稀土回转窑 回转窑生产线|稀土回转窑|节能回转窑按处理物料不同可分为水 泥窑、冶金化工窑和石灰窑。水泥回转窑主要用于煅烧水泥熟料，分干法生产水泥回转窑和湿法生产水泥回转窑两大类。用于湿法生产中的水泥窑称湿法窑，湿法生产是将生料制成含水为32%~40%的料浆。由于制备成具有流动性的泥浆，所以各原料之间混合好，生料成分均匀，使烧成的熟料质量高，这是湿法生产的主要优点。更多有关稀土回转窑的内容请查阅上海 有色 网

铝矾土回转窑该系列回转窑主要由回转部分、支承部分、传动装置、窑头罩、窑头窑尾密封、燃烧装置等组成。窑口护板和窑尾回料勺采用分块铸造，安装方便，具有较高的耐热性能和耐蚀、耐磨性能，窑头冷风套内通冷却风，能对窑头筒体及窑口护板进行均匀冷却，使其更安全可靠。窑头罩采用大容积方式，对开窑门结构，使得气流更加平稳。窑头、窑尾密封采用径向磨擦迷宫、鱼鳞片双重密封形式，结构简单，维护方便，是目前国内最先进的密封形式。燃烧装置采用具有喷油点火装置的旋流式四通道煤粉燃烧器。铝矾土回转窑具有：温度自动控制，超温报警，二次进风余热利用，窑衬寿命长、先进的窑头窑尾密封技术及装置，运行稳定、 产量 高等显著特点。 

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。

是元素周期表中第六周期ⅡB族元素。原子序数为80，元素化学符号Hg,原子量为200.59，原子的外层电子构型为5d106S2。在0℃时的密度为13.595g/cm2，常温下呈液态，熔点为-38.87℃，沸点356.9℃。是锌副族中最不生动的金属，不与稀、稀硫酸发作效果，但易溶于硝酸。蒸气有剧毒。能与多种金属生成液态合金—齐，其间的金齐最具冶金价值。的化合物有无机和有机两大类，无机化合物中最重要的是硫化、、。在地壳中蕴藏的有工业价值的矿藏是硫化，即层砂。在地壳中的丰度为2×10-6％，全世界的总储量为57.9万吨，其间我国储量为5.1万吨。1988年我国产金属225吨，占当年全世界产5060t的4.4%。跟着环境保护法规的日臻完善和严厉，在传统使用领域如氯碱工业、油漆、农业、医药等职业中的运用已逐步下降，现在主要在电气工业如蓄电池、整流器等设备中运用数量较大。    冶炼办法分为火法和湿法两类。火法炼是在高温下焙烧矿石或精矿，将其间的硫化物还原成金属，并以蒸气形状从矿石中分离出来，经冷凝产出液态金属。湿法炼是以或次氯酸盐溶液为浸出剂，将矿中浸取出来，浸出液通过净化用电积或置换法制取金属。火法炼进程简略，技能经济指标较好，使用遍及。湿法无烟气污染，出产环境好，但经济效益差，未被广泛选用。火法炼常用的焙烧设备有回转窑、欢腾炉、机械蒸馏炉和多膛炉。我国炼工艺和设备不断改进与完善，现行出产流程主要有原矿高炉焙烧、原矿欢腾炉焙烧和精矿回转炉蒸馏三种工艺。三种流程设备不同，冶金原理完全一致，都是操控冶炼温度在矿熔点以下，一般为500-850℃，凭借空气中的矿中HgS使还原成金属，并成蒸气状况蒸发出来。反应式为：                                HgS＋O2====Hg＋SO2    含烟气通过除尘、冷凝即得到金属产品。    这是使用最多的炼技能。因为焙烧的是精矿，出产相同数量的，所处理的矿量比炼原矿少的多，因而“三废”管理相对简单，建厂出资少，产品纯度高，中间产品少，机械化自动化程度也比其他办法高。[next]    电热蒸馏要求质料含水不高于3％，浮选精矿含水往往高达15％，所以有必要预先枯燥脱水，枯燥办法有电热烘烤、气流枯燥、远红外烘干等。不管使用何种办法，枯燥温度有必要操控在HgS的分化温度285℃以下。枯燥后的精矿一般含Hg 15％-25％，S 5％-13％，脉石成分占70%以上。为固定HgS分化放出的S,入炉猜中要参加石灰和铁屑。蒸馏温度650-700℃，时刻30-40 min。的蒸发率为99.99，脱硫率34％左右。蒸馏出的蒸气除尘后进入冷凝器，冷凝温度200℃，出冷凝器操控温度20℃，排出的冷凝废气含约15mg/m3,经填料吸收塔净化处理合格后放空排放。冷凝器中收集到粗，纯度一般为99.9%，粗通过滤、酸碱洗刷提纯产出高纯，纯度99.99%以上。电热蒸馏的床才能为2.5t/（m2.d)，电耗395kWh/t矿，炉子热效率>60%，废渣含Hg<0.008％。全流程的回收率91.8%。    产品用特制铁瓶包装，每瓶34.5 kg.全流程直收率91.81％。    蒸馏用电热蒸馏炉主体为一长圆筒，与水平线成20放置，筒外围设电加热设备，与筒坚持必定空隙，以利筒体滚动和传热杰出。炉头设螺旋加料机，炉尾有排渣斗，蒸气通过炉头蒸气室进入收尘冷凝体系。炉型的参数是：筒体Ф360mm×6300 mm，容积0.64m3，转速2r/min，电耗395kWh/t矿。

铝生产中用氧化铝回转窑将氢氧化铝焙烧成氧化铝。　在建材、冶金、化工、环保等许多生产 行业 中，广泛地使用回转圆备对固体物料进行机械、物理或化学处理，这类设备被称为回转窑。回转窑的应用起源于水泥生产，1824年英国水泥工J阿斯普发明了间歇操作的土立窑；1883年德国狄茨世发明了连续操作的多层立窑；1885英国人兰萨姆(ERansome)发明了回转窑，在英、美取得专利后将它投入生产，很快获得可观的经济效益。回转窑的发明，使得水泥工业迅速发展，同时也促进了人们对回转窑应用的研究，很快回转窑被广泛应用到许多工业领域，并在这些生产中越来越重要，成为相应企业生产的核心设备。它的技术性能和运转情况，在很大程度上决定着企业产品的质量、 产量 和成本。&ldquo;只要大窑转，就有千千万&rdquo;这句民谣就是对生产中回转窑重要程度的生动描述。在回转窑的应用领域，水泥工业中的数量最多。　水泥的整个生产工艺概括为&ldquo;两磨一烧&rdquo;，其中&ldquo;一烧&rdquo;就是把经过粉磨配制好的生料，在回转窑的高温作用下烧成为熟料的工艺过程。因此，回转窑是水泥生产中的主机，俗称水泥工厂的&ldquo;心脏&rdquo;。建材 行业 中，回转窑除锻烧水泥熟料外，还用来锻烧粘土、石灰石和进行矿渣烘干等;耐火材料生产中，采用回转窑锻烧原料，使其尺寸稳定、强度增加，再加工成型。 有色 和黑色冶金中，铁、铝、铜、锌、锡、镍、钨、铬、锉等 金属 以回转窑为冶炼设备，对矿石、精矿、中间物等进行烧结、焙烧。如:铝生产中用它将氢氧化铝焙烧成氧化铝;炼铁中用它生产供高炉炼铁的球团矿;国外的&ldquo;SL/RN法&rdquo;、&ldquo;Krupp法&rdquo;用它对铁矿石进行直接还原;氯化挥发焙烧法采用它提取锡和铅等。选矿过程中，用回转窑对贫铁矿进行磁化焙烧，使矿石原来的弱磁性改变为强磁性，以利于磁选。化学工业中，用回转窑生产苏打，锻烧磷肥、硫化钡等。上世纪60年代，美国LapPle等发明了用回转窑生产磷酸的新工艺。该法具有能耗低、用电少、不用硫酸和可利用中低品位磷矿的优点，很快得到推广。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 回转窑按处理物料不同可分为水泥窑、冶金化工窑和石灰窑。水泥窑主要用于煅烧水泥熟料，分干法生产水泥窑和湿法生产水泥窑两大类。冶金化工窑则主要用于冶金 行业 钢铁厂贫铁矿磁化焙烧;铬、镍铁矿氧化焙烧;耐火材料厂焙烧高铝钒土矿和铝厂焙烧熟料、氢氧化铝;化工厂焙烧铬矿砂和铬矿粉等类矿物。石灰窑(即活性石灰窑)用于焙烧钢铁厂、铁合金厂用的活性石灰和轻烧白云石。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 了解更多有关氧化铝回转窑的信息，请关注上海 有色 网。&nbsp;

我矿菱镁矿易烧结，采用二步煅烧工艺，以煤气隧道窑做为煅烧设备，进行了优质镁砂的煅烧试验。试制出了MgO含量为96.28%、体积密度为3.33g/cm3的优质镁砂。 一、原料及结合剂 原料为我矿选矿厂浮选提纯的两种镁精矿粉，编号分别为MB和MC，其化学组成见表1。 表1  镁精矿粉的化学组成，%镁精矿粉轻烧是在隧道窑内进行，需将镁精矿粉压成荒坯，镁精矿粉本身无结合性能，需要加入一定量的结合剂。我们在试验中选用了轻烧氧化镁粉做为镁精矿粉压坯用的结合剂，其性能指标：灼减1.60%、SiO2 0.55%、Fe2O3 1.12%、Al2O3 0.35%、CaO 1.27%、MgO 96.74%，细度小于74μm占90%。 二、轻烧 混合设备采用JW250型强制式涡浆搅拌机。混合时先加镁精矿粉和7%（外加）的轻烧氧化镁粉，干混2min，再加自来水5%（外加），湿混3min出料。将混合好的镁精矿粉在300t摩擦压砖机上压成长230宽115高65mm的荒坯。荒坯体积密度均大于2.3g/cm3。压坯时荒坯不得有层裂，以避免荒坯在轻烧过程中散裂，造成“倒垛”。 压制后的荒坯在24.5m隧道式干燥器内干燥32h。干燥后的荒坯水分不大于0.5%。荒坯在窑车上采用侧立放，坯垛为空心，高温气体可进入坯垛内，增加了与荒坯之间的换热面积，以达到缩短轻烧时间的目的。 荒坯的轻烧是在隧道窑内进行，窑净空尺寸：长82.7宽2.3高1.4m，共33个车位，15～20#车位为煅烧带，以热发生炉煤气为燃料，煅烧带温度为1000～1050℃，推车时间间隔1h，即每辆窑车在煅烧带停留6h。轻烧后的荒坯经粉碎设备粉碎后就得到了具有一定细度的轻烧氧化镁粉。两种镁精矿粉轻烧后得到的轻烧氧化镁粉的指标见表2。 表2  轻烧氯化镁粉指标1)轻烧氧化镁粉编号MQB、MQC与对应的镁精矿粉编号分别是MB和MC。 三、死烧 磨细是本试验中的关键工序之一。因为隧道窑尽管窑温较高（最高煅烧温度1630℃），但与超高温竖窑相比，窑温至少要低250℃左右。表2中轻烧氧化镁粉的细度远不能满足工艺要求。因此，必须对轻烧氧化镁粉进行再磨细。磨细能够破坏轻烧氧化镁中存在的母盐假象，破坏轻烧氧化镁的未分解的菱镁矿的结晶架，增加轻烧氧化镁粉的比表面积和表面缺陷，进一步提高其烧结活性，以达到在较低的烧结温度下获得致密的烧结镁砂之目的。 本试验采用筒磨机为磨细设备。为了找出最适宜的细度，我们将表2中所列的两种轻烧氧化镁粉磨至不同的细度，以便比较。磨细后的轻烧氧化镁粉细度：MQB小于45μm为98%；MQC小于45μm为89.5%，MQC为80%。 混料是采用人工混合。将磨细的轻烧氧化镁粉放入干净的水泥地面上，然后往上面喷水（外加6%），边喷水边翻动，并借助于工县反复地搅拌加挤压，直到把物料混好（手握即可成团）。 将混好的料在300t摩擦压砖机上压成长230宽115高60mm的荒坯。由于物料细，吸附的空气较多，在压坯时特别加强了排气操作，增加了冲压次数，每块荒坯冲压5次，按照“先轻后重，逐次增压”的要求进行操作。压出的荒坯体积密度均大于2.3g/cm3、最高达2.28g／cm3。压好的湿坯在隧道式干燥器内干燥48h，干燥后坯体水分小于1%。 将干坯体按装车图装在窑车上，推入隧道窑内死烧。隧道窑净空尺寸为：长404宽2高1.25m，52个车位，25#-34#车位为煅烧带，以热发生炉煤气为燃料，最高煅烧温度为1630℃，推车时间间隔2h。煅烧出的镁砂指标见表3。 表3  镁砂理化指标1)镁砂编号MSB、MSC1和MSC2对应轻烧氧化镁粉编号分别为MQB、MQC1和MQC2。 四、结语 试验表明，以我矿浮选提纯的镁精矿粉为原料，采用二步煅烧工艺，在隧道窑内煅烧，可生产出纯度高、体积密度高的优质烧结镁砂。

