4月14日音讯：日前，在深圳会展中心举行的我国电子电镀专家委员会第１５届年会上，多位电镀业资深专家就“深圳及广东省电镀职业的现状和未来”、“提高电镀职业生产技能”、“提高职业安全性和清洁度”等论题宣布精彩讲演。 　　据介绍，传统电镀职业一般会运用剧毒作为原材料辅佐电镀加工，危险性、污染性极高，简单引发公共安全和劳工安全的恶性事件。现在电镀职业正加大遍及无镀金技能，一种被称为“丙尔金”的镀金技能就是的无电镀的代表作之一。 　　三门峡恒生科技研制有限公司总经理张磊在年会上表明，现在“丙尔金”技能已被我国电镀工业广泛运用，该技能处理了电镀职业多年存在的污染难题，经推广应用后，仅我国电镀黄金职业每年就可削减５００吨以上剧毒排放，节省了巨额处理本钱。现在这一技能在长三角的遍及率高于珠三角区域，因而，张磊呼吁珠三角的电镀厂商应着眼于久远开展，以更先进的生产方式，完成“无毒害”、“清洁化”的工业晋级，为“美好广东”保驾护航。(Fiona)

本发明供给了一种铝轮毂无镀铜电镀液及其电镀办法。所述的铝轮毂无镀铜电镀液，其特征在于，含有180～220g/L硫酸铜、30～80mL/L硫酸、80～160ppm氯离子、5.0～10.0mL/L开缸剂U-M、0.4～0.6mL/L填平剂U-A、0.4～0.6mL/L光亮剂U-B和水。所述的电镀办法包含先将铝轮毂工件浸入无沉锌液中发作置换反应以在铝轮毂工件的表面构成锌层；再将其作为阴极置入无镀铜电镀液中，以磷铜作为阳极，在铝轮毂工件的表面镀铜。本发明堆积速度快，镀层填平度高，镀层不易发生针孔、内应力低、富延展性，不会污染环境。

铝轮毂无镀铜电镀液，其特征在于，含有180～220g/L硫酸铜、30～80mL/L硫酸、80～160ppm氯离子、5.0～10.0mL/L开缸剂U-M、0.4～0.6mL/L填平剂U-A、0.4～0.6mL/L光亮剂U-B和水。 　　电镀办法包含先将铝轮毂工件浸入无沉锌液中发作置换反应以在铝轮毂工件的表面构成锌层；再将其作为阴极置入无镀铜电镀液中，以磷铜作为阳极，在铝轮毂工件的表面镀铜。本发明堆积速度快，镀层填平度高，镀层不易发生针孔、内应力低、富延展性，不会污染环境。

无氰白铜锡无氰铜锡FCS，其镀层银白雪亮，镀层主要成份45%铜，55%锡，耐磨及防腐力好，硬度高（500HV）。镀层能维持底层的光亮度，使光面明亮，沙面细致。既可于镀金，银，钯，铑之前作底层电镀，也可用于面色电镀。镀液不含氰化物,铅，镉，汞，铬；不会产生废水处理和环境污染问题.镀液组成：                     标准                 范围焦磷酸钾                     320克/升              250-350克/升焦磷酸铜                    10克/升              5-12克/升焦磷酸亚锡                    25克/升              15-35克/升络合剂FCS-A                 100毫升/升             80-120毫升/升稳定剂FCS-B                 20毫升/升              10-30毫升/升光剂FCS-C                   15毫升/升              10-20毫升/升开缸方法（以开100升为例）    1、用2%氢氧化钾清洗镀槽和过滤泵2小时，彻底清洗槽。    2、加入50升纯水.    3、依次溶解32公斤焦磷酸钾，1公斤焦磷酸铜，2.5公斤焦磷酸亚锡.       依上次步骤待完全溶解后方可加入下一物料。加入络合剂FCS-A，10公升，然后进行活性炭处理至镀液清澈最后加入稳定剂FCS-B，2公升，光剂FCS-C,1.5公升。    4、以纯水加至工作水位，调节温度至正常，然后试镀。设备要求:    镀缸：PP、PE等塑料.    电源：首选高頻开关电源或波纹小于5%的标准直流电源并加滤波,附有安培分钟计等。    过滤泵：用PP滤芯（孔隙率5微米）连续过滤，滤芯先在10%氢氧化钾溶液中浸泡数小时，然后用流动水冲洗干净才可使用，滤泵必须达到每小时2-3个循环    搅拌：机械搅拌与溶液过滤搅拌一起进行。    温度：溶液温度应保持在20-30℃之间，必要时需冷却降温。阳极：不锈钢板,碳板或铂钛合金阳极，其可提供最大阳极电流密度1安培/平方分米      特性：1.镀层银白雪亮,主要成分为45%铜,55%锡,耐磨及防腐好,硬度高(500HV)2.镀层能维持底层的光亮度,使光面明亮,沙面细致.3.可用于金、银、铑之前作底层电镀，也可用于面色电镀.4.镀液不含氰化物，不会产生废水处理和环境问题.  更多无氰白铜锡请详见上海 有色金属 网

一、水氯化法 该办法的工业运用早于化法，但化法的运用使得该法没有得到应有的开展。跟着非化浸金法研讨的开展，水氯化法从头遭到冶金学家的注重。其浸金的化学反响方程式如下： 2Au+3Cl2+2HCl→2HauCl4 由反响可知金被氯氧化而且与氯离子合作，因而称其为水氯化法浸金。用作水氯化法氧化剂的首要是氯及其含氧酸的盐。因为氯的活性很高，不存在金粒表面的钝化问题。因而与化法比较，金的浸出速率快得多。 上述是前期氯化法，随后又有许多改善。Newment公司选用类似TervittCanyon选金厂的氯化进程，并于1988年4月将其改构成“闪速”氯化系统。研讨证明“闪速”氯化金浸出率进步6%，耗费量下降25%。 秘鲁和法国曾报导了一种金的盐水浸出法(Brine浸出法)新工艺，即用高浓度的氯化钠溶液和硫酸为介质，以二氧化锰作氧化剂，在溶液中发生元素氯，快速浸出金。 从现有材料看，有关用进行浸出的改善报导并不多见。水氯化法中走漏问题使研讨者寻求其他氧化剂代替。研讨较多的是用、次和等氧化剂在氯盐系统中浸出金。 有文献介绍用次一步加压氧化处理难浸矿石的办法。硫化物被分化的一起金银溶解，并可一重用碳吸附或用其他办法收回。也有文献报导了运用和从黑砂中提取金，该法溶金具有较高的功率，能到达金的彻底溶解和提取。 有文献将化法、法与水氯化法进行了比较，化法试剂的单耗为氯化法的1.5倍，而法试剂的单耗为氯化法的25倍。水氯化法提金工艺费用最低。该工艺的特色是浸出速率快、能耗低、设备简略、成本低、收回率高。其最大问题是Cl2易走漏。当时水氯化法系统的研讨趋势是寻求代替的氧化剂和强化水氯化法浸出，向无污染方向开展。 二、化法和碘化法 金在-化物中的溶解反响如下： 2Au+3Br2+2Br-→2AuBr4- -化物浸出机理与氯-氯化物类似。Shaff在1881年就申请了有关用提金工艺的专利(美国专利No.267723)，可是直到近些年因为环保和矿石性质改变等原因，此工艺才遭到注重。近些年国外的研讨较多，也宣布了不少文章，声称要以生物浸出-D法和K法等化浸出法与化浸出法相抗衡，并着重此种办法不污染环境。 用-化钠溶液浸泡法从紫木函原生矿中提金的研讨标明，浸泡15～20d，金的浸出率达90%，并可运用使再生。用氯化钠-水办法浸出含硫金矿焙砂，金收回率达97%以上。中科院新疆化学研讨所运用化物作催化剂来加速次-氯化钠系统的浸金速率，取得了令人满意的成果。有关浸出金的动力学研讨也有报导，在饱满条件下，金的溶解速率为0.73mg·cm-2·h-1，而在饱满氯条件下为0.63mg·cm-2·h-1。在反响中对金的溶解有选择性，当金矿石含有铁、铜、铅、锌等金属元素时，可溶解>88%的金，而其他元素的浸出率 化法是有利于环保的新工艺，其特色是浸出时间短、金的收回率高、药剂费用与化法附近、低污染、可循环运用，与倡议的绿色冶金方向共同。 碘法浸金工艺在国内研讨报导不多，首要用在工业废料金的收回方面。FrinkelStein等证明了AuI2-合作物比AuCl4-合作物更为安稳，碘化物是一种浸金的优秀配位剂。A.Davis的研讨标明，在Au-I—I2-H2O和Au-I--ClO--H2O两个系统中，I3-是首要的氧化剂，而且指出ClO-和I-相遇时就会生成I2(s)。 QI.P.H用旋转圆盘技能研讨了影响碘-碘化物系统溶金速率的要素，给出反响速率方程： 计算出反响活化能Ea=34.4kJ·mol-1。在c(I2)=5×10-3mol·L-1和c(NaI)=10-2mol·L-1时，金的溶解速率为2.1×10-9mol·cm-2·s-1。 碘化法浸金进程一般在弱碱性介质中进行，设备防腐易于处理，加之药剂用量少，污染轻，对错常有远景的金浸出办法。 三、硫代硫酸盐法 硫代硫酸盐浸金的化学反响方程式如下： 2Au+4S2O32-+H2O+0.5O2=2Au(S2O3)23-+2OH- S2O32-在酸性溶液中能够被氧化，其产品依次为S4O62-→H2SO3→S2O62-→SO42-，可是在碱性条件下S2O32-却十分安稳。实验证明在硫代硫酸盐法浸金进程中，铜离子和具有催化效果。为了坚持S2O32-在溶液中安稳存在并使溶液中的铜成为铜配离子，有必要坚持必定数量的游离，浸出液也有必要坚持pH>9.2。在溶液中有游离时，铜首要以Cu(NH3)2+和Cu(NH3)42+的形状存在，溶液中没有游离或单独用硫代硫酸钠浸出时，Cu则以Cu(S2O3)35-存在。 姜涛的研讨进一步提醒了金的阳极溶解机理：NH3优先分散到金粒表面与金离子合作，生成配离子进入溶液后被S2O32-代替而构成更安稳的金硫代硫酸根配离子。在硫代硫酸盐法浸金动力学研讨中提醒了在金的浸出进程中铜、具有催化效果。 热力学研讨及实验证明硫代硫酸盐法浸金进程需在碱性介质中进行，因而对设备无腐蚀。该工艺浸金速率高，所用试剂毒性不大，可是硫代硫酸盐系统的热安稳性比较差，浸金剂耗量大，答应温度动摇规模窄，其运用遭到限制。 四、法 近十几年来，国内外对法的研讨报导较多。首要工艺有碳浆法、树脂法、铁浆法和电积法等。 用提取贵金属有很大的优越性，因其低毒、浸金速率快、试剂易再生，对砷、锑、铜、硫等影响化浸出的矿藏组成不太灵敏而遭到研讨者重视。 当有存在时，Au+/Au电对的电极电势由1.68V降为0.38V，很显然，金简单被氧化溶解于溶液中。 因为电对SC(N2H3)2/SC(NH2)2与Au[SC(N2H4)2+]/Au的标准电极电势(0.42V和0.38V)挨近，因而要使金氧化溶解而又不氧化，就要选用适宜的氧化剂，并恰当调整有关物质的浓度。法常用的氧化剂是Fe(Ⅲ)盐类和空气氧。 在酸性(pH Fe3++SC(NH2)2+Au→Au[SC(NH2)2]++Fe2+ 本身也部分被氧化，生成二硫甲脒，反响为： 2SC(NH2)2 [SC(N2H3)2]+2H++2e- E0=0.42V 中间产品二硫甲脒以必定速率分化导致不可逆的耗费。在酸性介质中本身也会发生分化、水解等副反响，加大了的用量。 据报导，法国1977年开端用法从锌焙砂中提取金银，墨西哥科罗拉多矿从1982年重用法进行黄金出产。在我国-铁板置换工艺经屡次工业化实验后，已在广西某矿经过国家判定并转入工业出产。 提金工艺需要进一步完善。其间很重要的一点就是的药剂用量和报价都高出化法许多。别的，推行运用法在技能上也存在一些妨碍，特别是在氧化条件下会氧化分化成二硫甲脒。 针对传统浸金中存在的首要问题，有人提出用磁场强化浸金的办法，取得了很好的效果。文献研讨标明SO2的参加可改善浸出法的功率，SO2在浸出进程中能够使二硫甲脒复原为。另据报导，广西龙水金矿浮选金精矿选用加温碳浆法提取金，金的浸出率达94.26%，金的收回率达90.2%。研讨标明，下降用量，进步金的浸出率的首要条件是恰当的温度、氧化剂、吸附剂等要素的有机结合。 五、石硫合剂法(LSSS) 此法是我国创始的新式无提金技能，所用浸金试剂由石灰或Ca(OH)2与组成。该试剂具有无毒、易于组成、浸金速率快、在碱性介质中运用，因而对设备和原料要求不高级长处。LSSS浸金时有效成分首要是多硫化钙(CaSx)和硫代硫酸盐，因为多硫化物与硫代硫酸盐都适于金的浸出，因而，该办法具有杰出的浸金功能。在浸金进程中，多硫根离子Sx2-具有氧化和合作的两层效果，而S2O3-可做配位体，其首要的溶金反响如下： 6Au+2S2-+S42-→6AuS- 8Au+3S2-+S52-→8AuS- 6Au+2HS-+2OH-+S42-→6AuS-+2H2O 8Au+3HS-+3OH-+S52-→8AuS-+3H2O 2Au+4S2O32-+H2O+0.5O2→2Au(S2O3)23-+2OH- 别的研讨者对含铜的石硫合剂提出电化学-催化机理，即NH3在阳极催化多硫根离子和硫代硫酸根离子的合作反响，Cu(NH3)42+在阴极催化氧的复原反响。 总而言之，石硫合剂法具有药剂价廉易得、浸金速率快、对难处理矿浸出率高、适应性强、无毒无污染等特色，但后续工艺还不完善，有待进一步研讨。 六、法 作者在对现有各种浸金办法进行比较分析的基础上，初次提出用ClO2-Cl--H2O系统从矿石中浸金的新办法。在中性及碱性条件下浸金反响为： 5Au+17Cl-+3ClO2+6H2O→5AuCl4-+12OH- 动力学实验标明，浸金反响对ClO2呈1级反响，对Cl-呈0.5级反响，反响的活化能Ea=28.99kJ·mol-1，反响受分散进程操控。ClO2溶金速率比化法、水氯化法和化法都快，但稍慢于碘化法。 用该办法浸出某典型氧化型金矿，金的浸出率达95.5%，而惯例化法对该矿样的浸出率只要91.4%。 ClO2作为强氧化剂在水处理方面现已取得广泛运用，在工业和民用范畴作为消毒剂和漂白剂也得到广泛运用。因为ClO2氧化性强、经济实用、对人体和环境无害，法是一种很有开展远景的绿色浸金工艺。 七、新式环保药剂 近年来市场上呈现了许多新式环保药剂，成为一种新的方向，已成为代替的首选药剂，值得重视。具体了解可重视矿虫微信：13259491889 除以上介绍的各种非提金工艺外，还有硫酸盐法、细菌浸出法、腐殖酸法等，限于篇幅，不再赘述。

无环保提金剂本公司研发出产的无毒提金剂具有下特色： ①安全无毒，可使选金厂的环保费用降至最低。 ②浸出速度快。一般能在6～8h内到达90%以上的浸出率。因而，出产效率高，且浸出操作便利，可在室温下和pH 3～11的介质中完结。 ③浸出率高。对湖南铃山尾矿(含Au2.7g/t)及原矿(含Au7g/t)，桃源冷家漆金矿(含Au8g/t)，北京万庄金银矿(含Au20g/t，含Ag180g/t)，华夏黄金冶炼厂硫酸烧渣(含Au0.9g/t)和招远浮选精矿(含Au70g/t)所进行的浸出实验无不说明晰这一点。 ④对伴生金属灵敏程度低，浸出进程不依赖于大气中的氧。因而，浸出出产受矿石性质的影响小，且浸出液能循环运用。 ⑤化学安稳性好，药耗低。 ⑥出产药剂的质料足够，报价安稳。 ⑦系列浸金新药剂的品种齐全，可根据矿石特性挑选最佳药剂。 我公司出产的金虎牌环保无毒提金剂热销东南亚：柬埔寨、老挝、缅甸、越南、印尼，蒙古等国，欢迎致电协作! 特别声明：金虎提金剂为第三代药剂，与商场上的二代黄金选矿剂不兼容，禁止混合运用! 《金虎提金剂》环保浸金药总述 《金 虎提金剂》 (出口中文名为：金虎提金剂;英文名：金虎 Golden Tiger leaching agent)环保浸金药是在二代石硫合剂的基础上，进一步改进了出产工艺并优化了配方结构，使药剂的浸出作用和安稳性得到进一步提高。(如您购买的产品中有层黑色或者灰色的结晶层，咱们清晰告诉您，那是药物的无效灰份，在浸金反响中不起作用，仅仅添加了您购买产品的分量，并影响了药物的安稳性!) 《金虎提金剂》外观为白色块状固体，本药剂有用成分含量显着高于商场同类产品，用量低，浸出率高，为客户真实真实的节省本钱!运用方法与相同。浸出作用和安稳性比同类产品要好，难处理的矿用金虎提金剂能到达较好的浸出作用。比同类非药剂节省用药10%以上! 《金虎提金剂》可独自做金、金银、阳极泥、沙金中的明金、废旧电子上的镀金(镀银)的退镀。碱法浸金时，PH值主张在9.5～11.5。 产品包装为白色塑料纤维袋两层密封包装，规格：袋装每件25公斤。 有人问，咱们的金虎提金剂跟同类产品比起来怎样?其实，产品的好坏很好判别： 1：把不同供应商的产品溶于水中，调查溶液可溶性及溶液弄清度，如溶解较快，溶液纯洁，则产质量量好，反之，质量越差。 2：别离将以上药品溶液不加盖子在天然状态下放置2天，6天，10天，15天。别离检测其降解速度，降解越慢的安稳性越好。特别注意：有用浓度不具有代表性，存在有浓度不出金现象，为假浓度，加药量非常大，仅仅添加产品的毒性。 3：金虎提金剂因安稳性最高，用药量在同类产品中最少，安稳性好坏也表现在大堆淋矿，炭浆工艺比照在于用药量。 4：金虎提金剂质量确保：用户可把所寄样品封存，金虎提金确保：每批次发货产品与封存样质量量共同。(注：同类药剂中仅有敢做出确保，质量安稳共同。) 5：购买须知：(如您购买的产品中有层黑色或许灰色的结晶层，咱们清晰告诉您，那是药物的无效灰份，在浸金反响中不起作用，仅仅添加了您购买产品的分量，并影响了药物的安稳性!) 6：当然，实践是检验真理的仅有标准。只要自己着手做了比照，眼见为实。您才会真实意识到，金虎提金剂肯定是同类产品中最有竞争力的产品。

