用于石油重整和二异构化的催化剂为含铂的γ-Al2O3载体催化剂，废催化剂含Al2O396.5%、Fe0.4%、SiO20.7%、Pt0.35%。金属铂以微细粒(小于500mm占70%～80%)吸附在载体表面或载体空地中。废催化剂吸附有很多有机化合物和表面炭，先在1000～1100℃下煅烧，消除积炭并将γ-Al2O3转化为慵懒的α-Al2O3。然后在70℃下用6mol/L的溶液，用作氧化剂的条件下浸出废催化剂1～2h。 浸出液含(g/L)：Pt0.263，Al1.2，Fe0.07，HCl1.9mol/L，溶液的成分简略，可用置换或萃取进行铂族金属的富集。如催化剂中含铑，高温煅烧时会部分转化尴尬浸的氧化物状况，有用的预处理办法是运用碱性溶液浸泡进行复原，以进步浸出率。

桂林冶金地质学院分析了FeC13溶液浸出金的热力学。浸出金是氧化复原反响进程。因为反响：                                    Fe3+ + e-====Fe2+的标准复原电极电位E1ө ＝0.771 V。而                                   Au3+ + 3e- ==== Au的E2ө=1.420 V。因而，用Fe3+不能将Au氧化为Au3+。假如溶液中存在C1-，C1-可与Au3+络合生成AuC14-：                                 AuCl4-＋3e- ==== Au＋4C1-E3ө=0.994 V，因而在氯离子存在的条件下，Fe3+将Au氧化为AuC14-就较简单了。经过操控系统中参与反响有关物质的浓度，就能使浸出金得以完结，浸出反响为：                              Au＋3Fe3++40- ==== AuC14-＋3Fe2+    该反响对应的原电池电动势为：                                              RT         α（AuC14-）·  α3（Fe3+）         E = Eө（Fe3+/Fe2+）-Eө（AuC14-/Au）- ——In ———————————                                                                                3F            α4（Cl-）·α3（Fe3+）要使该反响从左向右自发进行，E有必要大于零。若取a (AuC14-）＝10-2, a (Cl-）＝10,不难算出，当a（Fe 3+）/a（Fe2+）＞101.80时，E大于零。    在实际操作进程中这些条件是不难满意的，比方，在298 K下，当参加FeCl3使[Fe3+]＝3 mol/L，调理［Cl-]＝10 mol/L（FeC13电离C1-，浓度缺乏部分参加HCl或NaCl )。溶液中AuC14-浓度可达10-2.28mol/L。在整个反响进程中[Fe3+ ]／「Fe2+]＞102.80。这样的成果关于工业生产是有价值的。热力学分析标明，只需操控必定的热力学条件，坚持满足的Fe3+和C1-浓度，在常温(25℃）下，pH为1.0时，即可用FeCl3溶液来浸出金。    相同，某些金属（Fe, Sn, Pb, Cu, Ag）硫化物、砷化物均可与反响，耗费FeC13，一起生成的S附在矿粒表面，构成一层硫膜，阻止浸出反响。再者，有机物质和粘土的存在对浸出也是晦气的。    近年来，美国呈现了200t/d规划的堆浸场，其工艺办法十分简洁，只需在地上挖一些平行的槽坑，堆一层矿石，喷一层浸出溶液，再堆一层矿石，喷一层浸出溶液，如此循环往复，直至堆淋作业完结，最终从槽中取出富液并从中收回金。这种办法适于处理低档次的金矿，但因为矿粉空隙小，渗透性差，因而金的浸出率不高。    别的，湖南有色金属研究所对龙山砷锑金矿渣焙砂选用FeCl3浸出，金浸出率达98%-99%。电堆积率为98% -99%，金总的收回率达96.54％。与化法比较，浸出率高出4%-6%，总收回率高出5.34%，浸渣中的含金量也从3-5g/t降至0.75-1.5g/t。

