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。

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％。

即使用一些金属的氧化复原电位低于Hg2+，如Fe2+、Cu、Fe、Zn、Al、Mg等，将其相应的金属屑装入填料塔置换出废水中的Hg2+离子。例以Fe除反响：                           Fe+Hg2+=Fe2++Hg↓     电对Fe2+/Fe的E°为-0.44，电对Hg2+/Hg的E°为0.854，因而上述反响能够进行。金属复原法还能够与其它办法联合除，如滤布过滤和在碱液中以铝粉置换的联合办法净化含水。例如国内某金铜矿（混-浮选流程）对铜精矿澄清水实验标明，澄清水含7.28毫克/升时滤布过滤除率为81.51%，总除率为97.64%。但有机不能选用金属直接复原法处理，可先用氧化剂（如氯）将其转化为无机，再用金属置换。

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。 

一、碱性精炼机理 图1为Te－Bi系状态图。图1  Te－Bi系状态图 从图1可见，在585℃，碲与铋组成中含Bi 52.2%时，出现化合物Bi2Te3结晶：在266℃含Te 2.4%（原子），出现（Bi＋Bi2Te3）共晶；在413℃含Te 90%（原子），出现（Bi2Te3＋Te）共晶；在540℃时，出现BiTe包品反应；在420℃时，在较宽的区域内出现均质的Bi2Te包晶反应；在312℃时，在较窄的区域内出现均质的包晶反应。碲在铋中的溶解度，在272℃时为2.6%（原子），在300℃时为4%（原子）。 Sn－Bi系状态图如图2所示。图2  Sn－Bi系状态图 铋与锡组成的低熔点合金在液态完全互溶，共晶点温度139℃，组成为含铋43%（原子）或含铋57%（重量）。当温度139℃时，铋在锡中溶解度为13.1%（原子），而锡在铋中的溶解度为0.2%（原子）。 碱性精炼的目的是为了回收碲与锡。 碱性精炼除碲，可以看作是一种改良的哈里斯（Havris）法，即以鼓入之压缩空气为氧化剂，以NaOH为吸收剂。加入NaOH可减少过程中铋以Bi2O2形式损失，同时NaOH与碲的氧化物的反应比Ri2O3与碲的氧化物的反应更为强烈，使碲可以在低于Bi2O3的氧势下氧化。 已被压缩空气氧化之碲，反应为：              对尚未被压缩空气氧化之碲，其反应为：      由于NaOH熔点为318℃，碲熔点为452℃，TeO2熔点为733℃，将碱性精炼温度控制在500～520℃，可保持反应在液态进行，而反应产物呈浮渣分离。 在除碲的同时，少量锡也能与NaOH反应，生成亚锡酸钠：碱性精炼除锡，是在铋液中加入NaOH、NaCl与NaNO3，其中NaNO3是强氧化剂，而NaOH是有效的吸收剂，NaCl加入后，有助于提高NaOH对锡酸钠的吸收能力，降低碱性浮渣的熔点和粘度，减少NaNO3的消耗。其反应为：   分析反应的气相成分为N2 77%、NH3 23%，说明锡的氧化主要按第一反应进行。 某厂碱性精炼中碲、锡的去陈程度如图3所示。图3  碲、锡的去除程度 二、碱性精炼实践 为了防止碲与锡在碱性精炼中同时入渣，采用先除碲，后除锡的工艺，以利于分别回收碲与锡。 将氧化精炼除砷、锑后的铋液，降温至500～520℃，加入料重1.5%～2%的固体碱，熔化后，鼓入压缩空气除碲，固体碱分几次加入，除碲精炼时间一般控制在6～10小时，至加入之固体碱在压缩空气搅动下不再变干，则为除碲终点。除碲后的铋液，含碲降至0.05%以下，在以后的精炼工序中，还能进一步有效地除碲，所以无需过多地延长除碲操作时间，以免产出大量贫碲渣，降低铋的直收率。碲渣呈淡黄色，重量约为料重的3%～5%。 捞出碲渣后，降温至400～450℃，加入NaOH与NaCl，熔化后覆盖在铋液表面，用鼓入的压缩空气搅拌15～20分钟后加入NaNO3，再搅拌30分钟后捞出干渣。碱的加入量为Sn∶NaOH∶NaCl∶NaNO3＝1∶2∶0.6∶0.5。操作反复进行三次，第一次加入量占总加入量的3∕5，第二次为1／5，第三次为1／5。锡渣量约为料重的1%～3%。 某厂碱性精炼产出之碱渣成分如下表所示，从中分别回收碲与锡酸钠。 表  碱性精炼渣成分（%）

A  赤铁矿法除铁原理    a  赤铁矿的结构及热力学稳定性    天然赤铁矿（Fe203）含铁70%，有时含钛和镁，呈类质同象，在隐晶质的成分中常存在Si02和Al203的机械混合物。三方晶系，晶格常数为a＝0.504nm, c＝1.377nm。结构属刚玉型。赤铁矿晶体常呈菱面体和板状。因为以菱面体构成聚片双晶，在其底轴上见三角形条纹，集合体常见有鳞片状、鲕状、具有放射状结构的状块体、赤色粉末状。结晶的赤铁矿呈铁黑至钢灰色，隐晶质或土状、赤色粉末状。    赤铁矿有两种结晶形状，即，γ-Fe203和α-Fe203。天然赤铁矿在结构上归于α-Fe203，它是无磁性的，而γ-Fe203则具有很强的铁磁性。γ型赤铁矿的改动温度大致为400℃，加热到400℃时，它就会向α型改动，一起磁性消失。    加热从低温水溶液中分出氢氧化铁时，首要得到的是针铁矿（Fe203·H20），继而是水赤铁矿（Fe203·0.5H20)。而γ型赤铁矿则是加热进程的第三级产品。针铁矿与γ-Fe203的改动温度是160℃。假如选用高温水解法，能够得到过滤功能杰出的赤铁矿。Fe203-S03-H20系在200℃高温下的等温线如下图所示。在200℃时即便溶液酸度较高Fe203也能大部分沉积分出。 [next]     b  三价铁的高温水解    赤铁矿Fe3+是高温水解的产品。为澄清赤铁矿构成的条件，前人进行了广泛研讨。下图左示出25～200℃时三价铁离子对数值与pH值的联系，明显温度愈高，愈有利于在较高酸度条件下沉铁。下图右表明，在200℃高温下，即便硫酸浓度高达100g/dm3，溶液中的残留铁仍可降到5～6g/dm3。      湿法冶金处理的溶液常含有多种金属硫酸盐。为了从浸出液顶用赤铁矿法除铁，应了解其他硫酸盐的影响。温度高于150`C，Fe3+硫酸盐水解随酸度改动具有不同的反响进程。低酸度时：                              Fe2（S04）3＋3H20 ==== Fe203＋3H2S04高酸度时：                             Fe2（S04）3＋2H20 ==== 2FeOHSO4＋H2S04    三价铁氧化物沉积所需的酸度随铜、锌、镁硫酸盐的参加而增高。这是因为硫酸根作为系统硫酸的缓冲剂，即SO42-可与溶液中的H+结合，而降低了硫酸的活度。[next]    硫酸锌是Fe3+沉积时最重要的共存硫酸盐。 硫酸锌的存在， 使得沉积酸度增高，如在200℃时当存在100g/dm3锌时，单纯硫酸铁的酸度由上限63.7g/dm3移向106g/dm3。镁盐和铜盐与锌盐的影响规则相同。    B  赤铁矿在锌湿法冶金中的使用    赤铁矿法与黄铁矾法、针铁矿法相同，是锌冶炼热酸浸出渣处理办法之一。现在据报道选用赤铁矿法处理锌渣的工厂有：日本秋田锌公司的饭岛厂和德国鲁尔锌公司的达特伦厂。    日本秋田冶炼公司饭岛厂建于1971年，榜首期工程于1972年1月投产，1985年已扩建成年产电锌156kt规划。综合利用收回有价金属关于日本这个资源比较匮乏的国家来说具有重要意义。浸出渣处理的最大意图在于进步锌的实收率。但关于饭岛来说，因为日本国内“黑矿”中金、银、铜的含量高，为此还要高效地收回这些金属并综合利用稼、锢等稀有金属以及锌精矿中的铁和铅。赤铁矿法恰具有有价金属收回率高的特色，乃至产出的赤铁矿渣有或许直接作为炼铁质料，而废弃物可降到最低量。 [next]     饭岛冶炼厂工艺流程如上图示，分4步处理：    （1)用废电解液和二氧化硫浸出；    （2)用沉积别离铜和其他杂质；    （3)用碳酸钙中和游离硫酸和除稼、锗、砷等杂质；    （4)用氧气氧化二价铁离子成为Fe203。    锌渣中所含的锌简直悉数以铁酸锌状况存在，用废电解液浆化，在高压釜中（温度100～110℃，压力2MPa）用SO2浸出，在釜内逗留3h，Fe,Zn,Cd,Cu的浸出率在90%以上。Fe,Zn的总浸出率高于95%。高压釜出来的浆液在解吸塔内除掉溶液的SO2后，送至脱铜槽，H2S的用量可按氧化复原电位计算出来。脱铜后液含游离酸约20g/dm3，用碳酸钙两段中和。榜首段中和到pH＝2，用离心机脱水，产出石膏；第二段中和至pH=4.5，使Ga,Ge,In,As,Sb等有害杂质沉积。为了促进Ga, As沉积，鼓入空气，把部分Fe2+氧化成Fe3+，使其沉积。中和后液中含Zn2+、Fe2+、Cd2+等用高压釜除铁，选用蒸汽加热至200℃，再鼓入纯氧，坚持压力2MPa，在这种条件下Fe2+氧化成赤铁矿沉积。除铁选用3个串联高压釜。进入榜首号釜溶液含铁40～50g/dm3，从末段釜出来的溶液含铁仅1g/dm3。因为在冲刷和稠密进程中会有返溶现象，从稠密机出来的逆流液终究含铁3～4g/dm3，铁的沉积率高于90% ,Fe203中含硫3%，含Fe58% -60%，含H20 12%，是较易于处理的铁质料。赤铁矿沉积时，溶液中的锌、锡简直没有沉积，将溶液送到主流程收回锌、锡。    饭岛赤铁矿法处理锌渣流程尚在不断改善中。沉铜工序已由彻底用改为在浸出高压釜中增加粉，由此而降低了耗量，所产出的硫化铜晶粒变大，使沉降、过滤和浮选功能均得到改善。    早在1972年西德达特伦电锌厂就面对浸出渣的处理问题，因为鲁尔锌公司在达特伦区域没有堆积浸出渣的当地，并会给环境带来损害，所以期望经过处理后的浸出渣能在商场出售。考虑到这种特殊条件，该厂不能选用饭岛SO2复原浸出的流程，而是经过增加锌精矿进行复原浸出，然后再加压处理。在200℃和2MPa压力下吹入氧气，铁被氧化成Fe3+并以赤铁矿沉积。沉积物含铁高于64%，充沛洗刷后，铁可作为副产品出售。    加拿大电锌公司研讨拟定了改善的赤铁矿处理锌浸出渣流程，该工艺的特色是将浸出和沉积在一段完结，关键技术是在200℃和1MPa高压处理铁矾渣，使锌溶解，一起铁以赤铁矿方式沉积，故称为高温转化法，也叫黄钾铁矾法和赤铁矿法联合工艺。

