氧化物的酸、碱浸出许多遵守缩短中心模型，一个典型的实例是锌焙砂在稀酸中的溶解。它依据每种参加溶解进程的化学物质的离子扩散系数及离子搬迁率，使用方程式（1）和式（2）进行核算。核算假定溶解速率由传质操控，因此所用的核算进程只能用于不触及化学反响的状况。    （1）    （2） 求解方程（1）和式（2）需求几个边界条件，它们规则了模型中各参数的值，并将各物质的通量经过浸出反响的计量联系相关起来。 关于硫酸浸出体系，核算所用的数据包含H＋，HSO4－，SO42－及Zn2＋的离子扩散系数和离子搬迁率，下列平衡的平衡常数与活度系数稀酸浸出氧化锌的数学模型核算中所用的传质数据列于下表。物质等效离子电导 Λi0∕（Ω－1·cm2·equ－1）离子扩散系数 D∕（cm2·s－1）离子搬迁率 u∕（cm2·V－1·s－1）H＋348.99.3×10－53.6×10－3Zn2＋53.87.2×10－65.6×10－4SO42－79.01.0×10－5－8.2×10－4HSO4－100.002.7×10－5－1.6×10－3 几个边界条件为 在固液界面即r=rt时，                  Ci＝Cis          （3） 因为浸出进程最慢的过程是经过边界层的传质，能够假定在界面上到达化学平衡，然后得到下列边界条件     （4）     （5）     （6） 式中， 、 、 别离表明反响（a）、（b）（c）的平衡常数；Qa、Qb、Qc别离为用浓度表明时反响（a）、（b）、（c）的平衡常数；γi是物质i的活度系数。 在溶液体相即r＝∞，                E＝0    （7） Ci＝Cib   （8） 体相浓度用质量平衡和体相的化学平衡求算    （9）    （10）    （11）    （12）    （13） 式中，[H2SO4]与[ZnSO4]是t时刻硫酸和硫酸锌的净浓度。 计量联系            （14） 硫酸根通量                        （15） 数学模型由对每种物质组成的写出的方程式（2），方程式（1）和上面导出的边界条件组成。一旦知道了各物质的通量，就可核算ZnO的溶解速率。 假如半径rt的球形粒子含有Nmol的ZnO，则    （16） 式中，Mw为ZnO的分子量。 因为稳态下边界层内没有物质堆集，一切溶解的锌都必须传递到溶液体相中去。因此，反响速率能够与锌和酸经过边界层传质的速率相关如下    （17） 式中JZn－流离表面的锌的净通量；     JH－流向表面的酸的净通量。 由式（16）和式（17）得出    （18） 方程式（18）用有穷区间法数值积分得到rt对时刻的函数。关于单尺度粒子，rt与反响分数α的联系为    （19） 即为式（20）的缩短粒子模型，r0为固体粒子的初始半径。    （20） 粒子尺度散布的景象可作相似处理，m个初始半径r0k的单尺度分数每个组成总质量的分数wk。浸出的程度分粒级核算    （21） 总的浸出率由下式断定    （22） 为了查验模型及核算的正确性，需求研讨硫化锌精矿的焙砂在硫酸、高氯酸、硝酸和等4种酸中溶解的速率。选定的拌和条件使一切的固体粒子都悬浮且溶解速率与拌和速率无关。在高氯酸及硝酸溶液中试验曲线与模型核算得到的猜测曲线符合杰出，而在硫酸溶液中在浸出率80%曾经符合尚可，这以后的溶解曲线符合不抱负的原因是因为固体粒子的溶解并非如假定的那样均匀并始终保持球形，实际上发现部分浸出的焙砂粒子有大而深的孔。简化的模型没有考虑锌的氯合物的构成合氯离子的吸附，因此不能用来猜测浸出焙砂的溶解速率。而用新近树立的未考虑电搬迁对传质的奉献的模型即便关于0.1mol∕L高氯酸浸出的动力学也严峻违背，反映了电搬迁在传质中不行忽视的效果。

从郴州市科技局传来好消息，郴州市国大有色金属冶炼有限公司承当的郴州市要点科技项目“4㎡鼓风炉复原造锍一步炼铅工业实验及产业化”顺畅经过专家检验。现在，此项意图关键技能申报了6项国家专利。 　　上一年5月，经省科技厅同意，郴州市国大有色金属冶炼有限公司与中南大学一起承当了中南大学发明专利“4㎡鼓风炉复原造锍熔炼一步炼铅”工业实验作业，郴州市科技局将项目列为郴州市要点科技项目给予支撑。该项目契合国家优先发展范畴及方向，总投资710万元，主要是对富铁锍的处理和收回等配套研讨，彻底处理鼓风炉炼铅存在的低浓度二氧化硫烟气对环境的污染和含金黄铁矿中的黄金收回问题。 　　中南大学和郴州市国大有色金属冶炼有限公司经过一年多的实验，终究突破了工业化实验的关键技能。该技能有效地处理曾经鼓风炉炼铅工艺中的1200℃-1300℃高温问题，使熔炼温度下降至950℃，下降炉内氧量，进步复原率，提升了金属直收率，减低了铅蒸气的发生。经过下降电能与焦能，大部分硫固化为铁硫，使尾气二氧化硫含量低于国家标准，尘中铅含量远远低于国家工业窖炉尾气排放标准。 　　据介绍，经过施行此项技能，郴州市国大有色金属冶炼有限公司完成了清洁出产的预期作用，培养了公司技能和管理人才20多名，累计完成供应收入6000多万元，利税500多万元。(miki)

用酸性溶液从氧化锌焙砂或其他物料中浸出锌，再用电解沉积技术从锌浸出液中制取金属锌的方法。该法于1916年开始工业应用，至1998年，全世界产锌802万吨中的70％以上是由湿法炼锌工艺所生产，发展很快。中国年产锌万吨以上的湿法炼锌厂有15家，生产能力约为火法炼锌的2倍多，湿法炼锌产量超过100万吨。该工艺包括硫化锌精矿焙烧、锌焙砂浸出、浸出液净化除杂质和锌电解沉积四个主要工序。工艺流程见图1。    1.锌精矿焙烧    用空气或富氧，在高温下使锌精矿中ZnS氧化成ZnO和ZnSO4，同时除去As、Sb、Cd等杂质的一种作业。焙烧产物焙砂，送去浸出锌，烟气或者制硫酸或者生产液态S02-湿法炼锌的精矿焙烧与火法焙烧不同，湿法炼锌焙砂中要求保留1%-2%的硫以SO42-形态存在，以补充锌焙砂浸出时不足的硫酸。而火法炼锌精矿焙烧希望全部ZnS都氧化为ZnO,以提高冶炼回收率。    现代锌精矿焙烧均采用沸腾焙烧炉。焙烧操作条件是：床层温度900-1000℃，线速度0.5-0.6 m/s，床能力5-6.5 t/（m2·d），烟尘率50％-60％。    主要技术经济指标：脱硫率91％-95％，烟气SO2浓度＞6.5％，不溶硫＜1％。[next]    2.锌焙砂浸出与浸出液净化    焙砂浸出锌由中性浸出和酸性浸出两段组成。一段中性浸出采用废电解液，二段用硫酸作浸出液，酸度30-60 g/L H2SO4，浸出温度65-70℃。浸出液含Zn>120 g/L。影响浸出的因素有浸出温度、搅拌速度、酸浓度、锌焙砂颗粒大小等。ZnO浸出反应为：                            ZnO＋H2SO4====ZnSO4＋H2O    为了提高锌焙砂中锌浸出率，采用空气搅拌，以强化浸出过程。使难溶的ZnO.Fe2O3、ZnO.Al2O3及ZnS得以溶解。    工业生产多将若干个搅拌浸出槽连接起来形成浸出设备组合系列，锌焙砂用废电解液浆化成矿浆后在此进行逆流连续浸出。中性浸出段产出的矿浆经浓密分离，上清液送去净化除杂质，合格净化液送电解生产电锌，底流再经酸性浸出段浸出，上清液返回浆化槽，底流过滤，滤饼为弃渣，送渣场。    浸出工序主要指标为：锌焙砂含Zn 47%-57%（可溶Zn>90%），锌浸出率>85%，浸出渣含Zn 18%-20%，浸出渣产率53％。    所得浸出液含锌130-150 g/L，其他杂质为（g/L）：Cu 0.2-0.4, Cd 0.5-0.7, Co0.01-0.04，Ni 0.002-0.007，As 0.0002-0.0004，Sb 0.0003-0.0004。这些杂质对锌电积十分有害，电积前必须将其除到允许的浓度。    传统的浸出液净化过程包括两个工序：先加锌粉置换除铜、镉；再加黄药除钴。前者是利用铜与镉的氧化还原标准电位分别为+0.344和-0.40，均较锌-0.762为正的原理，将Cu2+、Cd2+还原成Cu和Cd沉淀除去；后者则是向溶液中加入CuSO4,使Co2+氧化成Co3+，而后加入磺酸盐(2C4H9OCSSK)使和Co3+成钴盐（C4H9OCSS)3Co沉淀除去。    沈阳冶炼厂采用白砷（As2O3）代替黄药除Co,一次净化时浸出液中加入As2O3、锌粉、硫酸铜，同时除去As、Sb、Ni、Cu、Ge，二次净化时浸出液中加KMnO4除Fe，加锌粉除残Cd。经过两次净化，可基本除净有害杂质，电解电流效率可提高到90%。    白砷净化溶液的条件与指标：一次净化，温度60-70℃，白砷、锌粉和硫酸铜的用量分别为0.15 kg/m3、0.5 kg/m3和0.2 kg/m3，终液含Co降到0.002 g/L;二次净化，50-60℃，用空搅拌除铁，净化后溶液含铁    锌电积的主要设备是电解槽，多为钢筋混凝土制成的内衬聚氯乙烯或玻璃钢防腐材料槽，电解槽尺寸为2250mm×850mm×1450mm。铝板阴极，大小为1m×0.7m×4mm,上边焊接铜导电棒，侧边夹绝缘条。阳极用含银1％的铅基合金制成，尺寸稍小于阴极。    锌电沉积的主要技术经济指标为：电解温度40℃，同极中心距60mm，电流密度450A/m2，槽电压3.2-3.4V，电流效率89％，直流电耗3100kWh/t Zn，电解回收率99.3％。    熔铸析出锌片的冶金炉有低频感应炉和反射炉。前者常用的规格有1250 kW，40t容量炉型，工作温度450-500℃，电耗120 kWh/t。后者常见炉床面积7.4m2，容量5 t/炉，以煤或油为燃料。产品锌锭重20-25kg,质量为1#锌国家标准（％）：Zn＞99.99,Pb<0.005，Fe<0.003，Cu<0.001，杂质总量<0.01。

浸出，是湿法冶金中的一个过程。所谓浸出，就是将固体物料(例如矿石、精矿、熔砂或其他半成品)加入液体溶剂内，让固体物料中的一种或几种有价金属溶解于液体溶剂中，以便下一步从溶液中提取出有价金属。 例如湿法炼锌中的浸出过程，就是采用稀硫酸溶液或来自电解车间的废电解液作溶剂，对锌焙砂进行浸出，使焙砂中的锌溶解于硫酸溶液中，浸出过程一般是在常温常压下进行的，但为了使浸出过程得到强化，也常常使用高温高压浸出。 浸出的目的，在于使所有要提取的金属尽量溶解于溶剂中，而杂质则溶解得越少越好，不管选择什么样的溶剂，所要提取的金属总是难得100%都溶解。 同样，所含杂质也总要溶解一些，为了表示某一物质被浸出的程度，常用浸出率来表示。 浸出率，就是该物质被浸出的百分率。例如，锌焙砂浸出时，如果被浸出锌占焙砂中的锌的80%，则锌的浸出率为80%。

利用沉淀针铁矿除铁的技术是由比利时老山公司巴伦厂（Vieille Montagne）首先开发和工业化的，称为VM法。成功地沉淀针铁矿的关键在于维持溶液中Fe3＋的低浓度，例如＜1kg∕m3，否则在沉淀针铁矿的pH范围（2～3.5)内将得到胶状的Fe（OH）3或碱式硫酸铁         Fe4SO4（OH）10。VM法解决此问题采用的是还原－沉淀法，流程如图1所示，从热酸浸出得到的含100kg∕m3Zn，25～30kg∕m3Fe3＋及50～60kg∕m3H2SO4的硫酸锌溶被先经过还原作业，即在沉淀针铁矿前在一个单独的作业中先用锌精矿（ZnS）将溶液中的Fe3＋都还原成Fe2＋，还原后未反应的ZnS与反应生成的元素硫一同分离出来送回焙烧炉。还原后液再用焙砂ZnO预中和至3～5kg∕m3H2SO4，得到的铁渣返回热酸浸出作业，溶液则送入沉淀反应器。向沉淀器通空气将Fe2＋氧化成Fe3＋而使之水解沉淀出针铁矿晶体。图1  VM针铁矿法 沉淀针铁矿时需不断在加入焙砂以中和水解反应产生的酸，将pH值控制在适当的范围内，如pH＝2～3.5。VM法需要特别注意控制Fe2＋的氧化速度，使得溶液中Fe3＋的浓度在水解沉淀针铁矿的过程中始终保持在1kg∕m3以内。与黄铁矾法不同的是，针铁矿沉淀时无需提供一价阳离子，而得到的针铁矿渣也不能进行酸洗回收其中由焙砂中和带入的未溶解的锌。为防止这部分锌的损失，一个对策是使用低铁的闪锌矿焙砂作中和剂。 澳大利亚电解锌公司开发的EZ法直接将含Fe3＋的待水解液缓缓加入水解沉淀器中，控制水解液Fe3＋浓度不超过1kg∕m3从而控制水解，因而EZ法亦称部分分解法。在70～90℃下连续水解沉淀针铁矿，同时不断加入锌焙砂中和因水解产生的酸，维持溶液pH值在2.8以适于水解。 两种针铁矿法相比，沉淀同样数量的铁，VM法水解产生的酸此EZ法少，因而为中和水解的酸需要消耗的锌焙砂也少，随锌焙砂损失的锌电少，除铁的效果也好于EZ法。但VM法涉及先还原后氧化两道工序，比较繁琐。此外，VM法用空气氧化Fe2＋的速度较慢，而用别的氧化剂则成本高。 与黄铁矾法相比，针铁矿法不需要硫酸根和碱金属，可应用于任何酸浸体系，包括氯化物体系和硝酸盐体系，除铁的效果也更好（从30kg∕m3到小于1kg·kg∕m3），但针铁矿对酸的稳定性较差，沉淀中未溶解的铁酸锌不能如黄铁矾法那样用酸洗来回收。

