熔炼产出的粗铅纯度在96%-99%规模，其他1%-4%为贵金属金银、硒、碲等稀有金属以及铜、镍、硒、锑和铋等杂质。粗铅中的贵金属的价值有时要超越铅的价值，有必要提取出来，而杂质成分对铅的展性和抗蚀性发作有害影响，有必要除掉。因而要对粗铅进行精粹。    粗铅精粹有火法精粹和电解精粹两种。我国和日本的炼铅厂一般选用电解精粹，国际其他国家均选用火法精粹法。火法精粹设备与工艺简略，建造费用较低，能耗低，出产周期短。其缺陷是进程冗杂，中间产品种类多，均需独自处理，金属收回率较低；电解精粹出产率高，金属直收率高，易于机械化和自动化，可一次产出高纯度精铅。但建造出资大，出产周期较长。      （一）粗铅火法精粹    该法一般由熔析和加硫除铜一氧化精粹除砷锑一加锌提银一氧化或真空除锌一加钙镁除铋等工序组成。我国西北铅锌冶炼厂等厂选用此法。    1．粗铅熔析和加硫除铜    粗铅含铜一般为1.2%-2.0%，选用熔析法下降铅中含铜。熔析法的基本原理是，粗铅中的铜能与砷、锑生成安稳的难熔的化合物—砷化铜和锑化铜，这些化合物不溶于铅而以固态进入浮渣与铅别离。熔析法可将粗铅中铜降至0.1％以下。    熔析法所用设备有反射炉和熔析锅，大型炼铅厂多用熔析锅。熔析锅用铸钢制成，容量30-370t，以重油作燃料。熔析温度500-600℃，熔析渣浮出铅液面用捞渣器捞出。    为进一步脱铜，熔析处理的铅再进行加硫处理。该办法是使用铜对硫的亲和力大于铅对硫的亲和力，生成密度比铅小的Cu2S ,且在320-340℃作业温度下Cu2S不溶于铅的特性，在熔铅中参加硫黄将铜进一步除到0.001％-0.002％。    2．粗铅氧化精粹    此办法的意图是从除过铜的粗铅中进一步除掉锡、砷、锑等杂质。精粹在反射炉中进行，炉温控制在800-900℃，开着炉门靠流入空气自然通风氧化杂质，使锡、砷、锑与铅生成铅盐浮渣，然后用入工捞出。    3．粗铅加锌除银与随后除锌    向熔铅中参加锌，即可与铅中的金和银生成锌金化合物和锌银化合物。此生成物性质安稳、熔点高、密度比铅小，不溶于为锌饱满的铅，因而以固体形状浮于铅液表面构成银锌壳，使贵金属与铅别离。    加锌提银在加锌锅中进行，加锌量为铅重的1.5%-2%，作业温度分450-480℃、330-340℃和420-430℃三段进行。捞出银锌壳，铅液含银低于2g/t。[next]    除银后铅中常含有0.6%-0.7%的锌需求除掉。一般选用氧化除锌法，该法使用锌氧化成的ZnO不溶于铅并浮出铅水而除掉。进程在750-900℃进行，氧化剂可所以空气、水蒸气或氧，经此氧化铅含锌能够降至0.0025%。    4．粗铅除铋    该法选用加钙镁熔炼以除掉铅中的铋，熔炼时钙、镁与铅中铋生成的不溶于铅和密度小于铅的Bi3Ca和Bi3Mg2浮渣壳。出产中钙以Pb-Ca合金方式参加，操作温度380-390℃。通过两次除铋作业，可将粗铅中铋从0.5％-1.0％降到0.005％以下。除铋后粗铅还要通过一次精粹除钙镁，办法有吹风氧化、吹及碱性精粹法，其间以碱性精粹法效果最好。    （二）粗铅电解精粹    电解时以铅和为电介质，在直流电效果下，将粗铅电解成精铅。我国铅电解精粹工艺流程由火法除铜精粹和电解两段作业组成。    1．粗铅接连脱铜    这是我国沈阳冶炼厂开发的粗铅除铜技能，同上述分批除铜法比较，本工艺燃料耗费低，中间产品少，处理简略，出产效率高。接连脱铜在一设有隔墙的反射炉中进行，炉内分为加料区（熔池深1.2m）、熔炼区（熔池深2m）和储存区。熔炼炉产出的铅水直接参加熔炼区，加硫熔析，使铅中铜生成铜锍，并加碱（Na2CO3）下降锍中含铅量一起使砷、锑与碱效果生成盐进入炉渣。储存区与熔炼区间隔墙下开有通道，精粹脱铜铅经由通道进入储存区，再由虹吸口放出，铸成阳极，送电解工序。    2．电解    电解时，以电解铅片作阴极，脱铜后的铅作阳极，在和铅水溶液中进行电解。在直流电效果下，阳极氧化成铅离子进入溶液，阴极上溶液中铅离子复原分出：    阳极                   Pb→Pb2++2e    阴极                   Pb2++2e→Pb    电解进程中，标准电极电位较铅负的金属，如铁、锌、锡、镍、钻等与铅一道电化溶解进入溶液，而电极电位较铅正的金属，如银、金、铜、砷、蹄等不溶解而构成阳极泥沉于电解槽底。通过必定周期，残阳极回来精粹炉熔炼，阴极分出铅通过熔化除微量锡、砷、锑杂质后，铸成精铅锭。阳极泥用于收回贵金属。    电解在内衬耐腐蚀材料的钢筋混凝土制成的电解槽内进行。铅电解的首要技能条件为：电解液总酸量120-160 g/L,含铅90-125 g/L,电解温度32-45℃，电流密度120-200A/m2，同极矩95mm，精铅含铅99.98％-99.99％。

废铅蓄电池和其它再生含铅质料的熔炼产品是粗铅、难熔浮渣、炉渣和烟尘。     主要在与原生硫化物质料一道处理再生物料的厂商里得到的铅要进行彻底的精粹。在这种情况下，人们选用铅冶炼教科书上介绍的标准流程。含锑的粗铅是在鼓风炉熔炼和电炉熔炼再生物料所得，为了得到产品产品----铅锑合金而进行除铜、锡和砷的精粹。     用粗除或精除铜法精粹粗铅除铜。用熔析法分两个阶段进行粗除铜。熔析法的根底在于铜的溶解度小以及低温下的铅化合物。铅冷却时，在密度约为9克／厘米3的铜中（图1）结晶出铅的固液体，它漂浮在铅液的表面，构成铜浮渣。                           图1 铅-铜体系状态图Ⅰ、ⅡⅢ-液体    用这种办法彻底除掉铜不成功，因为低熔混合物（共晶体）在326℃下降固，而且仍含铜0.06%。在实践中，铸锭后，铅中含铜约0.1%。    浮渣的基本成分是机械带走的铅。在低温下，浮渣中混入较多的铅，故称之为肥渣。在高温时，得到含有少数铅的干浮渣。    液态粗铅注入精粹锅驼机中。用电预热来坚持必要的温度。铅液在除掉干浮渣时的温度为500～550℃。从液态铅锅中除掉干浮渣，借助于桥式起重机用撇渣漏勺来完结。干浮渣的产值为粗铅总量的15～20%。干浮渣的成分为（%）：铅57～68，铜13～23，硫2.3～4.5，锑0.5～1.1，砷3.1～4.6。    取出干浮渣后，粗铅被送入下道工序精粹锅驼机中，在温度降到300～335℃时，取出肥渣。把渣产出量为粗铅总量的6～8%。把渣的成分为（%）：铅近95，铜3～5。    肥渣取出后当即除铜。往精粹铅的槽中，用机械拌和机混入元素硫，在25～30分钟内。精粹锅中铅的温度为315～335℃。研磨过的硫的粒度约为3毫米。    溶解在铅中的固若金汤与熔融的元素硫相互作用：                               [Cu]铅＋S液=CuS固             （1）                               [Cu]铅＋CuS=Cu2S固            （2）    因为熔点高（1170℃），硫化亚铜实际上不在粗铅里溶解而漂浮在表面上，其密度为5.6克／厘米3。    在精除铜时，进行铅的硫化处理：                                  [Pb]铅＋S液=[PbS]液                     （3）    一起断定，铜在低温时的硫化反应速度大大高于铅的硫化反应速度，故这可确保用硫更安全、更激烈地除掉铅中的铜。    漂浮在表面上的硫化物浮渣放入钢锭模并装入锅中，为了彻底除掉铜，参加2～3种硫的添加剂。    硫化物浮渣的产出量为粗铅总量的近12%。除过铜的铅含铜不大于0.05%，含砷和锑不大于1.7%。    由炉熔炼后所得到的粗的铅锑合金进行熔析并往熔体中一起掺入木块和木屑料，促进硫化物的浮渣很好地从熔体上分离出来。硫物浮渣（干浮渣）含有铜、铅、锑、砷的硫化物。干浮渣的产出率为粗铅总量约14.5%。干浮渣的成分为（%）：铅近85，锑近4.9，硫近9。木屑的耗费是每1吨被精粹的合金用去1.5～2.0千克木屑。浮渣中铅和锑的含量高，致使必须在电炉里依照苏打流程图加以处理。    碱性精粹铅锑合金的意图是用空气中的氧氧化杂质，在其与熔化的苛性钠相互作用时，伴随下一步生成锡酸盐、盐和钠的锑酸盐。苛性的钠的耗费量取决于所精粹的合金的成分、温度，每1吨产品铅锑合金耗费2～3千克苛性钠。    杂质的氧化并随之转入碱性渣中的次序是：砷-锡-锑-铅。碱性精粹进程在分散操控区进行。对这一进程发生巨大影响的是熔体中杂质的饱和度和拌和速度。在实践踢用机械拌和机进行拌和的。参加烧碱的持续时间是2.0～2.5小时。    在精粹合金时，不期望彻底除掉锑。为除掉锡和砷，故要参加必要数量的碱。进程常常要操控的是锡和砷的剩余含量。    碱性熔体的发生量为精粹合金总量的0.25%。含铅41～46%和含锑3.5～9.2%的碱性渣送往电炉处理。在出产时，碱性精粹锑含量低（低于2%）的合金后，在450～480℃温度下，往精粹过的铅中掺入核算量的金属锑。    牌号CCyAA的制品铅锑合金在水平传送带上倒入生铁锭子模。铸锭机的出产能力7.5吨／小时，铸件分量35～40千克。

