该工艺炼质料以块状原矿为主，参加粒度小于30mm的无烟煤作为还原剂和燃料，用量为入炉炉料的3%-6%。高炉作业温度700-850℃，排烟管温度120-200℃。产品粗纯度99.9%，常含有固体微粒等杂质，需进一步提纯。在冷凝器中除产出金属外，还产出一种中间产品炱，这是一种由金属、化合物及矿尘构成的松懈物质，含20%-28%。高炉产出渣量为质料量的85%，渣中含0.003% -0.005%，高炉炼的冶炼强度为1.3t/(m3·d)，蒸发率>98%，直收率85%，冷凝功率>93%，活率>40％，电耗4.5-6kWh/t矿。    炼高炉断面为圆形，直径1-3m，高3-7m。炉膛内层用耐火砖砌筑，外层围砌青砖，再以铁箍加固，炉底留有集流槽。炉顶有水封加料设备，炉下部为炉栅排渣设备。加料用轨迹提高小车或加料皮带。高炉炼烟尘率低，收尘相对流态化炉简略，多选用沉降室和旋风收尘器体系收尘。冷凝器为直接水冷笔直排管式，排管下设歪斜集槽搜集冷凝。

欢腾焙烧炼炉选用双层锥形床、内溢流管和上部稀相换热结构。可处理粒度为13 mm的物料，床能率高达220t/(m2·d)，热效率高，但烟尘率也高，收尘负担重。流程由欢腾炉焙烧、冷凝、废气净化三道工序组成。    （一）欢腾炉蒸发焙烧    原矿和原煤别离破碎到粒度小于13mm。矿从炉顶参加炉内，在下落进程中被炉内换热设备涣散，涣散料与上升热气流进行热交换，物料温度上升。粉煤从上层流化床侧部参加，通过床层风帽的供风焚烧，坚持床层温度为720℃。使落入床层的矿中98％以上的HgS复原蒸发。在上层流化床已蒸发的矿焙砂和残煤通过床层中部溢流管落到基层流态化床，在此烧尽残炭并冷却焙砂，然后经溢流管排进出灰斗。    （二）蒸气除尘冷凝    该法炼烟气量约为420-570m3/t矿。出炉烟气成分为（％）：Hg 0.024, SO2 0.8,H2O 14，CO2 15，O2 2.1，其他为N2。烟尘率较高，一般为11％-14％，烟气含尘量达300g/m3，通过两段旋风收尘和电收尘后，烟气含尘可降到0.5-0.8 g/m3。除尘烟气进入文氏管，在此快速凝集雾状滴并降温。经气水别离，在旋风器中又有部分红珠状被搜集下来，最终烟气中剩下的再到管换热器中冷凝。冷凝废气通过填料淋洗塔和净化塔净化后经烟囱放空。    （三）炼欢腾炉炉型结构    一台2.5m2欢腾炉的结构参数如下：上层床床面积1.4m2，风帽112个，加煤口高900mm，内溢流管直径190mm，长560mm。基层床床面积1.07m2，风帽109个，排料管直径195mm，长568mm.    首要技能经济指标为：床能率220t/(m2·d)，蒸发率99％，原矿档次0.153％，活率95％，废气含61mg/m3。

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。

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。火法炼锌技能又分为竖罐炼锌、密闭鼓风炉炼铅锌、电炉炼锌和横罐炼锌。前两种办法是我国现行的首要炼锌办法，电炉炼锌仅为中小炼锌厂选用，横罐炼锌现已筛选。    （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，工艺流程见图1。    1.硫化锌精矿的氧化焙烧    一般硫化锌精矿的成分是：Zn 46%-62%，S27%-34%，Pb 94%；弃渣含锌＜1.0%；煤耗2.3 t/t Zn;罐体寿数2年；电耗550 kWt/t Zn;设备工作率93％以上。    （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（Imperial Smelting Carp, Let.）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。    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。[next]    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（见图2）。    1.烧结焙烧    一般铅锌精矿含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、Pb 19.2、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，炉身下部向内歪斜3.760，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、铜锍和炉渣通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。[next]    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％、Zn 1.35％，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，出产规模为500-2500 t/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/t Zn，残渣含锌3%-5%，粗锌档次98.7%，直收率80％，总收回率95％。