金属锡价格的价格关系到锡的价格，因此我们要对其重视。SMM8月11日讯：隔夜伦锡电子盘开盘21200美元/吨，最高21200美元/吨，最低在20525美元/吨得到支撑，收盘20525美元/吨，下跌825美元/吨，全天成交216手，持仓17485手。库存14990吨，增加95吨。因经济数据疲弱且美元在美联储利率会议结果公布之前走高，拖累基本金属大幅下挫。今日开盘20500美元/吨，弱势震荡，基本金属近期调整压力加大，伦锡走势尚需观察。沪锡市场，受外盘大跌影响，今日市场成交十分清淡，虽然市场贸易商下调报价，但于成交无益，云锡零星成交于15.05万元/吨，天梯、寅生、开源、湘锡、金星等报价区间14.65-14.8万元/吨，成交稀少。冶炼厂挺价观望，难成交之下依然显示惜售情绪。整体市场弥漫观望氛围，买卖双方均在等待走势明确。2006年10月16日，LME三月期货锡金属价格大涨，收报11000美元/吨，创16年来历史新高。受此影响，10月17日，锡业股份（000960）股价以涨停报收。锡价近期为何又大幅上涨？首先，两大锡资源国中国和印尼分别传出对供应不利的消息。8月下旬，我国第二大锡资源丰富地郴州地区组织整治矿业秩序，对非法矿点和非法选矿厂进行取缔关闭。这一措施对郴州地区的锡精矿生产产生了较大的影响。8月底，印尼政府规定环境保护区内不得新建冶炼厂；另外，出口的锡锭都要查明其冶炼所用矿的来源，如果是非法开采的，则不允许出口。10月初，印尼警方以破坏采矿规则和逃税为由关闭了4座锡冶炼厂，并扣押了300吨锡锭，由此导致冲突，致使BANKA锡生产岛屿的22座小型锡冶炼厂停产，而这些小厂的锡生产量约占印尼锡产量的一半。与此同时，玻利维亚两派矿工为争夺一座大型锡矿采矿权发生冲突，造成至少16人死亡、60人受伤。该座矿山是世界最大的锡矿之一，每年可以开采10000吨锡，差不多是玻利维亚全国锡产量的一半，由国营和私人矿产公司的矿工共同开采，但两派矿工长期不合。其次，根据中国海关最新公布的数据，1~8月份我国锡锭出口量同比减少了28.75%至11755吨。其中8月份锡锭出口量为1012吨，与去年同期相比下降了36.31%。在5月份出口退税要取消的消息传出之后，5~6月份两个月出口量猛增，7月份减幅很大，8月份恢复正常。出口减少的原因主要是由于出口价格对国内生产厂商来说不合算。总体来看，中国的出口量大幅减少，已经影响到国际市场的供应。&nbsp;更多丰富的金属锡价格的知识，你可以登陆上海有色网进行查询。

超细氧化锌是一种近年来开展的新式高功用无机产品，它具有了其本体块状物料所无法比拟的优异功能。现在氧化锌的制备办法首要有：直接沉淀法、均相沉淀法、溶胶－凝胶法、微乳液法、水热法、醇盐水解法、溶剂蒸腾法等。     雾化热解进程作为一种新式的超细粒子制备技能，遭到材料、化学工程、气溶胶、超导等范畴研究人员的广泛重视。本文以锌焙砂为质料，用NH3－NH4·HCO3－H2O系统作为浸出剂，经浸出－雾化热解－锻烧制取活性氧化锌。     一、实验     （一）实验原理     锌焙砂的首要成分为ZnO，并伴有少数的ZnSO4、ZnO·SiO2、ZnO·Fe2O3及ZnS，在性系统中浸出时，锌焙砂中Cu、Ni、Cd、Co等杂质元素也生成合作物进入溶液，ZnO·SiO2、ZnO·Fe2O3及ZnS等不溶解，残留在渣中。     在净化进程中，因系统呈弱碱性，Cu、Ni、Cd、Co等杂质均易被锌粉置换除掉，净化后液选用并流式离心雾化枯燥器雾化枯燥，溶液通过高速旋转的离心盘雾化成微米级液滴，当即与热风触摸，在枯燥器中呈螺线型运动，而且随同枯炎热分化进程。雾化后的每一个球形液滴能够作为一个反响器，其阅历三个阶段，首要因为NH3蒸腾温度低，在高温下NH3敏捷蒸腾，导致溶液中［Zn（NH3）m]2＋合作物失去平衡，分出碱式碳酸锌前躯体，此阶段相当于蒸进程；第二阶段为水的蒸腾，粒子表面的水蒸气分压远大于空气中的水蒸气分压，枯燥进程持续进行，分压差为枯燥进程的推动力；第三阶段为降速阶段，粒子表面的水蒸气分压等于空气中的水蒸气分压，两者之间的分压差等于零，不再进行枯燥，可是此刻物料分化敏捷，而得到高活性氧化锌。     因碱式碳酸锌分化不彻底，将前躯体在马弗炉中锻烧，锻烧温度300～600℃，锻烧时刻30～60min，而得到高活性氧化锌。     （二）试剂及试料     (25％～28%）、碳酸氢铵，分析纯；实验质料取自江西某炼锌厂的锌焙砂，其化学成分（％）：Zn 53.17、S 2.58、Cu 1.03、Pb 1.48、Cd 0.09、Fe13.06、As 0.24、Sb 0.08。     （三）实验装置     浸出实验在1 L圆底三口烧瓶中进行，选用恒温磁力拌和器坚持稳定的反响温度，操控温度差错士1℃，拌和速度为450 r/mine     （四）实验及分析办法     每次取40 g氧化锌焙砂，按必定的液固比参加配好的及碳酸氢铵混合液，通过必定时刻的浸出后过滤，用EDTA滴定法分析滤液中Zn的浓度，核算Zn的浸出率。锌粉置换除杂反响所用锌粉粒度为145～175μm，在快速拌和下缓慢参加。净化液通过滤后在离心喷雾枯燥器中雾化、枯燥、分化得到中间产品，最终在马弗炉中煅烧得到活性氧化锌。以SEM、XRD等分析手法分析产品的粉体结构、描摹特征。     二、成果与评论     （一）浸出     1、 NH3／NH4＋对Zn浸出率的影响     在总浓度8mol/L，液固比8∶1，温度35℃、时刻lh的条件下，调查NH3/NH4＋对Zn浸出进程的影响，成果见图1。从图1可知，NH3／NH4＋对Zn浸出率的影响显着，当NH3／NH4＋从1∶1添加到2.5∶1时，Zn浸出率显着进步，通过预订的浸出时刻，Zn浸出率由75.96％添加到82.56％，当铵比持续增大，Zn浸出率缓慢下降。其原因首要是因为NH3/NH4＋的改变，引起浸出液pH的改变，依据Zn浸出电位－pH图，pH的巨细直接影响ZnO的浸出进程，在NH3/NH4＋＝2.5∶1时，浸出液pH＝12。因而断定浸出液NH3/NH4＋＝2.5∶1。图1  铵比对Zn浸出率的影响     2、液固比对Zn浸出率的影响     在总浓度8 mol/L、NH3／NH4＋＝2.5∶1、温度35℃，时刻1h的条件下，调查液固比对Zn浸出进程的影响，成果如图2所示。从图2可看出，液固比对Zn浸出率的影响非常显着，当液固比低于8∶1时，跟着液固比的添加，Zn浸出率显着添加；可是当液固比大于8∶1后，Zn浸出率改变不大。因而断定液固比为8∶1。图2  液固比对Zn浸出率的影响     3、总浓度对Zn浸出率的影响     在液固比＝8∶1、NH3/NH4＋＝2.5∶1、温度35℃、时刻1h的条件下，调查总浓度对Zn浸出进程的影响，成果如图3所示。从图3可看出，总浓度对Zn浸出率的影响显着，当总浓度小于8 mol/L时，跟着总浓度的添加，Zn浸出率显着进步；可是总浓度大于8mol/L后，Zn浸出率改变不大。因而断定总浓度为8mol/L。图3  总浓度对Zn浸出率的影响     4、浸出时刻对Zn浸出率的影响     在总浓度8mol/L、NH3／NH4＋＝2.5∶1、液固比＝8∶1、温度为35℃的条件下，调查浸出时刻对Zn浸出进程的影响，成果如图4所示。从图4可看出，浸出时刻对Zn浸出率的影响显着。在NH3－NH4·HCO3－H2O系统中，Zn浸出反响敏捷，在浸出时刻为10min时，Zn浸出率就到达72.28％，而且跟着时刻连续，浸出率快速进步，浸出40min时，Zn浸出率到达82％。当浸出时刻到60min，Zn浸出率到达82.34％，可浸Zn根本浸出彻底。     5、浸出归纳条件实验     依据以上实验成果，断定最佳浸出的归纳条件为：总浓度8 mol/L、NH3/NH4＋＝2.5∶1、液固比＝8∶1，时刻1h。浸出液锌含量为54.34g/L，浸出率为82.56％，首要杂质元素含量(mg/L)：Cu250、Pb 25.1、Co 0.52、Cd 31.6、Fe 3.3、As 0.43、Sb 0.15。按可溶性的氧化锌、硫酸锌核算，可溶锌浸出率大于97％。形成浸出率低的原因是焙砂中铁酸锌、硅酸锌含量较高。浸出液进行二次浸出，锌含量可到达97.62 g/L。图4  浸出时刻对Zn浸出率的影响     （二）净化     由上述成果可知浸出液中Cu、Ni、Cd、Co等杂质元素含量较高，本实验选用锌粉置换法除掉这些杂质，净化实验在高拌和强度下进行，选用的锌粉粒度为145～175μm，温度操控在50℃左右，反响时刻1h。在此条件下，溶液中Cu、Cd、Co、Fe等杂质均可被置换除掉，净化后液杂质元素含量(mg/L)：Cu 0.32、Pb 0.79、Co 0.02、Cd 0.68、Fe 1.3、As0.06、Sb 0.0。Cu净化率到达99.87％，一起Co净化率为96.15％，净化后液中Fe含量为1.3 mg/L， 到达净化要求。     （三）雾化分化     雾化分化在并流式离心喷雾枯燥器中进行，溶液通过蠕动泵泵入雾化器中，经高速离心效果，将机械能转化成细微雾滴的表面能，而且在极短的时刻内完结蒸腾、水蒸腾、碱式碳酸锌的分出及分化进程。溶液的黏度及表面张力对雾化起阻止效果，其首要由物料的性质及组成操控。     雾化热解进程在人口温度为340℃，出口温度180℃以上，雾化转速为400n/s，进料速度为60mL/min;料液浓度为100g/L的条件下进行，产品进行SEM分析，成果如图5所示。从图5可看出，大部分为长度不大于2μm的针状物，其为前期跟着气蒸腾而分出的碱式碳酸锌，通过水分蒸腾枯燥分化而得的氧化锌。还有少部分为未彻底分化的前躯体，为表面润滑的实心球体。这是因为物料在枯燥器内与执风并行活动，目在枯燥器内只逗留20～30s，热风温度跟着水分的蒸腾直线下降，在出口温度仅能到达180℃左右，低于碱式碳酸锌的分化温度，所以有部分不能分化。图5  雾化分化粉体的SEM图     （四）煅烧     锻烧在马弗炉中进行，温度设定为400℃，时刻1h。锻烧后的粉末XRD谱图与ZnO的XRD标准卡片（JCPDS）对照分析标明，煅烧后制备的氧化锌微粒与JCPDS标准卡片相符，这阐明得到了六方晶系结构的氧化锌粉体，衍射峰都很尖利，而且几乎没有杂质衍射峰，阐明结晶程度和纯度都较高。     锻烧后描摹及粒度经电镜分析，其成果如图6～7。如图6所示，其间大部分针状物的描摹、粒度都没有发作显着的改变，少部分发作聚会现象。从图7能够看出，前躯体中的球形碱式碳酸锌则生成蜂窝状，增大了其比表面积。图6  400℃煅烧后针状ZnO粉体的SEM图图7   400℃煅烧后蜂窝状ZnO粉体的SEM     三、定论     （一）在总浓度8 mol/L，液固比＝8∶1、NH3与NH4＋的比为2.5∶1，温度35℃、时刻1h的条件下，一段浸出液锌含量为54.34 g/L，浸出率为82.56％，两段浸出液进锌含量可到达97.62 g/L，平均可浸锌浸出率到达97%以上；     （二）在性条件下，Fe根本不会浸出，浸出液铁离子浓度仅为3.3 mg/L，净化液中Co的净化率到达96.15％；     （三）在进口温度为340℃，出口温度为 180℃，雾化转速400n/s，进料速度为60mL/min，料液浓度为100g/L的条件下进行为行雾化热解，能够得到长度不大于2μm的针状活性氧化锌。可是因为温度不行，有部分前躯体没有分化彻底，有必要进行煅烧处理；     （四）前驱体在马弗炉中400℃煅烧1h后，为蜂窝状氧化锌。

钨钼铋多金属矿石选矿 (processing of complex ore containing tungsten，molybdenum andbismuIth) 从含钨钼铋多金属矿石中别离并富集钨矿藏、钼矿藏和铋矿藏的进程。选矿产品有钨精矿、钼精矿和铋精矿等。钨钼铋多金属矿是我国闻名矿产。首要散布于湖南省郴州区域，其柿竹园矿区是一特大型矿床。矿石中首要工业矿藏为白钨矿、黑钨矿、辉钼矿、辉铋矿、锡石、萤石、黄铁矿等。(见表)尽管矿石中有用成分多，但以收回白钨矿为主，选矿工艺流程多采用以浮选法收回白钨矿的浮选一重选一磁选一浮选或重选一浮选一磁选一浮选联合工艺流程归纳收回白钨矿、黑钨矿、辉钼矿、辉铋矿等。运用的浮选药剂有碳酸钠、水玻璃、氧化白腊皂、2号油、硫氮9号、、石灰、等。矿’石经三段一闭路破碎流程破碎后给入磨机。磨矿细度85%一200目。先浮选钼铋得混合精矿，然后钼铋别离浮选得钼精矿和铋精矿。钼铋浮选尾矿进行铋硫浮选，所得泡沫产品再别离浮选得铋精矿与铋中矿。铋硫浮选尾矿浮选白钨矿，所得泡沫产品加温精选得白钨精矿，精选尾矿用摇床收回得黑钨精矿。1992年当选矿石档次为：WO30.6%;Mo0.12%;Bi0.19%。生产指标为：钼精矿含Mo48.6%，浸出功率86.29%;铋精矿含Bi 46.59%，实践收回率63.22%;钨精矿含WO366.83%，实践收回率58.66%。