（一）流态化氯化工艺及设备    现在，无论是钛厂的氯化工艺仍是海绵钛厂的氯化工艺，多选用流化床氯化工艺技术，其流化床氯化设备流程如图1所示。    国内流化床氯化工艺技术是在前苏联竖式氯化炉基础上开展起来的，所以，收尘器、淋洗冷凝体系的设备，依然保持着前苏联老工艺设备的面貌，没有大的改动。    国外流化床氯化设备流程如图2所示。 [next]     该流程的特点是设备简化，没有熔盐氯化工艺中巨大且很多的除尘设备；代之为旋风收尘器；主TiCl4喷淋吸收塔工作功率较高，喷淋量大，一般喷淋量与产出TiCl4之比为(6-10)：1；到达充沛传热、传质，湿式除掉固体夹藏物的意图；该体系中的热量彻底经过功率较高的换热器带出体系之外，防止热量堆集，确保体系内的热平衡。    （二）流态化氯化的设备出产才能    现在国内流态化氯化的设备才能与海绵钛出产才能匹配规划比较小，一般在Φ1000-1400mm,产能日产20-25吨粗TiCl4。根本都是无筛板的。为习惯海绵钛出产的大型化开展，遵义钛厂正在建造Φ2400mm流态化氯化炉。    国外无论是海绵钛出产仍是氯化法钛出产，流化床氯化炉的规划都很大，一般以年产6.0万吨钛计，每天约产粗TiC14550吨。流化床氯化炉的直径可达Φ5000mm以上。    （三）流化床首要工艺技术指标    ①钛质料的利用率96％-98％。    ②氯的利用率92％-94％。    ③单位面积出产才能15-30吨粗TiC14/（m2·天）。    ④氯化尾气含氯量≥l0lb/h①（① 116＝0. 45359237kg。）（以100％C12计）。    ⑤氧化循环尾气中C12浓度）70％（体积）；海绵钛出产镁氯循环的工艺Cl2浓度）90％；哈萨克斯坦乌兹基厂Cl2浓度≥92％，能够循环运用。    （四）流化床别离固体氯化物的方法    ①用满足量的TiC14液体冷却，淋洗使FeC12、FeC13悬浮在TiC14的液体中。收尘器温度操控要高于FeC13沸点20℃。    ②把炉气激冷至400℃，防止FeC12分解成FeCl3，然后用TiCl4喷淋换热到200-210℃，持续用TiC14淋洗使TiC14、SiC14、Vocl3一块冷凝下来。可防止FeCl3在器壁上结垢。    ③悬浮在TiC14之中的FeC13、AIC13等固体颗粒在向氯化炉或蒸腾降温烟道中喷发时可发作反响，生成FeC12、A1203在旋风收尘器中被除掉，以防止恶性循环，添加TiCl4之中的含固量。    ④流化床层料的处理。排出的床层猜中首要成分为Si02、C、CaC12、MgC12等，被放出可用水洗去可溶性CaC12、MgC12等杂质，烘干后可回来从头配料运用（美国专利419118)。国内一般也采纳这样方法收回有价值成分。

富钛料制取的工艺技能有如下几个阶段。竖式炉团球固定床氯化现已被筛选；代之以发展起来的是沸腾床氯化技能。有两种工艺：其一以哈萨克斯坦、乌克兰等国家为代表（前苏联）的熔盐氯化技能；其二是以美国、日本等国家为代表的沸腾床氯化技能。沸腾床氯化设备规划大，自动化程度高，不仅在氯化法钛白生产上使用，在海绵钛生产上也使用。现在，具有发展前途的循环床氯化技能正处在小型工业实验的研制阶段。其工艺特色首要会集在氯化炉上：①氯化炉气流带出的物料搜集下来与加人的新料充沛混合预热，进步传热的功率重新人炉；②从旋风收尘器收下的料能够直接进人体系进行循环使用参加反响，处理工艺简略；③循环床的操作速度高于正常流化床的操作速度，反响强度大，产能高。    循环床氯化实验工艺流程如下图所示。