一、前语       某公司粗铅精粹选用电解精粹，粗铅火法开始精粹时产出的很多铜浮渣，铸锭时产出少数铅铸锭渣。铜浮渣成分一般为：Pb75%～85%，Cu6%～10%；铅铸锭渣成分一般为Pb80%～90%，有很高的经济价值。该公司运用短窑处理铜浮渣和铅铸锭渣，短窑为Φ3.1×3.64m，前三个月均匀每炉出产粗铅9.508吨，产值偏低，技经目标欠好，经济效益不抱负。所以，进步技经目标，添加效益势在必行。       二、短窑处理铜浮渣和铅铸锭渣的原理       该公司选用苏打（Na2CO3）－铁屑法处理铜浮渣和铅铸锭渣。其长处是铅回收率高，可到达95%～98%，铅锍含铅低，铜铅比高，可达4%～8%，铜回收率可达85%～90%。配入苏打是为了下降炉渣和硫的熔点，构成钠硫，下降渣含铅并使砷、锑钠、锑酸钠造渣，脱除部分砷、锑。化学反响式如下：   4PbS＋4Na2CO3＝4Pb＋3NaS＋Na2SO4＋4CO2↑   As2O5＋3Na2CO3＝2Na3AsO4＋3CO2↑   Sb2O5＋3Na2CO3＝2Na3SbO4＋3CO2↑   PbO·SiO2＋Na2O→Na2SiO3＋PbO       配入无烟煤是为了保护炉内有必定的复原气氛，防止硫化物氧化，以确保造锍有满足的硫，并有复原PbO的作用，化学反响式如下：   PbO＋C＝Pb＋CO   ZnO＋C＝Zn↑＋CO       配入PbO可使部分砷蒸发，削减黄渣的生成，进步铅回收率，当浮渣含砷、硫低时能够不加PbO。       铁屑不配入物猜中，一般是在放渣后分批参加铁屑，然后滚动炉子，使其与锍充沛反响，下降锍中含铅量，参加量以参加的铁屑不在发作反响停止，其化学反响式为：   PbS＋Fe＝Pb＋FeS   PbO＋Fe＝Pb＋FeO   Cu3As＋2Fe＝3Cu＋Fe2As   2Cu＋PbS＝Cu2S＋Pb   表1  某公司近期短窑炉产值表（t/炉）时刻1周2周3周4周5周6周7周8周9周10周11周12周单炉 产值9.5819.4059.5459.4439.2339.6479.7239.5169.4579.5019.5939.451均匀9.508       三、影响短窑技经目标的主要因素       （一）复原反响不充沛       因为无烟煤配入量缺乏或无烟煤量足但配料不均，致使炉内复原气氛缺乏，铅复原不充沛，粗铅和冰铜别离作用欠好，冰铜和复原渣铅别离高达28.97%和5.24%，粗铅产值下降。       （二）炉结严峻       因为配料不均及粉状物料投入，加之炉温操控欠好，致使炉结成长严峻，影响了短窑的有用容积，致使粗铅产值下降。       （三）焚烧高温区违背炉膛中心       因为运用重油喷嘴烧柴油，柴油太轻，致使焚烧高温区无集，违背炉膛中心，使物料在炉内熔炼不均匀，呈现部分过热，熔炼周期加长，柴油耗量添加。       （四）熔体分层不抱负，排放操控不到位       因为新工艺和新设备，职工操作不熟练，短窑滚动次数、频次及停止、放粗铅时刻温度等操作经验缺乏，技经目标不抱负。       四、进步短窑技经目标的办法       （一）准确配料，均匀加料       依据计算出的配料比，进行出产实践，终究断定配料比，一起，加强配料作业，使物料均匀混合，均匀加料，防止呈现部分熔剂和复原煤缺乏或过量，影响熔炼作用。下表是试验计划配料比表。   表2  试验计划配料比序号（铅浮渣＋铜浮渣）∶纯碱∶铁屑∶复原煤配料比1100∶4∶4∶3配料比2100∶6∶6∶4.5配料比3100∶8∶8∶6       经过2周的试验，配料1炉产粗铅9.839吨，配料2炉产粗铅10.615吨，配料3炉产粗铅11.125吨。能够看出，配料比3使现在工艺下最优配料比。       （二）改动投料方法，削减炉结和进步铅回收率       前三个月均选用1次投料法，即一次就将物料投入炉内，致使物料加热时刻过长，炉内粉料逗留时刻长，炉结成长加速，容积显着变小。优化后改为2次投料法，即第一次投入物料50%，第2次投入物料50%，间隔时刻为第一次投入的物料刚好彻底熔化，有用操控了炉结的成长，熔化速度加速，节省了出产时刻。       前三个月加料时，对体系负压没有操控，负压一般在－100～－300Pa，优化后加料时将体系负压操控在－10～50Pa的微负压状态下，在加料时大大削减了粉状物料没有经过熔炼就直接进入收尘体系，进步铅回收率。       （三）进步操作水平，精密操作       经过技能交流和岗位练兵，操作水平不断进步，并总结经验，断定了现阶段最佳操作方法，缩短了每炉周期，进步了功率，使技经目标大幅上升。下表是优化过的短窑操作周期和炉温操控表。   表3  短窑操作周期和炉温操控表项目前三个月优化后时刻（h∶min）温度（℃）时刻（h∶min）温度（℃）第一次进料0∶4012000∶151100熔化12∶00～16∶0012005∶00～7∶001200第2次进料/ 0∶151200熔化/ 5∶00～6∶001200扒渣0.3012000.301200加铁屑2∶0012001∶301200扒渣0∶3012000∶301200沉积别离0∶4011000∶401100放冰铜1∶3010001∶001000出铅0∶30800～9000∶30800～900每炉操作时刻算计19∶20 16∶10        从上表能够看出，依照现阶段最佳操作方法操作，每炉能够缩短3小时10分钟，每月能够多开7炉。       （四）烧嘴改造，节省了柴油       运用重油喷嘴烧柴油规划存在缺点，须对烧嘴进行改造，选用柴油专用烧嘴－颜氏焚烧器替代重油喷嘴，使焚烧焦点区会集，进步焚烧功率，节省了柴油，每吨粗铅节省柴油10kg。       五、短窑技能经济目标比照表和经济效益预算       （一）短窑技能经济目标比照表   表4  短窑技能经济目标比照表序号目标称号单位技能目标技能目标前三个月优化后1短窑出产能力t/d12.21413.8112短窑炉出产能力t/炉9.83911.1253短窑操作周期h∶min19∶2016∶104复原渣含铅%5.244.785冰铜含铅%28.9728.166铅直收率%91.0191.587铅回收率%97.2598.518烟尘率%2.642.139渣率%16.0515.3610煤kg/t606011柴油kg/t11011012铁屑耗量kg/t18018013纯碱耗量kg/t190190       （二）经济效益预算       1、粗铅产值       按前三个月计，每月开37.25炉，每炉多产粗铅＝11.125－9.839＝1.411吨，多产粗铅52.560吨；优化后每月多开7炉，多产粗铅77.875吨；算计多产粗铅130.435吨。价值130.435万元（粗铅按10000元/t计）。       2、柴油节省       优化后每月产粗铅495.466吨，每吨节省柴油10kg，每月节省柴油4950.466kg，价值2.4752万元（柴油按5元/kg计）。       3、算计多产出价值132.9102万元。       六、定论       （一）上述办法的有用施行，进步了短窑的技经目标，并取得了较好的经济效益。       （二）因为开产时刻短，现阶段最佳操作方法不必定最好，进步短窑的技经目标将是长期不懈的作业。       七、往后尽力方向       （一）主动操控技能使用       现在质料主动加料体系开展很快，某厂的冷料主动计量，移动皮带加料，并运用微机长途会集操控，逐渐完成了主动操控。       （二）短窑的主动操控       将短窑质料体系、温度、炉内负压、短窑滚动体系等等相关信息会集收集，智能化分析然后完成主动化操控短窑是咱们短窑技能人员的往后尽力方向。

依据焙烧阶段物料处理办法的不同，离析法分为“一段离析”和“两段离析”两种类型。一段离析法是将矿石、食盐及还原剂混合后一起进入焙烧炉内（大部分选用卧式反转窑），物料的加热和离析都在同一设备中进行。两段离析法又称“托尔科”法，是先将矿石预热至反响温度，然后混入适量的食盐和还原剂进入离析反响器内离析。现在的出产标明，两种离析法都能到达较高的选别目标。    石录铜矿一段反转窑离析工艺    我国广东石录铜矿属深度氧化难选铜矿，含铜档次高达1.3~2.5%。1964年以来，有关科研、规划单位通过多种计划比较，以为离析-浮选法具有流程简略、精矿档次和回收率较高级长处，于1966年进行规划，并于1970年建成投入试出产。    难选氧化铜矿直接加热一段离析法是一项新工艺，国外尚无实践经验能够学习。在投产初期，遇到不少问题，如处理才能低、设备工作不正常，精矿档次和回收率都比较低，出产很不安稳。通过几年的尽力和重复改进，根本上处理了直接加热反转窑一段离析工艺和设备要害，开始获得了较好的离析效果，根本上到达了投入出产的水平。    ①原矿性质    该矿归于石英闪长斑岩与石灰系灰岩触摸告知矽卡岩铜矿床。矿石呈土状，氧化程度较深。因为成岩阶段次生富集效果，铜液分散推移过程中与硅、铁和铝的盐类及其氧化物构成结合性氧化铜，覆盖于表面及间夹于孔雀石类型矿石中。含铜矿藏以孔雀石为主，有少数蓝铜矿、硅孔雀石和水胆矾等。铁的矿石首要为褐铁矿，磁铁矿和亦铁矿次之。脉石除铁质粘土外，还有石英、云母、石榴子石、角闪石、蛇纹石、绿泥石和方解石等。原矿中铁质粘土含量很高，-200目高达48%，矿石含水27.1%，矿石最大块300毫米左右。原矿藏质组成列于下两表。[next]  原矿化学成分元素化学成分含量，%CuCoNiAuAgPtSi2O3g/tg/tg/t1.38-2.390.0030.00750.129.47﹤0.0544.34-42.00元素化学成分含量，%Al2O3FeSCaOMgO   Mn11.88-14.6316.43-20.480.040.89-1.541.19    1.24  物相分析与物理特性物相分析结合铜自在氧化铜硫化铜总铜0.49-0.590.53-1.710.16-0.271.38-2.39物理特性密度松懈密度比热软化点g/cm3g/cm3J/g℃3.091.160.6911050     原矿被细泥严峻污染，铜的结合率较高，一般来说原矿档次高则结合铜相应增高。依据物相分析成果：结合铜占总铜的5-40%，自在氧化铜占50-80%，硫化铜占9-20%。[next]    ②离析—浮选工艺    浮选流程中（下图1和图2），实线表明1975年3月曾经运用的流程，浮选机三次精选精矿档次可达40%以上。离析体系首要设备示意图1—焚烧室；2—不锈钢放射状换热器；3—普通钢蜂窝状换热器；4—单管旋涡收尘器；5—多管旋涡收尘器；6—排风机；7—湍动收尘冷却塔；8—水膜除尘器；9—塑料烟囱；10—密封圆盘给料机；11—皮带磅秤[next] 离析—浮选工艺流程[next]     离析反转窖规格为：直径3.6米，长50米，筒体窖头部分会（2米），为20毫米厚的耐热不锈钢板，其他为22-28毫米厚的18MnCu钢板焊接而成。窖内衬为200毫米（低温段150毫米）厚的高铝砖，并在距窖尾6米沿窖头方向安有15.2米的金属换热器，窖的倾斜度为3%，窖用JZS 101型三相异步整流子变速电动机（N=15-25千瓦，n=1050-350转/分）带动，并设有备用电源供电的辅佐传动体系，在正常况下，窖转速为1.48-0.493转/分。    ③离析—浮选的工艺参数和成果    离析技能条件：原矿含铜档次2-3%，粒度-4毫米，水分5%左右，添加剂配比：煤3.5-4%，食盐1.8-2%。离析温度：重油焚烧烟气入窖温度1150-1250℃；窖头温度880-950℃，离析反转窖速度0.66-0.75%转/分。    磨浮技能条件：磨矿溢流细度75-80%-200目，分级浓度30%，浮选浓度24-28%，丁黄药1.2公斤/吨、25#黑药0.15公斤/吨，2#油0.5公斤/吨，水玻璃0.1公斤/吨。    离析—浮选成果：      离析窖处理量                           19.36吨干矿/台时      焚烧率（重油）                          4%      烟尘率                                 25.68%      两级干法收尘率                          86.99%      两级湿法收尘率                          98.39%      蒸发的捕收率                      72.71%      湿法尘含铜量和水溶铜丢失                 3.8%      离析窑作业率                            70%      精矿档次（浮选柱一次精选）               25%以上      尾矿档次                                0.5-0.7%      离析—浮选实收率                        77%左右[next]    ④处理离析工艺及设备方面问题的首要办法    A.为在热工制度上尽量满意离析的要求，既要有适合的离析温度，又要使窑内坚持适合于离析的气氛（呈中性或弱还原性）。    B.为改进重油焚烧条件，防止火焰进窑持续焚烧而引起炉料的烧结，变革了焚烧室。    a.焚烧室的体积由22米3加大到33米3，下降空间热强度。    b.将喷嘴方位由本来的正面改为旁边面，以延伸火焰旅程。    c.将单喷嘴（1000千克/吨）改为多喷嘴（4*25千克/吨）。    C.窑头换接2米耐热不锈钢筒体，选用玻璃布弹性连接活动磨块，无水冷却的密封设备等。    D.选用风量105米3/时、气压9810帕（103毫米水柱）的排风机。    E.为处理防腐问题，1#窑湍动收尘冷却塔烟气进口短管和塔的下半部均用环氧树脂砌衬石墨板，3# 窑选用花岗岩并以环氧树脂胶泥砌筑的湍动收尘冷却塔，进口衬石墨和钛板短管。    F.为简化收尘体系和改进操作条件，将干法收尘设备进步10米，使干尘主动回来窑内。一起，离析配料和加料悉数改装圆盘给料机，并安设了克己皮带磅秤和必要的丈量外表。    G.改建粉煤体系，选用链磨机破碎，风力分级出产离析用煤，处理离析煤产值缺乏、质量差、煤中混矿、矿中混煤的问题。

我国广东石菉铜矿属深度氧化难选铜矿，含铜品位高达1.3～2.5%。1964年以来，有关科研、设计单位经过多种方案比较，认为离析—浮选法具有流程简单、精矿品位和回收率较高等优点，于1966年进行设计，并于1970年建成投入试生产。难选氧化铜矿直接加热一段离析法是一项新工艺，国外尚无实践经验可以借鉴。在投产初期，遇到不少问题，如处理能力低、设备运转不正常，精矿品位和回收率都比较低，生产很不稳定。经过几年的努力和反复改进，基本上解决了直接加热回转窑一段离析工艺和设备关键，初步获得了较好的离析效果，基本上达到了投入生产的水平。　　(1)原矿性质　　　　该矿属于石英闪长斑岩与石灰系灰岩接触交代矽卡岩铜矿床。矿石呈土状，氧化程度较深。由于成岩阶段次生富集作用，铜液扩散推移过程中与硅、铁和铝的盐类及其氧化物形成结合性氧化铜，覆盖于表面及间夹于孔雀石类型矿石中。含铜矿物以孔雀石为主，有少量蓝铜矿、硅孔雀石和水胆矾等。铁的矿石主要为褐铁矿，磁铁矿和亦铁矿次之。脉石除铁质粘土外，还有石英、云母、石榴子石、角闪石、蛇纹石、绿泥石和方解石等。原矿中铁质粘土含量很高， -200目高达48%，矿石含水27.1%，矿石最大块300毫米左右。原矿物质组成列于表 。      原矿被细泥污染，铜的结合率较高，一般来说原矿品位高则结合铜相应增高。根据物相分析结果：结合铜占总铜的5～40% ，自由氧化铜占50～80%，硫化铜占9～20% .　　(2)离析—浮选工艺　　浮选流程中(下两图)。　　实线表示1975年3月以前使用的流程，浮选机三次精选精矿品位可达40% 以上。 离析回砖窑规格：直径3.6米，筒体窑头部分（ 2 米），为20毫米厚的耐热不锈钢板，其余为22～ 28毫米厚的18 MnCu钢板焊接而成。窑内衬为200毫米（低温段150毫米）厚的高铝砖，并在距窑尾6米沿窑头方向安有12.5 米的金属换热器，窑的倾斜度为3%，窑用JZS101型三相异步整流子变速电动机（N=12～15千瓦， n=1015转/分）带动，并设有备用电源供电的辅助传动系统，在正常情况下，窑转速为1.48～0.493转/分。  1.燃烧室；2.不锈钢放射状换热器；3.普通钢蜂窝状换热器；4．单管漩涡收尘器；5.多管漩涡收尘器，6.派风气；7.湍动收尘冷却塔；8.水膜除尘器；9塑料烟囱；10.密封圆盘给料机；11.皮带磅秤．     磨浮技术条件：磨矿溢流细度75～80% -200目，分级浓度30%，浮选浓度24～28%,丁黄药1.2公斤/吨、25#黑药0.15公斤/吨，2 #油0.5公斤.吨，水玻璃0.1公斤／吨。[next] (3)离析—浮选的工艺参数和结果    离析技术条件：原矿含铜品位2～3%,粒度-4毫米，水分5%左右，添加剂配比：煤3.5～4%,食盐1.8%～2离析温度：重油燃烧烟气入窑温度1150～1250 0C ;窑头温度880～9500C,离析回转窑速度0.66～0.75转。                                磨浮技术条件：磨矿溢流细度75～80% -200目，分级浓度30%，浮选浓度24～28%,丁黄药1.2公斤/吨、25#黑药0.15公斤/吨，2 #油0.5公斤.吨，水玻璃0.1公斤／吨。(4)解决离析工艺及设备方面问题的主要措施　　A.　为在热工制度上尽量满足离析的要求，既要有适宜的离析温度，又要使窑内保持适宜于离析的气氛 （呈中性或弱还原性）。　　B. 为改善重油燃烧条件，避免火焰进窑继续燃烧而引起炉料的烧结，改革了燃烧室。　　a. 燃烧室的体积由22米3加大到33米3，降低空间热强度。　　b. 将喷嘴位置由原来的正面改为侧面，以延长火焰路程。　　c. 将单喷嘴（ 1000千克/吨）改为多喷嘴（ 4*25千克/ 吨）。　　C. 窑头换接2米耐热不锈钢筒体，采用玻璃布伸缩连结活动磨块，无水冷却的密封装置等。　　D. 采用风量105米3/时、气压9810帕（103毫米水柱）的排风机。　　E. 为解决防腐问题，1# 窑湍动收尘冷却塔烟气入口短管和塔的下半部均用环氧树脂砌衬石墨板， 3 #窑采用花岗岩并以环氧树脂胶泥砌筑的湍动收尘冷却塔，入口衬石墨和钛板短管。　　F.　为简化收尘系统和改善操作条件，将干法收尘设备提高10米，使干尘自动返回窑内。同时，离析配料和加料全部改装圆盘给料机，并安设了自制皮带磅秤和必要的测量仪表。　　G.　改建粉煤系统，采用链磨机破碎，风力分级生产离析用煤，解决离析煤产量不足、质量差、煤中混矿、矿中混煤的问题。

