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。

冶炼方法:炼铅原料主要为硫化铅精矿和少量块矿.铅的冶炼方法有火法和湿法两种,目前世界上以火法为主,湿法炼铅尚处于试验研究阶段.火法炼铅基本上采用烧结焙烧——鼓风炉熔炼流程,占铅总产量的85—90%;其次为反应熔炼法,其设备可用膛式炉,短窑,电炉或旋涡炉;沉淀熔炼很少采用.铅的精炼主要采用火法精炼,其次为电解精炼,但我国由于习惯原因未广泛采    用电解法.炼锌的原料主要是硫化锌精矿和少量氧化锌产品.火法炼锌采用竖罐蒸馏,平罐蒸馏或电炉;湿法炼锌在近20年以来得到迅速发展,现时锌总产量的70—80%为湿法所生产.火法炼锌所得粗锌采用蒸馏法精炼或直接应用;而湿法炼锌所得电解锌,质量较高,无需精炼.对难于分选的硫化铅锌混合精矿,一般采用同时产出铅和锌的密闭鼓风炉熔炼法处理.对于极难分选的氧化铅锌混合矿,经长期研究形成了我国独特的处理方法,即用氧化铅锌混合矿原矿或其富集产物,经烧结或制团后在鼓风炉熔化,以便获得粗铅和含铅锌的熔融炉渣,炉渣进一步在烟化炉烟化,得到氧化锌产物,并用湿法炼锌得到电解锌.此外,也可以用回转窑直接烟化获得氧化锌产物.

一,冶炼方法:  　　炼铅原料主要为硫化铅精矿和少量块矿.铅的冶炼方法有火法和湿法两种,目前世界上以火法为主,湿法炼铅尚处于试验研究阶段.火法炼铅基本上采用烧结焙烧——鼓风炉熔炼流程,占铅总产量的85—90%;其次为反应熔炼法,其设备可用膛式炉,短窑,电炉或旋涡炉;沉淀熔炼很少采用.铅的精炼主要采用火法精炼,其次为电解精炼,但我国由于习惯原因未广泛采用电解法.  　　炼锌的原料主要是硫化锌精矿和少量氧化锌产品.火法炼锌采用竖罐蒸馏,平罐蒸馏或电炉;湿法炼锌在近20年以来得到迅速发展,现时锌总产量的70—80%为湿法所生产.火法炼锌所得粗锌采用蒸馏法精炼或直接应用;而湿法炼锌所得电解锌,质量较高,无需精炼.  　　对难于分选的硫化铅锌混合精矿,一般采用同时产出铅和锌的密闭鼓风炉熔炼法处理.  　　对于极难分选的氧化铅锌混合矿,经长期研究形成了我国独特的处理方法,即用氧化铅锌混合矿原矿或其富集产物,经烧结或制团后在鼓风炉熔化,以便获得粗铅和含铅锌的熔融炉渣,炉渣进一步在烟化炉烟化,得到氧化锌产物,并用湿法炼锌得到电解锌.此外,也可以用回转窑直接烟化获得氧化锌产物.  　　二,精矿杂质对铅锌冶炼的影响:  　　1.铅精矿中的杂质:  　　铜:在精矿中呈含铜硫化物存在.在烧结焙烧温度下,反应为氧化铜,熔炼时还原为金属铜,进入粗铅,如粗铅含铜高(>2%)时,则需造冰铜,对铜进行回收,否则,熔炼时,铅,渣分离困难,且易堵塞虹吸道,造成处理困难,影响工人健康和铅的挥发损失大.铅产品中合铜量较高时易使铅变硬.故要求铅精矿中含铜量<3%,混合精矿含铜<1%.  锌:在铅精矿中以硫化锌状态存在,焙烧时变成ZnO.在熔炼过程中不起化学变化,大部分进入炉渣,增加炉渣粘度,缩小铅液与炉渣比重差,而使二者分离困难,影响铅的回收率.部分ZnO可能凝结在炉壁上形成炉结,使操作困难.原料中含锌高时,会造成高铁炉渣,增加铅在渣中的损失.锌易使铅金属变硬不能压成薄片,并促使硫酸对铅的腐蚀性.因此要求铅精矿含锌不大于10%.  　　砷:在精矿中以毒砂(FeAsS)及雄黄(As2S3)的状态存在,熔炼时,部分还原成As2O3而挥发进入烟气,形成极有害的大气环境污染.部分As进入粗铅和炉渣;粗铅中含As高时,需采用碱性精炼法除As,产出的浮渣中所含的Na3AsO4极易溶于水而污染水源,致使人畜中毒.砷易与铅形成合金,使铅硬化,故要求铅精矿中含砷不大于0.6%.  氧化镁(MgO):熔点2800℃,增加炉渣熔点,且易使铁的氧化物在渣中溶解度降低,炉渣变粘,一般含MgO达3.5%,则故障频繁,因此希望铅精矿含MgO不大于2%.  　　氧化铝(Al2O3):熔点2050℃,使炉渣熔点增高,粘度增大,特别是与ZnO结合成锌尖晶石(ZnO·Al2O3),在鼓风炉中系不熔物质,使炉渣熔点与粘度显著升高,故要求精矿中Al2O3不大于4%.  　　2.锌精矿的杂质:  　　铜:在精矿中常呈铜的硫化物状态存在,焙烧时,主要形成不同形式的氧化亚铜,残余的硫化铜易形成冰铜,降低炉料的熔点.湿法炼锌时,溶液中的Cu++腐蚀管道,阀门,在竖罐蒸馏时,往往有少量进入粗锌,影响商品锌质量.因此要求锌精矿含Cu不大于2%.  　　铅:锌精矿中含硫化铅较高时,形成易熔的铅硫,铅硫首先促使结块甚至使焙烧料熔化,阻止硫的脱除.氧化铅易与许多金属氧化物形成低熔点共晶,在800℃时开始熔化,引起炉料在沸腾炉和烟道中结块.湿法炼铅中,焙砂浸出时,转化为硫酸铅,消耗硫酸.火法炼铅中,铅的氧化物在蒸馏罐中还原所得的铅,部分气化,冷凝成为锌锭中的杂质,影响商品锌质量,焙烧矿中硫酸铅在蒸馏罐中被还原为硫化铅,与其它金属硫化物可形成冰铜,造成罐壁的腐蚀.因此要求锌精矿中含铅不大于3%.  　　铁:铁在锌精矿中呈铁闪锌矿存在时,焙烧时形成铁酸锌.在湿法炼锌过程中,铁酸锌用稀酸浸出不溶解,影响锌的浸出率,增加浸出渣的处理费.精矿中游离的FeS焙烧时转化为Fe2O3,硫酸浸出时呈FeSO4进入溶液,在氧化中和时,生成絮状Fe(OH)3,影响浓密机澄清速度.在火法竖罐蒸馏时,焙烧矿中的Fe2O3还原成FeO与金属铁,其中金属铁在竖罐中形成积铁,影响竖罐温度升高,使锌蒸发不充分,致使渣中含锌高;矿石中存在SiO2时,易与FeO形成硅酸盐侵蚀罐壁;当粗锌进入蒸馏塔时,粗锌含铁量直接影响塔的寿命.因此希望锌精矿含铁一般不大于16%,湿法炼锌不大于10%.  　　砷:精矿中含砷,在沸腾焙烧时,砷进入烟气,造成制硫酸时V2O5触煤中毒.焙烧矿中的砷绝大部分在浸出时被除掉,但溶液含As高,则消耗FeSO4量大(铁量为砷量20倍),铁多渣多,带走的锌也多.As能在阴极上放电析出,产生烧板现象(阴极反熔).因此要求精矿混合料中As不大于0.5%.  　　二氧化硅:精矿中往往含有游离的SiO2和各种结合状态硅酸盐,在高温下与氧化锌形成硅酸锌.湿法浸出时,硅酸以胶体状进入溶液中,使产品浓缩,过滤工序极为困难.在蒸馏过程的高温条件下,SiO2与CaO,FeO等形成硅酸盐,腐蚀罐壁有碍蒸馏.要求精矿中SiO2不大于7%.  　　氟:在沸腾焙烧烟气中的氟,易使制酸系统瓷砖腐蚀,损坏设备.电解液中含氟高时,阴极锌不易剥离.要求锌精矿中F不大于0.2%.  　　三,铅锌冶炼对伴生组份的综合回收:  1.铅冶炼时的综合回收:  　　硫:在烧结机烟气中予以回收制硫酸.  　　铜:在鼓风炉熔炼时,以冰铜形式回收或在火法精炼时以含铜浮渣形式回收.  　　在烧结烟尘中予以回收.  　　金,银,铂族金属,硒,碲和铋:在电解精炼阳极泥中回收,或在火法精炼的浮渣中回收.  　　锌:在鼓风炉渣中用烟化法回收.  　　镉:在烟尘中予以回收.  　2.锌冶炼时的综合回收:  　　硫:在沸腾焙烧烟气中回收.  　　铅:在氧化锌浸出渣中回收.  　　金,银:在浸出渣中用浮选法回收为精矿.  　　镉:在铜镉渣中予以回收.  　　铜:在铜镉渣中予以回收.  　　铟,镓,锗:在铟锗渣中回收.  　　钴:在净液时以钴渣形式回收.  　　在除氟氯过程中(多膛炉或回转窑)的烟尘中回收.   　　四、矿区工业品位指标的计算方法  　　根据普查评价阶段所能获得的地质资料和国内铅锌矿山一般生产技术经济指标,计算矿区工业品位(指矿区平均品位)可采用简单易行的"价格法".  　　"价格法"公式如下:  　　① 一吨矿石完全成本:为每吨原矿所分摊的采矿,选矿,原矿运输成本及企业管理费和精矿销售费的总和:  采矿成本:即出矿成本,不同开拓方式(平硐,竖井),不同采矿方法,排水量大小等,均影响采矿成本.目前,我国地下开采小型矿山采矿成本约12—23元/吨,大中型矿山10—28元/吨.  　　选矿成本:铅锌矿石一般为浮选,其选矿成本受矿石含泥程度,矿物粒度,药剂消耗量,尾矿输送距离等因素影响.目前,浮选的选矿成本一般为10—16元/吨.  　　原矿运输成本:指采出矿石由坑口至选厂的运输费,受运输距离远近和运输方式(电机车,索道等)的影响.目前,我国坑采矿山一般为1—1.5元/吨.  　　企业管理费:企业管理费受企业规模大小和管理水平的影响.目前,我国大中型企业2—4元/吨,小型企业3—5元/吨.  　　精矿销售费:铅锌精矿由矿山选厂运至冶炼厂交货地点的一切费用(运输费,装卸费,管理费等)为精矿销售费.运输费可按公路,铁路,水运的距离和有关部门规定的运价计算.但参与上述公式计算时,应将精矿销售费折算分摊成原矿销售费.  　　② 采矿贫化率:因地质条件不同,采矿方法不同和管理水平不同,采矿贫化率而有差异.目前,我国坑内采矿的贫化率一般为10—25%.  　　③ 选矿回收率:根据具体矿区的矿石可选性试验结果选取指标.  　　④ 精矿含每吨金属价格:为国家规定的现行价格,其计价单位为精矿中所含每吨金属.  　　由于在公式中,精矿销售费需折算分摊成原矿销售费,而在品位尚未确定的条件下,精矿量难以确定,因此折算分摊存在困难,为避免这一问题,可改用下列公式.在下列公式中,一吨矿石完全成本不包括精矿销售费所分摊折算的费用.  　　公式中精矿价格需进行折算,如锌精矿含Zn 55%时,每吨金属含量的价格为1010元,则每吨精矿价格为1010元×55%=555.5元.  　　公式中精矿销售费,系每吨精矿的销售费,不分摊折算成原矿费用.  　　每一具体矿区在地质评价时,可将具体矿区的各项参数代入上述公式中,求出矿区工业品位,从而对矿区的经济意义作出评价.  　　根据我国当前铅锌矿生产一般技术经济指标的计算,以及有些矿山生产实际资料,矿区工业品位一般要求,硫化矿Pb+Zn 4—5%,混合矿Pb+Zn 6—8%,氧化矿Pb+Zn 8—10%,这个数据也可供矿床经济评价和考虑矿区是否转入详细勘探的参考.对易采易选,交通方便的矿区,以及生产矿山外围的矿区,这个数据可酌情降低.今后,考虑到矿山管理及采选技术水平的不断提高,上述矿区工业品位的参考数据,也必然会逐步降低.  　　计算矿区工业品位,除"价格法"外,尚有其它一些方法,但多较上述方法繁杂,考虑到普查阶段所能获得的资料有限,故不一一列举,必要时可向工业设计部门了解.