黄铁矾法作为有效的除铁方法在湿法炼锌厂的实践最具代表性。黄铁矾法的开发成功是在20世纪60年代中期，当时澳大利亚的电锌公司、挪威锌公司和西班牙阿斯图里亚那公司各自独立地开发了这项技术并几乎同时申请了专利。此后黄铁矾法迅速得到广泛应用，成为电解锌生产中主要的除铁技术，目前世界上至少有16家大型电解锌厂采用了此技术。现在用以除铁的黄铁矾法是将溶液pH值调到1.5且维持这一pH值，并在95℃左右加入一价阳离子从酸性硫酸盐溶液中沉淀黄铁矾。工业中最常用的一价阳离子是NH4＋和Na＋。黄铁矾沉淀后，溶液中铁的浓度一般降到1～5kg∕m3。 湿法炼锌中黄铁矾法典型的操作分3个基本步骤：中性浸出、热酸浸出和黄铁矾沉淀。在中性浸出阶段，酸性电解贫液被锌焙砂ZnO中和，得到含铁酸锌的渣和供电解沉积锌的中性硫酸锌溶液。铁酸锌渣在热酸浸出段用补克了硫酸的电解贫液造成的热酸中溶解，得到的含Zn和Fe的浸出液再在黄铁矾沉淀段处理，先用锌焙砂调整酸度，再加入硫酸铵或硫酸钠沉淀碱金属黄铁矾。沉铁后液返回中性浸出，黄铁矾渣则弃去。需要指出，沉淀黄铁矾时用作中和剂的锌焙砂中所含的铁酸锌将不溶解而进入铁矾渣中，因此新生成的黄铁矾渣不宜直接弃去，以免损失焙砂中和剂中未溶的铁酸锌。鉴于黄铁矾一旦生成则对酸相当稳定，实践上黄铁矾渣弃去前可在类似热酸浸出的条件下进行酸洗，溶解回收渣中残存的铁酸锌，而黄铁矾本身不致溶解。 黄铁矾法的3个基本步骤的具体操作条件及顺序在不同厂家不尽相同，但目的是相同的；最大限度地回收锌而不考虑少量的伴生元素如Pb和Ag。例如，铁酸锌的热酸浸出和黄铁矾的沉淀可以合而为一，即所谓转化法，其总反应如下：    （1） 该合并步骤的溶液然后可用新鲜焙砂中和，产出溶液供电解和渣返回循环。若精矿中含有较大量的Pb和Ag，则采用另外的流程，得到含Pb∕Ag的渣、黄铁矾沉淀和中性Zn电解液。这类流程中包含有一个预中和作业。在通常的黄铁矾流程中是用焙砂降低热酸浸出液的酸度，从而迅速而有效地沉淀黄铁矾。焙砂中存在的Zn2＋，Cd2＋，Cu2＋，Pb2＋和Ag进入黄铁矾而损失。在热酸浸出和黄铁矾沉淀作业之间引入一个预中和作业可以降低黄铁矾中的金属损失。在预中和作业中，溶液中的酸一部分被焙砂中和，所得的渣返回热酸浸出段溶解其中的Zn和Fe，而Pb和Ag留在铅－银渣中。部分中和过的溶液随后加入所需要的中和剂进行黄铁矾沉淀。 图1为集成的黄铁矾法流程示意图。它的设计中结合了各种黄铁矾法方案中的大多数改进环节。图1  集成黄铁矾法 除应用于湿法炼锌工业中外，黄铁矾法还在铜、镍、钴等金属提取中用作除铁工艺，尤其是在硫酸盐体系中。例如，在处理钴－铜精矿的阡比什（Chambishi）焙烧－浸出－电积法中，铜电积前的除铁就是采用黄钾铁矾沉铁。由于硫酸化焙烧本身提供了K＋离子，沉淀黄钾铁矾时无需外加高成本的硫酸钾。 黄铁矾法的优点是沉淀容易过滤，Zn，Cd和Cu在沉淀中的损失最少，可以同时控制硫酸根和碱金属离子，容易与各种湿法冶金流程结合。但它也有其自身的缺陷，例如：1）所用试剂成本较高；2）渣的体积较大，为1.4kg∕（m3·t），堆存占地较大；3）需要充分洗涤以除去吸附的有害环境或可供利用的金属；4）需要在控制条件下存放以免分解放出有害组分污染环境。通过热分解或水热分解将黄铁矾转化为赤铁矿供生产铁并将硫酸钠／硫酸铵循环至黄铁矾沉淀作业，可望克服这些缺点。

据全国锌盐协作组查询，国外氧化锌工业开展较为老练，近几年处于相对安稳的状况，1999年美国、日本、西欧的氧化锌消费量共582.3万吨，实践产值共466.5万吨。与国外构成显着对照的是，近几年我国汽车工业的快速开展，加上我国涂料工业的快速开展，使我国氧化锌的需求在逐年上升。估计到2005年，我国氧化锌仍将以6～8﹪的速度开展。据全国锌盐协作组2000年职业查询，现在我国氧化锌出产厂商为96家，2000年氧化锌实践产值30.63万吨。 国内外氧化锌出产工艺还是以直接法和直接法为主，少数以湿法工艺出产。而湿法工艺出产氧化锌中大部分是硫酸法工艺的产品，其很多副产品难以收回，环保问题不易处理；直接法氧化锌工艺以含氧化锌的质料经氧化复原直接产出氧化锌产品。该法受质料约束，质量不高，价格较低；直接法氧化锌出产工艺以冶炼提纯的金属锌为质料，经熔化、汽化、氧化出产出氧化锌。该法出产成本较高。法湿法工艺是现在国内氧化锌出产工艺的开展方向。且其产品简单完成多种类、多规格。可广泛用于橡胶、涂料、陶瓷、磁性材料等范畴。 南京铅锌银矿业公司经过以广西冶金研讨所协作研讨，以成功开发了法超细氧化锌新工艺及其产品。《法超细氧化锌新工艺及其产品》在2001年经过江苏省科技厅安排专家判定，并被南京市经委认定为高新技术产品。国内近年稀有家单位都在研讨类似工艺，咱们现在的水平在同行中处于先进水平。 法超细氧化锌新工艺，克服了硫酸法工艺环保问题难以处理的缺陷，它以氧化锌焙砂为质料，经脱硫、洗刷、浸出，除铜、铅、铁、锰；深度静化、水解、蒸、枯燥、煅烧，制得超细活性氧化锌产品。 与现有的各种氧化锌出产工艺比较，法超细氧化锌新工艺的优势： 1、出产成本低。直接法氧化锌与直接法氧化锌因为所用质料不同。所以出产成本也不一样。前者出产成本显着低于后者。直接法中法和酸法出产成本附近，法在质猜中能够调配运用低度氧化锌、锌灰、菱锌矿、锌烟尘，使出产成本更低。 2、产品活性高。氧化锌出产原理不同，制品的晶型也不一样，因而化学活性不同很大，法工艺出产的超细氧化锌，具有粒度细、比表面积大、晶型出现多孔的结构。因而，具有化学活性高的特色。 3、产品纯度高。因为法在出产中应用了多种净化办法，使得杂质金属含量降到最低。一起，也避免了酸法工艺的产品中硫酸根的残留问题。 4、产品种类多。直接法受工艺的约束，只要一种产品——直接氧化锌。而法经过微调工艺可出产出不同功能的氧化锌和锌盐产品。以满意用户不同的需求。习惯商场的广泛需求。 5、质料来历广。法工艺质料习惯性最广。锌焙砂、低度氧化锌、锌灰、菱锌矿等都能够作为法工艺的出产质料。在矿产资源越来越匮乏的今日，这是一个很大的优势。 6、环保有保证。法工艺的规划思维就是水、闭路循环。没有一般湿法出产水的污染问题。 别的，咱们经过调整某些工艺参数、流程工序，能够出产出粒径40～60nm的氧化锌。