钢铁工业是国民经济的支柱产业之一，尤其是正处于国民经济高速发展中的我国钢铁工业就显得更为重要。解决铁矿原料不足、弥补供需缺口的途径有两条，一是寻找和开发新的铁矿原料基地；二是继续利用国外铁矿资源。我国的铁矿石资源中，具有易选、含杂低、含铁高、选矿工艺简单等特点的铁矿石正逐步面临枯竭；相反，具有含杂高（主要是P和S）、含铁低、嵌布粒度细等特点的难选铁矿石资源仍然没有得到合理的开发利用。     目前，难选铁矿石中的鲕状高磷赤、褐铁矿由于选矿工艺复杂，所得铁精矿产品铁品位低，含磷高仍然没有合理的选矿工艺利用这部分宝贵的铁矿石资源，故开发合理的选矿新工艺处理鲕状高磷赤、褐铁矿具有重大的现实意义。     一、试样性质     本次半工业试验试样来自四川某地区，嵌布粒度较细的高磷鲕状赤、褐铁矿，该矿石呈块状、硬度较大。原矿最大粒度在50mm以下约占全样的20%，一部分在25mm以下约占全样35%，其余的均在m15mm以下，从肉眼观察原矿中的脉石（石英、方解石等）矿物比较多，同时呈致密状分布，鲕状比较明显。原矿铁品位为39.38%，磷含量为0.763％。矿石主要铁矿物成分为赤、褐铁矿，其次为磁铁矿、硅酸铁矿、菱铁矿、黄铁矿等；矿石主要脉石矿物为石英、方解石、透辉石、普通辉石、绿泥石、文石、石榴石等。为满足工业试验的要求，将试样加工制备成－10mm以下进行试样的光谱分析、多元素分析、铁物相分析和筛分试验，试验结果依次见表1～表4。 表1  试样光谱分析结果   ％元素AgAlAsBBaBe含量0.0030.280.04＜0.001＜0.02＜0.001元素BiCaCdCoCuFe含量＜0.0010.5＜0.0010.0030.04＞10元素GaGeMgMnMoNi含量0.001＜0.0010.90.080.0030.006元素PPbCrSiSnTi含量＜0.10.0070.00150.0020.02元素VWZnInTaNb含量0.08＜0.01＜0.005＜0.01＜0.005＜0.01 表2  试样多元素化学分析结果  ％元素FeSPAsSiO2MgOCaOAl2O3含量39.380.0160.76395.9815.982.981.126.09 注：As单位为×10－6 表3  试样铁物相分析结果铁物相TFe磁性铁碳酸铁黄铁矿硅酸铁赤、褐铁矿其它铁含  量39.381.894.920.565.1226.660.23占有率100.004.8012.491.4213.0067.700.59 表4  试样筛分试验结果粒级/mm产率/%Fe品位/%P品位/%Fe分布率/%P分布率/%个别累积个别累积个别累积个别累积个别累积－10＋826.1226.1239.683.680.9020.90226.3126.3126.6526.65－8＋530.0856.2040.1839.950.8980.90030.6856.9930.5657.21－5＋2.515.9872.1838.8639.710.8650.89215.7672.7515.6472.85一2.5＋111.9484.1239.2239.640.8620.88811.8984.3411.6484.49－1＋0.457.2291.3437.8939.500.8830.8876.9491.587.2191.70－0.45＋0.283.9895.3237.9239.430.7890.8833.8395.413.5595.25－0.28＋0.13.1298.4438.1139.390.9010.8833.0298.433.1898.43一0.11.56100.0039.9339.400.8890.8841.57100.001.57100.00合计100.0039.400.884100.00100.00    从表1～表3的光谱分析结果、多元素分析结果、铁物相分析结果可知，试样中主要回收的元素是铁，其它有价值元素铜、锌、铅、钼、镍、钴、钛、金、银等含量均较低，无综合回收价值；有害元素硫、砷含量不超标，但磷严重超标为0.763%。试样中的可选性铁为赤、褐铁矿、菱铁矿和磁性铁，三者占原矿的84.99%。因此，该矿石主要是实现提铁降磷得到合格的铁精矿。     从表4可知，铁的分布随着粒度的变化不是很大，磷的分布随着粒度减小变化也比较小。     二、试验主要设备及降磷药剂     试验主要设备为φ800mm×9000mm回转窑、螺旋输送给料机、颚式破碎机、辊式破碎机、振动筛、雷蒙磨、末煤给煤机、螺旋分级机、水力旋流器、2台900mm×1800mm球磨机、筒式磁选机（B＝0.30T）、永磁筒式磁选机（B＝0.15T）、水淬螺旋连续运输机（自行研制）及辅助设备。     本次试验采用回转窑磁化焙烧，通过原矿的工艺矿物学研究表明，试样中的磷以胶磷矿形式赋存于矿石中，胶磷矿的特点是嵌布粒度相当细，并与铁矿物以晶格取代形式共生。同时，铁以鲡状形式嵌布于矿石中，粒度也比较细。这就决定了常规的磁化焙烧很难实现提铁降磷的理想效果，故采用自行研发的复合焙烧降磷药剂（代号为LCP）进行降磷。     该药剂属于盐类无机化合物，具有熔点低、亲磷矿物性、受干扰程度低等特点，主要机理是利用矿石在焙烧温度900～1100℃下，LCP迅速与铁矿石中的磷矿物反应生成以一种新矿物，实现磷矿物的有效转型，最终与铁矿物产生有效的分离。     三、半工业试验研究     经过前期的小型试验研究和扩大试验研究得出了适合该矿石的工艺流程为磁化焙烧一两段磨矿一两次磁选工艺流程，通过磁化焙烧过程添加自行研发的LCP组合降磷药剂，得到了铁品位65 %，含磷≤0.30%，铁回收率≥75%的选矿指标。故采用磁化焙烧一两段磨矿一两次磁选工艺流程进行回转窑（小800mm×9000mm）半工业试验研究，并根据半工业试验过程中所出现的问题和试验结果进行调整工艺参数，以寻求最优工艺参数得到理想的铁精矿产品指标，半工业试验工艺流程见图1。图1  半工业试验工艺流程     （一）焙烧条件试验     焙烧是整个工艺流程的关键因素之一，焙烧条件包括焙烧温度、焙烧时间（从物料进入回转窑到出料之间的时间差）、焦炭用量、降磷药剂（LCP)用量、焦炭粒度、球团直径。其中焙烧温度通过安装在回转窑上的温度传感器（A，B，C，D，E）来反映，高温带为A～B，长度2m，焙烧反应带为B～C，长度4m，烘干带为C～E，长度3m，焙烧时间通过调整回转窑的转速控制，回转窑不同转速通过调整变频器频率f实现，变频器不同频率对应焙烧时间关系见表5。 表5  变频器频率对应焙烧时间关系频率/Hz焙烧时间/min频率/Hz焙烧时间/min10904045207550303060    1、焙烧温度试验     焙烧温度通过回转窑的温度传感器来控制。回转窑变频器f＝30Hz(焙烧时间为60min)，LCP用量10%，焦炭用量8%，焦炭粒度－1mm，球团直径－20＋5mm，弱磁选磁感应强度B1＝0.30 T，B2＝0.12T，一段磨矿细度－0.100mm占95%，二段磨矿细度－0.045mm占80%以上的条件下，进行焙烧温度试验，试验工艺流程见图1，试验结果见图2。图2  焙烧温度试验结果 ■－Fe品位；▲－Fe回收率；◆－P品位（×10－2）；●－P回收率     从图2可见，温度在900℃～1000℃，随着焙烧温度升高，铁品位逐渐升高，铁回收率也呈升高趋势变化；温度升高至1050℃时，铁品位有所降低，铁回收率也有一定的降低。铁精矿中的磷含量随着焙烧温度的升高呈先降低后升高的趋势变化。综合考虑选择焙烧温度为1000℃，可以得到铁品位为65.74%，含磷0.236%，铁回收率为78.11％的选矿指标。     2、焙烧时间试验     通过焙烧温度试验得出了焙烧温度为1000℃比较合适，故在控制回转窑温度为1000℃，LCP用量10%，焦炭用量8%，粒度－1mm，球团直径－20＋5mm，弱磁选磁感应强度B1＝0.30T，B2＝0.12T，一段磨矿细度－0.100mm占95%，二段磨矿细度－0.045mm占80%以上的条件下，进行焙烧时间试验。试验工艺流程见图1。试验结果见图3。图3  焙烧时间试验结果 ■－Fe品位；▲－Fe回收率；◆－P品位（×10－2）；●－P回收率   从图3可知，随着焙烧时间的增加，铁品位逐渐降低，铁回收率也呈逐渐降低趋势变化，整个变化过程中当f＝40Hz时，出现一个极值点，对应焙烧时间为45min(表5）；时间增加磷品位升高，时间减少磷品位也升高，出现两头高中间低的变化趋势。选择焙烧时间为45min可以得到铁品位为66.01%，含磷0.225％，铁回收率为79.09%的选矿指标。     3、焦炭用量试验     还原剂的种类比较多，如褐煤、无烟煤、烟煤等，这类还原剂一般含杂（硫、磷、砷等）比较高，容易带入精矿中影响产品质量，故只选择焦炭作为还原剂进行试验。焦炭在整个焙烧过程中主要起提供还原性气氛和还原载体的双重作用，焦炭用量直接影响焙烧产品质量。故就回转窑变频器f＝40Hz（焙烧时间45min），LCP用量10%，焦炭粒度－1mm，球团直径－30＋5mm，弱磁选磁感应强度B1＝0.30T,B2=0.12T,一段磨矿细度－0.100mm占95%，二段磨矿细度－0.045mm占80％以上的条件下，进行焦炭用量试验，试验工艺流程见图1，试验结果见图4。图4  还原剂用量试验结果 ■－Fe品位；▲－Fe回收率；◆－P品位（×10－2）；●－P回收率     从图4可知，焦炭用量增加，铁品位升高，磷含量降低，铁回收率升高，但用量增加至8%再继续增加用量时，铁品位、磷品位、铁回收率变化比较小，故选择焦炭用量8%比较合理，可以得到铁品位为65.98%，含磷0.215%，铁回收率为78.89%的选矿指标。     4、焦炭粒度试验     焦炭粒度主要体现为焦炭的比表面性质，粒度越大，比表面积越小；反之，比表面积越大。此外，由于需将试样进行球团，粒度越大，相应的均匀程度不够；粒度越细，与试样的接触面积越大。在焙烧温度1000℃（回转窑温度传感器），回转窑变频器f＝40Hz（焙烧时间45 min），LCP用量10%，焦炭用量8%,球团直径－20＋5mm,弱磁选磁感应强度B1＝0.30T，B2＝0.12T，一段磨矿细度－0.100mm占95%，二段磨矿细度－0.045 mm占80％以上的条件下，进行焦炭用量试验，试验工艺流程见图1，试验结果见图5。图5  还原剂粒度试验结果 ■－Fe品位；▲－Fe回收率；◆－P品位（×10－2）；●－P回收率     从图5可知，粒度在－1mm以下均可以得到铁品位大于65%，含磷低于0.3%，铁回收率高于78%的选矿指标，焦炭粒度增大至＋1mm时，铁精矿中的磷升高至0.328%。因此，焦炭粒为－1mm比较合理。     5、球团直径试验     球团直径的大小主要影响焙烧时间，直径越大，焙烧时间增加；反之，焙烧时间越短。此外，焙烧时间过长影响回转窑的单位处理量，同等条件下增加了选矿成本。因此，球团直径不宜过大或者过小。在焙烧温度1000℃，回转窑变频器f＝40Hz（焙烧时间45min)，LCP用量10%，焦炭用量8％，焦炭粒度－1mm，弱磁选磁场强度B1＝0.30T, B2＝0.12T，一段弱磁选磨矿细度－0.100mm占95%，二段弱磁选磨矿细度－0.045mm占80％以上的条件下，进行球团直径大小试验，试验工艺流程见图1，试验结果见图6。图6  球团直径大小试验结果 ■－Fe品位；▲－Fe回收率；◆－P品位（×10－2）；●－P回收率     从图6可知，球团直径在－30＋5mm之间比较合适，所得到的铁精矿中铁品位均大于65%，含磷低于0.3%，铁回收率高于78%。但从焙烧过程中发现－10 ＋5mm有“结圈”现象，因此控制球团直径在－30＋10mm之间比较合理，这样既可以得到较好的选矿指标，又可以降低回转窑的“结圈”程度。     6、LCP降磷药剂用量试验     LCP降磷药剂属于复合药剂，根据其组分的市场价格，综合价格约400元/t，用量的多少不仅影响铁精矿中的磷含量，而且影响选矿成本。在焙烧温度1000℃，回转窑变频器f＝40Hz（焙烧时间45min），焦炭用量8%，焦炭粒度－1mm，球团直径－30＋10mm，弱磁选磁感应强度B1＝0.30T，B2＝0.12T，一段磨矿细度－0.100mm占95%，二段磨矿细度－0.045mm占80%以上的条件下，进行球团直径大小试验，试验工艺流程见图1，试验结果见图7。图7  LCP用量试验结果 ■－Fe品位；▲－Fe回收率；◆－P品位（×10－2）；●－P回收率     从图7可知，随着LCP用量增加，铁精矿中的磷含量逐渐降低至0.109%，但铁品位和铁回收率呈先升高后降低的趋势变化。当LCP用量为15%时，铁品位63.65%，含磷0.109%，铁回收率71.68%。因此，兼顾铁精矿品位、铁回收率、磷含量等因素，选择LCP用量为10%，可以得到铁品位65.71%，含磷0.223%，铁回收率78.91％的选矿指标。     （二）连续焙烧全流程试验     通过回转窑焙烧的主要工艺参数试验得到了磁化焙烧－弱磁选（阶段磨矿阶段选别）工艺流程的焙烧条件：焙烧温度1 000℃，f＝40 Hz（焙烧时间45 min），焦炭用量8%，焦炭粒度－1mm，球团直径－30＋10mm，LCP用量10%，弱磁选磁感应强度Bl＝0.30T，B2＝0.12T，一段磨矿细度－0.100mm占95%，二段磨矿细度－0.045 mm占80%以上。为考察所获得的工艺参数的可靠性和稳定性，在所取得的焙烧条件下进行连续72h工艺流程全流程试验，试验工艺流程见图1，试验结果见表6。 表6  连续72h焙烧全流程试验结果产物名称产率品位回收率FePFeP铁精矿50.4165.930.22578.9215.06尾矿49.5917.901.2911.0884.94合计100.0042.110.753100.00100.00     从表6可知，可以得到产率50.41%，铁品位65.93%，含磷0.225%，铁回收率78.91％的选矿指标，该指标与焙烧条件试验相比较，差别较小，故获得的工艺流程参数比较可靠，具有可重复性，产品指标稳定；此外，连续72 h回转窑焙烧过程中没有出现“结圈”现象，整个连续过程设备运转正常。     四、结论     （一）通过φ800 mm×9000mm回转窑磁化焙烧工业试验研究，得到了铁品位大于65%，含磷低于0.25%，铁回收率高于78%的选矿指标。     (二）采用自行研发成功的LCP复合降磷药剂有效地降低了铁精矿中的磷含量，得到了质量较高的铁精矿产品。LCP具有熔点低、价格便宜、来源方便、污染小等特点，在高磷铁矿石焙烧过程中添加一定量，可以有效地降低铁精矿中的磷含量。此外，用LCP对其它类型的高磷铁矿石也进行了大量的试验研究，也得到了较好的降磷效果。     （三）磁化焙烧（添加LCP降磷）一弱磁选（阶段磨矿阶段选别）工艺流程的成功，为难选高磷铁矿石的开发利用提供了一条新思路。     （四）在易选、含铁高、含杂低、工艺简单的铁矿石资源紧缺的状况下，难选含杂高的铁矿石资源的开发利用是必然趋势。因此，开发新技术、新工艺处理这部分宝贵的铁矿石资源将具有重大的现实意义。

采用两次反射炉或短窑熔炼的曲型代表是东南亚各国，我国个别厂采用。     （一）马来丁亚巴特活思（Butter-worth）冶炼锡流程     处理的精矿曲型成分(%)为：75.25Sn,0.02As,0.06S,0.67Fe,0.06Cu,0.024Pb，0.004Bi,0.31TiO2。其炼锡流程见图1。图1   马来西亚巴待活思冶炼厂炼锡流程     此外，该厂还处理中等品位的老挝锡精矿，含40TSn，20%Fe,并有其他杂质。经过图2所示的单独流程作炼前处理后成为高品位锡精矿，再进行还原熔炼。     （二）印度尼西亚佩尔蒂姆（Peltim）炼锡厂炼锡流程     处理的锡精矿成分(%)为:69.01-74.32Sn0.003-0.057As,0.01-1.50S,0.86-2.4Fe，0.01-0.012Cu，0.001-0.073Pb，0.001-0.003Bi，0.001Sb，0.99-3.17SiO2。其炼锡流程见图3。图2巴特沃思冶炼厂预处理老挝高铁精矿流程[next]图3印度尼西亚佩尔蒂姆炼锡厂短窑炼锡流程     （三）我国赣州有色金属冶炼厂炼锡流程     该厂的进厂原料是以钨为主,同时含有锡、钼、铋、铜的中矿或毛砂。中矿一般成分(%)为:39.11-42.10WO3,2.88-5.13Sn，0.74-1.06Mo，1.02-1.06Bi，2.10-2.70Cu。钨锡毛砂含40%Sn。原料先在精选车间进行精选：用磁选法精选锡石-黑钨矿；用电选和浮选锡石-白钨矿；用浮选法分离硫化矿。分别产出锡精矿、钨精矿及伴生金属精矿。进入炼锡流程(见图4)的锡精矿成分(%)为:69.51-71.09Sn,0.1-0.51As,0.16-0.34S，1.0-1.5Fe，0.03-0.08Cu，0.13-0.37Bi，0.14-0.21Pb，0.3-0.7Ca，0.7-3.29SiO2，1.4-1.9WO3。 图4赣州有色金属冶炼厂炼锡流程