由化金泥取得的粗金，含金量可达15～37%，最高也不超越50%。膏蒸馏后炼出的粗金含金在50～70%左右。重砂炼得的粗金含金量可达80～92%。由于粗金中含杂质较多，因而需求进一步精粹。    精粹办法有：    1.火法精粹，将鼓入熔融金液中，使银及其它金属变成氯化物而除掉。因而办法产品质量不稳定，劳动条件又差，所以现在已很少运用。    2.化学精粹法：这是一种广泛应用的办法。其中有硝酸法、硫酸法、法等三种办法。产品中的金含量可达98～99.9%。    3.电解精粹法，此法分两步进行，第一步是银电解，第二步是金电解精粹。此办法产品中含金高达99.99%。

金的精粹是指除掉金中的杂质、产出纯金的进程。在金提取进程中得到的粗金产品，除金和银之外，还含有不同量的铜、铅、锑、锡、铋或铂、钯等，需通过进一步精粹处理。金精粹的质料是各式各样的，分来自原生资源和再生资源，化学成分动摇较大。金的精粹办法有火法熔炼法、化学法、溶剂萃取法、电解精粹法。 一、火法熔炼法 火法熔炼法也称为坩埚熔炼法，是别离和提纯金的陈旧办法。有共熔法、食盐共熔法、硝石氧化熔炼法、氯化熔炼法等。由于劳动强度大、环境条件差、出产功率低、产品纯度不高以及原材料耗费大等，因此近代已很少运用。 二、化学精粹法 化学精粹法是选用化学办法除掉杂质以提纯金，首要用于某些特殊质料或特定的流程中。例如，有浓硫酸浸煮法、硝酸分银法、分金法、草酸复原精粹法等。有时也作为电解精粹前的一种预处理法。 三、溶剂萃取法 溶剂萃取法是为习惯电子工业对金纯度越来越高的要求而开展起来的。从20世纪60年代以来开展很快，1971年加拿大世界镍公司阿克纯（Acton）精粹厂用二丁基卡必醇（dibutyl  Carbito，全称为二乙二醇二丁醚，简称DBC，分子式C12H26O3），从氯化物溶液中萃取金。1980年该厂又用二丁基卡必醇、二异辛基硫醚和磷酸三丁酯接连萃取别离金、铂、钯，取得纯度99.99%的制品金。1983年我国金川有色金属公司冶炼厂也功地投产二丁基卡必醇萃取别离金、铂、钯的工艺。上海冶炼厂和邵阳冶炼厂相继运用仲辛醇从铜阳极泥的氯化物溶液中萃取别离金。萃取法提纯金的功率较高、习惯性较强、工序和返料少、产品纯度高、出产周期较短。现在工业上萃取用的原液，多为金与铂族金属的混合溶液，金在溶液中均以金氯酸根方式存在。为确保有较高的经济效益，工业上溶剂萃取法所用的含金原液的金浓度一般为1～10g/L之间。 金的萃取剂品种许多，包含中性、酸性或碱性有机溶剂，如醇类、醚类、酯类、胺类、酮类、含磷和含硫有机试剂均可作为金的萃取剂。金与这些有机萃取剂能构成安稳的合作物并溶于有机相，这就为Au3＋的萃取别离提供有了利条件。但由于与金伴生的一些元素往往会与金一道萃取进入有机相，然后降低了萃取的选择性；加之金的合作物较安稳，要将它从有机相中反萃出来比较困难。因此，在金的萃取别离和反萃取方面展开了很多的研讨与开展作业。除了上述的二丁基卡必醇、二异辛基乙酰胺（N503）、、异癸醇、混合醇、与长碳链的脂肪醚、磷酸三丁酯与十二烷的混合液、磷酸三丁酯与的混合液等从氯化物溶液中萃取别离与金铂族金属的作业。关于从碱性溶液、硫代硫酸盐溶液以及酸性溶液中萃取别离金，则首要重视于有机磷类、胺类以及石油亚砜类萃取剂。 四、电解精粹法 此法是现在金的首要精粹办法，其特点是劳动条件好，操作安全，出产功率高，原材料耗费少，产品纯度高和安稳，并能归纳收回铂族金属。一般金泥熔炼产出的金、银合金和经电解银后得到的含金阳极泥，均需进一步富集和精粹。例如，银电解后所得的阳极泥一般含金25%～45%，通过富集使含金达85%以上，再用电解法精粹得出纯金产品。富集办法有硝酸蒸煮法和加银电解法。前者是运用金在硝酸中的不溶性，使金与其他金属别脱离；后者是在银电解阳级泥中配入一些银粉，铸成含金35%左右的银阳极，再进行电解。加银电解产出的阳极泥含金可达90%，铸成粗金阳极进行了金电解精粹。 金电解精粹是以粗金作阳极，用纯金片作阴极，用金的氯化合作物水溶液和游离作电解液，金的电解精粹进程能够近似地表明为： 阴极（纯金）∣HCl，HAuCl4，H2O∣阳极（粗金） 金电解精粹常选用非对称脉动电流或选用直流电周期反向电解的办法，以消除阳极钝化。由于电解精粹时银溶解后当即会与电解液中的氯离子作用，生成氯化银附着在阳极上，形成阳极钝化。金电解精粹分出的阴极金，经洗刷处理后，熔铸成分量11～13kg的金锭产品。在金电解精粹时，贵金属锇、铱、铑、钌进入阳极泥，铂和钯进入溶液，可别离进行收回。金电解精粹的一般技能条件为：电解液含AuCl3250～500g/L，HCl150～200g/L，电解液温度50～70℃，阴极电流密度400～700A/m2，槽电压0.4～0.8V，同极中心距80～120mm，沟通与直流的电流强度比为（1.5～2.0）∶1，阴极电流功率95%。金电解槽用耐酸材料制成，为避免含金溶液的漏损，在电解槽外需有保护套槽。 为满意电子工业的特殊需要，例如运用含金纯度高达99.999%（5N）的金及其合金材料作内引线和球焊料等，能够选用二次电解精粹的办法制备出5N高纯金，不只除杂质的作用好，并且处理流程短、操作简洁。

目前粗铅火法精炼的方法备受业内人士关注以及交流学习。粗铅火法精炼是分段脱除熔融粗铅中的杂质，产出精铅的过程，为火法炼铅流程的重要组成部分。铅熔炼产出的粗铅，除含有铜、镍、钴、铋、锡、砷、锑、锌、硫等杂质外，还有金、银等贵金属和硒、碲等稀有金属，杂质总量约为1％～4％。因此，精炼的目的不仅要脱除对铅性质有不良影响的杂质，使精铅符合用户的要求，而且还要综合回收粗铅中的有价金属。粗铅精炼有火法精炼和电解精炼(见铅电解精炼)两种方法。中国、加拿大和日本等国的炼铅厂，一般采用粗铅火法精炼脱铜后再进行电解精炼的工艺流程，世界其他国家都采用火法精炼流程。火法精炼流程所产的精铅约占精铅总量的80％。与电解精炼相比，火法精炼的主要优点是设备及工艺操作简单，基建投资省；可处理成分复杂的粗铅，产出不同品级的精铅；生产周期短，能耗少。但火法精炼过程繁杂，产出一系列的副产品，每种副产品都需要单独处理，增加了处理费用，降低了综合回收率。无论是采用火法精炼或电解精炼，都可获得纯度达99．99％的精铅。火法精炼由除铜，除砷、锑、锡，加锌脱银，除锌，除铋和除钙镁等作业组成。其中粗铅中去铜是最最关键的一步。因为从粗铅中分离铜的过程不论是火法精炼还是电解精炼，粗铅除铜都是精炼的第一道作业。粗铅除铜的方法有熔析法和加硫法两种方法，大多数工厂都采用先熔析、后加硫的两段除铜方法。所以运用好粗铅除铜技术对粗铅的提炼师非常重要的。

粗铅价格是很多铅投资人士、很多粗铅企业关注的焦点，及时掌握粗铅的价格信息、交易状况、市场供求关系、行情走势等，是在粗铅投资交易中获得成功的关键。    2010年8月18日讯，现货粗铅价格今报16150-16350元/吨，持平。隔夜伦铅得利好消息的提振，继而收升摆脱连日颓势。国内现货方面，对于隔夜外盘的提振收涨，可能是由于下游蓄电池生产偏淡的缘故，贸易商今日依然对现货粗铅价格报价持不变态度。此外，部分下游制造商仍对粗铅价格会有调整的预期，现不愿接货，成交平平。    中国国家统计局相关人士周三(8月11日)表示，由于安徽省一家大型铅冶炼企业此前误漏报其废铅冶炼产量，经加补相关数字后，1-7月铅产量因而大幅上修28.1万吨，该数字接近全国单月产量。统计局数据显示，中国1-7月累计铅产量为222.1万吨，而此前公布的1-6月铅产量仅为155.6万吨，二者之差达66.5万吨，而7月产量仅为38.4万吨。其分项数据亦显示，本期铅产量数据调整量为28.1万吨。    伦铅结束其短暂的一日涨势，再次陷入跌势。国内现货方面，由于外盘的下挫，今日市场报价普遍下调50元/吨附近。据了解，目前下游方面仍有拿货需求。相反上游部分厂家没有报价，使得下游接货有所不顺从而再次陷入僵持，市场交投一般。现货市场某铅贸易商说：“隔夜外盘的再度走低，促使今日国内市场粗铅价格普遍下调价格50元/吨左右。我们今日报价也在16300元/吨附近，出金沙铅。下游制造商拿货今天还蛮多，上午出了150吨货。”另一铅贸易商说：“今天我们报价下调个50元/吨，云南一带产的粗铅价格和金沙铅分别报在16100元/吨、16300元/吨左右，上午一共出了145吨货。上游厂家部分没有报价，我们也接不太到多少货，目前只能消耗自己原有的库存。”        国内铅市在经过早盘的混乱后，在国内期货回调的背景下，云南铅交投重回16250一线，品牌粗铅价格回落至16400附近，但交投不佳。伦铅连续三日自高位回落，显示2250上方抛压非常巨大，短期多空双方继续胶着。MACD指标顶部背离，KDJ指标短线死叉，OBV量能指标动能趋缓，后市并不乐观。唯有均线指标继续向上发散，暗示短期仍处于多头市场。    更多关于粗铅价格的资讯，请登录上海有色网查询。     