法国诺耶列斯铅厂采用这种方法。该法是先将压榨除去过量铅的银锌壳（含10%银、30%锌、60%铅）加入深度大而口径小的锅中，在盐层覆盖下进行熔析，产出含25%银、65%锌、10%铅的“三元合金富集体（T.A.C.）”。此合金即使在液态下也不氧化，便于储存。然后于低真空及低温下蒸馏这种“三元合金富集体”，冷凝锌蒸气产出液锌。由于采用低真空蒸馏，故蒸锌后的铅液面上几乎没有氧化浮渣。 该厂使用的蒸馏炉如图1。该炉炉体为横卧式圆筒体，外壳用钢板焊接而成，内衬耐火砖。用石墨电极加热。进料口在炉体前方，放铅口在下部。炉后设有排气口与冷凝器相通。冷凝器外壳亦为钢壳，内衬耐火材料。冷凝器内安装有石墨电极，以备开始蒸馏时加热冷凝器用，并用热电偶及记录器自动测定和记录冷凝器内液锌温度。蒸馏炉的温度由冷凝器中锌的冷凝速度所决定。炉内温度借助控制器的自动控制使炉内锌的蒸发速度不大于冷凝器中锌的冷凝速度。冷凝器通过过滤器与真空泵联结。全部设备的接口均用流体密封，负压为1.333kPa（10mmHg）。图1  真空蒸馏炉示意图 1－炉体；2－石墨电极；3－进料口；4－放铅口；5－冷凝器；6－放锌口 蒸馏为间歇性作业，每炉装入“三元合金富集体”1000kg，另加溶析锅放出的铅300kg（加铅是为了降低合金熔点以节省电力，如合金含铅高则不加）。蒸馏炉温度在750～800℃之间，冷凝器保持430℃左右。操作过程除加料及放金属外，都已实现自动化。蒸馏后期，由于锌蒸气减少而使冷凝器温度下降。此时，控制器会自动调节电压，使蒸馏炉温度上升以加速锌的蒸发。蒸馏完毕，关闭真空泵，放出液锌和从蒸馏炉放出富铅。然后加入另一批料再蒸馏。 此种蒸馏炉，是根据冷凝器中锌蒸气的冷凝速度，通过控制器来调节蒸馏炉中锌的蒸发速度的，故分离锌较完全，回收率高，炉子的生产效率也高。现将该厂原料和产品的年平均指标列于下表。锌的回收率在95%以上，银的回收率达99%。产出的富银铅送灰吹。 表  真空蒸馏作业技术指标原料和产品质量∕kg品位∕%AgPbZn装入“三元合金富集体”100025865熔析铅300产出富铅65038571.75锌6300.151.898蓝粉200.15394 该厂日处理“三元合金富集体”2000kg，电力消耗为每吨合金800～850kW·h。另一工厂用此类型的蒸馏炉日处理合金850kg。 此法的优点是：（1）由于在低温下蒸馏锌，所以电耗小，成本也低；（2）炉体本身就是蒸馏器，而不需要使用成本高的石墨蒸馏罐；（3）锌与富铅分离较完全，锌的回收率高；（4）除装料、放铅、锌外，自动化程度高，改善了操作条件；（5）需返回处理的锌、铅氧化渣很少，因而提高了银的回收率。 如果在真空除锌法之前，先通过其他疗法除去银锌壳中大量的铅，提高合金中锌的比例，则更有利于采用低温、低真空蒸馏作业，并能提高蒸馏炉的处理能力，缩短蒸馏时间。

从铅熔析锅加锌除银产出的银锌壳，经榨机挤去液铅后，进行火法蒸馏除锌，产出富含贵金属的铅合金渣（俗称富铅）。富铅经灰吹炉灰吹除铅，产出金银合金再进行别离和提纯。此法是处理银锌壳的惯例办法，工艺老练，现仍为国内外各铅厂所广泛运用，该流程如图1所示。图1  银锌壳的蒸馏与灰吹流程 银锌壳主要为铅、锌和银（金）的合金，其间搀杂有少数铜、砷、锑等金属以及它们和铅、锌的氧化物。蒸馏除锌法是鉴于锌的沸点〔101.325kPa（760mmHg）时为906℃〕明显地低于其他金属，在复原气氛中加热银锌壳至1000～1100℃使锌、铅等氧化物被复原成金属，然后锌金属在高于它沸点的温度下呈气态蒸发，然后到达和银、铅等别离的意图。蒸发的锌蒸气导入冷凝器，凝聚成金属锌得到收回。 蒸馏炉一般运用可倾动的炉体，这种炉子的炉身是用耐火砖砌在铁架上。铁架两边支承在枢轴上，由齿轮和螺杆传动。炉体水平断面为正方形，炉顶呈拱形，后壁开有烟道，前壁留有装蒸馏罐的口，以便装置和取出蒸馏罐。罐装置好后用砖和黄泥封住。炉中心下部设有拱桥形支座，专供支承蒸馏罐用。可焚烧粉煤、焦炭或重油等加热。烧油或粉煤的炉子装置有喷嘴（粉煤经加料盘供料）。焦炭炉底部殴炉篦，炉顶开扎装置焦炭加料斗。图2所示为焦炭蒸馏炉的示意图。蒸馏时，于蒸馏罐口装置冷凝器并与铸锭车衔接。图2  焦炭蒸馏炉示意图 1－蒸馏罐；2－拱桥支座；3－冷凝器； 4－支承架及铸模台；5－焦炭料斗；6－烟道；7－炉篦 蒸馏罐形如平底小口瓶，用鳞片状石墨（55%）与耐火泥（45%）混合制成，壁厚45mm左右。一只高0.99m、腹部净空直径0.443m的蒸馏罐，每次约可蒸馏银锌壳500～700kg。质量杰出的蒸馏罐每只约可运用60次。新罐运用前先置于炉顶上烘烤7d左右，除尽潮气，再入炉小火加热约24h后缓慢升温至呈暗红色开端加料。加热空罐时，为了避免罐内壁过火氧化而影响运用寿命，宜往罐内参加少数木炭或焦炭，蒸馏罐于炉内约呈45°歪斜安顿在支承座上，以便尽可能添加罐体在炉内的受热面积。蒸锌进程为间歇性作业、经蒸馏数罐质料后，将罐按固定的方向作恰当滚动，改变罐体在支承座上的触摸方位，避免加料后金属的荷重老压在罐体一处而损坏。 蒸馏罐安好后将炉口封严，再于加料后将冷凝器与罐口衔接并密封。冷凝需可用旧蒸馏罐改制，也可用铸铁罐或钢壳内衬耐火泥或耐火砖罐。冷凝器的形状一般为截头圆锥形或圆柱形，顶部开有排气口，前方留有放锌口，冷凝器的巨细，应视蒸馏罐的巨细、燃料品种以及操作办法等而定。冷凝器内的温度，靠蒸馏罐不断发生的锌蒸气和气体来坚持，在正常条件下应为450～500℃之间。如冷凝器内温度低于锌的熔点（419.47℃），则进入冷凝器内的大部分锌蒸气会冷凝成蓝粉；如温度超越500℃以上，锌蒸气会冷凝不完全，部分被气流带走形成锌的丢失。 蒸锌是往蒸馏罐中装满银锌壳和复原剂（参加2%～3%的碎木炭或3%～4%的碎焦碳）后，敏捷升温到炉内1100～1200℃（即罐内1000～1100℃）。待银锌壳软化后，再补加质料，直至罐内充溢液态合金后才装上冷凝器开端蒸锌。在蒸锌初始阶段，因为锌蒸气淡薄，冷凝器内温度不高，进入的锌蒸气冷凝成蓝粉。约1h后，液态锌金属才开端凝聚。蒸馏进程中，分次放出液锌，每次约放出三分之二，留下三分之一以坚持冷凝器内温度，有利于锌蒸气与液锌触摸，易生成液相，削减蓝粉的生成。蒸馏时，如排气口冒白烟并呈现浅蓝色火焰，表明锌蒸气在焚烧，阐明蒸馏正顺利进行。当白烟逐步转浅，最终变成黄烟，表明铅在氧化、阐明蒸锌已达结尾。每次蒸锌作业约需6～8h。 蒸馏停止后，放出悉数液锌铸锭，移开冷凝器。再倾动炉体将蒸馏罐中的富铅倾入钢桶，捞出浮渣，富铅铸锭后送灰吹出产金、银合金。用铁器刮下蒸馏罐壁上粘附的渣回来再蒸馏。然后将炉体复位预备下次作业。 蒸馏产出的锌尚含有少数银和铅，供回来加锌除银用。蓝粉进行再蒸馏，或许供从含金化液或其他溶液中置换金用。 每吨银锌壳约耗费焦炭500～700kg，或许耗费重油180～270L。锌的收回率为65%～80%。