熟料烧结过程中，窑头大量的废弃直接排入大气，既危害了环境空气质量又造成大量热量的浪费；煤粉制备过程是一个对安全要求很高的过程，多年来煤粉的烘干热风一直由燃烧炉供应，操作中一旦将火焰拉入煤粉磨中，将造成不可预仨的安全事故。针对以上现实情况，经过一系列的论证，我们认为：窑头废气温度足以保证煤粉制备所需温度，而且不带明火，更加有利于安全生产。 　　将熟料窑系统的余热通过热风管道引入煤粉磨的供风系统，设置风量、温度控制手段，停用燃烧炉供给高温气体，以窑头废气替代燃烧炉的热风，作为执　，对入磨原煤进行烘干、提料，制取合格的煤粉。发挥煤粉磨较大产能。　　窑头废弃温度≥450℃，足以保证煤粉制备所需温度≤350℃，而且不带明火，更加有利于安全生产。但由此引起的熟料烧结及煤粉制备系统负压的变化对生产操作和产品质量造成的影响以及一定量的窑灰随热风进入煤粉磨对煤粉灰分的影响等问题成为此次技术创新的难点。通过对实验期间煤粉灰分的化学分析，针对窑灰沉降室内的变化及窑灰进磨的实际情况进行了技术改造，保证了煤粉灰分≤15%。通过实验，我们获得了适合此流程的技术操作参数，既保证了煤粉的质量（水分≤2.0%、 90μm细度≤16%、灰分≤15%），又保证了熟料窑及煤粉制备系统的正常生产运转。　　该项目利用氧化铝熟料窑余热作为煤粉制备热源成功的运用于烧结法氧化铝生产的大流程中，运行安全可靠，利于环境保护，创造了较好的经济和社会效益。

中铝河南分公司掌握氧化铝熟料窑低挥发份煤燃烧新技术　　中铝河南分公司氧化铝熟料窑低挥发份煤燃烧新技术近日获河南省科技进步二等奖。据河南省科学技术厅组织专家评审，此项技术在国内外属首创，填补了国内外的技术空白，处于国际领先水平，在国内外氧化铝、水泥等冶炼行业具有极高的推广应用价值。 　　氧化铝熟料窑以往采用单风道燃烧器，由于其仅适用于高挥发份煤作为燃料，使生产成本居高不下，不利于节能降耗。为此，中铝河南分公司针对低挥发份煤的燃烧特性和氧化铝熟料窑的工艺特点，开发了适用于燃烧低挥发份煤的四风道燃烧器，并对煤粉制备系统进行了改造，成功解决了熟料窑烧结温度范围窄、变化快、波动大、控制难等问题，同时解决了低挥发份煤着火点高、燃尽时间长等难点。 　　此项技术在中铝河南分公司氧化铝熟料窑应用以来，不仅适用于低挥发份煤，而且也适用于烟煤和混烧挥发份不同的煤种，熟料窑煤粉燃烧系统升温过程加快，火焰形状调整灵活，热工制度稳定，提高了能源利用效率，使熟料窑的产能、运转率均有所提高，消耗明显降低，吨煤成本降低７０－１００元，年创经济效益１５００万元以上。