2010年粗铅价格走势受到诸多不确定因素影响，这主要是由于铅价格的摇摆不定而导致的。上海有色网结合2010年粗铅行业所处的特殊环境，全面考虑内外部多重影响因素，对2010年中国粗铅价格走势及影响因素做了深入透彻研究并最终审核成稿。此外粗铅还经常被用于粗铅火法精炼。分段脱除熔融粗铅中的杂质，产出精铅的过程，为火法炼铅流程的重要组成部分。铅熔炼产出的粗铅，除含有铜、镍、钴、铋、锡、砷、锑、锌、硫等杂质外，还有金、银等贵金属和硒、碲等稀有金属，杂质总量约为1％～4％。因此，精炼的目的不仅要脱除对铅性质有不良影响的杂质，使精铅符合用户的要求，而且还要综合回收粗铅中的有价金属。下图可以帮助您可直白地了解：通过上述信息，您可以对2010年中国粗铅价格走势做出更科学的判断，从而为企业的生产、采购做出更科学的安排；您可以对影响2010年粗铅价格走势的诸多因素更理性的区别对待，从而能更有条不紊的推进企业战略规划的实施。 

假设个人毅力强加于贵金属的精粹程序将会发生“必反”作用！如：配料的挑选，假设你拟定了一种程序，因客观的原因挑选了一种牵强的替代品，或是半途的条件约束抛弃了原定环节中的某一程序，将导致精粹之失利！这大部分决定于资方于技方的交流程度！这是一个态度问题！现将铑（只写粗老的精粹，不写提炼）的精粹程序祥写如下 铑的旧办法精粹：（这是旧的世界通行规律，也是经典规律）：第一步贵贱别离：用复原水解法进行贵贱别离，即常用的亚复原水解法，将造好的铑液（铝溶活化造液最好）过滤浓缩后趁热参加亚饱满溶液，使铑液彻底变至淡色通明停止（已复原透彻），加饱满的溶液使PH=9.26冷却静置30分钟，这时贵金属【部分钯、悉数铂、悉数铑、悉数铱（当含金、锇、钌时应提早别离，看我博客）】不会构成碱合物沉积！而贱金属除钴外悉数水解沉积！过滤出沉积物，将沉积物用PH=9.3的水洗刷三次，将洗水与滤液兼并在用酸化至PH=2，再按上述进程进行一次，终究搜集悉数滤液及洗液兼并（俗称二次贵液）。滤渣含部分钯进行提钯！ 第二步钯别离：用丁二酮肟别离钯，将二次贵液浓缩赶亚硝基彻底并调PH=2,参加丁二酮肟溶液，使钯呈亮黄色的丁二肟钯沉积，加热至70度使之热聚，过滤，滤液再用氧化至深色，用水解法使铂与铑铱别离，滤出铑铱渣，用PH=8.5的水洗净再用酸化至滤渣刚好彻底溶解，加热溶液至80度！使PH=4.5时参加10%的溶液，使大部分铱构成硫化铱沉积！可使铱降低到下步硫化铵除铱精制铑的规模（但铑有30%也涣散在沉积中）！除铱后的铑主体液水解后（首要除硫）滤出铑黄（氢氧化铑）再酸化后经硫化铵精制后用复原，洗刷，再经煮洗后得纯铑粉。铑的新办法精粹（闻名的中华铑的精制办法）：第一步（不含金、钯的溶液，当含金钯时用S201或二异辛基硫醚萃取，或用除金，丁二酮肟除钯，后续续氧化）：贵贱别离：将造好的铑液调PH=1.5,用30%P204【二（2乙基己基）磷酸】+70%正十二烷萃取铜铝铁镍钴等贱金属。（留意：稀释剂有必要是正十二烷！！），直至萃取油相不变色停止（或许是八到十级萃取也未尚不行），萃余液需用氧化并使酸度调到4摩尔（用分析级碱检测）。第二步铑与贵杂别离：用30%TRPO(C7-C9)+四号溶剂油萃取调好的萃余液，萃取至油相不变色为至（或许六到八级的萃取）！一系列萃取后的铑液调PH=9使铑呈铑黄沉积（别离剩余有机物及残留有机相）滤洗净后用复原出铑黑，再经煮洗后氢复原出纯铑。整个进程必须要有专用萃取设备来支撑！新办法精粹铑的回收率很高！很纯！

这儿介绍一些矿山对合质金精粹的四种典型办法。 一、硫化精粹。含铜高的低档次合质金的硫化精粹，是将合质金淬成粒状和硫（或黄铁矿）一同熔炼，使铜等硫化造渣，产出高档次合质金锭和含少数金、银的冰铜。再向熔融的冰铜中参加金属铁进行还原熔炼，使金、银沉积产出低档次合金。熔融的上部冰铜放出送铜冶炼厂处理。 二、氧化精粹。向熔融的低档次合质金中吹风进行氧化精练。 三、氯化精粹。向熔融的低档次合质金中通入使银、铜等氯化造渣，该法可获得纯度99.6%的金。此法在墨尔本和珀思造币厂以及南非各工厂被广泛选用。 四、电解精粹。兰德精粹厂等运用电解法精粹，产出纯度99.99%的金。

主要用化学法和电解法精粹，前者适于小批量出产，后者规划较大。    1.化学精粹    常用草酸复原法。粗金用、HCl/Cl2、HCl/H2O2溶解，溶液加热至70℃，用20%NaOH溶液调pH＝1-1.5，复原反响式为：                    2HAuCl4＋3H2C2O4====2Au↓＋8HCl＋6CO2    拌和下参加过量一倍的固体草酸，反响平稳后再用碱液调整并坚持pH=1-1.5，补加适量草酸直至反响彻底。产出的海绵态金用1：1HN03和纯水洗刷，金纯度99.9%-99.99%以上，回收率>99%。    2.电解精粹    含Au>90 % , Ag 0.1%-0.5%的粗金熔铸为阳极，用纯金片或钦板作阴极，在含Au 250-300g/L, HCl 150-300 g/L的酸性HAuCl4溶液中电解。阳极溶解时，Cu、Pb、Pd、Pt等杂质金属一起溶解并在电解液中堆集，会污染阴极产品。当电解液含（g/L）Au90、Cul0、Pb1、Pt10、Pd1时应替换送去净化。难溶氯化物（PbCl2、AgCl）黏附在阳极表面会构成阳极钝化，常使槽电压升高电解难以进行。为此，电解时还需周期性地输入沟通电压，构成非对称脉动电流，使AgCl疏松掉落。阳极一般需套上布袋搜集阳极泥。电解液温度50-70℃，电流密度300A/m2，交直脉动电流电解为500-1000A/m2，电流密度过低会生成HAuCl并分解出泥状金粉。槽电压取决于阳极成分、极距离等要素，在0.3-0.8V之间。电流效率一般达95%。残极率15%-20%，残极经细心铲除阳极泥后重熔为阳极返电解。阳极泥主要成分为金及银、铅氯化物、少数铂族金属，用硫代硫酸钠溶解氯化银后残剩的金粉返熔铸阳极。    我国纯金质量标准（GB4134-84）如表。  我国纯金质量标准/%品种AuAgCuFePbBiSb总和一号金  Au-11000.0100.0020.0010.0020.0020.01二号金  Au-21000.030.020.0030.0030.0020.0020.05三号金  Au-399.9　　　　　　0.1     国际上还通用K金（Karat）纯度单位，纯Au为24K。我国入民银行规则1K的含金量为4.1666%。K值与含金量的对应标准如下：K值2422201814121098含金量/%99.998491.665283.33274.998858.332449.999241.66637.499433.3328

粗铅冶炼厂以铅精矿等为原料，生产粗铅或电铅，并回收伴生有价元素的重金属冶炼厂设计。其设计范围包括：铅、锌精矿烧结车间设计、铅鼓风炉熔炼车间设计、氧气底吹炼铅法熔炼车间设计、基夫赛特炼铅法熔炼车间设计、铅精炼车间设计和铋冶炼车间设计等。粗铅冶炼厂的原料以含铅55%～65%的硫化铅精矿为主，其次是含铅高于25%的氧化铅精矿以及废杂铅料。铅、锌矿物常共生，铅与锌在同一厂冶炼，有利于伴生有价元素的综合回收和环境的治理。粗铅冶炼厂主要产品为精铅(或电铅)、并副产硫酸和氧化锌，一般还综合回收金、银、镉、铋等金属，处理废杂铅料时产品还有铅合金。因此，粗铅冶炼厂设计需重视环境保护和防治，提高机械化程度，加强设备密封和环境通风，有污染源的车间通常与主导风向垂直配置，并置于下风向，以减轻铅蒸汽及铅粉尘的有害影响。

铜锍吹炼产出的粗铜含有较高的硫、氧和其他一些杂质，如铁、钴、锌、铅、锡、镍、砷、锑、铅等，此外还有含有硒、碲、锗、金、银等稀有元素和贵金属，其总含量可达0.5%～2%。     为除掉粗铜中的杂质和收回贵金属等有价元素，应将粗铜进行火法精粹和电解精练。火法精粹只能将对氧亲和力较大的杂质除到必定的程度，而贵金属仍留于火法精粹铜中。     粗铜火法精粹的意图是为电解精粹供给符合要求的阳极铜，并浇铸成表面平坦、厚均匀、细密的阳极板，以确保电解铜的质量和下降电解精粹的本钱。     在火法精粹时，因为铜是主体，杂质浓度很低，故铜首要被氧化：                           4[Cu]＋O2＝2[Cu2O]     生成的氧化亚铜溶于铜熔体中，将铜液中的杂质Me氧化：                       [Cu2O]＋[Me]＝2[Cu]＋（MeO）     欲使杂质残留于铜液中的极限浓度最低，应操控以下要素：     （1）氧化亚铜始终保持饱和状态；     （2）下降杂质氧化物的活度；     （3）温度不宜太高。     粗铜火法精粹多选用固定式精粹炉、回转式精粹炉，也还有倾动式精粹炉。表1和表2列出了国内外一些火法精粹进程的目标。 表1  国内火法精粹技能经济目标（一）厂 别铜精粹收回率/%铜精粹真收率/%床能率 /t·（m2·d）－1燃 料复原剂种 类单耗 /kg·t－1种 类单耗 /kg·t－1鑫冶（上海）99.9199.28.28重 油80～90重 油6白 银99.6958～12重 油70～90重 油8云 冶99.898.74重 油87木炭粉13重 冶99.698.54.36天然气167m3/t柴 油11株 冶99.797 重 油90～110重 油10～20广 冶99.0296.83.1重 油180重 油6贵 冶 99 重 油50～60液化4～6大 冶 98 重 油42重 油5～6   表1  国内火法精粹技能经济目标（二）厂 别烟气废热运用每炉复原时刻/h渣 率/%渣含铜/%电耗 /kW·h·t－1水 耗 /t·t－1铸模耗费 /个·t－1（阳极）运用方法运用率/%鑫冶（上海）锅炉空气预热器出产蒸汽热风621.50.5～0.610～30301.8铸 铁120白 银  1.53.525～3559 铜100云 冶汽化烟道 收回蒸汽230.74～530～35 5.5铜126重 冶  0.83    铸 铁40～70株 冶空气预热 器产热风 1.70.5～120～253412铸 铁80广 冶  4～62.525～30 2铸 铁18～20贵 冶部分热烟气 枯燥精矿 1.53.5314511铜390～470大 冶废热锅炉空气预热器收回蒸汽热风650.753～430～405318铸 铁35 表2  国外火法精粹技能经济目标实例厂 别炉 型炉容量/t燃料复原剂耐火材料单耗/  kg·t－1渣含铜/%备 注种 类单耗/ kg·t－1种 类单耗/kg·t－1复原时刻/h小 坂回转炉70重 油22.7810.6547.6直收率89.5%奶名滨回转炉250重 油17.2C4H10 H21.71 11.52.10.95 热熔融炉料 直收率94%玉 野回转炉100重 油27.3灯 油 丙 烷4.8 0.530.5549.7直收率94.8%佑贺关回转炉250重 油16.171.12.5775.0熔融炉料 直收率98%日 立回转炉150重 油54A维 重油8.23.2 45直收率92.2%直 岛回转炉90重 油18.56.81.83 50直收率96.9%东 予回转炉350重 油2182.50.2 直收率98%         火法精粹的技能发展首要是寻求强化氧化和复原进程，添加炉子容量。前者又都集中于运用更有用的氧化剂和复原剂，如水蒸汽、富氧、气、再制天然气等。真空精粹进程也进行过实验。西班牙IDCSA铜精粹厂为了扩展出产能力，选用了端部液压倾倒式回转炉来处理废铜出产铜锭。运用氧气烧嘴，炉温较高。首要的传热方法是当炉子滚动时耐火材料内衬与熔体之间传导传热，一起具有杰出的混合效果（此炉子可能与卡尔多炉原理相假，仅仅传动组织不同）。     阳极浇铸设备有直线浇铸机、圆盘浇铸机、主动定量浇铸机。奥托昆普公司选用90t/h的大型圆盘浇铸机1台与两台呈八字形摆放的回转炉配套，如下图所示。大大节省了出资。也有单个工厂运用接连浇铸法制造阳极板。  奥托昆普回转炉与浇注机的八字形布置图