一、导言 载金炭的解吸有多种工艺，常用的是Zadra法与AARL法。国内提金厂因为规划较小，金解吸收回体系大多数选用Zadra工艺。峪耳崖金矿炭浆厂金解吸收回体系从1996年开端测验在Zadra工艺中完结无解吸，包含常温常压无解吸和高温高压无解吸。经过几年的生产实践，根本上弄清了对Zadra工艺无解吸目标的影响要素及工艺参数操控，在生产中取得了较好的解吸效果。 二、矿石及载金炭性质简介 （一）矿石性质     峪耳崖金矿归于裂隙充填告知中低温热液矿床。矿石为含金黄铁矿石英脉及细石英脉浸染型。矿石多元素分析见表1。 表1  原矿多元素分析元素称号Au*Ag*CuSPbZnAsSiO2FeWB/%4.404.950.042－0.050.31－0.600.0170.0140.0015－0.0365.81.72* 单位为g/t 矿石物质组成简略，首要金属矿藏为黄铁矿，其他金属矿藏为方铅矿、闪锌矿、黄铜矿、砷黄铁矿，后者含量很少。金矿藏以天然金为主，含少数银金矿和天然银。脉石矿藏以石英、长石为主，次为绢云母、高岭土和碳酸盐矿藏。 （二）载金炭性质 载金炭母体为椰壳炭，多元素分析见表2。 表2  载金炭多元素分析元素称号AuAgCuPbZnCaSiO2档次/g·t-14000.001379.302600.00微量29.502695.0015270.00 三、解吸流程改造前后工艺参数 炭浆厂自1989年9月投产后，金解吸收回体系选用惯例Zadra法。1996年6月，经实验研讨，依据实验成果，在原流程不变的前提下，经过调整工艺有关技术参数，完结了无解吸。在2000年6月，引入金长城机械厂制作的高温高压解吸电解设备，运用至今。各工艺选用的详细技术参数介绍如下。 （一）常温常压有解吸 解吸液温度：95℃； 压力：0.1 MPa； 解吸液流量：3.25m3/h； 药剂质量分数：w(NaOH)=0.7%，w(NaCN)=1.4%； 解吸液总量：3m3/批； 运用批次：1批； 载金炭量：820kg/批； 母液水质根本条件：pH=5～6，含Ca2+、Mg2+、Cl-等。 （二）常温常压无解吸 解吸液温度：105℃； 压力：0.101 MPa； 解吸液流量：3.25m3/h； 药剂质量分数：w(NaOH)=0.7%； 解吸液总量：3m3/批； 运用批次：1批； 载金炭量：820kg/批； 母液水质根本条件：PH=5～6，含Ca2+、Mg2+、Cl-等。 （三）高温高压无解吸 解吸液温度：150℃； 压力：0.35MPa； 解吸液流量：6.5～8.5m3/h； 药剂质量分数：w (NaOH) =1.0%； 解吸液总量：3m3/批； 运用批次：10批； 载金炭量：1000kg/批。 母液水质根本条件：PH=5～6，含Ca2+、Mg2+、Cl-等。 四、技术目标比照（见表3） 表3  年度技术目标解吸工艺时刻载金炭位/g·t-1贫炭档次/g·t-1贵液档次/g·m-3贫液档次/g·m-3解吸率/%电解率/%常 温 常 压 有1990年4951.56202.02145.652.1595.9298.521991年5213.44310.72156.872.8994.0498.161992年4867.31294.47147.002.6393.9598.211993年4574.27243.81145.362.8794.6798.021994年4385.33255.23142.642.6494.1898.271995年4196.12230.37139.792.8394.5197.98常温常压无1997年3592.75192.93133.363.5794.6397.321998年3337.61185.90131.533.3394.4397.471999年3168.75183.47126.703.4294.2197.30高温高压无2000年7月～12月2929.8143.07109.000.7598.5399.312001年2868.7939.02106.000.5098.6499.532002年1～6月2789.9835.15101.000.4398.7499.57 从表3中数据能够看出，经过将解吸液温度进步至105℃，并因为温度的进步而使体系压力升至0.10IMPa，这时无解吸的目标根本上到达了有解吸的目标。这就阐明，在经过操控温度而致使体系压力稍高（比较有解吸）的情况下，是能够完结无解吸的。这在高温高压无解吸工艺中，愈加明显地得到证明。 别的，因为选矿厂处理才能增大，矿石当选档次下降，载金炭处理周期缩短，批次添加，致使载金炭档次下降。又因1996年选用无与有解吸工艺时刻参半，2000年1～6月的目标与1999年大体相同，这些数据表中均未列出。 五、分析及评论 从以上数据能够看出：温度是解吸的要害，而压力是因为温度的升高而发生的。 （一）众所周知，活性炭的结构是紊乱的，存在很多缺点，六角上的碳原子受力不均，原子力场没有到达饱满，有剩下价力，一起活性炭具有极大的内表面积和孔隙而具有优胜的吸附功能，其外表面的含氧官能团首要是使疏水性的骨架变成亲水性，使活性炭对触摸的物质发生亲和力。碳原子的原子核和核外电子的无规则运动发生瞬时偶极招引Au(CN)2-。Au(CN)2-是直线结构，和活性炭相同对错极性的，故而它们之间的招引力是色散力，归于范德华力领域。 在强碱性介质 中适 当升高温度，被吸附的Au(CN)2-运动速度加速，当它取得满足的能量时，能够战胜碳环引力场从头回到液相而完结脱附。而依据兰格缪尔公式，吸附系数a=a0eQ/RT，活性炭吸附为放热反应，Q>0。故而温度升高，吸附系数下降，吸附量也相对削减，这与解吸进步温度是共同的。因为解吸所用温度不高又契合兰格缪尔公式，结合物理吸赞同化学吸附的差异，能够确定炭吸附是物理吸附。 （二）经过对解吸液的检测发现其含有必定量的CN-，阐明无解吸进程中也有适当数量的CN-在起类似相溶效果，使得被吸附的Au(CN)2-更简单脱附进入溶液，仅仅这部分CN-是从活性炭上解吸下来的，而不是解吸时加进去的。 （三）吸附量与吸附系数成正比（q=K·a），而吸附系数a=a0eQ/RT（a=K吸附/K解析）随温度的改变曲线是负指数联系，由此能够画出吸附量与温度的联系曲线见图 1。   图1  吸附量与温度联系曲线 综上所述，炭解吸是吸附的逆进程，严格地说应该是脱附。在解吸进程中。Au(CN)2-取得能量越大，脱离范德华力概率越高，而能量是由温度供给的，所以说温度是解吸的要害。可是温度改变是在必定范围内的，从图1能够看出，温度高于160℃后对解吸已无实际意义，所以解吸温度操控在150℃左右最佳。 六、经济目标比较（见表4） 表4  生产本钱比较常温常压有常温常压无高温高压无单位本钱/元·t-11057.50757.50893.50 从表4能够看出，常温常压无解吸的本钱最低。可是表3中数据标明其技术目标远远低于高温高压，假如有条件的话，选用高温高压无解吸是必要的。 七、结语 对生产实践中有关数据的分析能够看出:在解吸进程中，跟着温度的升高，贫炭档次下降，也就是说温度是解吸(脱附)的要害。无论是常温常压无解吸，仍是高温高压无解吸，在 Zadra工艺中都能够完结、仅仅需求依据现场条件调整相关工艺参数。完结无解吸，其经济效益和社会效益都是很明显的。

关于在硫代硫酸盐溶液中需氧的和厌氧的溶解金来说，三价铁的EDTA（FeEDTA）和三价铁的草酸盐（FeOX）的络合物都是有用的氧化剂，因而关于研发一种浸出工艺来说，它们都是或许的挑选对象。运用阴离子交流剂和运用高氯酸盐溶液作为洗提荆的高功能液相色谱法（H西门子模块），测定了在浸出进程中硫代硫酸盐和连多硫酸盐的数量。实验发现三价铁的EDTA和草酸盐的络合物，与硫代硫酸盐的反响活性都很低，而且在参加作为浸出催化剂时，它们都不会与发作反响。厌氧浸出实验成果表阴，在浸出7d后，这两种络合物仍然是很有用的，而且在有存在时能使适当数量的金溶解。但是在没有存在的状况下，金的浸出是很慢的。因而对这两种Fe（Ⅱ）的浸出系统来说，都需求参加一些作为氧化金的一种催化荆。在有细磨的黄铁矿存在的条件下进行厌氧浸出时，由于黄铁矿催化氧化硫代硫酸盐的原因，三价铁[Fe（Ⅲ）]的络合物敏捷地被复原成二价铁[Fe（Ⅱ）]。实验发现，磁黄铁矿的存在也会带来一些费事，由于它们能直接地复原Fe（Ⅲ）的络合物。因而在有这两种硫化矿藏存在时，浸出的金数量显着下降。假如要使这种工艺能用于金矿石的就地浸出，有必要先要处理这些与存在硫化矿藏有关的问题。 一、概述 自20世纪70年代中期以来，就地浸出工艺就已在美国、前苏联等国用于出产精铀。最近已在Beveley矿区得到运用，而且很快就将在南澳大利亚的Honeymoon Well矿区得到运用。它也已用于收回铜和某些可溶性盐，例如岩盐、天然碱和硼，以及从磷酸岩中收回钾。闻名的运用过热水挖掘硫的Frasch法也可以为是一种就地浸出工艺，但是，就地浸出工艺尚未被用于收回金，尽管有许多矿床，包含Victorian Deep矿脉的矿石，都具有一些有利于就地浸出的特性。 Victorian Deep矿脉埋藏着含砂金的砾石，大约是在3000－6000年前沉积在一些古河谷中的。自那时以来这些河谷中已充填着许多的砂子、砾石、水、黏土和其它矿藏，而且这些矿脉现在都处于地表以下，可到达100 m的深处。它们都是在地下水位以下，但是水只是以每年几米速度缓慢活动。这一资源的散布十分宽广，已知在Victorian周围的Bendigo、Ballarat和Avoca区域至少延伸700km。 由于是一个砂金矿床，所以金的档次动摇很大，但均匀档次大约为4 g/m3。矿脉厚度可到达5m，宽度可到达1km，含硫量一般都比较低，从1％到5％，白铁矿（FeS2）是首要的硫化矿藏，并含有一些磁黄铁矿（Fe7S8）。更为杂乱的是还存在着一些褐煤，它们有或许会从溶液中“劫金”。在20世纪80年代初，CRA矿业公司就开端进行用从Victorian Deep矿脉中就地浸出收回金工艺的具体研讨，但由于技能方面的原因（氧化剂的来历），以及对地下泵唧溶液在环保方面的忧虑，而没能取得成功。这些矿脉往后的挖掘问题，有必要与现在的地下水资源用于农田灌溉的现实状况，以及当地的环保监测和整治战略相一致。这就需求找到一种依据运用硫代硫酸盐作为配位体的环保上比较安全的浸金工艺。 铜－－硫代硫酸盐系统因存在几个缺陷而受阻，最显着的是Cu（Ⅱ）络合物会被硫代硫酸盐复原，发生Cu（I）的硫代硫酸盐和连四硫酸盐。这就形成了金的浸出速率跟着反响的进行而下降，并因而而需求有溶解氧以使Cu（I）的硫代硫酸盐氧化和康复到Cu （Ⅱ）络合物。这一点已由许多作者的研讨得到证明，而且Senanayake在2007年已宣布一篇总述，关于在有无喷发空气的条件下进行硫代硫酸盐浸金的实验作了很好的总结。 由于在地下通入氧气或操控氧气含量或许比较困难，所以关于就地浸出来说，钥－浸出工艺不太或许有用。但是，现在已别离找到两种很有期望的氧化剂：一种是运用乙二胺四乙酸（EDTA）［能构成Fe（EDTA）－］，另一种则是运用草酸盐［能构成Fe（C2O4）33－］络合物。这两种络合物都是安稳的，logβ［Fe（EDTA)－］＝25.1，LOgβ［Fe(C2O4)33－］＝18.6.运用Fe（Ⅱ）基氧化剂的首要长处是，据称它们与硫代硫酸盐不易起反响［与Cu（Ⅱ）络合物比较］。所以它们有或许用于厌氧环境中，由于它们或许不需求氧，以使氧化剂再生。Fe（Ⅲ）基氧化剂的另一个长处是不需求运用，以安稳氧化剂。这样就使它们有或许在一些环保灵敏的，对运用和往环境中排放都实施严格操控的区域得到运用。 本研讨作业的意图是，点评几种可供硫代硫酸盐就地浸出金所挑选运用的氧化剂。要点放在点评Fe（Ⅲ）基氧化剂在厌氧或含氧量很低环境中的功能，以模拟在比如Victorian Deep矿脉等矿床中或许存在的含氧条件。 二、实验办法 （一）需氧浸出 需氧浸出实验是运用一套标准的玻璃电化学反响槽进行的。这个反响槽的主隔室中有着一根鲁金毛细管(Luggin Capillary)和一个参比电极，后者是由一个防水螺栓固定在底部。所用的金样品是一个旋转的圆盘电极（直径17mm，纯度99．99％）。运用的参比电极是一种Activon型单打针饱满甘电极（相关于标准氢电极电位为0.244 V)。混合电位是运用一台Radiometer Copenhagen PGZ 301型恒电位器进行监侧的，作业电极则是连接到一个能变速驱动的转子上。 实验都是在实验室的温度（22土2℃）下进行的，旋转速度坚持在300r/min。作业电极的表面运用防水型碳化硅砂纸（FEPA P＃2400）进行磨光擦净。然后再用去离子水冲刷电极。一切的需氧浸出溶液都是用去离子水和分析纯试剂制造的。试剂的混合次序是很重要的，意图是为了避免硫代硫酸盐被Fe（Ⅲ）所氧化。硫代硫酸盐是参加到现已含有和配位体的溶液中的。pH值是运用一种装备双打针探头（玻璃膜）和电阻温度指示器的TPS型pH计(WP－80)进行测定的。pH值是运用和硫酸的稀溶液（～0.1mol/L）人工进行调理的。 （二）厌氧浸出 厌氧浸出的实验是在一个专门定制的手套箱中进行的.这个手套箱中有着一个大的主隔室和一个较小的经过一个镇气门别离隔的副隔室。手套安顿在主隔室的旁边面，以便在密闭状态下操作内含物。手套箱的内部气氛是经过往主隔室排放气体而进行操控的。气体的流速坚持在使手套箱内部的压力稍高于大气压(～0.1L/min)。手套箱内部气氛与溶解在浸出溶液中的氧气浓度，都是运用一种Syland4000型溶解氧测定仪和探头进行监控的。 手套箱内安顿了一台六档的磁力搅拌器和操控盘，以到达使每个烧杯(250 mL容积）中的涂覆着聚四氟乙烯的搅拌棒旋转。尺度为12.5 ×13 ×1.5mm和纯度为99.99％的金片，运用一根聚横杆和尼龙线悬吊在浸出溶液中.在每次实验之前金片的表面全都运用Strueys防水型碳化硅砂纸(FE－PAP＃1200）磨光擦净，然后再用去离子水冲刷几回。聚四氟乙烯搅拌棒的转速坚持在200 r/min。 浸出溶液是按需氧的实验研讨中相同的办法制造的，然后将它们置于手套箱中。往手套箱中通入气体一个晚上，以到达所需的内部平衡气氛组成。在到达这种平衡后，就测定浸出溶液的pH值，必要时还应进行调整。如有必要，可将少数反响活性的硫化矿藏矿浆（在瓷球磨机中细磨一个晚上以到达P80=10μm粒度）用滴液管参加到每个烧杯中，以到达0.5g矿藏／L的浓度。然后用手艺使金片悬吊在浸出溶液中，并将这一时刻作为实验起点。在到达几个特定时刻时从浸出溶液中取出几份试样，并使从这些试样中取出的一份小样安稳，再经过参加已知数量的少数的碱性溶液以分析金的的含量。在完结实验后将几份小样搜集在一起，用感应藕合等离子体发射光谱进行分析。按Choo等人提出的办法对取样时刻的容积改变进行校准。 （三）溶液组分的测定 是运用一套高功能液相色谱仪进行溶液组分的测定。这套高功能液相色谱仪包含一个Dionex AS16型强碱性阴离子交流柱(4×250 mm)和一套AG16防护设备，再配上一个Water2695型别离模块。紫外光活性组分的检侧是运用一个Waters2996紫外光电二极管测器（λ＝190－400 nm）完结的。运用高氯酸盐溶液在1 mL/min的流速下进行洗提，以别离出阴离子的样品组分。运用Waters Empower软件以分析组分的峰面积。浓度则是依据与校准用标准比较较而断定的。 三、成果与评论 （一）高功能液相色谱法测定浸出溶液中的溶液组分 开始运用200 mmol/L高氯酸盐溶液作为洗提剂进行实验，以便对含有硫脉(Tu)，硫代硫酸铵(ATS)、连多硫酸盐以及三价铁的草酸盐（FeOX)或三价铁的EDTA络合物（FeEDTA）的溶液进行定量分析。这种高氯酸盐洗提剂从前就已用于分析铜－－硫代硫酸盐浸出溶液。尽管负电性的Fe（Ⅲ）络合物在硫代硫酸盐和之间得到洗提，但峰区有适当显着的堆叠。但是，当高氯酸盐溶液的浓度下降到125mmol/L时，与Fe(Ⅲ）络合物就到达了很好的别离。这个成果已示出在图1中。即在200 nm时关于1μL打针的一种含有5mmol/L、5mmol/L Fe(Ⅲ）以及12.5 mmol/L草酸盐或5mmol/L EDTA的溶液的色谱.因而，在对需氧和厌氧浸出实验中得出的溶液进行分析时，采用了125mmol/L的高氯酸盐溶液作为洗提剂。 图1 含有5mmol/L、5mmol/LFe（Ⅲ）以及5mmol/L EDTA(上图） 或12.5mmol/L草酸盐(下图）的溶液在200nm时分析取得的色谱 在200 nm时关于5μL打针量的含有1mmol/L、6mmol/L硫代硫酸盐、2mmol/L连三硫酸盐、2.6 mmol/L连四硫酸盐和0.9 mmol/L连五硫酸盐的溶液，在高氯酸盐洗提剂的浓度为125mmol/L时取得的色谱示出在图2中。一切这些组分都是在13min之内洗提出的，并经过它们的紫外光谱，再经过与各自的标准停留时刻进行比较的办法断定了峰值。如需到达更大的样品经过量，那么经过使洗提荆的流速从1.0进步到1.6 mL/min，就能使每个样品的搜集时刻削减到8min。就量化标明来说，Waters 2996紫外光电二极管(PDA）检侧器产出了吸光度与波长和时刻之间的3D矩阵。因而，色谱图就能用于显现任何波长。为了到达最高的灵敏度，硫代硫酸盐、连四硫酸盐和连五硫酸盐都是在214 nm处定量的，而连三硫酸盐则是在192 nm处、是在235nm处定量的。图2 关于一种含有mmol/L、6mmol/L硫代硫酸盐、2mmol/L连三硫酸盐、 2.6mmol/L连四硫酸盐和0.9mmol/L连五硫酸盐的溶液在200nm处的色谱图 （二）需氧浸出金 进行了一项开始的实验作业，以比较金在含有和FeEDTA(或FeOX)络合物的硫代硫酸盐溶液中的浸出动力学。关于这些实验（包含厌氧浸金实验）都挑选运用硫代硫酸铵作为浸出剂，由于铵盐比钠盐要廉价得多。电化学研讨成果现已证明，当有存在时，运用钠盐和铵盐的浸出成果几乎没有不同，因而它们是能够交流的。运用一个旋转圆盘进行实验时，两者之间以及在实验进程中的传质和几许表面积都是固定的。图3示出了在溶液中测得的金的浸出动力学与校准时刻（依据因取样而对容积进行的校准）的联系图。从图3可清楚地看出，金在草酸盐的系统中比在EDTA系统中浸出更敏捷。在每个系统中都测试过两个改变要素：（1）高的试剂浓度，运用50mmol/L硫代硫酸盐、5mmol/L5mmol/L Fe(Ⅲ）、以及5.5mol/L EDTA(或12.5mmol/L草酸盐）；（2）低的试荆浓度，运用25mmol/L硫代硫酸盐、2mmol/L、2mmmol/LFe(Ⅲ）、以及2.2mmol/L EDTA(或4 mmol/L草酸盐）。EDTA和草酸盐系统的pH值别离为7.0和5.5。并不古怪，运用高的试荆浓度时到达了更快的浸出速度，尽管值得指出的是，在低的试剂浓度时的草酸盐休系中，金的浸出速率相似于在高试剂浓度时的EDTA系统中的金的浸出速率。   图3在PH值别离为7和5.5时，在有存在的条件下FeEDTA和FeOX需氧浸出金成果。 －50 mmol/L硫代硫酸铵5mmol/L，5.5 mmol/L ED－TA； －25mmol/L硫代硫酸铵，2mmol/L；2.2 mmol/LEDTA； －50 mmol/L硫代硫酸铵，5mmOl/L，5 mmOl/LFe.12. 5mmol/L草酸盐； －25mmol/L硫代硫酸盐；2mmol/L，2mmol/L Fe.4mmol/L草酸盐 表1示出了关于每项实验开始(0－10 min)的金浸出速率，以及在5与7h之间的金浸出速率。为了进行比较，关于在空气饱满的溶液中在300r/min的转速下浸出金时，氧分散的极限速率是55μmol/m2·s。关于每个浸出系统来说，从图3和表1都能够看出，开始的浸出是比较快速的，很或许是由于经过砂纸磨光擦净后使初始表面具有较高反响活性的原因。跟着浸出进程的进行，浸出速率就逐渐下降，并到达一个安稳值。表1还示出了在浸出实验进程中侧出的混合电位，关于两种草酸盐休系来说，测得的混合电位都比在EDTA系统中有，更高的正值。这与在草酸盐休系中测得的更离的浸出速率是相一致的。值得指出的是，关于两种不同浓度草酸盐系统的混合电位是相似的，而且关于两种不同浓度EDTA系统的混合电位也是相似的，尽管试剂浓度高的系统中到达的浸出速率要更高一些。这与低浓度的试剂系统中只有着较低的浓度相一致的。因而关于试剂浓度较低的系统来说，金氧化的半反响不太有用。 表1  核算得出的初始的金浸出速度和在5与7h之间的浸出速率，还示出了测得的混合电位（EM）要使Fe（Ⅲ）浸出系统成为一种抱负的就地浸出工艺的另一个重要问题是，Fe（Ⅲ）络合物与硫代硫酸盐很低的反响活性。这一点在图4中已作出很好阐明。图4证明了在需氧浸出实验进程中生成了连多硫酸盐。很显着，在每个实验进程中生成的连多硫酸盐数量都是很少的，证明了在从前的几篇论文中得出的Fe(Ⅲ）络合物与硫代硫酸盐的反响活性很低的定论。这是与在浸出实验进程中溶液仍被空气所饱满的状况相一致的。还对每个样品测定了的浓度，而且发现在整个实验期间的浓度没发作改变。关于高试剂浓度的FeEDTA系统来说，连三硫酸盐是生成的一种首要的连多硫酸盐，而关于高试剂浓度的FeOX系统来说，连四硫酸盐则是一种首要的产品。图4  在图3所示的需氧浸出实验进程中，生成连三硫酸盐、连四硫酸盐和连五硫酸盐的状况 ■－低试剂浓度的FeEDTA系统；□－低试剂浓度的FeOx系统； ◆－高试剂浓度的FeDETA系统；◇－高试剂浓度的Feox系统 表2  核算得出的每个需氧浸出实验中，由于氧化而形成的硫代酸盐浓度改变以及相应的Fe（Ⅲ）浓度的改变状况运用硫的平衡就能核算每个系统的硫代硫酸盐丢失量，然后再依据电子平衡就能断定复原的Fe（Ⅲ）数量。用于这类核算的方程式已在从前的几篇论文中作过概述，有关的数据列出在表2中。很有意思的是，关于高试剂浓度的FeEDTA系统来说，硫代硫酸盐和Fe(Ⅲ）的丢失量最高，而关于低试剂浓度的FeEDTA系统来说，丢失量是最低的。关于FeOX系统来说，核算得出的在低试剂浓度的系统中，Fe(Ⅲ）的丢失量高于在高试剂浓度系统中的丢失量。这很或许是由于在低试剂浓度的系统中，运用了较低的草酸盐与铁的份额(2∶1)，因而，活性更高的Fe（C2O4）＋络合物的浓度将会比较高。 （三）厌氧浸出 厌氧浸金的实验开始是在没有存在的条件下进行的，以企图研发出一种社会和环保方面更易承受的就地浸出办法。依据有关的物料安全性记载表，已被列为是一种致癌物，而且它对水生生物和地下生物的晦气影响也巳得到很好承认。由于就地浸出实验研讨作业，更多的是关怀长时刻的浸出动力学，所以在刺进金片之前先将新鲜制造的溶液在手套箱内陈化18h。图5示出了在运用50 mmol/L硫代硫酸盐和不同浓度Fe(Ⅲ）的实验中，浸出溶液中的金浓度随校准后的浸出时刻而改变的状况。与图3的状况相似，在相同的Fe (Ⅲ）浓度条件下，在草酸盐系统中比在EDTA系统中有更多的金被浸出。但是关于一切的实验来说，金的浸出速率都是很低的，在浸出7d今后最高的金浓度仅为0.52mg/L.这适当于均匀的浸出速率为2×10－3μmol/m2·s，显着低于在有存在的条件下在需氧浸出系统中测得的速率。这一成果是与电化学研讨的成果相一致的。电化学研讨现已证明，在没有或铜络合物存在的条件下，金在硫代硫酸盐溶液中的氧化是十分慢的。图5 在没有存在的条件下Fe（Ⅲ）浓度对在FeEDTA和FeOX系统中厌氧浸出金的影响 ■－50mmol/L硫代硫酸盐，11 mmol/L EDTA，10 mmol/L Fe，PH7； ◆－50 mmol/L硫代硫酸盐，4.4 mmol/L EDTA；4 mmol/LFe， pH7； ▲－50 mmol/L硫代硫酸盐．1.1 mmol/L EDTA．1mmol/LFe， pH 7； □－50 mmol/L硫代硫酸盐，30 mmol/L OX，10 mmol/L Fe， pH 5.5； ◇－50 mmol/L硫代硫酸盐，12mol/Lox，4mol/L Fe，pH 5.5； △－50 mmol/L硫代硫酸盐，30 mol/Lox，1mmOl/L Fe．pH5.5。 为了进步在不含的系统中金浸出速率，就将硫代硫酸盐的浓度进步到100 mmol/L，取得的成果示于图6中。关于EDTA系统来说，在较高的硫代硫酸盐浓度下，显着地有更多的金被浸出了，在浸出6d今后金的浓度到达了3.26 mg/L。这适当于浸出速率为。0.014μmol/m2·s，但仍然仍是比较低的。而关于草酸盐系统来说，当硫代硫酸盐的浓度进步时，就呈现了更多的氢氧化铁沉积，因而在硫代硫醉盐浓度为10 mmol/L时的条件下浸出时，不如在EDTA系统中那样有用。图6 在没有存在的条件下，在FeEDTA和FOOX系统中 硫代硫酸盐浓度对厌氧浸出金的影晌 ■－50 mmol/L硫代硫酸盐，4.4 mmol/L EDTA，4 mmol/L Fe，pH7； ◆－100 mmol/L硫代硫酸盐，4.4 mmol/L EDTA，4mmol/L Fe，pH7； ▲－100mmol/L硫代硫酸盐，1mmol/L ED－TA，10 mmol/L Fe，pH7； □－50mmol/L硫代硫酸盐，12mmol/LOX，4 mmol/L Fe，pH5.5； ◇－100 mmol/L硫代硫酸盐，12mo1/L OX，4 mol/L Fe，pH5.5； △－100 mmol/L硫代硫酸。盐，3 mol/L OX，10 mmol/L Fe，pH5.5。 还在有存在的条件下进行了厌氧浸出实验，以企图进步金的浸出速率。挑选的浓度为1mmol/L，低于在需氧实验中运用的浓度。实验成果示于图7中。关于FeEDTA和FeOX系统来说，参加后都能显着地进步金的浸出速率。开始在运用100 mmol/L硫代硫酸盐于草酸盐系统中进行浸出是最快的，但与在运用100 mmol/L硫代硫酸盐和没加浸出时的状况（图6）相同，由于接二连三的生成氢氧化铁的原因，使得浸出速率跟着时刻延伸而下降．运用50 mmol/L硫代硫酸盐的草酸盐系统(59.4 mg/L Au)浸出6d后金的浓度，与运用100 mmol/L硫代硫酸盐的EDTA系统(54.4mg/L Au)是附近的。相应的均匀浸出速率别离为0.25和0.22μmol/m2·s，比在没加时测得的最高的厌氧浸出速率高出一个数量级。因而，就浸出动力学来说，含有1mmol/L的FeEDTA和FeOX系统，都有或许用于在现场条件下浸出收回金．关于催化金氧化半反响的机理现在还了解不多，还需作进一步的研讨。这些研讨作业或许还会找到能进步金在这些系统中浸出率的催化剂。图7 参加关于在FeEDTA和FeOX系统中运用50或 100mmol/L硫代硫酸盐厌氧浸出金的影响  ■－100 mmol/L硫代硫酸盐，4.4 mmol/L EDTA，4 mmol/LFe，pH 7.1 mmol/L； ◆－50 mmol/L硫代硫酸盐，4.4mmol/L EDTA，4mmol/L Fe， pH7.1 mmol/L； ▲－100mmol/L硫代硫酸盐，4.4 mmol/L EDTA，4 mmol/L Fe，pH7； □－100 mmol/L硫代硫酸盐．12 mmol/L OX， 4 mmol/L Fe， pH5.5，1mmol/L； ◇－50mnol/L硫代硫酸盐，12mol/LOX，4 mol/LFe，pH5.5，1 mmol/L； △－100 mmol/L.硫代硫酸盐，12mol/L OX.4 mmol/L Fe.pH 5.5。 （四）硫化矿藏对厌氧浸出的影晌 在就地浸出进程中，溶液泵唧经过一个可渗透的矿体。这个矿体中或许包含着反响活性各不相同的许多种不同矿藏，最常见的几种反响活性的矿藏是铁的硫化矿藏。为了点评在有这些矿藏存在的条件下Fe(Ⅲ）氧化剂浸出系统或许呈现的状况，就将少数新鲜磨细的(P80＝10μm)黄铁矿(FeS2)或磁黄铁矿（Fe7S8）矿浆，刚好在参加金片之前参加到浸出溶液中。图8示出了运用含有100mmol/L硫代硫酸盐，10 mmol/L Fe(Ⅲ）络合物和1 mmol/L硫脉的溶液进行浸出时取得的成果．很显着，关于一切的实验来说，取得的金浓度显着地低于在没有硫化矿藏存在时测得的成果。这些成果证明了在有黄铁矿和磁黄铁矿存在时，Fe (Ⅲ）被敏捷地复原了。正如图9中所示出的那样，这一状况现已过在浸出溶液中测定一种铂电极的电位（一般被称为EH）而得到证明。图8在FeEDTA和FeOX系统中运用100 mmol/L硫代硫酸盐 和1 mmol/L浸出时，黄铁矿和磁铁矿对厌氧浸出金的形晌 ■－100 mmol/L硫代硫酸盐，11 mmol/L EDTA。10 mmol/LFe， pH 7，1 mmol/L．1g黄铁矿； ◆－100 mmol/L硫代硫酸盐，11 mmol/L EDTA，10mmol/L Fe，PH7，1 mmol/L，1g黄铁矿； □－100mmol/L硫代硫酸盐，30 mol/L OX， 10 mol/LFe．pH5.5，1 mmol/L，lg黄铁矿； ◇－100mmol/L硫代硫酸盐，30 mmol/L OX，10 mmol/L Fe，pH 5.5，1mmol/L，1g磁黄铁矿图9 在FeEDTA和FeOX系统中运用100 mmol/L硫代硫酸盐和 1mmol/L厌氧浸出金的进程中，黄铁矿和磁黄铁矿对测得的EH电位位值的影晌。 ■－100 mmol/L硫代硫酸盐，11 mmol/L EDTA，10 mmol/LFe， pH7，1 mmol/L； ◆－100 mmol/L硫代硫酸盐，11mmol/L EDTA，10 mmol/L Fe，pH7.1 mmol/L，1g黄铁矿； ▲一100 mmol/L硫代硫酸盐，11 mmol/L EDTA，10 mmol/LFe，pH7，1g磁黄铁矿； □－100 mmol/L硫代硫酸盐，30 mmol/LOX，10 mmol/L Fe， pH5.5．1mmol/L； ◇－100 mmol/L硫代硫酸盐，30mo1/L OX，l0mol/L Fe， pH5.5。1 mmol/L，1g黄铁矿； △－100mmol/L硫代硫酸盐，30mo1/LOX， 10mmol/L Fe. pH 5.5．1mmol/L，1g 磁黄铁矿 为了进行比较，还示出了在没有硫化矿藏存在的状况下FeEDTA和FeOX系统的EH散布曲线图。显着，在没有硫化矿藏存在的状况下，关于FeEDTA和FeOX系统来说，在整个实验期间EH值都是高于200 mV。比较之下，在参加了黄铁矿或磁黄铁矿时，EH值显着地低得多，标明Fe(Ⅲ）丢失了。因而并不古怪，在有这些矿藏存在时浸出效果是很差的，现在正在进行的研讨作业，意图就是要减轻反响活性的硫化矿藏对硫代硫酸盐厌氧浸出金的影响。 为了查明在有硫化矿藏存在的条件下，溶液EH电位敏捷下降的原因，在实验研讨作业的结尾，还对浸出溶液中的硫代硫酸盐和连多硫酸盐进行了分析。图10的成果标明，在有反响活性的硫化矿藏存在时，生成的连多硫酸盐数量显着地多于在没有硫化矿藏存在时的量（需氧浸出实验的成果示于图4)。由图10还能够看出，在有黄铁矿存在时生成的连多硫酸盐数量，要比有磁黄铁矿存在时生成的数量更多，而且关于EDTA系统来说，生成的连多硫酸盐数量比在草酸盐系统中的生成量更多。图10  在含有反响活性的硫化矿藏的溶液中，在厌氧浸出进程中生成的连多硫酸盐浓度 众所周知，黄铁矿能经过溶解氧而催化硫代硫酸盐的氧化，因而关于Fe（Ⅲ）与硫代硫酸盐的反响来说，很或许也存在，一品种似的催化效果。为了进一步了解在有硫化矿藏存在的条件下生成连多硫酸盐的机理，硫的平衡和电子的平衡能按与表2所示成果相似的方法进行。假如假定连多硫酸盐是由硫化矿藏经过Fe （Ⅲ）催化氧化硫代硫酸盐而发生的，那么就可核算出相应的复原的Fe（Ⅲ）数量，并将取得的成果连同以几种连多硫酸盐方式存在的总含硫量都示出在图11中。关于运用FeEDTA和黄铁矿进行的一些实验来说，能够看出，核算得出的复原的Fe（Ⅲ）数量，与Fe（Ⅲ）的初始浓度是很挨近的。这与黄铁矿能使FeEDTA与硫代硫酸盐之间的反响得到催化是相一致的。这个状况是很正常的，由于不能以为黄铁矿自身就是对FeEDTA络合物具有反响活性。关于运用FeOX和黄铁矿进行的一些实验来说，复原的Fe （Ⅲ）数量低于初始的浓度，特别是对两种运用10 mmol/L Fe（Ⅲ）的实验。这或许是由于在有黄铁矿存在时进步了铁的沉积效果而形成了别的的Fe(Ⅲ)丢失的原因。 关于含有细粒磁黄铁矿的实验来说，图11示出了核算得出的被硫代硫酸盐复原的Fe（Ⅲ）数量，显着地低于初始的铁浓度。因而，在有磁黄铁矿存在的状况下，表面催化硫代硫酸盐的氧化并不是Fe（Ⅲ）丢失的首要反响机理。但是，由于磁黄铁矿被以为是一种反响活性的硫化矿藏，因而能够以为能使磁黄铁矿中的硫化矿藏（S2－）氧化成连多硫酸盐。在这种状况下每氧化1mol S比氧化硫代硫酸盐需求更多数量的电子。而且图11还示出了经过硫化矿藏氧化成连多硫酸盐核算出复原的Fe（Ⅲ）数量。关于运用EDTA的实验来说，这一核算值更挨近于初始的Fe（Ⅲ）浓度，差异很或许是由于磁黄铁矿氧化而生成了一些硫代硫酸盐以及连多硫酸盐。由于溶液中开始已含有100 mmol/L硫代硫酸盐，所以要精确地侧出硫代硫酸盐的很少数(～0.1 mmol/L)的进步是很困难的。因而就没将生成的硫代硫酸盐包含在核算进程中。关于草酸盐系统来说，核算出的因存在磁黄铁矿而复原的Fe (Ⅲ）数量，再次低于EDTA系统，或许是由于铁的沉积效果，由于FeOX不如FeEDTA络合物那样安稳。图11 在含有图4所示的反响活性的硫化矿藏的溶液中， 厌氧浸出进程中生成的呈连多硫酸盐方式存在的硫数量。 还示出了依据硫代硫酸盐氧化或硫化矿藏氧化成多硫酸盐而复原的铁数量 四、定论 运用阴离子交流柱和高氯酸盐洗提剂的分析硫代硫酸盐和连多硫酸盐的高功能色谱分析法，经改善后已可用于分析浸出溶液中含有硫脉和FeED－TA或FeOX。这样就能断定浸出液中铁、和连多硫酸盐的含量。 业已证明，在Fe(Ⅲ）的络合物与硫代硫酸盐之间的直接反响是很慢的，因而只能以很低的速率测定连多硫酸盐的生成. Fe(Ⅲ）的络合物也不能氧化，实验发现，在浸出进程中的浓度坚持不变。需氧的和厌氧的浸出实验成果都已证明，在参加一些作为金氧化的一种催化剂时Fe (Ⅲ）的络合物就能容易地浸出金。 但是在没有存在的状况下，厌氧浸出进程是适当慢的。实验还发现，参加细粒黄铁矿时能使Fe(Ⅲ）的络合物敏捷地复原成Fe(Ⅱ），并相应地生成了一些连多硫酸盐。这是由于黄铁矿催化了Fe（Ⅲ）络合物氧化硫代硫酸盐的原因。还发现磁黄铁矿也会发生一些费事，由于它能直接地复原Fe(Ⅲ）的络合物，所以在存在有上述这两种硫化矿藏中的任何一种时，都会显着地下降金的浸出率。