早在1851年，普拉特内提出运用使金转变成氯化金，然后再用水提取氯化金。这一办法后来在西里亚被选用。艾伦首要认识到氯化金的蒸发效果。氯化金的蒸发问题曾引发一系列研讨,1964年由谢弗以及许多苏联学者提出有价值的研讨，并以1970年末黑格和希尔在科罗拉多矿业学院所作的研讨工作到达高潮。美国矿务局最近依据艾斯尔、海南和费希尔等人所做的金矿石氯化的实验，在约翰·黑格的论文基础上提出了金的各种氯化物、它们的安稳区及生成这些氯化物的最新的热力学数据。本节不再重复这些推导，而是介绍斯图尔特·克罗斯德尔对霍姆斯特克型的金矿石列出的工艺流程和焙烧、氯化器以及冷凝体系的规划；以及苏联对4种不同精矿的氯化蒸发实验成果及我国辽宁冶金研讨所的扩展实验。    1)霍姆斯特克金矿的氯化蒸发流程    氯化工艺流程如下图所示。破碎后的矿石给入流态化焙烧炉中，发生的SO2气体送往触摸法制硫酸车间。焙烧矿进入两段式氯化器中，并往氯化器中通入循环运用的。从氯化器放出的气体进入冷凝室，在那里与氯化钠触摸和反响，生成盐-金氯化物的熔体（已从气流中提取了金），再进一步处理，以便收回金。及失效了的物质经冷却和用硫酸洗刷后送到紧缩机中再加压。从回来的气流中取出一部分进行液化，以便使能够蒸馏并除掉失效的物质    ①焙烧炉。为阐明含中等数量黄铁矿的硅质含金矿石氯化进程，已画出了包含操作温度和流速在内的简略的工艺流程，如图所示，在铁的含量为5%时，焙烧进程中不需要再弥补碳，就能发生满足的热量完成矿石的焙烧。焙烧进程中终究运用氧气仍是空气，或许两者结合运用，经实验决议仍是运用氧气，因为这时尽管会增加动力耗费和出资费用，但可缩小焙烧炉的体积，并可得到SO2浓度更高的气体送往硫酸车间，因而就可抵消制氧所需的那部分附加费用。[next]    焙烧的规划应依据终究是运用氧气仍是空气而决议，一同还要考虑到最佳的焙烧温度。为了便利起见，假定焙烧温度627℃是比较适宜和可行的,但在更低的温度（下降100℃）也是彻底或许的。在焙烧温度下降，也就是在527℃的反响器中焙烧时，或许会使给料冷却和彻底裸壳(bareshell），但仍处于热平衡状况。    为加速氯与金的反响，有必要进步氯化器的操作压力，但焙烧炉的压力还要高于氯化器的操作压力。单就为触摸法制硫酸供给S02这一点来说，也期望进步氯化器的压力。    ②氯化器。这种抓化器肯定要规划成二段或三段式的反响器，而且这几段或许都设置在同一个炉壳内。最适宜的操作温度约为350℃。尽管活动会使反响器冷却，而且不会有很多的反响热发生，但仍有必要对焙烧后的矿石给料进行冷却。因为金-铁氯化物的络合物会堆集在炉壁上，并使很多的金留在炉子里（这些金只能在每年或两年清洗一次反响器时才干收回），因而氯化反响器应尽或许规划成有耐火材料的内衬，以避免它在器壁处堆集金的络合物。因为这些反响的条件比较适度，所以不会呈现耐火材料的腐蚀问题。    为考虑到热量和质量的平衡问题，选用的流速为61 cm/s，这也就是为使固体物料能到达很好的搅动的最低的流态化速度，也是最低的安稳态气流。的脉动式活动也是能够运用的，它能削减流进反响器和整个冷凝阶段的量，别的，规划自身就不计划使一切的氧气都得到运用，而是经过的再循环效果使之坚持较高的压力，以保证能以很快的反响速度生成金的络合物。    实验证明，在没有任何促进剂存鄙人进行的金矿直接氯化，-200目矿样最大能以颗粒数每分钟3.45%的速率氯酸盐化。在有存在（它能使氯化反响速度至少进步25倍）并有必定的氯压（它可使氯化反响速度进步13.5-18倍）的条件下进行操作，反响动力学似乎是很快。估计霍姆斯特克的金矿破碎到-20目，在氯化器中逗留1h就可使金彻底转变为氯化金。但为了保证在一段氯化器中能到达很高的转化率，该反响床有必要在适当低的均匀床浓度下操作。选用两段氯化时，榜首段可在较高的金浓度下操作，最终的精加工阶段在十分低的金浓度下操作，这样就可使金到达很高的总转化率。    这一流程标明，往每段氯化器中增加少数的铁粉，是很有必要的。因为平衡核算标明，在氯化器的反响温度下，光靠氧化铁与的反响还不能供给必要数量的FeC13络合物。    ③冷凝体系。在氯化器中形成了金的络合物今后，蒸气状的络合物就以它在氧气中的很低浓度的方式从反响器中逸出。在金的络合物冷凝曾经，从挨近氯化器温度的气流中先经旋流集尘器除尘，然后使这些气体与含有熔体的氯化钠触摸，以使蒸发性的金-铁络合物能转变成四氯铁酸钠适当的NaAuC14。    NaAuC14络盐的键能强度足以使金的氯化物从气相的AuFeCl6络合物中分离出来，而且在低于150℃时，以含有这种络合物的液态熔体的方式存在。    这个反响和气体的冷却进程是在直径0.46 m高30m的水平或立式的高速烟道中进行的，必要时，这种烟道能曲折180o。这种液态盐的络合物可用旋流器在烟道结尾搜集，而气体（温度约为150℃）经过与洗刷旋流器的硫酸触摸而进一步冷却到80℃。然后将氧气在轴流式紧缩机中紧缩，并在80℃时回来氯化阶段。为到达高度紧缩和蒸馏，需放出一部分气体，用以避免失效了的气体的堆集。