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现在国际上经过锌精矿出产精粹锌的冶炼首要有两种工艺：火法冶炼和湿法冶炼。 火法炼锌中的竖罐蒸馏炼锌已趋筛选，电炉炼锌规划小且未见新的开展。密闭鼓风炉炼铅锌是国际上最首要的几乎是仅有的火法炼锌办法。国际上总共有15台(包含国内ISP工厂)密闭鼓风炉在进行锌的出产，占锌的总产值12%-13%，其技能开展首要是添加二次含铅锌物料的处理办法;改善冷凝功率;富氧技能的运用等。 湿法炼锌是当今国际最首要的炼锌办法，其产值占国际总锌产值的85%以上。近期国际新建和扩建的出产能力均选用湿法炼锌工艺。湿法炼锌技能开展很快，首要表现在：硫化锌精矿的直接氧压浸出;硫化锌精矿的常压富氧直接浸出;设备大型化，高效化;浸出渣归纳收回及无害化处理;工艺进程自动操控系统等几个方面。一、火法炼锌 在高温下,用碳作复原剂从氧化锌物猜中复原提取金属锌的进程就叫做火法炼锌。 1、冶炼办法介绍(一)横罐炼锌 横罐炼锌是20世纪初选用的首要的炼锌办法，一座蒸馏炉约有300个罐，出产周期为24h，每罐一周期出产20~30kg，残渣中含锌月5~10%，锌收回率只要80~90%。 横罐炼锌的出产进程简略，基建投资少，但因为罐体容积少，出产能力低，难以完成接连化和机械化出产。并且燃料及耐火材料的耗费大，锌的收回率还很低，所以现在已根本筛选。 (二)竖罐炼锌 竖罐炼锌具有接连性作业，出产率、金属收回率、机械化成都都很高的有点，但存在制团进程杂乱、耗费贵重的碳化硅耐火材料等缺乏。竖罐炼锌是20实践30年代应用于工业出产，现在已根本筛选，但现在在我国的锌出产仍占必定的位置。 (三)电炉炼锌 电炉炼锌的特点是直接加热炉料的办法，得到锌蒸汽和熔体产品，如冰铜、熔铅和熔渣等。因而此法可处理多金属锌精矿。此法锌的收回率约为90%，电耗在3000~3600KW·h/t(Zn)。电炉炼锌仅适于电力廉价的区域。 (四)鼓风炉炼锌(ISP法) 英国于1950年开展的办法，此法与罐式蒸馏法直接加热的办法不同，它是将热交换和氧化锌复原进程在同一容器内进行。鼓风炉既能处理锌、铅混合硫化矿或锌铅氧化矿，也能处理铅锌烟尘等，现在为火法炼锌的首要工艺。 硫化锌铅精矿经烧结焙烧成烧结矿，配以焦炭，参加鼓风炉内，鼓入预热空气，使炭焚烧，在高温文强复原性气氛中进行复原熔炼。复原所得锌蒸汽从炉顶扫除，经铅雨冷凝得粗锌，一起从炉底排出复原熔炼所产的粗铅。 2、冶炼工艺介绍 (一)竖罐炼锌 在高于锌沸点的温度下，于竖井式蒸馏罐内，用碳作复原剂复原氧化锌矿藏的球团，反响所发作锌蒸气经冷凝成液体金属锌。我国葫芦岛锌厂是我国惟一和国际仅存的两家竖罐炼锌厂之一。竖罐炼锌的出产工艺由硫化锌精矿氧化焙烧、焙砂制团和竖罐蒸馏三部分组成。竖罐炼锌炉示意图 (1)硫化锌精矿的氧化焙烧 一般硫化锌精矿的成分是：Zn46%-62%，S27%-34%，Pb 首要焙烧反响为： 2ZnS+3O2=2ZnO+2SO2 2SO2+O2=2SO3 ZnO+SO3=ZnSO4 4FeS2+11O2=2Fe2O3+8SO2 ZnO进而与Fe2O3生成铁酸锌ZnO.Fe2O3。 大型欢腾炉断面为圆形，下部设有耐高温炉底，炉底上等间隔按必定规矩摆放着风帽。炉底以上1m高左右设有焙砂溢流口，炉顶有烟气出口。加料室建在炉底部分扩出部分。含水6%左右的锌精矿自前室加进炉内，在风帽吹出风力煽动下，敏捷混入流态化层，被加热，发作焙烧反响。经过溢流口产出的焙砂送去制球团，烟气净化后送硫酸出产系统，捕集的烟尘供归纳利用。 欢腾焙烧的首要技能经济目标是：脱硫率90%，锌收回率99.5%，镉收回率85%，烟尘率23%。 (2)焙砂制团与焦结 竖罐蒸馏炼锌是气固反响进程，要求参加的物料有必要具有杰出透气性和传热功能，以及适当的热强度，抗压强度在4.9MPa以上。为此将锌焙砂制成团块并焦结处理。工艺上首先将锌焙砂和复原用粉煤、胶粘剂充沛混合、碾磨、限制成团块，然后送入机械化燃油枯燥库枯燥。枯燥后团矿用机械进步从炉顶参加焦结炉，在800℃温度下，在团矿中的焦性煤发作粘结效果下使团块焦结，一起干团矿中的残存水分蒸发分被完全除掉。 (3)竖罐蒸馏 竖罐本体是用机械强度高、传热功能好、高温下化学性安稳的碳化硅材料砌成的直井状炉体，横断面成细长矩形，高8-12m，受热面积100-110m2。 近代大型竖罐的尺度为(2535mm×2mm)×290mm×12261mm，两长边罐壁外侧各有煤气焚烧室，对罐内团矿进行直接加热。来自焦结炉的热团矿经密封料钟参加罐顶，下降进程中被加热到1000℃以上，团矿中ZnO复原反响开端剧烈进行： ZnO+CO=CO2+Zn (1) CO2+C=2CO (2) ZnO复原反响首要是气一固反响，系统中(团矿中)配入过量的碳在1000℃高温下发作的CO在数量上完全能够确保反响(1)顺利完成。固体碳与ZnO间固一固复原反响只具有极非必须的含义。 复原发作的炉气中含气体锌约35%，经罐口下的上延部进入装有石墨转子的冷凝器，在转子扬起的锌雨捕集下，锌蒸气冷凝成了液态锌，守时从冷凝器中放出液态锌并铸成锌锭。出冷凝器的气体经过洗刷净化除掉剩下的锌，成为含CO80%左右、含H2约10%的罐气，悉数回来竖罐作为燃料。竖罐底部有接连工作的排渣机，蒸锌后的团块经此机械排出。竖罐炼锌的首要技能经济目标如下：锌冶炼收回率>94%;弃渣含锌 (二)密闭鼓风炉炼锌 该办法是在密闭炉顶的鼓风炉中，用碳质复原剂从铅锌精矿烧结块中复原出锌和铅，锌蒸气在铅雨冷凝中冷凝成锌，铅与炉渣进入炉缸，经中热前床使渣与铅别离。此办法是英国帝国熔炼公司(ImperialSmelting Corp.)研讨成功的，简称ISP,对质料适应性强，既能够处理原生硫化铅锌精矿，也能够熔炼次生含铅锌物料，能源耗费也比竖罐炼锌法低。密闭鼓风炉炼锌示意图 燃料焚烧和金属氧化物复原是密闭鼓风炉中的根本反响。参加炉内的焦炭在高温下与风口鼓入空气中的氧发作焚烧，发作炼锌进程所需的热量。首要熔炼反响为： C+O2=CO2 CO2+C=2CO ZnO+CO=Zn+CO2 CdO+CO2=Cd+CO2 PbO+CO=Pb+CO2 ISP的技能特点是：①选用密封高温炉顶(1000-1100℃)，以避免锌蒸气进入铅雨冷凝器之前降温氧化;②选用高密度、低熔点、低蒸气压的铅作冷凝捕收锌蒸气介质，有利于锌蒸气的快速冷凝，避免氧化和铅锌别离;③选用高钙渣系(CaO/SiO2=1.0-1.5)，渣型熔点高(125℃)，密度较低，为下降炉渣含锌和渣与铅别离发明了有利条件。 密闭鼓风炉炼铅锌流程首要包含含铅锌物料烧结焙烧、密闭鼓风炉复原蒸发熔炼和铅雨冷凝器冷凝三部分。 (1)烧结焙烧 般铅锌精矿含Pb+Zn在45%-60%，与其他含锌物料混合配料后，在烧结机上脱硫烧结成块。烧结块要有必定的热强度，以确保炉内的透气性，烧结块的成分是(%)：Zn41.4、Pb19.2、FeO 12、CaO 5.7、SiO2 3.8、S 0.8。 (2)密闭鼓风炉复原蒸发熔炼 前期炉子风口区断面积为5.1-6.4m2，现在最大的达27.2m2，大都工厂选用10m2和17.2m2。炉柱高度6m，炉高10.66m，风口内径159mm，共16个。炉顶设双层料钟密封加料器，炉身上部内砌轻质高铝砖，下部为高铝砖，炉缸用镁砖砌成，钢板外壁三杯水冷却。熔炼时，烧结块、石灰熔剂和经预热的焦炭分批自炉顶参加炉内，烧结块中的铅锌被复原，锌蒸气随CO2、CO烟气一道进入冷凝器，熔炼产品粗铅、铜锍和炉渣经过炉缸流进电热前床进行别离，炉渣烟气处理收回锌后弃去，锍和粗铅进一步处理。 (3)锌蒸气冷凝 冷凝设备为铅雨飞溅冷凝器，冷凝器外形长7-8m，高3m，宽5-6m，内设8个转子，浸入冷凝内的铅池中。转子扬起的铅雨使含锌蒸气炉气敏捷降温到600℃以下，使锌冷凝成锌液溶入铅池，铅液用泵不断循环，流出冷凝器铅液在水冷流槽中被冷却到450℃，然后进入别离槽，液体锌密度小在铅液上层，操控必定深度使其不断流出，浇铸成锌锭。 鼓风炉炼铅锌的首要技能经济目标为：热风温度950-1150℃，冷凝功率90%-92%，烟化炉渣含Pb 0.15%、Zn1.35%，粗锌含锌大于98%、含铅1.2%-1.5%，粗铅含铅大于98%、含锌0.1%，冶炼收回率Pb>93%、Zn>94%，原猜中S利用率90%-92%。 (三)电炉炼锌 20世纪30年代在国外呈现电炉炼锌技能。80年代，我国开端选用电炉炼锌技能，至今已有10多处小型火法炼锌厂推广应用，出产规划为500-2500t/a。 电炉炼锌是以电能为热源，在焦炭或煤等复原剂存在条件下，直接加热炉料使其间的ZnO成分接连复原成锌蒸气并冷凝成金属锌。该工艺能够处理高铜高铁锌矿，但要求质料含S不得大于1%，关于含S高的碳酸盐锌矿需求预脱除处理。 电炉形状为圆形或矩形，卧式，功率有500kW、1250kW、200kW和2250kW多种。炉床面积4-8m2，电极直径200-350mm。首要目标为：熔炼温度1250一1350℃，电能耗费4600kWh/tZn，残渣含锌3%-5%，粗锌档次98.7%，直收率80%，总收回率95%。 二、湿法炼锌 湿法炼锌是用稀硫酸(即废电解液)浸出锌焙烧矿得硫酸锌溶液，经净化后用电积的办法将锌从溶液中提取出来。当时，湿法炼锌具有出产规划大、能耗较低、劳动条件较好、易于完成机械化和自动化等优点在工业上占主导位置。 国际上近80-85%的锌均产自湿法冶炼，大大都选用酸浸出液电解，在惯例流程中，因为对其间浸渣的处理办法不同而派生出不同的湿法冶炼工艺。湿法炼锌示意图 (1)锌精矿焙烧 用空气或富氧，在高温下使锌精矿中ZnS氧化成ZnO和ZnSO4，一起除掉As、Sb、Cd等杂质的一种作业。焙烧产品焙砂，送去浸出锌，烟气或许制硫酸或许出产液态S02-湿法炼锌的精矿焙烧与火法焙烧不同，湿法炼锌焙砂中要求保存1%-2%的硫以SO42-形状存在，以弥补锌焙砂浸出时缺乏的硫酸。而火法炼锌精矿焙烧期望悉数ZnS都氧化为ZnO,以进步冶炼收回率。 (2)锌焙砂浸出与浸出液净化 焙砂浸出锌由中性浸出和酸性浸出两段组成。一段中性浸出选用废电解液，二段用硫酸作浸出液，酸度30-60 g/LH2SO4，浸出温度65-70℃。浸出液含Zn>120 g/L。影响浸出的要素有浸出温度、拌和速度、酸浓度、锌焙砂颗粒巨细等。ZnO浸出反响为： ZnO+H2SO4=ZnSO4+H2O 为了进步锌焙砂中锌浸出率，选用空气拌和，以强化浸出进程。使难溶的ZnO.Fe2O3、ZnO.Al2O3及ZnS得以溶解。 (3)锌电解堆积 经过净化后的硫酸锌溶液参加添加剂，经过高位槽接连送入电解槽，槽中布以不溶性铅钙合金阳极和铝阴极。在南北极上施以直流电压时，电解液中的锌离子便不断在铅阴极上分出。电解最终发作的废电解液，部分送去作焙砂浸出剂，部分配成电解液回来。分出的锌铝阴极，每隔必守时刻(24-48h)取出，清洗后剥离锌片，然后熔化铸成锌锭，阴极经清洗加工后回来运用。锌电解堆积的根本反响是： 在阴极上 ：Zn2++SO42-+2e=Zn+SO42- 在阳极上：2H+2OH--2e =1/2O2+2H++H20 总反响式：ZnSO4+H2O=Zn+H2SO4+1/2O2 三、部分冶炼厂冶炼工艺介绍