布里亚特的Xолσинского矿床含金原猜中的首要金属矿藏是黄铁矿、闪锌矿、黄铜矿、方铅矿；首要的非金属矿藏是石英、方解石、菱铁矿等。银存在于与金的连生体中。     该矿床的矿石归于难选矿石。它们的选矿杂乱性可解释为，因为金呈细粒状浸染在硫化矿藏中并与硫化矿藏彼此严密共生。杂乱的结构－结构特性、以及存在假象结构，使得这些矿石很难到达矿藏解离和随后将它们别离成合格的精矿。例如:只要在－0.043mm粒级中才发现有9O%的硫化矿藏到达解离。上述这几个要素就导致适当数量的贵金属(金和银)丢失在尾矿和不合格的产品中。     依据物相分析的资料，Xолσинского矿床某一区段的矿石(已磨细到70%－0.074mm)中，单体金的含量为2O%－25%。在细磨到9O%－0.074mm后单体金的含量提高到30%－35%，标明它与硫化矿藏呈十分严密的共生。     在所有的提金工艺流程中，简直都是利用了含金矿藏能溶解在溶液中这一特性。但这些工艺流程的首要缺陷是，的毒性适当高，与铜和锌的硫化矿彼此反响的才能。含污水的除害处理问题也没有得到终究处理。提金工艺还伴随着适当高的和耗量，以沉积有色金属和对污水作除害处理。因而，选用无工艺处理含贵金属的难选矿石是一项很实际的使命。     为了处理含金的硫化矿石，作者提出的一种工艺流程(见图)。     规定在第一阶段在破碎和磨矿今后，在二段洗选设备中选别矿石，以便在深填溜槽上别离出粗粒的单体金，而细粒的单体金则顺次地在两台浅填溜槽上收回。被矿浆带出的细粒金被收回到设置在溜槽尾部的水力捕集器中：水力捕集器的操作原理如下：物料受笔直方向的水流而被松懈，并因而而形成了由不同密质颗粒构成的几个物料层(密度最小的颗粒散布在上层)：金颗粒下降到底部 随后在摇床上进行再选以别离出《金粗精矿》和硫化矿产品。    浸出进程是在一种实验室型金属渗滤器的HCl介质(15g/L)顶用(8g/L)进行的。渗滤器的内壁衬一层耐酸材料。渗滤器的“活”底乃是一块衬垫着耐酸材料的金属格子板，在这块金属格子板上再放一块带孔的聚氯乙烯薄板，上面铺着一层滤布。在渗滤器之后装置几根吸附柱，里边都装入了必定数量的活性炭。     矿石上的喷啉强度为18～2.2L/h。在每个喷啉周期今后，在吸附进程之前和之后都取出溶液试样。一个喷啉周期继续的时刻为2昼夜。分析吸附在活性炭上的金和银数量。浸出后的矿石样品用水洗刷到pH=7，然后卸下渗滤器，并测定浸渣均匀试样中剩余的Au Ag、Cu、Zn和Pb数量。     用原子吸收光谱法测定溶液中的金属浓度，而焙烧渣中的金含量则用试金分析法测定。现已查明，依据浸出10天后浸渣中剩余金含量算出的金收回率为47.1%(见表)。 表  金浸出进程的目标浸出时刻d溶液中的金浓度mg/L金的收回率%2 6 8 1020 35 60.1 60.425 38.1 44.5 47.1

铅锌浮选别离工艺流程以优先浮选运用较多，因其流程结构简略，也不需要脱药作业，首要适用于矿石物质组分简略、矿藏嵌布粒度较粗的矿石，更适合于中、小型铅锌选矿厂。因为对环境严峻污染且会溶解金、银，所以现在大都选用无按捺剂来抑锌浮铅。无按捺剂中，又以ZnSO4与Na2S03组合法运用较为广泛，但这种药剂用量大、本钱高。因为石灰价廉易得，且有研讨标明，当矿浆中游离CaO浓度在1000g/m3以上时有能按捺闪锌矿，如我国厂坝铅锌矿选矿厂仅选用单一石灰按捺闪锌矿、浮选方铅矿，取得了比较好的成果。因而本研讨测验选用单一石灰法和ZnS04与Na2S03组合法进行抑锌浮铅的比照实验，成果显现，单一石灰法比ZnS04与Na2S03组合法取得了更好的选矿目标。 一、矿石性质 (一)矿石矿藏成分 矿石中的金属矿藏以方铅矿、闪锌矿为主，含少量黄铁矿、磁铁矿，微量黄铜矿、赤铁矿、铜蓝等矿藏。脉石矿藏首要为透闪石、透辉石、绿帘石，其次为石英、阳起石并含有少量方解石、绿泥石等成分。原矿多元素分析成果见表1。 表1 原矿多元素化学分析成果%化学成分PbZnCuTFeSP2O5AsMo*Ag*CaOMgOAl2O3SiO2质量分数1.892.010.0067.881.190.090.17612.628.517.454.467.2446.47注：*单位为10-6。 (二)原矿藏相分析 吸铅锌物相分析成果标明，铅锌以硫化矿为主，依照矿石区分标准归于硫化铅锌矿类型。铅物相和锌物相分析成果别离列于表2、表3。 表2 铅物相分析成果%元素存在的相硫化铅中的铅氧化铅中的铅硫酸铅中的铅总铅质量分数占有率1.5179.890.2412.700.147.411.89100.0表3 锌物相分析成果%元素存在的相闪锌矿中的锌氧化锌中的锌硫酸锌中的锌其它锌中的锌总锌质量分数占有率1.5378.970.178.440.0442.180.2713.412.014100.0(三)首要矿藏嵌布特征 方铅矿多呈他形晶粒状结构，闪锌矿呈他形晶粒状结构，二者相互嵌布呈脉状产出，有时二者各自涣散成脉或星散浸染散布，联系较为亲近。方铅矿常交叉于脉石矿藏中，有的告知脉石矿藏呈其假象，有的包裹透辉石、透闪石、绿帘石等脉石矿藏。部分方铅矿告知、包裹磁铁矿或交叉于黄铁矿中，或包裹黄铁矿微粒，组成告知结构或包括结构。少量闪锌矿晶体中散布黄铜矿乳滴，组成乳浊状结构;有的闪锌矿包裹黄铁矿微粒，组成包括结构，还有闪锌矿交叉包裹脉石矿藏。方铅矿和闪锌矿粒径均以中细粒(0.04～0.5mm)为主，别离约占62%和69%。从方铅矿和闪锌矿的产出状况来看，嵌布类型首要属等粒状结构嵌布、不等粒不均匀状嵌布以及不等粒脉状嵌布。前者首要呈现于稀少浸染状结构的矿石中，后者为细脉浸染状结构矿石所具有。 二、铅锌无别离工艺挑选 (一)流程计划挑选 依据原矿的矿石性质研讨成果可知，矿石中首要有收回价值的矿藏是铅、锌、银三种。由银的赋存状况和铅精矿中含银量来看，银能够跟着铅的富集而相同得到富集。由此可见，该矿石的选别收回应以硫化铅锌为主。矿石中方铅矿、闪锌矿嵌布粒度又均以中细粒为主，细粒次之。方铅矿的可浮性一般比闪锌矿好，且方铅矿被按捺后难以活化，此外在该铅锌多金属硫化矿中，铅的含量又比锌少。因而，针对该矿石性质，宜选用“抑锌浮铅”的优先浮选准则流程进行铅锌浮选别离。 (二)药剂准则挑选 浮选方铅矿最常用的捕收剂是黄药和黑药。浮选方铅矿最适合的pH值是7～8。一起黄药和黑药也是闪锌矿的捕收剂。乙硫氮是仅次于黄药、黑药而广泛运用的硫化矿捕收剂，对铅有杰出的挑选性和捕收力，具有浮选矿藏的适合pH值比用黄药、黑药高(pH值为9.0～9.5)，挑选性比黄药强，在弱碱介质中对黄铁矿的捕收力特别弱，用量仅为黄药的1/2至1/5等长处。 本实验将别离选用“ZnS04+Na2S03组合抑锌、乙基黄药或许丁基铵黑药浮铅”和“单一CaO抑锌、乙硫氮浮铅”两种无药剂准则进行比照实验研讨。 (三)磨矿细度挑选 实验在实验室条件下进行，试样经破碎筛分混匀后装袋，单元试样重500g。磨矿细度选用铅回路一次粗选、一次扫选，锌回路一次粗选、一次扫选流程，其间组合按捺剂ZnS04+Na2S03参加磨矿机中，用量各750g/t，铅粗选乙基黄药150g/t、松醇油26g/t，铅扫选按捺剂ZnS04+Na2S03各300g/t，松醇油13g/t，锌粗选CaO 1000g/t、CuS04500g/t，丁基黄药60g/t，松醇油13g/t，锌扫选CuS04400g/t、丁基黄药30g/t，松醇油13g/t，实验成果见图1。实验标明，跟着磨矿细度的添加，尾矿中铅、锌含量也逐步下降，铅的收回率逐步升高，锌的收回率在磨矿细度到达-74μm占60%今后改变趋缓，而铅锌的档次随磨矿细度的添加下降显着。由此可见，磨矿细度为-74μm占70%，铅锌归纳目标最好。 三、ZnS04+Na2S03组合抑锌浮铅别离工艺研讨 (一)铅锌别离回路粗选按捺剂用量实验 按捺剂用量实验选用一次粗选流程，其间组合按捺剂参加磨矿机中，药剂用量：铅粗选乙基黄药150g/t、松醇油26g/t，实验成果见图2。 实验成果标明，跟着按捺剂用量的添加，锌在铅粗精矿中的含量逐步下降，可是当ZnS04+Na2S03用量到达750+750g/t时，再添加其用量，作用已不太显着，反而添加了选矿本钱。终究挑选ZnS04+Na2S03用量为750+750g/t。 (二)铅锌别离回路粗选捕收剂品种及用量实验 铅粗选捕收剂别离挑选乙基黄药和丁基按黑药进行用量实验，实验选用一次粗选、两次扫选、一次精选流程，药剂用量：ZnS04与Na2S03铅粗选各750g/t、铅右选I各300g/t、铅扫选Ⅱ各150g/t;松醇油铅粗选26g/t、铅扫选13g/t。实验成果别离如图3、图4所示。由图3可知，跟着乙基黄药用量的添加，铅的收回率也相应添加，但铅的档次却在下降，一起铅精矿中锌的含量在增高。因而添加了铅锌别离的难度，故乙基黄药用量以150g/t为宜。由图4可知，用丁基按黑药作铅的捕收剂相同能够取得较好的目标，其用量在30g/t为宜。但丁基按黑药的用量对铅的档次影响较大，稳定性较差。归纳考虑，终究挑选乙基黄药作为该药剂准则的捕收剂，用量150g/t。 (三)开路实验 该开路实验选用铅回路一次粗选、两次精选、两次扫选，锌回路一次粗选、两次精选、两次扫选流程，实验成果如表4所示。 表4 开路实验成果%产品产率档次收回率PbZnPbZn铅精矿中矿1中矿2中矿3中矿4锌精矿中矿5中矿6中矿7中矿8尾矿原矿2.310.773.081.931.222.070.633.341.141.0182.49100.058.2411.643.112.481.730.790.960.620.870.750.291.906.626.436.383.032.8047.247.684.462.411.780.562.1770.824.725.042.521.110.860.321.090.520.4012.59100.07.032.289.042.691.5744.982.236.851.260.8321.25100.0(四)闭路实验 在开路实验的基础上，进行了闭路实验，实验目标见表5。 表5 闭路实验成果%产品产率档次收回率PbZnPbZn铅精矿锌精矿尾矿原矿2.562.9994.45100.057.821.230.351.857.6546.700.622.1880.121.9917.89100.08.9964.1226.89100.0四、单一石灰抑锌浮铅别离工艺研讨 (一)铅锌别离粗选按捺剂用量实验 铅粗选按捺剂用量实验选用一次粗选流程，其间按捺剂CaO参加磨矿机中，药剂用量：铅粗选乙硫氮40g/t、松醇油26g/t，实验成果如图5所示。实验成果标明，跟着CaO用量的添加，铅粗精矿档次逐步进步，但收回率却在逐步下降，终究选取CaO用量为2000g/t。 (二)铅锌别离粗选捕收剂用量实验 铅粗选捕收剂用量实验选用一次粗选、两次扫选、一次精选流程，其间按捺剂CaO参加磨矿机中，药剂用量：CaO2000g/t、乙硫氮铅扫选2.5g/t、松醇油铅粗选26g/t，实验成果如图6所示。实验成果标明，用乙硫氮浮铅仅选用单一CaO作锌的按捺剂，相同能够取得高质量的铅精矿和较高的收回率，且药剂用量仅需40g/t，还不到乙基黄药用量150g/t的1/3。 (三)开路试脸 该开路实验选用铅回路一次粗选、两次精选、两次扫选，锌回路一次粗选、两次精选、两次扫选流程，实验成果如表6所示。 表6 开路流程实验成果%产品产率档次收回率PbZnPbZn铅精矿中矿1中矿2中矿3中矿4锌精矿中矿5中矿6中矿7中矿8尾矿原矿1.630.974.171.070.862.250.71.181.341.2484.5910071.0528.932.982.231.610.791.090.680.930.900.361.963.028.376.616.385.6449.197.401.612.341.730.552.2159.0214.306.331.220.710.910.390.410.640.5715.52100.02.223.6612.423.082.1949.892.330.861.410.9720.97100.0(四)闭路实验 在开路实验的基础上，进行了闭路实验，闭路实验流程见图7，实验目标见表7。 表7 闭路实验成果%产品产率档次收回率PbZnPbZn铅精矿锌精矿尾矿原矿2.503.0094.50100.062.781.000.381.964.8947.820.592.1180.131.5318.33100.05.7867.8526.37100.0五、定论 (一)该矿中的金属矿藏首要为方铅矿、闪锌矿。 银首要赋存于方铅矿中，首要收回的元素为铅、锌、银。原矿铅档次1.89%、锌档次2.01%，其间硫化铅占79.89%，硫化锌占75.97%。 (二)实验选用“ZnS04+Na2S03组合抑锌、乙基黄药浮铅”的无橄药剂准则，取得铅精矿档次57.82%、铅收回率为80.12%，锌精矿档次46.70%、锌收回率为64.12%;选用“单一石灰法按捺锌、乙硫氮浮铅”的无氛药剂准则，取得铅精矿档次62.78%、铅收回率为80.13%，锌精矿档次47.82%，锌收回率为67.85%。一两种无药剂准则均能取得较好的选矿目标。 (三)“单一石灰法”不只比“ZnS04+Na2S03组合法”有药剂用量小、本钱低的长处，还在铅收回率相同的状况下，铅精矿档次进步了近5%;在锌精矿档次附近的状况下，锌收回率进步了近4%。