大都工厂在火法熔炼前经预先焙烧除硒、碲，但有些工厂则于贵铅氧化熔炼中造渣收回。后者与铜阳极泥分银炉氧化熔炼造碲渣的操作类似。阳极泥预先除硒、碲的办法，一般经回转窑或马弗炉焙烧除硒，再从焙烧渣中浸出碲。 一、回转窑焙烧除硒碲。 该作业进程是将铅阳极泥与浓硫酸混合均匀，于回转窑中进行硫酸盐化焙烧。开端温度300℃，最终逐渐升至500～550℃，使硒呈二氧化硒蒸发遇水生成亚。焙烧除硒和亚的复原与处理铜阳极泥相同。 焙烧渣经破碎，用稀硫酸浸出，可使70%左右的碲进入溶液，然后加锌粉置换取得碲泥。碲泥再经硫酸盐化焙烧使碲氧化，然后用浸出。并用电解法从浸出液中出产电解碲，碲的总收回率约50%。 二、马弗炉焙烧除硒碲。 阳极泥与浓硫酸混合均匀，置于焙烧炉内涵150～230℃下进行预先焙烧。然后将焙烧物料转入马弗炉内，在420～480℃温度下进行焙烧除硒。硒的蒸发率可达87%～93%。焙烧渣破碎后用热水浸出，并用锌粉置换取得碲泥，然后再进行提纯。

关于含锡1.5%左右的粗铋，可选用碱性精粹出产锡酸钠。粗铋熔化后，首要氧化脱砷，脱砷后粗铋降温至420℃左右，参加NaOH，待NaOH熔化后，拌和中缓慢参加NaNO3，待碱渣变干后捞出，再加NaOH与NaNO3，重复数次，待铋样表面呈现叶状斑纹为结尾。固体碱与参加量为：Sn∶NaOH∶NaNO3＝1∶3∶0.5。 出产锡酸钠的粗铋及渣料成分列于下表。 表  粗铋及碱性锡渣的成分（%）一、工艺流程 如图1所示。用锡渣出产锡酸钠，包含浸出、净化、浓缩结晶，枯燥等工序。图1  出产锡酸钠工艺流程图 二、首要技能条件 （一）水淬。水淬的意图是别离碱液中的铋珠，并使碱渣细碎。在90℃拌和浸出水淬渣，直至溶液清亮。加热水淬可带走一半的砷，但也形成部分锡的丢失；也可选用常温水淬。结尾控制在水淬滤液密度1.35～1.4克／厘米3之间。 （二）浸出。浸出的意图是使锡酸钠溶于水溶液中以利于净化。浸出液固比（3～4）∶1；浸出时刻4～6小时，因为锡酸钠在水中的溶解度随温度上升而下降，而锑酸钠在水中的溶解度随温度上升而增高，所以宜选用常温浸出，浸出率可在85%～90%之间。 （三）净化。浸出液含Sn40～50克／升，Pb1～1.5克／升，Sb0.1克／升左右，应除掉其间的铅与锑： 除铅：加Na2S除铅，温度90～95℃，配成10%的Na2S溶液，拌和中参加，至无黑色沉积发生即结尾，Na2S参加需过量。 除锑：在浓缩蒸煮进程进行加Na2S除锑，可除掉溶液中大部分锑，再挂锡片置换除锑，在除铅一起进行，在欢腾时参加精锡片进行置换反响，结尾时溶液黄色消失，清亮通明。 （四）结晶过滤。使溶液中锡酸钠结晶分出的办法有二：一是浓缩结晶分出；一是使用锡酸钠在碱性水溶液中溶解度随NaOH浓度的升高而下降，通过往溶液中参加NaOH而使锡酸钠分出，前一办法节省NaOH，母液体积小，但耗费时刻和蒸汽；后一办法节省时刻和蒸汽，但耗费了NaOH，母液体积大，常将两种办法结合进行。先加热浓缩，到达饱满浓度后锡酸钠逐步分出，经离心过滤后枯燥，即为产品锡酸钠。 三、首要设备 碱性精粹选用5吨铸钢锅一口；离心过滤机选用φ600×350毫米，过滤面积F＝0.66米2；浓缩罐二台，选用1500升夹套珐琅反响釜，枯燥箱一台。 四、产品用处 锡酸钠在电镀工业中用于碱性镀锡和镀铜锡合金；纺织工业用作防火剂，增重剂；染料工业用作媒染剂，还用于珐琅工业和玻璃工业。 五、产品质量 锡酸钠成分为（%）Sn37～42，游离碱（NaOH）3～5，Pb＜0.001，As＜0.01，Sb＜0.005，Cu＜0.03，Fe＜0.02，水不溶物低于0.2，硝酸根低于0.2，至锡（Sn2＋）契合实验。

高岭土广泛地运用于陶瓷工业、造纸工业、橡胶塑料工业、建材工业、化学工业、油漆工业等许多部分。依据其用处的不同,对高岭土的白度有着不同的要求,比如在造纸工业中,对涂布级高岭土要求白度> 83 % ,在陶瓷工业中,制造高级瓷质料要求含Fe2O3土中杂质铁,增高其白度的几种办法。        1) 吸附浮选法　在细碎高岭土( 细度为-43μm ,含Fe2O3 0.172 %) 矿浆中参加载体石灰石粉,石灰石粉作为吸附剂,把Fe2O3 从矿浆溶液中吸附到石灰石粉载体上,载体既可依托本身的疏水性,又牢靠捕收剂构成的疏水性附着于气泡,得到含铁的载体泡沫产品与含高岭土精矿的槽内产品,然后使Fe2O3 与高岭土别离。吸附浮选所用设备即为惯例的机械拌和式浮选机,所用捕收剂为塔尔油,硫酸铵 用于按捺高岭土,pH 调整用碳酸钠,水玻璃作为矿浆涣散剂。因为载体吸附为吸附、吸收、混晶、威胁、凝集等多种效果行为,因而,介质的pH、载体的增加 时刻、地址等对吸附浮选影响较大。工艺流程如图1 所示。用吸附浮选法可使高岭土中的Fe2O3 由0.172 %降至0.15 %以下。         2) 双液浮选法　将高岭土矿调成必定浓度的水溶液矿浆,参加pH 调整剂调至所需的pH 值,拌和必定时刻后参加捕收剂,持续调浆必定时刻后,然后参加有机溶液,再充沛拌和适宜的时刻后,静置分层、别离,得到有机相产品(含Fe2O3 ) 和水相产品(含高岭土) 。本办法所用设备类似于萃取别离设备。工艺流程如图2 。       拌和强度对双液浮选的别离目标影响很大,拌和强度缺乏不利于有机相的充沛涣散,然后使铁质矿藏与有机液滴磕碰触摸的时机削减;但拌和过强简略构成中间相(乳状混浊液) ,使分选效果变差,适宜的拌和强度是必要的。此法除铁效果不错,尤其在参加某种增加剂溶液时除铁效果更佳,能使- 2μm 高岭土Fe2O3 的脱除率和高岭土精矿产品的收回率到达抱负成果。一起,此法还能使有机溶液收回再生,循环运用效果甚佳。          3) 固体除铁法　除铁的根本反响如下: Fe2O3 + Na2S2O4 + 2H2SO4W2NaHSO3+ 2FeSO4 + H2O 此反响使三价铁复原成可溶的二价铁,经过滤洗刷去除铁。反响为可逆反响,工艺上要求当即过滤洗刷除掉,以避免二价铁在空气中氧化变成Fe2O3 ,这给工业生产带来很大难度,难以完成预期的去铁目标。可是,在用Na2S2O4 除铁过程中增加适量的螯合剂,螯合剂的成螯官能团与Fe2 + 生成安稳的螯合物,而螯合剂的水溶性官能团则促进其螯合物亲水性,故而生成安稳的水溶性螯合物,该含铁螯合物 在高岭土漂白后随滤液扫除,然后到达除铁意图。运用固体药剂Na2S2O4 合作增加剂螯合物进行除铁,产品白度安稳,质量牢靠,漂白产品不必洗刷,而且削减了对周围环境的污染。但固体Na2S2O4 报价贵重,且遇潮有氧存在的情况下,易分化和氧化,而下降药效,因而在运送和保管环节都须非常当心。         4) 电化学合成除铁法　在弱酸性条件下电解盐水溶液,在电解池阴极上生成连二根离子: 2HSO3- + 2H+ + 2e = S2O2 -4 + H2O 连二根离子有激烈的复原效果,能使三价铁 复原成二价Fe2 + :Fe2O3 + S2O42 - + 4H+ = 2Fe2 + + 2HSO3- + H2O 然后使固态的Fe2O3 转变成Fe2 + 水合离子进入溶液,到达与高岭土别离的意图。此法能使含铁1.115 % ( 以Fe2O3 为主) 的高岭土降至含铁0.137 %。此电解法就地发作的重生态S2O42 - ,比固体Na2S2O4 的漂白效果更为有用,无需运用贵重的固体Na2S2O4 ,药品费用低。别的,在整个反响过程中, 氢根离子按HSO3- 电解S2O42 - 漂白HSO3- 的办法循环,含有HSO3- 的滤液经处理后能够回用,既削减了氢盐的增加量,又减轻了排放含硫废液对水体的污染。但此法的电解设备一次       5) 挑选性絮凝与高梯度磁选除铁法　在高岭土矿浆中加进絮凝剂,使矿浆中微细矿粒受高分子絮凝剂效果,相互串联成松懈的絮凝团,单一的絮凝产品铁含量由Fe2O3 1.118 %降至0.169 % ,再将絮凝产品经过高梯度磁选机分选,得终究产品含Fe2O3 降至0.149 %。而单一的高梯度磁选,一次分选产品含Fe2O3 为0.161 % ,二次分选后Fe2O3 为0.152 % ,达不到高质量高岭土产品Fe2O3       6) 磁种磁选法　把细碎煤系高岭土(细度为- 20μm) 矿浆放入可调整转速的拌和器中拌和。增加定量溶解好的涣散剂(如焦磷酸钠) ,调整矿浆浓度为40 %～50 %。加pH 调整剂,调理pH 为515- 710 ,拌和10 min ,待拌和均匀后,增加事前涣散调理好的磁种( - 6μm 的磁铁矿微细粒或- 1μm 的人工铁氧体微粒) ,使磁种挑选性地与铁、钛矿藏颗粒凝集,进步这些弱磁性意图矿藏的磁性。磁种聚会的关键是调理好微细粒矿浆悬浮液的pH 值,使其介于意图矿藏和磁种等电点之间或为意图矿藏的等电点,此刻磁种和意图矿藏表面荷电性正好相反,有利于相互凝集。待高强度调整3 min 后,给入4 ×10 型高梯度磁选机中磁选(场强114～115 T) 。磁 选时调理好矿浆流量及磁选浓度(10 % - 15 %) ,使矿浆在磁介质中动态停留时刻为30～60 s ,待矿浆悉数通往后,加脉动水冲刷,退磁后排洗磁性产品。工艺流程如图3 。选用磁种别离工艺,可使原矿含Fe2O3 1.138 % ,含TiO2 0.197 %的煤系高岭土,铁、钛去除率别离达52.12 %和49.15 %。           7) 加氯高温焙烧法　煤系高岭土中固定炭含量一般为2 %左右,碳存在于高岭石结晶体空隙中,使煤系高岭土出现灰黑或灰白色,这种高岭土常选用高温氧化焙烧法除炭,来进步高岭土的白度。可是,高岭土中的含Fe 矿藏, 如黄铁矿( FeS) 、菱铁矿(FeCO3) 及褐铁矿( Fe2O3·3H2O) ,在高温焙烧时均会转变成Fe2O3 ,构成质料发黄或呈砖赤色,因而,必须在焙烧前或焙烧过程中采纳除铁、钛办法,才能将产品白度提至90 %以上。选用加氯高温焙烧法,在除炭的一起,能够去除铁、钛致色因子,到达高岭土增白的意图。加氯高温焙烧高岭土,在高岭土中C 的参加下,将铁钛的氧化物转化为低熔点高挥发性的FeCl3 (沸点315 ℃) 及TiCl4 (沸点136 ℃) ,碳则转化为CO、CO2 ,然后使C、Fe 、Ti 与高岭土别离。其化学反响式如下: 2MeO + C + 2Cl2 = 2MeCl2 + CO2   MeO + C + Cl2 = MeCl2 + CO     在相同条件下,经热力学核算,依据反响的自由焓ΔG°巨细来摆放,各种氧化物与氯反响的才能有如下的次序: K2O > Na2O > CaO > MgO > Fe2O3 > TiO2> Al2O3 > SiO2 。明显,摆放在Al2O3 之前的那些MeO ,在加碳高温氯化时,经过温度及气氛操控,均能转化为气态氯化物而除掉,而Al2O3 及SiO2 则得以保存,使高岭土到达除Fe 和Ti 等杂质的意图。加氯高温焙烧工艺,温度以800～900 ℃为宜, 适宜的质料粒度为325 目- 400 目,加氯量一般为高岭土分量的3 %左右,选用动态焙烧优于静态焙烧,以流态化焙烧技能最佳,能够取得高白度的优质高岭土。            8) 化学合成重生液态连二盐漂白法　有关高岭土增白的办法报导虽然较多,但现在绝大多数供应商仍脱离不了(俗称保险粉) 复原法。如前所述,保险粉报价贵重,且遇潮易分化氧化而下降药效。因而,寻觅一种有用的而比保险粉远为廉价的漂白药剂来代替贵重的保险粉,确是一件有意义的事。笔者用化学法发作重生液态连二盐对高岭土漂白的办法是:在高岭土矿浆中参加NaHSO3 溶液,用H2SO4 调整矿浆的pH 至必定数值,将矿浆引进一装有金属锌粒的反响器中,反响至必定时刻后,流出矿浆参加Na2CO3 溶液,调理矿浆的pH 至中性后进行过滤,所得滤饼即为漂白产品。此化学法的漂白原理为:在酸性介质中,药剂在矿浆中发作如下首要化学反响:                NaHSO3 + H2SO4 = Na2SO4 + 2H2SO3                                    H2SO3 = SO2 + H2O          2NaHSO3 + SO2 + Zn = Na2S2O4 + ZnSO3 + H2O                   ZnSO3 + H2SO4 = ZnSO4 + H2SO3                                   H2SO3 = SO2 + H2O                        Zn + 2H2SO3 = ZnS2O4 + H2O      反响生成的重生液态连二盐(Na2S2O4 和ZnS2O4) 具有很强的复原性,它们与高岭土矿浆中的固态铁的氧化物发作如下反响:       Fe2O3 + Na2S2O4 + 2H2SO4 = 2NaHSO3 +2FeSO4 + H2O          Fe2O3 + ZnS2O4 + 2H2SO4 = Zn ( HSO3 ) 2 +2FeSO4 + H2O    反响生成的FeSO4 溶于水而在后续过滤作业中被除掉,然后使高岭土去铁增白。此法可使高岭土的白度由72 %增加到83 %以上(在常温下反响漂白的情况下) ,漂白药剂总费用比用固体大幅度下降(平等目标下比较) ,只需保险粉法的1/ 3～1/ 2 。此法无需报价昂扬的设备,一次性出资少,且工艺简略,操作易行。一起, 在漂白复原过程中, 不断有NaHSO3 和Zn (HSO3) 2 生成, 它们作为再生药剂又参加到Na2S2O4 和ZnS2O4的生成反响中去,实验证明,合理循环使用反响液,能够下降NaHSO3 用量,然后进一步下降药剂本钱。因为各地高岭土的矿床成因和类型不同,高岭土中所含上色杂质的品种、数量和赋存状况等都有较大的差异,在挑选高岭土除铁办法时必需从实际出发,经过实验,挑选最佳计划和工艺条件。 来历：选矿圈