现代大型预焙电解槽产出的原铝纯度有所进步，可直接产出特一号铝，但铝含量也只抵达99.8%。有些部门对铝的质量要求很高，如无线电器材、照明反射镜、纶出产反响器、储酸罐、食物包装材料等方面要求铝含量大于99.97%～99.996%的精铝；有的时分还要99.999%（5N）的高纯铝和99.999%（6N）以上的超纯铝。这就要对原铝进行精粹。     从电解槽中取出的铝液保温静置几小时让固体夹杂物（氧化铝、炭和等）和夹藏的融盐充沛与铝液分层，然后通入氮气和的混合气（90%N2＋10%Cl2），除掉悬浮的氧化物、碳化物及溶解的气体。钠、镁、锂、钙等生动金属一起也被除掉，得到工业铝。电工用的铝，还要用含硼的合金来处理，以除掉那些严重影响电导率的杂质元素（如钛、钒、锆）。     精铝通过原铝精粹取得，精粹的办法有三层液融盐电解法、凝结提纯法及有机溶液电解法。常用三层液融盐电解法。高纯铝则要用精铝通过区域熔炼才干得到。     一、三层液电解精粹     1901年Hoopes创造的三层液电解法因精粹体系由三层熔体组成而得名。阳极熔体由待精粹原铝和加剧剂（30%Cu＋70%Al）组成，它的密度大（3.3～3.7g/cm3）而居基层；中间为密度2.6～2.8g/cm3的电解质（氟化物或氯氟化物）；最上层为精粹所得的精铝，密度为2.3g/cm3，它与石墨阴极相触摸，成为实践阴极。     （一）三层液电解精粹的原理     三层液电解精粹是使用阳极可溶的溶体进行电化学冶金的进程。阳极合金中的铝失掉电子，进行电化学溶解，为成Al3＋、Na＋、F－、Cl－、AlF3－6、AlF－4的电解质，在外加是电压的推进下抵达阴极，Al3＋又在阴极上得到电子而不定时原成铝。即： 在阳极    Al（合金）－3e→Al3＋ 在阴极    Al3＋＋3e→Al（液）     在阳极，比铝更正电性的杂质Fe、Ca、Si等不发生电化学溶解，留在阳极合金中；比铝更负电性的杂质进入电解质，如Na2＋、Ca2＋、Mg2＋等不能在阴极上分出，留于电解质中，然后抵达精粹的意图。假如电解质自身含比铝更正电性的杂质，就会在阴极上分出，因而电解质应选用纯的质料，并在母液槽中进行预电解铲除比铝更正电性的杂质。     电解进程中，铝在阳极溶解、阴极分出。这个电化学进程理论上为齐型电池，只耗费很少的电能（0.04～0.045V）。因为存在显着的浓差极化（0.35～0.40V），再加上为了避免阳极原铝分散到阴极下降了阴极铝的纯度而进步电解质水平，电解质压降很大，就需求5.5V的槽电压。此外电解进程中没有气体发生，也没有阳极效应。     （二）三层液电解精粹的阳极合金     三层液电解精粹对阳极合金的要求为：熔融合金的密度应大于电解质的密度；合金的熔点要低于电解质的熔点；铝在合金中的溶解度要大，合金元素应该比铝更正电性。     工业上用铜作阳极合金，当合金中的铜含量达33%～45%时，溶点为550～590℃，密度为3.2～3.5g/cm3，彻底能够满意上述要求。假如阳极合金中的铝含量下降至35%～40%时，合金的熔点会急剧升高，高于料室温度时就凝结（料室温度比槽内低30～40℃）。有必要定时向槽内补加原铝。     （三）电解质     三层液电解精粹对电解质的要求为：熔融电解质的密度应介于阳极合金与精铝的之间；电解质中不含比铝更正电性的元素；导电性能好，熔点不宜过火高于铝的溶点，蒸发性小，不吸水也不水解。现在工业电解质有两大类：氟氯化合物和纯氟化合物。     两类电解质的NaF/AlF3摩尔比对熔体的初晶点、密度、电导率都有影响。氟氯化合物电解质的最低熔点在NaF/AlF3摩尔比为1.8邻近。在工业使用范围内，其熔点和密度都比纯氟化物的低，但电导率稍差。增加锂盐能够下降电解质的初晶点、进步电导率。氟氯化合物纯氟化合物AlF3    25%～27%AlF3    35%～48%NaF    13%～15%NaF    18%～27% BaCl2    50%～60%                   CaF2    16%                   NaCl    5%～8%BaF2    18%～35%    （四）三层液电解精粹的正常作业     三层液电解精粹的正常操作包含：出铝、弥补原铝、增加电解质、整理与替换阴极和捞渣等。关于17～40kA的精粹槽，用真空抬包出铝。操作是先耙去精铝上面的电解质薄膜，将套有石墨筒的吸管刺进精铝层，抽真空汲取精铝。弥补原铝的量接近于出精铝的量，因而出铝后要及时弥补原铝。一般参加液态原铝，拌和阳极合金熔体，使原铝均匀分布。电解时电解质会蒸发和生成槽渣而丢失，需求弥补。一般在出铝后，用专门的石墨管往电解质层中补加电解质溶体，坚持原有的电解质水平。精粹时，石墨阴极底沾有反响生成的Al2O3渣或结壳，电阻增大，需定时（15天）逐一整理。整理时不停电，应赶快操作。跟着电解的进行，阳极合金中的杂质Si、Fe等累积，抵达必定时期就饱满分出大晶粒合金，需求定时清合金渣，坚持阳极合金洁净。     （五）三层液电解精粹的技术参数和经济指标     由表1可见，三层液电解精粹铝的能耗很高，比原铝出产高出3～5kW·h/kg（铝）。首要是为了取得纯度铝有必要进步极距，避免阳极合金分散到阴极。 表1  三层液电解精粹的首要技术参数和经济指标主 要 技 术 参 数经 济 指 标电流强度/kA 槽电压（作业电压）/V 电解质温度/℃ 电解质水平/cm 阳极合金水平/cm 阴极铝水平/cm 阳极合金中Cu浓度/%   电流密度/A·cm－220～75 5.5～6.0 760～810 12～15 25～35 12～16 30～40   0.57～0.70原材料耗费量/kg·t－1（铅） 氯化 氟盐（按F计） 石墨 原铝 铜 阴极电流效率/%   电能耗费/kW·h·kg－1（铝）  35～40 16～21 12～13 1020～1030 10～14 96～98 直流17～18 沟通18～19    虽然三层液电解精粹铝的阴极产品坐落最上层，但电解质对阴极有杰出的湿润，构成一层薄膜覆盖住精铝液表面，免遭空气中的氧氧化；电解温度低（750～800℃），比铝的熔点高11℃，铝的溶解量小；极距高（8～12cm）；电解液与阴极铝液之间密度差大（0.3～0.4g/cm3），分层清楚，避免了铝的溶解；电解时没有阳极效应，电解质相对平稳，铝的夹藏丢失量显着减小，铝电解精粹的电流效率很高。     二、凝结提纯法     因为三层液电解精粹铝的能耗高，促进了产量大、能耗低的凝结提纯法的研讨。液固两相都互溶的相平衡图指出，彻底互溶的液体在冷凝时，固体和液体的组成是不同的。只要将这种固溶体逐渐冷却，就可将某种组分富集于固相应或液相之中，抵达别离或提纯的意图。凝结提纯法就是使用这一原理来进行的，有定向法、分步提纯法和区域熔炼法三种工艺。     某杂质元素在铝固相中的浓度和液相中的浓度之比叫做分配系数。分配系数小于1的杂质在液相中富集；分配系数大于1的杂质在固相中富集。分配系数等于1的杂质不能在液相或固相中富集。定向提纯法就是通过熔融铝液的冷凝将杂质留在溶液中一起凝结分出较纯的铝，较纯的铝再进行熔融后冷凝就可得到高纯铝。明显定向提纯法只能除掉分配系数小于1的杂质。     分步提纯法就是先在溶融铝中参加硼，使某些杂质（分配系数大于1的杂质）和硼构成不溶于铝液的硼化物沉渣，弄清别离出铝液，再进行定向凝结提纯。分步提纯法得到的铝既除掉了分配系数大于1的杂质，又除掉了分配系数小于1的杂质，得到更纯的铝。     区域溶炼法就是将铝锭进行部分溶化定向提纯，通过屡次定向提纯，杂质富集于两头，切除端部后就得到纯铝。区域熔炼法既除掉了分配系数大于1的杂质，又除掉了分配系数小于1的杂质，得到更纯的高纯铝。     三、有机溶液电解法     有机溶液电解法就是用与的合作物作电解质、原铝作阳极、纯铝作阴极，在100℃以下电解。得到高纯铝，电流效率达99%，槽电压为1～1.5V，得到的高纯铝用酸浸洗后在高纯石墨坩埚中熔化，铸成条锭。有机溶液电解法的能耗比三层液电解精粹铝的能耗低得多。     有机溶液电解法还处于工业试验阶段，首要的问题是阳极泥接受、电解槽加热、保温文电解质用氮气维护。