一、电积法出产金属镉 以铜镉渣为质料出产金属镉的电积法工艺流程如图1所示。图1  从铜镉渣出产金属镉电积法的工艺流程 铜镉渣的成分一般动摇规模为：2.5%～12%Cd，35%～60%Zn，4%～17%Cu，0.05%～2.0%Fe铜镉渣中还含有少数As，Sb，SiO2，Co，Ni，T1，In等杂质。 为了加快浸出进程，有的工厂在浸出前将铜镉渣堆积在空气中氧化。这样也增加了铜溶解的丢失，只要在处理含铜较低的铜镉渣时才适用这种处理。浸出进程得到的铜渣成分为：30%～50%Cu，10%～15%Zn，0.3%～1.0%Cd。 在浸出中，除了锌和铜的溶解外，还有一些Ni，Co，In，T1进入溶液，得到的浸出液成分为：120～130g/LZn，8～16g/LCd，0.3～0.8g/LCu，3～9g/LFe，0.05～0.1g/LCo，0.05～0.1g/LNi。浸出液经加锌粉净化除掉铜后，送去加锌粉置换沉积镉。置换沉积镉一般分两段操作。在榜首段坚持温度为333K，使溶液中的镉降到1g/L中止。过滤别离铜镉渣后的溶液再进行第二段操作，可进一步使镉的含量降到10～15mg/L。第二段得到的海绵镉（Ⅱ）含镉低，反回铜镉渣的浸出进程。第二段置换后的溶液中含有Co，T1，In等，用黄药除钴后去进一步收回T1与In。 榜首段置换沉积镉得到的海绵（Ⅰ）用镉电解液浸出。溶液中硫酸的浓度为200～250g/L，浸出温度353～363K，参加MnO2或KMnO4以加快镉海绵的溶解，浸出终了的pH值为4.8～5.2，铜水解进入渣中。 别离铜渣后的镉绵浸出液，加SrCO3除铅，加锌粉置换除铜，加KMnO4氧化T1与Fe，再水解沉积。 镉溶液的电积一般选用电解液不循环操作准则，其作业条件及技能指标： 参加电解液成分/（g·L－1）      160～220Cd，20～30Zn，12～15H2SO4 电积后废液成分/（g·L－1）      15～20Cd，150～180H2SO4 电解液温度/K                  303～308 电流效率/%                    70～92 槽电压/V                   2.5～2.6 电积周期/h                 24 电能耗费/（kW·h·t－1）     1400～1700 选用电解液循环的出产方式，能够得到较高的电流效率。 前苏联许多湿法炼锌厂选用电积法工艺流程。我国湿法炼锌厂选用电解液循环准则的电积法。例如株洲冶炼厂处理这种Cu－Cd渣的电积法流程见图2。Cu－Cd渣的化学分为： 5.64%Cu，14.31%Cd，40.26%Zn，1.27%Pb，0.076%Ni，0.0212%Co，0.0075%In，0.0024%Ge，0.0029%Ga，0.0329%T1，4.07%Fe。图2  株洲冶炼厂从Cu－Cd渣出产镉的工艺流程 株洲冶炼厂用铜镉渣出产镉的首要冶炼进程技能条件如下： （一）Cu－Cd渣的浸出 用50m3的机械拌和浸出槽进行浸出。将硫酸缓慢地参加盛有Cu－Cd渣的浸出槽中，坚持浸出的最高酸度为10～15g/L，温度为353～363K。当酸度降至5～4g/L时，参加软锰矿，在pH值为4.8～5.0时，加石灰乳（现改用ZnO粉）中和至pH=5.2～5.4时便中止拌和。整个浸出进程连续6～8h。 经28m2的胶质压滤机压滤，所得压滤渣成分：20%～30%Cu，＜1%Cd，送铜冶炼处理收回铜。滤液成分：8～15g/LCd，80～140g/LZn，0.050g/LCu。 （二）置换 置换在50m3的机械拌和槽中进行。置换前加H2SO4将浸出的滤液酸化至pH=3～4，缓慢地参加锌粉进行置换反响，待分析溶液含镉小于100mg/L时即送压滤。 置换得到的海绵镉含60%～80%Cd，再堆积7～10天天然氧化后送去造液。置换后的贫液含有15～30g(T1)/m3时，可加锌粉置换出后再送湿法炼锌体系。 （三）造液 在9m3的机械拌和槽中造液。将海绵镉与浓硫酸参加槽中，坚持溶解85～90℃，经2～3h待溶液酸度降至0.5～1g/L，便参加KMnO4氧化除铁，然后参加镉绵使pH值降至3.8～4.0，再用石灰乳中和至pH=5.4，便送去过滤。 （四）净化 在17m3机械拌和槽中净化。在50℃条件下，参加新鲜镉绵置换除铜后，再加KMnO4氧化除铁。净化后溶液的成分：200～250g/LCd，20～30g/LZn，低于0.05g/LFe，低于0.0005g/LCu，低于0.001g/L（As＋Sb）。 （五）电积 在钢筋混凝土内衬铅皮的电解槽中进行电解液循环。槽的尺度为2800×850×1250mm，每槽可装阳极26片，阴极25片。用一台2000A与0～36V的硒整流器供电。 电积进程的技能条件如下： 同名极距                    10mm 电解液循环量                0.103m3/min 电解液温度                  298～305K 电流密度                    45～75A/m2 槽电压                      2.4～2.5V 电解周期                    24h 电解液成分分/(g·L-1)        60～70Cd，                             120～145H2SO4 （六）精粹熔铸 在容量1t的铸铁锅中进行精粹。 熔铸温度为723～823K，表面掩盖一层NaOH，铸成7.5kg的镉锭，其成分：镉99.99%以上，铅低于0.004%，锌低于0.002%，铜低于0.001%，铁低于0.002%。镉的一级品率，均到达100%。 二、置换法出产金属镉 因为电积法出产镉的电耗大，许多工厂将电积法改为置换法。 美国熔炼与精粹公司的电锌厂，原选用电积法处理来自锌出产第二段净化的镉渣出产镉，现改为置换法，其工艺流程见图3。图3  美国熔炼与精粹公司从镉渣出产镉的工艺流程 芬兰科科拉电锌厂使用第二段净化产出的镉渣出产镉，也是选用置换法出产流程连续作业。科科拉电锌厂处理镉渣成分如下：1号15%～25%Cd，约1%Cu，0.05%Co，0.005%～0.05%Ni，60%Zn；2号22.4%Cd，0.7%Cu，54.5%Zn。 前苏联乌斯基－卡敏诺哥尔斯克铅锌联合厂商的电锌厂是在离心反响器中以置换沉积法处理Cu－Cd渣，其出产流程见图4。图4  钨斯基－卡敏诺哥尔斯克电锌厂处理铜镉渣出产工艺流程 离心反响别离器外形为圆柱体，中心装有空心轴，轴上装有特殊结构的别离盘，空心轴的转速到达3000r/min。 在离心反响器中置换沉积的速度超越一般置换沉积槽的沉积速度300倍，每升容积的出产率到达200L/h。在第二段离心反响器中所得的低镉绵用锌废电解液溶解，加热到343K，反响终了的pH=4.5～5.5，然后用KMnO4净化除，再送往离心反响器中置换沉镉。

所谓无浮选就是多金属硫化矿别离浮选时不必作按捺剂。如前所述，（与）是剧剂，用作闪锌矿及黄铁矿的按捺剂，成果使尾矿水中含，形成环境严峻污染。一般都要对尾矿水及废水进行净化处理，比方增加漂。从经济上来说，报价较贵。别的，会溶解金、银等贵金属。所以，对含金、银等贵金属的矿石运用时，不利于归纳收回。因而，现在国内外遍及着重少用或不必。 现在国内在金属硫化矿的浮选中，为寻觅的代用品，完成无浮选工艺，或尽量下降的用量做了不少实验研讨工作，获得了必定的成果，有些浮选厂现已完成了无浮选工艺。 大多数的实验研讨是用（H2SO3）二氧化硫（SO2）钠及硫代硫酸钠替代，用以按捺闪锌矿及硫化铁。这类药剂毒性小，对金、银等贵金属无溶解作用，并且被它们按捺过的闪锌矿简单活化，对铜矿藏的按捺作用较弱，甚至有活化作用，有利于铜?锌别离。其主要缺陷是按捺作用没有强，药剂作用简单消失，其用量与运用条件较难操控。 此外，还有下列办法能够替代。 1、ZnSO4＋Na2CO3 （或）按捺闪锌矿、黄铁矿，常用于铅?锌别离时，抑锌浮铅。 2、P2S5＋NaOH（又名诺克斯法NoKes），在PH=8～11的条件下，用于钼与硫化矿的别离浮选，按捺铜、铅、锌、铁的硫化物。 3、（K2MnO4）和（KMnO4）在PH=7.5～9的条件下，能挑选性地按捺黄铁矿。 国内选用无浮选获得了较好作用的厂矿，可见，无浮选也是能够得到比较好的选别目标，这方面的实例还有不少，在此纷歧一介绍。 国内选用无浮选获得较好作用的厂矿序号厂矿称号矿石类型工艺办法目标１凡口铅锌矿硫化 铅锌矿Na2CO3＋ZnSO4替代，抑锌浮铅与运用（约100克/吨）所得Pb-Zn别离目标附近２香夼铅锌矿铜铅锌 硫化矿Na2S2O3＋FeSO4在酸性介质中抑铅浮铜比化法的目标好３八一铜矿铜锌 硫化矿Na2SO3+Na2S替代抑锌浮铜铜锌别离目标优于化浮选４银山铅锌矿硫化 铅锌矿使用“等可浮”流程，彻底不必，用石灰与硫酸锌抑锌浮铅与增加的目标附近５彭县铜矿铜锌硫矿变革生产流程，行将直接优先浮选改为粗精矿再磨优先浮选，混合浮选锌硫再别离的工艺流程，选铜时削减捕收剂用量，不必，可使铜与锌硫别离新工艺使铜精矿档次进步1%；收回率进步1.5%；锌收回率进步1%；硫收回率进步2%。

辽宁五龙金矿是较早选用高温高压无解吸电解工艺的矿山之一。1997年年底，五龙金矿经屡次调查证明后，决议用高温高压无解吸电解工艺取替其时用的常温常压解吸电解工艺。高温高压无解吸电解工艺1998年1月投产，同年7月通过检验。通过几年作业，对该工艺有了深层次的了解，并对其进行了相应的技术改造，使得这一工艺技术愈加习惯现场出产需求，给五龙金矿带来了更大的经济效益。     一、选矿工艺现状     五龙金矿本区选矿厂有二个出产系列。一个系列是原矿磨矿化浸出（650t/d），另一个系列是四道沟分矿浮选金精矿化浸出（30t/d）。两系列浸出后一同进行炭吸附、解吸电解。出产工艺流程见图1。    解吸电解作业除处理以上二个浸出吸附系列载金炭外，还处理尾矿收回车间（800t/d）的载金炭。载金炭性质较杂乱，这样就要求解吸电解作业具有较好的习惯性。     二、解吸电解作业存在的问题     高温高压无解吸电解工艺（ 以下简称新工艺）对进步选矿技术目标，下降选矿本钱作用显着，但因为五龙金矿选矿现场出产的多样性，其也有必定的局限性，在出产使用中存在下面几个首要问题。     （一）粉炭量大     解吸电解结束后，因为卸压太快或俄然卸压，发作了“崩爆米花”的现象，致使活性炭的棱角与管壁冲击力增大，发作粉炭。一同选用水喷射器进行水力运送活性炭，使得炭在高压水发作高流速的作用下，激烈地与管道、弯头发作磕碰，形成活性炭每解吸一批丢失达0. 8%，比常温常压解吸电解工艺每批炭丢失0.2%高出3倍。     （二）粉炭含金档次高     在粉炭量大的一同，粉炭金档次也高。1998年，粉炭金档次为2.25%；1999年年头，粉炭金档次为1.06%。而同期载金炭均匀档次为2070g/t，筛上贫炭档次均匀为187g/t。可见，收回粉炭均匀档次为1.655%，约是载金炭档次的8倍，是贫炭档次的88倍。粉炭档次之所以这么高，首要原因是解吸液中混入了少数的金泥所形成的。     几乎在每次搜集金泥的进程中，均发现电解槽（卧式）的压力罩内（底部）积存或多或少的金泥，而且电解槽前端的半月形缓冲槽中（即电解液储池），也积存有部分金泥（见图2）。新工艺开端作业时，随同解吸液升温升压，只解吸不电解，但解吸液一直流过电解槽，只有当温度到达150℃，压力到达0.5MPa才开端电解作业，此刻解吸电解一同进行。比较之下，原常温常压解吸电解工艺在升温进程中，解吸液进行外循环，不流经电解槽，当温度到达100℃，解吸液转入内循环体系，这时解吸液流经电解槽。新工艺作业时，跟着体系温度、压力的逐步升高，流量越来越大，则液体在电解槽内通过期的活动性也增强。在这种情况下，流经电解槽的解吸液冲击槽内阴极板上金泥，使金泥随解吸液外溢。别的，炭纤维阴极板捕收金进程是一个边捕收边掉落的进程，新掉落的金泥适当细微，流量的不均匀性导致电解槽内解吸液活动紊乱，将刚掉落的金泥一同带入整个体系内循环。    解吸液里混入了部分金泥，必然形成金泥滞留在解吸柱的炭床内，当解吸电解作业结束，金泥自然地与炭粉一同成为筛下产品被收回。这是导致粉炭金档次均匀高达1.655%的首要原因。解吸电解作业设备联络简图见图3。    （三）贫炭档次、电解目标不抱负     自从1998年7月新工艺检验今后，贫炭档次未到达预期的80g/t以下，实践的档次均匀为259g/t，电解目标也不甚抱负（见表1）。时刻载金炭档次/(g·t-1)贫炭档次/(g·t-1)贫液档次/(g·m-3)解吸率/%电解率/%1998-07～12 1999 2000-01～92032 2375 2237172 274 3328.15 16.47 26.1991.74 88.45 85.1799.86 99.90 99.85         贫炭档次高，首要受解吸液流量影响。新工艺解吸柱规格为750mm×4500mm，长径比等于6。为保证解吸作用，原则上要求解吸液流量大，最好超越5m3/h，但新工艺操控流量在4.2m3/h左右。解吸液流量低，没到达必定床体积要求，使得解吸液在解吸柱里呈滞流状况，使柱的横断面的流速散布不均匀，所以解吸率较低。贫炭档次高，从对解吸柱中炭分段采样，化验炭金档次的不均匀性说明晰这个问题。     电解率不高，首要是所用电解工艺电解槽规格为157mm×52mm×52mm，加之在解吸进程中，解吸液经电解槽形成流态紊乱，电解时刻及电解极间反应时刻不充分，导致贫液档次高，电解率目标欠好。     三、改进办法     针对存在的问题，经反复研究分析，于2000年9月末，对高温高压解吸电解工艺进行技术改造，以处理解吸电解工艺存在的问题。     （一）改动炭运送办法     改造后的炭运送选用无损主动办法运送。设备为贮运器，该设备归于压力容器，炭在压力作用下主动流入解吸柱内。这种办法在炭运送进程中发作粉炭少，形成炭丢失也较少，比较射流器运送炭，有显着的优越性。改造后选矿厂两个月共收回粉炭干量175kg，较本来每月300kg削减一半。但因为现场矿浆中杂质量较高，使得载金炭中夹杂着很多木屑和导爆管（注：坑口供矿中夹藏）碎片，致使炭的正常水力运送很困难，加之贮运器规格与解吸柱不匹配，暂停用贮运器。待载金炭除杂到达要求后再进行体系作业调试。     （二）改动电解槽结构改进电解环境     1、原电解槽结构     （1）电解槽为卧式结构，体形细长，容量小，仅有0.43m3有用容积（见图2）。     （2）调试装置期间，为进步电解率，增设了6个阴极板，使阴极板总数上升到15个（阳极为16个）形成极间隔由70mm缩小到41mm。     （3）为操控液位，电解槽前端设有缓冲液池电解液储池，这是导致电解槽体积小的原因。     （4）阴极选用炭纤维材料，尽管材料具有杰出的导电性，化学稳定性，金泥不必酸洗，但受解吸液冲击影响大。     电解槽这种结构，影响了解吸电解作业。因为新工艺是一个闭路循环进程，各点与各段时刻要求参数又是不同的，解吸进程要求解吸液流量大，最好大于6m3/h，而当解吸液流量大，流经细长的电解槽时，流速增大，加上极板的阻止，使得解吸液活动状况变得紊乱无序，在高压的状况下，翻花冒槽，一同液体对极板的冲击力又将极板上的金泥一同带进整个循环体系，既影响电解目标，又恶性循环，将部分金泥带入炭床中形成金属丢失。     2、改后电解槽结构     （1）改后电解槽为立式结构，简略宽阔，有用容积为0.96m3，是卧式电解槽容积的2倍以上；     （2）阴极板9片，阳极板10片，极间隔70mm；     （3）阴极使用钢毛材料。     改造后电解槽因为容积增大，极板间隔离增大，增大极板自身表面积，习惯了解吸液活动多变性特色。技改后体系要求解吸液流量在8m3/h左右，而技改前要求流量仅在4m3/h左右，使解吸液流量到达解吸作业所要求体积，进步了解吸作用。进行电解作业时，因极板触摸面积大，化学反应加速，流量大，缩短了电解时刻，进步了电解功率，电解率到达99.9%以上。     改造后工艺存的缺乏是选用钢毛作阴极，会使钢毛混入金泥，形成金泥档次下降，需用很多对金泥进行处理，在处理进程中，金泥丢失较难操控，一同也给冶炼作业带来必定困难。     3、改造作用     技改后解吸电解体系管路简练，操作简略，体系升温快，尤为重要的是电解槽的改进利于体系内解吸液流量的多变性，加之流经解吸柱的解吸液由单向改为多向循环，很好地促进了炭的解吸和电解作业，使贫炭档次保持在100g/t左右，解吸率较本来进步了6.66个百分点，电解率进步了0.1个百分点。技术改造后解吸电解技术目标见表2。 表2  技改后技术目标年份载金炭档次(/g·t-1)贫炭档次(/g·t-1)贫液档次(/ g·m-3)解吸率/%电解率/%2001 2002 2003 20042378 2774 2073 1609134 123 94 823.24 4.29 9.12 5.5394.36 95.44 95.48 94.8799.98 99.98 99.96 99.97         四、结语     （一）针对高温高压无解吸电解工艺在使用进程中存在的问题，对其进行了部分改造，改造后的工艺流程和设备愈加合理，使出产技术目标有很大改进。贫炭档次由259g/t下降到108g/t，解吸率由88.45%上升到95.11%，电解率由99.87%上升到99.97%，改造作用很好。     （二）炭运送办法的使用要求配套除杂作业的执行，使贮运器发挥其无损主动办法运送炭，削减粉炭发作。改动电解槽及配套设备，习惯体系解吸液流量的多变性，简化了体系循环，进步了全体工艺功率。     （三）技术改造后，尽管电解阴极材料使用钢毛，增加了金泥酸洗及冶炼困难，可是下降了贫炭档次，削减了进程中的炭丢失及粉炭量，其归纳经济效益是明显的。