运用水解堆积除铁的最典型的实却是锌的焙烧－浸出－电积法出产实践。尽管焙烧是为了将硫化锌转变为氧化锌，但原猜中的铁在焙烧过程中简直悉数与锌结组成铁酸锌。稀硫酸溶解焙砂中的氧化锌只能到达85%～93%的总浸出率，而用热酸浸出铁酸锌中的锌则导致很多铁进入溶液，净化除铁因此曾一度成为电解锌出产的瓶颈问题。通过艰苦而行之有用的尽力，到20世纪60年代中后期开发了几个能发生易于过滤的铁化合物的除铁办法，并首要工业应用于电解锌工业，焙烧－浸出－电积法自此得到长足发展，成为出产电解锌的首要办法，现在国际80%的电解锌系由此法出产。这些除铁办法在很大程度上也可应用于其他溶液的除铁实践。 一、黄铁矾法 黄铁矾法作为有用的除铁办法在湿法炼锌厂的实践最具代表性。黄铁矾法的开发成功是在20世纪60年代中期，其时澳大利亚的电锌公司、挪威锌公司和西班牙阿斯图里亚那公司各自独登时开发了这项技能并简直一同申请了专利。尔后黄铁矾法敏捷得到广泛应用，成为电解锌出产中首要的除铁技能，现在国际上至少有16家大型电解锌厂选用了此技能。现在用以除铁的黄铁矾法是将溶液pH值调到1.5且保持这一pH值，并在95℃左右参加一价阳离子从酸性硫酸盐溶液中堆积黄铁矾。工业中最常用的一价阳离子是NH4＋和Na＋。黄铁矾堆积后，溶液中铁的浓度一般降到1～5kg∕m3。 湿法炼锌中黄铁矾法典型的操作分3个根本过程：中性浸出、热酸浸出和黄铁矾堆积。在中性浸出阶段，酸性电解贫液被锌焙砂ZnO中和，得到含铁酸锌的渣和供电解堆积锌的中性硫酸锌溶液。铁酸锌渣在热酸浸出段用补克了硫酸的电解贫液形成的热酸中溶解，得到的含Zn和Fe的浸出液再在黄铁矾堆积段处理，先用锌焙砂调整酸度，再参加硫酸铵或硫酸钠堆积碱金属黄铁矾。沉铁后液回来中性浸出，黄铁矾渣则弃去。需求指出，堆积黄铁矾时用作中和剂的锌焙砂中所含的铁酸锌将不溶解而进入铁矾渣中，因此新生成的黄铁矾渣不宜直接弃去，避免丢失焙砂中和剂中未溶的铁酸锌。鉴于黄铁矾一旦生成则对酸恰当安稳，实践上黄铁矾渣弃去前可在相似热酸浸出的条件下进行酸洗，溶解收回渣中残存的铁酸锌，而黄铁矾本身不致溶解。 黄铁矾法的3个根本过程的详细操作条件及次序在不同供应商不尽相同，但意图是相同的；最大极限地收回锌而不考虑少数的伴生元素如Pb和Ag。例如，铁酸锌的热酸浸出和黄铁矾的堆积能够合而为一，即所谓转化法，其总反响如下：    （1） 该兼并过程的溶液然后可用新鲜焙砂中和，产出溶液供电解和渣回来循环。若精矿中含有较很多的Pb和Ag，则选用其他的流程，得到含Pb∕Ag的渣、黄铁矾堆积和中性Zn电解液。这类流程中包含有一个预中和作业。在一般的黄铁矾流程中是用焙砂下降热酸浸出液的酸度，然后敏捷而有用地堆积黄铁矾。焙砂中存在的Zn2＋，Cd2＋，Cu2＋，Pb2＋和Ag进入黄铁矾而丢失。在热酸浸出和黄铁矾堆积作业之间引进一个预中和作业能够下降黄铁矾中的金属丢失。在预中和作业中，溶液中的酸一部分被焙砂中和，所得的渣回来热酸浸出段溶解其间的Zn和Fe，而Pb和Ag留在铅－银渣中。部分中和过的溶液随后参加所需求的中和剂进行黄铁矾堆积。 图1为集成的黄铁矾法流程示意图。它的规划中结合了各种黄铁矾法计划中的大多数改善环节。图1  集成黄铁矾法 除应用于湿法炼锌工业中外，黄铁矾法还在铜、镍、钴等金属提取顶用作除铁工艺，尤其是在硫酸盐系统中。例如，在处理钴－铜精矿的阡比什（Chambishi）焙烧－浸出－电积法中，铜电积前的除铁就是选用黄钾铁矾沉铁。因为硫酸化焙烧本身供给了K＋离子，堆积黄钾铁矾时无需外加高本钱的硫酸钾。 黄铁矾法的长处是堆积简单过滤，Zn，Cd和Cu在堆积中的丢失最少，能够一同操控硫酸根和碱金属离子，简单与各种湿法冶金流程结合。但它也有其本身的缺陷，例如：1）所用试剂本钱较高；2）渣的体积较大，为1.4kg∕（m3·t），堆存占地较大；3）需求充沛洗刷以除掉吸附的有害环境或可供运用的金属；4）需求在操控条件下寄存避免分化放出有害组分污染环境。通过热分化或水热分化将黄铁矾转化为赤铁矿供出产铁并将硫酸钠／硫酸铵循环至黄铁矾堆积作业，可望战胜这些缺陷。 二、针铁矿法 运用堆积针铁矿除铁的技能是由比利时老山公司巴伦厂（Vieille Montagne）首要开发和工业化的，称为VM法。成功地堆积针铁矿的关键在于保持溶液中Fe3＋的低浓度，例如＜1kg∕m3，否则在堆积针铁矿的pH规模（2～3.5)内将得到胶状的Fe（OH）3或碱式硫酸铁Fe4SO4（OH）10。VM法处理此问题选用的是复原－堆积法，流程如图2所示，从热酸浸出得到的含100kg∕m3Zn，25～30kg∕m3Fe3＋及50～60kg∕m3H2SO4的硫酸锌溶被先通过复原作业，即在堆积针铁矿前在一个独自的作业中先用锌精矿（ZnS）将溶液中的Fe3＋都复原成Fe2＋，复原后未反响的ZnS与反响生成的元素硫一同别离出来送回焙烧炉。复原后液再用焙砂ZnO预中和至3～5kg∕m3H2SO4，得到的铁渣回来热酸浸出作业，溶液则送入堆积反响器。向堆积器通空气将Fe2＋氧化成Fe3＋而使之水解堆积出针铁矿晶体。图2  VM针铁矿法 堆积针铁矿时需不断在参加焙砂以中和水解反响发生的酸，将pH值操控在恰当的规模内，如pH＝2～3.5。VM法需求特别注意操控Fe2＋的氧化速度，使得溶液中Fe3＋的浓度在水解堆积针铁矿的过程中一直保持在1kg∕m3以内。与黄铁矾法不同的是，针铁矿堆积时无需供给一价阳离子，而得到的针铁矿渣也不能进行酸洗收回其间由焙砂中和带入的未溶解的锌。为避免这部分锌的丢失，一个对策是运用低铁的闪锌矿焙砂作中和剂。 澳大利亚电解锌公司开发的EZ法直接将含Fe3＋的待水解液慢慢参加水解堆积器中，操控水解液Fe3＋浓度不超越1kg∕m3然后操控水解，因此EZ法亦称部分分化法。在70～90℃下接连水解堆积针铁矿，一同不断参加锌焙砂中和因水解发生的酸，保持溶液pH值在2.8以适于水解。 两种针铁矿法比较，堆积相同数量的铁，VM法水解发生的酸此EZ法少，因此为中和水解的酸需求耗费的锌焙砂也少，随锌焙砂丢失的锌电少，除铁的作用也好于EZ法。但VM法触及先复原后氧化两道工序，比较繁琐。此外，VM法用空气氧化Fe2＋的速度较慢，而用其他氧化剂则本钱高。 与黄铁矾法比较，针铁矿法不需求硫酸根和碱金属，可应用于任何酸浸系统，包含氯化物系统和硝酸盐系统，除铁的作用也更好（从30kg∕m3到小于1kg·kg∕m3），但针铁矿对酸的安稳性较差，堆积中未溶解的铁酸锌不能如黄铁矾法那样用酸洗来收回。 三、赤铁矿法 日本秋田公司饭岛锌冶炼厂和德国鲁尔锌公司达特伦电锌厂均选用赤铁矿法处理锌厂中性浸出的浸渣收回其间以铁酸锌存在的锌及其他有价组分。用赤铁矿法处理湿法炼锌的铁渣源于环境保护的压力。赤铁矿法准则流程见图3。来自浸出主流程的高铁渣在村耐酸砖和铅的高压釜顶用电解贫液补加酸再提出，反响温度95～100℃。浸出在SO2（分压0.15～0.25MPa）气氛下进行，所以也称为SO2浸出。在此条件下渣中的铁酸盐很简单溶解，高铁复原成二价伴随铁酸盐中的锌和铜进入溶液：    （2）    （3）图3  赤铁矿法准则流程图 从溶液中排去过量的SO2和用H2S堆积除掉铜后，对含大约Zn90kg∕m3，Fe60kg∕m3，H2SO4 20kg∕m3的溶液用石灰百分两段中和。榜首段中和到pH＝2以发生可供应的高等第石膏，然后再中和到pH＝4.5，堆积分出含有价金属如Ca和In的石膏，一同有碍赤铁矿堆积的元素如Al等也在此阶段随石膏堆积除掉。第二段中和发生的浆料经重力沉降得到的固体回来榜首段中和槽，沉降后液高压过滤得到氧化物－氢氧化物的混合堆积，送熔炼厂收回镓和铟。一同用空气氧化堆积部分铁和其他杂质。堆积石膏有助于除掉SO2氧化发生的硫酸根以保持硫酸根平衡。两段中和后的溶液（含Fe 40～45kg∕m3）用赤铁矿法堆积除铁。沉铁在衬钛高压釜中进行，通入新鲜蒸汽和氧气，温度从95℃升高到200℃，压力进步到1.8MPa（氧分压0.15～0.25MPa），溶液中的硫酸亚铁被氧化成硫酸铁并发生水解：    （4） 高压釜中停留时间约3h，首要水解产品为赤铁矿，含有w（Fe）＝59%和w（S）＝3%，固液别离后赤铁矿也首要供应给水泥厂。别离出赤铁矿的溶液含Fe5～7kg∕m3和H2SO460～70kg∕m3，回来焙砂的中性浸出段。 选用赤铁矿法的饭岛锌冶炼厂自1972年投产以来，至今已成功运行了26年，经1997年扩产，电锌产值巳达190000t∕a。因为锌精矿铁含量添加，出产功率进步和工厂扩产，赤铁矿法处理的铁量逐年添加，并在技能上作了若干改善。例如，锌焙砂弱酸浸出的渣与元素硫混合用电解贫液补加硫酸后在衬铅和耐酸砖的高压釜中再浸出。参加元素硫使溶液中大部分铜作为硫化铜堆积。热酸浸出的排料除掉过量的SO2后，在拌和槽中通入H2S堆积其他的铜。沉铜槽的排料稠密、压滤，得到的滤渣含铜、铅和贵金属，送熔炼厂收回。沉铜稠密机溢流含30kg∕m3游离酸，用细磨的石灰石两段中和。榜首段中和游离酸（至pH＝1）得到纯的石膏，离心过滤后供应给水泥厂。 近些年来，跟着锌精矿中铁含量的添加，焙砂中进入铁酸盐中的铜添加，焙砂弱酸浸出的铜削减而进入浸渣的铜添加，因此浸渣赤铁矿法处理厂中需求堆积的铜大为添加，然后使渣处理厂堆积铜的本钱进步。1992年曾经，渣处理厂中溶液中的铜用元素硫和硫化氧堆积：    （5）    （6） 饭岛锌冶炼厂1992年用于堆积铜的硫化氧气体耗费本钱占总的耗费性本钱的25%。这无疑太高，需求开发一个不必堆积铜的新办法。后来发现硫化锌精矿能够替代气体，它堆积除铜的反响如下    （7）    （8）当出产上用硫化锌精矿沉铜时，铜的堆积并不彻底。后来运用更细的精矿添加SO2分压处理了这一问题。现在这种办法有用地脱除了铜。 高铁水解成赤铁矿和铝水解堆积铝矾都发生酸，因此下降赤铁矿堆积釜的料液中游离硫酸的浓度和铝的浓度对促进高铁的水解很有用：本来第二段中和的溶液有30%回来榜首段，从1997年3月以来，第二段溶液回来的量逐步添加，赤铁矿水解高压釜的料液中游离硫酸浓度从7kg∕m3降到4kg∕m3，铝的浓度降到2kg∕m3以下，除铁功率进步到88%以上，使操作本钱要素如氧气或蒸汽的本钱下降。 尽管赤铁矿法在环保方面比黄铁矾法和针铁矿法更有利，它依然遭到环境方面的压力。为了使堆积的赤铁矿能悉数售出给水泥厂，有必要处理赤铁矿中的含砷和含硫问题。因为火法冶金不只本钱高，并且很难满足脱除砷，所以饭岛炼锌厂研讨在堆积赤铁矿前从溶液中脱砷，提出了图4所示的改善赤铁矿法新流程。图4  改善的赤铁矿法新流程 在改善的赤铁矿法中，弱酸提出的渣在105℃下SO2气氛中浸出而不加锌精矿或元素硫，发生的含银和铅的渣过滤别离。滤液用石灰榜首段中和到pH＝1，发生纯石膏。然后在该中和段的溶液中参加锌灰，堆积砷化铜，铜和砷的脱除率到达99%。脱砷后液榜首段加石灰石中和到pH＝4，堆积出含Ga，In和Al的石膏。该段的溶液大部分送赤铁矿堆积高压釜，其他溶液用于浸出砷化铜。浸除在独自的高压釜中氧气氛下进行，铜被浸出而砷堆积为铁。浸液中的铜用锌灰置换，然后将溶液回来焙砂中性浸段。改善的赤铁矿法进行了中试和可行性研讨，得到的赤铁矿质量及本钱都令人满足。 德国鲁尔公司（Ruhr－Zink GmbH）的赤铁矿法首要包含以下过程： （1）中性浸出渣两段热酸浸出。榜首段为热酸浸出，中性提出渣用第二段超热酸浸出的滤液在95℃下浸出，浸出的终酸浓度50kg∕m3。渣中的大部分有价金属如锌、铜和镉伴随铁一同溶解。浸出的排料稠密后溢流泵送至复原段，底流在过热酸浸段中沸点以上浸出，酸浓度140kg∕m3。过热酸浸中铁酸盐都溶解，残留的低铁富铅的Pb－Ag渣经稠密和高压膜压滤机过滤，滤液回来热酸浸出。 （2）高铁复原。为了在堆积赤铁矿前净化溶液并能在最尽或许低的温度下堆积铁，需求将离解的高铁先复原成亚铁。硫化锌精矿可用作复原剂，它的本钱低，但需大大过量，反响温度在90℃左右。未反响的含元素硫的渣过滤后回来焙烧。 （3）溶液的净化与中和。复原后液用焙砂在中和槽和稠密机中两段中和，使一切影响赤铁矿质量的元素大部分堆积分出，特别是砷和锑。铜则部分共堆积。这些元素富集在中和渣中，再在终浸作业中彻底溶解。终浸用废酸进行，终酸浓度为40kg∕m3。在稠密机中固液别离后，底流送去热酸浸出作业，溢流送去用海绵铁置换沉铜，将铜的浓度降至500g∕m3以下，再返至前面的中和作业。置换的铜用废酸洗刷后出售。 （4）赤铁矿堆积。这是最重要的部分。中和净化的浸液（含Fe2＋25～30kg∕m3，Zn120～130kg∕m3）用蒸汽加热到180℃以上，其间的亚铁在氧压1.8MPa下氧化并水解成含w（Fe）＝60%左右的细粒赤铁矿，铁的堆积率达90%～95%。详细流程如图5所示。图8  鲁尔公司电解锌厂赤铁矿法准则流程 赤铁矿法出资和操作费用远高于黄铁矾法和针铁矿法，但它或许收回锌精矿的悉数成分，发生的满是可供应的产品，一切作为中间产品的渣帮可进一步加工而无需堆存。

铜精矿的 价格 ,随着上海铜价的上扬，国内铜精矿 价格 小幅拉涨。品名规格产地 /牌号交易 地价格(元/吨)涨跌备注铜精矿20%-23%江西上饶46260-46610-金属 吨铜精矿19%湖南郴州43350-43750-金属 吨铜精矿25%蒙古沈阳44470-44800-金属 吨铜精矿20%丹东丹东44425-44725-金属 吨铜精矿18-25%云南红河昆明43725-44175-金属 吨铜精矿

一、锌焙烧矿浸出的目的 湿法炼锌浸出过程，是以稀硫酸溶液（主要是锌电解过程产生的废电解液）作溶剂，将含锌原料中的有价金属溶解进入溶液的过程。其原料中除锌外，一般还含有铁、铜、镉、钴、镍、砷、锑及稀有金属等元素。在浸出过程中，除锌进入溶液外，金属杂质也不同程度地溶解而随锌一起进入溶液。这些杂质会对锌电积过程产生不良影响，因此在送电积以前必须把有害杂质尽可能除去。在浸出过程中应尽量利用水解沉淀方法将部分杂质（如铁、砷、锑等）除去，以减轻溶液净化的负担。 浸出过程的目的是将原料中的锌尽可能完全溶解进入溶液中，并在浸出终了阶段采取措施，除去部分铁、硅、砷、锑、锗等有害杂质，同时得到沉降速度快、过滤性能好、易于液固分离的浸出矿浆。 浸出使用的锌原料主要有硫化锌精矿（如在氧压浸出时）或硫化锌精矿经过焙烧产出的焙烧矿、氧化锌粉与含锌烟尘以及氧化锌矿等。其中焙烧矿是湿法炼锌浸出过程的主要原料，它是由ZnO和其他金属氧化物、脉石等组成的细颗粒物料。焙烧矿的化学成分和物相组成对浸出过程所产生溶液的质量及金属回收率均有很大影响。 二、焙烧矿浸出的工艺流程 浸出过程在整个湿法炼锌的生产过程中起着重要的作用。生产实践表明，湿法炼锌的各项技术经济指标，在很大程度上决定于浸出所选择的工艺流程和操作过程中所控制的技术条件。因此，对浸出工艺流程的选择非常重要。 为了达到上述目的，大多数湿法炼锌厂都采用连续多段浸出流程，即第一段为中性浸出，第二段为酸性或热酸浸出。通常将锌焙烧矿采用第一段中性浸出、第二段酸性浸出、酸浸渣用火法处理的工艺流程称为常规浸出流程，其典型工艺原则流程见图1。图1　湿法炼锌常规浸出流程 常规浸出流程是将锌焙烧矿与废电解液混合经湿法球磨之后，加入中性浸出槽中，控制浸出过程终点溶液的PH值为5.0～5.2。在此阶段，焙烧矿中的ZnO只有一部分溶解，甚至有的工厂中性浸出阶段锌的浸出率只有20%左右。此时有大量过剩的锌焙砂存在，以保证浸出过程迅速达到终点。这样，即使那些在酸性浸出过程中溶解了的杂质（主要是Fe、AS、Sb）也将发生中和沉淀反应，不至于进入溶液中。因此中性浸出的目的，除了使部分锌溶解外，另一个重要目的是保证锌与其他杂质很好地分离。 由于在中性浸出过程中加入了大量过剩的焙砂矿，许多锌没有溶解而进入渣中，故中性浸出的浓缩底流还必须再进行酸性浸出。酸性浸出的目的是尽量保证焙砂中的锌更完全地溶解，同时也要避免大量杂质溶解。所以终点酸度一般控制在1～5g／L。虽然经过了上述两次浸出过程，所得的浸出渣含锌仍有20%左右。这是由于锌焙砂中有部分锌以铁酸锌（ZnFe2O4）的形态存在，且即使焙砂中残硫小于或等于1%，也还有少量的锌以ZnS形态存在。这些形态的锌在上述两次浸出条件下是不溶解的，与其他不溶解的杂质一道进入渣中。这种含锌高的浸出渣不能废弃，一般用火法冶金将锌还原挥发出来与其他组分分离，然后将收集到的粗ZnO粉进一步用湿法处理。 由于常规浸出流程复杂，且生产率低，回收率低，生产成本高，随着20世纪60年代后期各种除铁方法的研制成功，锌焙烧矿热酸浸出法在20世纪70年代后得到广泛应用。现代广泛采用的热酸浸出流程见图2。图2　现代广泛采用的热酸浸出流程 热酸浸出工艺流程是在常规浸出的基础上，用高温（＞90℃）高酸（浸出终点残酸一般大于30g／L）浸出代替了其中的酸性浸出，以湿法沉铁过程代替浸出渣的火法烟化处理。热酸3湿法炼锌的浸出过程35浸出的高温高酸条件，可将常规浸出流程中未被溶解进入浸出渣中的铁酸锌和ZnS等溶解，从而提高了锌的浸出率，浸出渣量也大大减少，使焙烧矿中的铅和贵金属在渣中的富集程度得到了提高，有利于这些金属下一步的回收。