金川公司采用可溶阳极和阴极隔膜电解法生产电钴。生产使用12个电解槽，规格为2060mm×790mm×860mm，使用2个槽造液。电解液为氯化物体系，阴极新液的化学成分列于表1。 表1  钴电解新液的成分    （g∕L）钴电解时的主要技术条件如下： 阳极规格及片数：        500mm×230mm×40mm，每槽22块 同极中心距：            180mm 始极片规格及片数：     540mm×520mm，每槽10块 电解温度:              55～65℃ 电流密度              300～400A∕m2 槽电压：              1.6～2.2V 电解液循环量：        16～220ml∕（min·袋） 阴阳极区液面差：      30～50mm 阴极周期：            3天 钴电解阳极液的成分：阳极液和造液一起进行净化除杂，然后作为阴极新液返回电解。主要除杂作业为除镍、除铜、除铅和除铁。净化除杂的主要工艺条件列于表2。 表2  电解钴阳极液除杂主要工艺条件净化渣压滤除去，含钴铁渣返回与镍系统钴渣一起进行浆化、还原溶解。经过净化处理，溶液达到生产电钴的阴极液的要求，即：Co＞100g∕L，Fe＜0.001g∕L，Cu≤0.003g∕L，Pb≤0.0003g／L，Zn≤0.007g∕L。

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。

 一、 铝青铜因为铝合金在冶炼和浇注时铝易氧化，使铸件发作氧化夹渣，铝青铜液及易吸氢，使铸件构成气孔，体积缩短和线缩短都很大，易发作会集缩孔、且缩孔伸而细。铝青铜线缩短很大（2.49），且长运用冷铁金属型，缩短阻力大或型芯让步型差，浇注温度过高或合金中含铁过高级，易使大型铸件壁厚薄衔接处或内浇口邻近发作裂纹，因此在铝青铜铸造时，有必要环绕易氧化和缩短大的特色，采纳技术和精粹剂的运用，一起留意裂纹和吸气问题。适用于，铝青铜、高镍的镍铝青铜、铬青铜、硅青铜。此产品适用于铝及铝合金的掩盖与精练，使金属液与炉气阻隔，避免氧化，蒸腾，吸气。去除金属液中的杂质，具有保温脱硫作用。二、应用范围此产品适用于铝及铝合金的掩盖与精练，使金属液与炉气阻隔，避免氧化，蒸腾，吸气。三、精粹原理反响式如下其精粹原理是，使用其间的主要成分NaNO3，石墨均不与AI发作化学反响，而在高温下本身热能生成不熔于铝合金液的气体 N2、CO2、NO等来起精粹净化作用。反响原理如下：NaNO3+C → NaCO3+N2↑+CO2↑380℃NaNO3 → Na2O+NO↑反响后发作的N2、NO、CO2气体对人体和环境都无腐蚀刺激作用，其精粹作用也好，精粹温度为690—720℃，精粹时刻为5—12min停止时刻为5—8min.四、使用说明及用量：1、运用量为炉料总重量0.2%----0.7%，分2---3次用钟罩压入熔池中心离坩埚底100—150mm的深处，每份不超越总重量的30%，每次精粹时刻为3—5min，总精粹时刻为8---15 min。2、第二种的精粹办法的参加量为炉料的总重量的0.4%---0.7%左右，合金液的精粹温度为730----750℃，精粹时刻为12—15min,停止时刻为10--12 min. 

凡是除去杂质得到纯金属的过程都叫金属提纯。精炼就是粗金属除杂质的提纯过程。冶炼获得的粗金属都含有一些杂质，例如：粗铜一般纯度为98.5%～99.5%，其中主要杂质为铅、锌、砷、锑、铋、金、银等；粗铟纯度一般为96％～99.5％，其中主要杂质为镉、铅、铝、锌、锡、铜、铁等。杂质的存在严重影响了金属的机械物理性能和化学性质，不适宜工业用途，特别是高端料学技术的发展，要求高纯度的金属，故必须加以精炼将杂质除去。另外许多粗金属中含有贵金属及稀有元素，粗金属精炼，不仅可以得到纯金属，而且能综合回收这些贵金属和稀有元素。精炼的方法很多，不同的精炼方法获得不同纯度的金属。根据杂质和金属的不同特性，以及工业上对金属纯度的要求，有火法精炼、电解精炼、热电离法，萃取法离子交换法等。

火法精粹是指在高温熔化金属的条件下，用各种办法除掉粗金属中杂质的精粹进程。依据金属和杂质的不同特性，火法精粹有下列一些办法，如加剂法，熔析法、精馏等。火法精粹首要用于重有色金属和某些轻有色金属的精粹。加剂精粹就是在熔融的粗金属中参加一种或几种附加物质，使杂质和附加物质生成不溶于金属中的安稳化合物，并上浮成渣而除掉杂质的进程。依据参加物质不同，加剂精粹又可分为：鼓入空气和氧化精粹，参加元素硫或硫物质的硫化精粹；参加氯化物或的氯化精粹，或参加其它附加物的精粹（如粗铅加锌除银）等。熔析精粹是将粗金属在加热熔化后，在冷却其熔体的进程中，操控温度，因为杂质与金属彼此溶解度和密度不平等，发作分层而到达别离杂质的意图。例如粗锌熔析除铅和铁。

首要选用化学精粹办法，第一步取得纯（NH4）2PtCl6化合物或纯Na2PtCl6溶液，第二步煅烧或复原为金属，可产出99.9%-99.999%不同纯度要求的产品。    1.氯化铵屡次沉积法    含铂50-80g/L的溶液煮沸，边拌和边参加NH4Cl，生成黄色（NH4）2PtCl6沉积：                    H2PtCl6＋2NH4Cl====（NH4）2PtCI6↓＋2HCl    沉积时坚持溶液中游离NH4Cl浓度为5%-10%。过滤后用pH=1的氯化铵洗刷沉积物，若光谱分析铵盐纯度不合格，铵可用直接煮沸重溶，或铂铵盐煅烧后的粗铂金属再溶，所得溶液浓缩至糊状，屡次参加浓蒸至近干，以损坏难溶的铂化合物，最终用稀溶解取得含铂溶液，过滤后溶液再加氯化铵沉积出铂铵盐，分析合格后煅烧成海绵铂产品；也可用SO2或在溶液中直接复原悬浮的铵生成可溶的氯亚铂酸铵：                （NH4）2PtCI6＋2H2O＋SO2=====（NH4）2PtCl4＋H2SO4＋2HCl    滤去不溶物，所得溶液为暗红色，通入或参加重沉出（NH4）2PtCI6，直至铵盐光谱分析合格后，800℃锻烧为海绵状金属铂产品。    2．酸钠水解法    出产高纯铂的重要办法，对别离铑、铱及贱金属杂质特别有用。50g/L浓度铂溶液煮沸，拌和下缓慢参加20%NaOH,中和至pH≈2.5，铵溶液合铂量的10％参加酸钠氧化，第一次参加酸钠总量的70%（10%浓度溶液），煮沸后用10％NaOH或NaHCO3调pH≈5，再参加剩下的酸钠溶液，调pH7.5-8。NaBrO3分化开释出新生态氧和新生态氯，使溶液中贵、贱金属皆氧化为高价状况，溶液用碱液中和使铂转变为可溶的Na2Pt(OH)6：                  H2PtCl6＋8NaOH=====Na2Pt（OH）6＋6NaCl＋2H2O    其他贵、贱金属杂质则水解为氢氧化物沉积，煮沸后敏捷冷却至室温，静置沉清，过滤，用pH≈8的纯水洗刷沉积物。含铂滤液和洗水兼并，用酸化至pH≈O.5，煮沸赶后加氯化铵沉积出铂铵盐。一次氧化水解和一次氯化铵沉积即可使含铂90%-95%的粗铂提纯至99.99%。缺陷是操作杂乱，赶时间长，氧化剂较贵，污染环境。[next]    3.载体水解法    适用于铂溶液中杂质含量不高，制取高纯铂而直收率答应较低的状况。铂溶液加NaCl转变为Na2PtCl6，铵每千克铂补加50gFeCl3作载体，加或鼓入空气氧化、煮沸，使铵水解生成很多氢氧化铵沉积，集合和强化其他杂质元素的水解沉积。过滤沉积后的含铂溶液用酸化后即可用氯化铵沉积出纯铵。    4.阳离子交流法    含贱金属的Na2PtCl6溶液调pH≈1.5,使贱金属坚持为阳离子状况，缓慢流过阳离子树脂交流柱使贱金属阳离子被树脂吸附，再调pH2~3后经过另一阳离子交流柱。重复操作除尽贱金属，直至流出的含阴离子PtCl62-溶液到达要求的纯度后再用氯化铵沉出铂铵盐。    5．金属制备及产品标准    有两种最终制备金属铂的办法——复原法和锻烧法。    (1)复原法  精制取得的Na2PtCl6或H2PtCl6溶液，调整pH3--4,参加水合膦复原出海绵铂，反应为：            Na2PtCl6＋4[N2H4·H2O]====Pt＋2NaCl＋4NH4Cl＋2N2＋4H2O    (2)锻烧法  精制取得的纯(NH4)2PtCl6沉积物，转入专用的洁净瓷坩埚并加盖，放入专用马弗炉先低温下缓慢烘干，然后升温至350℃坚持数小时至白烟削减，再升温至750-800℃缎烧1-3h得海绵铂产品。用锻烧分化法反应为：    我国金属铂产品标准（GB1419-89）如表。 我国金属铂产品标准（GB1419-89）品种PtPdRhIrAuAgCuFeNiAlPbSi杂质总和HPt-199.990.0030.0030.0030.0030.0010000.0030.0020.0030.01HPt-299.950.020.020.020.020.0050.010.0100.050.0050.0050.05HPt-399.90.030.030.030.03　　0.0100.010.010.010.1