表1列举几种不同成分的粗铋。 表1  粗铋成分（%）分析表1列举的几种粗铋，可以发现存在如下规律： 火法生产的粗铋中，砷与锑含量均较高。因为在用碳还原铋的过程中，部分砷、锑也还原进入粗铋，精炼中必须将其分离除去； 火法生产的粗铋中银含量较高，所以在精炼过程中，必须优先回收银，以防银的分散与损失； 火法生产的粗铋中铅含量较高，铅是粗铋中的主要杂质，必须采取有效措施分离铅、铋，并应考虑回收大量铅渣； 湿法生产的粗铋中杂质含量较少，这是因为在湿法处理过程中已分离出铅、银、铜、砷等杂质，为精炼创造了有利条件； Pb－Bi合金中铋含量太低，在火法精炼前必须经过预处理富集铋。 铋的火法精炼在精炼锅内进行。火法精炼一般包括以下工序：熔析及加硫除铜；氧化精炼除砷、锑；碱性精炼除锡、碲；加锌除银；氯化精炼除铅、锌；最终精炼。 各工序的确定以及工序次序的安排，因各厂粗铋原料成分的不同和操作习惯的不同而有差异，但一般有如下规律： 当粗铋含碲高时，为了回收碲，常将除碲工序安排在除砷、锑工序之后，使碲富集存碲渣中以利于回收；当粗铋含碲低时，常省略除碲工序，粗铋中微量的碲经最终碱性精炼除去，此时最终精炼时间将较常规延长2小时左右。 当粗铋含砷、锑低时，常省去除砷、锑工序，粗铋中微量的砷、锑，将在最终碱性精炼中除去；当砷、锑含量高时，必须首先氧化挥发除砷、锑。 当粗铋含银高时，为了回收贵金属银，应将除银工序安排在除铅工序之前，以免银分散入氯化铅渣中；当粗铋含银低含铅高时，也可考虑将除银工序安排在除铅工序之后。有些工厂由于操作上的习惯，或因产出的氯化铅渣可返回铅系统处理，贵金属银仍可回收等原因，而将除铅工序安排在除银工序之前。但从有利于回收富集银着想，为了防止银的分散，先除银是合理的。 当处理铅高铋低的Pb－Bi合金时，常将氯化除铅分两次进行：一次氯化除铅是为了提高铋的含量；二次氯化才是为了除去剩余的杂质铅与锌。 下面介绍几个火法精炼工艺流程实例： 流程一，如图1，这种流程的特点是由于粗铋含铅高（Pb 20～25%），并且由于产出的氯化铅渣返回铅系统回收铅、银，而将除铅工序放在除银工序之前。从回收银的角度考虑，这种安排是不合理的。图1  铋火法精炼工艺流程图（一） 流程二，如图2。此流程的特点是将除银工序放在前面，以利于回收银；并且粗铋含砷、锑，碲低，因而省略了除砷、除锑、除碲工序。图2  铋火法精炼工艺流程图（二） 流程三，如图3，为直接火法精炼处理Pb－Bi合金，这个流程有三十特点：一是由于合金含砷低，含锑高，所以采用碱性除砷与氧化挥锑，锑以Sb2O3烟尘状态回收；二是氯化除铅产出的大量氯化铅渣，用湿法制取黄丹；二是精铋在铸型前加入NH4Cl作表面，使铋锭呈银白色。图3  Pb－Bi合金火法精炼工艺流程 流程四，图4介绍了国外一些厂炼铋的工艺流程，如日本住友金属矿山公司国富冶炼厂铋火法精炼工艺流程，秘鲁中部矿业公司奥罗亚冶炼厂铋火法精炼工艺流程。这种流程的安排是比较合理的。目前国内一些厂也在改革流程，以利于综合回收。图4  国外铋火法精炼工艺流程图

假如金泥含铜高时，在除锌之后还要除铜。由于金泥含铜高时，不光冶炼时为了使铜造渣要耗费许多熔剂，并且往往构成冰铜而构成金的回收率下降。一般冶炼时金泥中铜含量应小于5%。    预先脱铜的办法许多，优先运用的有硝酸铵法、硫酸高铁法、空气氧化法，除此之外还有法和二氧化锰法。一切办法中都是将铜氧化构成可溶性盐而除掉。当用硝酸铵法脱铜时，化学反响为：          3Cu+12NH4NO3 △ 3Cu（NH3）4（NO3）2+4H2O+4HNO3+2NO↑    此法反响敏捷，除铜比较完全。但硝酸铵用量不能太高，不然金泥中银会丢失。    有些矿山在金泥冶炼前进行氧化焙烧，焙烧温度为850℃左右，在焙烧时，一部分锌、铅蒸发除掉，其他铅、锌和铜则生成相应的氧化物。金泥中大部分硫被氧化成二氧化硫而除掉。因而焙烧后的金泥除金以外其它金属全部是氧化态，给熔炼发明了杰出的条件。

因金泥中含锌较高（尤其是用锌丝置换得到的金泥）,一般需预先用酸处理,以除掉大部分锌,一起使金进一步富集。酸处理常用硫酸,也有运用的。用硫酸时，化学反响为：                                                Zn+H2SO4 = ZnSO4+H2↑     酸处理要在耐酸的机械拌和槽中进行。金泥装入槽内，用清水调成30%左右的浓度。装入的矿浆体积不要超越槽容积的一半。充沛拌和后，往槽中缓缓参加硫酸，加酸时操作要细心，加酸速度不要太快,不然易形成泡沫外溢，泡沫过多时，可洒清水消泡。当反响减慢后，可往槽中加水，一起剧烈拌和，恰当补加酸，使液体pH值保持在2～3。这个进程需3～4小时。尔后可将槽中水加满，让其充沛反响4小时，反响终究pH值以4～5为好。    酸处理进程中不只会放出,并且酸也会同金泥中和硫化物反响，生成氢酸和有毒气体。因而拌和槽应密封，并配有强壮抽风机，将抽出空气充沛用碱溶液洗刷。排气口应该远离火源，避免引起爆破。    酸处理后的矿浆应静置，使料液弄清。然后将上部清液用虹吸法移出，再加上70～90℃的热水,用倾析法充沛洗刷金泥，以便除掉金泥中硫酸锌。洗刷次数一般不少于5次。在洗刷进程中要避免金泥颗粒丢失。处理后金泥过滤脱水、烘干或直接去冶炼。    硫酸处理金泥时,硫酸用量1.5公斤/公斤金泥。处理后金泥含锌量小于5%。

除铁器是一种能产生强大磁场吸引力的设备，它的用途是将原料中混杂的铁质和其他磁性物料去除，以保证输送系统中的破碎机、球磨机等机械设备能安全正常的工作。 我国除铁器的除铁效率普遍不高，有些选厂为了能提高除铁效率，通常都采用2级或3级除铁方法，但仍然不能达到选厂所需要求，其主要原因是处在煤层底部的铁物质受到的电磁力较小，同时还受上层煤的压力作用，所以除铁效果不好。 近几年，研发了一种提高除铁效率的方法，对电磁铁实施“短时强励”，即在电磁铁极靴的前边、输送带的下边安装一个传感器，其目的是利用传感器检测离极靴最远、吸引效果最弱之处的磁性物质，然后通过传感器将检测到的信号传递给强励整流器，使磁性物质再通过极靴下方时，给磁铁圈短暂的施加高的供电电压，从而产生强大的磁力流，让电磁吸力短时间剧增，这样便能将埋在深处的磁性物质吸出，之后电压便重新恢复到平时的供电状态。 传感器安装在极靴前方的目的，是为了避开电磁铁磁场的干扰，一般情况下，铁物质在煤层上部或中部的时候，不让传感器发送有效信号，只有铁质埋在煤层底部的时候，才可发送有效信号。 传感器具备以下几个环节： 正常励磁触发控制环节 主要是对电磁铁进行正常的励磁控制，需具有触发脉冲移相调节功能，控制主同路的可控硅KP1、KP2，来实现正常励磁电流调节。 强励延时控制环节 它是提供从检测到有铁物质信号时起，到铁物质正好运行到电磁铁极靴前端这段时间进行延时，然后启动强励控制信号，启动强励触发环节，在最佳时刻进行强励，且尽可能减少强励时间，不错过捕捉良机的目的。 强励时间控制环节 主要是控制施加强励时间的长短，将强励时间控制在运行前极靴的前端，到运行后极靴的后端这一段时间，可将强励时间控制在最佳范围内。 强励触发控制环节 它主要是在强励延时、强励时间的控制下，向强励主回路的可控硅KP3和KP4适时的发出强励触发脉冲，进行强励。另外，不需要对触发脉冲进行移相控制，只需将触发角控制到最小值即可，这样能够获得更大的强励电流。 在目前电磁除铁器的除铁效果不尽如人意的情况下，“短时强励”这一方法极大改善了这一状况，十分具有应用潜力。