这种金络合物与盐的反响，虽或许会放出很多的热，但就到达热平衡来说仍是太小，所以热的传递就成为重要因素。[next]    能够坚信，用盐使气相的含金氯化物络合的办法是可完成的，并能供给一种比活性炭吸附更有用的办法，到达从氯化器逸出的气流中收回金。运用低温氯化法处理金、银矿石，以使矿石中的金和银蒸发，到达提金和银的意图。    2)氯化蒸发法从难溶的金精矿中收回金    氯化蒸发法是将精矿与氯化剂一同加热，使金、银、铜、铅、锌等金属氯化生成具有蒸发性的物质提高并捕集于烟尘中，然后经过湿法冶金从烟尘中分步收回这些金属。    氯化剂NaCl或CaCl2的用量一般为精矿质量的10%~15％。当质料为硫化物精矿时，应预先进行不彻底氧化焙烧，使焙砂中残留3％~5%的硫,以便于氯化进程中发生一部分氯化催化剂效果的S2Cl2,使精矿能在1 000℃下氯化蒸发，但精矿不含硫时，氯化蒸发温度有必要不低于1150℃。此刻氯化剂的用量可削减到精矿质量的5%。精矿常与质量分数为10%~15% NaCl一同加水于圆盘制球机中制球，经150~200℃烘干后筛去粉末，再于竖式炉中进行氯化蒸发。当运用的物料为粉料（不制球）时，可选用回转窑进行氯化蒸发。苏联4种难溶金精矿焙砂的氯化蒸发实验成果见下表。 难溶金精矿焙砂的化蒸发实验条件及目标精矿特性氯化剂用量/%氯化温度/℃氯化时刻/h渣含金/（g·t-1）金收回率/%金与硫化物严密共生，前含很多碳5115030.8~396~99金与砷黄铁矿共生5115020.8~396~99金与黄铁矿共生10115030.199.7含铜品10115030.499.4     我国曾对某矿的浮金精矿进行了高温氯化蒸发扩展实验。金精矿组分：Cu 0.20%，Pb 0.29%，Zn 0.29 %，Fe 32.00%，S 30.96%，Si02 26.30%，CaO 0.48%，MgO 0.49%，A1203 0.89%，Au 76.38 g/t,Ag 41.83 g/t。因为精矿含硫高,故先经欢腾焙烧脱硫。焙砂经磨矿后和70.6%140~180目烟尘兼并，于圆盘制粒机上喷洒相对密度为1.29~1.30的氯化钙液，制成直径10~12 mm的球粒。经竖式枯燥炉枯燥至含水1％左右，此刻球粒含氯化钙8%~10%，抗压强度为10~15kg/t，经振动筛去粉料后，送回转窑进行氯化焙烧。    实验用的回转窑生产能力为0.98 t/（m3·d），窑体倾斜度1.85%，转速1.42 r/min,矿球在窑内的充填系数10.3%，逗留时刻80 min 。加热用柴油，每吨矿球耗油250~300 kg。窑内高温区（氯化蒸发区）温度1040~1080℃，烟气含5%~9%氧，烟气排出速度1.5~2 m/s。经氯化蒸发焙烧后，矿球失重率10%左右，抗压强度达31 ~ 95 kg/t，所含的铁和杂质均契合炼铁要求，可直接入高炉熔炼生铁。收尘运用沉降斗、冲击洗刷器、内喷式文氏管和湿式电收尘器等组成的湿式快速收尘体系。    氯化蒸发烟尘中的金悉数呈金属状况，将其于磁球磨机中参加液，并向液中参加漂和硫酸，使其分化放出活性氯来氯化金：[next]                                   2Au＋Cl2 —→2AuCl                                   AuCl＋Cl-—→AuC12                                 AuC12-＋C12 —→ AuC14-     其总反响式为：                              2Au＋3Cl2＋2HCl —→2HAuCl4    因为烟法中含金较多(12 kg/t),故选用两次浸出。浸出前先将烟尘磨碎至-0.15mm（100目）。一次浸出条件为：固液比1:2,参加10%、5%漂、4%硫酸,浸出时刻4h,金的浸出率可达96.70 %。二次浸出条件为：固液比1:1.5，参加10%、3%漂、4%硫酸，浸出时刻4h，可使剩余金的79.80%进入溶液。两次浸出金的总浸出率达99%以上，浸出渣含金小于100g/t。    二次浸出渣用质量分数为2%洗刷两次，一次洗液回来作二次浸出用，二次洗液回来作一次洗刷用。洗刷渣过滤后送收回银、铅。二次氯化浸出液回来作一次浸出用，以便于取得富含金的浸出液。    一次浸出的富金溶液，在0.7 moV/L浓度下加钠复原金：                      2AuCl3＋3Na2S03＋3H20 ==== 2Au↓＋6HC1＋3Na2SO4    钠的用量为理论量的1.2~1.8倍，一般按每克金参加1.5 g。金的复原率达99.9%，液中含金的质量浓度在0.01g/L以下。复原的金粒经过滤后，用质量分数为1%的洗刷两次，再用水洗刷两次，取得的金纯度大于98.5%，然后分别用氯化铵液和稀硝酸处理除掉银、铅等杂质，金的纯度可进步到99.7%~99.8%。    浸出金的渣，用pH为1的酸性食盐水洗刷后送去收回其他金属。