因为镍矿石和精矿具有档次低、成分杂乱、伴生脉石多、属难熔物料等特色，因面使镍的出产办法比较杂乱。依据矿石的品种、档次和用户要求的不同，能够出产多种不同形状的产品,一般有纯镍类:电镍、镍块、镍锭、镍粉;非纯镍类：烧结氧化镍与镍铁等。近30年来，由纯镍类，因为这样较为经济。现在国外非纯镍类的耗费量占总耗费量的30%以上。镍的出产办法归灯如图1。我国金川公司和新疆阜康冶炼厂(处理喀拉通克铜镍矿鼓风炉熔炼产出的金属化高镍锍)镍出产的准则工艺流程如图2。 因为高镍锍除含镍和硫以外，还含有适当数量的铜,并富集了原猜中的狂族金属和贵金属及钴，困此高镍锍的铜镍别离和精粹是镍冶炼工艺中的杰出问题,也是多年处理硫化矿的出产要害。在镍冶金开展的前期阶段,一般选用四种办法处理高镍锍，即分层熔炼法、选矿磨浮别离法、选择性浸出法、低压基法。上世纪70年代以来，国内外高镍锍，即镍别离办法较多的长处，运用规模正在逐步扩展。分层熔炼法的根本理论依据是：将高镍锍和混合熔化,在熔融状态下,硫化铜极易溶解在Na2S中,而硫化镍不易溶解于Na2S中。硫化铜和硫化镍的密度为5300—5800kg/m3,而Na2S的密度仅为1900kg/m3。当高镍锍和Na2S混合熔化时，硫化铜大部分进入Na2S相，因其间密度小而浮在顶层，而硫化镍因其密度大面留在底层。当温度下降到凝结温度时，二者别离得更完全，凝结后的顶层和底层很简单分隔。为了使硫化铜及硫化镍更好地别离，顶层和底层再别离进行分层熔炼，从头取得分层后的硫化铜和硫化镍,直至满意工艺要求。因为该法工艺进程杂乱、劳动条件差，且出产成本高，除个别工厂经改造后仍在运用外，现已根本筛选。使用选矿磨浮别离铜镍—可溶阳极电解传统工艺处理，即：吹炼成高镍锍--转炉渣电炉贫化--高镍锍磨浮别离--阳极熔炼--电解。该工艺的缺陷是出产疚功率低，排入大气的烟气中含硫量高，耗电量大，有价金属的丢失大。湿法选择性浸出因其铜镍提取办法不同，大致可分为五种。 (1)硫酸选择性浸出电积法。芬哈贾伐尔塔精粹厂、南非的吕斯腾堡厂均选用这一工艺。但其流程又不完全相同。如芬兰哈贾伐尔塔精粹厂处理的高镍锍成分为(%)：Ni75、Cu15、S7、Co0.7、Fe0.5、Ni/Cu=5。原先选用两段常压浸出，因为镍浸出率低。现已改为三段常压浸出。吕腾堡厂处理的高镍锍成分为(%)：Ni约50、Cu约28、S约22。选用两段加压浸出，电积提铜和电积提镍。这种浸出别离与部分净液相结合的工艺流程比较简单：缺陷是电能耗费大，当Ni/Cu比低时选择性浸出作用较差。 (2)硫酸选择性浸出氢复原。本工艺与上一工艺比较不同之外在于以加压氢复原替代镍电积。代表性的工厂为1974年投产的美国镍港精粹厂。其流程为高镍锍熔化--水淬--细磨,然后经一段常压浸出和两段加压浸出液经净化后用加压氢复原法制得镍粉。南非英帕拉厂所选用的流程与镍港精粹厂相似,不同之处是选用三段加压浸出。本工艺与上一工艺比较，流程比较简单，但能源耗费都比较多;镍粉价格尽管较高，然而在商场供应上的灵活性不如电解镍。 (3)加压浸--氢复原法。代表性的工厂有加拿大舍里特公司克莱夫科精粹厂、澳大利亚克威那拉镍精粹厂。克威那拉镍精粹厂原规划处理硫化镍精矿,1974年后改为处理卡尔古利镍冶炼厂的高镍锍。该法的长处是在较低温度和压力下,在碱性介质中浸出,设备的结构和防腐蚀等方面比较简单处理。缺陷是耗费很多,大部分硫终究氧化成硫酸根;且对含铜量高的质料亦不太合适。 (4)浸出法。代表性工厂有加拿大鹰桥公司在挪威的克里斯蒂安松精煤炼厂的实验工厂。其办法是经细磨后的高镍锍用浓溶液在约70℃常压下浸出12h,浸出率为98.7%。该法选择性浸出作用很好,提镍能耗出比较低;但设备腐蚀比较严重，现已根本不选用。 (5)浸出法。挪威的克里斯蒂安松厂除了曾实验过上述浸出法外,1975年后又开端试作选择性浸出新工艺，几回改善后,于1981年建成年产(4—5.5)×104t阴极镍的精粹厂。该法的本质是，在110℃下通选择性浸出镍，浸出液经置换脱铜，用碳酸镍中和脱铁，溶剂萃取公离镍钴,别离电积得到阴极镍和阴极钴。在阳极上发生的回来浸出。高镍锍中的铜、硫简直悉数以CuS形状留于浸出渣中。该流程的特色是浸出液体中Ni2+高达230g/L,总的溶液量少,阳极分出的回来使用;与其他工艺比较,流程较为简化。现在世界上用浸出法的还的日本住友新居滨精粹厂。 羰基法出产归于气化冶金办法,以加拿大世界镍公司铜崖精粹厂选用的中压法为代表。其高镍锍的成分为(%)：Ni62、Cu14、S2.0、Fe2、Co1,在旋转转炉内用氧气吹至S为0.2%--4%，在180℃、7.2MPa压力下羰基化,产出高纯镍粉及Ni--Fe粉,铜和贵金属富集于残渣中。该法比蒙得法功率高,但不像蒙得法要求原猜中不能含硫和铜。高压法尽管比中压法功率要高，但进程要求在200℃、18—20MPa压力下进行,中压法对质料的镍铜等到含硫量量要求比高压法要严厉。俄罗斯诺里尔斯克北镍公司是选用高压羰基法，加拿大世界镍公司英国克莱达奇精粹厂是选用低压羰基法。从上述高镍锍的别离和精粹工艺开展来看,总的趋势是别离与精粹紧密结合，逐步简化流程。但各厂所选用的详细工艺条件都不尽相同，原因是与各厂的质料成分及产品形状要求不同有关，另一方面也阐明高镍锍别离和精粹的工艺还有待进一步研讨开发。

火法精粹产出的精铜档次一般为99.2% ～99.7%，别的还含有0.3% ～0.8%的杂质。电解精粹的意图就是进一步脱除火法精粹难以除掉的、对铜的导电功能和机械功能有危害的杂质，将铜的档次提高到99.95%以上，而且收回火法精粹铜中的有价元素，特别是贵，金属、铂族金属和稀散金属。     铜的电解精粹是将火法精粹铜铸成阳极板，以电解产出的薄铜片（始极片）作为阴极，二者相间地装入盛有电解液（硫酸铜与硫酸的水溶液）的电解槽中，在直流电的效果下，阳极铜进行电化学溶解，阴极前进行纯铜的堆积。因为化学性质的差异，贵金属和部分杂质进人阳极泥，大部分杂质则以离子形状保留在电解液中，然后完成了铜与杂质的别离。     铜电解所处理的阳极成分（％）一般为：Cu 99.2～99.7，Ni 0. 09～0.15，As 0. 02～0.05，Sb 0. 018～0.3，Ag 0. 058～0.1，Au 0. 003～0.007，Bi 0. 0026，Se 0. 017～0.025。     产品一号铜的成分要求（％）：Cu＋Ag不小于99.95；Bi和P不大于0.001；As、Sb、Sn、Ni不大于0.002；Pb和Zn不大于0.003；硫不大于0.004。     铜电解精粹的原理如下：     阳极反响：Cu－2e ==Cu2+            EΘCu/Cu2＋＝0. 34V                                  Me－2e ==Me 2+           EΘMe/Me2＋＜0. 34V                              H2O－2e==2H＋＋1/2O2     EΘH2O/O2＝1.229V                              SO42――2e ==SO3＋1/2O2     EΘSO42－/O2＝2.42V     式中Me代表Fe、Ni、Pb、As、Sb等比Cu更负电性的金属，它们从阳极上溶解进入溶液。H2O和SO42－失掉电子的反响因为其电位比铜正，故在正常情况下不会发作。贵金属的电位更正，不溶解，而进入阳极泥。     阴极反响：Cu2＋＋2e ==Cu     EΘCu/Cu2＋＜0. 34V                                      2H＋＋2e==H2       EΘH＋/H2＝0. 0V                              Me2＋＋2e ==Me      EΘSO42－/O2＞0. 34V     在这些反响中，具有标准电位比铜正、浓度高的金属离子才或许在阴极上被复原，但它们在阳极不溶解，因而只要铜离子复原是阴极的首要反响。     铜电解精粹的一般流程如图1所示。     铜电解槽的装置实例如图2所示。  图1  铜电解精粹一般工艺流程图  图2  铜电解槽装置实例图 1―进液管；2―阳极；3―阴极；4―出液管；5―放液管；6―放阳极泥管     国内部分冶炼厂铜电解精粹技能操作条件见表1。     通过电解精粹后的阴极铜质量要求见表2。 表1  产品电解槽技能操作条件实例名 称上海鑫冶白银一治云铜股份贵溪冶炼厂株洲冶炼厂电解液组成 Cu/g·L－1 H2SO4/ g·L－1 Ni/ g·L－1 As/ g·L－1 Sb/ g·L－1 Fe/ g·L－1 Bi/ g·L－1 Cl/ g·L－1 电流密度/A·m－2 电解液温度/℃ 同极距/mm 每槽循环速度/L·min－1 循环办法   阳极寿数/d 阴极周期/d 添加剂用量 骨 剂/g·t－1 硫 脲/g·t－1 干酪素//g·t－1 /mL·t－1  45～55 165～185 小于10 小于10 小于0.5 小于1 小于0.5 小于0.075 322～330 62～67 75 30～40   前进下出   12～14 4   小于80 小于40 小于40 小于300  35～45 160～190 小于10 小于1.5 小于0.3 小于3 小于0.2   190～230 58～62 100 20～25   前进下出   24 4～6   30～60 45～50   400～600  40～45 150～70 小于15 小于15 小于0.5 小于4 小于0.3   250 66～68（高位槽）   85   25～35   前进下出 18 6   100 34 10 150  42 188 4.5 2.9 0.58 1.88 1.03 0.06 240 大于60 105 30   槽中心底部进液上部出液 24 12   100 30～40 20～30 50～70mg/L    38～46 180～200 小于15 小于20 小于7 小于2 小于1 0.05～0.065 224～265 60～65 85 25～30   前进下出   12～15 4～5   40～70 20～25 10～20 0～1200   表2  高纯阴极铜的化学成分（GB/T1385－92）元素组元 素含 量/%元素组总含量/%元素组元 素含 量/%元素组总含量/% 1Se Te Bi≤0.00020 ≤0.00020 ≤0.000200.000304S≤0.0015≤0.0015 5Sn Ni Fe Si Zn Co  ≤0.0010            ≤0.0020            2Cr Mn Sb Cd As P    ≤0.0004   ≤0.005  0.00156Ag≤0.0025≤0.00253Pb≤0.0005≤0.0005 杂质总含量≤0.0065       国外铜电解的技能经济指标见表3。 表3  国外铜电解首要技能经济指标实例项 目东予厂南边线材 公司（美）阿马 利略厂玉舒 厂韦尔 瓦厂北德厂汤斯 维厂奶名 滨厂沃尔 索尔厂电解办法 残极率/% 电流效率/% 槽电压/mV 直流电耗/kW·h·t－1 蒸汽耗费/kg·t－1惯例 15 98 280 295 80RRC 16 93 400 360  惯例 15 98 260 250  PRC 15 96.5 350 380  154PRC 20 95 400 400  750ISA 16 98 330 300  ISA 18 95   290  420惯例 25.3 96 320 253  惯例 14 90 500 500       20世纪70年代以来，铜电解精粹技能开展很大。除周期反向电流（PRC）电解，永久性不锈钢阴极－ISA法和KIDD法等新工艺外，在出装槽自动化、检侧和大功率可控硅整流设备方面都有适当的前进，使进程向大型化、高效率和低耗费方面开展。     永久性不锈钢阴极技能在铜电精粹进程中的运用，不再用种板槽出产始极片而悉数用来出产阴极铜，以及避免了因为各种原因构成始极片变形引起极间短路的或许，使得极距离能够进一步减小，然后提高了电流密度和电解槽的利用率；永久性不锈钢阴极的运用也为进一步提高出装槽的自动化程度发明了条件。KIDD工艺是对ISA法的承继与开展，与ISA比较KIDD的最大不同点在于阴极底部不涂蜡，消除了涂蜡的不良影响，削减运转本钱，不会使表面粘附阳极泥和长粒子，不会在阴极上构成薄膜。永久阴极铜电解技能的工业运用至今已有20余年前史，到1998年，运用永久阴极铜电解技能出产的精铜产值已占国际总产值的40%以上。     在铜电解进程中，电解液中铜和杂质含量逐步添加，添加剂含量不断堆集，而硫酸的含量则逐步削减，然后使电解液成分违背所需的条件操控规模。所以有必要守时定量地抽取电解液进行净化处理，并用等量的新液替换，调整电解液组成；一起也收回有价金属杂质。惯例净化办法有：（1）加铜中和或直接浓缩法出产硫酸铜；（2）电解堆积法；（3）中和、浓缩出产硫酸铜，电解法除As、 Sb，冷冻结晶出产硫酸镍；（4）高酸结晶法出产硫酸铜，电免除As、Sb、Bi，电热蒸腾作产粗硫酸镍。一般需大量出产硫酸铜时用（1）、（2）和（3）；不需大量出产时，可用（4），小厂以（2）法为宜。新的净化办法有：（1）渗析法（阴离子交流膜）；（2）萃取法；（3）共沉淀法：（4）氧化法除As、Sb、Bi。     铜电解液净化流程如图3所示。  图3  铜电解液净化流程