因为这些含铁杂质的存在大大下降了石英砂的运用价值，影响产品的质量，例如在玻璃出产中，含铁杂质对玻璃的出产和质量都会发作较大的损害，特别是对玻璃熔制过程中的热力学性质和玻璃制品的透光性。因此在出产过程中进步石英砂的档次下降铁元素的含量就显得非常重要。在实际出产中先把质料进行水洗脱泥，再选用机械擦拭、磁选、浮选、超声波清洗、酸浸等工艺来除去石英砂中的铁元素，进步石英砂的运用价值。 一、机械擦拭除铁 机械擦拭是凭借机械外力和砂粒问的磕碰与摩擦来除去石英砂表面的薄膜铁及粘附在石英砂表面的含铁矿藏。现在，擦拭技能首要是棒磨擦拭和机械擦拭。关于机械擦拭，一般以为影响擦拭作用要素首要是擦拭机的结构特色和装备方式，其次为工艺要素，包含擦拭时刻和擦拭浓度。机械擦拭的功率随矿浆浓度添加而进步，原因是添加矿浆浓度能够使颗粒之间磕碰的几率添加。研讨标明，砂矿擦拭浓度在50％～60％之间作用最好。擦拭时刻原则上以开始到达产品质量要求为基准，不宜过长．因为时刻过长，会加大设备磨损，进步能耗和构成选矿提纯本钱的添加。假如选用加药高效强力擦拭，合作恰当的工艺和设备，选用棒磨擦拭作用会更好，因为加药能够增大杂质矿藏和石英颗粒表面的电斥力，增强杂质矿藏与石英颗粒相互间的别离作用。对某地原矿+0.3mm 以上的石英砂进行棒磨擦拭实验，Fe2O3从0.19％下降到0.10％，铁的去除率达47.4％。与其它除铁工艺比较较该LT艺具有以下特色：1)产品质量好、能够到达浮法玻璃对优质硅砂的质量要求；2)产值大。现在一些小规模的出产厂商和加工厂商运用这种办法除铁的较多，因为它本钱低操作简略，但除铁率相对较低。 二、磁选除铁 石英砂中首要矿藏—石英，是反磁性物质，在磁场中不能被磁化。而石英砂中含铁的杂质矿藏：赤铁矿、褐铁矿、磁铁矿、针铁矿等，大部分都是磁性物质在磁场中能够被磁化。在磁选工艺上就是运用这一性质上的差异，经过磁选除去石英砂中的这些含铁杂质矿藏。为了到达除去含铁矿藏意图，使磁性矿藏与非磁性矿藏别离，作用在磁性矿藏上的磁力有必要满意如下条件：作用于磁性矿粒上的磁力大于作用于磁性矿粒上的一切机械力的合力。 磁选分为干选和湿选。以海南义昌石英砂矿出产工艺流程为例，把干选和湿选两种工艺进行比较发现，湿式强磁选存在磁选机耗电量大、介质易磨损、出产用水量大、运转和修理本钱高级缺点。干式强磁选工艺操作便利，运转和修理本钱比湿式低。 在磁选工艺中，湿式强磁选机能够最大极限地铲除包含连生体颗粒在内的赤铁矿、褐铁矿和黑云母等弱磁性杂质矿藏。一般来说，对含杂以弱磁性杂质矿藏为主的石英砂，运用湿式强磁机在10000奥斯特以上能够选出；对含杂质以磁铁矿为主的强磁性矿藏，则选用弱磁机或中磁机进行选取作用比较好。在出产中选用湿式强磁选机最佳可获得Fe2O3为0.036％的优质石英砂精矿。湿式强磁选机除铁作用受给料量、冲刷水量、磁场强度等参数影响，其间以磁场强度影响最大。别的，磁选次数越多，石英砂粒度越细，除铁作用越好。 三、超声波除铁 超声波是一种依托媒质来传达的高频率(频率大于20000Hz)声波，它具有机械能，在传达的过程中会与媒质发作相互作用，发作机械效应、热效应及空穴效应。当超声波在水(或溶液)布时，会发作许多紧缩、胀大区域，导致了很多微气泡(空化泡)的构成和决裂，这种状况被称为空化现象。在空化过程中，液体内部压强发作骤变，然后伴有冲击波，其压力可达几千至几万个大气压。在这种冲击波的作用下，粘附在颗粒表面的含铁杂质便从颗粒表面脱落下来进人液相，然后到达除铁的意图。 超声波除铁首要是除去颗粒表面的次生铁薄膜(即“薄膜铁”)。铁质薄膜结合结实，在选矿中运用的机械擦拭办法不能使其别离出来。用超声波技能处理含“薄膜铁”的天然硅砂具有时刻短功率高的特色。当处理时刻10min时，除铁率一般可达46％～70％。在选用超声波除铁应留意及时扫除废液，防止因二次粘附而下降除铁作用。超声波清洗与化学药剂(涣散剂)相结合，除铁率能够进步5％～30％。超声波对药剂的强化作用首要原因是空化作用的存在既有助于药剂的涣散，添加其与矿粒表面的作用几率，又有助于药剂在颗粒表面进行的溶解和涣散作用。选用超声波除铁时，矿浆浓度不宜过大。因为当浓度太大时，因解吸下来的杂质太多不能及时排走，便会再次吸附在颗粒表面，使除铁作用反而下降。超声波的强度对石英砂的除铁作用也有必定的影响，超声波的强度越强除铁功率越高。 超声波除铁与机械擦拭比较此法不只可消除矿藏表面杂质，并且能够铲除颗粒解理缝隙处的杂质，因此，其除铁作用更好。超声波除铁关于硅砂这种廉价资源来说，现在还显得比较贵重，在大型选矿厂运用仍有困难，但用于那些要求纯度高、用量少的出产领域是或许的。 四、浮选除铁 浮选法首要是用来别离石英砂中的长石，也可用来除去石英砂中的云母等粘土矿藏以及次生铁。最典型工艺是以为活化剂，在强酸性下(pH 2～3)选用胺类阳离子捕收剂进行浮选。浮选铁时，NaOH可用来按捺被金属离子活化的石英；浮选长石、云母等粘土矿时，H2SO4不只能够在被浮的长石表面发作定位吸附，下降表面负龟性，并且可活化长石和云母。 浮选法可分为3种：第一种是有氟有酸法。这种办法因其浮选作用好、简略操控、目标安稳而被广泛选用。但氟离子对土地的侵蚀作用及对周同生态环境的损坏很大。第二种是无氟有酸法。这种办法的最大长处是防止运用对环境有损坏性作用的氟离子，出产目标安稳，但强酸对选矿设备的腐蚀作用不容忽视。对浮选设备有较高要求。第三种是无氟无酸法。在天然pH条件下，经过对阴阳离子捕收剂的合理分配，发明一个共同的高浓度矿浆浮选环境，到达优先浮选杂质矿藏的意图。但因为这种办法对原砂处理及矿浆环境有较严厉的要求，出产上不简略操控，现在未能得到广泛运用。浮选法对去除赋存于重矿藏中的铁作用很好，美国硅砂选矿厂选用在酸性条件下，以石油磺酸钠、火油为捕收剂，别离出黑云母及含铁矿，使Fe2O3含量从0.12％～0.18％降至0.06％～0.065％。浮选法除铁工艺简略、本钱低、作用好。该工艺对扩展我国石英砂资源的运用规模起到了活跃的作用。 五、酸浸除铁 酸浸除铁是运用石英不溶于酸(HF在外)，含Fe的杂质矿藏能被酸液溶解的特色，然后能够实现从石英砂中除去含铁矿藏的意图。酸浸法不只能够从石英砂中除去含铁矿藏，对石英中的非金属杂质矿藏均有杰出的去除作用。 浮选后的石英颗粒其有害成分以斑驳或包裹体形状连体在表面。要脱除这部分杂质，有必要进行酸浸处理。酸浸法常用酸类有硫酸、、硝酸和等。对Fe、AI、Mg的脱除，上述酸均有作用。研讨发现对铁的去除作用比硫酸要好。在石英砂巾因为有害成分是以矿藏集合体而不是以纯矿藏形状存在，选用混合酸浸出比单一酸的酸浸作用好。各种酸的配比以及参加次序对杂质矿藏的去除也有较大影响。酸液浓度要合适，酸液浓度过低，耗时长，产值低且除杂作用欠好；酸液浓度过高，不光会使本钱添加，对设备的腐蚀加重，并且相同会使SiO2产值下降。酸浸温度对石英中杂质的除去率影响较大。温度越低，反响速度越慢，需时越长；温度越高，酸的蒸发随之加速，然后使酸的用量添加。别的，酸浸时刻、矿藏粒度及矿浆拌和均对去除作用发作影响。当经一次酸浸后产品中杂质含量达不到要求还能够进行二次酸浸和屡次酸浸，直到杂质铁的含量到达要求停止。 一般来说运用硫酸、、硝酸和费用高，并且对环境影响大。外国学者F·维格里奥等人运用草酸作浸出剂除去石英砂矿藏中的铁。这种办法是运用革酸与矿粒表面的Fe3+反响生成络合物再溶于水到达除铁意图，但这种状况下铁的溶解机理有别于无机酸对铁矿藏的溶解。运用草酸除铁长处在于，浸出时构成了可溶性络合物(例如，三草酸铁(III)络合阴离子)，该络合物在微生物和日光作用下均可被分化。别的用草酸除铁对矿石的粒度有必定的要求，一般要求把矿石磨细到均匀粒径20um左右，在处理矿石3 h以上，除铁率可达80％～100％。经过酸浸处理后，可获得SiO2纯度达99.99％，Fe含量 六、生物除铁 用微生物浸除石英砂颗粒表面的薄膜铁或浸染铁是新近发展起来的一种除铁技能，现在处于实验室和小型实验的研讨阶段。据国外研讨结果标明，黑曲霉菌、青霉菌、梨形毛菌、假单胞菌类、杆菌类、多粘芽胞杆菌、乳酸小球菌等微生物对石英表面氧化铁进行浸除时，均取得了较好的作用，其间以黑曲霉素菌浸除铁作用最佳，Fe2O3的去除率最高达88.8％，石英砂中Fe2O3的档次低达0.008％。研讨还发现用细菌和霉菌预先培养好的培养液浸出铁的作用更好。厌氧菌种分化铁的速率比需氧菌种要慢些。不同氧化铁矿藏的细菌浸出灵敏性不同，从褐铁矿中溶解铁比从针铁矿中要慢，可是比从赤铁矿中要快得多。值得指出的是，浸出后的终究铁含量与浸出前开始的铁含量无关，而与铁在矿藏质猜中的存在方式有关。只要不坐落矿藏晶格点阵中的铁才干经过此办法除去。