A  针铁矿法除铁原理    a  针铁矿的结构及热力学安稳性    针铁矿是含水氧化铁的首要矿藏之一，常称为α型-水氧化铁，它的组成为α - Fe203·H20或Fe00H，与纤铁矿（γ-Fe00H）是同质多象变体。    从近代化学观念看，针铁矿归于无机高聚物领域。用分子式Fe00H标明的单位并不独立存在。针铁矿分子式的写法应为[α-Fe00H]n，其间n是一个比较大的数字，坐落八面体中心的高铁离子具有很强的极化才能，它能使周围配位离子的外层电子云发作违背。导致正负离子外层电子云彼此堆叠，并构成共价键。    氧化-复原电位和pH是操控铁在水溶液中行为的两个重要因素。氧化环境促进铁沉积，复原环境促进铁溶解。酸性条件一般有利于铁溶解，碱性条件则促进铁沉积。针铁矿在水溶液中的化学反响通式为：                      Fe00H＋（3-n) H+ ==== Fe(OH)n（3-n)+＋(2-n) H20    假定固相和水的活度都等于1，则平衡常数K0＝αFe(OH)n(3-n）+ /αH+（3-n)，（其间n＝0，1，2，3，4)。所以：                              lgαFe(OH)n（3-n)+  = lgK0 - (3 - n)pH    下表列出了针铁矿有关反响的平衡常数值。可见随水溶液酸度下降，溶液中Fe3+离子含量明显下降，即1gK0值减小。针铁矿溶解反响的有关参数反响Lg αFe（III）Lg αFe（III）LgK0298LgK0368LgK0413PHFeOOH+3H+ === Fe3++2H2OLgK0-3pH-33.961.15-0.63FeOOH+2H+ === FeOH2++H2OLgK0-2pH-20.94-0.51-1.44FeOOH+H+ === Fe（OH）2+LgK0-pH-1-2.38-2.9-3.24FeOOH+H2O === Fe（OH）3LgK00-6.53-5.36-4.61FeOOH+ 2H2O === Fe（OH）4-+H+LgK0-pH1-18.72-18.556-18.45FeOOH+4H+ == Fe2（OH）24++2H2O1 LgK0-2pH -15.581.21-1.6  2[next]     依据上表所列平衡常数的核算值绘出的针铁矿溶解度曲线图如下图所示。图中虚线标明有关络离子的首要存在区间，实线则标明固相线。在固相线以下，溶液是安稳的，不会有针铁矿沉积；而在固相线以上，溶液是不安稳的，针铁矿将趋于分出。络离子的改变是突变的。在虚线上相邻两种离子的浓度持平，而且当pH3时，[SO42-]＜0.1 mol/dm3时，对针铁矿溶解度的影响不大。    b  高价铁离子复原    从含铁水溶液中除掉Fe3+的多少视沉积物的溶解度而定。沉积物存在形状及转化进程可暗示如下：    新沉积的氢氧化物由一些化合物组成，其溶解度受混合物中最易溶解的化合物分配。“生动”标明固体发作改变，新沉积的生动非晶形Fe（OH) 3渐渐地转化为针铁矿结晶和较安稳的非晶型氢氧化物，在100℃下完结转化约需一天。这对一般工业操作是不易完成的，而且转化后的终究产品仍然是一种含很多Fe(OH)3的混合物。因而挑选杰出的针铁矿沉积条件，取得纯洁的易于过滤的沉积物是十分重要的。从热力学视点对单一铁化合物的沉积条件进行的深入研讨可用Fe203-S03-H20系下图标明，一起标明，只有当硫酸盐溶液中Fe3+浓度很低时，才或许构成针铁矿沉积。[next]    B  针铁矿法在湿法炼锌中的运用    比利时巴比伦厂湿法处理浸渣运用了针铁矿法，其流程图如下图所示。该图标明，它是浮法和老法相结合的工艺流程，新法是酸浸中浸出渣，用针铁矿法处理酸浸液除铁。 [next]     中性浸出渣运用50g/dm3硫酸浸出，各金属提取率分别为Zn 80%，Cu 85 %，Fe 80 %，Cd 90%在85 ℃下浸出6h，所得浸液含Zn60g/dm3，Fe3+25g/dm3，H2SO4 50g/dm3及Cu,Cd,As,Ga,Ni,Co等。选用针铁矿法除铁，为使沉积液中Fe3+始终保持小于1 g/dm3，巴伦厂选用闪锌矿为复原剂。操作温度90～95℃，时刻6～8h。一般复原剂参加量需求过量15%～20%。选用焙砂为中和剂，中和反响约需1h，使酸度从50g/dm3降到2～3 g/dm3。低铁氧化运用空气或氧气。假如溶液PH值从2.2增至3.5，则针铁矿沉积速度增加一倍。碱离子对沉铁影响如下图所示。标明钠离子含量小于2g/dm3，假如沉积pH＞2，对针铁矿沉积无影响；假如pH＝4.0，将会有部分α -Fe203构成。对含锌57％，含铁8％的焙烧矿，随针铁矿渣丢失的锌约1.4%～2.8%，所得针铁矿渣组成为：Fe 41.35％，Zn 8.5％，Pb 2.2%，Ag 0.0119%，Cd 0.05%，Cu 0.5%，As 0.54%，Sb 0. 067%，Sn0.06%，Co 0.0118%，Ni 0.0101％，K 0.17%，Na 0.07％。    比利时霍博肯一奥维尔佩特冶金公司奥维尔佩特厂是1974年5月投产的年产100 kt锌的湿法炼锌厂（1985年达120 kt）。残渣用针铁矿法处理，流程如下图所示。中性浸出除了溶解锌外，其意图还在于用水解法沉积铁以及除掉一系列有害杂质。因而溶液中本来存在的以及从针铁矿作业回来的溶液中带来的二价铁离子在拌和浸出槽底部被鼓入空气氧化，固体物在稠密槽中别离后选用PH值为3的弱酸浸出以溶解更多的锌、铜、锡。浸出渣含有铁酸锌、铅、银和慵懒物质，选用热酸和过热酸浸出的两段逆流体系，在过热酸浸出终酸浓度达120g/dm3时，锌、铁简直悉数溶解。终究渣含铅、银和大部分二氧化硅和氧化钙。经两次浸出后得到的溶液含有大约锌l00g/dm3、铁25～30g/dm3、硫酸50～60g,/dm3。运用ZnS作复原剂，复原后液仍含有硫酸50 ～60g/dm3，用焙砂中和至含酸3～5 g/dm3。针铁矿沉积是在90℃和pH值为3下进行，空气作氧化剂，针铁矿渣成分见下表。[next]浸出残渣的典型分析元素Pb/Ag残渣S残渣针铁矿渣Zn1.5～3.08～55～9Fe3～57～840～42Pb25～30　　Ag0.1～0.15　　SiO210～14　2CaO2～6　0.7总S15～20504元素S　0～35　     因为老山公司拟定的“V. M”法存在着复原、氧化两道工序，操作上较费事。为简化工艺，国内外均在研讨和运用由澳大利亚电锌公司发展起来的部分水解法（即E. Z )法。“E. Z"法生产上的关醉是喷淋办法与铁渣含锌量的操控，即怎么进步喷淋速度及下降铁渣含锌率。选用“E. Z”法，能够快速而有效地除铁，铁渣的沉降及过滤以及除铁后液的除杂功能均杰出。    我国中南大学的钟竹前，梅光贵等提出了锌复原的针铁矿法，在小试、中试、工业实验基础上曾由水口山四厂进行试生产。现在，我国除温州冶炼厂及水口山四厂有过运用外，在湿法炼锌上还未得到更多的推广运用，但在其他金属湿法工艺除铁中得到了运用，应该认识到该工艺是一个先进的办法，尤其是在该工艺顶用萃取法收回铟，更具优越性[1]，估量在我国将来会得到进一步的推广运用。    参考文献：    1 马荣骏，《湿法冶金》1997年，No.1：59～61。

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。

c  转化法除铁及其使用    奥托昆普转化法是奥托昆普公司拟定的。办法的特点是铁酸锌的浸出及铁沉积进程合并在一个阶段完成。自1973年2月以来，已经在科科拉电锌厂付诸实践。    在浸出和沉铁一起进行，所构成的铁矾称为混合型黄铁矾，上图所示出H2S04-Fe2（S04) 3-（NH4）2SO4-H20-（NH4）x（H30）(1-x)-［Fe3（S04）2（OH）6〕系生成混合型黄铁矾的安稳曲线。假如代表溶液成分的点坐落曲线的上方，溶液内的Fe3+将生成混合型黄铁矾沉积。沉积速度决定于Fe3+浓度间隔相应平衡值的远近。当代表液相成分点坐落平衡曲线（固体物料的安稳区域）以上时，有可能在大气压下浸出铁酸锌并一起沉铁，对铁酸锌物猜中的有价金属一起将以硫酸盐形状提取出来，反响可表示如下： [next]     从理论上看，铁酸锌的浸出及铁的沉积可在下图平衡线以上的条件进行。但因为当溶液含酸量减少时铁酸锌的浸出速度将下降；又当溶液含酸量添加时，残留铁量将添加。因而实践中有必要挑选在最佳酸度范围内操作。如图所示在科科拉厂转化法使锌的浸出收率由早年的92%上升到96％。    d  铁矾渣的处理及使用    黄铁矾法在锌冶炼厂一般选用焙砂做中和剂，构成有价金属的丢失。因为铅、银、锢等在除铁进程中也能生成黄铁矾型复盐，因而怎么从矾渣中收回有价金属、硫酸盐、铁制品以及渣的固化，引起各国学者的注重。    有人用化学和矿藏办法调查了银在湿法炼锌中的行为。焙烧时，精矿中的银矿藏转变成硫酸银、和金属银。浸出时，银首要先以硫酸银（Ag2SO4）方式溶解，然后当即转成不溶性Ag2S沉积并环包着细的或粗的闪锌矿颗粒。在热酸浸出时，构成元素硫一黄铁矾粒群，其中有细微的Ag2S或Ag2S的夹杂物和替代黄铁矾中的一价阳离子的银存在。溶解后的银对黄铁矾型化合物具有很强的亲和力。大于90%的可溶性银与Na+、NH4+、Pb2+等型黄铁矾共沉积。    在黄铁矾沉积中，银黄铁矾比钠或铵型黄铁矾更安稳。在银、钠共存系统中，黄铁矾中含银量随溶液中银浓度添加而添加。但钾型黄铁矾比银型更安稳。因而假如以K+作沉积剂，对捕集溶液中的微量银是晦气的。    我国会东炼锌厂做了热酸浸出-铁矾沉铁一段转化法处理锌渣的工业实验。产出的铅银铁矾渣经选矿产出产品含银1.5%。    沈阳冶炼厂和辽宁冶金研讨所从前研讨从黄铁矾渣中归纳收回有价金属的工艺流程。

e  参加晶种对沉积影响    黄铁矾晶核的生成比较缓慢。从含硫酸lOg/dm3，Fe3+10.98g/dm3的热酸浸液中除铁，大约1h后溶液中才有结晶分出。加人晶种后半小时便有晶体分出。在整个沉矾进程中拌和也是必要的。    向热力学稳定相搬运的相变都将下降整个系统的自由能。新相的生成，使系统的相数由一相变为两相。一方面部分原子由高的自由能（旧相）向低的自由能（新相）改变，下降系统内部自由能；但另一方面，新相表面的构成，又需求能量，然后添加系统的自由能。因而新相（如黄铁矾结晶）构成时自由能的改变可用下式标明：                                     △F = -V△fvSσ 式中    V——结晶新相的体积；      △fv——单位体积中旧相、新相间自由能之差，△fv = F液-F固；        S——新相的表面积；        σ——单位相界面上，新旧两相间的表面张力，即两相间比表面能。    假定新相为球形，上式可改写成：                                            4                                   △F = - ——  πr3n△fv + 4πr2nσ                                                                   3式中   r——球形晶粒的半径；       n——新相生成的颗粒数。    从下图左能够看出，△F的改变取决于新相颗粒的巨细。当晶粒的半径小于临界颗粒半径rk时，系统总自由能增高；当半径大于rk时，状况相反；半径等于r0时,△F的添加等于零，标明因为新相的生成，构成的相界面表面能抵消了部分原子由液相向自由能较低的固相改变带来的自由能下降；当半径大于r0时，自由能的添加为负值，标明整个系统内的自由能趋于下降。由此可知，在结晶开端后，能够有许多晶粒，可是遭到必定约束，只要那些因为涨落现象等原因使粒径增大到引起系统自由能减小的晶粒得以生长，即半径大于rk的晶粒，才或许成为晶核。下图右标明外加晶种能够大大加速沉矾速度。   [next]     f  黄铁矾沉积进程中其他离子的行为    黄铁矾法除铁首要用于湿法炼锌，因而锌对沉积的影响是首先要考虑的要素。调查锌的影响时发现，即便溶液中含有100g/dm3的Zn2+，沉积由结晶向无定形改变的临界pH值也简直不变，即不加Zn2+，临界pHJA为：                               pHJA = 0.211lg[Fe3+]+1.84而参加100g/dm3的Zn2+（ZnSO4参加）后：                             pHJA ＝ 0.21log[ Fe3+］＋1.80    标明在沉矾进程中，锌能够看作是一种慵懒物质。但工业上，要考虑的是假如锌浓度过高，溶液黏度增高，对操作晦气。    B  黄铁矾法在锌冶炼中的运用    a  黄钾铁矾除铁法    在湿法炼锌中黄钾铁矾除铁法运用最多，今罗列几个厂的运用状况如下。    澳大利亚雷斯顿电锌厂将残渣处理放到浸出车间（如下图所示）。由锌电解系统来的浸出渣（800～1000g/dm3浓度）和堆积的浸渣浆化后（用预热到75`C的废电解液）一同进入浸出槽，在85～95℃下浸出7h。浸出后的残渣用水力旋流器分级，富锌渣（ZnS 80%）与富铅渣分隔。此外，浸出液中和至pH =0.90 (15g( H2S04 )/dm3），随后将25%的参加溶液。在加焙砂一起，在pH＝1.3～1.7中坚持4.5h，生成黄铁矾，以除掉大部分铁。 [next]     挪威锌公司把浸出渣处理进程合并到浸出系统中，如下图左所示。整个系统中包含中性浸出，将焙砂中80%的可溶性锌溶解，一起少数铁和其他杂质沉积而发生一种中性溶液。别离后的残渣进行热酸浸出，温度为90～95℃，酸度40～80g（H2S04）/dm3，使残渣锌溶解。不同焙砂的溶解度有所不同，因而有必要参加浓硫酸操控恰当的酸度以到达最高的提取率。不溶的铅、银残渣为中性，浸出进程中参加焙砂量的10%～12%，别离后剩余的含锌、铁溶液中的铁以黄铁矾方式沉积。      长沙矿冶研讨院马荣骏等针对我国的高锢高铁锌矿资源，研讨出一个有用收回锌、锢的湿法联合流程。流程中的要害工序为焙烧料的热酸浸出-黄铁矾除铁。在低酸浸出液用黄铁矾法沉铁时，锢先富集于铁矾渣，再从渣中收回铟，一起收回一部分锌及钠，然后提高了锌的总收回率，并下降了钠试剂的耗费。研讨了在铟、铁共存的多元系统中，铟、铁进入黄铁矾的规则。铁以黄铁矾沉积时，生成的是钠（或铵）铟铁矾晶体，它的热力学性质与黄铁矾类似。在530～590℃焙烧时大部分铁成三氧化二铁而铟仍为硫酸复盐，铟易被稀酸浸出。1983年在柳州有色金属冶炼厂对此流程进行了工业实验，1985年9月完成了锌流程工业实验。工业实验选用的准则流程如上图右所示。    柳州有色金属冶炼厂用此流程进行了工业出产多年，获得了很好的效益，填补了我国铁矾法的空白。目前我国已稀有家湿法炼锌厂运用热酸浸出铁矾法进行湿法出产锌，均学习了这一效果的经历，而在我国炼锌工业中占有了重要位置。    b  低污染黄钾铁矾法    现有的湿法炼锌厂，广泛选用惯例黄铁矾法除铁，但铁矾渣中仍丢失了一些有价金属。