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。

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。

一、锌焙烧矿的浸出意图与浸出工艺流程 （一）锌焙烧矿浸出的意图 湿法炼锌浸出进程，是以稀硫酸溶液（首要是锌电解进程发作的废电解液）作溶剂，将含锌原猜中的有价金属溶解进入溶液的进程。其原猜中除锌外，一般还含有铁、铜、镉、钴、镍、砷、锑及稀有金属等元素。在浸出进程中，除锌进入溶液外，金属杂质也不同程度地溶解而随锌一同进入溶液。这些杂质会对锌电积进程发作不良影响，因而在送电积曾经有必要把有害杂质尽或许除掉。在浸出进程中应尽量运用水解沉积办法将部分杂质（如铁、砷、锑等）除掉，以减轻溶液净化的担负。 浸出进程的意图是将原猜中的锌尽或许彻底溶解进入溶液中，并在浸出终了阶段采纳办法，除掉部分铁、硅、砷、锑、锗等有害杂质，一同得到沉降速度快、过滤功能好、易于液固别离的浸出矿浆。 浸出运用的锌质料首要有硫化锌精矿（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。其间焙烧矿是湿法炼锌浸出进程的首要质料，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进程所发作溶液的质量及金属收回率均有很大影响。 （二）焙烧矿浸出的工艺流程 浸出进程在整个湿法炼锌的出产进程中起着重要的效果。出产实践标明，湿法炼锌的各项技能经济指标，在很大程度上决定于浸出所挑选的工艺流程和操作进程中所操控的技能条件。因而，对浸出工艺流程的挑选非常重要。 为了到达上述意图，大多数湿法炼锌厂都选用接连多段浸出流程，即榜首段为中性浸出，第二段为酸性或热酸浸出。一般将锌焙烧矿选用榜首段中性浸出、第二段酸性浸出、酸浸渣用火法处理的工艺流程称为惯例浸出流程，其典型工艺准则流程见图1。图1　湿法炼锌惯例浸出流程 惯例浸出流程是将锌焙烧矿与废电解液混合经湿法球磨之后，参加中性浸出槽中，操控浸出进程结尾溶液的PH值为5．0～5．2。在此阶段，焙烧矿中的ZnO只要一部分溶解，乃至有的工厂中性浸出阶段锌的浸出率只要20%左右。此刻有许多过剩的锌焙砂存在，以确保浸出进程敏捷到达结尾。这样，即便那些在酸性浸出进程中溶解了的杂质（首要是Fe、AS、Sb）也将发作中和沉积反响，不至于进入溶液中。因而中性浸出的意图，除了使部分锌溶解外，另一个重要意图是确保锌与其他杂质很好地别离。 因为在中性浸出进程中参加了许多过剩的焙砂矿，许多锌没有溶解而进入渣中，故中性浸出的浓缩底流还有必要再进行酸性浸出。酸性浸出的意图是尽量确保焙砂中的锌更彻底地溶解，一同也要防止许多杂质溶解。所以结尾酸度一般操控在1～5g／L。尽管经过了上述两次浸出进程，所得的浸出渣含锌仍有20%左右。这是因为锌焙砂中有部分锌以铁酸锌（ZnFe2O4）的形状存在，且即便焙砂中残硫小于或等于1%，也还有少数的锌以ZnS形状存在。这些形状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抛弃，一般用火法冶金将锌复原蒸腾出来与其他组别离离，然后将搜集到的粗ZnO粉进一步用湿法处理。 因为惯例浸出流程杂乱，且出产率低，收回率低，出产成本高，跟着20世纪60年代后期各种除铁办法的研制成功，锌焙烧矿热酸浸出法在20世纪70年代后得到广泛运用。现代广泛选用的热酸浸出流程见图2。图2　现代广泛选用的热酸浸出流程 热酸浸出工艺流程是在惯例浸出的基础上，用高温（＞90℃）高酸（浸出结尾残酸一般大于30g／L）浸出替代了其间的酸性浸出，以湿法沉铁进程替代浸出渣的火法烟化处理。热酸湿法炼锌的浸出进程35浸出的高温高酸条件，可将惯例浸出流程中未被溶解进入浸出渣中的铁酸锌和ZnS等溶解，然后进步了锌的浸出率，浸出渣量也大大削减，使焙烧矿中的铅和贵金属在渣中的富集程度得到了进步，有利于这些金属下一步的收回。 二、影响浸出反响速度的要素 锌焙烧矿用稀硫酸溶液浸出，是一个多相反响（液－固）进程。一般以为物质的涣散速度是液－固多相反响速度的决定要素；而涣散速度又与涣散系数、涣散层厚度等一系列要素有关。 （一）浸出温度对浸出速度的影响 浸出温度对浸出速度的影响是多方面的。因为涣散系数与浸出温度成正比，进步浸出温度就能增大涣散系数，然后加速浸出速度；跟着浸出温度的升高，固体颗粒中可溶物质在溶液中的溶解度增大，也可使浸出速度加速；此外进步浸出温度可以下降浸出液的粘度，利于物质的涣散而进步浸出速度。一些实验阐明，锌焙烧矿浸出温度由40℃升高到80℃，溶解的锌量可增多7.5%。惯例湿法炼锌的浸出温度为60～80℃。 （二）矿浆的拌和强度对浸出速度的影响 涣散速度与涣散层的厚度成反比，即涣散层厚度减薄，就能加速浸出速度。涣散层的厚度与矿浆的拌和强度成反比，即进步矿浆拌和强度，可以使涣散层的厚度减薄，然后加速浸出速度。应当指出，尽管加大矿浆的拌和强度，能使涣散层减薄，但不能用无限加大矿浆拌和强度来彻底消除涣散层。这是因为，当增大拌和强度而使整个流体到达极大的湍流时固体表面层的液体相对运动仍处于层流状况；涣散层饱和溶液与固体颗粒之间存在着必定的附着力，激烈拌和，也不能彻底消除这种附着力，因而也就不能彻底消除涣散层。所以过分地加大拌和强度，只能无谓地添加能耗。 （三）酸浓度对浸出速度的影响 浸出液中硫酸的浓度愈大，浸出速度愈大，金属收回率愈高。但在惯例浸出流程中硫酸浓度不能过高，因为这会引起铁等杂质许多进入浸出液，进而会给矿浆的弄清与过滤带来困难，下降ZnSO4溶液质量，影响湿法炼锌的技能经济指标；此外，还会腐蚀设备，引起结晶分出，阻塞管道。 （四）焙烧矿自身性质对浸出速度的影响 焙烧矿中的锌含量愈高，可溶锌量愈高，浸出速度愈大，浸出率愈高。焙烧矿中SiO2的可溶率愈高，则浸出速度愈低。焙烧矿粒的表面积愈大（包含粒度小、孔隙度大、表面粗糙等），浸出速度愈快。可是粒度也不能过细，因为这会导致浸出后液固别离困难，且也不利于浸出。一般粒度以0．15～0．2mm为宜。为了使焙烧矿与浸出液（电解废液和酸性浸出液）杰出触摸，先要进行浆化，然后进行球磨与分级。实践上，浸出进程在此开端，且大部分的锌在这一阶段就已溶解。 （五）矿浆的粘度对浸出速度的影响 涣散系数与矿浆的粘度成反比。这首要是因为粘度的添加会阻碍反响物和生成物分子或离子的涣散。影响矿浆粘度的要素除温度、焙砂的化学组成和粒度外，还有浸出时矿浆的液固比。矿浆液固比愈大，其粘度就愈小。 综上所述，影响浸出速度的要素许多，并且它们之间，又互相联系、互相制约，不能只着重某一要素而忽视另一要素。要取得恰当的浸出速度，有必要从出产实践动身，全面分析各种影响要素，并经过重复实验，从技能上和经济上进行比较，然后挑选最佳的操控条件。 （六）惯例法浸出的一般操作及技能条件的操控 1、惯例法浸出流程 湿法炼锌惯例浸出工艺指的是选用一段中性浸出、一段酸性浸出，浸出渣经过一个火法冶金进程使锌复原蒸腾出来，变成氧化锌再进行湿法处理，其准则工艺流程见图1。 湿法冲矿工艺流程的特点是：在焙烧炉的排料口下面设置一溜槽，从炉内排出的热料直接落入溜槽内，并被接连流经溜槽的稀硫酸溶液（含30～50g／LH2SO4，俗称氧化液），带到矿浆分级器，分级溢流进中性浸出，分级底液经球磨后进酸性浸出。其长处首要有：①省去了热焙砂的冷却设备；②可以运用热焙砂的显热加热浸出溶液，减轻浸出槽的加热负荷。 株洲冶炼厂新建的湿法炼锌体系未选用冲矿工艺，焙砂经冷却、球磨后送浸出体系，剩下焙砂送焙砂储仓贮存。其长处是：①焙砂经干式球磨后，粒度较细，能取得较好的浸出效果，浸出渣含锌比冲矿浸出工艺低1．0%～1．5%；②因为设置了焙砂储仓，浸出部分不会因焙烧体系发作毛病停产而受到影响。 2、浸出进程的技能条件操控 为确保浸出矿浆的质量和进步锌的浸出率，一般来说，浸出进程技能条件操控首要有三个方面：中性浸出结尾操控、浸出进程平衡操控和浸出技能条件操控。 中性浸出操控结尾PH为4．8～5．4，使三价铁呈Fe（OH）3水解沉积，并与砷、锑、锗等杂质一同凝集沉降，然后到达矿浆沉降速度快、溶液净化程度高的意图。曩昔浸出结尾PH值操控是经过操作人员用试纸或PH计测定，然后调整浸出进程的加酸量来到达操控结尾PH值的意图。跟着主动化水平的进步，浸出进程结尾PH的操控可以经过PH主动操控体系来完结。浸出进程的各个浸出槽出口的PH值设定后，主动操控体系可根据设定的PH值信号主动调整酸的参加量，使浸出结尾到达设定的PH值。 湿法炼锌的溶液是闭路循环，故坚持体系中溶液的体积、投入的金属量及矿浆弄清浓缩后的浓泥体积必定，即一般说的坚持液体体积平衡、金属含量平衡和渣平衡是浸出进程的基本内容。湿法炼锌溶液的总体积，一方面因水分蒸腾、渣带走水以及跑、冒、滴、漏丢失等原因会随进程进行不断削减，另一方面又因为贫镉液、洗渣、洗滤布、洗设备等搜集的低酸、低锌废水，给体系带进许多新水，二者有必要坚持平衡，即坚持体系中溶液体积不变，不然有或许因带入的水过多，体系的溶液量添加，致使溶液无法周转，打乱出产进程，导致出产技能条件失控。假如带入的水缺乏，则体系溶液体积削减，相同会使正常溶液周转受到影响，影响正常出产技能条件操控。一同溶液体积削减相当于体系溶液浓缩，将导致溶液含锌量升高，假如违背答应规模，将直接影响浸出以及后续净化及电解工序。实践中，夏天气温高，溶液体积简略减小；冬季蒸腾量少，且蒸汽直接加热的冷凝水添加等原因，溶液的体积简略胀大。故为了坚持溶液体积平衡，有必要严厉操控各种洗水量，因时、因地坚持水量平衡。浸出进程的金属量平衡是指浸出进程投入的焙砂经浸出后进入溶液的金属量与锌电解进程分出的金属量坚持平衡。如投入的金属量与分出的锌量不平衡，将导致电解产出的废液量不平衡，影响正常出产。 渣平衡是指焙砂经两段浸出后所产出的渣量，与从体系经过过滤设备排出的渣量的平衡。假如浸出产出的渣不能及时从体系中排走，浓缩槽中浓泥体积增大，不只影响上清液的质量，也直接影响到下一工序出产的进行，无法坚持浸出进程接连安稳进行。浓泥体积的改动往往是构成上述恶性循环的原因，如酸性浓泥体积大，弄清困难，使酸性上清液含固体量升高，当回来一次中性浸出时，又添加了一次浸出矿浆的固体量，然后削减了一次浸出矿浆的液固比，使一次浸出矿浆弄清困难，结果是中性上清液中悬浮物许多添加，净液工序的压滤担负加重，乃至无法完结净液作业。 浸出进程的好坏与选用的技能条件密切相关。实践标明，只要正确选用操作技能条件，严厉操作，精心操控，方能取得好的浸出效果。惯例法浸出一般操控的浸出工艺条件如下： ①中性浸出的技能条件 浸出温度　　　　　　　　　　　　　60～75℃ 浸出液固比（浸出液量与料量的质量比）10～151 浸出始酸浓度30～40g／L 浸出结尾PH值4.8～5.4 浸出时刻1.5～2.5h ②酸性浸出的技能条件 浸出温度70～80℃ 浸出液固比（浸出液量与料量的质量比）7～91 浸出始酸浓度25～45g／L 浸出结尾PH值2.5～3.5 浸出时刻2～3h因为质料和酸一同参加，故按浸出矿浆终究从浸出槽出口终酸的PH值操控始酸。浸出进程的产品为矿浆，是硫酸锌溶液和不溶残渣的悬浊液，为了满意下一工序的要求，矿浆有必要进行液固别离。湿法炼锌的浸出矿浆液固别离一般选用重力沉降浓缩和过滤两种办法。一段中性浸出矿浆经中性浓缩液固别离后，中性上清液送净化，中性浓缩底流送酸性浸出。 二段酸性浸出矿浆经酸性浓缩液固别离后，酸性上清液回来中性浸出，酸性底流经过过滤、枯燥后送回转窑火法处理，使锌复原蒸腾变成氧化锌。 3、浸出的首要技能经济指标 ①锌浸出率　浸出率系焙烧矿经两段浸出后，进入溶液中的锌量与焙烧矿中总锌量之比。 当焙烧矿含锌量为50%～55%、可溶锌率为90%～92%时，锌浸出率为80%～87%。在设计时，接连浸出可取80%～82%，接连浸出可取86%～87%。 ②浸出渣率　浸出渣率系焙烧矿经浸出、过滤枯燥后的干渣量与焙烧矿量的百分比。 当焙烧矿含锌为50%～55%时，其相应的浸出渣率为50%～55%。近几年来各厂渣率一般约为52%。 ③渣含锌　各厂渣含锌动摇于下列规模：全锌18%～22%；酸溶锌2．5%～7%；水溶锌0．5%～5．5%。 4、浸出矿浆的液固别离 浸出所得矿浆须经液固别离，才干别离送往下一工序处理。一次浸出矿浆经浓缩，所得上清液送净化，底流送二次浸出；二次浸出矿浆先经浓缩，所得上清液回来一次浸出，底液送去过滤。 矿浆的浓缩在浓缩槽（亦称稠密机）内进行。浸出矿浆的浓缩功率取决于固体粒子的沉降速度： 在实践出产进程中状况比较杂乱，因而影响浓缩的要素许多，首要有： ①矿浆的PH值　矿浆的PH值一般操控在4．8～5．4之间，因为此条件最有利于纤细胶质氢氧化铁和硅胶粒子的凝集长大，所以弄清速度较快，浓缩效果较好。 ②焙烧矿的粒度　固体粒子沉降速度与其粒度成正比，粒度越大，沉降越快，故浓缩效果越好。但粒度太大，易阻塞浓缩槽和损坏扒动设备；反之，粒度越小，沉降越慢，浓缩功率就越差。 ③固体与液体的密度差　固体与液体的密度差越大，固体粒子的沉降速度越快，浓缩功率越高。 ④矿浆的温度　一般锌焙烧矿中性浸出矿浆浓缩温度以55～60℃为宜；酸性浸出矿浆浓缩温度以60～70℃为宜。温度升高，矿浆粘度减小，固体粒子的沉降速度加大。 ⑤矿浆的液固比　矿浆的液固比越大，则矿浆的粘度就越小，就越有利于固体的沉降，浓缩效果也越好。 ⑥溶液中胶体氢氧化铁和二氧化硅的含量　当溶液中含氢氧化铁和硅酸增多时，矿浆的粘度就升高，然后使固体物料的沉降困难，恶化浓缩进程，所以应严加操控。遇此状况可用进步矿浆温度和增大液固比的办法，下降其粘度，利于固体粒子的沉降。 ⑦浸出时刻　当浸出时刻较短时，则残存的固体粒子较大，其沉降速度较快；相反，则固体粒子较细，乃至将已凝集的大颗粒击碎，而使浓缩发作困难。 ⑧3#凝集剂的参加量3#凝集剂一般只在中性浓缩槽中参加。其用量为20～30ppm。凝集剂的参加可使细微的悬浮颗粒凝集成较大的粒子，因而加速沉降速度，浓缩机才干进步1．5～2倍。 二次浸出矿浆经浓缩后得到的底流，仍是含有许多硫酸锌溶液的浓泥，为了尽或许地收回其间的锌，有必要将底流过滤，进一步进行液固别离。过滤就是将浓缩后所得底流装在有过滤介质的过滤机中，在必定压力差的效果下，使溶液经过过滤介质，而固体（浸出渣）则截留在过滤介质上，到达液固别离的意图。 过滤机的出产才干取决于过滤速度，影响过滤速度的要素有： ①滤渣的性质　当浓泥中含胶状物质如氢氧化铁、硅酸过多和渣粒过细时，将使浓泥的粘度增高，且细微的胶状微粒在过滤时会阻塞过滤介质的毛细孔道；当浓泥中含硫酸锌、硫酸钙、硫酸镁等硫酸盐过多时，相同会使浓泥的粘度增高，且在过滤时它们易生成细微结晶而阻塞过滤介质的毛细孔道，这些都使过滤困难，下降过滤速度。 ②滤饼的厚度　过滤时跟着过滤时刻的延伸，滤饼厚度添加，被过滤的浓泥中的溶液经过过滤介质的阻力增大，而使过滤速度下降。一同，还或许因为滤饼过厚而将滤布损坏。为此，应操控滤饼厚度。根据某厂实践，滤饼的合理厚度以25～35mm为宜。 ③过滤温度　温度对过滤速度有很大影响，概括起来有如下几点：过滤温度高，浓泥的活动性好，过滤速度快；进步过滤温度，可以消除滤饼和滤布的毛细孔道内构成的小气泡，然后加速过滤速度；进步过滤温度，有利于滤液中悬浮固体微粒凝集长大，使过滤速度加速。 因而，在出产实践中应操控较高的过滤温度，一般为70～80℃，有时乃至高达90℃。 三、铁酸锌的溶解与中性浸出进程的沉铁反响 （一）铁酸锌的溶解 锌焙砂经过惯例法工艺的中性与酸性浸出今后，得到的浸出渣仍含锌高，一般为20%～22%。当处理含铁高的精矿时，渣含锌还会更高。这种浸出渣处理在上世纪70年代曾经都是经过一个火法冶金进程将锌复原蒸腾出来，变成氧化锌粉再进行湿法处理。这样使湿法炼锌厂的出产流程杂乱化，且火法进程的燃料、复原剂和耐火材料耗费很大，出产成本高。关于难溶球状ZnO·Fe2O3的溶出，要求有近欢腾温度（95～100℃）和高酸（终酸40～60g／L）的浸出条件以及较长的时刻（3～4h），锌浸出率才干到达99%。 （二）中性浸出进程的沉铁反响 前已述及，在中性浸出时只要将溶液中的Fe2＋氧化成Fe3＋，才干在结尾PH值为5左右时Fe3＋以Fe（OH）3的办法从溶液中彻底沉积下来。为使溶液中Fe2＋氧化为Fe3＋，有必要将溶液的电势值进步到0．8以上。