布里亚特的Xолσинского矿床含金原猜中的首要金属矿藏是黄铁矿、闪锌矿、黄铜矿、方铅矿；首要的非金属矿藏是石英、方解石、菱铁矿等。银存在于与金的连生体中。    该矿床的矿石归于难选矿石。它们的选矿杂乱性可解释为，因为金呈细粒状浸染在硫化矿藏中并与硫化矿藏彼此严密共生。杂乱的结构－结构特性、以及存在假象结构，使得这些矿石很难到达矿藏解离和随后将它们别离成合格的精矿。例如:只要在－0.043mm粒级中才发现有9O%的硫化矿藏到达解离。上述这几个要素就导致适当数量的贵金属(金和银)丢失在尾矿和不合格的产品中。     依据物相分析的资料，Xолσинского矿床某一区段的矿石(已磨细到70%－0.074mm)中，单体金的含量为2O%－25%。在细磨到9O%－0.074mm后单体金的含量提高到30%－35%，标明它与硫化矿藏呈十分严密的共生。     在所有的提金工艺流程中，简直都是利用了含金矿藏能溶解在溶液中这一特性。但这些工艺流程的首要缺陷是，的毒性适当高，与铜和锌的硫化矿彼此反响的才能。含污水的除害处理问题也没有得到终究处理。提金工艺还伴随着适当高的和耗量，以沉积有色金属和对污水作除害处理。因而，选用无工艺处理含贵金属的难选矿石是一项很实际的使命。     为了处理含金的硫化矿石，作者提出的一种工艺流程(见图)。     规定在第一阶段在破碎和磨矿今后，在二段洗选设备中选别矿石，以便在深填溜槽上别离出粗粒的单体金，而细粒的单体金则顺次地在两台浅填溜槽上收回。被矿浆带出的细粒金被收回到设置在溜槽尾部的水力捕集器中：水力捕集器的操作原理如下：物料受笔直方向的水流而被松懈，并因而而形成了由不同密质颗粒构成的几个物料层(密度最小的颗粒散布在上层)：金颗粒下降到底部 随后在摇床上进行再选以别离出《金粗精矿》和硫化矿产品。    浸出进程是在一种实验室型金属渗滤器的HCl介质(15g/L)顶用(8g/L)进行的。渗滤器的内壁衬一层耐酸材料。渗滤器的“活”底乃是一块衬垫着耐酸材料的金属格子板，在这块金属格子板上再放一块带孔的聚氯乙烯薄板，上面铺着一层滤布。在渗滤器之后装置几根吸附柱，里边都装入了必定数量的活性炭。     矿石上的喷啉强度为18～2.2L/h。在每个喷啉周期今后，在吸附进程之前和之后都取出溶液试样。一个喷啉周期继续的时刻为2昼夜。分析吸附在活性炭上的金和银数量。浸出后的矿石样品用水洗刷到pH=7，然后卸下渗滤器，并测定浸渣均匀试样中剩余的Au Ag、Cu、Zn和Pb数量。     用原子吸收光谱法测定溶液中的金属浓度，而焙烧渣中的金含量则用试金分析法测定。现已查明，依据浸出10天后浸渣中剩余金含量算出的金收回率为47.1%(见表)。 表  金浸出进程的目标浸出时刻d溶液中的金浓度mg/L金的收回率%2 6 8 1020 35 60.1 60.425 38.1 44.5 47.1

SF-628无碱性镀铜具有优胜的涣散才能、深镀才能，可简单对各类基材施行预镀和加厚镀，镀层漂亮呈半亮光，是传统化镀铜的抱负代替工艺，在欧美已有数年的工业化使用，并得到美国波音公司等一流厂商的认可。    在我国，因为行政上的原因，无碱性镀铜工艺以往都会集在单一镀种的研讨开发上，而环绕其大规模出产运用的相关工艺支撑却甚少，然后约束了它的推行使用。特别锌压铸件无碱性镀铜后的结合力问题一向得不到有用处理。咱们经过试验和出产使用，在锌合金压铸件上选用SF-628无碱性镀铜工艺和本公司的镀前处理工艺，取得了优秀的附着力，为进一步推行无碱铜工艺堆集了有利的经历。    二、进步锌合金SF-628无碱性镀铜结合力的途径    咱们知道，化镀铜液中所含是一种极强的络合剂，一起又是一种极有用的去垢活化剂，它能在相当程度上补偿锌合金压铸件前处理中的不良施行，电镀时化镀铜液甚至能渗镀到基材表面极纤细的缩孔、晶间空隙中，相比之下，SF-628无碱铜不含强螯合剂，因而更简单导致锌压铸件结合力不良现象发作。而要进步其结合力，结合国内的成功经历咱们以为从以下几个方面下手：    1、进步锌压铸件基材的电镀适用性：这包含选用合格优质合金成份的锌铝铸料，先进的模具制造及铸造工艺，牢靠的磨抛光工艺等表面细密光洁度高的工件，可有用进步锌铝铸件表面镀层的结合力。    2、选用高效的镀前活化处理工艺：优先选用对锌合金铸件温文、高效的化学电解脱脂去垢工艺。恰当引进阳极电免除油，对进步其结合力有很大的协助，选用阳极电免除油可有用消除以往阴极电免除油因析氢形成的锌压铸件镀层起泡。其次，适宜的阳极电免除油对零件表面积垢、挂灰等有极佳的去除才能，也能大大进步铜镀层在锌铸件表面的结合力。    3、实施严厉的工艺办理、工艺操控：SF-628无碱性镀铜液对杂质较灵敏，过量堆集的无机、有机杂质都易形成镀层结合力不良。因而，操作中削减杂质带入量及经常性的除杂操作都是不行忽视的。此外镀液的工艺参数都应定时分析调整至最佳规模

所谓无浮选就是多金属硫化矿别离浮选时不必作按捺剂。如前所述，(与)是剧剂，用作闪锌矿及黄铁矿的按捺剂，成果使尾矿水中含，形成环境严峻污染。一般都要对尾矿水及废水进行净化处理，比方增加漂。从经济上来说，报价较贵。别的，会溶解金、银等贵金属。所以，对含金、银等贵金属的矿石运用时，不利于归纳收回。因而，现在国内外遍及着重少用或不必。 现在国内在金属硫化矿的浮选中，为寻觅的代用品，完成无浮选工艺，或尽量下降的用量做了不少实验研讨工作，获得了必定的成果，有些浮选厂现已完成了无浮选工艺。 大多数的实验研讨是用(H2SO3)二氧化硫(SO2)钠及硫代硫酸钠替代，用以按捺闪锌矿及硫化铁。这类药剂毒性小，对金、银等贵金属无溶解作用，并且被它们按捺过的闪锌矿简单活化，对铜矿藏的按捺作用较弱，甚至有活化作用，有利于铜?锌别离。其主要缺陷是按捺作用没有强，药剂作用简单消失，其用量与运用条件较难操控。 此外，还有下列办法能够替代。 (1)ZnSO4+Na2CO3 (或)按捺闪锌矿、黄铁矿，常用于铅?锌别离时，抑锌浮铅。 (2)P2S5+NaOH(又名诺克斯法NoKes)，在PH=8~11的条件下，用于钼与硫化矿的别离浮选，按捺铜、铅、锌、铁的硫化物。 (3)(K2MnO4)和(KMnO4)在PH=7。5～9的条件下，能挑选性地按捺黄铁矿。 国内选用无浮选获得了较好作用的厂矿，可见，无浮选也是能够得到比较好的选别目标，这方面的实例还有不少，在此纷歧一介绍。 国内选用无浮选获得较好作用的厂矿 序号 厂矿称号 矿石类型 工艺办法 目标 1 凡口铅锌矿 硫化铅锌矿 Na2CO3+ZnSO4替代，抑锌浮铅 与运用(约100克/吨)所得Pb-Zn别离目标附近 2 香夼铅锌矿 铜铅锌硫化矿 Na2S2O3+FeSO4在酸性介质中抑铅浮铜 比化法的目标好 3 八一铜矿 铜锌硫化矿 Na2SO3+Na2S替代抑锌浮铜 铜锌别离目标优于化浮选 4 银山铅锌矿 硫化铅锌矿 使用“等可浮”流程，彻底不必，用石灰与硫酸锌抑锌浮铅 与增加的目标附近 5 彭县铜矿 铜锌硫矿 变革生产流程，行将直接优先浮选改为粗精矿再磨优先浮选，混合浮选锌硫再别离的工艺流程，选铜时削减捕收剂用量，不必，可使铜与锌硫别离 新工艺使铜精矿档次进步1%;收回率进步1。5%;锌收回率进步1%;硫收回率进步2%。

云南某多金属硫化矿是含有铜、铅、锌、硫等多种金属元素的杂乱多金属硫化矿。能否有用地别离、收回各种金属元素是矿石开发建造的重要条件，为此，对该矿石进行选矿工艺研讨，以寻觅分选该矿石有用、合理的选矿流程和工艺条件。经各种浮选流程和工艺研讨，断定了分选该矿石合理的工艺流程和药剂条件，取得了较好的选别目标，完成了无浮选，在不选用K2Cr207的情况下，成功地进行了铜、铅别离。     一、原矿性质     （一）原矿多元素分析     原矿多元素分析成果见表1-2。 表1  原矿多元素分析成果% （一）元素SFeMnSiO2MgOCaOAl2O3质量分数21.6320.230.2627.062.334.175.04 表2  原矿多元素分析成果%（二）元素TiO2AuAsAgCuPbZn质量分数＜0.50.120.01＜10.453.184.21     注：金、银的单位为g/t。     （二）原矿铜、铅、锌物相分析     原矿铜、铅、锌物相分析成果见表3、表4、表5。 表3  铜物相分析成果%化学相原生硫化铜次生硫化铜游离氧化铜结合氧化铜全铜质量分数 散布率0.42 89.36＜0.001  0.008 1.700.042 8.940.47 100.0 表4  铅物相分析成果%化学相方铅矿铅矾白矿铅铅铁矾及其它全铅质量分数 散布率3.17 97.53＜0.001  0.06 1.850.02 0.623.25 100.0 表5  锌物相分析成果%化学相硫化锌硅酸锌其它锌全锌质量分数 散布率3.91 94.440.08 1.930.15 3.634.14 100.0     （三）原矿工艺矿藏学研讨     原矿X射线衍射分析成果表明，矿石中的首要矿藏有黄铁矿、石英、白云石、闪锌矿、纤锌矿、方铅矿、黄铜矿、斜长石、磁黄铁矿、赤铁矿、白云母、绿泥石等。矿石的矿藏组成及含量见表6。 表6  样品的矿的组成及含量%矿藏称号 分子式 质量分数黄铁矿 FeS2 33.95石英 SiO2 18.10白云石 CaMg(CO3)2 11.16闪锌矿 Β-ZnS 4.65矿藏称号 分子式 质量分数纤锌矿 ZnS 1.53方铅矿 PbS 3.81黄铜矿 CuFeS2 1.27斜长石 (Ca,Na)(Si,l)4O8  矿藏称号 分子式 质量分数磁黄铁矿 Fe1-XS 1.37赤铁矿 Fe2O3 3.57白云母 (K,Na)(Al,Mg,Fe)2(Si31Al09)O10(OH) 11.89矿藏称号 分子式 质量分数绿泥石 (Mg,Fe,Al)6(Si,Al)4O10(OH) 2.48锐钛矿 TiO2 1.03其它 — 1.00     在矿样中最大的方铅矿斑块，直径可达近1cm，但一般均为0.3～0.5mm，呈不规则状。常呈它形粒状在黄铁矿、磁黄铁矿中充填，呈斑状、短脉状充填产出，颗粒直径为0.003～0.5mm。方铅矿一般产于块状结构和稠密浸染状结构岩石，和闪锌矿、黄铜矿嵌布于黄铁矿、磁黄铁矿中。也有少部分和黄铁矿、磁黄铁矿连生嵌布于石英脉石中，呈脉状、网脉状产出，呈稀少浸染状结构。也有部分方铅矿中包裹有黄铁矿、磁黄铁矿。     闪锌矿一般颗粒直径为0.001～0.5mm，和方铅矿、黄铜矿共生、连生、与黄铜矿共生、连生告知严密，产于黄铁矿、磁黄铁矿中，呈脉状、网脉状、节状散布。在闪锌矿邻近，有时见有较多的薄膜状白色、无色方解石，有时也能够和方铅矿斑驳共生产出。闪锌矿在块状结构的矿石中与黄铁矿互呈不规则花斑状产出，在闪锌矿中见有方铅矿斑块、斑驳大小不一；在浸染状结构矿石或脉状矿石中，闪锌矿常与黄铁矿细脉共生，在黄铁矿、磁黄铁矿的边际，呈小斑状、细脉状。在大的闪锌矿斑块中会呈现方铅矿、黄铜矿斑驳，有的边部呈现方铅矿、黄铜矿细脉、短脉。     黄铜矿是矿石中首要的铜矿藏，呈它形晶小斑状聚合体，在块状矿石中与铅锌矿、黄铁矿、磁黄铁矿间呈散粒散布，粒度改变大。在脉状矿石中黄铜矿和石英关系密切，在石英脉中常呈斑驳状、花斑状在空泛和裂隙中产出。在钙质脉石中，黄铜矿沿节理、劈理、片理展布。铜的硫化矿藏呈细网脉状、网脉状嵌布在黄铁矿中，铜、锌单矿藏粒度粗细不等，部分细微颗粒缺乏0.01mm。在黄铜矿中有闪锌矿微粒的包裹嵌布，而在闪锌矿边缘及颗粒中也有黄铜矿告知连生或呈微粒的包裹嵌布。它们的粒度散布不均，但一般均在0.003～0.02mm。     二、选矿实验研讨     （一）浮选流程实验研讨     混合浮选流程：原矿磨到75%-74μm后，粗、扫选均参加CuSO4、丁基黄药、730A，选用一次粗选、三次精选、一次扫选流程浮选出铜铅锌混合精矿及中矿（精选为空白精选），丢掉尾矿。混合精矿磨至90%-74μm，用活性炭和Na2S脱药，参加Na2SO3+ZnSO4按捺锌矿藏，乙基黄药作捕收剂，730A作起泡剂，用一次粗选、一次扫选流程进行铜、铅矿藏和锌矿藏的别离，精矿和中矿为铜铅混合精矿，尾矿为锌精矿；铜铅混合精矿用活性炭脱药后，用K2Cr207作按捺剂，730A作起泡剂，抑铅浮铜进行铜铅别离得到铜精矿和铅精矿。混合浮选流程开路实验取得的实验目标见表7。 表 7  浮选流程探究实验目标流程产品称号产率档次收回率CuPbZnCuPbZn混合 浮选 流程铜精矿 铅精矿 锌精矿 中矿算计 尾矿 给矿0.83 6.45 4.77 16.01 71.94 100.023.39 0.32 0.87 0.78 0.054 0.423.18 38.47 1.08 4.62 0.17 3.4246.22 12.61 46.07 5.17 0.43 4.2046.22 4.91 9.88 29.73 9.26 100.00.77 72.55 1.51 21.63 3.54 100.01.26 19.37 52.33 19.71 7.34 100.0部分混给浮选流程铜精矿 铅精矿 铜铅混浮中矿算计 锌精矿 浮锌中矿算计 尾矿 给矿0.69 4.79 2.87 5.76 9.78 76.11 100.027.48 0.53 0.79 2.17 0.33 0.06 0.443.85 48.95 7.39 6.69 1.98 0.19 3.315.02 5.62 13.82 48.61 3.89 0.38 4.1743.09 5.78 5.15 28.41 7.34 10.23 100.00.80 70.83 6.41 11.64 5.85 4.47 100.00.83 6.46 9.51 67.14 9.12 6.94 100.0等可浮流程铜精矿 铅精矿 锌精矿1 铜铅锌混浮中矿算计 锌精矿2 浮锌中矿算计 尾矿 给矿0.75 5.71 2.62 3.34 3.55 10.51 73.52 100.024.94 0.42 0.58 0.54 2.74 0.46 0.07 0.443.65 42.86 3.04 7.75 7.24 1.46 0.24 3.406.78 6.32 47.40 8.76 45.52 2.99 0.47 4.2242.51 5.45 3.45 4.09 22.11 10.99 11.40 100.00.81 71.98 2.34 7.61 7.56 4.51 5.19 100.01.20 8.55 29.43 6.93 38.29 7.45 8.15 100.0     部分混合浮选流程：原矿磨到80%-74μm，粗选参加Na2S03 2000g/t、ZnS04 4000g/t按捺锌矿藏，参加乙基黄药70g/t作捕收剂，730A 24g/t作起泡剂，扫选参加Na2S03 750g/t、ZnS04 1500g/t按捺锌矿藏，参加乙基黄药30g/t作捕收剂，选用一次粗选、一次精选、一次扫选流程（精选为空白精选）进行铜铅混合浮选得到铜铅混合精矿。铜铅混合精矿用活性炭脱药后，参加K2Cr2O7 300g/t按捺铅矿藏，再参加730A 12g/t作起泡剂，进行铜铅别离，得到铜精矿和铅精矿。铜铅混合浮选尾矿选用一次粗选、两次精选、一次扫选流程浮选得到锌精矿，锌粗选CuS04用量为300g/t，丁基黄药用量为70g/t，730A用量12沙，两段精选别离参加Ca0 700g/t和600g/t，扫选CuS04用量为100g/t，丁基黄药用量为20g/t。部分混合浮选流程开路实验目标见表8。     等可浮流程：原矿磨到80%-74μm后，选用一次粗选、一次精选、一次扫选流程（粗选参加乙基黄药8020g/t，730A 24g/t，扫选参加乙基黄药30g/t，将可浮性相同的硫化铜矿、硫化铅矿、硫化锌矿悉数浮起得到铜铅锌混合精矿，尾矿参加CuSO4活化可浮性较差的锌矿藏，用丁基黄药作捕收剂，选用一次粗选、两次精选、一次扫选流程浮选得到部分锌精矿。铜铅锌混合精矿用Na2S及活性炭脱药后，参加Na2S03+ZnS04按捺硫化锌矿藏，用乙基黄药作捕收剂，选用一次粗选、一次精选流程分选得到铜铅精矿和另一部分锌精矿，铜铅精矿用活性炭脱药后，参加K2Cr207按捺铅矿藏，进行铜铅别离得到铜精矿和铅精矿。等可浮流程开路实验目标见表8。     从浮选流程探究实验成果分析，混合浮选流程可在粗磨(70%-74μm)的情况下丢掉尾矿，削减细磨的给矿量，下降磨矿费用，一起在粗磨后经简略的流程分选就可丢掉尾矿，大大削减进入后续作业的矿浆量，可很多削减浮选机数量，下降生产成本，但矿石中的一切意图矿藏在混合浮选时都经活化剂和捕收剂效果，在别离浮选时使硫化锌矿藏难以按捺而进入铜铅精矿，下降了锌收回率。部分混合浮选流程依据意图矿藏可浮性的差异，把可浮性较差的硫化锌矿藏按捺到下一步的浮选作业，将可浮性较好且类似的硫化铜、硫化铅矿藏首要浮起得到铜铅混合精矿后再别离，该流程适应了矿藏可浮性的差异，避开了全浮选流程中混合精矿别离时被活化的硫化锌矿藏难以按捺而进入铜铅精矿，形成锌在铜铅精矿中的丢失，难得到较好的选别目标，浮选流程相对简略。等可浮流程也是依据矿藏可浮性的差异进行别离，但该流程较长，浮选操作难度大，生产成本相对较高。依据实验成果及上述流程分析，断定选用部分混合浮选流程。     （二）部分混合浮选流程实验及成果     1、开路探究实验     原矿中铜矿藏在磨矿进程发生的铜离子引起闪锌矿的活化，使闪锌矿可浮性变好而难以按捺，在浮选进程中进入铜铅精矿中，下降铜铅精矿档次，也添加锌在铜铅精矿中的丢失。探究实验的首要意图是寻觅能较好地按捺闪锌矿的按捺剂和选择性好的捕收剂，以下降锌在铜铅混合精矿中的丢失。     一般，浮选铜、铅、锌多金属矿，为了按捺锌矿藏需参加。本实验选用多种调整剂和按捺剂探究实验断定，用石灰按捺黄铁矿和磁黄铁矿，用作调整剂消除铜离子对闪锌矿的活化，用＋硫酸锌作闪锌矿的按捺剂，能较好地按捺闪锌矿，完成无浮选。实验中发现上述几种药剂悉数参加到磨矿机中，可使铜铅精矿中的锌档次进一步下降，锌在铜铅精矿中的丢失削减，铜铅精矿档次得到进步。铜铅混选所用捕收剂经乙基黄药、异丙基黄药、异丁基黄药、25号黑药、丁基铵黑药、乙硫氮、YR-2实验比较，选用混合捕收剂YR-2得到的铜铅精矿档次高，铜、铅收回率高，而锌档次较低，锌丢失较小。断定选用YR-2作铜铅混选的捕收剂。铜、铅别离经探究研讨，铜铅混合精矿用活性炭脱药后，即便不加铅按捺剂K2Cr207，也能很好地完成别离，得到高档次的铜精矿，铅在铜精矿中的丢失     2、开路条件实验     开路条件实验是为了提醒各浮选条件对分选目标的影响。开路条件实验流程：铜铅混选一次粗选、一次扫选、三次精选，铜、铅别离浮选一次粗选、一次精选，锌浮选一次粗选、一次扫选、两次精选。磨矿细度实验成果表明，因原矿中的意图矿藏共生关系密切，且粒度呈粗细不均嵌布，磨矿细度到达90%-74μm后意图矿藏才干较好的解离，各精矿的档次和收回率较高，精矿杂质含量较低，尾矿中的金属丢失较小。铜铅混选粗选作业参加的CaO不宜太多，pH值控制在9左右即可，不然，pH值过高使锌矿藏可浮性变好，使锌在铜铅精矿中的丢失添加；Na2S用量300g/t较为适宜，过大或过小都会使铜档次和收回率下降；按捺剂Na2S03+ZnSO4的用量2000+4000劝较为适宜，太少不能使锌得到较好的按捺，过大形成不必要的糟蹋；混合捕收剂YR-2控制在30g/t即可，过大会使锌的丢失添加。铜铅混选扫选作业只需参加1000+2000g/t的Na2S03+ZnS04和20g/t的YR-2。为了鄙人一步的铜铅混合精矿别离浮选作业中较彻底地脱除吸附在铅矿藏表面的捕收剂，到达铜铅别离的意图，铜铅粗精矿精选不添加药剂，进行空白精选，以削减药剂在矿藏表面的吸附，矿浆液面不稳守时，添加适量起泡剂。铜铅别离作业流程为一次粗选、一次梢选，精矿即为铜精矿，中矿和尾矿是铅精矿，开路探究实验中发现，只需铜铅混合精矿能很好地脱药，即便不加铅矿藏的按捺剂K2Cr207，铅矿藏也能得到很好地按捺，铜铅混合精矿脱药参加的活性炭用量以550+70g/t（粗选＋精选）为好，用量缺乏铅不能得到很好的按捺，过量又会形成铜在铅精矿中的丢失添加。锌浮选选用一次粗选、一次扫选、两次精选流程，粗选参加适量CaO把矿浆声控制在9～10,锌的活化剂CuS04用量以300+100g/t（粗选＋扫选）为宜，太少锌矿藏活化欠好，精矿档次及收回率都低，过多形成糟蹋；捕收剂（丁基黄、药）用量控制在60+10g/t（粗选＋扫选），太少锌收回率低，过多形成锌精矿档次下降；锌精选只需参加CaO（两段作业都加1000g/t）按捺黄铁矿就可得到合格的锌精矿。     （三）闭路实验     依据开路实验成果断定的流程和浮选条件按图1所示流程和条件进行闭路实验，实验成果见表8。    三、问题及评论     从闭路实验成果看，尾矿中丢失的铜金属到达21.46%，除浮选不能收回的、占原矿约10%的结合氧化铜外，仍有超越10%的硫化铜丢失在尾矿中，从原矿中铜的嵌布特性看，部分铜呈细网脉、网脉状嵌布在黄铁矿中，在磨矿细度90% -74μm的条件下，这部分钢是难以和黄铁矿解离的，跟着黄铁矿被按捺进入尾矿，形成铜在尾矿中的丢失较高。原矿中部分黄铜矿包裹有闪锌矿，导致铜精矿含锌较高，但因铜精矿产率较低，因而锌在铜精矿中的丢失不大。铜铅混合粗精矿经三次精选后进行铜、铅别离，铅精矿中含铜仅为0.51%，但铅档次依然较低，只能到达51.45%，原因是方铅矿中包裹有黄铁矿。     四、结语     原矿为含有铜、铅、锌、硫的杂乱多金属矿。铜、铅、锌矿藏以硫化矿为主。铜、铅、锌矿藏均呈粗细不均匀粒度与脉石相嵌、与黄铁矿相嵌或在黄铁矿中充填，或彼此告知共生，或呈微粒包裹嵌布，原矿的嵌布特性给浮选带来必定的困难。经不同的浮选流程实验研讨，断定选用分选目标较好的部分混合浮选流程分选该矿石。把调整剂和按捺剂(CaO、Na2S, Na2S03、ZnSO4)悉数参加到磨矿机中，能使锌得到较好的按捺，大大地削减锌在铜、铅精矿中的丢失，完成无浮选。一起选用选择性好的混合捕收剂YR-2即能使铜、铅得到有用地收回，又能削减锌的丢失。铜、铅别离只需将铜铅混合精矿用活性炭脱药，就能很好地进行别离浮选，不需要运用K2Cr2O7按捺铅矿藏。原矿按图1所示流程和条件进行了闭路浮选实验，取得了较好的实验目标。