一、最终精炼机理 氯化精炼为可逆的置换反应。为了除去残留的比铋更易氧化的痕迹元素，如氯、锌、锑、碲、铁、铅等，必须进行最终精炼。 最终精炼实质上为碱性精炼，将重量为铋量的1%～2%的固体碱加入除氯后铋液中，并加入KNO3（或NaNO3）2～5千克，压缩空气搅拌，某厂最终精炼杂质除去情况如图1所示。图1  最终精炼杂质去除程度 从图1可见，以除氯效果显著，对除残锌、残铁亦有效，而对脱除残铅作用不大。这大概是由于铅与铋的氧化物的自由焓较接近，而铅与铋之间又能生成稳定的金属间化合物之故。 最终精炼时锌首先氧化，被NaOH吸收入渣，为了加强氧化效果，在铋液中加入少量KNO3（NaNO3），生成锌酸盐以除去残锌。 若含铅高于0.001%，则需补充通氯脱铅，直至合格。 二、最终精炼实践 最终精炼在实践中又分“高温法”与“低温法”两种。 高温法是将最终精炼温度控制在680～720℃，加入料重0.5%～1%的NaOH和1～2千克KNO3，向除氯后铋液中鼓入压缩空气搅拌约2小时后捞渣，取样分析铅与银，至铅低于0.001%，银低于0.003%为合格。然后加入少量固体碱熔化后覆盖液面，降温至300～400℃铸锭。精铋采用立模浇铸，铸模内部尺寸为370×140×30毫米，每块重约15.6千克。 低温法是将精炼温度控制在550℃左右，其它操作与技术条件与高温法类似。实践证明，采用低温法不影响质量，并可降低燃料消耗，延长精炼锅使用寿命。 某厂最终精炼渣成分如表1所示。 表1  最终精炼渣成分（%）精铋表面呈玫瑰红金属光泽，无夹渣、无气孔、无毛翅。某厂为使精铋表面呈银白色，增加“做表面”工序。将合格后铋液，降温至320～340℃，加入0.2～0.5千克氯化铵，2～5分钟后，取样观察表面呈银白色，即可出锅铸型。 通过直接火法精炼，可产出1号或2号精铋。精铋的国家标准如表2。 表2  精铋的国家标准GB915－84

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。判别结尾可根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。

至今最有用的钌的别离技能是氧化蒸馏一液吸收，因而钌的精粹多以钌吸收液为质料，关键是有用别离钌吸收液中的锇。    高浓度钌的吸收液补加少数乙醇，加热至75-90℃脱去游离，使钌坚持为H2RuCl6状况，加适量或硝酸充沛氧化蒸发，将溶液缓慢浓缩至含钌30-50g/L,参加氯化铵沉积出深红色（NH4）2RuCl6结晶：                    H2RuCl6＋2NH4Cl=====（NH4）2RuCl6↓＋2HCl    过滤后用乙醇洗刷晶体，流中烘干后缓慢升温至450-500℃使铵盐分化：    在流中再升至950℃，降温至室温取得金属钉粉，取出后当即转入密闭干燥器，避免在空气中氧化蒸发。    我国昆明贵金属研究所的厂商标准如表。昆明贵金属研究所钌的厂商标准/%品种RuIrPdRhPtAuAgCuAlFeNiPb杂质总量贵Ru-199.980.0060.00050.0030.00006250.000080.00150.0010.01贵Ru-299.950.0130.0010.0060.0001250.000160.0030.0020.02贵Ru-399.90.0250.0020.0120.000250.000320.0060.0040.05

包含纯铑化合物制取和复原制取金属两个过程。    1.纯化合物制备    主要有亚络合、络合、萃取和离子交换法。    (1)亚络合法    含铑40-50g/L的氯铑酸溶液用稀液调pH≈1.5,参加NaNO2煮沸，生成淡黄绿色至无色的六亚硝基铑酸钠，反响为：          2H3RhCl6＋18NaNO2=====2Na3Rh（NO2）6＋12NaCl＋3NO＋3NO2＋3H2O    反响结束再用碱液调pH9~10并煮沸，使贱金属和铱中和水解为氢氧化物沉积。过滤后含铑溶液参加氯化生成白色的铑络合物沉积，反响为：              Na3Rh（NO2）6＋2NH4Cl=====（NH4）2NaRh（NO2）6↓＋2NaCl    反响结束当即过滤，沉积再用络合提纯。    (2)络合法    亚络合法生成的(NH4)2NaRh(NO2)6沉积可用NaOH溶液溶解从头转化为六亚硝基铑酸钠溶液，贱金属及铱仍坚持为氢氧化物沉积状况与铑别离，溶解反响为：                （NH4）2NaRh（NO2）6＋2NaOH=====Na3Rh（NO2）6＋2NH4OH    过滤出含铑溶液，加热后参加和氯化铵，沉积出三亚硝基三络铑沉积，反响为：          Na3Rh（NO2）6＋3NH4OH=====Rh（NH3）3（NO2）3↓＋3NaNO2＋3H2O    过滤后，沉积物用5%浓度氯化铵洗刷，用4mol/L浓度煮沸4~6h溶解贱金属杂质，一起使铑的亚硝基络合物转化为较纯的鲜黄色三氯三络铑沉积，反响为：          2Rh（NH3）3（NO2）3＋6HCl=====2Rh（NH3）3Cl3↓＋3NO2＋3NO＋3H2O    过滤后即可锻烧为金属铑。    (3)萃取法    氯铑酸溶液用稀碱液中和生成Rh(OH)3黄色沉积，过滤后沉积用溶解并调pH≈1，使Rh（Ⅲ）转化为水合阳离子，溶液中实际上是多价态阳离子平衡，通式表明为：[RhCln(H2O)6-n]3-n，（n＝0-2)，以[Rh(H2O)6]3+为主。然后用酸性萃取剂，如P204、二壬基磺酸、单烷基磷酸（P538）等萃取铑的阳离子，其他贵金属配阴离子留在水相，从有机相顶用稀反萃取得氯铑酸溶液。[next]    （4）离子交换法  酸性氯铑酸溶液流过阳离子交换树脂柱，树脂吸附溶液中的贱金属阳离子杂质，流出液即为纯氯铑酸溶液。    2.金属制备及产品标准    常用煅烧复原法和复原法从铑化合物中制备金属铑。    （1）煅烧法  纯氯铑酸溶液参加氯化铵沉积出纯氯铑酸铵，装入瓷坩埚在马弗炉中低温烘干后，升温至500~600℃煅烧至氯化铵白烟排尽取得海绵铑，反响为：    高温煅烧时部分铑发作氧化生成氧化铑，因而冷却后需转入氢复原炉在800℃下用复原，慵懒气氛下冷却至室温取得金属铑粉。    （2）复原法  纯氯铑酸溶液用碱液中和至pH7~8，煮沸，缓慢参加并调整和保持pH7-8至铑复原彻底，取得黑色纤细粉状金属铑，反响为：                      2H3RhCl6+3HCOOH=====2Rh↓+12HCl+3CO2↑    微细铑粉会吸附很多气体，相同需再氢复原炉中于800℃温度下氢复原制取金属铑粉。    我国金属铑产品标准（GB1421-78）如表。我国金属铑产品标准（GB1421-78）/%品种RhPtPdIrAuAgCuFeNiSnPb AlSi杂质总和HPh-199.990.0030.0010.0030.0010.0010000.0010.0010.0030.0030.01HPh-299.950.020.010.020.0050.0050.010.0100.0050.0050.0050.050.05HPh-399.90.030.030.030.020.020.010.0100.010.10.1