粗铋碱性精粹产出的碱性碲渣，其成分已列于下表，其间含Te6～30%，是收回碲质料。 一、工艺流程 出产碲的流程如图1。图1  碲出产工艺流程图 二、首要技能条件 （一）球磨与浸出。碲渣装入湿式球磨机磨至100～120目，液固比为1∶1，每批球磨4小时，然后将球磨液泵至浸出罐，用水稀释至原体积的三倍，加温至80～95℃，拌和6小时后弄清。上清液成分为（克／升）：Te30～32，Se2～3，Bi＜0.1，Pb0.01～0.03，Fe＜0.1，As0.1～0.3，Sb0.1～0.2，Ca＜0.1，Zn＜0.1，游离NaOH30～32。 （二）净化。净化的意图是除掉重金属杂质和SiO2。加Na2S使重金属杂质变成硫化物沉积，每升溶液参加Na2S量一般为1.5～2.5克，反应为： Na2PbO2＋Na2S＋2H2O＝PbS↓＋4NaOH 参加适量CnCl2，使SiO2生成硅酸钙沉积，其反应为： Na2SiO8＋CaCl2＝CaSiO8↓＋2NaCl 操控溶液含NaOH量为25～35克／升，液温85℃以上，当滤纸呈棕灰色即为结尾。 （三）中和。中和的意图是使转化为TeO2，一起为了脱硒，加温至60～80℃，用稀硫酸（酸∶水＝1∶4）中和至pH4.5～6，生成TeO2沉积，反应为： Na2TeO3＋H2SO4＝TeO2＋Na2SO4＋H2O 鼓风拌和、过滤、TeO2沉积用沸水洗刷后，其化学成分为（%）：Te70～75，Se＜0.1，Cu＜0.1，Pb0.5～1.5，SiO24～5，Bi0.2～0.4，Sb0.2～0.3。 （四）煅烧。煅烧的意图是为了进一步脱硒。煅烧温度300～450℃，恒温1～3小时，当TeO2呈黄白色即为合格品。 （五）造液。TeO2能溶于NaOH溶液，反应为： TeO2＋2NaOH＝Na2TeO3＋H2O 每千克TeO2参加0.55～0.65千克NaOH，液固比为5∶1，液温90℃，溶液密度大于1.36克／厘米3，静置两天后运用。 （六）电积。电解液为净化后的溶液。其化学成分为（克／升）：Te180～220，NaOH80～100，Se＜0.3，Pb＜0.003，Cu＜0.003。室温下电积，电流密度40～60安／米2；同极距为50～110毫米；槽电压1.5～2.8伏；电解液循环补加新液，使溶液含碲大于100克／升；阳极选用铁板，阴极选用不锈钢板；电解周期5～12天。 通直流电后，碲在不锈钢阴极板上分出，阳极开释氧气。 （七）铸型。出槽后，用木锤轻敲阴极，将分出碲敲碎落入不锈钢桶内煮洗，可先加少数草酸，煮洗36小时后，再用蒸馏水煮洗48小时。将洗净的分出碲烘干，坩埚熔铸，铸型温度为480～600℃可加少数硼砂扒渣，铸锭表面吹风冷却。 三、首要设备 （一）球磨机。φ600×1000毫米，转速45转／分。 （二）浸出罐，中和罐，净化罐。各一个，选用夹套式珐琅反应釜（φ1000×1500毫米），机械拌和。 （三）真空泵。SZ－2二台。 （四）电解槽。六个，钢板衬胶，790×600×640毫米。 （五）硅整流器。GZH3－40型一台，100安，50伏。 四、产品用处 碲用于半导体工业温差发电与温差致冷；作冶金添加剂，改进钢铁和铜，铅及其合金的功能；还用于有机化工组成作催化剂，用于玻璃、陶瓷工业作染色剂。 五、产品质量 一号精碲的化学成分（%）：Te≥99.99，Cu≤0.001，Pb≤0.002，Al≤0.001，Bi≤0.001，As≤0.0005，Fe≤0.001，Na≤0.003，Si≤0.001，S≤0.001，Se≤0.002，Mg≤0.001。 六、其它办法收回碲 （一）还原法。还原法是将TeO2粉末配入面粉作还原剂，在坩埚内还原熔炼，待白色蒸气挥发完后，加硼砂扒渣。所产出之碲锭含碲99%，可用作冶金添加剂和玻陶染色剂。 （二）可溶阳极电解。阳极板由含碲99%的粗碲铸成，阴极选用不锈钢板，选用电解液，含NaOH 80～100克／升，Te 90～100克／升，室温，电流密度50～100安／米2，槽电压1.5～2伏。可产出1号精碲。

再生铅的现状和再生办法 　　工业兴旺国家和地区再生铅工业的开展较快。再生铅在铅工业中占有重要的方位， 2000 年工业兴旺国家和地区再生铅占铅总产值的百分比分别是：美国 46 ％，日本 58 ％，德国 48 ％，法日 57 ％，意大利 52 ％，中国台湾 100 ％。 　　我国铅的产值尽管增加很快，但再生铅产值增加的速度却很慢，近 5 年来一向徜徉在 15~17 万吨之问并且有下降的趋势。据《有色金届年鉴》计算， 2000 年我国再生铅产值仅为 10.2 万吨， 　　占当年全国铅总量的 2 7 ％。首要原因是我国原铅工业的开展较快，约束了再生铅比例的进步。 　　废铅首要来自蓄电池极板，电缆铠装、管道、和铅板。只要将这些废铅搜集起来送到再生铅厂再熔、重炼，即可生产出精粹铅、软铅和各种铅基合金。废蓄电池和电缆包皮收回的铅，含有少数的锑和其他金属，这种再生铅一般仍转卖给蓄电池制作供应商。含 　　锡的再生铅大多从头用来制作焊条，轴承合金与其他铅锡合金。一般汽油和染猜中的铅无法收回，是铅形成环境污染的首要因素。箔材、焊条、热处理和电镀中的铅，现在还难以收回。 　　从环境保护的视点看，不管原铅工业怎么兴旺，也应当充沛注重废铅的收回与再生工作。.

问:水样中含有铜、铅、硒，除了原子吸收检测外，还有什么检测方法可以使用。希望多多给出宝贵意见。最好是一些化学方法，有没有很容易操作的。答:你可以用分光光度计测定!你去查一下各种金属的显色反应!质谱 原子发射 都可以!但是还是分光光度计 最简单

铅锌是人类从铅锌矿石中提炼出来的较早的金属之一。铅锌广泛用于电气工业、机械工业、军事工业、冶金工业、化学工业、轻工业和医药业等范畴。此外，铅金属在核工业、石油工业等部分也有较多的用处。在铅锌矿中铅工业矿藏有11种，锌工业矿藏有6种，以方铅矿、闪锌矿最为重要。方铅矿的化学式为PbS，晶体结构为等轴晶系，硫离子成立方最严密堆积，铅离子充填在一切的八面体空地中。新鲜的方铅矿表面具有疏水性,未氧化的方铅矿很易浮选，表面氧化后可浮性下降。黄药或黑药是方铅矿的典型的捕收剂，黄药在方铅矿表面发作化学吸附，白药和乙硫氮也是常用捕收剂，其间丁铵黑药对方铅矿有选择性捕收作用。重铬酸盐是方铅矿的有用按捺剂，但对被Cu2+活化的方铅矿，其按捺作用下降。被重铬酸盐按捺过的方铅矿，很难活化，要用或在酸性介质中，用氯化钠处理后才干活化。不能按捺它的浮选,对方铅矿的可浮性很灵敏，过量硫离子的存在可按捺方铅矿的浮选；二氧化硫、及其盐类、石灰、硫酸锌或与其它药剂协作可以按捺方铅矿的浮选。 闪锌矿的化学式为ZnS，晶体结构为等轴晶系, Zn离子散布于晶胞之角顶及一切面的中心。S坐落晶胞所分红的八个小立方体中的四个小立方体的中心。浓度为4～6×10－5摩尔/升时对活化的闪锌矿有较强的按捺作用，浓度偏高时却使其杰出浮游。其作用机理为：浓度低时与闪锌矿表面活化膜及表面晶格离子反响生成的金属羟基化合物起按捺作用并使黄药脱附，浓度高时则在矿藏表面发作氧化复原反响生成许多元素硫。 可以激烈的按捺闪锌矿,此外硫酸锌、硫代硫酸盐等都可以按捺闪锌矿的浮选。 黄铁矿是地壳中散布最广的硫化物，构成于各种不同的地质条件下，与其他矿藏共生。黄铁矿能在多种安稳场中存在是因为Fe2+的电子构型，使它进入硫离子组成的八面体场中获得了较大的晶体场安稳能及附加吸附能。因此，黄铁矿可构成并安稳于各种不同的地质条件下。 除了黄铁矿的晶体结构、化学组成、表面结构等要素对其可浮性有影响之外,许多研讨也标明，黄铁矿的矿床成矿条件、矿石的构成特色、矿石的结构结构等要素也有影响。石透原对日本十三个不同矿床的黄铁矿的化学分析成果指出，各矿样的S/Fe比值大都在1.93～2.06范围内动摇，S/Fe比愈挨近理论值2，则黄铁矿可浮性愈好。陈说文等对八种不同产地的黄铁矿的可浮性进行了研讨，以为单纯用硫铁比来判别其可浮性有必定的局限性，黄铁矿的可浮性还与其半导体性质及化学组成有关。两者的关系为：S/Fe比高的黄铁矿为N型半导体，其温差电动势为负值，可浮性差，易被Na2S、Ca2+等离子按捺；S/Fe比挨近理论值2者既可能是P型也可能是N型半导体，在酸性介质中可浮性好，在碱性介质中可浮性差；S/Fe比值低的黄铁矿为P型半导体，温差电动势大，在碱性介质中可浮性好，难以被Na2S、Ca2+等按捺，但在酸性介质中可浮性差。 短链黄药是黄铁矿的传统捕收剂，其疏水产品为双黄药。在黄药作用下，黄铁矿在pH小于6的酸性介质中易浮,但pH为6～7间有不同研讨标明其可浮性变差或更好浮。凌竞宏等研讨则标明这一现象和矿样处理方式有关。在碱性条件下，黄铁矿可浮性跟着pH值的升高而下降。 黄铁矿的活化剂一般运用硫酸，此外也可用Na2CO3或CO2来活化。作用机理为：其一是下降溶液pH值，使黄铁矿表面Ca2+、Fe2+、Fe3+等离子构成络合物或难溶盐从黄铁矿表面脱附而进入溶液，康复黄铁矿的新鲜表面；其二是因为活化剂的存在使黄铁矿表面难以被氧化，然后被按捺的黄铁矿得以活化而上浮。当黄铁矿表面氧化较深时，可被Cu2+活化。其机理为Cu2+可替代黄铁矿晶格中的Fe2+使表面生成含铜硫化膜然后增强对黄药的吸附作用；但当黄铁矿吸附捕收剂或遭到石灰按捺较深时，则需在酸性介质中或经酸清洗后方可被CuSO4活化。石灰常用于进步矿浆PH值，按捺硫化铁矿藏 铅锌浮选 铅锌矿的常用捕收剂有： 1、黄药类这类药剂包含黄药、黄药酯等。 2、硫氮类，如乙硫氮，其捕收才能较黄药强。它对方铅矿、黄铜矿的捕收才能强，对黄铁矿捕收才能较弱，选择性好，浮选速度较快，用处比黄药少。对硫化矿的粗粒连生体有较强的捕收比它用于铜铅硫化矿分选时，可以得到比黄药更好的分选作用。 3、黑药类 黑药是硫化矿的有用捕收剂，其捕收才能较黄药弱，同一金属离子的二烃基二硫代磷酸盐的溶解度积均较相应离子的大。黑药有起泡性。 工业常用黑药有：25号黑药、丁铵黑药、胺黑药、环烷黑药。其间丁铵黑药（二丁基二硫代磷酸铵）为白色粉末，易溶于水，潮解后变黑，有必定起泡性，适用于铜、铅、锌、镍等硫化矿的浮选。弱碱性矿浆中对黄铁矿和磁黄铁矿的捕收才能较弱，对方铅矿的捕收才能较强。 4、铅锌浮选调整剂 调整剂按其在浮选进程中的作用可分为：按捺剂、活化剂、介质pH调理剂、矿泥分散剂、凝聚剂和絮凝剂。 调控剂包含各种无机化合物(如盐、碱和酸)、有机化合物。同一种药剂，在不同的浮选条件下，往往起不同的作用。 按捺剂 （一）石灰 (CaO)有激烈的吸水性，与水作用生成消石灰Ca(OH)2。它难溶于水，是一种强碱，参加浮选矿浆中的反响如下： CaO+H2O＝Ca(OH)2 Ca(OH)2=CaOH++OH－ CaOH+＝Ca2++OH－ 石灰常用于进步矿浆PH值，按捺硫化铁矿藏。在硫化铜、铅、锌矿石中，常伴生有硫化铁矿(黄铁矿、磁黄铁矿和白铁矿、硫砷铁矿(如毒砂)，为了更好处理浮选铜、铅、锌矿藏，常要加石灰按捺硫化铁矿藏。 石灰对方铅矿，特别是表面略有氧化的方铅矿，有按捺作用。因此，从多金属硫化矿中浮选方铅矿时，常选用碳酸钠调理矿浆pH。假如因为黄铁矿含量较高，有必要用石灰调理矿浆pH时，应留意操控石灰的用量。 石灰对起泡剂的起泡才能有影响，如松醉油类起泡剂的起泡才能，随PH的升高而增大，酚类起泡剂的起泡才能，则随pH的升高而下降。  石灰自身又是一种凝聚剂，能使矿桨中微细颗粒凝聚。因此，当石灰用最适其时，浮选泡沫可坚持必定的粘度；当用量过大时，将促进微细矿粒凝聚，而使泡沫粘结胀大，影响浮选进程的正常进行。 （二）(NaCN、KCN)是铅锌分选时的有用按捺剂。首要是和，也有用的。 是强碱弱酸生成的盐，它在矿浆中水解，生成HCN和CN－ KCN＝K++CN－ CN+H2O＝HCN++OH－ 由上述平衡式看出，碱性矿浆中，CN－浓度进步，有利于按捺。如pH下降，构成HCN(氢酸)使按捺作用下降。因此，运用，有必要坚持矿浆的碱性。 是剧毒的药剂，多年来一直在进行无或少按捺剂的研讨。 （三）硫酸锌硫酸锌其纯品为白色晶体，易溶于水，是闪锌矿的按捺剂，一般在碱性矿浆中它才有按捺作用，矿浆pH愈高，其按捺作用愈显着。硫酸锌在水中发作下列反响： ZnSO4＝Zn2++SO42－ Zn2++2H2O=Zn(OH)2+2H+ Zn(OH)2为化合物，溶于酸生成盐 Zn(OH)2+H2SO4＝ZnSO4+2H2O 在碱性介质中，得到HZnO2-和ZnO22-。它们吸附于矿藏增强了矿藏表面的亲水性。 Zn(OH)2+NaOH＝NaHZnO2+H2O Zn(OH)2+2NaOH＝Na2ZnO2+2H2O 硫酸锌独自运用时，共按捺作用较差，一般与、、盐或硫代硫酸盐、碳酸钠等协作运用。 硫酸锌和联合运用，可加强对闪锌矿的按捺作用。一般常用的份额为：∶硫酸锌＝1∶2～5。此刻，CN－和Zn2+构成胶体Zn(CN)2沉积。 （四）、盐、SO2气体等 、盐、二氧化硫气体这类药剂包含二氧化硫(SO2)、(H2SO3)、钠和硫代硫酸钠等。 二氧化硫溶于水生成： SO2＋H2O＝H2SO3 二氧化硫在水中的溶解度随温度的升高而下降，18℃时，用水吸收，其间的浓度为1.2%；温度升高到30℃时，的浓度为0.6%。及其盐具有强复原性，故不安稳。可以和许多金属离子构成酸式盐、氢盐或正盐(盐)，除碱金属正盐易溶于水外，其他金属的正盐均微溶于水。在水平分二步解离，溶液中H2SO3、HSO3－和SO32－的浓度，取决于溶液的pH值。运用盐浮选时，矿浆PH常操控在5～7的范围内。此刻，起按捺作用的首要是HSO3－。二氧化硫及(盐)首要用于按捺黄铁矿、闪锌矿。用溶解有二氧化硫的石灰构成的弱酸性矿桨(pH=5～7)，或许运用二氧化硫与硫酸锌、硫酸亚铁、硫酸铁等联协作按捺剂。此刻方铅矿、黄铁矿、闪锌矿遭到按捺，被按捺的闪锌矿，用少数硫酸铜即可活化。还可以用硫代硫酸钠、焦钠替代盐)，按捺闪锌矿和黄铁矿。 关于被铜离子激烈活化的闪锌矿，只用盐其按捺作用较差。此刻,假如一起增加硫酸锌，或，则可以增强按捺作用。盐在矿浆中易于氧化失效，因此，其按捺作用有时刻性。为使进程安稳，一般选用分段增加的办法。 （五）起泡剂 起泡剂应是异极性的有机物质，极性基亲水，非极性基亲气，使起泡剂分子在空气与水的界面上发作定向摆放，大部分起泡剂是表面活性物质，可以激烈地下降水的表面张力。同一系列的有机表面活性剂表顶活性按“三分之一”的规则递加，此即所谓“特芳贝定则”。起泡剂应有恰当的溶解度。起泡剂的溶解度，对起泡性能及构成气泡的特性有很大的影响，如溶解度很高，则耗药量大，或敏捷发作许多泡沫，但不能耐久，当溶解度过低冰来不及溶解，随泡沫丢失，或起泡速度缓慢，连续时刻校长，难于操控。