(1)水解法 使用调整各种元素水解时的不同pH值使首要元素，如铜、锌、镉与铟别离，氢氧化铟在pH=4.67～4.85时能够沉积彻底。 (2)挑选性溶解及沉积法 将含铟沉积物溶解于硫酸中，可使大部分铅呈难溶性硫酸盐沉积而与铟别离。以苛性钠溶液处理氢氧化物沉积，使铝、锌和铅进人溶液，而铟留在沉积物中，到达与铟别离的意图。以处理含铟溶液，使铟和铁，铝一起沉积，而铜、镉与锌成盐留与溶液中。如以磷酸盐从弱酸溶液(pH=3.2)中沉积铟，可使铟与铅、锌、铁和镉别离。 (3)挑选性置换法 使用各种金属分出电位不同的性质富集铟，锌粉可先在溶液中置换铜，除铜今后，铟和镉可被锌粉置换与其他元素别离。 株冶火炬金属公司氧化锌焙砂浸出选用中性、酸性两段浸出工艺，后用锌粉置换富集铟，经过采纳工艺上一系列的改善，氧化锌铟的收回率由曾经的40%左右进步到了现在的55 %以上。首要化学反响如下： (4)萃取法提取铟    P204是一种酸性磷酸盐萃取剂，通常以双分子方式存在，它能与三价元素生成一种化合物。此化合物不含亲水团，故难溶于水，而易溶于有机溶剂中，能与同一系列金属离子发作反响。它对各种离子的萃取率是溶液pH值的函数，故操控不同的pH值，各金属离子被萃取的功率也就不同。国内没有发现有组成的铟特效萃取剂，对酸性磷类萃取剂的萃铟机理进行了研讨，得出磷类萃取剂萃铟才能强弱次序为：P204>P5708>P507>P5709，反萃取才能则相反，按P5709>P507>P5708>P204的次序排列。工业常用萃取剂具有功能安稳、报价低、易于操作等长处。 使用P 204萃取剂对铟有较好的挑选功能，从含铟溶液中萃取铟，使铟进入有机相，与水相中难以萃取的组分铜、锌、镉和砷以及二价铁别离。进入有机相的铟再经高浓度反萃取，铟又进入水相，得到含铟的水溶液。

一、铋矿物特征 铋素有“绿色金属”之称，广泛应用于医药、化妆品、工业颜料、催化剂、阻燃剂、电子陶瓷与晶体、半导体致冷器件、冶金添加剂、易熔合金、铋基合金、超导、铋电池和核子反应堆等领域。 铋为稀有金属元素，在地壳中平均含量为0.17ppm， 接近于银，为钨丰度的13%。 自然界中，铋以单质和化合物两种状态存在，但自然铋罕见。绝大部分铋呈硫化物、碲化物、硫盐矿物和铜、铂族等金属互化物等矿物产出。主要矿物有辉铋矿（Bi2S3）、泡铋矿（Bi2O3）、菱铋矿（nBi2O3·mCO2·H2O）、铜铋矿（3Cu2S·4Bi2S3）、方铅铋矿（2PbS·Bi2S）。 自然铋，Bismuth，罕见于自然界，一般见于硫浓度不大的高温热液矿床中，与银、钴、镍、铅和锑矿物相伴共生，少数在伟晶花岗岩内产出。自然铋的新鲜断面呈微带浅黄的银白色，在空气中暴露过久则出现浅红的锖色。晶体罕见，常以树枝状、片状、粒状或块状集合体出现。闪亮银白色条痕、低硬度（2～2.5）、高比重（9.7～9.8）、一组完全解理为其鉴定特征。自然铋具脆性，延性及展性均不良，具导电性和逆磁性。吹管分析具Bi的被膜反应。主要产于高温热液钨锡矿床中，部分产于伟晶花岗岩内，常与锡石（Cassiterite）、辉钼矿（Molybdenite）、辉铋矿（Bismuthinite）、黑钨矿（Wolframite）等矿物共生。 辉铋矿，Bismuthinite，Bi2S3；Bi 81.3%，S 18.7%。与Pb、Cu、Fe常发生类质同像替换；在Pb2＋代替Bi3＋的同时，Cu相应地进入晶格，使电价得以补偿。也可与Sb、Se、Te发生类质同像替换，Sb不完全代替Bi可达8.12%，其变种称锑辉铋矿。Se不完全代替S可达9.0%，称硒辉铋矿；Se含量最高达26%，称硒铋矿Bi2（Se，S）3。Te则可能形成Bi的碲化物和碲硫化物，以机械混入物形式存在。有时也含As、Au、Ag等混入物。辉铋矿晶体为斜方双锥晶类，晶体沿ｃ轴呈长柱状或针状，柱面具纵条纹，依（110）成双晶。集合体为放射柱状、致密粒状、柱状和针状。锡白色（带铅灰色），表面常有黄色锖色。条痕灰黑或铅灰色。金属光泽较辉锑矿更强。不透明。解理{010}完全。硬度2～2.5，比重6.4～6.8，微具挠性。主要产于高温热液型W、Sn、Bi矿床中，常呈充填脉状，与黑钨矿、锡石、辉钼矿、黄玉、绿柱石、毒砂、黄铁矿等共生。在表生条件下，辉铋矿易风化成铋的氧化物或碳酸盐，如铋华Bi2O3、泡铋矿Bi2CO3O2。其鉴定特征与辉锑矿相似，为锡白色，光泽较强，解理面上无横纹；鉴定与和它相似的辉锑矿的区别是辉铋矿具有更强的光泽，更大的比重，并且二者与KOH之反应不同。辉铋矿分布虽然非常广，但有开采价值的矿床却非常少，一般都作为其他金属矿床的伴生组分。 铬铋矿，见于陕西省洛南县驾鹿金矿。呈规则状微细晶微集合体，柱状小晶体大小在0.005mm×0.002mm～0.05mm×0.025mm之间，集合体大小约0.01～0.5mm。呈桔黄色或黄棕色，性脆，半透明，条痕棕黄色，金刚光泽，具不完全解理；一轴晶，正光性，比重9.8。 泡铋矿，bismutite，是碱式碳酸铋，比较常见的铋矿物蚀变产物。一般为黄色玻璃状晶体或土状、壳状。 铋华，Bismite，Be2O3，α－BiO2；Bi 89.68%，O 10.32%。晶体少见，通常呈块状、粉末状、土状或叶片状集合体。硬度4.5，比重9.41，土状集合体的硬度和比重都降低（硬度1～2，比重4.36），解理无，断口不平坦状，贝壳状或土状断口。浅黄～黄，浅绿～橄榄绿或黄绿～绿黄色，条痕浅黄～黄，浅绿～橄榄绿或黄绿～绿黄色，不透明至微透明，细薄碎片透明，半金刚光泽、暗淡光泽或土状光泽。常含有铁、砷等杂质，大部分含有铋的碳酸盐或是铋的氧化物和碳酸盐的混合物。以其形状及颜色作为鉴定特征；产于含铋矿床氧化带，主要是辉铋矿、自然铋及少量针硫铋铅矿次生变化的产物；与泡铋矿、氯铋矿（BiOCl）、钒铋矿等紧密共生。 其他含铋矿物有：黑铋金矿Maldonite，Au2Bi；六方铋钯矿Sobolevskite，PdBi；软铋铅钯矿（六方铅铋钯）Urvantsevite，Pd（Bi，Pd）2；斜铋钯矿Froodite，PdBi2；铋砷钯矿Palladobismutharsenide，Pd2（As2，Bi）；等轴铋铂矿Insizwaite，Pt（Bi，Sb）2等。 二、铋矿资源特征 铋是典型的稀有分散金属元素。虽然铋的独立矿物常见，但极少富集为独立工业矿床。除玻利维亚和广东省怀集县外，几乎没有单独的铋矿床产出。铋主要以伴生元素存在于钨锡矿山中， 次为铅锌矿、铜矿、钼矿和金矿。即使是伴生矿，因含量及产量的原因，铋在这些矿山中，也不是主要产品而是副产品。 伴生铋矿床主要以气成矿床、高温交代矿床、热液矿床为主，与铅、锌、铜、钨、钼、锡、金、铁、银等矿伴生。 共伴生铋矿床的类型有：蚀变花岗岩型、云英岩型、石英脉型、磁铁矿－矽卡岩型、硫化物－矽卡岩型和斑岩型。 按矿物组成可分为：辉铋矿－长石型、辉铋矿－石英型和辉铋矿－矽卡岩型。 据《矿产工业要求参考手册》（修订版， 1987），铋的独立矿床的最低工业品位为0.5%。 何周虎等（2004）对比钨、锡和银的工业指标，建议将铋矿床的工业指标修正为：Bi的边界品位0.05～0.10%，最低工业品位0.10～0.20%， 矿床平均品位0.30～0.40%， 矿床综合利用品位0.045～0.050%（关于铋矿床工业指标的讨论，华南地质与矿产，2004，第2期）。 广东省英德长岗岭石英脉型铋矿床:Bi的边界品位0.2%， 块段最低平均品位0.4%；广东省棉土窝钨铋矿床: 边界品位（W ＋ Bi）为0.13%，块段最低平均品位（W ＋ Bi） 0.2%。 湖南郴州苏仙区水湖里磁铁矿—矽卡岩型铋锡矿床，边界品位为，TFe≥20%；Sn 0.2%；Bi ≥0.06%；最低工业品位为，Sn 0.23%；Bi≥0.12%。苏仙区金船塘磁铁矿—矽卡岩型铋锡矿床，Bi的边界品位 0.10%；最低工业品位0.20%。 截止2008年，全球探明的铋储量约40万吨，储量基础约70万吨。主要分布在中国、美国、澳大利亚、日本、玻利维亚、墨西哥、加拿大、秘鲁、韩国等。日本曾因有伴生大量铋矿物的生野和明延山铅锌矿和黑矿矿床，据1989年报道，铋储量为5.8万吨。但1991年日本所组织的地质调查重新估计， 其铋储量实际为8745吨。 中国铋资源储量居世界首位，主要分布在湖南、江西、广东、云南和内蒙，尤以湖南郴州和赣南地区最为丰富。2000年湖南省国土资源资料表明，保有铋储量32.26万吨，其中柿竹园区铋储量就达21.33万吨（平均品位0.17%）。近年，柿竹园附近的金船塘～玛瑙山矿区，铋资源总量虽不及柿竹园矿区，但它矿点多，品位高，可选性好。铋精矿总产量大大超过柿竹园，精矿铋金属含量年产规模在2000 吨以上。 除中国外，全球主要生产国有18个， 主要的铋生产国有美国、独联体、墨西哥、秘鲁、加拿大和澳大利亚。他们均从铅、铜及铅银精矿中以副产品回收铋金属，韩国则产自钨精矿，仅玻利维亚开采铋矿床。此外，铋的回收主要从阳极泥和冶炼烟尘中提取。 1987年，世界精铋产量约4400吨， 1991年已降至4000吨以下。日本原是铋产品的出口国，1987年日本铋产品进口首次超过出口， 此后继续这一趋势，由出口国转变为大进口国。2000年全球铋产量为4500吨～5000吨，2003年铋的产量8000吨～8500吨，2004年和2005年分别达9000吨和10000吨。 中国既是世界上最大的铋生产国，又是世界上最大的铋原料出口国。2000年铋产量约3500吨，2003年达7000吨，2005年达8000～8500吨，占世界铋产量的近80%。据不完全统计，2003年国内铋的消费约1000吨，2005年消费1500吨～1800吨，其余80%的产品出口国际市场。2005年全球铋金属矿交易量1万吨，我国出口8000吨，其中郴州出口约6000吨。 纯铋（99.99%）的价格波动较大，铋锭最高价曾达33万∕吨，最低价4万多元∕吨。 1991年初6.45美元∕公斤； 1991年底7.01美元∕公斤； 2006年为4.6～4.8美元∕磅；5万元∕吨； 2007年1月8.083～8.508美元∕磅； 2007年6月17.389～18.833美元∕磅； 2008年1月11.489～12.456美元∕磅；14.8～15万元∕吨； 2008年4月15.606～16.628美元∕磅； 2008年9月9.4～10.75美元∕磅；14万～14.5万元∕吨； 2009年8月26日5.9～7.7美元∕磅；8.5万∕吨； 2009年9月9日8～9.25美元∕磅；12万元∕吨。 三、找矿标志 （一）钨矿床。钨矿石含铋平均在0.01～0.3%之间。特别以石英大脉型和石英脉带型黑钨矿床共、伴生铋的品位最高，为0.03～0.3%；而以含白钨矿为主的钨矿床及黑、白钨混合钨矿床，含铋则较低，平均品位一般0.01～0.07%。脉钨矿床以独立铋矿物相存在，主要为铅铋硫盐系列矿物，其次是碲铋矿和自然铋。各类铋矿物含量在不同矿区有所差异。一般自然铋含量＜10%，但江西大龙山、樟斗钨矿等可高达30%～40%。氧化后的次生铋矿物有泡铋矿、铋华等。 （二）锡矿床。锡矿石含铋平均在0.01～0.1%之间，如云南个旧锡矿和广东黄家山锡矿。 （三）钼矿床。钼矿石含铋平均在0.01～0.24%之间，如江西萌掌山钼铋矿和安徽青阳铜钼矿。 （四）铜矿床。铜矿石含铋平均在0.01%，如甘肃白银厂、湖南宝山、福建边城铜矿。 （五）铅锌矿。铋大都呈类质同象分散在方铅矿中， 仅能在铅精矿冶炼时综合回收。铅锌矿床勘探阶段对伴生铋的查定和研究工作较少。 （六）金矿床。Au和Bi的地球化学性质有一定的相似性，可互为找矿标志。金矿床中富含铋矿物的地段，往往富含金。自然铋的出现可作为含钾石英脉富金矿地段的重要标志。

近日，全国有色金属标准化委员会审定通过了水口山集团公司技术中心起草的《直接氧化锌化学分析方法》项目。  　　2012年底，根据国家标准化管理委员会和工业信息化部《关于印发直接氧化锌化学分析方法等15项标准任务落实会会议纪要的通知》安排，由水口山有色金属集团有限公司起草，国内9家单位参与起草验收《直接氧化锌化学分析方法》重新修订工作。《直接氧化锌化学分析国家标准方法GB/T4372.1～6-2001》已经使用12年，产品技术指标已做修订，全国有色金属标准化技术委员会将该项目列入2012年的项目下达给水口山集团公司，项目于2013年完成。  　　直接法氧化锌是以锌焙砂为原料直接焙烧制得的，含氧化锌量要求达到98%以上，主要杂质有铅、铜、镉、锰、铁。水口山集团公司技术中心于2013年初开始开展该项目，用了近一年的时间，进行方法研究、精密度试验、书写实验报告，并于2013年底参加了正式评审。  　　水口山集团公司在修订中保留了原标准的内容，新增了原子吸收光谱法测定三氧化二铁量，ICP测定杂质的含量，进一步完善了该方法，使测定范围更广，实用性更强。试验证明《直接氧化锌化学分析方法》的测定范围和精度能够满足直接氧化锌的检测要求，达到了国际一般水平。  　　该标准的发布实施将规范直接氧化锌的分析检测方法，通过推广和应用，将能够满足直接氧化锌产品在生产和使用中的检测需要。 .