低污染的黄铁矾法基本原理是在“沉矾”之前，先通过低温预中和调整溶液的组成，在沉矾过程中不需添加中和剂就能满意地除铁。主要流程可由下两图表示。上图左示出低沮预中和流程。预中和既可采用焙砂，也可采用中性浸出后的浓密底流。如果热浸出液中铁含盆较高，则铁矾沉淀后对浓密上清液的返回可能有益处；下图右表示用中性浸出液作稀释剂的流程。   [next]     因为在低污染黄铁矾法中所产生的铁矾只含少量的有价金属。减少了铅、锌、银、金、锡、铜等有价金属的损失。下表一示出低污染黄铁矾法及常规铁矾法金属回收率对比；下表二示出两种沉淀法铁矾渣组成。这些数据显示出新方法的优越性。该法是由世界第二大炼锌厂，年产200kt锌的澳大利亚电锌有限公司发展的处理锌渣的方法，并在日产500t锌的中间工厂进行了试验。生产流程如下图所示。澳大利亚电锌公司已决定在生产厂改造中引人低污染黄铁矾法。表一 不同铁矾法金属回收率元素金属回收率/%常规黄铁矾法低污染黄铁矾法Zn94～9798～99Cd94～9798～99Pb～75>95Ag～75>95Au～75>95Cu～90>95表二 不同铁矾渣组成元素常规黄铁矾法低污染黄铁矾法Fe25%～30%32.40%Zn2～60.25Cd0.05～0.20.001Pb0.2～2.00.05Ag10～15g/t4g/tAu0.6g/tCo0.01%0.00%Cu0.1～0.30.016[next]    我国长沙矿冶研究院马荣骏等于20世纪80年代开展了低污染黄钾铁矾法的研究，也得到了较好的结果。我国赤峰冶炼厂已采用低污染黄钾铁矾法进行工业性生产，取得了良好的经济效益和社会效益。

A  黄铁矾法除铁原理    a  黄铁矾沉淀组成及热力学稳定性    黄铁矾的分子式通常可以写成A20·3Fe203·4S03·6H20或AFe3（S04）2（OH)6，或A2[ Fe6( SO4）4（OH）12，式中A代表一价阳离子，即可以是K+、Na+、NH4+、Rb+、Ag+、—Pb2+或H3+O等，例如：    黄钾铁矾：KFe3（S04）2（OH）6,其化学组成：K20 9.41%，Fe203 47.83%，S03 31.97%，H20 10.79%。黄钠铁矾：NaFe3（S04）2（OH）6，其化学组成：Na20 6.4%；Fe203 49.42%；S03 33.04%，H20 11.14%。黄铵铁矾：NH4 Fe3（S04）2（OH）6，其化学组成：（NH4）2O 5.43%，Fe203 49.93%，S03 33.37％，H20 11．27％。    这些化合物通常称黄钾铁矾或黄铁矾。在自然界里，有些矿物具有类似的组成，相同的结构和结晶形态，即所谓类质同晶。所谓矾，是一系列类质同晶矿物的总称，而黄钾铁矾是矾中的一种。    波北兹涅克和麦尔文研究了Fe203-S03-H20三元系在某些温度下的平衡情况，如下图所示。所有碱式盐、酸式盐及正盐都位于三元系相图内部，这是由于它们都含有结晶水的缘故。无水硫酸高铁位于Fe203-S03二元系线上，但它在50℃和75℃的条件下不是平衡相，即不会从溶液中以这种成分析出，因而没有在图上出现。按照平衡固相来分类，图大致可分成以下三类区域：    平衡固相是氧化铁的水化物。这是一个非常狭小的区域，位于图中最左端的三角形1中。在这个区域内，从液相析出的固相是一水氧化铁或三水氧化铁。由于后者是介稳相而不是平衡相，因而未在图上标出。液相线基本上不和Fe203-S03二元系边线相交，因而氧化铁的水化物在水中的洛解度非常小。三角形1远离组分S03，表示系统酸度非常低，高铁以氢氧化铁和针铁矿的形态从铸旅由析出需要符合这种条件。黄铁矾除铁必须偏离这个区域，即必须使溶液保持一定酸度。[next]    平衡固相是碱式盐或碱式盐和氧化铁水合物的混合物。三角形2-7都属于这样的区域，它们由液相和固相很合组成。可以看出，三角形2的平衡固相是氧化铁的水合物和含结晶水的硫酸高铁碱式盐（3Fe203·4S03·9H20），在3-7中，平衡固相则为一种或两种不同的碱式盐。    平衡固相是正盐、酸式盐或它们的混合物。三角区域9-13就属于这样的区域，体系中S03%的增加将使平衡液相线即母液的含铁量急剧下降。这些区域的特点是平衡液相线含有很高的S03%。与黄铁矾沉铁直接有关的是区域2-3，与它们相应的稳定平衡固相是碱式盐草黄铁矾3 Fe203·4S03·9H20，也可以写成［H(H20)］20·3 Fe203·4S03·6H20，不论在成分或物理化学性质方面都和黄钾铁矾非常相近。所以当溶液中存在K＋、Na+、NH4+时，平衡固相将由更为稳定的黄铁矾所代替。随溶液酸度减小，黄铁矾趋于不稳定，并将转变为含水氧化铁。为使高铁以铁矾析出，必须使溶液保持一定酸度。    从硫酸铁溶液中沉淀铁矾的反应如下：    3Fe2（S04）3＋6H2O ==== 6Fe(OH)S04＋3H2S04    4Fe（OH）S04＋4H20 ==== 2Fe2（OH) 4 S04＋2H2S04    2Fe（OH）S04＋2Fe2（OH）4S04＋2NH40H ====（NH4）2 Fe6（S04）4（OH）12    2Fe（OH）S04＋2Fe2（OH）4S04＋Na2S04＋2H20 ==== Na2Fe6（S04）4（OH）12＋H2SO4    2Fe（OH）S04＋2Fe2（OH）4S04＋4H20 ====（H30）2 Fe6（S04）4（OH）12    黄铁矾形成时，有硫酸产生。必须将酸中和，反应才能继续进行。在锌冶炼中通常采用焙砂作中和剂。在其他情况下可用Fe203 、Na2C03等作中和剂。    黄铁矾结晶的形成需要的是Fe3+，在实际的工业滤液中均含有比例不等的Fe2+，因此氧化Fe2+成为Fe3+是结晶前的首要步骤。氧化剂有KMn04, Mn02 , C12 , NaC1O3和过氧硫化物等。在湿法炼锌工业实践中，多用02或空气为氧化剂。沉矾速度是人们关注的重要问题，长沙矿冶研究院马荣骏等做出了系统的动力学方面的工作。    b  一价阳离子对结晶的影响    黄铁矾的生成条件是，溶液中必须有Na＋，K+或NH4+等离子。通常使用的化合物有NH40H，（NH4）2S04，NH4HC03,Na0H,Na2S04及KC1等。一价离子加入量必须满足化学式AFe3（OH）6所规定的原子比，即Fe/A必须等于或大于3方能取得好的除铁效果。不同种类和数量的一价阳离子除铁效果如下图。由图可知，钾离子效果最好，钠和铵离子效果接近。[next]       c  溶液酸度对沉淀的影响    溶液pH值对黄铁矾的稳定性和沉淀率有重要影响。黄铁矾在形成过程中产生大量酸，酸度增高将降低铁的沉淀量和速率。沉淀母液中Fe3＋浓度与硫酸浓度的关系，理论上为CFe3+ /CH2SO4＝0.004,但工厂操作时上述比值常取0.01。有人研究了温度-pH值关系，如上图右所示。图中阴影部分是黄铁矾稳定存在的区域。表明在低pH值下，必须在较高温度下黄铁矾才能稳定存在：20℃时,pH值范围是2～3；100℃时，pH值范围是1～2.3 ；而在200℃时，pH值则为0～1.2。实际上，pH＜2.5，溶液电位大于0.60V和Fe3＋浓度大于0.001 mol/dm3，黄铁矾即可以稳定存在。下图示出了电位与pH值关系图。表明黄铁矾在pH =0.5 ～2.5范围内是稳定的。[next]        d  反应温度对沉淀的影响    黄铁矾在室温下形成的速度非常缓慢。如在25℃时由K2S04-Fe2（S04）3溶液中沉淀钾铁矾，在水相pH值为0.82～1.72范围内，需要1～6个月。如将温度升到100℃，数小时后沉淀则已近于完全；温度若达到180～200℃，黄钾铁矾则开始破坏。    沉矾的操作温度要求高于85℃，温度对沉淀结果的影响如上图右所示。温度低不仅沉淀缓慢而且过滤困难。黄铁矾在酸性介质中的溶解度随温度升高而急剧下降。

银锌壳蒸馏除锌的主要缺点是：（1）蒸馏时部分锌被氧化损失；（2）除锌后的富铅含银低，使灰吹过程中铅的损失增加，且降低了蒸馏炉和灰吹炉的生产效率。光卤石熔析除铅法，是想弥补蒸馏除锌法的这些主要缺点，先分离银锌壳中的大部分铅，以提高中间产品的含银量。 光卤石的分子式为MgCl2·KCl·6H2O，熔点近于400℃，含水约25%。当银锌壳在光卤石的液相层下面熔融时，金属不发生氧化，且光卤石与银锌壳中的金属不起化学反应，甚至当光卤石熔体被50%～60%（质量比）的氧化铅和氧化锌所饱和时，也不会丧失其流动性。因此，它是银锌壳熔化分层时的良好覆盖剂。 光卤石熔析除铅的工业试验于150t的熔析锅内进行。先装入含银的返回铅锭30～40t和光卤石2～3t。熔化后，在500～550℃加入银锌壳50～100t，再升温加速熔化，并搅拌使合金温度均匀。然后加热至580℃，经沉降后，渣、银锌合金和铅三者分层良好，获得的三种产品的主要组分列于下表。 表  光卤石熔析产品的主要组分／%产品AgZnPb浮渣1.6～1.73712银锌合金23～2565～693～5铅锭0.17～0.2396～97 从工业试验结果可以看出：（1）可以析出银锌壳中92%～95%的铅；（2）提高了银锌合金中银的品位，也提高了银锌合金再蒸馏除锌时锌的回收率，并减少了蒸馏渣的产出率；（3）银锌合金含铅低，提高了蒸馏炉和灰吹炉的生产效率。 如用光卤石熔析法处理含氧化物的贫银锌壳时，不但会有大量锌进入渣层中，且还会影响贵金属的富集和增加光卤石的消耗量。因此，光卤石熔析法不适用于处理含氧化物的贫壳。