在出产中进步电势所选用的氧化剂有软锰矿（MnO2）或鼓入的空气。 锌电解液中锰的含量一般动摇在3～5g／L之间。软锰矿是锌溶液中Fe2＋的好氧化剂，各个工厂都乐于选用。软锰矿中二氧化锰含量较高，可达60%以上，所含的首要杂质一般为氧化铁和二氧化硅，对湿法炼锌无大的影响。尽管软锰矿报价不高，直销也较满足，但仍需花费资金，并且要添加渣量，故有的工厂改用空气氧化。 从Fe2＋氧化为Fe3＋的反响速度，除了与Fe2＋自身的浓度有关以外，还与溶解于溶液中的氧浓度及溶液酸度有关。在温度为20～80℃、PH为0～2的规模内，溶液中［O2］愈大，F2＋的氧化反响速度便愈大。所以在实践出产中为了进步［O2］，应将空气喷射入溶液，使之高度涣散，发作极细微的气泡。也有工厂选用富氧鼓风。 当溶液的酸度愈低，即PH值愈大时，Fe2＋的氧化速度增大。当PH＜1．9时，溶液中的Fe2＋简直不被空气中的O2氧化。所以，在用空气氧化Fe2＋的进程中，需参加焙砂进行预中和，以进步溶液的PH值。 根据实验研讨，在用空气进行氧化时，Cu2＋的存在有利于反响加速进行。有人曾测定过铁和铜的氧化电势随PH值改动的状况。当PH大于2．5时，溶液中的Cu2＋可以直接氧化Fe2＋。 用中和法沉积铁时，溶液中的As与Sb，Ge可以与铁一同沉积。所以在出产实践中溶液中的As，Sb，Ge的含量比较高时，为了使它们能彻底沉积，有必要确保溶液中有满足的铁离子浓度。溶液中的铁含量应为AS＋Sb总量的10倍以上，当Sb含量高时要求更高。在AS与Sb含量高的状况下，溶液中铁含量不行时，应在制造中性浸出料液时参加FeSO4或Fe2（SO4）3，但铁的总浓度不该超越1g／L，不然会使中性浸出矿浆的弄清性质变差。 氢氧化铁除砷、锑的效果可以简述如下：氢氧化铁是一种胶体，胶体微粒带有电性相同的电荷，所以彼此排挤而不易沉降，在不同的酸度下因吸附的离子不同，带的电荷亦不相同。在溶液PH值＜5．2时，Fe（OH）3胶粒带正电；在PH值＞5．2时它带负电，定位离子为OH－，其等电点在PH＝5．2邻近。因为在PH＜5．2时，Fe（OH）3胶粒带正电；ASO43－，SbO43－将成为其反离子。一般来说溶液中各种负离子都可以成为“反离子”然后被胶核所招引，其间一部分可以进入胶团内一同运动。在工业浸出液中，可成为反离子的物质许多，如SO42－，OH－，SbO43－，SO42－，GeO42－等，但它们进入胶团吸附层的数量将取决于这些离子的浓度和电荷的巨细，浓度大、电荷高的更易进入吸附层，浓度和电荷比较电荷效果更大。因而进入氢氧化铁胶粒吸附层的负离子将首要是AsO43－，SbO43－，SO42－，也会有少数的SO42－和OH－等。砷、锑只要在溶液酸度很高的状况下方能以阳离子As5＋，Sb5＋的办法存在。关于中性浸出，结尾PH操控在5．2以上的溶液，砷、锑将首要以配位离子AsO43－，SbO43－办法存在，金属砷、锑离子将是很少的。尽管溶液中AsO43－，SbO43－的浓度较SO42－低得多，但它们在荷电方面却占有极大优势，故可以被氢氧化铁胶核吸附在表面层中。四、氧化锌粉及含锌烟尘的浸出 （一）氧化锌粉及含锌烟尘的来历与化学成分 铅锌矿藏质料大都来历于铅锌共生矿，经过优先浮选也很难到达铅锌彻底别离。冶炼厂所处理的铅精矿与锌精矿都是彼此掺杂在一同，还有赖于冶金进程进一步别离。如铅精矿冶炼进程，是将精矿中的锌富集在炉渣中，然后用烟化炉处理炉渣，产出的氧化锌便作为湿法炼锌质料。湿法炼锌厂产出的浸出渣以及贫氧化锌矿，许多工厂都是选用回转窑烟化产出氧化锌粉，也是作为湿法炼锌的质料。50%左右的金属锌用在钢铁镀锌工业上。当这些镀锌钢铁废件回炉再生时，便会发作一种含锌烟尘。这种烟尘含锌约20%，经回转窑和其他设备进行烟化富集，产出的氧化锌粉也是作为炼锌的质料。 有一部分金属锌用在黄铜（Cu－Zn合金）出产上，当这种黄铜废件再生冶炼收回铜时，锌以氧化锌粉形状收回，也可送湿法炼锌厂作质料。 上述各种氧化锌粉的化学成分列于表1。分析其间的数据可以看出，这种质料的成分杂乱，含有害杂质较多，一般将其独自浸出后，得到ZnSO4溶液再泵至焙砂浸出体系。因为氧化锌粉中的F，CL含量较高，浸出时都进入溶液，要从ZnSO4溶液中脱去F－与CL－是比较困难的，所以在浸出之前需将这种氧化锌粉预先处理脱氟氯。 表1  各种氧化锌粉的化学成分（%）    这些氧化锌粉的粒度很小，表面能很大，在火法烟化中能吸附SO2和有机物，亲水性差，导致浸出进程耗费更多的氧化剂（如MnO2），推迟浸出时刻。浸出前将氧化锌粉进行预处理，才干改善这些功能。 （二）氧化锌粉浸出前的预处理 氧化锌粉送浸出前的预处理首要是脱去其间的氟与氯。脱除氟氯的办法有高温焙烧和碱洗两种。高温焙烧脱氟氯可以在多膛炉或回转窑中进行。 （三）氧化锌粉的浸出 工业质料氧化锌与含锌烟尘经高温（700℃左右）脱除氟氯之后的物料统称为氧化锌粉，湿法处理该物料都要经过浸出进程，与焙砂浸出相相似。浸出进程要求锌物猜中的锌化合物敏捷而尽或许彻底溶解进入溶液中，只要很少部分锌进入到氧化锌浸出渣中。这种含Pb，Ag高，含锌低的渣，可送到铅体系处理。 在氧化锌被浸出的一同，锌物猜中的部分杂质（如铁、砷、锑、锗、镉等）也会不同程度地溶解。所以，ZnO浸出液成分杂乱，一般将其独自浸出后，得到的硫酸锌溶液再与焙砂浸出液兼并。氧化锌物猜中的铟、锗、镓等有价金属则在酸性浸出进程中进入溶液，在铟锗置换工序，运用锌粉置换的办法沉积这些稀散金属，使其进入置换渣中，以到达锌与铟、锗别离并使铟、锗在渣中富集的意图。 浸出进程得到的是一种固体与液体的混合物———矿浆。所以还有必要经过浓缩与过滤把固体与溶液别离开来。故浸出的意图除要求尽或许多地溶解锌、富集有价金属和除掉一部分杂质外，还要求得到弄清功能与过滤功能好的浸出矿浆。氧化锌粉浸出出产工艺流程见图3。图3　氧化锌粉浸出工艺流程 氧化锌粉具有复原性强、比表面积大、疏水性好的特性，故难于直接进入溶液。干法上矿往往会使氧化锌粉悬浮在液面，需求激烈地拌和，故只要单个小厂运用干法上矿。大多数供应商选用湿法上矿。湿法上矿是将氧化锌粉首要与含酸的浸出溶液混合，以矿浆的办法泵入浸出槽内。湿法上矿的长处是，矿浆先后经浆化槽（或球磨机）、泵、分级机、管道或溜槽，使氧化锌粉与溶液充沛触摸，然后加速了浸出进程，进步了锌及有价金属的浸出率。株洲冶炼厂选用串联两台球磨机（1．5m×3m）湿法磨矿后再泵入中性浸出槽，进步了磨矿效果，使锌的浸出率到达了95%～97%。 氧化锌粉的浸出是用锌电积的废电解液作溶剂，其反响为 ZnO＋H2SO4ZnSO4＋H2O 就浸出锌而言它是一个简略的溶解进程，可是质料的成分杂乱，因而该浸出进程也就杂乱化了。一般选用一段中性与一段酸性的两段浸出作业。 榜首段为中性浸出，使原猜中大部分锌进入溶液，凭借中和水解法使铟锗等有价金属残留于渣中。 第二段浸出为酸性浸出，首要是使中性浸出渣中的锌、铟、锗、镓等尽或许多地进入溶液，而铅留于渣中，到达锌、铟、锗、镓和铅的别离。 取得的酸性上清液选用锌粉置换法将其间的铟、锗、镓置换沉积出来，到达富集铟锗的意图。 无论是中性浸出仍是酸性浸出，均可选用接连或接连操作办法，其作业条件概括于表2中。 表2  氧化锌粉接连浸出与接连浸出的条件操控五、锌浸出出产用的首要设备 （一）常用浸出设备 浸出槽是浸出的重要设备。浸出槽分为空气拌和槽和机械拌和槽。空气拌和槽是凭借紧缩空气来拌和矿浆，机械拌和是凭借动力驱动螺旋桨来拌和矿浆。槽体一般用混凝土或钢板制成，内衬耐酸材料如铅皮、瓷砖、环氧玻璃钢等。 空气拌和槽如图4所示，机械拌和槽如图5和图6所示。    浸出槽的容积一般为50～100m3，现在已趋向大型化，如120m3，140m3，190m3，250m3和300m3都有工业运用。空气拌和槽又叫帕秋卡槽，一般内径4m，槽深10．5m，槽体为钢筋混凝土捣制，内衬玻璃钢，如需耐强酸应加衬瓷砖。槽底为锥形，并设有底阀作事端处理和捣槽、清槽之用。槽内装有两根紧缩空气管通向锥底，通以0．13～0．16MPa的紧缩风，以使矿浆处于剧烈翻腾运动状况。另设置一根蒸汽管用以直接加热矿浆。矿浆输出靠槽内两个矿浆扬升器吹出，它是一根刺进锥底的长管，规格为259×10400（mm），扬升器风管为89×9895（mm）。扬升管下部是喇叭口形，扬升风管刺进喇叭口处。操作时扬升风管送入紧缩风，因为空气导入扬升器，扬升器内便充溢矿浆和空气的混合物，这就与扬升器外的矿浆构成密度差，凭借紧缩风的驱动，矿浆便沿着扬升器上升被导出槽外。接连浸出靠这种扬升器把几个浸出槽串联起来，并把矿浆扬升至输出溜槽，但也可以将浸出槽建成阶梯形，运用高度压差完结串接。实践证明，这种浸出槽处理才干大，每小时每立方米能处理中性矿浆1．62m3，或处理酸性矿浆0．71m3。此外，充气对浸出进程起强化氧化效果，对进步浸出上清液质量有利。它的缺乏之处在于风压不行时简略构成死槽、堵槽，渣含锌较高，加重了捣槽、清槽的工作量，别的蒸汽耗费大，现场环境恶劣。 机械拌和槽由拌和设备、槽体、槽盖和桥架组成。拌和器是浸出槽的重要部件，根据不同的工艺条件挑选不同办法的拌和器。拌和器的效果是使拌和槽内固体颗粒在溶液中均匀悬浮，以加速固液间的传质进程。传统的拌和机选用敞开式折叶涡轮，使介质在槽内既发作轴向流又发作径向流，然后使矿浆颗粒不断呈现新的界面，以利于传质和混合进程的完结。拌和强度是强化浸出进程的重要参数，它取决于工艺进程的要求，由核算结合出产经历建立，一般为50～85r/min。改善后的拌和器设双层桨叶，既保留了折叶涡轮的长处，又大大节省能耗，取消了简略腐蚀的导流筒（图6），在槽内增设挡板（阻尼板），以完结最佳拌和效果。如不设档板，则可改动槽型，有的改成八角形槽。一般槽型选用立式圆筒形槽体，平底平盖，下部设置清渣入孔及放液口。浸出槽一般呈阶梯形装备，完结多槽串接，其长处是这种浸出槽捣槽便利，堵槽少，动力耗费小，浸出渣含锌比空气拌和槽低一个百分点，且现场环境较好，易于完结主动操控。 强化浸出进程的流态化浸出槽已在工业上得到了运用，其结构见示意图7。 （二）液固别离设备 湿法炼锌液固别离的设备有稠密机和各类过滤机。 1、稠密机 稠密机又称沉降器、增浓器或浓缩槽。广泛运用的是单层接连式耙集沉降器。浓缩原理与分级沉降相同，凭借固体颗粒的重力天然沉降。稠密机巨细根据出产量和浓缩才干来断定，直径有9m，12m，18m，21m等不同类型。由槽体、耙子、桥架、传动设备、进步设备和槽盖组成。槽体为钢筋混凝土结构内衬玻璃钢，在锥形槽底再砌一层耐酸瓷砖以确保其耐磨性和耐腐蚀性。耙子选用316L不锈钢，当负荷超越规则极限时，报警器报警，耙子主动进步，排除毛病后，可电动或手动将耙下降。槽内中心悬有缓冲筒，起到导流和缓冲效果。矿浆进入槽内由筒体下落至1m后才向四周活动，这样颗粒就在中心部分许多沉降，而筒体外的上清区则坚持安静状况，更可确保上清质量。稠密机内分为上清区、弄清区、浓泥区（见图8）。当矿浆进入稠密机后，固体粒子在重力的效果下开端下沉，大颗粒在锥形底部构成沉积层，其上构成液固混合的悬浮层，再上是含固较少的上清层。作业中，力求槽内上清区所占的体积愈大愈好，而浓泥区坚持在最小的高度，以利进步稠密机的出产才干。操控必定的（底流）密度，可接连排渣，也可接连排渣。 出产中为了加速浓缩与弄清速度，一般参加适量的凝集剂（一般为聚酰胺，俗称3号凝集剂），以促进固体粒子彼此集合而构成絮凝团快速沉降。但凝集剂也是一种通明胶体，不能过多，不然拔苗助长。 影响浓缩弄清的要素许多，首要有矿浆的PH值、矿浆的化学成分、固体颗粒的粒度、液固比、3号凝集剂用量以及排渣操作等。 稠密机始用于1905年，具有作业接连、出产安稳牢靠、能耗低、操作简略等长处而得到广泛运用。其缺陷是出产功率低，占地面积大。 稠密机的面积可按下式核算： F＝Ｑ／Ａ 式中　F———需求稠密机面积，m2； Ｑ———需求的上清液量，m3／ｄ； Ａ———单位面积上清液的产率，m3／（m2·ｄ）。 Ａ值可按相似工厂出产指标选取（见表3）。 图8  浸出矿浆在稠密机内的散布 表3  稠密机的上清液产率（A值）稠密机的台数核算如下： 稠密机台数＝需求的稠密机面积（m2）/每台稠密机的沉降面积（m2） 六、锌浸出渣及其处理 （一）锌浸出渣的组成及处理办法 经惯例法浸出后的浸出渣一般还含有18%～26%的锌及其他有价金属，因而，浸出渣还有必要进一步处理，以收回其间的锌及有价金属。 锌焙烧矿中的硫化锌和铁酸锌，在一般浸出条件下是不会溶解于稀硫酸溶液的，可以以为彻底残留在浸出渣中。这是浸出渣含锌高的首要原因。 浸出渣中的锌首要包含在浸出条件下不溶解的铁酸锌（ZnO·Fe2O3）、硫化锌（ZnS）以及部分未溶解的氧化锌（ZnO）。其处理办法一般分为火法和湿法两种。火法处理是将浸出渣与焦粉相混合，用回转窑、蒸馏炉、竖炉、鼓风炉处理，将渣中的锌、铅、镉复原蒸腾出来，烟气经沉降、冷却、袋式收尘，终究得到含铅氧化锌粉。湿法处理是浸出渣经过高温高酸浸出，使渣中的铁酸锌等溶解，然后用不同办法使已浸出的铁生成易于过滤的沉积物而除掉。 火法和湿法各有长处，但也各存在缺乏之处。火法处理锌金属总收回率较高，流程简略，但其蒸腾窑修理量大，耐火材料耗费高，能耗大，作业环境条件差，劳动强度高，贵金属难以收回。湿法处理显着地进步了锌、铜、镉等有价金属的浸出率，渣率低，并富集了铅及贵金属，有利于贵金属的收回，并且其操作环境及劳动强度显着优于火法。现在国内外许多供应商选用湿法流程处理浸出渣。浸出渣的热酸浸出及沉铁进程，已在前面各节作了具体介绍，下面叙说火法处理锌浸出渣。 （二）回转窑烟化法处理浸出渣 在株洲冶炼厂的流程中，酸性底流经莫耳真空过滤机或水平真空带式过滤机过滤后送银浮选，新建厂银浮选收回率到达60%。浮选尾矿经圆盘真空过滤机或箱式压滤机过滤后，所得浸出渣经枯燥送回转窑烟化收回锌。 回转窑处理锌浸出渣一般用焦粉作燃料兼作复原剂。正常状况下，窑温首要靠焦粉、锌蒸气的焚烧来保持，只要当开窑或窑内热量缺乏时，才运用煤气、重油或粉煤等辅佐燃料。 对焦粉的一般要求是固定碳大于75%，蒸腾物4%～6%，灰分小于20%。焦粉中蒸腾物过高，不利于反响带的延伸。 焦粉的粒度对出产有很大的影响。粒度太粗，炉料会过早软化，渣含锌升高；粒度太细，炉料的透气性欠好，翻动不充沛，渣含锌也高。适合的焦粉粒度组成为：5～10mm的焦粉不低于50%，大于15mm的焦粉不高于20%，小于5mm的焦粉不高于30%。 浸出渣中的镉、铟、锗易蒸腾，随烟气净化进入氧化锌粉中，然后使这些金属得到富集。 回转窑处理锌浸出渣的工艺流程见图9。回转窑的技能操作条件首要包含以下参数的操控： （1）温度　窑内温度愈高，铅、锌氧化物的复原愈快，蒸腾愈彻底。但温度过高，对窑内衬腐蚀加重，大大缩短窑内衬寿数，且或许发作炉料熔化，构成炉结，恶化操作进程，下降金收回率。因而应根据炉料的熔点及性质操控适合的温度。窑内温度沿窑长方向可分为枯燥带、预热带、反响带、冷却带。其间反响带最长，温度最高，一般为1100～1250℃，窑尾烟气温度650～800℃。 （2）焦率　焦率是指参加的焦粉量与干浸出渣量之比的百分数，一般为50%左右。焦率过高，窑内温度太高，复原性气氛太强，随渣排出的剩下焦粉添加；焦率过低，则炉料失掉松懈性，透气性差，或许发作粘结，致使炉料复原反响不彻底，下降金属收回率。图9  回转窑处理锌浸出渣的工艺流程 （3）窑内负压　窑内负压一般操控在50～80Pa。负压过大，进入窑内空气增多，反响带后移，窑尾温度升高，进料溜子易损坏，乃至有细颗粒料进入烟道，影响氧化锌的质量。负压过小，窑内空气缺乏，反响带前移，渣含锌增高，乃至窑前有或许呈现冒火现象。（4）强制鼓风　强制鼓风可使窑内反响带延伸，并能将炉料吹起构成杰出的翻动，可进步出产才干，并延伸窑的运用寿数。强制鼓风压力一般为0．1～0．2MPa。 （5）窑身转速　窑身转速关于炉料在窑内逗留时刻、反响速度及反响的彻底程度有很大的影响。转速太快，炉料在窑内逗留的时刻短，尽管翻动杰出，但反响不彻底，渣含锌升高。 转速太慢，相应炉料在窑内逗留时刻长，焦粉虽可以彻底焚烧，但易使炉料发粘，处理才干也就减小。正常转速为1～0．7r/min。株洲冶炼厂三种类型回转窑的规格及首要工艺操作条件见表4，所处理的浸出渣及氧化锌成分列于表5。 表4  株洲冶炼厂三种类型回转窑的规格及首要工艺操作条件 表5  回转窑处理浸出渣的质料和产品成份（%）实例