20世纪40年代前苏联开端对浸金研讨以来，浸金成为最有期望代替化法的一种办法。（HzNCSNH2）是一种有机化合物，在酸性和有氧化剂存在的条件下，与金构成阳离子络和物，反应为：作为一种配位体和金属以离子键结合，能够通过其间氮原子的孤电子对或硫原子与金属离子挑选结合。在浸金进程中，可氧化成多种产品，先生成的是二硫甲脒，它可作为金银的挑选性氧化剂。假如溶液电位过高，二硫甲脒将会被进一步氧化成基、硫化和元素硫，所以使用浸金有必要严格控制浸出液的电位。 据文献报导法国从1977年开端用法从锌焙砂中提取金银；墨西哥科罗拉多矿从1982年起选用法处理含金尾矿；澳大利亚新英格兰锑矿从1984年开端用法处理含金锑精矿；俄罗斯等国近年来也开端将法用于黄金生产中。我国研发的铁板置换工艺经屡次工业实验后，已在广西某矿通过国家判定转入工业生产。因而能够以为，提金新工艺已开端由研讨阶段进入工业生产阶段，其工艺进程也在日臻完善。 的特点是：①无毒性；②挑选性比好，对铜锌砷锑等元素的灵敏程度显着低于化法；③溶金速度快，比化浸出快4－5倍以上；④溶金在酸性介质中进行，它适用于已通过可发生酸的预处理的难浸矿藏浸出；⑤溶液中生成的金合作物在本质上是阳离子，适合于用溶剂萃取法和离子交换法来。收回金。但报价昂贵，耗费量大（本身被氧化20%，80%被矿石吸附耗费），不如安稳，且因为在酸性介质中浸金，简单腐蚀设备。而且近年来有些材料将列为可疑的致癌物。因而能够肯定地说，法近期内还很难代替化法。

(1)水解法 使用调整各种元素水解时的不同pH值使首要元素，如铜、锌、镉与铟别离，氢氧化铟在pH=4.67～4.85时能够沉积彻底。 (2)挑选性溶解及沉积法将含铟沉积物溶解于硫酸中，可使大部分铅呈难溶性硫酸盐沉积而与铟别离。以苛性钠溶液处理氢氧化物沉积，使铝、锌和铅进人溶液，而铟留在沉积物中，到达与铟别离的意图。以处理含铟溶液，使铟和铁，铝一起沉积，而铜、镉与锌成盐留与溶液中。如以磷酸盐从弱酸溶液(pH=3.2)中沉积铟，可使铟与铅、锌、铁和镉别离。 (3)挑选性置换法 使用各种金属分出电位不同的性质富集铟，锌粉可先在溶液中置换铜，除铜今后，铟和镉可被锌粉置换与其他元素别离。 株冶火炬金属公司氧化锌焙砂浸出选用中性、酸性两段浸出工艺，后用锌粉置换富集铟，经过采纳工艺上一系列的改善，氧化锌铟的收回率由曾经的40%左右进步到了现在的55%以上。首要化学反响如下：(4)萃取法提取铟P204是一种酸性磷酸盐萃取剂，通常以双分子方式存在，它能与三价元素生成一种化合物。此化合物不含亲水团，故难溶于水，而易溶于有机溶剂中，能与同一系列金属离子发作反响。它对各种离子的萃取率是溶液pH值的函数，故操控不同的pH值，各金属离子被萃取的功率也就不同。国内没有发现有组成的铟特效萃取剂，对酸性磷类萃取剂的萃铟机理进行了研讨，得出磷类萃取剂萃铟才能强弱次序为：P204>P5708>P507>P5709，反萃取才能则相反，按P5709>P507>P5708>P204的次序排列。工业常用萃取剂具有功能安稳、报价低、易于操作等长处。 使用P204萃取剂对铟有较好的挑选功能，从含铟溶液中萃取铟，使铟进入有机相，与水相中难以萃取的组分铜、锌、镉和砷以及二价铁别离。进入有机相的铟再经高浓度反萃取，铟又进入水相，得到含铟的水溶液。

金属铜价格,隔夜伦铜盘中一度触低6560美元，由于美国成屋销售指数劲扬6%，提振股市及原油，收复先前跌势，收报6693美元。日间欧元低位反弹，LME电铜重返6700美元之上，并波动于6750美元左右。品名规格产地/牌号交易地价格（元/吨）涨跌金属铜20%外蒙西安44500-45000-金属铜35%陕西西安46200-47000-金属铜25%内蒙赤峰47200-47000-金属铜20%-23%江西上饶44300-44650-金属铜19%湖南郴州42850-43450-金属铜25%蒙古沈阳44420-44825+130

(1)水解法 使用调整各种元素水解时的不同pH值使首要元素，如铜、锌、镉与铟别离，氢氧化铟在pH=4.67～4.85时能够沉积彻底。 (2)挑选性溶解及沉积法 将含铟沉积物溶解于硫酸中，可使大部分铅呈难溶性硫酸盐沉积而与铟别离。以苛性钠溶液处理氢氧化物沉积，使铝、锌和铅进人溶液，而铟留在沉积物中，到达与铟别离的意图。以处理含铟溶液，使铟和铁，铝一起沉积，而铜、镉与锌成盐留与溶液中。如以磷酸盐从弱酸溶液(pH=3.2)中沉积铟，可使铟与铅、锌、铁和镉别离。 (3)挑选性置换法 使用各种金属分出电位不同的性质富集铟，锌粉可先在溶液中置换铜，除铜今后，铟和镉可被锌粉置换与其他元素别离。 株冶火炬金属公司氧化锌焙砂浸出选用中性、酸性两段浸出工艺，后用锌粉置换富集铟，经过采纳工艺上一系列的改善，氧化锌铟的收回率由曾经的40%左右进步到了现在的55 %以上。首要化学反响如下：(4)萃取法 P204是一种酸性磷酸盐萃取剂，通常以双分子方式存在，它能与三价元素生成一种化合物。此化合物不含亲水团，故难溶于水，而易溶于有机溶剂中，能与同一系列金属离子发作反响。它对各种离子的萃取率是溶液pH值的函数，故操控不同的pH值，各金属离子被萃取的功率也就不同。国内没有发现有组成的铟特效萃取剂，对酸性磷类萃取剂的萃铟机理进行了研讨，得出磷类萃取剂萃铟才能强弱次序为：P204>P5708>P507>P5709，反萃取才能则相反，按P5709>P507>P5708>P204的次序排列。工业常用萃取剂具有功能安稳、报价低、易于操作等长处。   使用P 204萃取剂对铟有较好的挑选功能，从含铟溶液中萃取铟，使铟进入有机相，与水相中难以萃取的组分铜、锌、镉和砷以及二价铁别离。进入有机相的铟再经高浓度反萃取，铟又进入水相，得到含铟的水溶液。

(1)水解法 使用调整各种元素水解时的不同pH值使首要元素，如铜、锌、镉与铟别离，氢氧化铟在pH=4.67～4.85时能够沉积彻底。 (2)挑选性溶解及沉积法将含铟沉积物溶解于硫酸中，可使大部分铅呈难溶性硫酸盐沉积而与铟别离。以苛性钠溶液处理氢氧化物沉积，使铝、锌和铅进人溶液，而铟留在沉积物中，到达与铟别离的意图。以处理含铟溶液，使铟和铁，铝一起沉积，而铜、镉与锌成盐留与溶液中。如以磷酸盐从弱酸溶液(pH=3.2)中沉积铟，可使铟与铅、锌、铁和镉别离。 (3)挑选性置换法 使用各种金属分出电位不同的性质富集铟，锌粉可先在溶液中置换铜，除铜今后，铟和镉可被锌粉置换与其他元素别离。 株冶火炬金属公司氧化锌焙砂浸出选用中性、酸性两段浸出工艺，后用锌粉置换富集铟，经过采纳工艺上一系列的改善，氧化锌铟的收回率由曾经的40%左右进步到了现在的55%以上。首要化学反响如下： ZnO+H2SO4=ZnSO4+H2O In2O3+3H2SO4=In2(SO4)3+3H2O In2(SO4)3+3Zn=3ZnSO4+2In↓ (4)萃取法提取铟P204是一种酸性磷酸盐萃取剂，通常以双分子方式存在，它能与三价元素生成一种化合物。此化合物不含亲水团，故难溶于水，而易溶于有机溶剂中，能与同一系列金属离子发作反响。它对各种离子的萃取率是溶液pH值的函数，故操控不同的pH值，各金属离子被萃取的功率也就不同。国内没有发现有组成的铟特效萃取剂，对酸性磷类萃取剂的萃铟机理进行了研讨，得出磷类萃取剂萃铟才能强弱次序为：P204>P5708>P507>P5709，反萃取才能则相反，按P5709>P507>P5708>P204的次序排列。工业常用萃取剂具有功能安稳、报价低、易于操作等长处。 使用P204萃取剂对铟有较好的挑选功能，从含铟溶液中萃取铟，使铟进入有机相，与水相中难以萃取的组分铜、锌、镉和砷以及二价铁别离。进入有机相的铟再经高浓度反萃取，铟又进入水相，得到含铟的水溶液。

(1)水解法 使用调整各种元素水解时的不同PH值使首要元素，如铜、锌、镉与铟别离，氢氧化铟在PH=4.67～4.85时能够沉积彻底。 (2)挑选性溶解及沉积法将含铟沉积物溶解于硫酸中，可使大部分铅呈难溶性硫酸盐沉积而与铟别离。以苛性钠溶液处理氢氧化物沉积，使铝、锌和铅进入溶液，而铟留在沉积物中，到达与铟别离的意图。以处理含铟溶液，使铟和铁、铝一起沉积，而铜、镉与锌成盐留与溶液中。如以磷酸盐从弱酸溶液(PH=3.2)中沉积铟，可使铟与铅、锌、铁和镉别离。 (3)挑选性置换法 使用各种金属分出电位不同的性质富集铟、锌粉可先在溶液中置换铜，除铜今后，铟和镉可被锌粉置换与其他元素别离。 株冶火炬金属公司氧化锌焙砂浸出选用中性、酸性两头浸出工艺，后用锌粉置换富集铟，经过采纳工艺上一系列的改善，氧化锌铟的收回率由曾经的40%左右进步到了现在的55%以上。首要化学反响如下： ZnO+H2SO4=ZnSO4+H2O In2O3+3H2SO4=In2(SO4)3+3H2O In2(SO4)3+3Zn=3ZnSO4+2In↓ (4)萃取法提取铟P204是一种酸性磷酸盐萃取剂，通常以双分子方式存在，它能与三价元素生成一种化合物。此化合物不含亲水团，故难溶于水，而易溶于有机溶剂中，能与同一系列金属离子发作反响。它对各种离子的萃取率是溶液PH值的函数，故操控不同的PH值，各金属离子被萃取的功率也就不同。国内没有发现有组成的铟特效萃取剂，对酸性磷类萃取剂的萃铟机理进行了研讨，得出磷类萃取剂萃铟才能强弱次序为：P204>P5708>P507>P5709，反萃取才能则相反，按P5709>P507>P5708>P204的次序排列。工业常用萃取剂具有功能安稳、报价低、易于操作等长处。 使用P204萃取剂对铟有较好的挑选功能，从含铟溶液中萃取铟，使铟进入进入有机相，与水相中难以萃取的组分铜、锌、镉和砷以及二价铁别离。进入有机相的铟再经高浓度反萃取，铟又进入水相，得到含铟的水溶液。

镉是化学元素周期表中第五周期ⅡB族元素，原子序数48，元素化学符号Cd，原子量112.4，原子的外电子层构型4d105s2。镉的熔点321℃，沸点778℃，密度8.65g/cm3。镉的硬度大于镉而次于锌，镉与锌的化学性质十分相似，在常温干空气中不被氧化，遇湿润空气缓慢发作反响而失去光泽。镉是一种有毒物质。镉的化合物主要有CdO和CdS及CdSO4。地壳中镉的丰度为1×10-5%，我国铋的储量为50万吨。镉在地壳中没有独自矿床，常与铅锌矿共生，选矿时进人锌精矿。在湿法炼锌溶液净化进程产出的铜镉渣和火法炼锌厂的精馏进程产出的镉灰都是提取金属镉的主要原料。提取镉的冶金办法主要有电解堆积法、置换法和联合法。    在湿法炼锌工艺中，锌焙砂浸出液净化加锌粉除铜镉时产出铜镉渣，该渣含镉5％-10%，含铜约4%，50%左右是未反响的锌，是制取金属镉的主要原料。电解堆积镉的典型流程是：铜镉渣硫酸溶液浸出→锌粉堆积镉绵→海绵镉溶解造液与净化→镉电解堆积。    （一）铜镉渣浸出    此作业在以空气或机械拌和的浸出槽中进行。用镉电解废液作浸出剂，液固比（5-7）：1，温度85-90℃，时刻4-6h,浸出完毕参加石灰乳或氧化锌粉中和，操控pH5.4堆积除铜。得到浸出清液含Cd 3-10g/L,浸出渣含Cd 0.8%-0.9%、铜16%-19%、锌7%-10%。    （二）浸出液沉镉和海绵镉溶解    含镉浸出液在60℃、pH3-4条件下，加人粒度0.13-0.15mm的锌粉置换出镉，得到海绵镉成分为（％）：Cd 60-80，Cu 0.5-5.0，Zn 9-10。新滤出的海绵镉需堆积7-15天，使其天然氧化，然后在拌和槽中85-90℃温度下浸出3h。待溶液酸度降到1g/L时，加KMnO4氧化除Fe，再加石灰乳调pH至5.4除杂质。然后加人海绵镉将溶液pH降到4.0除铜，除铜后过滤所得滤液送去电积镉。    （三）镉电解堆积    在有防腐面料的电解槽中进行，用铝板作阳极，含Ag 1％的Pb-Ag合金作阴极。电极反响是：    电积作业在28-32℃温度下进行，电流密度65-100A/m2，槽电压2.5V，电积周期24h。阴极上堆积镉片剥下洗净送去铸锭。    镉铸锭先在熔镉内参加NaOH，升温至450℃，加进电积镉片，掩盖NaOH 10-20mm。待镉液表面亮光时开端浇铸，产出镉锭纯度可达99.99％。