铅别离有两种计划：一是浮铜抑铅，二是浮铅抑铜。常用的办法有如下几种：(1)重铬酸盐法。这是一种比较传统的办法，用重铬酸盐按捺方铅矿，完成抑铅浮铜。这种办法对被铜离子活化过的方铅矿按捺力差，当矿石中含有易氧化的次生硫化铜矿藏时，不宜运用此法。这种办法关于受过氧化的方铅矿按捺作用更好，但因为此法对环境有污染，选用这种办法的选厂日趋削减。(2)法。对黄铜矿按捺力较强，但对方铅矿几乎不发生按捺作用，因而运用这种办法能够抑铜浮铅，并得到较好的作用。当矿石中次生铜矿藏多时，因对次生铜矿藏按捺作用弱，且耗费多，故常选用加硫酸锌法加强对铜矿藏的按捺作用。因为有剧毒，且能溶解贵金属，故应尽量少运用，推行无工艺。(3)氧硫法。这种办法是用二氧化硫或盐组合其他按捺剂来按捺方铅矿浮选黄铜矿。氧硫法常用的组合有：二氧化硫(或)+淀粉;+;硫代硫酸钠十。选用这种办法时，因为盐类也按捺闪锌矿和黄铁矿，所以稠浊在}昆合精矿中的锌、铁硫化物会进入铅精矿，使铅精矿质量较差，但铜精矿质量较高。假如方铅矿被铜离子活化过，别离作用欠好，不宜选用此法。(4)羧甲基纤维素(CMC)+水玻璃(或焦磷酸钠)法。某矿选用羧甲基纤维素与水玻璃按质量比1:100的混合剂或羧甲基纤维素与焦磷酸钠按质量比l:10的混合剂分选铜铅混合精矿，抑铅浮铜取得了较好的目标。详细的药剂份额，可根据详细情况经过实验来断定。(5)加温法。这种办法是先用蒸气把铜铅混合精矿加温到60℃左右，在酸性或中性矿浆中，方铅矿表面的捕收剂，解吸下来，表面氧化亲水，而黄铜矿依然上浮。选用这种办法不用另加其他药剂，所得的铜精矿档次高，含铅、锌低。别的，因为不需参加其他药剂，能够削减污染。

现在，粗铅的出产仍主要是火法，湿法炼铅仍处于实验或小规模出产阶段，粗铅精粹有火法精粹和电解精粹两种办法。    火法炼铅大约有80%的工厂选用烧结焙烧-鼓风炉还原熔炼的办法，其工艺流程见图下图[1]。    因为烧结焙烧-鼓风炉还原熔炼的铅冶炼办法存在出产环节多、流程长、返粉多、热利用率低、对环境污染严峻等问题，在上世纪80年代冶金工作者研讨成功了一批新的高温铅冶炼办法，对强化业炼进程，下降能耗，减轻对环境的污染有了严重改善，其间用于出产的有前苏联的基夫赛特法、德国的QSL法、澳大利亚的艾萨法、瑞典的卡尔多法和芬兰的奥托昆普法。我国也对水口山炼铅法进行了工业实验。这几种新的铅冶炼办法都存在一个一起的困难，就是炉渣含铅较高，都少不了建一个炉渣贫化系统，然后添加基建投资和操作难度，影响了它们的推行。    含秘高的粗铅，一般选用电解精粹。铅的电解精粹选用系统，铅离子浓度100g/L，总酸150g/L，电解温度35~5090，电流密度150~200A/m2，槽电压0.4~0. 5 V，极距离80~90mm，添加剂：牛胶、木质磺酸钠等，电流效率93％~96％。    参考文献：    1  6株洲冶炼厂．铅的出产．长沙：湖南人民出版社，1973

硅灰石除铁设备： 不仅用于弱磁性矿物的粗、精选，还可用于非磁性矿物的除铁工艺中，磁系多采用优质钕铁硼磁性材料，磁能稳定，磁力强，处理量大，回收率高等特点。分离出的铁粉品位较高，可直接出售，大大提高了硅灰石矿的综合利用率。 湿式磁选机工作原理： 矿浆经给矿箱给入磁选机槽体，呈松散状态进入给矿区。经磁场区时，其中磁性较强的矿粒在磁场的作用下，被吸附在圆筒表面上，圆筒转动过程中，磁性矿粒成链状进行翻动，同时夹杂在磁性矿物中一部分脉石矿粒及泥沙被水冲刷排出，磁性矿粒随圆筒旋转，被带出矿场区被水冲入清矿中，非磁矿物被甩掉，在槽内矿浆流的作用下，从尾矿槽排出，从而完成分选过程。 硅灰石除铁设备的优点： 1、磁系采用优质钕铁硼，磁能积高、顽力强及磁通密度高。2、使用多层感应纯铁导磁材料作为磁介质，磁场梯度高。3、工作面磁场性能优良，直接与矿物接触。4、设计了编程器控制系统，无需人工操作。 硅灰石除铁方法： 为了达到除去含铁矿物目的，硅灰石除铁设备作用于磁性矿粒上的磁力大于作用于磁性矿粒上的所有机械力的合力。其中磁选次数越多，硅灰石粒度越细，除铁效果越好。对含杂以弱磁性杂质矿物为主的硅灰石，利用湿式强磁选机在一千奥斯特以上可以选出，对含杂质以磁铁矿为主的强磁性矿物，则采用弱磁性或中磁选机进行选取效果比较好。

我国铜铅分离方法

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

莱厂铜阳极泥经一次水洗脱水后，首要组分为（%）：银19.10、金0.09、铜16.67、铅8.75、硒3.63、碲0.20、铂5.6（g∕t)、钯48.8（g／t）、二氧化硅15.10。 处理上述阳极泥选用酸化的食盐液浸出除铅，氧化除铜、硒，浸出渣的火法熔炼与电解精粹，然后收回铂族金属的流程。 在低浓度介质中参加食盐浸出除铅，是因为铅在阳极泥中首要以硫酸铅方式存在。运用酸性食盐饱满液浸出铜阳极泥，只需固液比足够大，铅的浸出率都会很高。浸出液中金、银的损失率小于1%，铜的浸出率约为50%。 浸出实验是在液温60～80℃、固液比1∶4～6、食盐浓度300g∕L、0～30g∕L的条件下机械拌和浸出2h，铅的浸出作用如下表。 表  不同条件食盐液浸出除铅成果样号阳极泥含铅∕%浸出条件浸渣含铅∕%铅浸出率∕%固液比∕g·L－117.031∶6300.099926.001∶4101.108236.001∶404.4925     从上表中看出，在液温文食盐浓度及操作方法相同的情况下，固液比和浓度直接影响除铅作用。在通常情况下，选用固液比1∶4和浓度略大于10g∕L的溶液进行浸出，铅的浸出率就可到达80%～90%。     过滤后，浸出液于拌和下加石灰中和至pH9，使重金属和硫酸根沉积后，溶液含铅小于0.1g∕L可回来循环运用。实践证明，废液回来对铅、铜的浸出率和金、银的损失率均无影响。     浸出作业中，食盐和的耗费量分别为1.6和0.5t∕t银阳极板。食盐的耗费量大，首要是因为用石灰中和时发生很多的泥渣，使很多食盐机械损失于中和渣中。