一、蒸馏除锌法       从铅熔析锅或铋精粹锅产出的银锌壳，经榨机挤去液铅（铋）后送火法蒸馏除锌，产出富含贵金属的铅合金（称富铅）。经灰吹除铅，产出金银合金，送别离和提纯。此工艺为处理银锌壳的惯例办法，工艺老练，为国内外广泛选用，其工艺流程如图1所示。银锌壳主要为铅、锌与银（金）的合金，搀杂少数的铜、砷、锑等金属及它们与铅、锌的氧化物。在101.325kPa下锌的沸点为907℃，比其他金属低。在复原气氛下将银锌壳加热至1000～1100℃，使锌、铅等氧化物复原成金属，然后金属锌在高于其沸点的温度下呈气态蒸腾，使锌与铅、银等别离。蒸腾的锌蒸汽导入冷凝器凝聚成金属锌收回。蒸锌时一般用可倾动的蒸馏炉，其炉身是用耐火砖砌在铁架上，铁架两边支承在枢轴上，由齿轮和螺杆传动。炉体水平断面为正方形，炉顶呈拱形，后壁开有烟道，前壁留有蒸馏罐的口，以设备和取出蒸馏罐。罐装好后用砖及黄泥封住。炉中下部有拱桥形支承蒸馏罐用。可用粉煤、焦炭或重油加热。烧油和烧粉煤的炉子装有喷嘴，焦炭炉的底部有炉箅，炉顶开口装焦炭加料斗，如图2所示。蒸馏时，蒸馏罐口装有冷凝器，并与铸锭车相衔接。  图1  银锌壳的蒸馏与灰吹流程  图2  焦炭蒸馏罐炉示意图 1-蒸馏罐；2-拱桥支架；3-冷凝器；4-支撑架与铸模台； 5-焦炭料；6-烟道；7-炉箅                                        蒸馏罐形如平底小口瓶，用鳞片状石墨和耐火泥混合制成。石墨：耐火泥＝0.55∶0.45，罐壁厚45mm左右，一只高0.99m，腹部净空直径0.443m的蒸馏罐每次可蒸馏银锌壳500～700kg，每只罐可运用60次左右。新罐运用前须先置于炉顶上烘烤7d左右以除净潮气，再入炉缓慢升温24h，罐呈暗红色时开端参加银锌壳。空罐加热时，罐内常加少数木炭或焦炭，避免罐内壁过火氧化而缩短运用寿命。在炉内，蒸馏罐约呈45°歪斜安顿在支承座上以增大罐在炉内的受热面积，蒸馏进程为连续作业，蒸馏数罐质料后将罐按固定方向恰当传动，变更其在支架座上的触摸部位避免罐体某处一向受重压而损坏。       将蒸馏罐装好后须将炉口封严，加料后再将冷凝器与灌口衔接处密封。冷凝器可用旧蒸馏器替代，但常用铸铁罐或钢壳内衬耐火泥或耐火砖罐作冷凝器。冷凝器形状一般为截头圆锥形或圆柱形，顶部开有排气口，底部有放锌口。冷凝器的规格视蒸馏罐巨细、燃料品种及操作办法等要素而定。冷凝器靠蒸馏罐不断发生锌蒸气和气体坚持罐内温度，正常条件下一般为450～500℃。若冷凝器内温度低于锌的熔点（419.47℃），则进入冷凝器的大部分锌蒸气冷凝为蓝粉；若温度高于500℃，锌蒸气冷凝不彻底，部分被气流带走形成锌的丢失。       操作时往蒸馏罐内装满银锌壳和复原剂（2%～3%的碎木炭或3%～4%碎焦炭）后，敏捷升温至炉内温度1100～1200℃（罐内温度1000～1100℃）。待银锌壳软化后再补加质料，直至罐内充溢液态合金后才装上冷凝器，开端蒸锌。蒸锌初期锌蒸气淡薄，冷凝器内温度较低，锌蒸气初冷凝为蓝粉。蒸锌1h后，液态锌金属才开端凝聚。蒸锌进程中，分次放出液锌，每次约放出三分之二，留三分之一坚持冷凝器内的温度，有利于锌蒸气与液锌触摸，有利于生成液相，削减蓝粉的生成。蒸锌时若排气口冒白烟并呈现浅蓝色火焰，表明锌蒸气在焚烧，阐明蒸锌正顺利进行。白烟逐步变浅，最终转变为黄烟，表明铅在氧化，蒸锌已达结尾。每次蒸锌作业约需6～8h。       蒸锌停止后，放出悉数液锌。移开冷凝器，再倾动炉体将蒸馏罐内的富铅倾入钢桶内。捞出浮渣，富铅铸锭，送灰吹提取金银合金。用铁器将粘附于蒸馏罐壁的渣刮下来，回来再蒸馏。然后将炉体复位，预备进行下一次蒸馏。       蒸馏产出的金属锌尚含少数的银和铅，可回来供加锌除银用。蓝粉回来再蒸馏或从化液和其他溶液中置换金。       每吨银锌壳约耗费500～700kg焦炭或180～270L重油，锌的收回率为65%～80%。蒸馏法除锌时锌的收回率较低，部分锌被氧化丢失掉。所得富铅中银含量低，灰吹时铅的丢失大。而且蒸馏炉和灰吹炉的生产率较低。       二、低温真空蒸馏除锌法       法国诺耶列斯铅厂选用真空蒸馏除锌来处理银锌壳。先用压榨除掉过量铅的银锌壳组成为：Ag10%，Zn30%，Pb60%，将银锌壳参加深度大而口径小的锅中，在盐层覆盖下熔析，产出含银25%、锌65%、铅10%的三元合金富团体（T、A、C）。此三元合金富团体即便在液态下也不被氧化，便于贮存。然后在低真空和低温下蒸馏三元合金富团体，锌蒸气冷凝为液锌。因为在低真空条件下蒸馏，蒸锌后的铅液面上几乎没有氧化浮渣。该厂运用的蒸馏炉如图3所示。炉体为卧式圆筒体，外壳用钢板焊接而成，内衬耐火砖，用石墨电极加热。炉体前方有进料口，下部有放铅口，后部与冷凝器相连。冷凝器外壳为钢板壳，内衬耐火材料。冷凝器内与装有石墨电极以便开端蒸馏时加热冷凝器，并用热电偶和主动记载测定设备记载冷凝器内液锌温度。蒸馏炉的温度取决于冷凝器内锌蒸气的冷凝速度。炉内温度凭借控制器的主动控制使炉内锌的蒸腾速度不大于锌蒸气的冷凝速度。冷凝器经过过滤器与真空泵相连。悉数设备接口均用流体密封，负压1.333kPa。真空低温蒸馏为连续作业。每炉装入三元合金富团体1000kg，再加熔析国放出的铅300kg以降低合金熔点和节约电能。若三元合金富团体含铅高可不加铅。蒸馏炉温度为750～800℃，冷凝器温度为450℃左右。除加料和放金属外，已悉数完成主动化操作。蒸馏后期因锌蒸气减小使冷凝器温度下降，此刻控制器会主动升高电压使蒸馏炉温度上升，以加快锌的蒸腾。蒸馏结束，停真空泵，放出液锌及富铅，然后装入另一批炉料再蒸馏。此种蒸馏炉是依据冷凝器中锌蒸气的冷凝速度主动调理锌的蒸腾速度，故锌别离较彻底，收回率高，炉子的生产率也高。该厂的年平均目标见表1，锌的收回率大于95%，银的收回率达99%。产出的富铅送吹灰。该厂日处理三元合金富团体2000kg，每吨合金电力耗费为800～850kW·h。  图3  真空蒸馏炉示意图 1-炉体；2-石墨电极；3-进料口； 4-放铅口；5-冷凝器；6-放锌口                                   表1  低温真空蒸馏的目标质料及产品分量/kg含量/%AgPbZn进料三元合金富团体 熔析铅1000 30025 —8 —65 —出料富  铅 锌 蓝  粉650 630 2038 0.15 0.1557 1.8 31.75 98 94                                         低温真空蒸馏炉体自身是蒸馏器。在低温真空条件下蒸馏锌，电耗低，成本低，锌与铅别离彻底，铅、锌收回率高，回来处理的锌、铅氧化渣量小，银的收回率高，改进了操作条件。若在真空除锌前用其他办法除掉银锌壳中的很多铅，进步合金中锌的含量，将有利于真空蒸馏锌作业的进行。可进步蒸馏炉的生产率和缩短蒸馏时刻。

用硫酸溶液选择浸出高镍锍中的镍和钴，铅和贵金属抑制于浸出渣中。浸出一般由常压浸出和加压浸出两道以上工序组成，常压浸出段金属全部溶解，Ni3S2部分溶解，Cu2S不溶解；加压浸出时，在氧化条件下，Ni3S2和NiS几乎全部溶解，Cu2S部分溶解。经浸出高镍锍中绝大部分Ni和Co转入溶液，Cu大部分以CuS和Cu2S形态留存于浸出渣中。    控制常压浸出终点PH≥6.2，浸出液中的Cu、Fe发生水解沉淀除去。为了除去。为了除去Co，为镍电积提供成分合格电解液，本工艺采用黑镍（NiOOH）除钴法，使Co2+氧化成Co3+水解为Co(OH)3沉淀除去，同时深度净化除去其他杂质。    浸出、净化得到的纯净NiSO4溶液，采用不溶阳极电解提取电镍。铅银俣金为阳极，纯镍始极片为阴极，产出纯度（Ni+Co）为 99.99%左右的电积镍产品。    一、新疆阜康冶炼厂用硫酸选择性学浸出法处理高镍锍    1、高镍锍的化学成分及浸出前的原料准备    应用硫酸选择性浸出的高镍锍要求含硫较低，以利于镍的溶解。这种高镍锍主要由铜镍合金、Ni3S2和CuS三相级成。镍主要存在于合金相和Ni3S2相中，铜存在于Cu2S相和合金相中,铁和钴存在于俣金相中。高镍锍吹炼完成后,通常采用在水中骤冷的方法将其水淬制成粒状，再用球磨面磨细后送丰亨豫大 酸选择性浸出。    阜康冶炼厂的原料来自喀拉通克镍矿生产的水淬金属化高镍锍，在磨浸车间经两段球磨机湿磨、分级、脱水及过滤扣，得到粒度为-0.045mm95%以上、含水为8%～10%的高镍锍滤饼。其化学组成如表1所示。镍钴的化学物相分析如表2所示。 表1  阜康冶炼厂高镍硫的化学组成  主本成分NiCuCoFeSPbZnMnAs含量/%31.9648.50.1050.3316.040.280.0030.00330.0008贵金属元素AuPtPdAgOsIrRuRh 含量/g.t-14.11.791.812400.0370.0230.040.016 [next]     表2   阜康冶炼厂高镍硫所含镍钴的物相组成  物相Ni  Co 含量/%比例/%含量/%比例/%合金16.9654.730.02522.73硫化物12.5840.590.02320.91氧化物1.454.680.06256.36总量30.99100.000.11100.00     生产实践表明，高镍锍中的合金相及硫化物相中的镍可浸率约95.3%，而钴的可浸率仅43.6%，如在转炉中采取还原措施，可大幅度提高钴的浸出率和增加镍的浸出率。    2、高镍锍浸出过程的主要化学反应    用硫酸溶液选择性浸出高镍锍中的镍和钴，使有铜和贵金属抑制于浸出渣中。浸出一般由常压浸出和加压浸出两道以上工序组成，常压浸出段金属Ni全部溶解，Ni3S2部他溶解，Cu2S不溶解。 Ni+H2SO4=NiSo4+H2Ni+H2SO4+1/2O2=NiSo4+H2OCo+H2SO4+1/2O2=CoSO4+H2O     浸出时在鼓入空气的作用下，合金相中的铜被氧化并与Ni3S2发生反应： 2Cu+1/2O2=Cu2OCu2O+H2SO4=CuSO4+H2O+Cu2Ni3S2+2Cu2++1/2O2=4NiS+2Ni2++Cu2O     加压浸出时，在氧化条件下，发生以下化学反应： Cu2S+H2SO4+1/2O2=CuS+CSO+CuSO4+H2ONi3S2+H2SO4+Cu2O=NiSO4+2NiS+2NiS+2Cu+H2ONiS+CuSO4=NiSo4+CiS     经浸出高镍锍中绝大部分Ni和Co转入溶液(Ni浸出率94%，Co59%),Cu在部分以CuS和Cu2S形态留存于渣中。