硫酸法出产涂料级钛白要通过五大进程：原矿预备；钛的硫酸盐制备；水合Ti02制备；水合Ti02煅烧；二氧化钛后处理。包含环节如下：枯燥、磁选与磨砂、酸解、净化、浓缩、晶种与水解、水洗、漂白与漂后水洗、盐处理、煅烧、后处理、废副产品的收回、处理和使用。缺陷是流程长而杂乱、出产进程不接连、设备巨大、设备出产才能低、自动化程度低，因而产品质量不如氯化法。    氯化法最大的特色如下。    ①工艺流程短。质料高品位钛铁矿、天然金红石、富钛料或人工金红石进厂前都已按工艺要求加工好；氯化所需的1＃锻后焦，也能够按工艺要求进厂，即使是块状进厂加工成工艺要求的粒度也十分简略。省掉质料加工预备工序。氯化、精制、氧化工艺进程简略接连化，出产不停顿，使工艺流程短。    ②设备小，反响速度快，出产才能大。首要设备接连运转，设备出产弹性较小，中间无法存贮逗留。    ③各相关工艺要求可靠性高，自动化程度高，较难把握。由于全进程在有压、高温、强腐蚀介质中进行，调理操控需求十分敏捷、准确才干确保体系安全运转，一切的工艺动力、质料有必要确保接连不间断。除了一般工厂的电力、蒸汽、工业用水外，还有特殊要求的空气别离设备、直销设备、脱盐水直销设备等都有必要有100％的可靠性，才干确保整个体系杰出的状况。不然一处呈现毛病，就会形成全线泊车，为此有必要对主体工艺全面进行自动操控，完成自动化。    ④产品质量好。质料纯度高，特别是精制除钒、铁的才能是硫酸法所不及的。氧化体系参数可调理，所以氯化法半成品粒度细，均匀，散布窄，白度好，为终究产品奠定了杰出基础。    硫酸法和氯化法工艺特性比照见下表. [next] [next]

氯化法是相对硫酸法而言来定义的，氯化法钛白主要有以下三大工艺过程。    ①用高品位钛铁矿或天然金红石、人造富钛料，采用氯化工艺生产粗TiCl4；粗TiCI4经过提纯制取纯精TICI4。    ②精TiC14气相氧化制取符合颜料性能的金红石型Ti02粒子。    ③后处理与硫酸法相似，生产出适应不同用途的产品。    因后处理的工艺流程及设备与硫酸法相似，所以氯化法工艺流程重点在前两项。氯化法钛白工艺流程图如图1所示。后处理工艺流程如图2所示。 [next]    世界各国氯化法工艺中氧化炉基本都与沸腾氯化炉对接，仅有中国锦州厂成功实现熔盐氯化炉与氧化炉对接。

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。

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。

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。

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。