SF-628无碱性镀铜具有优胜的涣散才能、深镀才能，可简单对各类基材施行预镀和加厚镀，镀层漂亮呈半亮光，是传统化镀铜的抱负代替工艺，在欧美已有数年的工业化使用，并得到美国波音公司等一流厂商的认可。    在我国，因为行政上的原因，无碱性镀铜工艺以往都会集在单一镀种的研讨开发上，而环绕其大规模出产运用的相关工艺支撑却甚少，然后约束了它的推行使用。特别锌压铸件无碱性镀铜后的结合力问题一向得不到有用处理。咱们经过试验和出产使用，在锌合金压铸件上选用SF-628无碱性镀铜工艺和本公司的镀前处理工艺，取得了优秀的附着力，为进一步推行无碱铜工艺堆集了有利的经历。    二、进步锌合金SF-628无碱性镀铜结合力的途径    咱们知道，化镀铜液中所含是一种极强的络合剂，一起又是一种极有用的去垢活化剂，它能在相当程度上补偿锌合金压铸件前处理中的不良施行，电镀时化镀铜液甚至能渗镀到基材表面极纤细的缩孔、晶间空隙中，相比之下，SF-628无碱铜不含强螯合剂，因而更简单导致锌压铸件结合力不良现象发作。而要进步其结合力，结合国内的成功经历咱们以为从以下几个方面下手：    1、进步锌压铸件基材的电镀适用性：这包含选用合格优质合金成份的锌铝铸料，先进的模具制造及铸造工艺，牢靠的磨抛光工艺等表面细密光洁度高的工件，可有用进步锌铝铸件表面镀层的结合力。    2、选用高效的镀前活化处理工艺：优先选用对锌合金铸件温文、高效的化学电解脱脂去垢工艺。恰当引进阳极电免除油，对进步其结合力有很大的协助，选用阳极电免除油可有用消除以往阴极电免除油因析氢形成的锌压铸件镀层起泡。其次，适宜的阳极电免除油对零件表面积垢、挂灰等有极佳的去除才能，也能大大进步铜镀层在锌铸件表面的结合力。    3、实施严厉的工艺办理、工艺操控：SF-628无碱性镀铜液对杂质较灵敏，过量堆集的无机、有机杂质都易形成镀层结合力不良。因而，操作中削减杂质带入量及经常性的除杂操作都是不行忽视的。此外镀液的工艺参数都应定时分析调整至最佳规模

铅锌浮选别离工艺流程以优先浮选运用较多，因其流程结构简略，也不需要脱药作业，首要适用于矿石物质组分简略、矿藏嵌布粒度较粗的矿石，更适合于中、小型铅锌选矿厂。因为对环境严峻污染且会溶解金、银，所以现在大都选用无按捺剂来抑锌浮铅。无按捺剂中，又以ZnSO4与Na2S03组合法运用较为广泛，但这种药剂用量大、本钱高。因为石灰价廉易得，且有研讨标明，当矿浆中游离CaO浓度在1000g/m3以上时有能按捺闪锌矿，如我国厂坝铅锌矿选矿厂仅选用单一石灰按捺闪锌矿、浮选方铅矿，取得了比较好的成果。因而本研讨测验选用单一石灰法和ZnS04与Na2S03组合法进行抑锌浮铅的比照实验，成果显现，单一石灰法比ZnS04与Na2S03组合法取得了更好的选矿目标。     一、矿石性质     （一）矿石矿藏成分     矿石中的金属矿藏以方铅矿、闪锌矿为主，含少量黄铁矿、磁铁矿，微量黄铜矿、赤铁矿、铜蓝等矿藏。脉石矿藏首要为透闪石、透辉石、绿帘石，其次为石英、阳起石并含有少量方解石、绿泥石等成分。原矿多元素分析成果见表1。 表1  原矿多元素化学分析成果%化学 成分PbZnCuTFeSP2O5AsMo*Ag*CaOMgOAl2O3SiO2质量 分数1.892.010.0067.881.190.090.17612.628.517.454.467.2446.47     注：*单位为10-6。     （二）原矿藏相分析     吸铅锌物相分析成果标明，铅锌以硫化矿为主，依照矿石区分标准归于硫化铅锌矿类型。铅物相和锌物相分析成果别离列于表2、表3。 表2  铅物相分析成果%元素存在的相硫化铅中的铅氧化铅中的铅硫酸铅中的铅总铅质量分数 占有率1.51 79.890.24 12.700.14 7.411.89 100.0 表3  锌物相分析成果%元素存在的相闪锌矿中的锌氧化锌中的锌硫酸锌中的锌其它锌中的锌总  锌质量分数 占有率1.53 78.970.17 8.440.044 2.180.27 13.412.014 100.0     （三）首要矿藏嵌布特征     方铅矿多呈他形晶粒状结构，闪锌矿呈他形晶粒状结构，二者相互嵌布呈脉状产出，有时二者各自涣散成脉或星散浸染散布，联系较为亲近。方铅矿常交叉于脉石矿藏中，有的告知脉石矿藏呈其假象，有的包裹透辉石、透闪石、绿帘石等脉石矿藏。部分方铅矿告知、包裹磁铁矿或交叉于黄铁矿中，或包裹黄铁矿微粒，组成告知结构或包括结构。少量闪锌矿晶体中散布黄铜矿乳滴，组成乳浊状结构；有的闪锌矿包裹黄铁矿微粒，组成包括结构，还有闪锌矿交叉包裹脉石矿藏。方铅矿和闪锌矿粒径均以中细粒（0.04～0.5mm）为主，别离约占62%和69%。从方铅矿和闪锌矿的产出状况来看，嵌布类型首要属等粒状结构嵌布、不等粒不均匀状嵌布以及不等粒脉状嵌布。前者首要呈现于稀少浸染状结构的矿石中，后者为细脉浸染状结构矿石所具有。     二、铅锌无别离工艺挑选     （一）流程计划挑选     依据原矿的矿石性质研讨成果可知，矿石中首要有收回价值的矿藏是铅、锌、银三种。由银的赋存状况和铅精矿中含银量来看，银能够跟着铅的富集而相同得到富集。由此可见，该矿石的选别收回应以硫化铅锌为主。矿石中方铅矿、闪锌矿嵌布粒度又均以中细粒为主，细粒次之。方铅矿的可浮性一般比闪锌矿好，且方铅矿被按捺后难以活化，此外在该铅锌多金属硫化矿中，铅的含量又比锌少。因而，针对该矿石性质，宜选用“抑锌浮铅”的优先浮选准则流程进行铅锌浮选别离。     （二）药剂准则挑选     浮选方铅矿最常用的捕收剂是黄药和黑药。浮选方铅矿最适合的pH值是7～8。 一起黄药和黑药也是闪锌矿的捕收剂。乙硫氮是仅次于黄药、黑药而广泛运用的硫化矿捕收剂，对铅有杰出的挑选性和捕收力，具有浮选矿藏的适合pH值比用黄药、黑药高（pH值为9.0～9.5)，挑选性比黄药强，在弱碱介质中对黄铁矿的捕收力特别弱，用量仅为黄药的1/2至1/5等长处。     本实验将别离选用“ZnS04+Na2S03组合抑锌、乙基黄药或许丁基铵黑药浮铅”和“单一CaO抑锌、乙硫氮浮铅”两种无药剂准则进行比照实验研讨。     （三）磨矿细度挑选     实验在实验室条件下进行，试样经破碎筛分混匀后装袋，单元试样重500g。磨矿细度选用铅回路一次粗选、一次扫选，锌回路一次粗选、一次扫选流程，其间组合按捺剂ZnS04+Na2S03参加磨矿机中，用量各750g/t，铅粗选乙基黄药150g/t、松醇油26g/t，铅扫选按捺剂ZnS04 +Na2S03各300g/t，松醇油13g/t，锌粗选CaO 1000g/t、CuS04 500g/t，丁基黄药60g/t，松醇油13g/t，锌扫选CuS04 400g/t、丁基黄药30g/t，松醇油13g/t，实验成果见图1。实验标明，跟着磨矿细度的添加，尾矿中铅、锌含量也逐步下降，铅的收回率逐步升高，锌的收回率在磨矿细度到达-74μm占60%今后改变趋缓，而铅锌的档次随磨矿细度的添加下降显着。由此可见，磨矿细度为-74μm占70％，铅锌归纳目标最好。    三、ZnS04+Na2S03组合抑锌浮铅别离工艺研讨     （一）铅锌别离回路粗选按捺剂用量实验     按捺剂用量实验选用一次粗选流程，其间组合按捺剂参加磨矿机中，药剂用量：铅粗选乙基黄药150g/t、松醇油26g/t，实验成果见图2。    实验成果标明，跟着按捺剂用量的添加，锌在铅粗精矿中的含量逐步下降，可是当ZnS04+Na2S03用量到达750+750g/t时，再添加其用量，作用已不太显着，反而添加了选矿本钱。终究挑选ZnS04+ Na2S03用量为750+750g/t。     （二）铅锌别离回路粗选捕收剂品种及用量实验     铅粗选捕收剂别离挑选乙基黄药和丁基按黑药进行用量实验，实验选用一次粗选、两次扫选、一次精选流程，药剂用量：ZnS04与Na2S03铅粗选各750g/t、铅右选I各300g/t、铅扫选Ⅱ各150g/t；松醇油铅粗选26g/t、铅扫选13g/t。实验成果别离如图3、图4所示。由图3可知，跟着乙基黄药用量的添加，铅的收回率也相应添加，但铅的档次却在下降，一起铅精矿中锌的含量在增高。因而添加了铅锌别离的难度，故乙基黄药用量以150g/t为宜。由图4可知，用丁基按黑药作铅的捕收剂相同能够取得较好的目标，其用量在30g/t为宜。但丁基按黑药的用量对铅的档次影响较大，稳定性较差。归纳考虑，终究挑选乙基黄药作为该药剂准则的捕收剂，用量150g/t。    （三）开路实验     该开路实验选用铅回路一次粗选、两次精选、两次扫选，锌回路一次粗选、两次精选、两次扫选流程，实验成果如表4所示。 表4  开路实验成果%产品产率档次收回率PbZnPbZn铅精矿 中矿1 中矿2 中矿3 中矿4 锌精矿 中矿5 中矿6 中矿7 中矿8 尾矿 原矿2.31 0.77 3.08 1.93 1.22 2.07 0.63 3.34 1.14 1.01 82.49 100.058.24 11.64 3.11 2.48 1.73 0.79 0.96 0.62 0.87 0.75 0.29 1.906.62 6.43 6.38 3.03 2.80 47.24 7.68 4.46 2.41 1.78 0.56 2.1770.82 4.72 5.04 2.52 1.11 0.86 0.32 1.09 0.52 0.40 12.59 100.07.03 2.28 9.04 2.69 1.57 44.98 2.23 6.85 1.26 0.83 21.25 100.0     （四）闭路实验     在开路实验的基础上，进行了闭路实验，实验目标见表5。 表5  闭路实验成果%产品产率档次收回率PbZnPbZn铅精矿 锌精矿 尾矿 原矿2.56 2.99 94.45 100.057.82 1.23 0.35 1.857.65 46.70 0.62 2.1880.12 1.99 17.89 100.08.99 64.12 26.89 100.0     四、单一石灰抑锌浮铅别离工艺研讨     （一）铅锌别离粗选按捺剂用量实验     铅粗选按捺剂用量实验选用一次粗选流程，其间按捺剂CaO参加磨矿机中，药剂用量：铅粗选乙硫氮40g/t、松醇油26g/t，实验成果如图5所示。实验成果标明，跟着CaO用量的添加，铅粗精矿档次逐步进步，但收回率却在逐步下降，终究选取CaO用量为2000g/t。     （二）铅锌别离粗选捕收剂用量实验     铅粗选捕收剂用量实验选用一次粗选、两次扫选、一次精选流程，其间按捺剂CaO参加磨矿机中，药剂用量：CaO 2000g/t、乙硫氮铅扫选2.5g/t、松醇油铅粗选26g/t，实验成果如图6所示。实验成果标明，用乙硫氮浮铅仅选用单一CaO作锌的按捺剂，相同能够取得高质量的铅精矿和较高的收回率，且药剂用量仅需40g/t，还不到乙基黄药用量150g/t的1/3。     （三）开路试脸     该开路实验选用铅回路一次粗选、两次精选、两次扫选，锌回路一次粗选、两次精选、两次扫选流程，实验成果如表6所示。 表6  开路流程实验成果%产品产率档次收回率PbZnPbZn铅精矿 中矿1 中矿2 中矿3 中矿4 锌精矿 中矿5 中矿6 中矿7 中矿8 尾矿 原矿1.63 0.97 4.17 1.07 0.86 2.25 0.7 1.18 1.34 1.24 84.59 10071.05 28.93 2.98 2.23 1.61 0.79 1.09 0.68 0.93 0.90 0.36 1.963.02 8.37 6.61 6.38 5.64 49.19 7.40 1.61 2.34 1.73 0.55 2.2159.02 14.30 6.33 1.22 0.71 0.91 0.39 0.41 0.64 0.57 15.52 100.02.22 3.66 12.42 3.08 2.19 49.89 2.33 0.86 1.41 0.97 20.97 100.0     （四）闭路实验     在开路实验的基础上，进行了闭路实验，闭路实验流程见图7，实验目标见表7。表7  闭路实验成果%产品产率档次收回率PbZnPbZn铅精矿 锌精矿 尾矿 原矿2.50 3.00 94.50 100.062.78 1.00 0.38 1.964.89 47.82 0.59 2.1180.13 1.53 18.33 100.05.78 67.85 26.37 100.0     五、定论     （一）该矿中的金属矿藏首要为方铅矿、闪锌矿。     银首要赋存于方铅矿中，首要收回的元素为铅、锌、银。原矿铅档次1.89%、锌档次2.01%，其间硫化铅占79.89%，硫化锌占75.97%。     （二）实验选用“ZnS04+Na2S03组合抑锌、乙基黄药浮铅”的无橄药剂准则，取得铅精矿档次57.82%、铅收回率为80.12%，锌精矿档次46.70%、锌收回率为64.12%；选用“单一石灰法按捺锌、乙硫氮浮铅”的无氛药剂准则，取得铅精矿档次62.78%、铅收回率为80.13%，锌精矿档次47.82%，锌收回率为67.85%。一两种无药剂准则均能取得较好的选矿目标。     （三）“单一石灰法”不只比“ZnS04+Na2S03组合法”有药剂用量小、本钱低的长处，还在铅收回率相同的状况下，铅精矿档次进步了近5%；在锌精矿档次附近的状况下，锌收回率进步了近4%。