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。

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。

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。

十五、偏钛酸含水量凹凸对产品质量的影响    偏钛酸含水量的凹凸，决议了物料在枯燥区中脱水、脱硫的彻底程度。含水量过高，由于脱水、脱硫不彻底，物料就以团状或大颗粒状况进人高温区，而高温区的停留时刻是很短的，因而媛烧品烧不透，易呈现夹生现象，使产品消色力下降，吸油量上升，pH值下降；若含水量过低，物料在枯燥区脱水、脱硫很充沛，物料以粉末状况进人高温区，易烧结变硬，色泽变黄变灰，白度下降。一般颜料钛出产操控含水量在65％左右。非颜料钛出产操控含水量在50％左右。    十六、煅烧时物料颗粒巨细对产品质量的影响    偏钛酸颗粒度是出产钛时影响脱硫的重要要素。颗粒度小，脱硫简单且彻底，物料不会向窑头冲流，得到的煅烧品色泽较白；颗粒度大，脱硫较难，由于含硫高的钛在高温下具有很强的活动性，物料简单向窑头冲流。偏钛酸颗粒度的巨细，首要是从钛液水解进程中构成的，因而有必要按种类的不同要求，严格操控水解工艺条件，制得颗粒度适宜的偏钛酸。    十七、煅烧时物料在窑内运动的正常状况    物料在窑内的运动状况，可用物料在运动中的堆积高度H值来衡量。H值越大，而物料呈块状下滑，则表明物料现已发作烧结；H值越小，且物料呈团状向窑头翻滚，则表明窑温太低，将有生料混入煅烧品中；H值适中，而物料呈均匀的颗粒状向窑头推动时，煅烧才是正常的。在出产非颜料钛时，物料在窑内的运动状况能明显地反映出煅烧品含硫量的凹凸。窑内物料呈“液体”向窑头冲流时，煅烧品含硫极高。H值大，物料向窑头推动很慢时，煅烧品的含硫量极低。窑内物料在进人高温区前有“欢腾”状冒气现象，进人高温区后，物料也并不向窑头冲流时，缎烧品的含硫量能契合出产工艺的要求。    十八、煅烧品pH值的测定及运用全能pH试液滴在瓷板的落料品呈现红、黄、黄绿、蓝色彩的原因    测定煅烧品pH值的办法如下：用取样的长柄勺从窑头下料口取出少数的落料品，置瓷钵中研细后，放在比色瓷板上，滴人几滴全能pH试液，再与标准样板相比较，即可测出落料品的pH值。    全能pH试液滴在瓷板的落料品上呈现赤色，阐明pH值在6以下，表明物料呈酸性，烧不透，含硫高。构成的原因或许是：①盐处理时加碳酸钾缺乏或加磷酸过多；②煅烧温度过低；③物料在窑内停留时刻过短；④投料量过大，料层过厚；⑤偏钛酸含水量过大；⑥偏钛酸颗粒大。试料呈现黄色，表明挨近中性；呈现黄绿色，阐明pH值在6.5一7.5之间，表明含硫量合格，煅烧适宜；呈现蓝色，阐明呈碱性，现已到达要求或稍超越要求。假如试料一起呈现红、黄绿、蓝，阐明煅烧不均匀，既有烧不透的，又有烧得适宜的，还有烧过火的。由于钛制品要求pH值在6.5-8之间，那么烧至黄中带绿即契合要求。    十九、非颜料级钛的窑前分析    在电焊条级和珐琅级钛的出产中，窑前分析首要靠操控含硫量。测定硫大都用煅烧一碘量法。电焊条级钛含硫标准为≤0. 05％，窑前操控应在0.04％以下；珐琅级钛含S03标准为≤0. 15％，窑前应操控在0.12％以下，这样才干确保制品的质量，但含硫量不宜过低，过低时产品色泽较差，而且会多耗用燃料。至于冶金级钛由于其出产时煅烧温度操控在1250℃以上的高温下进行，落窑品含硫量极低，窑前测定硫已无实际意义。[next]    二十、从落窑品的外观与色泽判别缎烧状况    正常的落窑品色泽皎白而柔软，颜料级钛落窑品呈颗粒状；非颜料级钛大多用常压法水解，落窑品黏结成小粒状，这种落窑品色泽较白，含硫量也较低。如落下粉状料，大都是偏钛酸颗粒过粗，含硫量过高，致使窑温不得不相应进步所构成，产品往往发灰。如落窑品发黄，首要是水洗工序中偏钛酸内的杂质铁未洗净所构成的。    二十一、从调查窑内状况判别煅烧好坏    反转窑内煅烧正常时，料层平稳，上面空间中比较明晰。如发现上部空间烟尘许多，要留意窑内经过状况，查看窑尾烟道是否堵塞。在出产非颜料级钛时，如发现料层向前滑动，乃至滑落到下料口，俗称跑粉或冲窑头。这阐明偏钛酸颗粒过粗，含硫量高，虽已到烧成区，但还坚持能自在活动的粉末状况，冲出的粉末往往很细。一般状况下，从窑头调查口是看不到有大块物料的。如发现大块物料，表明物料脱水区延伸，应恰当削减投料量，减慢窑速，进步窑温或加强通风，或相互配合运用。    二十二、开窑和焚烧该做的作业    开窑前应对窑体及其附属体系进行全面的查看，并进行空车试转以消除隐患。为防止杂质污染钛产品，新窑、窑体大修、互换内衬耐火砖或互换种类时，窑内有必要进行打扫。换砖今后有必要经过一昼夜以上的阴干，方可焚烧烘窑。    焚烧前，先翻开部分灰箱门，然后滚动窑体，开动鼓风机，向窑内输入空气，排出或许残留在窑体内的可燃气体。持引火器从窑头调查口引进并对准喷嘴，翻开燃料气旋塞，此刻，操作人员有必要背对窑头，防止窑内有异物或粉尘冲出，或由于气体配比不妥发作爆破而被击伤。如一次点不着点，应立即堵截可燃气，但不要中止空气运送，有必要待窑内剩下可燃气排尽，再行焚烧，不然会构成爆破事端。如选用液体燃料，可先开动油泵打循环油，点着引火器置于喷嘴前，渐渐通气送油，再恰当调整油气比。    二＋三、反转窑在投料前要进行烘窑    烘窑是为了扫除内衬中的水分，并使内衬温度均匀地升高到作业温度。烘窑时要防止升温过快，防止构成内衬开裂和破损。烘窑时刻长短应根据换砖多少来断定，新窑或悉数换砖窑，而其窑又比较大，则烘窑时刻约为2-3昼夜，其逐步升温到350℃左右；部分换砖的窑，烘窑时刻约为10-16h；不换砖的窑，烘窑时刻约为6-8h。烘窑后，窑温逐步升高到正常作业温度以下（100-200℃）时即可投料出产。    二十四、停窑应该留意的事项    锻烧反转窑的钢外壳在高温受热时，简单变形。无论是方案中的停窑或方案外因设备或供电、供气体系发作毛病俄然停窑，熄火后有必要持续滚动窑体和鼓风，直到冷却。不然受热窑体将在窑体巨大的自重力效果下，发作曲折变形，变成严重的设备事端。    方案中的停窑，窑内的物料可维持到悉数锻烧结束。停窑前应逐步削减投料，并在停窑前将物料尽量悉数排出，跟着窑内物料的逐步削减，应相应削减燃料和空气量，当物料根本排清后再熄火，窑体空转冷却后停窑。若遇方案外的俄然停窑，窑内物料没有烧透，为了不影响设备检修，也有必要将其悉数排出，待今后再回烧。    二十五、煅烧偏钛酸所用反射炉的结构及操作程序    运用反射炉煅烧偏钛酸，虽然其劳动强度较大，可是由于其出资少，占地不多，操作便利，许多小型的铁厂，特别是出产等级低的珐琅、冶金、电焊条级钛对技能要求不高的厂，还在运用它。其结构是用耐火砖砌结而成，分上、中、下三层，直接加热，热气把耐火板加热，再经过耐火板把热传递给料层。物料与烟气逆流工作，烧煤在基层，发作的热气经过烟道向中层、上层工作，最终从烟囱排出。而偏钛酸投料放在上层烘于，进行脱水，然后耙到中层预热，再耙到基层进行煅烧，脱硫、晶体转化及粒子生长都在中层、基层完结。当在基层取样查验合格后，即可从基层出料，出料后，将中层料耙到基层，再将上层料耙到中层，最终将偏钛酸用皮带运送机运送到上层。[next]    二十六、反转窑的组成及其所起的效果    反转窑首要由筒体、支承设备（含滚圈、托轮和挡轮）、传动设备、密封设备和其他附属设备（加料和焚烧设备等）组成。    筒体是用18-28mm厚的优质钢板卷焊而成，内衬耐火砖，以防止筒体遭到高温效果，并削减热量的丢失。出产时物料在筒体内部随筒壁旋转到必定高度后，因受重力效果而下滑前移，并由筒体内的高温气流加热使物料温度逐步上升，最终到达工艺所要求缎烧的温度。    支承设备的滚圈支承着整个反转筒，使其能在托轮上反转，因而它有必要具有满足的刚度和耐久性，可用铸钢或煅钢制成；托轮支承着反转窑；挡轮的效果是阻挠筒体的上下轴向窜动，一般坐落滚圈的两边。    传动设备的效果是带动筒体按工艺要求的旋转速度滚动。因反转窑转速较慢，故需用减速器。关于需求常常调理转速的场合，可选用无级变速器，圆筒的反转速度较慢，故设备在圆筒上的大齿轮接受很大的圆周力，可用铸铁制作。    密封设备是为了防止在锻烧偏钛酸时散发出的S03等有害气体及Ti02粉尘逸出，转筒内是负压操作，因而在转筒和其两头的小室之间有必要有密封设备，它在结构上的要求是期望既不漏气，又不影响转筒的正常工作。    其他附属设备有加料设备和焚烧设备。关于含水量较高的偏钛酸浆料一般选用揉捏泵，偏钛酸经揉捏泵、进料管进人窑内。关于离心机脱水的干料可用提升机及转盘加料机等设备，乃至用人工卸料、送料。作为反转窑的燃料有煤气、柴油和重油等，相应的有煤气焚烧器和重油焚烧器。为了防止对钛的污染，在选用柴油和重油作燃料时，可设置焚烧室。    二十七、在反转窑窑头设置焚烧室的效果    反转窑有没有一个独自的焚烧室，对产品质量有很大影响。由于火焰温度可高达1300℃左右，如火焰与物料触摸，焚烧气与物料间温差很大，烧成的物料自身温度很高，就不可防止要发作烧结。一般以为焚烧气与物料最高温度间的温差应不超越200℃，因而设备一个焚烧室使燃料充沛焚烧后用空气稀释至必定温度后再输人窑体与物料触摸，对进步产值和质量都有长处。一个48m长的反转窑，焚烧室约6m左右，所得的焚烧物像米粒巨细，色泽皎白而且比较柔软。    二十八、反转窑的巨细、长短对焚烧的影响    锻烧偏钛酸的反转窑宜短而粗，内径从1.0-4.2m不等，长度与直径之比一般为(12-20)：1,直径小的份额大一些，直径大的份额小一些。直径为2.4-4.2m的窑，其长度大都为48m左右；直径小于2.4m的，其长度也相应短一些。一般来说，产值与直径成正比。直径大时，物料充填系数相应低一些，这对进步产品质量有长处。由于偏钛酸脱水约耗用热量的一半以上，细而长的窑为使脱水带有满足的热量，窑头温度有必要相应进步，或加大气量。温度进步简单构成过烧，加大气量使物料的线速度增大，构成阻力添加，粉尘丢失也添加，这对煅烧是晦气的。    二十九、燃料焚烧发作热量的传递    在反转窑内，高温气流、窑壁和物料三者之间存在着杂乱的热交换进程。燃料焚烧发作的高温气流向物料和窑壁辐射热量；受热后的窑壁向物料和气体辐射热量；高温气体在窑内活动时以对流办法传热给物料表面和窑壁；与物料触摸的窑壁经过传导办法把热量传给物料。一般来说，物料在温度较低的脱水带，热的传递首要以对流和传导办法为主，跟着温度的升高，传热办法逐步以辐射为主。    三十、液体燃料焚烧的要求及其所用的设备    钛对白度要求很高，有必要防止由于液体燃料不彻底焚烧而发作的污染。为了使燃料焚烧彻底，应设法使燃料液滴很快加热并与氧气密切触摸，以求在较低温度下完结燃料的分化进程，并使分化出的碳氢化合物彻底焚烧。为此，需将液体燃料雾化成很细的油滴。燃油雾化得越细，与空气中氧气触摸的表面积就越大，燃油焚烧便越快、越彻底。燃油的雾化进程是在喷嘴里完结的，喷嘴一面将燃油涣散成细微的雾滴，一面使雾滴与空气均匀混合。喷嘴有机械式喷嘴、高压蒸汽一空气喷嘴和低压空气喷嘴。钛出产中现在较多供应商用C形低压喷嘴，并在喷嘴外面有一喇叭形管改进雾化状况，以空气为雾化剂。[next]    三十一、气体燃料焚烧运用的焚烧设备    反转窑气体燃料的焚烧，常运用混合式喷嘴，为了进步焚烧强度，用鼓风机将空气强制送人喷嘴与煤气混合进行焚烧，煤气焚烧时的焚烧速度和焚烧程度取决于煤气和空气的混合进程，混合得越好焚烧得越彻底，火焰长度也就越短。混合式喷嘴的长处是出产率大，结构紧凑，可以用低压煤气，有较高的热工目标（化学不彻底焚烧小于2％）；缺陷是需用鼓风机送风，火焰较长，焚烧室也就较大。    三十二、煅烧偏钛酸的反转窑还不是抱负的煅烧设备    现在煅烧设备都选用反转窑，可是煅烧偏钛酸用的反转窑并不是抱负和完美的设备，由于它不能为被加热粉状物料营建杰出的传热条件。反转窑的热传递根本上是靠窑内热气流来加热露出的料面以及靠热窑壁加热紧贴窑壁的物料。而在两种物料之间的许多物料却不能直接与热气流或窑壁触摸，即便在同一截面上，温度也是不均匀的。反转窑的充填系数只要10%-20％，所以空间利用率和热功率都不高。别的，偏钛酸煅烧时，跟着温度的升高，逐步被粉碎成粉状物料，其粗细很不均匀，物料的料层又适当厚，要使物料烧透，热气流的温度需高出煅烧温度许多，成果当大颗粒烧透时，小颗粒现已烧过头，因而产品往往是烧不透和烧过头的物料的混合物。部分物料发作烧结也是难以防止的。    国外从20世纪60年代起就进行了二氧化钛欢腾煅烧的研讨，而且早已应用于出产实践，欢腾焙烧早已在冶金和化工范畴被广泛选用。选用欢腾煅烧，物料在欢腾床内处于高度湍动状况，气流简直能与每个颗粒表面触摸，因而传质、传热功率大为进步。    三十三、煅烧钛呈现色变的原因及其防止色变现象的办法    在出产锐钛型钛时，常会碰到煅烧落窑品或经粉碎成钛后，表面层露出于日光下，会呈现色变现象，由本来的白色转变成浅灰色或浅黄色。发作的原因有以下两方面：①有一部分锐钛型晶体转变成金红石型晶体；②铁、铬、铜、镍等杂质进人了金红石型晶格内，构成晶格变形所引起。防止的办法有以下几种：①运用定点矿源，以操控钛矿里的杂质含量；②将偏钛酸进行漂白处理，以下降铁杂质的含量；③添加盐处理剂磷酸的用量，以掩蔽铁杂质；④调理煅烧窑内的气氛，以防止金红石型晶体的发作；⑤从反转窑出来的半制品是以强力集合的大块晶体方式而存在，有必要让其缓慢冷却，以松懈Ti02的晶格。当呈现色变现象，处理的办法有以下几种：①下降煅烧温度，由于锐钛晶型转变成金红石晶型有必要在较高的温度下进行，下降了窑温就难以构成金红石型晶体；不过窑温也不能降得太低，窑温太低脱水、脱硫不彻底，pH值太低，会引起产品消色力的下降；②在盐处理时，多加碳酸钾，下降脱硫温度，加速锐钛型微晶体的生长速度，削弱由高温引起烧结而呈现的色变现象。    三十四、煅烧呈现不正常现象的原因及处理的办法    煅烧呈现的不正常现象、原因分析及处理办法见表3。[next]    三十五、煅烧要素对产品质量的影响    煅烧要素对产品质量的影响见表4。[next]

一、引言 我国是镁资源极丰富的国家，储量占世界第一，也是全球镁产量第一大国。我国的金属镁生产工艺99%以上采用的是皮江法（又称硅热还原法）。皮江法是1941年由加拿大教授皮江(Lioyd M·Pid－geon)发明的一种炼镁工艺。其方法是将用回转窑或竖窑煅烧后的白云石和硅铁磨成细粉，按一定配比混合压成团块装入用耐热钢制成的还原罐内，在1200℃左右及抽真空至绝对压力为10～20Pa范围内进行还原得出镁蒸汽，冷凝后成为结晶镁，再熔化铸成镁锭。它的主要优势在于投资及运营成本低，原料的价格便宜，建厂快，产品质量好。但传统的皮江法炼镁存在的主要问题是：能耗很高，会对环境产生污染。因此，节能降耗，改进工艺，降低排放，提升我国皮江法炼镁水平，是巩固和加强我国金属镁行业在全球的龙头地位和实现可持续发展的根本途径。 回转窑和还原炉是皮江法生产金属镁工艺中的主要热工设备，同时也足主要的能源消耗设备。本文通过对这些热工设备和工艺环节的用能现状进行系统分析，并以此来讨论我国金属镁业的节能方向和具体措施。 二、主要热工设备的用能状况诊断 （一）回转窑热利用率的计算 回转窑是煅烧白云石的装置，白云石在煅烧过程中，于630～780℃的范围内发生吸热分解反应生成CaCO3和MgCO3，接着MgC03（750～800℃)继续分解成MgO和CO2，于910℃左右(780～930℃范围内)则发生CaCO3的吸热分解，最终分解生成CaO和MgO。白云石在回转窑里主要进行的反应是： CaCO3·MgCO3(s)＝CaO(s)＋ MgO (s)＋2CO2(g) 下标s和g分别表示固态和气态。此反应在910℃左右进行，根据上述反应中各物质的热物性，可以求得常温下(25℃)和910℃时方程式中各个物质的焓值，如表1示。 表1  常温 (25℃)和910℃时物质的焓值       KJ/mol温度物质CaCO3·MgCO3CaOMgOCO225℃-2326.30-634.29-601.24-393.51910℃-2136.50-588.27-557.83-349.74 在反应发生前窑内的高温烟气先将白云石加热到910℃左右，在这一过程中白云石吸收的热量等于其焓变。 然后反应(1)发生，将910℃时生成物的焓减去反应物的焓值，可以得到在该温度下反应(l)的反应热。 通过计算可以得到回转窑的耗能状况如表2示。 表2  回转窑的耗能状况项目单位热耗白云石预热所需的热量KJ/moL189.90反应理论所需热量KJ/moL290.92生成物的显热作为有效热时回转窑的所需热量KJ/moL480.72生成物的显热KJ/moL176.97生成物的显热不作为有效热时回转窑所需热量KJ/mo303.75目前实际平均耗热量KJ/mo1376.86生成物的显热作为有效热时回转窑的热效率%24.6生成物的显热不作为有效热时回转窑的热效率%22.1 （二）还原炉热利用率的计算 在还原炉里的还原罐中主要发生的反应为：MgO(s)＋CaO(s)＋1/2Si(s)＝Mg(g)＋1/2(2CaOSiO2)(s)             (2) 此反应在1200℃左右进行，根据反应前后物质的热物性，可以求得各物质在常温(25℃)下和反应温度下(1200℃)的焓值，见表3。 表3  常温 (25℃)和1200℃时物质的焓值       KJ/mol温度物质MgOCaOSiMg2CaO·SiO225℃-601.24-634.2900-2305.801200℃-542.05-571.6030.67171.42-2092.94 炉内火焰和高温烟气首先将还原罐内的反应物加热到1200℃左右，在这一过程中物料吸收的热量等于其焓变。然后反应(2)发生，将l200℃时生成物的焓减去反应物的焓值，可以得到在该温度下反应(2)的反应热。 在实际生产中，反应并不能进行完全，仍然会有一部分的反应物没有参加反应。目前我国炼镁的实际操作中，镁的还原率约为71%，由此可以计算得出还原炉的耗能状况如表4示。 表4  还原炉的耗能状况项目单位热耗球团预热所需的热量KJ/moL137.22实际操作中的镁的还原率%71.0反应理论所需的热量KJ/moL158.54生成物的显热作为有效热时还原炉所需的热量KJ/moL295.76镁渣的显热KJ/mo191.00生成物的显热不作为有效热时还原炉所需的热量KJ/mo104.76目前实际平均耗能KJ/mo3435.13生成物的显热作为有效热时还原炉的热效率%8.61生成物的显热不作为有效热时还原炉的热效率%3.05 三、主要热工设备的节能对策 从上述的计算可知回转窑和还原炉这两个最主要的热工设备的热效率都很低，因而都有极大的节能潜力。特别是还原炉的热利用率低得惊人，而其消耗的能源又在全系统所消耗的能源中占的比例最大，因此对还原炉节能有着更重大的意义。 （一）还原炉的节能对策 热效率太低是制约镁厂发展的关键，而其中的瓶颈就是还原炉的热效率过低，要想提高镁厂的综合热效率，必须要解决还原炉热效率过低的问题，因而如何提高还原炉的热效率显得极为重要，也是解决问题的关键所在。 1、研究新式的还原炉型 传统的还原炉在布置还原罐时最多只能布置两层，炉膛内的受热面积有限，烟气的温降很小，使得炉子的排烟温度高达1100℃。若在炉子内增加还原罐的排数，可以增大炉膛内的受热面积，从而降低排烟温度，提高还原炉的热效率。同时，也可通过改进炉型更好地组织炉膛内的流场和温度场，使得炉膛内的温度均匀，从而提高反应的速度，缩短反应周期。 2、设计合理的还原罐结构 皮江法炼镁是一个间歇式的还原过程，还原的周期长。如果能够缩短还原所需的时间，就会极大地提高还原炉的热效率。现在广泛使用的还原罐在还原过程中热量必须要由外及里传递，因此反应也必须由外及里进行，直到罐中心的球团全部被反应完全为止，反应才完全结束。并且球团参加反应后，剩下的残骸的传热情况恶化，不利于传热和反应的进行。因此，在反应进行的过程中，随着反应的进行，热量沿罐半径穿过单位深度时所能还原的球团的质量分数减小，反应的速度会越来越慢。为了加快反应的速度，可以用双面加热即内外都加热的方式。 3、充分合理利用还原炉的高温烟气 从还原炉出来的烟气温度高达l100℃，其品位很高。这部分的热量一般用余热锅炉产生蒸汽，然后用蒸汽抽真空。通过这种方式也使烟气在一定程度上得到了利用。但是将l100℃的烟气直接通过余热回收的方式来利用并不能充分利用烟气的可用能（exergy）。 最合理的利用方法是把这部分高温烟气热量按质合理利用，按量充分利用。例如，可以首先用高温烟气预热物料，助燃空气，然后再用余热回收装置回收烟气的余热，最后再排出。这样可以极大地减少燃料的消耗，既可减小热能损失又可减小可用能 (exergy)的损失。 4、镁渣热量的利用 从还原罐出来的镁渣温度高达1000℃，会带走很多的热量。因为还原炉出渣过程并不连续，现阶段这部分热量并没有得到利用，而是白白浪费了。可以使用余热锅炉来回收这部分能量。在还原罐进出料口下铺一层水管，从罐中的渣扒出来后覆盖在水管上，渣的显热被水吸收，加热后的水储存到余热锅炉中，渣待冷却后再运走。 （二）回转窑的节能对策 回转窑的热损失主要为烟气带走的热量、煅白带走的热量和回转窑窑体向外散失的热量，减小或者有效地利用这些热量都可以提高回转窑的热利用率。 1、利用烟气余热预热物料 回转窑排烟温度仍然还有400℃左右，仍然还可以继续利用使排烟温度进一步降低。回转窑里的烟气最直接的利用方式就是用来预热物料（白云石矿），比较简单有效的方法是增加一个立式预热器，烟气从下往上流动，而白云石从上往下移动，形成逆流，烟气温度可以降得很低，使烟气的余热得到较充分的利用。 2、安装筒体换热器回收和减少回转窑窑体散热 因为窑筒的温度较高，因而不可避免地要向外散失热量，这部分的热量只有部分被利用，大部分的仍然散失到环境中了。在回转窑窑筒上安装空气预热装置来预热空气是一个很好的利用简体热量的办法，将回转窑的预热区也安装上空气预热器，将这些预热器从窑尾到窑头依次串接起来，可将空气预热到较高的温度。 3、剩用煅白显热预热助燃空气 因为从回转窑窑头出来的煅白温度很高(1100～1200℃)，炽热的煅白将带走大量的热，这部分显热并没有被利用，而是直接散失于环境中。从窑头出来的煅白的温度显然应该比简体的温度要高很多，因而可以考虑将从简体外预热中的空气引出来通过炽热的煅白，进一步预热空气。 四、结论 （一）作为硅热法炼镁的主要热工设备的回转窑和还原炉的热效率都很低，特别是还原炉，热效率极低，因而节能降耗的潜力极大。 （二）还原炉的节能是镁厂节能的关键，针对硅热还原法的特点，还原炉的节能降耗应该从研究新式的还原炉型和合理的还原罐结构、高温烟气余热的高效利用和镁渣显热的合理回收着手。 （三）根据对回转窑热诊断分析，提出了回转窑的节能对策，例如：利用烟气余热预热物料，安装简体换热器回收和减少回转窑窑体散热以及利用煅白显热预热助燃空气。