锡是人类最早发现和使用的金属之一，常温下呈银白色，随温度变化有三种同素异形体。在13.2℃以下为α锡（灰锡），13.2-161℃为β锡（白锡），161℃以上为γ锡（脆锡）。灰锡属金刚石型等轴晶系，白锡属四方晶系，脆锡为正交晶系。在空气中锡的表面生成二氧化锡保护膜而稳定，加热下氧化反应加快，锡与卤素反应生成四卤化锡，也能与硫反应。锡能缓慢溶于稀酸，较快溶于浓酸中，锡能溶于强碱性溶液，在氯化锌等盐类的酸性溶液中锡会被腐蚀。  

云南冶金集团总公司历时８年攻克粗铅冶炼技术难题，自主研发出高效、节能、清洁炼铅新技术“富氧顶吹熔炼—鼓风炉还原炼铅工艺”，在世界上首次采用该技术在曲靖实施工业化应用获得成功。　　云冶集团已建成年产８万吨的粗铅生产线，从投产至今累计生产粗铅１０万吨，实现销售收入１２．２８亿元，新增利润５．７８亿元，自２００５年在曲靖实现工业化应用以来节约资金达５００万元。将该技术应用于粗铅冶炼首获成功，是我国粗铅冶炼的重大技术突破，标志着我国粗铅冶炼技术达到世界领先水平。　　长期以来，世界８０％以上的粗铅均采用传统的烧结—鼓风炉熔炼工艺从硫化铅精矿中提取，但该工艺能耗高、污染严重，并造成硫资源的浪费，因此，被国家列为限期淘汰的生产工艺。而“富氧顶吹强化熔炼技术”作为世界上先进的冶炼技术，虽已成功应用于铜、锡的熔炼，但在铅精矿的粗铅冶炼上一直未能实现工业化应用。　　在国家发改委和省发改委、省科技厅支持下，云南冶金集团总公司引进国外先进的艾萨炉“富氧顶吹强化熔炼技术”，在消化吸收再创新的基础上，与集团自主研发的“富铅渣鼓风炉还原熔炼技术”及“鼓风炉强化熔炼技术”进行集成创新，形成了国际独创、具有自主知识产权的“富氧顶吹熔炼— 鼓风炉还原炼铅工艺”，为产业化提供了经济效益好、环境污染小、能源消耗低的全套生产工艺技术。与传统技术工艺相比，该技术既发挥了富氧顶吹熔炼环保、节能的特点，又发挥了鼓风炉还原熔炼处理量大、投资低、工艺简单、操作维护方便的优点，具有广阔的推广应用前景。应用该技术，粗铅冶炼过程中排放的烟气可回收制酸，解决了烟气直接排放对环境的污染问题，且每吨粗铅可减排０．６至０．８吨二氧化硫，总硫利用率达９８．５％，粗铅直收率为５０％，烟尘率被控制在１５％左右；通过余热回收等技术，使每吨粗铅的冶炼综合能耗为４２３吨标准煤，比传统工艺少消耗２１２吨标准煤；该技术适应性广，在高杂质铅精矿、不同返料比例、各种铅渣等的冶炼中均可应用。.

中南除铁剂 (代号ZN116) 浮选性能：具有良好的捕收性、选择性和耐低温性能。 建议用量：500-1000克/吨给矿。配制方法：温水溶解，配成5%的溶液使用。 使用矿物浮选范围：长石除铁、高岭土除铁、再生资源回收除铁等其他非金属矿物。环保性能：药剂无毒无害，易生物降解，对环境友好，选矿尾水可循环使用。 产品特点： 1. 原料来源广泛，生产成本低。 2. 耐低温，实现常温浮选，节能降耗。 3.浮选泡沫量适中，浮选稳定，流动性好，可波动范围大，易于生产操作。 4. 选择性好，捕收力强，可得到高品位、高回收率。 5. 高效、无毒，对人体和环境友好。包装规格：50公斤塑料袋。 运输与贮存： 不燃不爆，按一般化工产品运输，物流运输。密封，贮于阴凉干燥处。使用时注意事项：操作人员应戴好塑料手套，按规定着装，防止溅到眼睛、面部和其他人体部位。如操作不慎，立即用清水冲洗即可。

锡厂是和锡最为紧密相关的了，因为正是有了锡厂的产生，锡的用途才会被用到。金属锡可以用来制成各种各样的锡器和美术品，如锡壶、锡杯、锡餐具等，我国制作的很多锡器和锡美术品自古以来就畅销世界许多国家，深受这些国家人民的喜爱。金属锡还可以做成锡管和锡箔，用在食品工业上，可以保证清洁无毒。如包装糖果和香烟的锡箔，既防潮又好看。金属锡的一个重要用途是用来制造镀锡铁皮。一张铁皮一旦穿上锡的“外衣”之后，既能抗腐蚀，又能防毒。这是由于锡的化学性质十分稳定，不和水、各种酸类和碱类发生化学反应的缘故。目前，镀锡铁皮不仅广泛用于食品工业上，如罐头工业，而且在军工、仪表、电器以及轻工业的许多部门都有它的身影。在工业上，还常把锡镀到铜线或其他金属上，以防止这些金属被酸碱等腐蚀。锡还有许许多多的亲朋好友。锡和它们混合在一起，可以合成许多种性质各异用途广泛的合金。最常见的合金有锡和锑铜合成的锡基轴承合金和铅、锡、锑合成的铅基轴承合金，它们可以用来制造汽轮机、发电机、飞机等承受高速高压机械设备的轴承。至于锡和铅的合金，那是大家最熟悉不过的了，它就是通常的焊锡，在焊接金属材料时是很有用的。 　　在印刷工厂里，所用的铅字，也就是锡的合金。不过由于激光印刷技术的推广，铅字将被逐渐淘汰掉。锡不仅能和许多金属结合成各种合金，而且还能和许多非金属结合在一起，组成各种化合物，在化学工业上，在染料工业上，在橡胶工业上，在搪瓷、玻璃、塑料、油漆、农药等工业上，它们都做出了应有的贡献。随着现代科技的发展，人们还用锡制造了许多特种锡合金，应用于原子能工业、电子工业、半导体器件、超导材料，以及宇宙飞船制造业等尖端技术部门，这里就不一一细说了。我国锡矿资源十分丰富，锡矿的探明储量为2600万吨，占世界探明储量的1／4，是世界上锡矿探明储量最多的国家。我国的锡矿在地区分布上极不均衡，主要集中分布在云南南部、广西东北部和西北部。其次是广东、湖南和江西等省。尤其是位于云南哀牢山区的个旧市，是世界已知最大的锡矿藏之一，锡产量居全国第一，约占全国锡产量的70％，素有“锡都”之称。总之，锡，这古老的金属。在现代科技飞速发展的今天，用途将越来越广泛，前景将更加广阔。如果你对锡的用途感兴趣，如果你想更加的了解锡厂，你可以登陆上海有色网进行查看。

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。

依据钨精矿的质量标准，除WO3的含量大于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+Fe2O3 2FeWO4+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(As2 S3)、石(As2O3)和各种盐的形状存在，脱除砷的办法有： ①浮和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 2As2 S3+10O2+C=2As2O3+6SO2+CO2 CaO·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，且有较高的挑选性。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。 究竟该做哪些实验? 1、简易探究选矿实验——实用于购买矿权之前，满意出资分析，下降出资危险开始价值判定。 2、矿石的可行性实验——实用于地质详查分析，满意点评，断定合理流程合理工艺目标。 3、体系工艺流程实验——实用于选厂建造之前，满意规划定案，找出规则断定最佳工艺目标。 4、技能攻关研讨实验——实用于矿难技能未解，满意提高效益，产品不合格收回低成本高时。 5、工艺流程验证实验——实用于矿石性质比照，满意药厂挑选，矿山有不同矿石断定适应性。 6、工艺流程考察实验——实用于现已出产选厂，满意现厂查因，进行选厂体检分析选厂问题。 究竟该化验哪些项目? 1、断定矿石类型----需做光谱分析及稀贵元素化验。 2、查明矿石详细性质--需做多元素分析，断定有价及有害元素含量。 3、搞清矿石中各矿藏间联系，含量及成分--需做岩矿判定，对选矿有严重指导意义。 4、断定元素在矿石中的详细存在方式及散布--需做物相分析，对选矿有指导意义。 5、精矿、尾矿化验---需做有价元素及有害元素。 6、原矿及精矿水份、矿石比重断定---选矿实践计量运用。

锡制品是很多人都会关心的问题，因为格影响着锡的价格，下文中就会有这方面的知识。以锡为原料加工而成的金属工艺品。中国锡器始于明代永乐年间(1403～1424)，主要产于云南、广东、山东、福建等地。其中以云南个旧产的为最著名。20世纪50年代,个旧市成立锡器专业工厂,锡器有了很大发展，并有部分产品运销国外。锡器是一种古老的手工艺品最早可以追溯到公元前2700年，而且在世界各地都有着与锡器有锡器关的记载：在埃及第十八王朝（公元前1580年至1350年）金字塔中发现的锡手镯和锡制“朝圣瓶”是世界上已知的最古老的锡制品；在日本宫廷中，精心酿制的御酒都是用锡制器皿盛放；英国与德国的皇室也喜爱用锡制器皿来盛放啤酒；罗马帝国是最早将锡制器皿大规模用于家用器皿的文明；而在中国古代，人们早以懂得在井底放上锡板来净化水质，皇宫里也常用锡制器皿来盛装御酒。锡的质地比较柔软，所以必须要与其它的金属元素制成合金，才能用来制作成锡器。十八世纪七十年代，英国人发明了一种由锡、铜、锑组成的新合金，被称作“大不列颠金属”，这种合金被广泛地用来制作锡器。在中世纪以后，锡制品继续保持流行势头，并且很快就替代了其它器皿，进入到寻常百姓家。随着需求的扩大，英国制定出相应的一套评估锡器等级的标准，并颁布法令来进行贸易。作为英属国家的马来西亚拥有世界上丰富的锡矿资源，英国人利用马来西亚丰富的锡态资源满足国内的巨大需求，马来西亚很快成为世界上最大的锡器生产地。特性　　锡器能被广泛使用并受到人们的喜爱，正是因为锡自身的一些优秀特性。首先，锡对人体是无害的，锡制马口铁被广泛地用于食品包装、高级巧克力都是用锡纸包装的，这些都是最好的证明；其二，锡制生活器皿还有许多独特之处，锡制茶叶罐密封性好，可长期保持茶叶的色泽和芳香；锡制啤酒杯因传热迅速，从而使冰镇啤酒口感倍增而应用广泛。因而锡器享有“盛水水清甜，盛酒酒香醇，储茶味不变，插花花长久”的美誉。其三，锡除了具有优美的金属色泽外，还具有良好的延展性和加工性能，用锡制作的各种器皿和艺术饰品能够逼真地体现每一个细节的创意，从而使得锡制工艺品栩栩如生、高雅动人，这些特性是其他任何金属工艺品都望尘莫及的。如果你想了解锡制品等更多关于锡的信息，你可以登陆上海有色网中的锡专区进行查询和访问。 