广西某选矿厂年处理锡石多金属硫化矿石达170万t，以重选收回锡石为主，此外，还浮选归纳收回铅锑（脆硫锑铅矿）、锌（铁闪锌矿）及以类质同象赋存于其间的银和锢。       该选厂在铅锑与锌的矿藏浮选别离时，长期运用，并在酸性矿浆条件下按捺锌硫矿藏，且用量大，出产废水不只污染周边生态环境，并且运用时会严峻恶化员工的劳作环境，更不利于贵金属银的收回。选厂现流程选用泥砂分选，“重－浮－磁一重”，准则流程，即在粗粒条件下，用前段重选富集锡石，取得锡石、硫化矿粗精矿，然后运用具有重选、浮选两层作用的抬浮工艺，一次将粗精矿中的硫化矿、脉石脱除，得到高档次的锡精矿。被脱除的硫化矿、脉石等经球磨分级后先行硫化矿全混浮选－别离，浮选尾矿经磁选后进行后重（摇床）收锡。因为抬浮工艺过程中增加了很多药剂，使得在铅锌别离时难于完成无别离，完成无工艺也一向是该选厂的攻关难点。       一、矿石性质       该选矿厂现在处理的矿石首要为细脉带锡石－硫化矿类型。矿石含有价元素繁复，具有工业收回价值的元素首要为锡、铅锑、锌、硫、砷及伴生的稀贵金属铟、镉、镓、银等。首要金属矿藏为锡石、铁闪锌矿、脆硫锑铅矿、磁黄铁矿、黄铁矿等。稀贵元素铟、镉、镓首要赋存于闪锌矿，银首要赋存于脆硫锑铅矿，而金则首要赋存于毒砂中。脉石矿藏以石英、方解石为主。有用矿藏之间关系密切，易与脉石解离，碎到－20 mm时，70%－80％的脉石单体解离。锡石以粗、中、细不均粒度与其它矿藏嵌布，90%会集在0.013－1mm粒级，而硫化矿藏根本呈细粒状不均匀嵌布，且彼此嵌结比较细密，一般磨到－0.2mm，铅、锌矿藏解离度为90%，磨到－0.1 mm时才彻底解离。就硫化矿藏而言，脆硫锑铅矿的均匀嵌布粒度比铁闪锌矿更细。       砂矿试样取自选该厂3#、4#球磨分级溢流占89%，7＃球磨排矿占11%。试样的化学元素分析成果见表1，粒度分析成果标明，试样中＋0.3mm粒级产率高达26.70%，铅、锌金属占有率别离到达15.19%和15.82%，将严峻影响铅、锌硫化矿藏的收回率，因为粒度较细，出产中一向选用浓浆浮选。   表1   试样化学多元素分析成果 单位：％PbZnCuAsSnS0.3232.510.0520.6730.4813.21       二、工艺流程计划的挑选与分析       从铅锌别离的准则流程看，试样以等可浮流程为宜。试样因为粒度较粗，选铅时锌矿藏简略遭到按捺。探究实验成果标明，选用挑选性好的捕收剂成为等可浮流程的重要环节，经挑选，丁铵黑药是该厂铅矿藏浮选的优秀捕收剂。       现在，无工艺运用的按捺剂或按捺剂组合其按捺才能一般远不及，因而，我国铅锌矿山无一例外的都将无工艺应用于铅锌顺次优先的浮选流程，这样在选铅抑锌时，硫化锌矿藏表面相对于混浮别离的状况更为简略，至少没有被人为疏水，因而，更易被按捺，或者说更简略到达好的按捺作用。       因为矿砂样浮选收回硫化矿后需进入后重摇床收锡，一般要求浮选硫化矿时应尽或许不运用石灰作为pH值调整剂，以防床面结垢。       三、实验内容与分析       为与出产实践愈加符合，本实验研讨不对试样进行磨矿实验，直接进行浮选工艺条件的实验研讨。       （一）铅浮选按捺剂品种实验       实验流程见图1，实验成果见表2。   图1  按捺剂品种实验流程   表2  试样按捺剂品种实验成果按捺剂产品产率（％）档次（％）收回率（％）PbZnPbZn不加铅精4.026.285.3878.168.62 铅中2.410.614.674.554.48 铅尾93.670.0602.3317.2986.90 原矿100.000.3232.51100.00100.00Na2SO3铅精3.277.185.0872.696.62700铅中2.810.804.796.965.36ZnSO4铅尾93.920.072.3520.3588.02700原矿100.000.3232.51100.00100.00y－2#铅精4.126.316.7880.4911.40250铅中2.140.527.383.456.29 铅尾93.640.0552.2116.0682.31 原矿100.000.3232.51100.00100.00       由实验成果可见，因为矿粒较粗，铅矿藏易受按捺，收回率下降，而y－2#有利于铅矿藏浮选，故考虑增加y－2＃按捺剂250 g/t。       （二）铅浮选捕收剂用量实验       实验流程同图1，增加y－2＃按捺剂250 g/t，改动粗选捕收剂用量，实验成果见表3。   表3  试样捕收荆用量实验成果捕收剂用量(g/t)产品产率（％）档次（％）收回率（％）PbZnPbZn40铅精3.886.245.0674.967.82 铅中2.700.654.315.434.64 铅尾93.420.0682.3519.6187.54 原矿100.000.3232.51100.00100.0050铅精4.146.125.0478.448.48 铅中2.560.824.116.504.19 铅尾93.300.0522.3515.0687.33 原矿100.000.3232.51100.00100.0060铅精4.405.795.1078.878.94 铅中2.470.784.295.964.22 铅尾93.130.0532.3415.1786.84 原矿100.000.3232.51100.00100.0070铅精5.055.164.9880.6710.02 铅中2.800.624.925.375.49 铅尾92.150.0492.3013.9684.49 原矿100.000.3232.51100.00100.00       由实验成果可见，随丁铵黑药用量的增加，铅收回率增大，铅档次略有下降。超越60g/t后，铅收回率增加不明显。考虑到丁铵黑药报价，本实验选用量为50g/t。       （三）锌硫混浮活化荆用量实验       浮铅尾优先考虑选用锌硫混浮计划。一方面可防止运用石灰，另一方面也可使浮选骨干流程缩短，进步选厂出产才能。硫酸铜用量实验流程及工艺条件见图2，实验成果见表4。 图2  活化剂用量实验流程   表4  锌硫混浮硫酸铜用量实验成果用量/（g/t）产品产率（％）档次（％）收回率（％）PbZnPbZn100铅粗4.106.214.8978.837.99 铅扫2.580.834.186.634.30 混精16.050.1811.908.9476.09 混中4.360.063.280.815.70 浮尾72.910.0210.2044.795.92 原矿100.000.3232.51100.00100.00150铅粗4.046.294.8478.677.79 铅扫2.610.784.066.304.22 混精17.750.1711.159.3478.85 混中4.510.053.020.705.43 浮尾71.090.0230.1314.993.71 原矿100.000.3232.51100.00100.00200铅粗4.086.234.8078.697.80 铅扫2.470.804.106.124.03 混精18.250.1610.919.0479.33 混中3.900.073.200.854.97 浮尾71.300.0240.1365.303.87 原矿100.000.3232.51100.00100.00250铅粗3.956.414.9078.397.71 铅扫2.580.784.106.234.21 混精18.450.1610.749.1478.95 混中4.210.063.100.775.09 浮尾70.900.0250.1435.474.04 原矿100.000.3232.51100.00100.00       由表5可见，因为选铅矿藏时没有运用按捺剂，锌矿藏比较简略被活化，一次粗选，锌的作业收回率均在86%以上。硫酸铜用量对锌矿藏浮选影响不大，其选用量为150g/t，锌作业收回率达89.61％。   表5  锌硫混浮捕收剂用量实验成果用量/（g/t）产品产率（％）档次（％）收回率（％）PbZnPbZn60铅粗4.106.204.8278.697.87 铅中2.600.804.006.444.14 混粗15.150.1812.358.4474.54 混中4.500.074.120.987.39 浮尾73.650.0240.215.456.06 原矿100.000.3232.51100.00100.0080铅粗3.956.355.0177.657.88 铅中2.800.754.186.504.66 混粗16.900.1811.419.4276.82 混中4.450.073.550.966.29 浮尾71.900.0250.1525.474.35 原矿100.000.3232.51100.00100.00100铅粗4.006.284.8077.777.65 铅中2.650.804.206.974.43 混粗17.650.1711.139.2978.26 混中4.250.063.270.795.54 浮尾71.450.0230.1455.184.12 原矿100.000.3232.51100.00100.00120铅粗3.966.414.7878.597.54 铅中2.770.754.106.434.52 混粗18.100.1610.878.9778.39 混中4.100.063.300.765.39 浮尾70.870.0240.1475.254.16 原矿100.000.3232.51100.00100.00       （四）锌硫混浮捕收荆用量实验       上述实验标明，锌硫混浮锌金属收回率比较抱负，再加大捕收剂用量，收回率进步的空间已不大，故组织低水平捕收剂用量实验。实验流程同图2，实验成果见表5。       捕收剂丁黄药用量实验标明，随用量增加，锌金属收回率略有上升，而混合精矿的锌档次略有下降。实验选用丁黄药用量为100g/t。       （五）锌硫混浮粗精再磨实验成果       为防止锡石过磨，硫化矿浮选都在粗粒条件下进行，且尽量防止运用石灰，但铅锌硫别离时，则简略造成因粗粒连生体较多而影响锌矿藏的选别目标，因而，别离前有必要细磨。       当铅锌硫混精矿再磨到－0.2mm时，铅、锌矿藏的解离度为90%，到达根本解离。经查验，此刻的细度约为－200目占62%左右。       （六）锌硫别离按捺剂品种与用量实验成果       在探究实验的根底上，选用自配的y－1＃，y－2＃按捺剂，后者尤其是当矿浆pH较高、泡沫较粘的状况下运用，能够调理泡沫结构，改进分选作用。       实验成果标明，选用y－1＃作锌硫别离的按捺剂，当y－1＃用量为400 g/t时，别离粗选的作业收回率为89.69%，富集比2.62，精一作业收回率到达93.96％，富集比1.43。而就药剂品种的用量来说，得到了简化。       （七）小型闭路实验       小型闭路实验的流程与工艺条件见图3，实验成果见表6和表7。   图3  闭路实验流程与工艺条件   表6 铅精矿产品质量分析成果  单位％PbSbZnCuS25.8021.782.120.1514.49                 表7  锌精矿产品质量分析成果  单位（％）PbSbZnCuS0.200.1644.670.1928.41       就铅循环而言，用石灰和y－2＃作粗精选的按捺剂，精选两次可取得Pb＋Sb≥45%的铅锑精矿，且含锌均在2%左右，阐明实验断定的无工艺计划能有用完成铅锑矿藏与锌矿藏的别离；选用y－1＃作锌硫别离按捺剂能取得较好的别离作用，获锌精矿含Zn 44. 67%, Pb 0. 20%，锌金属收回率87．26%。       四、结语       （一）从试样的粒度分析成果看，试样粒度较粗，按现代浮选的粒度上限0.3mm计，砂矿样的浮选理论收回率将遭到影响，阐明锡石与硫化矿收回对立的相关性依然较为杰出。       （二）实验成果标明，硫化矿藏虽然在锡石枱浮摇床分选时遭到油药作用，矿藏表面被强力疏水，但经磨矿脱药后，在增加按捺剂的状况下，铅锌别离到达了较好的作用。       （三）实验中铅精选不只要抑锌，更要抑硫，恰当增加石灰（pH＜9）是必要的。在弱碱矿浆条件下用，y－2＃按捺锌矿藏的作用好。       （四）当硫酸铜用量在150g/t时，锌硫混浮粗选作业锌的金属收回率达89.61%，并为锌硫别离奠定了根底。       （五）实验室小型闭路实验选用优先浮铅-锌硫混浮、粗精矿再磨再别离流程完成该选矿厂砂矿体系的铅锌无工艺别离。成果标明，铅循环体系，选用石灰和y－2＃作精选的按捺剂，可取得含Pb＋Sb≥45％，收回率为77.16%的铅锑精矿；选用y－1＃作锌硫别离按捺剂，获锌精矿含Zn 44.67％，锌金属收回率87.26％。

镉是银白色有光泽的金属，密度8.64，熔点320.9℃，沸点765℃，有耐性和延展性。镉在湿润空气中缓慢氧化并失掉金属光泽，加热时表面构成棕色的氧化物层。高温下镉与卤素反响剧烈，构成卤化镉。也可与硫直接化合，生成。镉溶于酸，但不溶于碱。氧化镉和氢氧化镉的溶解度都很小，它们溶于酸，但不溶于碱。镉可构成多种配离子，如Cd(NH3)、Cd(CN)、CdCl等。镉的毒性较大，被镉污染的空气和食物对人体损害严峻。 镉的首要矿藏有硫镉矿、菱镉矿及方镉矿等，但均不构成独自矿床。镉赋存于锌矿、铅锌矿和铜铅锌矿石中，尤其是在淡色的闪锌矿中含量较高，一般为0.1-0.5%，高达5%，镉在浮选时大部分进入锌精矿，在焙烧过程中富集于烟尘中。在湿法炼锌厂的硫酸锌溶液净化过程中产出的铜镉渣(含镉4～20%),火法炼锌厂的粗锌精馏过程中产出的镉灰(含镉10～30%)和某些铜、铅冶炼厂的富镉尘均可提取镉。因为镉污染环境，铅锌冶炼厂有必要从排放物中收回镉。镍镉和铁镉蓄电池的极板等各种工业废料也是提取镉的二次质料。 镉的提取办法分为从铜镉渣中提隔的湿法和从富镉尘中提镉的联合法。湿法提镉为我国大都工厂所选用，首要包含：铜镉渣浸出、置换堆积海绵镉、海绵镉溶解、镉液净化、电解堆积和熔化铸锭等工序。 铜镉渣首要含有锌、镉、铜等金属及其氧化物，还含有少数的砷、锑、铁、钴、镍、等。用15克/升的硫酸溶液在80～90℃浸出，当酸含量降至4～5克/升时加MnO2，使镉、铁氧化，加石灰水[Ca(OH)2]中和除铁、砷和锑。此刻，浸出液成分为Cd>10克/升、Fe 因为浸出和置换过程中能发生剧毒的(AsH3)，其他过程中也发生含镉的有害气体，所以应有杰出的通风排气等安全措施。 联合法提镉是我国火法炼锌厂和铜铅冶炼厂选用的办法。镉尘先经焙烧脱去砷、锑等杂质，得到浸出功能杰出的焙砂，再用稀硫酸浸出。浸出液经氧化水解脱去铁、砷，有时还加碳酸(SrCO3)脱铅。净化后的含镉溶液用锌粉置换得到海绵镉，加压成团，在铸铁锅中于熔融烧碱维护下，铸成粗镉锭。将粗镉参加精馏塔内精馏提纯，杂质从塔的下部渣锅中排出;精镉由塔顶镉蒸气冷凝产出，纯度在99.99%以上。镉的收回率可达99.7%。 被镉污染的空气比被镉污染的食物对人体的损害更严峻。冶金车间工作环境空气中含金属镉和可溶性镉尘的极限值规定为200微克/米3，氧化镉烟雾的极限值为100微克/米3。含镉大于0.5ppm的废水不许排放。 镉用于制作轴承合金、特殊易熔合金、耐磨合金、焊锡，镉对盐水和碱液有杰出的抗蚀功能，能够用作钢构件的电镀防腐层，但近年来因镉有毒性，此项用处有减缩的趋势。镍-镉和银-镉电池具有体积小，容量大的长处。镉是制作钎焊合金和低熔点合金的首要成分之一。镉具有较大热中子抓获截面，因而含银80%、铟15%和镉5%的合金可用作原子反响堆的控制棒。

镉是银白色有光泽的金属，熔点320.9℃，沸点765℃，相对密度8.642。有耐性和延展性。镉在湿润空气中缓慢氧化并失掉金属光泽，加热时表面构成棕色的氧化物层。高温下镉与卤素反响剧烈，构成卤化镉[1]。也可与硫直接化合，生成。镉可溶于酸，但不溶于碱。镉的氧化态为＋1、＋2。氧化镉和氢氧化镉的溶解度都很小，它们溶于酸，但不溶于碱。镉可构成多种配离子，如Cd(NH3）、Cd(CN)、CdCl等。镉的毒性较大，被镉污染的空气和食物对人体损害严峻，日本因镉中毒曾呈现“痛痛病”。　　可用多种办法从含镉的烟尘或镉渣（如煤或炭复原或硫酸浸出法和锌粉置换）中取得金属镉。进一步提纯可用电解精粹和真空蒸馏。镉首要用于钢、铁、铜、黄铜和其他金属的电镀，对碱性物质的防腐蚀能力强。镉可用于制作体积小和电容量大的电池。镉的化合物还很多用于出产颜料和荧光粉。、、用于制作光电池。

用处：镉作为合金 组土元能配成许多合金，如含镉0.5％～1.0％的硬铜合金 ，有较高的抗拉强度和耐磨性。镉（98.65％）镍（1.35％）合金是飞机发动机 的轴承材料。许多低熔点合金 中含有镉，闻名的伍德易熔合金 中含有镉达12.5％。镍-镉和银-镉电池具有体积小、容量大等长处。镉具有较大的热中子抓获 截面,因而含（80％）铟（15％）镉（5％）的合金可作原子反应堆的控制棒。镉的化合物曾广泛用于制作颜料、塑料稳定剂 、荧光粉等。镉还用于钢件镀层防腐，但因其毒性大，这项用处有减缩趋势。        用于电底、制作合金等；并可做成原子反应堆中的中子吸收 棒。镉氧化电位高，故可用作铁、钢、铜之保护膜，广用于电镀上，并用于充电电池、电视映像管、黄色颜料及作为塑料之安靖剂。镉化合物可用于虫剂、菌剂、颜料、油漆 等之制作业。

镉镍电池 (nickel-cadmium battery) 是指采用金属镉作负极活性物质，氢氧化镍作正极活性物质的碱镍镉电池性蓄电池。正、负极材料分别填充在穿孔的附镍钢带（或镍带）中，经拉浆、滚压、烧结、化成或涂膏、烘干、压片等方法制成极板；用聚酰胺非织布等材料作隔离层；用氢氧化钾水溶液作电解质溶液；电极经卷绕或叠合组装在塑料或镀镍钢壳内。 　　镉镍电池标称电压为1.2V，有圆柱密封式（KR）、扣式（KB）、方形密封式（KC）等多种类型。具有使用温度范围宽、循环和贮存寿命长、能以较大电流放电等特点，但存在“记忆”效应，常因规律性的不正确使用造成电性能下降。 　　镉镍电池的电池表达式为：(-)Cd︱KOH(NaOH)︱NiOOH(+) 　　电池反应为： 　　放电时：Cd+NiOOH+H2O→Ni(OH)2+Cd(OH)2 　　充电时：Ni(OH)2+Cd(OH)2→Cd+NiOOH+H2O 　　大型袋式和开口式镉镍电池主要用于铁路机车、矿山、装甲车辆、飞机发动机等作起动或应急电源。圆柱密封式镉镍电池主要用于电动工具、剃须器等便携式电器。小型扣式镉镍电池主要用于小电流、低倍率放电的无绳电话、电动玩具等。由于废弃镉镍电池对环境的污染，该系列的电池将逐渐被性能更好的金属氢化物镍电池所取代。

镉是银白色有光泽的金属，密度8.64，熔点320.9℃，沸点765℃，有耐性和延展性。镉在湿润空气中缓慢氧化并失掉金属光泽，加热时表面构成棕色的氧化物层。高温下镉与卤素反响剧烈，构成卤化镉。也可与硫直接化合，生成。镉溶于酸，但不溶于碱。氧化镉和氢氧化镉的溶解度都很小，它们溶于酸，但不溶于碱。镉可构成多种配离子，如Cd(NH3)、Cd(CN)、CdCl等。镉的毒性较大，被镉污染的空气和食物对人体损害严峻。　　镉的首要矿藏有硫镉矿、菱镉矿及方镉矿等，但均不构成独自矿床。镉赋存于锌矿、铅锌矿和铜铅锌矿石中，尤其是在淡色的闪锌矿中含量较高，一般为0.1-0.5%，高达5%，镉在浮选时大部分进入锌精矿，在焙烧过程中富集于烟尘中。在湿法炼锌厂的硫酸锌溶液净化过程中产出的铜镉渣（含镉4～20％）,火法炼锌厂的粗锌精馏过程中产出的镉灰（含镉10～30％）和某些铜、铅冶炼厂的富镉尘均可提取镉。因为镉污染环境，铅锌冶炼厂有必要从排放物中收回镉。镍镉和铁镉蓄电池的极板等各种工业废料也是提取镉的二次质料。　　镉的提取办法分为从铜镉渣中提隔的湿法和从富镉尘中提镉的联合法。湿法提镉为我国大都工厂所选用，首要包含：铜镉渣浸出、置换堆积海绵镉、海绵镉溶解、镉液净化、电解堆积和熔化铸锭等工序。　　铜镉渣首要含有锌、镉、铜等金属及其氧化物，还含有少数的砷、锑、铁、钴、镍、等。用15克/升的硫酸溶液在 80～90℃浸出，当酸含量降至4～5克/升时加MnO2，使镉、铁氧化，加石灰水[Ca(OH)2]中和除铁、砷和锑。此刻，浸出液成分为Cd＞10克/升、Fe＜1克/升、Cu 0.05克/升，pH＝5.2～5.4。浸出液调整pH为3～4后，参加锌粉(为理论量的1.2～1.3倍)置换，得到海绵镉。硫酸锌滤液（含Cd＜50毫克/升＝回来锌体系。海绵镉经天然氧化后，用含40～70克/升H2SO4的溶液浸出。用KMnO4氧化并加石灰水中和水解，以进一步除铁。过滤后的滤液用新鲜海绵镉置换除铜。电解滤液得到电积镉。镉电积的操作与锌电积类似，但因为镉易长成树枝状结晶，所以用低电流密度(65～100安/米2)电解。电流效率80～90％，槽压2.4～2.5伏。电解液成分(克/升)：Cd 60～150、Zn 30～40、H2SO4 100～160，温度25～30℃，为了改进镉在阴极分出状况，可增加动物胶。电镉在熔融烧碱覆盖下熔化并脱锌，制成镉锭、镉棒和镉粒等形状。含杂质较多的树枝状镉，可用真空蒸馏法独自处理。　　　　因为浸出和置换过程中能发生剧毒的(AsH3)，其他过程中也发生含镉的有害气体，所以应有杰出的通风排气等安全措施。　　　　联合法提镉是我国火法炼锌厂和铜铅冶炼厂选用的办法。镉尘先经焙烧脱去砷、锑等杂质，得到浸出功能杰出的焙砂，再用稀硫酸浸出。浸出液经氧化水解脱去铁、砷，有时还加碳酸(SrCO3)脱铅。净化后的含镉溶液用锌粉置换得到海绵镉，加压成团，在铸铁锅中于熔融烧碱维护下，铸成粗镉锭。将粗镉参加精馏塔内精馏提纯，杂质从塔的下部渣锅中排出；精镉由塔顶镉蒸气冷凝产出，纯度在99.99％以上。镉的收回率可达99.7％。　　被镉污染的空气比被镉污染的食物对人体的损害更严峻。冶金车间工作环境空气中含金属镉和可溶性镉尘的极限值规定为200微克/米3，氧化镉烟雾的极限值为100微克/米3。含镉大于0.5ppm的废水不许排放。　　镉用于制作轴承合金、特殊易熔合金、耐磨合金、焊锡，镉对盐水和碱液有杰出的抗蚀功能，能够用作钢构件的电镀防腐层，但近年来因镉有毒性，此项用处有减缩的趋势。镍-镉和银-镉电池具有体积小，容量大的长处。镉是制作钎焊合金和低熔点合金的首要成分之一。镉具有较大热中子抓获截面，因而含银80%、铟15%和镉5%的合金可用作原子反响堆的控制棒。