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。

在粗铅的火法精粹中，铋是最难除掉的杂质，国外一些厂常选用加钙、镁办法除铋。因为钙、镁与铋生成难熔的金属间化合物，构成浮渣而与铅别离。 图1是Ca－Bi系状态图。钙与铋构成两个化合物：Ca3Bi2和CaBi3。其间Ca3Bi2含铋77.66%（分量），熔点不低于1200℃：而CaBi3在507℃分解为Ca7Bi4。图1  Ca－Bi系状态图 从图1可见存在两个共晶：Ca3Bi2与铋构成的共晶熔点270℃，组成挨近纯铋，而Ca3Bi2与钙构成的共晶熔点786℃，含铋12%（原子）或含铋41.5%（分量）。因为Ca－Bi构成难熔的金属间化合物Ca3Bi2，所以用于粗铅脱铋。 图2描绘了Bi－Mg系状态图。图2  Bi－Mg系状态图 从图2可见，铋和镁构成化合物Bi2Mg3，熔点823℃。Bi2Mg8与Bi组成的共晶点温度为551℃，含Bi14.3%（原子），而Bi2Mg8与Mg组成的共晶点温度260℃，含Bi95.7%（原子）。И.И.柯尔里洛夫指出，铋与镁构成有限固熔体，在铋中镁的溶解度在300℃时约15.0%（原子），500℃时约30.0%（原子）；在镁中铋的溶解度在400℃时为0.18原子%，在551℃时为1.12%（原子）。 下面介绍几个实例： （一）比利时巴伦电锌厂火法精粹粗铅中，选用加钙、镁除铋的办法产出高铋浮渣，作为提铋质料，其工艺流程如图3。图3  巴伦电锌厂收回铋工艺流程 此流程首要包含熔化、Pb－Bi电解与氯化精粹三道工序：熔化中包含碱性除钙、镁、电解的意图是完成铅、铋别离，氯化精粹是除掉残铅。因为在铅的火法精粹中，脱铋前，现已除铜、砷、锑、银、锌等杂质，所以，浮渣别离钙、镁、铅后，就可以产出精铋。 （二）西德北德铅精粹厂产出之粗铅，首要经过真空脱锌，脱锌后铅含铋0.05%～3.5%，对含铋高于3.5%的脱锌铅，直接铸成阳极电解，别离铋与铅，而对含铋低于3.5%之脱锌铅，选用加钙，镁除铋办法，将高铋渣熔化后碱性精粹，产出之Pb－Bi阳极含铋4%～8%，铜0.005%～0.01%，银50克／吨，用电解法别离，电解液中Pb70克／升，Cu＜0.002克／升，Bi＜0.002克／升，产出阳极泥中B188%～90%，Pb2%～4%，Cu0.06%，作为提炼精铋的质料，其工艺流程如图4。图4  北德铅精粹厂收回铋工艺流程 此流程的特点是含铋高（Bi＞3.5%）的脱锌铅选用电解精粹，而含铋低（Bi＜3.5%）的脱锌铅选用火法精粹，从Pb－Bi电解所产出的阳极泥中精粹收回铋。 （三）加拿大伯列顿冶炼厂将开始火法精粹后之粗铅，加钙，镁除铋，产出之浮渣含铋2%～4%，经碱性富集后，产出之Pb－Bi合金含铋8%～10%，直接选用通富集铋，富集至Pb－Bi合金含铋高于65%时，加锌除银，氯化脱锌、铅，然后进行碱性精粹，产出一号精铋。其工艺流程如图5所示。图5  伯列顿厂收回铋工艺流程图 此流程的特点是分两次氯化脱铅，第一次氯化起富集铋（Bi＞65%）的效果；第2次氯化起除残铅的效果。

工业兴旺国家和地区再生铅工业的开展较快。再生铅在铅工业中占有重要的方位， 2000 年工业兴旺国家和地区再生铅占铅总产值的百分比分别是：美国 46 ％，日本 58 ％，德国 48 ％，法日 57 ％，意大利 52 ％，中国台湾 100 ％。     我国铅的产值尽管增加很快，但再生铅产值增加的速度却很慢，近 5 年来一向徜徉在 15~17 万吨之问并且有下降的趋势。据《有色金届年鉴》计算， 2000 年我国再生铅产值仅为 10.2 万吨，     占当年全国铅总量的 2 7 ％。首要原因是我国原铅工业的开展较快，约束了再生铅比例的进步。     废铅首要来自蓄电池极板，电缆铠装、管道、和铅板。只要将这些废铅搜集起来送到再生铅厂再熔、重炼，即可生产出精粹铅、软铅和各种铅基合金。废蓄电池和电缆包皮收回的铅，含有少数的锑和其他金属，这种再生铅一般仍转卖给蓄电池制作供应商。含锡的再生铅大多从头用来制作焊条，轴承合金与其他铅锡合金。一般汽油和染猜中的铅无法收回，是铅形成环境污染的首要因素。箔材、焊条、热处理和电镀中的铅，现在还难以收回。     从环境保护的视点看，不管原铅工业怎么兴旺，也应当充沛注重废铅的收回与再生工作。

酸性除油处理也是一种被广泛选用的除油办法。酸性除油剂的首要特点是对铝合金表面腐蚀少，除油速度快。这种除油剂最经济的制造办法是在硫酸溶液中增加少数和OP乳化剂，也能够直接到商场上去购买酸性除油剂来运用。　　酸性除油剂一般由无机酸或有机酸、表面活性剂、缓蚀剂及渗透剂等组成。酸性除油也是金属表面常用的除油办法，酸性除油的特点是不需要加温，在常温情况下即可有杰出的除油作用。近年来一些酸性除油增加剂的开发，使酸性除油得到了广泛使用，一起酸性除油还具有除锈功用。选用酸性除油时，酸的浓度不该过高，避免造成对工件的腐蚀及对设备的腐蚀。酸性除油剂常用的酸类有硫酸、磷酸、硝酸、柠檬酸等。表面活性常用OP-10、平平加、磺酸等。关于铝合金不能选用等含卤酸。在酸性除油剂中增加磷酸有利于清洗进程的进行。在除油剂中还应参加缓蚀剂，常用的缓蚀刻有乌洛托品、等。氟化物是酸性除油剂中最常用的渗透剂，氟化物的参加能显着加强其除油作用，还可下降酸浓度，进步除油功率。在铝合金工件的酸性除油配方中氟化物参加量不能过多，否则会腐蚀钛挂具，一起过多的氟化物也会使铝合金表面经除油后光泽下降。在铝合金的酸性除油配方中一般以的方式参加，参加量以1g/L左右为宜。一起还应参加适量的、硝酸盐以避免对钛的蚀刻，并可减缓对铝合金的腐蚀。　　酸性除油一般都是在常温的情况下进行的，假如加热到40℃左右可显着进步除油作用，常温除油时作业缸可选用硬PVC，加热除油时应选用PP制造。酸性除油溶液的加热使用特氟龙加热器。　　酸性除油剂中用量不能太多，否则会腐蚀钛挂具，并影响铝表面性状。铝离子浓度太高会影响低温除油作用，但能够经过进步氟化物或硝酸的浓度来得到改进。　　铝合金酸性除油剂能够选用硫酸阳极氧化、化学抛光等的废酸来制造，以做到废物利用，也可下降成本。如不考虑对废酸的再利用，酸性除油剂也可选用磺酸加少数来制造，这样能够使除油溶液的酸度很低，不管是对工件或是设备的腐蚀性都会很低。

本发明是由一套表里管组成的铝和铝合金熔体的脱氢设备。内管材料为固体电解质透氢陶瓷，内管外壁涂敷有多孔的导电层，外管由普通高温耐火材料制成。精粹脱氢时金属熔体流过内管，表里管间流过惰性气体或空气，并在金属熔体和内管外壁电层间施加一直流脉冲电场，然后完成熔体的去气除氢。 　        1.由一套表里管组成的铝和铝合金熔体脱氢设备，其间内管材料为固体电解质透氢陶瓷，并在其外壁涂敷有多孔的导电层。外管材料为普通高温耐火材料。精粹脱氢时内管通入铝或铝合金熔体，表里管间通入能携带走或水气用的载气。精粹进行时向金属熔体和内管外壁导电层施加一直流脉冲电场，金属熔体衔接电源正极，内管外壁导电层衔接电源负极。

依据钨精矿的质量标准，除WO3的含量廊大于65%以上外，其他有害杂质的含量要低于相应标准，特级品钨精矿质量要求还高。钨精矿中的S、P、As、Mo、Ca、Mn、Cu、Sn、SiOl2等杂质均有相应标准，当物理选矿办法达不到要求时则选用化学选矿办法，这样不只能够进步钨精矿质量等级，一起还能够归纳利用其他有用组分。  (1)钨精矿除锡办法锡矿石中的锡以锡石的单体存在时，可用强磁选和电选办法使其别离与黑钨矿及白钨矿别离。出产中常用固体氯化剂对超锡的钨粗精矿进行氯化焙烧，使锡蒸发以到达除锡的意图。进程的首要反应为： SnO2 +CaCl2+C=SnCl2↑CaO+CO↑(850℃效果下) 2FeWO4+2CaO+1/2O2 =2CaWO4+Fe2O32FeWO4+6CaCl2+1/2O2 =6CaWO4+4FeCl2+Fe2O3钨粗矿氯化焙烧除锡时常用的氯化剂为腐蚀性小并且易收回的氯化铵、等。为了确保反应在复原气氛中进行，配料时需参加必定数量的木炭粉或锯木屑，反应式如下： SnO2 + 2NH4Cl+3C+O2 =SnCl2↑+2NH2↑+3CO↑H2O(850℃效果下) 焙烧时氯化铵的参加量视钨精矿含锡量的不同而异。氯化焙烧温度为850℃左右，进程可在反射炉或回转窑中进行。为了进步脱锡功率，氯化焙烧2～4小时后可翻料一次，保温一段时间以进行氯化焙烧，脱锡率可达90%以上，锡含量可降至0.2%以下。  (2)钨精矿除砷办法 钨精矿中含砷首要以毒矿(FeAsS)、雄黄(AsS)、雌黄(As2S3)、石(As2O3)和各种盐的形状存在，脱除砷的办法有：  ①浮选法能够脱除大部分硫化砷;  ②弱氧化焙烧或复原焙烧法脱砷。焙烧前配料时依据原猜中砷含量的凹凸参加质料质量的2%～6%的木炭粉或煤粉，在700～800℃的温度下焙烧2～4小时，焙烧在反射炉或回转窑中进行，假如木炭粉达不到脱砷要求可参加少数硫黄。进程首要反应为：2FeAsS+6O2+C=As2O3+Fe2O3+2SO2+CO2 2As2S3+10O2+C=2As2O3+6SO2+CO2CaO·As2O5+C=As2O3+CaO+CO2砷的贱价氧化物(As2O3)为易蒸发物。高价砷氧化物(As2O5)较难蒸发，它能够与某些碱性氧化物生成安稳的盐： As2O3+SiO2+O2=As2O5+SiO2 FeO(CaO)+As2O5=FeO·As2O5(或CaO·As2O5) 因而.川焙烧法脱砷宜在弱氧化气氛中或复原气氛中进行，此刻方可使砷呈贱价砷氧化物蒸发，并使高价砷氧化物(或盐)复原为贱价砷氧化物，然后进步脱砷率。 (3)钨精矿脱磷办法钨精矿中含磷常以磷灰石Ca5(PO4)3(F、Cl、OH)、磷钇矿YPO4和独居石(Ce、La、Th)PO4等磷酸盐的形状存在。 脱磷办法有两种  ①稀浸出法脱磷此法适用于脱除磷灰石，一般用1：(3～5)的稀作浸出剂，粗粒精矿用渗浸法，细粒精矿用拌和浸出，能够使磷含量降到0.05%以下。  ②浮选法脱磷若钨精矿中以磷钇矿、独居石等形状存在磷杂质时，则无法用稀除磷，可用浮磷抑钨的办法，用和油酸混合捕收剂，草酸作抑制剂，碳酸钠作调整剂，可到达降磷意图，并归纳收回了磷钇矿。  (4)钨精矿除钼办法钨精矿中的钼常呈辉钼矿和钼氧化物(钼酸钙、钼华等)形状存在。一般用抬浮或浮选能够脱除钼的硫化物或许用次氯酸溶液浸出，亦可除掉辉钼矿形状存在的钼。浸出宜在低于40℃温度下进行，此刻铁、铜硫化物的氧化速度比辉钼矿小，且有较高的选择性。若钼以氧化物形状存在，降钼比较困难，现在尚无经济有用的办法。一般可用酸浸或碱浸办法处理，如用20%～30%的在加热条件下可使悉数钼酸盐转变为易溶于的钼酸钙，部分铜和钨也转入溶液中，钨的酸溶量随浓度和温度的添加而添加。(5)钨精矿脱铜办法 在钨精矿中的铜若呈硫化物形状存在时，一般用浮选或浮办法将其脱除。选用上述办法除掉某一杂质时，皆可随同除掉适当部分的其他杂质，如氯化焙烧降锡或复原焙烧除砷时均可除掉适当数量的硫。酸浸法除钼、磷时，可除掉适当量的钙、铋、铜等杂质。有时可从酸浸液中收回铋，用次溶液除钼时可除掉部分铜、砷硫化物等。钨精矿中其他杂质超支状况罕见，一般用物理选矿法屡次精选及化学选矿法除杂质，可使钨精矿中杂质含量降到标准规定值以下。