1 国际锡资源及特色 国际锡矿的散布相对会集，首要在东南亚、南美中部、澳大利亚的塔斯马尼亚区域和前苏联远东区域，其次是欧洲西部和非洲中南部区域。锡矿资源丰厚的国家首要有我国、印度尼西亚、秘鲁、巴西、马来西亚、玻利维亚、俄罗斯、泰国和澳大利亚等。全国际锡金属资源约为490万吨，它散布在我国(30.5%)、印度尼西亚(16.3%)、巴西(14.5%)、玻利维亚(8.1%)、俄罗斯(7.1%)、秘鲁(6.3%)、马来西亚(5.1%)、澳大利亚(4.9%)、泰国(3.5%)。 全球锡资源储量不断改变，跟着挖掘耗费而削减，又跟着加大勘查投入而添加。跟着全球经济一体化程度逐步深化，发展我国家经济增加后势微弱，锡矿耗费量保持高位。近10年来全球锡矿经济可采储量稳步下降。 2 我国锡资源及特色 我国锡矿资源非常丰厚，锡矿探明储量占国际的1/4，是国际上锡矿储量最多的国家之一。2012年全国矿产储量数据显现，我国锡资源首要散布在云南、湖南、广东、广西、江西和内蒙古等省区，六省区根底储量约占全国总量的98.8%，六省区储量约占全国储量的88.4%。个旧市是我国最大的产锡基地，被称作“我国锡都”，锡产值约占全国产值的70%。近年来，我国相继开辟了一批找矿新区。新疆祁漫塔格找矿前景区发现了一批大中型矿床，其间白干湖钨锡矿预算钨锡资源量为20万吨，钨锡前景资源量为200万吨;湖南发现坐落郴州市千里山–骑田岭一带的特大锡矿，已探明资源储量50万吨，潜在资源量近70万吨。 我国锡资源散布具有以下特色：1)储量丰厚，散布较为会集。首要矿床有云南个旧锡矿、云南都龙锡矿、广西大厂锡矿、广西珊瑚锡矿、广西水岩坝锡矿、湖南香花岭锡矿、湖南红旗岭锡矿等。新一轮国土资源大调查发现一批大型钨锡矿，新增锡矿资源量264万吨，这稳固了我国锡矿资源在国际的优势位置。2)原生锡矿份额高，共伴生矿居多。我国锡矿以原生锡矿为主，砂锡矿次之。统计资料显现，云南个旧锡矿伴生矿有铅、锌、铜、铋、钨、钼等，马关都龙锡矿伴生有锌、铜、硫、砷等;广西大厂锡矿伴生有很多的铅、锌、锑、铜、钨、等。3)锡矿资源档次低，以大中型矿床为主。我国锡矿资源档次较低，档次在0.1%–1%的查明资源储量为420.2万吨，占到84.3%;档次在0.1%–0.5%的查明资源储量为275.5万吨，占到55.3%;档次在0.5%–l%的查明资源储量为144.7万吨，占到29%。别的，我国锡矿以大中型矿床居多，大中型锡矿查明资源储量算计306万吨，占总资源量的61%，其间云南个旧和广西大厂是国际级的超大型锡矿床。4)矿体埋藏浅，挖掘条件好。我国锡矿资源埋藏较浅，多在100米以内和300–500米。矿体埋藏小于100米的查明资源储量为132.1万吨，占总量的26.5%;埋藏深度在100–300米的查明资源储量为64.1万吨，占总量的12.8%;300–500米的查明资源储量为165.9万吨，占总量的33.3%。

近二三十年来，人们在无毒提金工艺的研讨方面做出了巨大的尽力，妄图找到一些无毒、高效、廉价和可行的非提金溶剂，并取得了可喜的作用。其间法就是最有远景的一种，如电积法，炭浆法，树脂法等，都进行过相当规模的扩展实验，并取得了开始的成功。    法的特点是：无毒（低毒）性；溶金速度快，有的研讨结果证明比快4-5倍，有的乃至以为快12倍，对硫化银的浸出不光速度快，并且浸出率也高；选择性比好，对铜、锌、砷、锑的灵敏程度显着低于化法；当选用溶解度大的Fe3+和鼓入空气中的氧作混合氧化剂，既价廉作用也好，比H2O2和NaO2等更为有用；用H2SO4作pH调整剂，金的溶解速度比用HNO3和HCl作pH调整剂要快；从浸出矿浆中收回金、银办法多，收回率高，一起还能大大下降耗费，能归纳收回铜等有价金属；在处理其他载金物料，如阳极泥、含金铀矿、酸浸渣和细菌浸渣等时，有必定优越性。但其缺陷是：性质不很安稳，耗费量大，报价贵，本钱高，致使经济上竞赛不过化法；一起法是在酸性（pH<4）条件下进行的，酸性环境形成的设备腐蚀是法的另一缺点；且有人以为有致癌的风险。    鉴于对硫化银的溶解速度快，浸出率也比化法高得多，墨西哥科罗拉多矿山自1982年起就选用法从含银尾矿中浸出银。法国从1977年重用法从浮选尾矿和锌焙砂中收回金、银。澳大利亚新英格兰锑矿从1984年重用法处理含锑金精矿。南德意志公司（SKW），研讨出在惯例法的基础上向浸出矿浆中通入还原剂SO2，SO2的供入速度以操控矿浆中总量的50%呈二硫甲脒为好。在此条件下，矿石中金的浸出率可达85%以上，耗费可降至每吨矿0.57kg,这可大大下降的耗费，以推动提金的工业使用。还有南非金矿公司是将浸出液细微酸化（pH4-7）后，参加Fe3+作氧化剂，它可使原猜中95%-99%的金在2h内浸出，以处理混尾矿和低档次矿石。美国也对卡林型碳质矿石和奇普矿业公司的细粒浸染金矿石进行了研讨，并对贫矿的堆浸作过实验。    我国提金的研讨始于20世纪60年代。经过近30年的尽力，在提金的使用研讨方面已步入国际的前列。其间尤以北京有色冶金规划研讨总院、长春黄金研讨院、吉林冶金研讨所等单位更超前一步。近几年，我国研发的浸金工艺已使用于峪耳崖、张家口、龙水等金矿的工业生产中。

跟着我国资源的不断干涸，以煤、石油为质料的化工产品运用的质料越来越残次化，使化工出产过程越来越困难，为了进步经济功率在炼油工业中运用高含硫油、煤化工业中运用高含硫煤。这样在油制品、煤制品中硫、氮含量越来越高，严重影响产品的质量，为了进步产品的质量就必须在出产过程中除掉质猜中的硫。要除掉质料气中的硫，最有用、最经济的办法就是运用固体脱硫剂。氧化锌脱硫剂是固体脱硫剂的一种，跟着国家经济建设的加速，残次质料的运用也将越来越多。那么氧化锌脱硫剂的消耗量也会越来越大。因而产品有强有力的商场生命力。 氧化锌脱硫剂广泛应用于组成、制氢、组成甲醇、煤化工、制、石油化工等工业质料气（油）的净化。氧化锌与硫化物反响生成非常安稳的硫化锌，经脱硫剂处理后的各种质料气（油）含硫量可降至0.1PPm以下。对含有较杂乱成份的有机硫化物的质料气（油），氧化锌脱硫剂可与钴钼加氢转化催化剂联用，亦可使出口含硫量降至0.1PPm以下。因而有宽广的商场前景。现在国内商场需求量约好4000吨/年，近几年来氧化锌脱硫剂的商场成长率约为8％，CT140型脱硫剂专门为日本商场开发的专用氧化锌面貌一新脱硫剂，首要出口日本。估计每年100吨。 南京铅锌银矿业有限公司是具有锌矿产资源优势的厂商，而且相继开宣布锌焙砂，活性氧化锌系列产品，而氧化锌脱硫剂是氧化锌的后续加工产品，为了赶快完成产业化，2003年公司安排相关技能人员完成了氧化锌脱硫剂研发和出产规划作业，并出资500万元，建成了年产能力500吨出产线。 该出产线工艺的首要技能特点是选用络合法，出产的超细氧化锌来抽取脱硫剂，其中最要害的技能在于不同运用要求的产品配方，最要害工艺在于球形化技能。产品具有运用温度低，球化系数高，分量硫容大，然后节省了动力降低了工业运用运转本钱。 脱硫剂物化目标产品型号KT302KT305KT310KT140外观深灰色球白色球淡黄色球白色球外形尺寸mmФ3.5～4.5Ф3.0～5.0Ф3.0～5.0Ф3.0～5.0堆密度kg/l0.8～1.001.10～1.200.7～0.91.35～1.45比表面积㎡/g40～60≥28～100≥30孔容ml/g0.430.400.200.30均匀孔半径A215284  烧失重%≦2≤10≤2磨耗率%≤6≤5≤5≤5zno含量%80～85≥95≥80≥90径向抗压碎强度N/cm≥20≥35≥30≥30穿透硫容％≥20≥22≥10

漫出过程的动力学    浸出过程是由含锌的固体物料（如锌焙砂或氧化锌矿等）与溶液（如稀硫酸）所产生的多相反应。其特点是：溶液与锌物料的化学反应是在相与相的界面上进行，此时被溶解的固体表面上便形成一层薄的饱和溶液层（扩散层），于是固体物料被饱和溶液层所包围，此后离子须经饱和层向内部扩散和饱和层溶液中的离子向外扩散，方能使溶解过程继续进行。因此浸出过程的机理和步骤可以理解为：   （1)稀硫酸在固体（原料）的表面上吸附（包括孔隙及毛细管）；   （2)在二者接触的表面上，稀硫酸与固体（锌原料）进行化学反应，生成硫酸盐并溶入溶液；   （3)随之固体表面上溶液层不断富集硫酸盐，并在固体表面上形成一层薄的硫酸盐饱和液层（一般称为扩散层）；   （4）硫酸盐饱和层，阻碍着焙砂与稀硫酸的接触；   （5）依靠饱和溶液离开界面向溶液扩散以及硫酸向饱和溶液层的扩散作用，使原料的溶解反应继续进行。    由此可知，锌物料浸出是由两个阶段所组成的，即由稀硫酸与锌原料中金属化合物的化学反应阶段和生成的金属硫酸盐溶解并进人溶液的扩散阶段组成。[next]    在浸出过程中浸出速率，也是由化学反应速率和扩散速率所决定。    A  扩散速率    按菲克定律，溶剂向物料表面单位面积的扩散速率可用下式表示：                                     dc     D                                            ξ D= - —— = — (c-cs) = kD(c-cs)                 (4)                                                         dt     δ     式中 ξD——扩散速率（对物料总表面积计）；          c——溶液中硫酸的浓度；              cs——矿物表面硫酸的浓度；             δ——扩散层的厚度；                D——扩散系数（浓度梯度等于1的扩散速率）；         kD——扩散或传质速率常数kD=D/δ；          t——浸出时间。    B  化学反应速率    浸出过程中，在锌物料表面上发生化学反应时，其反应速率由质量作用定律，可表示如下：                                          dc                                                                            ξk = —— kK·Csn                                                     （5）                                                                                      dt    式中   ξk ——单位时间内，矿物总表面上发生化学反应而引起的溶剂浓度降低，即为化学反应速率；                 kK——化学动力学阶段的速率常数；             n——反应级数。[next]    浸出过程在经过一段时间之后，便建立起稳定状态，在该情况下，化学反应速率与扩散速率相等，即过程的宏观速率为：                                               dc                                                                     ξ = ξk = ξD = - ——                    （6）                                               dt    由此根据式（4)和式（5)便可得到：                                   kD（c-cs）＝kKcsn                    （7）    焙烧矿在硫酸中浸出过程，当反应速率服从一级反应时，即n=1。    由上式求得：                                          kD                                   cs = ————·c                     （8）                                         kD+kK    将式（8）代入式（7)得                                    dc   kK·kD                                                             ξ = -—— = ————·c = kc                             （9）                                    dt   kD + kK    综合上述各种能增大化学反应速率常数或增大扩散速率常数的因素，均能促使过程进入不同速率控制区。一般对浸出过程的酸溶反应而言，温度升高可使反应速率增大，可以认为温度对反应速率的影响主要是影响了反应速率常数k值。当温度升高时k值增加。范荷甫原则认为：通常反应温度每升高10℃，反应速率大约增加2~4倍。    当计算铁酸锌Zn0·Fe2 03的酸溶反应活化能时，可知酸溶温度由40`C升高到50℃或由60℃升高到70℃，反应速率常数的温度系数分别是2.01及1.84，计算的结果表明升高温度,ZnO·Fe203的分解速率将成倍地增加，升高温度对铁酸锌的溶解是十分有利的。    参考文献：    1 梅光贵，王德润，周敬元，王辉编著，湿法炼锌学.长沙：中南工业大学出版社，2001    2  彭荣秋主编.有色金属提取冶金手册（锌、镉、铅、铋卷）.北京：冶金工业出版社，1992    3  胡熙庚主编.有色金属硫化矿选矿.北京：冶金工业出版社，1987    7 中国冶金百科全书（有色金属冶金卷）.北京：冶金工业出版社，1999    8  徐采栋，林蓉，汪大成编著.锌冶金物理化学.上海：上海科技出版社，1979