所谓无浮选就是多金属硫化矿别离浮选时不必作按捺剂。如前所述，(与)是剧剂，用作闪锌矿及黄铁矿的按捺剂，成果使尾矿水中含，构成环境严峻污染。一般都要对尾矿水及废水进行净化处理，比方添加漂。从经济上来说，报价较贵。其他，会溶解金、银等贵金属。所以，对含金、银等贵金属的矿石运用时，不利于归纳收回。因而，现在国内外遍及着重少用或不必。 现在国内在多金属硫化矿的浮选中，为寻觅的代用品，完成无浮选工艺，或尽量下降的用量做了不少实验研讨工作，获得了必定的成果，有些浮选厂现已完成了无浮选工艺。 大多数的实验研讨是用(H2SO3)、二氧化硫(SO2)、钠及硫代硫酸钠替代，用以按捺闪锌矿及硫化铁。这类药剂毒性小，对金、银等贵金属无溶解效果，并且被它们按捺过的闪锌矿简单活化，对铜矿藏的按捺效果较弱，甚至有活化效果，有利于铜一锌别离。其首要缺陷是按捺效果没有强药剂效果简单消失，其用最与运用条件较难操控。 此外，还有下列办法能够替代氛化物。 (1)ZnSO4+Na2CO3(或)按捺闪锌矿、黄铁矿，常用于铅一锌别离时，抑锌浮铅。 (2)P2S5+NaOH(又名诺克斯法NoKes)，在pH =8~11的条件下，用于钼与硫化矿的别离浮选，按捺铜、铅、锌、铁的硫化物。 (3)(K2MnO4)和(KMnO4)在pH=7.5~9的条件下，能挑选性地按捺黄铁矿。 国内选用无浮选获得了较好效果的厂矿，见表5-7所列。 可见，无浮选也是能够得到比较好的选别目标，这方面的实例还有不少，在此纷歧一介绍。 为什么细泥选其他效果欠好?处理细泥的办法有哪些? 什么叫细泥?不同的选矿办法或不同性质的矿石，关于细泥粒级的区分边界有不同的概念。浮选细泥一般指小于10微米或小于5徽米的细粒级.泡沫浮选适于处理细粒物料。可是出产实践标明：当物料中含有较多的细泥时，严峻恶化浮选进程，浮选效果明显下降。出产目标遍及存在“二低二高，的问题，即精矿档次低，收回率低，药剂耗费高，精矿水分高。所以细泥的浮选现在成为选矿研讨的难题之一。细泥浮选的问题与细泥的物理化学特性有关，细泥的根本特性是： (1)细泥质量小，即细泥难于和气泡相碰撞，即便和气泡触摸，因为质量则动量也小，难于战胜细泥与气泡间的水化膜，因而细泥很难附着于气泡。可是，细泥却很简单粘附在粗粒表面，或称矿泥掩盖在粗粒表面，对粗粒浮选起一种“按捺”效果，使粗粒可浮性下降，使浮选进程的挑选性变坏。不过，矿泥掩盖并非都欠好，相同成分的矿泥掩盖不影晌其挑选性，担负浮选正是使用了这一原理。仅仅不同矿藏的细泥掩盖才破坏了有用的浮选别离。 (2)比表面大，即单位分量的矿粒所具有的总表面积大。例如，边长为1毫米的立方体矿粒，碎隧到10毫米时，其表面积增大l00倍,因为表面积则吸附药量大。这就破坏了浮选进程的正常性，井耗费很多的浮选药剂。 (3)比表面能大，即矿泥表面存在着很多的未饱满的表面键力。或许说，矿泥的表面活性很大，所以矿泥表面会无选释性地吸附很多的浮选药剂，除了添加药剂效耗外，还会使矿泥难于分选。另一方面，矿泥表面活性大就是矿泥具有很强的水化才能，所以当矿泥粘附在气泡表面后，使气泡表面水膜不易流走，气饱的稳定性非常好。然后给精选、浓缩与过滤作业带来很大困难。细泥有原生细泥与次生细泥之分。原生细泥是矿藏在矿床中因为天然风化构成的细泥，如高岭土及粘土质之类的细泥。次生细泥是指采掘、转移、破碎与磨矿进程中发作的细泥。一般原生细泥比次生细泥难浮。为了削减细泥对浮选进程的损害，要尽量削减次生细泥。 在浮选实践中，为了战胜细泥恶化浮选进程，扫除细泥的有害影响，常选用如下办法： 一、惯例浮选处理细泥 1.当细泥不太多时，参加涣散剂来减轻其影响。一般能够参加水玻瑞、六聚偏确酸钠。涣散剂是纯电解质，其效果是增大细泥表面的电动电位。当细泥相互挨近时，因为电性相同而相互排挤，使矿泥起到涣散效果，避免细泥非挑选性聚团。 加涣散荆的办法比较简单，适用于含泥较少的状况。可是，此法依然不能从根本上处理细泥引起的挑选性差、药剂用量大等缺陷，所以在出产实践中往往需求加强精选作业。 2.浮选前预先脱除矿泥预先脱泥又有两种办法：浮选脱泥与机械脱泥。 浮选脱泥就是用少数起抱剂和捕收剂先浮出一部分矿泥，然后进行粗粒浮选。 例如，溯北一个矿选厂，处理含泥较高的氧化铜矿时，有时在粗选区1~2槽添加适量的与二号油，先把矿泥选出。矿泥浮出之后，在粗位浮选时，能够看到孔雀石等铜矿藏很快上浮。假如不选用预先浮选矿泥，孔雀石上浮困难，好像被矿泥“按捺”。这种脱泥办法在出产中使用便利，并有必定效果。该矿小型试脸标明：用氧化白腊皂与二号油也能浮选出一部分矿泥，使粗粒浮选目标有所进步，尤其是精矿档次进步较大，未浮泥的精矿档次只需13.45%，经氧化白腊皂浮出矿泥后，归纳铜精矿档次可达19.83%，进步了5.18%。 机械脱泥是在浮选前用分级机(如水力旋流器)来脱除一部分细泥。一般脱泥的粒度在10~20微米。脱泥粒级首要由分级设备的功能决议。脱泥之后，亦能改进粗粒浮选的效果。首要问题是细泥难以处理.假如悉泥中有用矿藏含量甚少则可抛弃，但往往细泥中有用矿藏的档次与原矿差不多，若将其抛弃就使细泥中金属白白丢掉。 3.泥砂分选 细泥独自浮选的工艺要求：(1)已用较长的浮选时刻，据材料报导，小于10微米粒级的浮选时刻竟长达40~60分钟;(2)高浓度调浆(高达60~70%的矿浆浓度)，低浓度浮选(一般在20%以下);(3)分段给药，加大捕收剂用量，削减起抱剂用量;(4)大充气量，小气泡，削弱上升矿浆流。 在实践出产中，要满意上述细泥浮选的工艺要求是有困难的，因而细泥浮选的目标都不高。尽管上述处理细泥的办法为出产所选用，但并没有处理细泥浮选的向题。因而，正在研讨细粒浮选的特殊工艺。从现在研讨的意向看来，关于进步细较浮选速度选用两种途径：一是增大细泥浮选的粒径，二是减小浮选气泡的粒径。现将细泥浮选的特殊工艺简介如下。 二、处理细泥的特殊工艺办法 1.增大细泥浮选粒径的办法 (1)挑选性絮凝浮选 例如淀粉及3#凝集荆(聚醉胺)等高分子化合物，在它们的分子中有些极性基，能够通过静电引力、氢键或其他效果力附着在细泥上。因为其分子很长很大，能够在两个细泥颗粒之间起衔接效果，称为“桥联”或“架桥”效果，然后把许多涣散孤立的细泥粘合在一起，构成絮凝体。假如添加的絮凝剂不只能够使细泥发作絮凝效果，并且它们的极性基与矿泥的效果具有挑选性，则能够把相同矿藏的细泥粘合在一起。而另一些细泥依然坚持涣散状况，这种效果就是挑选性絮凝效果。 挑选性絮凝浮选，在铁矿的选矿中现已获得了较好效果。例如，我国用腐植酸钠作为挑选性絮凝剂处理某**矿石，因为腐植酸钠只对细粒赤铁矿发作絮凝效果，根本上不与石英及其他脉石发作絮凝，所以通过这种挑选性絮凝，然后再进行脱泥或许反浮选除掉脉石今后，精矿档次与收回率都明显进步。 絮凝体有亲水和疏水两大类。上述处理赤铁矿细泥所用的挑选性絮凝剂是亲水的高聚物(高分子化合物)，得到的絮凝体是亲水难浮，因而要再经脱泥或用反浮选除掉脉石。只需高分子絮凝剂不影响随后参加捕收剂的疏水效果，则能够把絮凝物浮出。在浮选进程中，捕收剂吸附在细粒表面后构成疏水膜，因为疏水基相互之间的招引，构成细粒间的“桥联”，使细粒絮凝。此外，很多的非极性油类捕收剂粘附于矿泥表面后，因为其分子间的分子引力使矿泥聚会，这种由疏水性药剂所发作的絮凝体都是硫水性的。 可见，絮凝体的亲水与硫水性质，取决于引起聚沉或絮凝的药剂的性质。 (2)载体浮选 载体浮选又名担负浮选。使用聚团原理，即便矿藏微粒粘附在较粗的易浮的矿藏表面，构成密布罩盖，以粗粒易浮的矿藏为载体与气饱附着一起浮出。载体浮选处理细泥的办法，正处于实验研讨阶段。 2.减小气泡改进细泥浮选效果 细粒浮选需求微饱，使用微泡浮选细粒的工艺大体上有两类：真空浮选与电解浮选。 (1)真空浮选 它是使用减压办法使溶于水的气体过饱满，可使气体从液相中分出，构成细微气泡。真空浮选除了分出微泡外，气泡与细泥粘附的挑选性较强。 (2)电解浮选 它是使用外加电场，使浮选矿浆中的水电解，分出氧与微泡，作为细粒矿藏浮选的运载工具或辅佐运载工具。 水的电解反响如下：H2O → H++OH- 在阴极分出微饱: 2H++2e→H2↑ 在阳极分出氧气微饱： 4OH-―4e→2H2O+O2↑ 电解浮选除了发作微泡外，电解气体自身仍是一种调整剂，其刚从电极表面分出时呈原子状况，时刻虽短，对矿藏表面效果及浮选药剂发作必定影响，能够进步挑选性。现在电解浮选也是处于实验研讨阶段。 什么叫浮选速度?浮选时刻?浮挂时刻与选别目标有什么联系? 所谓浮选速度是指某种矿石在必定的浮选机内和必定的操作条件下，在单位时刻里所获得的有用组分的收回率。假如用V表明浮选速度，ε表明收回率，t表明浮选时刻，那么它的数学式为： V=ε/t 所以进步浮选速度就是进步收回率与缩短浮选时刻。进步浮选速度是浮选厂操作的重要问题。 所谓浮选时刻就是指矿浆在浮选槽内逗留的时刻，或许说是矿浆在浮选槽内流过的时刻。比方说粗选时刻10分钟，就是矿浆流经粗选浮选槽的时刻为10分钟。同理，扫选与精选的浮选时刻也是这个意思。在其他条件都相同的状况下，浮选成果的好坏与浮选时刻联系甚大。一般随浮选时刻的添加而收回率也添加，但到了必定的时刻今后，浮选时刻再延伸，收回率不再进步了，反而会使精犷质量下降，因而再添加浮选时刻就失去了含义.

在湿法炼锌工艺中，硫化锌精矿欢腾焙烧时镉富集在烟尘中，成为提镉的质料。当烟尘中镉可溶率低于90％时，可在500-550℃下进行硫酸化焙烧，将可溶镉提高到95％以上。烟尘提镉的根本进程是：烟尘浸出→置换沉镉→压团熔铸→粗镉精馏。    （一）浸出    榜首段在始酸较低（<20g/L）和结尾较高pH（75.2)条件下进行中性浸出，以除掉浸出液中的铁砷等杂质。第二段在高始酸（＞30g/L）和结尾低pH下进行酸性浸出。浸出温度90℃，时刻16h,液固比（3-6）:1。两段浸出Cd浸出率可达95%，渣含Cd<2.0%。    （二）置换    浸出液用Zn置换Cd，反响分两次进行，一次投人反响所需锌粉量的95％，置换操控溶液含Cd lg/L,得到较纯的海绵镉；第2次参加超越理论用量较多的锌粉，得出含锌高的海绵镉，其含量为0.3％-0.5％，作为提取的质料。两次置换的技能条件为：     置换次数      温度/℃    时刻/min    溶液含Cd（置换前／后）      一次          50-60      30-35       15-19/1-2.4      二次          45-50        50        1-2.4/0.03-0.1    （三）压团熔铸    置换产出海绵镉经压团，并在烧碱覆盖下熔铸成锭。压团压力＞12kPa，镉团含水约7%。熔铸温度400-500℃，时刻2-3h,烧碱单耗120-150kg/t。粗镉含Cd 98.5％-99.2％。    （四）粗镉精馏    粗镉先在镉内熔化，然后守时定量加人精馏塔内，熔融状况镉在塔内流经层层相叠的塔盘时，替换进行加热蒸腾和冷凝回流。纯镉蒸气上升至冷凝器冷成液态，守时放出铸成精镉锭。高沸点杂质铜、铁等向下流进渣镉，守时排出。产出精镉纯度可达99.995%，契合国标精一级品要求。

镉没有独自矿床，常与铅锌矿共生，含镉0.01%～0.07%，选矿时大部分进入锌精矿。约95%的镉是从锌冶炼进程中收回的，冶炼出产质料首要有湿法净液工序的铜镉渣、锌蒸馏的富镉兰粉、铜铅锌冶炼的烟尘、锌白工厂的浸出渣等，其间镉的含量动摇较大。现在我国锌冶炼进程中镉归纳收回率在80%左右，锌精矿中含镉平均在0.1%～0.2%左右，镉档次低，富集提取难度大。某公司锌精矿中镉档次只要0.15%左右，在选用传统湿法炼锌焙烧－浸出－净化－电积工艺中，总有适当部分镉被涣散，导致收回率下降，污染环境。现在，该公司以海绵镉作为产品出售，且产出的海绵镉含镉仅50%～60%，不能满意真空精粹对镉绵的要求，所以本文针对该公司现有镉出产现状对铜镉渣提取镉绵工艺进行了优化研讨。 一、试验质料及试剂 试验质料为驰宏公司中浸液净化所得铜镉渣，铜镉渣经80℃真空烘干36h，至分量安稳，测水份为19.82%，烘干样送分析Zn、Cu、Cd等首要元素，成果为(%)：Zn 23.16、Cu 7.76、Cd 17.95、Co 0.02、Fe 0.19、Sb 0.074。质料能谱分析标明，98%的铜以金属单质的形状存在，周围集合有硫酸锌，未见高富集的金属锌独自存在，镉绝大部分以金属镉的方式存在，伴有少数。 置换锌粉为吹制锌粉，无结块、无杂物、总锌>98%、活性锌成分>92%，锌粉粒度－0.251～+0.147mm;其它试剂有98%浓硫酸，分析纯氧化锌、二氧化锰及石灰；首要器件：500mL烧怀、LabTech EH35A plus主动控温加热仪、IKARW20digital数显拌和器、温度计、分析天平、真空泵、真空干燥箱、三角漏斗、兰格BT100－1J恒流泵，PHS－3D型pH计和6503型高温复合电极。 二、试验准则流程 试验准则流程见图1。该流程将产出的镉绵经过火法工艺经粗炼和真空精粹出产高纯精镉。经过火法和湿法相结合的工艺，用精馏提镉替代电解精粹镉，并改造现有工艺流程，制备高档次镉绵，镉档次由现在的50%～60%进步到80%以上，经压团熔炼后可直接进行接连精馏，撤销接连熔炼工序和电积，完结精镉出产的接连化作业，优化工人操作环境，进步主动化水平，削减镉环境污染，完结镉提取闭路循环，到达零排放。图1  准则工艺流程 三、成果与评论 （一）铜镉渣一段浸出 1、结尾pH的影响 浸出试验条件∶液固比6∶1，时刻6h，温度80～85℃，始酸浓度10～15g/L，进程操控溶液pH=1.5～1.8，在5.5h后，调整矿浆结尾pH，过滤，浸出渣用pH=4.5～5.0的酸洗刷。成果见表1。 表1  结尾pH的影响表1标明，pH＝5.22时，镉浸出率98.31%，溶液含Cd 25.25 g/L；当结尾pH＝5.74时，渣含锌进步至7.64%，当浸出渣含锌较高时，将不使用于后续铜渣火法处理，一起pH升高，锌的水解趋势加大，所以浸出结尾pH不该超越5.4。 2、浸出时刻的影响 浸出试验条件∶液固比6∶1，温度80～85℃，始酸浓度10～15g/L，进程操控溶液pH=1.5～1.8，在每次完毕浸出之前0.5h，调整溶液pH至2.0～2.5，拌和0.5h，浸出渣用pH＝4.5～5.0的酸洗刷。试验成果见表2。 表2  浸出时刻的影响成果标明，随时刻的延伸，渣含锌逐步下降，但几组试验成果改变不大，镉浸出率均大于99%，渣含镉小于0.65%，渣含铜可达33.5%以上，当试验时刻为2h，试验成果已到达浸出的要求，原因是用500 mL的烧怀进行试验，试验温度安稳、拌和充沛。但出产中应该操控时刻4～6h，以使反响充沛完结。表2所列4组试验数据渣含锌均比较低，这是因为结尾pH偏低的原因，结尾pH为4.0～4.5，但铜含量略微偏高，溶液成分见表3。 表3  不同浸出时刻的滤液（二）浸出渣二段逆流浸出 为尽可能操控镉的涣散，进步锌的收回及铜渣的档次，对一段浸出渣（一段扩大试验渣，含Zn6.22%，Cu 24.27%，Cd 0.49%，水51.4%）进行了二段逆流浸出。二段浸出试验条件：液固比5∶1，温度75～80℃，操控pH=2.0～2.5，时刻3h。 完结成果：二段浸出渣含Cu 29.86%，Cd 0.26%，滤液含Zn 3.9g/L。滤液返铜镉渣一段浸出工序，滤渣送铜冶炼厂火法提铜。 （三）海绵镉选择性富集 使用扩大试验滤液进行一次锌粉置换出产海绵镉。置换前溶液含Cd 24.50g/L，考虑置换前液总体积较少，试验在500mL烧怀中进行，试验溶液体积300mL，温度50～55℃，反响时刻45～60min，锌粉用量为溶液中镉理论用量的80%，锌粉参加时刻10min。海绵镉过滤洗刷，真空烘干。试验数据见表4。 表4  一次锌粉置换试验成果表4标明，当置换前液锌含量在30～40g/L时，一次置换海绵镉产品含镉可达85%以上，海绵镉含锌小于2.5%，但置换前液锌含量在80～130g/L时，一次置换海绵镉产品含镉即下降至78.42%，含锌进步至3.25%。 一次置换后溶液还有3～5g/L的镉，用锌粉置换剩余镉，镉渣回来一段铜镉渣浸出，滤液除钴后，回来锌冶炼中性浸出。 （四）海绵镉造液浸出 因为一次置换前液含锌高但含镉低，锌镉比为(4～5)∶1，故一次置换所得到的海绵镉不只含锌高，镉档次较低，且还有部分其它杂质，不能满意粗镉精粹工艺的要求(镉档次大于80%、Zn小于4%)，而且不易压团，所以将一次海绵镉需进行造液浸出，除杂。 因试验室所制取的海绵镉数量少，海绵镉造液浸出试验所用质料由驰宏公司供给。海绵镉成分为(%)∶Cd 53.53、Zn 10.46、Cu 0.14、Fe 0.091。 海绵镉造液浸出试验条件及操作：将露天天然氧化后的海绵镉用高酸浸出，硫酸开始浓度400～500g/L，液固比1∶1，温度90～95℃，试验选用机械拌和，并通入适量空气，反响3h以上，依据残酸量及Cu量，参加新鲜海绵镉降酸除铜，然后稀释至液固比3∶1（与质料之比），并用石灰浆液调整酸度至4.0左右，参加除铁，无铁后参加石灰乳调整酸度至5.0～5.2，过滤，滤渣回来铜镉渣浸出，滤液用于下一工序锌粉二次置换。分析测定滤渣含Cd 2.94%，Zn 2.48%，溶液含Zn 25g/L，Cd 176g/L。 （五）粗镉提取研讨 造液浸出液用锌粉进行二次置换出产镉绵，试验条件为：置换前溶液含Cd 176g/L，Zn 25g/L，考虑置换前液的总体积较少，试验在500mL烧怀中进行，溶液体积300mL，温度50～55℃，反响时刻0.5～1.0h，锌粉用量为溶液中镉理论用量的1.1%～1.2%，锌粉缓慢参加，参加时刻10min。镉绵天然过滤，真空烘干，产品含镉95.12%，Zn 2.17%。 二次置换镉绵纯度较高，镉绵含镉大于80%，锌含量小于4%，可满意下一步镉绵粗炼和真空精粹的要求。 四、定论 断定了铜镉渣选择性浸出，海绵镉选择性富集和镉绵提取工艺优化条件。经工艺优化后镉绵含镉达80%以上，含锌小于4%，可满意后续镉绵真空精粹对质料的要求。

镉(cadmium) 　　一种化学元素，化学符号Cd，原子序数48，原子量112.411，属周期系ⅡB族。1817年德国F.施特罗迈尔从碳酸锌中发现镉，K.S.L.赫尔曼和J.C.H.罗洛夫也在氧化锌中发现镉，其英文名称来源于拉丁文cadmia，含义是菱锌矿。镉在地壳中的含量为2&times;10-5%，在自然界中都以化合物的形式存在，主要矿物为硫镉矿(CdS)，与锌矿、铅锌矿、铜铅锌矿共生，浮选时大部分进入锌精矿，在焙烧过程中富集在烟尘中。在湿法炼锌时，镉存在于铜镉渣中。 　　镉是银白色有光泽的金属，熔点320.9℃，沸点765℃，相对密度8.642。有韧性和延展性。镉在潮湿空气中缓慢氧化并失去金属光泽，加热时表面形成棕色的氧化物层。高温下镉与卤素反应激烈，形成卤化镉。镉可溶于酸，但不溶于碱。镉的氧化态为＋1、＋2。氧化镉和氢氧化镉的溶解度都很小，它们溶于酸，但不溶于碱。镉可形成多种配离子，如Cd(NH3)、Cd(CN)、CdCl等。镉的毒性较大，被镉污染的空气和食物对人体危害严重，日本因镉中毒曾出现&ldquo;痛痛病&rdquo;。 　　可用多种方法从含镉的烟尘或镉渣(如煤或炭还原或硫酸浸出法和锌粉置换)中获得金属镉。进一步提纯可用电解精炼和真空蒸馏。镉主要用于钢、铁、铜、黄铜和其他金属的电镀，对碱性物质的防腐蚀能力强。镉可用于制造体积小和电容量大的电池。镉的化合物还大量用于生产颜料和荧光粉。

镉镍碱性电池，镉镍碱性蓄电池，(nickel-cadmium battery) 是指采用 金属 镉作负极活性物质，氢氧化镍作正极活性物质的碱镍镉电池性蓄电池。正、负极材料分别填充在穿孔的附镍钢带（或镍带）中，经拉浆、滚压、烧结、化成或涂膏、烘干、压片等方法制成极板；用聚酰胺非织布等材料作隔离层；用氢氧化钾水溶液作电解质溶液；电极经卷绕或叠合组装在塑料或镀镍钢壳内。 　　镉镍电池标称电压为1.2V，有圆柱密封式（KR）、扣式（KB）、方形密封式（KC）等多种类型。具有使用温度范围宽、循环和贮存寿命长、能以较大电流放电等特点，但存在&ldquo;记忆&rdquo;效应，常因规律性的不正确使用造成电性能下降。 　　镉镍电池的电池表达式为：(-)Cd︱KOH(NaOH)︱NiOOH(+) 　　电池反应为： 放电时：Cd+NiOOH+H2O&rarr;Ni(OH)2+Cd(OH)2 　　充电时：Ni(OH)2+Cd(OH)2&rarr;Cd+NiOOH+H2O 　　大型袋式和开口式镉镍电池主要用于铁路机车、矿山、装甲车辆、飞机发动机等作起动或应急电源。圆柱密封式镉镍电池主要用于电动工具、剃须器等便携式电器。小型扣式镉镍电池主要用于小电流、低倍率放电的无绳电话、电动玩具等。由于废弃镉镍电池对环境的污染，该系列的电池将逐渐被性能更好的 金属 氢化物镍电池所取代。镉镍碱性电池的&ldquo;记忆效应&rdquo;，某些类型的电池在使用过程中，由于长期得不到完全的放电，导致电池的实际容量小于真实容量的现象。由于和人的记忆模式相似，故称为记忆效应。事实上，该现象是由于电池中的某些元素的特性引起的。镍镉电池存在很严重记忆效应。虽然普遍地认为镍氢电池不存记忆效应，但从实验的结果来看，镍氢电池的记忆效应仍然存在，只是没有镍镉电池那么严重。 消除记忆效应的方法：对电池进行几次完全的充放电，容量可以得到部分恢复。&nbsp;