随着铅行业的不断发展，铅原料消耗越来越大，其可采资源越来越少。因此铅的回收再利用自然成为铅行业关注的重点，但并不是所有的废铅都能进行回收再利用，像电缆护套，铅管等使用期限长达几十年，产生的废铅很难再次利用，而作为铅的主要应用的蓄电池行业，其使用年限5-15年不等，且中国是铅蓄电池的生产及使用大国，因此其回收再利用的空间非常巨大。同时，废铅的回收再利用可以带来更多成本效益，节约能源开采，减少填埋焚烧成本，减少空气污染，有益人体健康等。由此可见，废铅回收再利用意义重大。工业发达国家和地区再生铅工业的发展较快。再生铅在铅工业中占有重要的位置， 2000 年工业发达国家和地区再生铅占铅总产量的百分比分别是:美国 46 %，日本 58 %，德国 48 %，法日 57 %，意大利 52 %，中国台湾 100 %。我国铅的产量虽然增长很快，但再生铅产量增长的速度却很慢，近 5 年来一直徘徊在 15~17 万吨之问并且有下降的趋势。据《有色金届年鉴》统计， 2000 年我国再生铅产量仅为 10.2 万吨，占当年全国铅总量的 2 7 %。主要原因是我国原铅工业的发展较快，限制了再生铅份额的提高。蓄电池用铅量在铅的消费中占很大比例,因此废旧蓄电池是再生铅的主要原料。有的国家再生铅量占总产铅量的一半以上。再生铅主要用火法生产。例如,处理废蓄电池时,通常配以8～15%的碎焦,5～10%的铁屑和适量的石灰、苏打等熔剂,在反射炉或其他炉中熔炼成粗铅。废铅主要来自蓄电池极板，电缆铠装、管道和铅板。只要将这些废铅收集起来送到再生铅厂再熔、重炼，即可生产出精炼铅、软铅和各种铅基合金。废蓄电池和电缆包皮回收的铅，含有少量的锑和其他金属，这种再生铅一般仍转卖给蓄电池制造厂家。含锡的再生铅大多重新用来制造焊条，轴承合金与其他铅锡合金。一般汽油和染料中的铅无法回收，是铅造成环境污染的主要因素。箔材、焊条、热处理和电镀中的铅，目前还难以回收。从环境保护的角度看，无论原铅工业如何发达，也应当充分重视废铅的回收与再生事业。

铅是一种金属元素，可用作耐硫酸腐蚀、防丙种射线、蓄电池等的材料。其合金可作铅字、轴承、电缆包皮等之用，还可做体育运动器材铅球。 铅也可指用石墨等制成的书写东西：铅笔。铅椠（铅粉笔和木板，古人用以书写的东西，借指作品校勘）。 　　铅是一种化学元素，其化学符号是Pb（拉丁语Plumbum），原子序数为82。铅是一切安稳的化学元素中原子序数最高的，铅在地壳中的含量为 0.0016%，首要矿石是方铅矿。铅是一种软的重金属，它有毒性，是一种有延伸性的弱金属。铅的本性是青白色的，在空气中它的表面很快被一层暗灰色的氧化物掩盖。铅被用作建筑材料，用在铅酸蓄电池中，用作弹和炮弹，焊锡、奖杯和一些合金中也含铅。 　　铅为带蓝色的银白色重金属，它有毒性，是一种有延伸性的主族金属。熔点327.502℃，沸点1740℃，密度11.3437g/cm^3，硬度1.5，质地柔软，抗张强度小。 　　铅是人类最早运用的金属之一，公元前3000年，人类已会从矿石中熔炼铅。铅在地壳中的含量为0.0016%，首要矿石是方铅矿。铅在自然界中有4种安稳同位素：铅204、206、207、208，还有20多种放射性同位素。 　　金属铅在空气中遭到氧、水和二氧化碳效果，其表面会很快氧化生成维护薄膜；在加热下，铅能很快与氧、硫、卤素化合；铅与冷、冷硫酸几乎不起效果，能与热或浓、硫酸反响；铅与稀硝酸反响，但与浓硝酸不反响；铅能缓慢溶于强碱性溶液。 　　铅在地壳中含量不大，自然界中存在很少数的天然铅。但由于含铅矿藏集合，熔点又很低（328℃），使铅在远古时代就被人们所利用了。 　　方铅矿（PbS）直到今日都是人们提取铅的首要来历。远古时代人们偶尔把方铅矿投进篝火中，它首要被烧成氧化物，然后遭到碳的复原，形成了金属铅。 　　在英国博物馆里藏有在埃及阿拜多斯清真寺发现的公元前3000年的铅制塑像。在伊拉克乌尔城和其他一些城市开掘奇迹所取得的材料中，不只找到归于公元前4000年间的各种金属物件，并且有古代波斯人所用的契型文字的黏土板文件记载。这些记载阐明，在公元前2350年现已从矿石中提炼出很多铁、铜、银和铅。在公元前1792——前1750年巴比伦汉穆拉比控制时期，现已有了大规模铅的出产。在我国殷代墓葬中也发现有铅制的酒器卣、爵、觚和戈等。 　　我国在商殷至汉代青铜器中铅的含量有增大的趋势。青铜中铅的添加关于液态合金流动性的进步起了重要效果，使铸件纹饰毕露。  (miki)

某厂铜阳极泥的首要组分为（%）：金0.3～0.9、银4～10、铜15～25、铅10～20、锡10～15，硒1～4。运用图1的流程，经稀硫酸直接浸出脱铜后，浸出渣含铜小于1%。然后进行化法除硒、碳酸钠转化稀硝酸浸出除铅。除掉铜、硒、铅后的渣量已很少，再用浸出金和浸出银。图1  氯化－全湿法流程 一、氯化除硒 氯化除硒是将浸出渣于稀液中通氧化，以到达： （1）使硒化物分化并除掉；（2）使浸渣中的银完全转化为氯化银，以便经过浸予以收回。且氯化时，能完全除净浸渣中残留的铜。为防止铅的溶解，溶液中应含有3～4mol／L的硫酸。 化作业在固液比1∶3、液温80℃下通氯化2～4h。开端，硒化物被分化并复原成硒（Se2＋→Se），浸渣逐步转红；跟着进程的进行，元素硒又被氧化（Se→Se4＋），浸渣逐步变浅。此外，因为浸渣中的银逐步转化成氯化银，而使渣逐步变白。通氯的结尾是当渣变白后，取渣样用硝酸溶解，再用氯离子查验至不生成氯化银沉积，证明渣中的银已完全转化为氯化银时，便停止氯化。 硒的氯化浸出率可达97%以上，简直能除净铜等杂质或使之大为下降。但进程中有少数金进入溶液，需在通二氧化硫复原硒时从粗硒产品中予以收回。复原硒后的溶液可回来浸出用。粗硒经钠溶解后过滤，不溶渣首要为金。这种渣与下一步的除铅渣兼并，用浸出金。滤液加酸化后，用以制取精硒。 二、碳酸钠转化与硝酸除铅 经氯化除硒的浸出渣中，铅首要以硫酸铅的方式存在。为了尽可能多地除掉铅并防止银进入溶液，先参加碳酸钠使铅转化为碳酸铅或碱式碳酸铅，其他金属的硫酸盐也转化为碳酸盐，以便于用硝酸浸出。鉴于碳酸铅的溶度积（1.0×10－13）比硫酸铅（1.6×10－8）小得多，因此只需运用的碱量满足，就能使硫酸铅完全转化为碳酸铅。转化作业在固液比1∶4、液温70～90℃和机械拌和下缓慢参加为浸渣分量40%的碳酸钠，约经4h转化，铅的转化率大于99%。然后过滤，滤液的首要组分为碳酸钠、硫酸钠和部分氯化钠，将其浓缩使大部分硫酸钠结晶除掉后，回来转化作业用，直至循环运用到含氯化钠量过多时，再与其他酸性废液中和后抛弃。 硝酸除铅的原理是根据硝酸能完全而迅速地溶解碳酸铅，所生成的的溶解度也很大。此法能取得纯洁的液。稀硝酸中和除铅是在常温文拌和下缓慢参加3mol／L的硝酸，至反响减慢且无二氧化碳气泡放出后，测定溶液pH值在0.5以下停止作业。此刻，铅的除掉率大于99%，渣含铅小于0.3%。金、银未丢失于浸液中。如浸渣中含有钙时，也会生成进入溶液。 过滤后的除铅液首要含（可能有少数）。往液中参加适量硫酸使铅、钙呈硫酸盐沉积后溶液回来除铅运用。为了确保再生液回来运用的除铅作用，再生液中不得含有    SO42－。故沉积铅、钙时，硫酸的参加量，应操控再生液中残留有少数。除掉硒、铅后的浸出渣送浸出金。 该厂的上述流程，经出产一段时间后取消了“氯化除硒”和“氯浸出银”两道作业，改为在“碳酸钠转化－硝酸除铅”后再用硝酸浸出银和硒。改善后的流程是在加碳酸钠转化后，于常温文拌和下参加2mol／L硝酸反响至无二氧化碳气泡放出，测定pH在1～2时停止。除铅率达99.4%，渣约含0.3%铅，金、银无丢失。除铅后的渣再用5mol∕L硝酸液，在固液比1∶4、液温80～90℃下机械拌和浸出1h，银的浸出率大于92%，硒的浸出率大于95%。为进步银的浸出率，制造5mol／L硝酸液时运用蒸馏水或离子交换水，避免氯离子带入溶液生成氯化银沉积。经除掉铜、铅、银、硒后，已大大减少了浸渣量，为下步用浸出金供给了便利。 将银、硒浸液加热，按含银量参加适量HCl（HCl不行过量，应使浸液中保存少数AgNO3）使生成AgCl沉积。过滤后的AgCl用稀HCl洗刷再加铁置换可产出纯度99.9%的银粉。滤液回来用于再浸出。经循环运用至硒富集后，运用SO2或Na2SO3复原沉积硒。