锡走势是锡用户会关心的话题，因为正确的走势可以帮助预测未来的发展。马来西亚现货锡价格8月9日上涨120美元至20,420美元。成交量为123吨。以下是马来西亚现货锡8月9日报价 单位：美元/吨------------------------------------------------------------- 日期   现货锡价格  询价   报价      成交量(吨)      升水8月9日   20,420     156    101   123(59-J,60-E,4-M)   50-------------------------------------------------------------注：*代表发往欧洲的船货(CIF价)# E、J、M分别代表欧洲、日本和马来西亚买家2010年7月的锡走势：一连串令人担心的数据和事态发展令基本金属市场全线下跌，增加本季度内的利空基调。这些数据包括美国消费者信心下降及一项中国经济领先指标被下修。周三伦锡电子盘收低100美元至17400美元，略有反弹迹象，但明显力度不强。因中国制造业数据逊于预期，加重对全球经济复苏将放缓的担忧，今伦锡走势依旧偏弱，但跌幅减小。国内锡价下调250元/吨，锡锭大体成交在138000-140000万，市场成交依旧清淡，采购多以下游终端厂家为主，贸易商交投较少。如果你想了解更多锡走势的信息，你可以在上海有色网中锡专区寻找。你会发现相关锡的其他一些相关有趣的知识。

锡青铜是很多人都会关心的问题，因为格影响着锡的价格，下文中就会有这方面的知识。锡青铜 含锡量一般在3～14％之间,主要用于制作弹性元件和耐磨零件。变形锡青铜的含锡量不超过 8％，有时还添加磷、铅、锌等元素。磷是良好的脱氧剂，还能改善流动性和耐磨性。锡青铜中加铅可改善可切削性和耐磨性，加锌可改善铸造性能。这种合金具有较高的力学性能、减磨性能和耐蚀性，易切削加工，钎焊和焊接性能好，收缩系数小，无磁性。可用线材火焰喷涂和电弧喷涂制备青铜衬套、轴套、抗磁元件等涂层。尺寸规格有Ф1.6mm、Ф2.3mm锡青铜是铸造收缩率最小的有色金属合金，用来生产形状复杂、轮廓清晰、气密性要求不高的铸件，锡青铜在大气、海水、淡水和蒸汽中十分耐蚀，广泛用于蒸汽锅炉和海船零件。含磷锡青铜具有良好的力学性能，可用作高精密工作母机的耐磨零件和弹性零件。含铅锡青铜常用作耐磨零件和滑动轴承。含锌锡青铜可作高气密性铸件。含有3％～14％锡的青铜，此外还常常加入磷、锌、铅等元素。是人类应用最早的合金，至今已有约4000年的使用历史。它耐蚀、耐磨，有较好的力学性能和工艺性能，并能很好地焊接和钎焊，冲击时不产生火花。分为加工锡青铜和铸造锡青铜。用于压力加工的锡青铜含锡量低于6％～7％，铸造锡青铜的含锡量为10％～14％。常用牌号有QSn4-3，QSn4.4-2.5，QSn7-O.2，ZQSn10，ZQSn5-2-5，ZQSN6-6-3等。锡青铜是铸造收缩率最小的有色金属合金，可用来生产形状复杂、轮廓清晰、气密性要求不高的铸件。锡青铜在大气、海水、淡水和蒸汽中十分耐蚀，广泛用于蒸汽锅炉和海船零件。含磷锡青铜具有良好的力学性能，可用作高精密工作母机的耐磨零件和弹性零件。含铅锡青铜常用作耐磨零件和滑动轴承。含锌锡青铜可作高气密性铸件。如果你想了解锡青铜等更多关于锡的信息，你可以登陆上海有色网中的锡专区进行查询和访问。 

在选矿阶段除砷，是归纳使用含砷多金属矿的根本途径。在选别中抑砷是下降产品含砷的首要办法，因而研发和选用选择性好的抑砷药剂，是砷与多金属矿藏别离的要害。石灰、钠、腐殖酸钠等是常用而较有用的毒砂类砷矿藏的按捺剂，特别是石灰，使用遍及，一起作为调整剂和按捺剂，它不但能较好地按捺毒砂，并且还能消除矿浆中金属离子对毒砂的活化影响，出产使用成功的实例较多。对性质杂乱的矿石选用组合按捺剂是一种趋势。如后卜河铅锌矿原矿含砷2.10%，一起运用上述三种按捺剂，并辅以少数（小于20g/t），使铅、锌精矿含砷别离降至0.60%和0.10%的抱负程度。赤峰大井银铜矿选用我院制造的FYS组合按捺剂，使铜精矿含砷降至0.30%以下，工业目标0.40%以下，到达冶炼的要求，实验成果见表1。别的，使用选择性捕收剂也非常重要，如选用甲基硫酯和乙基黄药混合或丁黄腈酯对铜砷的别离有显着作用，如兴安盟莲花山铜矿，用石灰和钠作按捺剂，乙基黄药和甲基硫酯作捕收剂，使铜精矿含砷降到0.3%以下。   表1  各种矿石闭路实验成果/%矿石称号产品 称号品   位回  收  率补白CuPbZnAsCuPbZn霍各乞铅 锌矿石铅精矿 锌精矿 62.97 1.042.99 44.09  67.96 2.282.35 70.41铅精选脱碳，选锌抑碳，少组合剂抑硫，归纳收回硫甲生盘铅 锌矿石铅精矿 锌精矿 55.98 0.674.19 43.71  56.31 6.450.34 83.14预先、中间脱碳，高碱度抑硫，中矿独自处理，归纳收回了硫后卜河 铅锌矿铅精矿 锌精矿 63.20 0.495.15 50.670.60 0.10 78.72 85.821.35 0.60少组合剂抑砷、硫，乙硫氮强化捕收剂，归纳收回硫砷玛尼吐多 金属矿铜精矿29.03  0.3789.30  组合按捺剂抑砷赤峰大井 银铜矿铜精矿21.80  0.2794.55  组合按捺剂抑砷硐子 铅锌矿铜精矿 铅精矿 锌精矿19.24 1.23 0.537.67 49.00 0.8117.69 3.37 46.84 71.79 10.66 7.735.58 86.78 2.438.09 3.58 83.99多段抑碳，高碱度抑硫，归纳收回了硫