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。

一、偏钛酸的首要化学成分    依据对某种矿出产出的偏钛酸的屡次化学分析，其组成见表1。表1  偏钛酸组成成分含量/%成分含量/%成分含量/%成分含量/%H2O62TiO235SO23SiO20.03Nb2O30.05Sb2O30.007Al2O30.004ZnO0.004PbO0.002Fe2O30.001MgO0.0003CuO0.0001MnO0.00001WO3＜0.005V2O5＜0.001Cr2O3＜0.001     二、偏钛酸缎烧的意图及缎烧工艺流程    钛以白色的偏钛酸方式从钛液中沉积出来时，不只带有很多的水，还带有必定量的硫酸。锻烧的意图就是在高温下使偏钛酸脱水、脱硫，而且构成具有必定晶型、到达必定质量指标的铁。    经过盐处理的偏钛酸浆料，送至锻烧工序的贮料槽内，然后用揉捏泵揉捏进内燃式反转窑内进行煅烧。若出产电焊条、冶金、珐琅、电容器等级其他钛，水解大都选用常压法，其所得的偏钛酸颗粒较粗，为节省燃料起见，可用离心机甩干后，用固体运送设备直接送至焚烧工序，再用斗式提升机将偏钛酸块料加人窑内进行锻烧。反转窑由变速电动机传动，可依据浆料、温度等工艺条件的要求进行调速。窑内选用逆流加热，从窑尾端加人的偏钛酸，跟着反转窑的旋转，被带到必定高度后，因为本身的滚动而不断地升起和落下。因为窑体有2%-4％的倾斜度，物料每升起再落下一次，便向窑头方向行进必定的间隔，偏钛酸就是凭借重力效果，向窑前移动；燃料及助燃空气由较低的窑头端入窑，经焚烧发作的高温气体自窑头向窑尾活动，与偏钛酸浆料构成了逆流运转。偏钛酸就是这样从窑尾送到窑头，一起在温度逐渐升高的过程中完结脱水、脱硫、晶型转化和粒子成长等一系列物理化学改变，而构成必定晶型的钛产品。钛经窑头下料口落人冷却转鼓进行冷却，然后经过斗式提升机送至贮粉斗，以备破坏之用。    现在进入反转窑的偏钛酸，不是用叶滤机吸滤，而是用鼓滤机抽干，再用螺杆泵送人。[next]    三、缎烧反转区分的区域及每个区域的温度规模    锻烧反转窑可分为枯燥区、晶型转化区和粒子成长区三个区域。窑内的温度与窑的巨细、物料离热源中心的远近和热电偶所放测温点的方位离热源点的远近都有联系，各厂不一样，煅烧反转窑各区域的温度规模见表2。表2  煅烧反转窑各区域的温度规模区域枯燥区晶体转化区粒子成长区温度/℃200~800800~860860~920     四、偏钛酸在反转窑枯燥区的改变    在枯燥区域中，偏钛酸发作脱水和脱硫的改变。这种改变可用下式表明：      Ti02·xH2O·yS03==Ti02＋xH2O↑＋yS03↑    ①脱水    a.脱湿存水湿存水即附着在偏钛酸颗粒表面及夹藏在颗粒空隙里的水。这部分水与Ti02的结合不结实，在100-200℃之间便蒸腾掉；    b.脱化合水化合水即结合在偏钛酸分子内部的水，这部分水与Ti02的结合比较结实，要在200-300℃之间才干脱掉。    ②脱硫水解生成的偏钛酸浆猜中，含有的硫酸大部分是游离酸，经过水洗即可除掉。可是占偏钛酸总量7%-8％的硫酸，以S03的方式与偏钛酸结合得很结实，因为偏钛酸构成的条件和夹藏的杂质不同，它所含的硫酸要在500-800℃之间，才干分解成S03和SO2气体而脱去。    因为偏钛酸含水量大，蒸腾水分所需的热量较驱除S03的热量大5倍以上、因为水分高，煅烧窑烟囱冒出的烟是以水汽为主，水汽遇到大气即冷凝成雾的成果，S03气体和水汽遇冷也变成酸雾。烟气中的钛是比较少的。    五、偏钛酸在反转窑晶体转化区的改变    一般硫酸法制得的偏钛酸全部是锐钛型晶体。经较低温度的煅烧后，得到的满是锐钛型钛。这种锐钛型一般在900℃以下是安稳的。当温度超越950℃时，就开端向金红石型晶型转化。纯洁的锐钛型晶型有必要在1200℃以上的高温，才干彻底转化为金红石型晶型。在这样的高温下煅烧，Ti02易烧结，为此，有必要加人各种金红石型转化促进剂，使其晶型转化的温度下降到800-860℃之间，使其成长的锐钛型晶体顺畅地、较彻底地向金红石型晶体转化。    六、偏钛酸在反转窑粒子成长区的改变    细微晶体聚结成颜料粒子需求取得必定的能量。煅烧温度越高，粒子成长的速度便越快。在600℃以下，粒子成长的速度十分慢，超越600℃时，粒子成长速度开端加速，温度到达900℃时，能够发现粒子成长的速度有极大的增加。假如煅烧温度升高到1000℃时，则聚结成的粒子的直径将到达1μm。而作为颜料钛最合适的粒度是0.2 - 0.35μm，即粒径应是可见光波波长的一半。假如粒径小于可见光波的半波长，则颜料粒子将成为通明；若粒径大于可见光波的半波长，则将使白色颜料呈现出红相。为此，应依据不同的条件，将这个区域的温度操控在860-950℃之间，使长大的晶体聚结成颜料粒子。    七、在高温下TiO2与硫酸钾的反响对制品的不良影响以及怎样防止这种影响    在出产颜料钛时，往往增加碳酸钾进行盐处理。碳酸钾与偏铁酸中的硫酸反响即生成硫酸钾，在煅烧过程中，硫酸钾与二氧化钛能在高温下反响生成偏钛酸钾。这种偏钛酸钾遇水会发作水解反响而生成。正是因为这种碱性物质的呈现，使钛的水浸液pH值到达弱酸性或中性或弱碱性，锻烧结尾也正是使用这种改变来操控。其一系列反响式如下：[next]     纯洁的Ti02是中性的。水浸液pH值偏酸性或偏碱性都会影响颜料的安稳性，使颜料在调制时不固化。有材料报导，水浸液pH值呈酸性时，抵消色力与底相有下降与变坏的倾向，为此有必要防止呈现偏酸现象，在盐处理时恰当多加一些碳酸钾或锻烧温度较高，脱硫较彻底能够使其水浸液呈现偏碱现象。    八、在高温下Ti02与CO的反响对制品的不良影响及怎么防止这种影响    当燃料在窑中焚烧不彻底时，会发作复原物质CO。在高温下，CO能把TiO2复原成Ti203。而Ti203的呈现会使钛的色泽带灰相，并导致Ti02晶格上的缺点，影响到钛的颜料功能。其反响式如下：    一般燃料焚烧都有这种现象，窑尾的粉料呈灰色就是这个道理。有时因为窑内通风不畅，煅烧废气不能及时排出，也会构成燃料的不彻底焚烧而发作CO。别的偏钛酸中，若含有复原性的三价钛较多，在窑内得不到满足的氧气氧化，也简单生成Ti203而使钛呈现灰相。    为了防止CO和三价钛等复原性物质的不良影响，就得确保燃料在窑内焚烧彻底，而且有必定的氧化气氛，这就需求精确地操控燃料与助燃空气的份额。一般燃料（煤气）与助燃空气的份额在1：(3.2-3.3)，用柴油或重油作燃料时，空气的过剩系数操控在1.2,即过剩空气为20％。在窑头加大进风量，加强了窑内通风，坚持窑内有满足的氧化气氛，能够防止发作复原物质，或使原有复原物质得以氧化，使钛以最高价态存在，这样的钛才是白色的。可是加大进风量会下降窑温，这样又要加大油量，构成油耗增高。不增加油量而加大鼓风量，肯定会下降窑头温度，这样做尽管能够进步产品白度，可是消色力会下降，吸油量会升高。这种对立就要各厂依据各自的出产条件和质量要求而权衡利弊，采纳相应的办法。    九、进步反转窑煅烧制品产能和下降热耗的办法    物料煅烧在确保质量的前提下，单位时刻内所得到的热量越多，物料的加热就越快，窑的出产能力就越高。一起因为物料得到的热量多，丢失掉的热量相对削减，这样热能的使用率较高而热耗较小。进步产能和下降热耗首要是操控恰当的空气过剩系数，空气过剩系数过小，燃料焚烧不彻底，不利于窑内坚持氧化气氛；空气过剩系数过大，使窑的产能下降，废气带走的热量相对增加。因而，能够在燃料彻底焚烧和坚持窑内氧化气氛的前提下，尽量减小空气的过剩系数；尽量进步燃料和助燃空气的人窑温度；力求扩展物料受热面积和窑内表面积；合理地安置焚烧设备；选用发热量高的燃料。    十、在煅烧过程中，偏钛酸中所含杂质的不良影响    在偏钛酸中增加正催化剂能进步转化速率，并相应下降转化温度。偏钛酸中所含阴离子对转化的阻止效果与阴离子的体积巨细有关，其阻止效果的次序为：Cl-＜SO42-＜PO43-（即含氯化物的晶型转化温度较低，含硫酸盐的较高，含磷酸盐的更高）。关于一些带色的金属氧化物，如氧化铜、氧化钻、氧化镍、氧化铬、氧化锰等对转化有促进效果，特别是氧化铜的效果最大，氧化钨、起阻止效果。[next]    当增加剂用量（以氧化物计）均为1mol左右时，物料在900℃煅烧3h，氧化钨和对粒子成长没有什么影响；氧化铬对粒子成长的促进效果很小；氧化镍、氧化钻、氧化锰对粒子成长有中等程度的促进效果；氧化铜、氧化铁对粒子成长的促进效果比较明显；氧化钼对粒子成长有特别明显的促进效果。    十一、反转窑窑头、窑尾温度凹凸对产品质量的影响    窑头温度一般称为高温带温度，它决议着Ti02晶型的转化和颜料粒子的成长，是影响钛颜料功能的重要因素。一般来说，窑头温度越高，Ti02的晶型转化及粒子成长就越快、越彻底。可是窑头温度过高，简单使物料烧结，使煅烧品颗粒变硬，色泽变黄变灰。在810℃左右，消色力随温度的上升而进步，但升到必定温度后，消色力会急剧下降，一般操控在850-950℃之间。    窑尾温度直接影响到枯燥区内的各种改变，也是一种窑内通风状况好坏的标志。窑尾温度高，通风好，煅烧后的废气易排出。但通风过大，被废气带走的热量和钛粉尘增多，构成必定的丢失。一起水分过早脱尽，进人高温区易烧结。窑尾温度低，不只窑内通风欠好，而且偏钛酸在枯燥区脱水、脱硫不彻底，以至于呈现煅烧品夹藏生料的现象。一般操控在150-300℃之间。    十二、物料在反转窑内逗留时刻长短对产品质量的影响    因为Ti02颜料粒子是在煅烧后期构成的，物料在窑内逗留的时刻对晶型转化、粒子的巨细和形状有决议性影响。工业上要求煅烧构成的粒子要外形油滑规整，因而晶型的构成和晶粒的长大都不能太快，都需求有满足的时刻，使晶格摆放规整并逐渐长大。一起煅烧品大都是聚集体，也需求有满足的煅烧时刻。选用温度相应偏低并恰当延伸煅烧时刻，对烧结及聚结现象又可相应削减。可是物料在窑内逗留时刻过长会影响产值。要是物料在窑内逗留时刻过长而煅烧温度又高，则会构成物料烧结，使煅烧品颗粒变硬，色泽变黄变灰，白度下降；物料在窑内逗留的时刻过短，则烧不透，煅烧品呈现夹生现象，晶体转化不彻底，消色力下降，吸油量增高，pH值下降。一般窑的转速操控在3. 5-9r/min之间。即物料在窑内逗留10h左右。    十三、在反转窑煅烧时要尽量防止颗粒烧结现象    若物料在窑内煅烧时刻过长而温度又高，则颗粒烧结成长的巨细成为无限的，一般为1.0-10μm。烧结物具有较大的空间体积或构成角质粒子，除了使颗粒变硬，色泽变黄变灰之外，还使吸量进步，消色力和遮盖力下降，光学功能及漆膜光泽变差。因而在锻烧时要尽量防止发作烧结现象。    十四、煅烧窑层厚薄对产品质量的影响    向煅烧窑内投料量过多，料层过厚，则物料在窑内的各种改变进行得不彻底，锻烧品呈现夹生现象，不利于脱硫和晶态转化，消色力下降，吸油量增高，pH值下降；假如投料量过少，窑层就薄，简单使物料发作烧结，使锻烧品颗粒变硬，色泽变黄变灰，下降了白度，而且下降了产值，浪费了热量，增加了能耗，进步了本钱，下降了效益。理论与投料量常常用窑的填充系数N来表明：式中  N—填充系数；      S1—窑内物料堆积的横断面积，m2；      S2 -窑的有用横断面积，m2。    一般窑的填充系数操控在10%-20％之间，直径为1. 5m的反转窑，日锻烧钛量在6. 5-8. 5吨为宜。当然投料量还因钛种类的不同而不同，出产非颜料钛的投料量能够比出产涂料钛投料量增加一倍以上。

(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。