粗铜精炼采用电解法。    电解精炼以火法精炼的铜为阳极，以电解铜片为阴极，在含硫酸铜的酸性溶液中进行。电解可产出含铜99.95％以上的电铜,而金、银、硒、碲等富集在阳极泥中。电解液一般含铜40～50克/升，温度58～62℃,槽电压0.2～0.3伏,电流密度200～300安/米2,电流效率95～97％,残极率约为15～20％,每吨电铜耗直流电220～300千瓦小时。中国上海冶炼厂铜电解车间电流密度为 330安/米2。    电解过程中，大部分铁、镍、锌和一部分砷、锑等进入溶液，使电解液中的杂质逐渐积累，铜含量也不断增高，硫酸浓度则逐渐降低。因此，必须定期引出部分溶液进行净化，并补充一定量的硫酸。净液过程为：直接浓缩、结晶，析出硫酸铜;结晶母液用电解法脱铜,析出黑铜，同时除去砷、锑；电解脱铜后的溶液经蒸发浓缩或冷却结晶产出粗硫酸镍;母液作为部分补充硫酸,返回电解液中。此外，还可向引出的电解液中加铜，鼓风氧化，使铜溶解以生产更多的硫酸铜。电解脱铜时应注意防止剧毒的砷化氢析出。    利用不同元素的阳极溶解或阴极析出难易程度的差异而提取纯 金属 的技术。电解时用高温还原得到的粗 金属 铸成阳极用含有欲制 金属 的盐溶液做电解液，控制一定电位使溶解电位比精炼 金属 正的杂质存留在阳极或沉积在阳极泥中「其中往往含有贵 金属 」，用其他方法分离回收。而溶解电位比精炼 金属 负的杂质则溶入溶液，不在阴极上析出，从而在阴极上可得到精炼的高纯 金属 。利用电解精炼的 金属 有铜、金、银、铂、镍、铁、铅、锑、锡、铋等。    通过电解质溶液的电解，由粗 金属 作阳极，纯 金属 作阴极，含有该 金属 离子的溶液作电解液， 金属 从阳极溶解，在阴极沉淀。粗 金属 中的杂质，不活泼的杂质不溶解，成为阳极泥沉落于电解槽底部，活泼的杂质虽然在阳极溶解，但不能在阴极沉淀。所以通过电解阴极可以得到纯度很高的 金属 。称为 金属 的电解精炼。电解精炼不仅用于粗铜精炼，还常用于 有色金属 的精炼。 

除铜后之铋液，升温至680～750℃，鼓入压缩空气，使砷、锑氧化挥发，作业时间根据粗铋中砷、锑含量而定，一般为4～12小时，至白烟稀薄，铋液表面出现氧化铅渣时，则为除砷、锑的终点。在操作中如渣覆盖液面时，可酌情捞出，以免影响气体挥发逸出，渣稀时，可加入少量固体碱或谷壳、木屑，使渣变干，便于捞渣。除砷、锑氧化渣量，约为料重的4%～8%。氧化渣组成列于下表。 表  氧化精炼渣成分（%）

最终精炼在实践中又分“高温法”与“低温法”两种。 高温法是将最终精炼温度控制在680～720℃，加入料重0.5%～1%的NaOH和1～2千克KNO3，向除氯后铋液中鼓入压缩空气搅拌约2小时后捞渣，取样分析铅与银，至铅低于0.001%，银低于0.003%为合格。然后加入少量固体碱熔化后覆盖液面，降温至300～400℃铸锭。精铋采用立模浇铸，铸模内部尺寸为370×140×30毫米，每块重约15.6千克。 低温法是将精炼温度控制在550℃左右，其它操作与技术条件与高温法类似。实践证明，采用低温法不影响质量，并可降低燃料消耗，延长精炼锅使用寿命。 某厂最终精炼渣成分如表1所示。 表1  最终精炼渣成分（%）精铋表面呈玫瑰红金属光泽，无夹渣、无气孔、无毛翅。某厂为使精铋表面呈银白色，增加“做表面”工序。将合格后铋液，降温至320～340℃，加入0.2～0.5千克氯化铵，2～5分钟后，取样观察表面呈银白色，即可出锅铸型。 通过直接火法精炼，可产出1号或2号精铋。精铋的国家标准如表2。 表2  精铋的国家标准GB915－84

贵 金属 精炼指的是将含杂质的、纯度低的粗料进行处理、提纯，得到高纯度的物料贵 金属 一般可指黄金、白银、铂金等等，贵 金属 精炼一般使用贵 金属 精炼机，精炼机是指将含杂质的、纯度低的粗料进行处理、提纯，得到高纯度的物料的机器。其叫法较多，香港地区一般就叫化金机、提金机，英文 refiner，还可以叫提纯机、回收机、提炼机等等。 　　大型的精炼设备包括旋转炉、坩蜗炉、电弧炉、锻烧炉、干燥炉、热处理机、粉碎机、制粒机、筛选机、搅拌机、自动取样机、反应器、溶解器、沉淀器、电解槽和压滤机等等。但这些的设备是复杂的，投资以亿计，适合大型矿山的场合使用。目前在贵 金属 加工厂及珠宝首饰厂的生产过程中，会产生贵 金属 的损耗，损耗料部分散落在各类废物中，各类废物包括有 金属 态（打磨产生 金属 粉末、旧K金/杂银、废货等），液态（抛光液、除蜡水、镀液等），以及生产过程使用的废旧手套、废旧毛巾、废砂纸、废工具等等。其中 金属 态的废料一般都是首饰生产厂家自行回收，其余的承包给回收商。对于 金属 态的废料，由于没有专业的回收提纯设备，所以一般使用简单的回收处理方式，用湿法冶金的提纯方法，使用简单的工具如烧杯、烧瓶、塑料桶、电热炉、甚至用煤气炉直接加热，步骤如下： 　　1）将打磨产生 金属 粉末、旧K金/杂银、废货等放到烧杯或烧瓶中； 　　2）加入溶剂； 　　3）用电热炉加热、反应溶解； 　　4）过滤后收集滤液，加沉淀剂还原黄金； 　　5）滤质用试剂还原银。 　　由于烧杯或烧瓶在提纯的过程中都是开放式的，在此过程中产生的废气、废水都会直接排放到外界环境中对外界环境造成严重的污染，同时操作者操作时也容易发生事故危险。想要了解更多关于贵 金属 精炼的资讯，请继续浏览上海 有色 网（ www.smm.cn ） 有色金属 频道。

金、银的火法精粹一般选用坩埚熔炼法。此法是别离和提纯金、银的陈旧办法，在曩昔曾被广泛运用。重要的有： 一、共熔法 该法是将金银合金参加进行熔炼，此刻银及铜等重金属被硫化生成硫化物造渣浮起。而金不被硫化，仍以金属状况留于坩埚底部，然后到达别离的意图。然后再对硫化渣进行复原熔炼以收回其间的银。 二、辉锑矿共熔法 此法是将一份金银合金，参加两份辉锑矿（Sb2S3）进行熔炼，待悉数物料熔化后，倾入预热的模中。此刻，金锑合金便沉于模子底部，含少最金的硫化银、硫化锑等聚于模子上部，冷却后别离，再将硫化物进行几回熔炼，以彻底别离金。金锑合金经氧化熔炼除掉锑后，再加硼砂、硝石和玻璃一同熔炼，使残留的杂质造渣，以进步金的纯度。最终复原熔炼硫化渣以收回其间的银。 三、食盐共熔法 该法是将金银合金粒与食盐、粉煤混合进行熔炼，银即生成氯化银浮起，金不被氯化而留在坩埚底部。别离金后，再复原熔炼氯化银渣以收回其间的银。 四、硝石氧化熔炼法 该法是将含有杂质的银或金银合金与硝石进行共熔炼，在熔炼过程中少数铜等重金属被氧化造渣，而银或金银合金便得到提纯。加硝石氧化熔炼能够在合金与硝石共熔的基础上，依据杂质的氧化状况再重复加硝石几回，每次参加时要用铁或木质东西进行拌和，以氧化杂质进步银或金银合金的纯度。操作时要防止烧穿坩埚，必要时可参加碎玻璃。 五、氯化熔炼法 将金银合金装于坩埚中，在表面掩盖一层厚30～40mm的硼砂层下进行熔炼。熔炼作业于烧煤气或石油的地炉中进行，坩埚上加盖（从旧坩埚锯取），用内径5mm瓷管、或粘土耐火管或石英管（下部斜口）刺进坩埚中通入（图1）。在熔练过程中，铜、银及其他杂质氯化造渣，其间某些氯化物则蒸发除掉。氯化作业一向进行到火焰呈紫红色，用冷金属棒于火焰中能熏上一层黄褐色绒毛状的烟尘时停止。取出坩埚稍停，待金冷凝后，扒出表面硼砂，将氯化渣铸入模中，倒出金块。再将金块投入溶液中浸泡除掉表面氯化物后熔化铸锭，此金的成色可达99%以上。产出的氯化渣尚含有5%左右的金，参加7%碳酸钠（质量比）再熔炼，以复原银和捕集金生成金银合金后进再熔炼。加碳酸钠熔炼的渣送收回银、铜等。图1  地炉氯化熔炼 1－喷嘴孔；2－瓷管；3－烟道；4－硼砂层；5－氯化物；6－金 通氯熔炼法作业，一般在石墨坩埚内放入一只粘土坩埚作衬埚，氯化熔炼在衬埚中进行，防止坩埚损坏形成丢失。两埚之间的空地用石墨粉填充。通氯的瓷管或石英管须经预热，以防决裂。为防止瓷管或石英管熔蚀，坩埚中应参加石英石或石英砂。瓶应放在另一房间或远离地炉，以利安全。 上述别离和提纯金、银的各种火法法，存在着如下的一些首要的缺陷：（1）需求运用较多的劳动力，劳动强度大、条件差；（2）出产功率低，返料多，原材料耗费大；（3）金与银的别离不彻底，产品纯度不高，质量不稳定；（4）原猜中如含有铂族金属，则会丢失于金、银中。故现代出产中，非状况特殊，一般均不选用。