高岭石、伊利石、叶腊石等含硅矿物是铝土矿中主要的脉石矿物，也是氧化铝生产中最为有害的杂质。硅在溶出时与铝生成铝硅酸钠（生产上称为钠硅渣）既引起铝的损失，也增加碱耗，同时使得氧化铝生产工艺复杂，生产成本高。      如何经济有效地脱除矿石中的二氧化硅，提高铝土矿的铝硅比，为氧化铝生产提供优质原料，从而降低生产成本，是合理利用我国铝土矿资源及促进我国氧化铝工业可持续发展的根本保证。      我国从20世纪50年代起就着手研究铝土矿选矿脱硅技术，在研究工作中总结经验，不断技术创新，取得巨大的进展。为了进一步优化浮选工艺，强化粗粒富连生体的捕集，放粗入选细度和精矿细度，降低选矿成本，改善精矿脱水过滤性能，开发出优于铝土矿选矿“九五”攻关成果的新工艺，为山东铝业公司铝土矿选矿厂建设设计提供依据。在深入分析研究铝土矿的工艺矿物学特性的基础上，吸收了阶段磨矿一次选别工艺和分级-浮选工艺的优点，应用了选矿先进理论和技术，例如，闪速浮选技术等，新近开发的一种新工艺。创造性地把闪速浮选原理和粗细分选技术应用于铝土矿选别过程，获得理想结果。在山东铝业公司大力支持下，于2001年7月28日顺利地完成了三个方案（阶段磨矿一次选别工艺、分级-浮选工艺及选择性磨矿-粗细分选新工艺）的对比连选试验，三个方案连续累计9个班试验指标见表1。试验结果表明，选择性磨矿-粗细分选工艺，技术先进、经济合理、易于实施。推荐采用该方案作为山东铝业公司铝土矿选矿厂设计依据，并建议在设计过程中考虑采用粗粒快速浮选技术及其配套装备实现该工艺。  表1  三个方案的连选试验结果/%工艺技术入选细度 /-75µm产品名称产  率品     位A/SAl2O3回收率Al2O3SiO2阶段磨矿 一次选别67.4精矿 尾矿 原矿81.40 18.60 100.069.05 36.20 62.945.78   10.7811.94   5.8489.30 10.70 100.0分级-浮选79.2精矿 尾矿 原矿83.85 16.15 100.067.95 37.74 63.076.36   10.8410.68   5.8290.34 9.66 100.00选择性磨矿 -粗细分选62.9精矿 尾矿 原矿83.09 16.91 100.068.71 35.89 63.135.45   10.8212.61   5.8390.39 9.61 100.0     一、开发新工艺的研究     （一）新工艺的研究基础     我国研究铝土矿选矿脱硅技术，近年来取得巨大进步。具体表现如下：（1）创造性地把以一水硬铝石富连生体作为捕集和回收对象的技术思路应用于铝土矿选矿脱硅，解决了因一水硬铝石型铝土矿嵌布粒度细而导致的铝精矿粒度和氧化铝回收率之间的矛盾。（2）将铝土矿入选细度从95%以上－75µm放粗至70%～75%－75µm，保证了选别指标和放粗精矿粒度，为后续脱水过滤、拜耳法溶出赤泥沉降提供了条件。（3）开发了复合高效分散剂，实现矿浆的有效分散，选用高效组合捕收剂强化捕收一水硬铝石及富连生体，实现有效脱硅及最大限度地回收目的矿物。（4）选精矿指标从A/S9左右、Al2O3回收率70%，到选精矿A/S11以上、Al2O3回收率89%左右。“九五”期间，铝土矿选矿脱硅研究工作进展加快。北京矿冶研究总院及兄弟单位针对我国中低品位一水硬铝石型铝土矿固有的工艺矿物学特征，做了大量的铝土矿选矿脱硅基础理论研究及扎实、详细的试验工作。在国内外首次完成了铝土矿选矿脱硅-拜耳法生产氧化铝新工艺的工业试验，取得较好的技术经济指标，不仅突破了多年来我国铝土矿选矿脱硅氧化铝回收率偏低的困难局面，而且极大地推动了我国铝土矿选矿脱硅产业化进程，为进一步优化工艺技术条件及流程结构打下了坚实的基础。     （二）开发新工艺的理论背景     提出选择性磨矿－粗细分选工艺理论的背景是由于粗粒浮选性质存在明显的差异，表现在粗粒和细粒的比表面能不同，因而吸附药剂的量和速度不同；粗粒和细粒要求的搅拌强度不同；粗粒和细粒浮选要求的矿浆浓度不同；粗粒要求较短的矿化起泡浮升路程；细粒易互凝。因此，窄粒级化、粗细分选、营造分别适应粗粒和细粒浮选过程环境是提高粗粒一水硬铝石富连生体或单体的捕收率、改善微细粒分选效率、避免矿泥恶化浮选过程、降低药剂成本等的根本保证，从而实现在提高精矿铝硅比的同时，经济有效地回收有用矿物的目的。     （三）新工艺的特点     选择性磨矿-粗细分选新工艺，吸收了阶段磨矿一次选别工艺和分级－浮选工艺的优点，应用了选矿先进理论和技术，例如，闪速浮选技术等，创造性地把闪速浮选原理和粗细分选技术应用于铝土矿选矿过程。其实质是在磨矿分级回路中，采用粗粒快速浮选技术，选用粗粒浮选机和高效捕收剂快速捕集分级返砂中的粗粒一水硬铝石单体及富连生体，获得最终精矿产品（称为精矿1），细粒（分级溢流）进入常规浮选回路选别，产出精矿（称为精矿2）和尾矿。克服了粗粒和细粒混选时同时上浮对浮选环境的特殊要求，粗粒快速浮出，缩短了浮选时间，提高了粗粒捕收剂效果，改善了细粒级分选效率，减少细粒脉石进入精矿，使精矿脱水性能提高，并降低捕收剂总用量，从而节约选别成本。     二、新工艺连选试验     （一）试验矿样     连选试验矿样的采样设计、组织实施及采样说明书编制由山东铝业公司负责完成。矿样于2001年4月份运达北京矿冶研究总院，大约20t。对矿样进行粗、中碎及闭路细碎，将矿石加工至－3mm，混匀，取样分析，保存备用。其矿物组成见表2。原矿中主要矿物为一水硬铝石，少量的一水软铝石。含硅脉石矿物为伊利石、高岭石、叶腊石、绿泥石等。其它矿物为锐钛矿、金红石、板钛矿、针铁矿、水针铁矿等。此外还有微量的蒙脱石、水白云母、锆石、电气石、石英等。原矿多元素分析结果见表3。 表2  原矿的矿物组成及含量/%矿   物含   量矿   物含   量一水硬铝石 一水软铝石64.63锐钛矿 金红石 板铁矿3.18伊利石21.83 高岭石 绿泥石 叶腊石 蒙脱石2.14针铁矿 水针铁矿 赤铁矿  6.23石英微锆石微电气石微其它矿物1.99 表3  原矿主要化学成分分析结果/%元素Al2O3SiO2Fe2O3TiO2K2ONa2OCaOMgO灼碱A/S含量62.7310.816.413.102.060.0540.0420.2512.725.80     （二）小型试验        选择磨矿－粗细分选工艺小型试验开展的主要研究工作是，开发粗粒快速浮选强力组合捕收剂，优选细粒浮选高效分散剂，确定适宜人选细度。在条件试验基础上，进行闭路试验，试验流程如图1，试验结果见表4。  图1  选择性磨矿-粗细分选工艺小型闭路试验流程及药剂条件 表4  选择性磨矿-粗细分选工艺的闭路试验结果/%新工艺技术产品名称产率品     位A/SAl2O3回收率Al2O3SiO2选择性磨矿 -粗细分选精矿1 精矿2 精矿 (精矿1+精矿2) 尾矿 原矿27.91 54.89   82.80 17.20 100.068.21 70.20   69.53 35.54 63.687.20 5.05   5.78 34.46 10.719.47 13.90   12.03 1.03 5.9429.89 60.51   90.40 9.60 100.0     （三）连选试验     以小型试验工艺流程为依据，适当地调整药剂用量、确定合适的磨矿细度及浮选浓度，采用磨矿分级闭路循环，溢流再次分级，分级返砂经粗粒快速浮选，闪速选出精矿（称精矿1），细粒（分级溢流）进常规浮选回路，经一次粗选、一次扫选、三次精选后获得精矿（称精矿2），工艺流程与图1基本相同。以50kg/h，即日处理量1.2t的连选规模进行试验。同时还进行了阶段磨矿一次选别工艺（采用磨矿分级闭路循环、一次粗选、一次扫选、扫选尾矿经分级机分级后，分级粗粒返回磨机再磨再选，分级溢流为最终尾矿，粗精矿经二次精选获得精矿）及分级-浮选工艺（采用磨矿分级闭路循环，分级溢流再次分级，返砂直接作为精矿产出，溢流进常规浮选回路，经一次粗选、一次扫选、扫选尾矿送分级机分级后粗粒返回磨机再磨再选，分级溢流为最终尾矿，粗精矿经二次精选后，获得精矿）的连选对比试验，三个方案连续9个班累计试验结果见表5。 表5  三个方案的连选试验结果/%工艺技术产品名称产  率品   位A/SAl2O3回收率Al2O3SiO2I：阶段磨矿 一次选别精矿 尾矿 原矿81.40 18.60 100.069.05 36.20 62.945.78   10.7811.94   5.8489.30 10.70 100.0Ⅱ：分级－浮选精矿 尾矿 原矿83.85 16.15 100.067.95 37.74 63.076.36   10.8410.68   5.8290.34 9.66 100.0Ⅲ：选择性磨矿 －粗细分选精矿 尾矿 原矿83.09 16.91 100.068.71 35.89 63.135.45   10.8212.61   5.8390.39 9.61 100.0     （四）三个方案对比       以本次连选试验结果为依据，按日处理原矿1500t规模计，参照沈阳铝镁设计研究院提交的《选矿－拜耳法生产氧化铝新工艺工业试验技术经济论证报告》、1999年铝土矿选矿脱硅工业试验数据及我国大型铝矿山选矿生产实践，进行了三个方案的成本估算及连选试验主要技术经济指标对比，结果见表6。 表6  三个方案连选试验的主要技术经济指标对比方案I：阶段磨矿 一次选别Ⅱ：分级 －浮选Ⅲ：选择性磨矿 －粗细分选精矿产率/% 精矿铝硅比 精矿回收率/% 入选细度/%-75µm 精矿细度/%-75µm 选矿药剂成本 /(元·t-1) 选矿加工成本 /(元·t-1干精矿)81.40 11.94 89.30 67.4 75.80 15.35   67.68  83.85 10.68 90.34 79.2 77.70 14.01   62.50  83.09 12.61 90.39 62.9 73.86   13.15 55.89       从表6可见，无论是技术指标，还是经济指标，方案Ⅲ均较为优越。与方案I相比，不仅吨精矿加工成本减少11元以上，而且精矿产率高1.69%、精矿铝硅比高0.67、精矿回收率高1.09%；与方案Ⅱ相比，精矿回收率及产率相近，但精矿铝硅比高1.93，吨精矿加工成本节省了6元左右。     三、选择性磨矿－粗细分选新工艺评述     方案Ⅰ在1998年河南铝土矿选矿脱硅连选试验和1999年河南铝土矿选矿脱硅工业试验流程与药剂制度的基础上，沿用原磨浮流程，即“阶段磨矿一次选别”流程（原矿粗磨入选，粗粒级中矿返回磨机再磨，合并选别），在药剂制度上开展深入的研究工作后，本次获得的技术指标与1998年连选指标和1999年工业试验指标相近，但药剂用量下降，药剂成本有所降低。     方案Ⅱ是在1998年连选试验提出的“分级-浮选”工艺和1999年“阶段磨矿一次选别”流程工业试验和2001年完成的中州铝土矿“分级－浮选”工艺工业试生产的基础上开发的一种技术方案。原磨矿细至75%～80%－75µm后，经分选机分级，粗粒级产品直接作为精矿产出，产率约15%～20%，细粒级进入浮选回路选别，获得精矿2和尾矿。与方案Ⅰ比较，其优点在于进入浮选作业的矿量将减少30%左右，药剂耗量和浮选矿浆也将减少，可降低选矿成本；其缺点为，以分级方式产出精矿，波动大，难以控制，在原矿铝硅比波动大时，尤其偏低时，难以保证精矿的铝硅比。     方案Ⅲ“选择性磨矿－粗细分选”工艺为根据我国铝土矿的工艺矿物学特征，在总结已有工作的基础上，应用选矿领域先进理论和技术，新近开发的一种新工艺，是继1998年将铝土矿入选细度从95%以上－75µm放粗至70%～75%－75µm之后的新的实质性进步；“粗细分选”技术创造性地运用在铝土矿分选上，是铝土矿选矿工艺有以新的创举。由于粗粒与细粒浮选性质存在明显的差异，因此窄粒级化，粗细分选，营造分别适应粗粒和细粒浮选过程浮选环境，是提高粗粒一水硬铝石富连生体或单体的捕收率、改善微细粒分选效率、避免矿泥恶化浮选条件及降低药剂成本的根本保证。本次连选试验结果充分证明，方案Ⅲ技术上的先进性和经济上的合理性。与方案Ⅰ相比，不仅吨精矿加工成本减少11元以上（其中药剂节省了2.2元），而且精矿产率高1.69%、精矿铝硅比高0.67、精矿回收率高1.09%；与方案Ⅱ相比，精矿回收率及产率相近，但精矿铝硅比高1.93，吨精矿加工成本节省了6.61元（其中药剂节省了0.86元）。其优点为入选粒度粗（磨矿细度为60%～65%－75µm），大部分的粗粒在磨矿分级回路中快速选出，改善了磨矿分级条件，避免了目的矿物过磨；细粒进入常规浮选，矿量少，且无浮选尾矿分级作业和中矿返回磨机的大循环，药剂消耗，球耗和能耗将大为减少。     四、结语     （一）“选择性磨矿－粗细分选”工艺是根据我国铝土矿的工艺矿物学特征，以一水硬铝石富连生体及中等品位连声体为捕集和回收目标，实施选择性碎磨，进一步放粗入选细度（60%～65%－75µm），是继1998年将铝土矿入选细度从95%以上－75µm放粗至70%～75%－75µm之后的新的实质性进步。“粗细分选”技术创造性地运用在铝土矿分选上，是铝土矿选矿工艺又一新的创举。     （二）开发了“选择性磨矿-粗细分选”新技术，并完成了小型试验和连选试验。原矿铝硅比5.83时，获得了精矿产率83.09%，精矿铝硅比12.61，三氧化二铝回收率90.39%。     （三）本次连选试验结果充分证明，新工艺技术上的先进性和经济上的合理性。与方案Ⅰ相比，不仅吨精矿加工成本减少11元以上（其中药剂节省了2.2元），而且精矿产率高1.69%、精矿铝硅比高0.67、精矿回收率高1.09%；与方案Ⅱ相比，精矿回收率及产率相近，但精矿铝硅比高1.93，吨精矿加工成本节省了6元左右（其中药剂节省了0.86元）。     （四）本次连选试验技术指标稳定、可靠，工艺流程和药剂制度简单易行。

长石除铁技术：长石中有害染色物为：铁、钛、锰。铁的赋存形式多种多样：四氧化三铁、粗粒的三氧化二铁、云母、绿泥石、钛铁矿等。钛一般以钛铁矿形式存在，有弱磁性，以金红石形式存在很少在长石中发现。锰一般以碳酸锰、氧化锰形式存在，有弱磁性。 选取高梯度场可以有效降低染色物含量，从而达到除杂增白效果。 一般讲磁性物与长石在30目左右可以基本单体解离，可以通过干法(改变磁性物运动轨迹)形式，取得较好的除铁效果。200目左右绝大部分单体解离，因物料分散性不好，且磁性物200目以细后，矫顽力急剧升高，难以磁化，只能借助在水中分散，另外还有水的浮力，来实现磁性物的捕获，从而实现分离。 关于长石选矿工艺： 根据不同的原矿指标，确认矿山将来产品的市场定位，根据市场对长石的要求确定最终的选矿工艺，这一点至关重要! 例如：原矿为钾长石，钾含量大于10%，钠含量小于2%，其他指标无硬伤，那么该长石能发挥最大经济效益的市场为陶瓷釉料市场，那么确认工艺最终产品粒度最好细一点，还有，釉料市场对长石要求较严格，工艺设计中粗碎后洗矿尤为重要! 如原矿适合玻璃市场，那么破碎太细了，会导致矿成品率、收率下降，影响效益! 总之，合适的工艺可以带来好的经济效益，工艺的确定由原矿指标和市场来决定，工艺中的除铁环节由原矿中铁的赋存形式、解离粒度来确定!