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。

B  浸取过程的技术控制    浸出过程技术控制主要有三个方面：中性浸出终点控制，浸出过程平衡控制，浸出技术条件控制。    中性浸出时控制终点pH值为5.2~5.4，使三价铁呈Fe(OH)3水解并与硅、砷、锑、锗等杂质一起聚集沉降，从而达到矿浆沉降速度快、溶解净化好的目的。我国湿法炼锌企业在长期生产实践中对控制中性浸出终点积累了丰富的经验，掌握了浸出矿浆液pH值逐渐升高，溶液内三价氢氧化铁和硅酸颗粒自发生成、凝聚变大的过程特征，据此来准确控制终点pH值。[next]    湿法炼锌的溶液系统是闭路循环，故保持系统中溶液的体积、含锌量及矿浆澄清浓缩后的浓泥体积一定，即通常所谓的保持水平衡（溶液体积平衡）、锌平衡、渣平衡，对稳定操作和稳定生产过程的技术条件具有非常重要的意义。并注意水、锌及渣的进人及排出量。    浸出过程的好坏与选用的技术条件密切相关，实践表明，只有正确选用操作技术条件并严格操作，方能取得良好的浸出效果。    一段中性浸出是浸出过程的关键，直接影响浸出矿浆的质量。只要技术条件选择正确，控制浸出终点准确，就能得到沉降速度快、易于澄清过滤、杂质含量低、悬浮物少的优质浸出液。各个工厂应根据具体情况确定技术条件，例如：    连续中性浸出技术条件    浸出温度                                 60～75℃    浸出液固比（浸出液和料量的质量比）        （10～15):1    浸出始酸30～40g/L    浸出终酸（最后一个浸出槽出口）             PH=5.0～5.2（如浸出过程返流少，槽内配酸多，终点                                             PH值可低一些，取下限值）    浸出时间（槽内停留时间）                   1～2h    连续酸性浸出技术条件    浸出温度                                  60～80℃    浸出液固比                                （7～9):1    浸出终酸                                  pH=2.5～3.5    浸出始酸                                  80～120g/L    浸出时间                                  2～2.5h    C  浸出矿浆的浓缩和过滤    重力浓缩是悬浮液中固体颗粒依靠重力作用发生沉降，而使悬浮固体与液体得到初步分离。    在浓缩过程中不仅较粗粒级容易沉降，而且微细粒级亦可通过凝聚达到良好的沉降效果，重力浓缩通常采用浓缩槽。矿浆在浓缩槽中的沉降过程如下图所示。[next]    浓缩槽的作业空间一般可分成澄清区(A区）、自由沉降区（B区）、过滤区（C区）、压缩区（D区）和浓缩区（E区）。锌的浸出悬浮液首先进人B区，固体颗粒沉降后进人过滤区（C区），在过滤区中，部分颗粒靠自身沉降，而另一部分颗粒受到密集颗粒夹带沉降，然后进入压缩区（D区）。    在压缩区悬浮液中的固体颗粒已形成较紧密的絮团，絮团虽继续沉降，但速度已变慢，然后进入浓缩物区（E区）。在此区因浓缩槽的刮板运动、挤压，浓泥的浓度进一步提高，最后由浓缩机底口排出。浓缩得到的上清液，作为液固分离的产品由溢流堰排出，送下一工序处理。    湿法炼锌常用的过滤方法有：真空过滤，其推动力是真空源，常用真空度53～90kPa及加压过滤，推动力通常由压力泵提供，压力一般为80～200kPa。工业生产中可根据不同的条件和要求选用不同的过滤方法和过滤设备。    热酸浸出    锌焙烧矿热酸浸出法是20世纪60年代后期随着各种除铁方法的研制成功而发展起来的。由于铁酸锌分解后，进入溶液中的铁能用黄钾铁矾法、针铁矿法或赤铁矿法等从锌溶液中有效分离，使焙砂热酸浸出法得到了广泛应用。    热酸浸出过程的实质是将锌焙烧矿经中性浸出后的渣用高温、高酸浸出，目的是将在低酸中尚未溶解的铁酸锌以及少量其他尚未溶解的锌化合物溶解，进一步提高锌的浸出率。热酸浸出是在原常规浸出法的基础上增加高温、高酸浸出段，使浸出过程成为不同酸度、多段逆流的浸出过程。其特点是浸出的酸度逐渐增加，浸出渣量逐段减少。最后浸出渣中的铅、银、金等有价金属得到较大的富集，从而有利于这些金属的进一步回收。    热酸的浸出率较高，两段热酸浸出锌的浸出率可达99%。目前国内外热酸浸出工艺流程由于各生产企业的条件不同、除铁方式不同，各工厂的热酸浸出工艺流程亦不尽相同。热酸浸出工艺可按浸出段数分成一段热酸浸出工艺流程和多段热酸浸出工艺流程。

一段热酸浸出工艺流程见下两图。 [next]    这两个工艺流程均属黄钾铁矾法沉铁工艺，上第一流程图是将中性浸出渣直接进行热酸浸出。上第二流程图是马荣骏等提出在中性浸出和热酸浸出之间，增加一个低酸浸出，低酸浸出液直接送去沉铁。两个流程主要区别在于低酸浸出与预中和两个过程上，两个流程的共同点都是为了达到热酸浸出段的酸能够有效利用，并使除铁的溶液酸度降低。其不同点是，一个用中性浸出渣中和热酸浸出液。另一个是用焙砂进行中和。上图一的优点是预中和段固液比较低，对液固分离有利。上图二的优点是热酸浸出段的处理量较少，可以节约设备和能耗。    一段热酸浸出的技术条件如：    始酸                                 100～200g/L    终酸                                 30～60g/L    温度                                 85～95℃    时间                                 3～4h    液固比                               6～10(浸出开始）    下两个流程图为两段热酸浸出及针铁矿法除铁工艺的示例，两流程的中性浸出渣在热酸浸出后再经过一段超热酸浸出，热酸浸出液直接送去除铁。两者的区别是维威埃厂的热酸浸出和还原合并在一个过程中，其优点是热酸浸出因加入的硫化锌精矿有还原作用，故而促进了Zn0·Fe2 03的分解，加快了浸出速率。巴伦厂的热酸浸出在温度85～90℃，终酸50～60g/L均基本相同的情况下，浸出和还原时间分别为6h和7h，共13h。维威埃厂热浸和还原结合在一起仅需4h。两个厂由于增加超热酸浸出，锌浸出率较高。据报道Zn0浸出率达99. 9 % , Zn0·Fe2 03浸出率是98% ,ZnO浸出率为90%，锌总浸出率为99.5%。我国西北铅锌冶炼厂也采用多段热酸浸出流程，获得了良好的效果。[next] [next]

湿法炼锌工艺流程图

常规法漫出    A 常规法浸出工艺流程    由于浸出对湿法炼锌经济技术指标和浸出的后续工序能否正常进行均起着决定性的作用。因此人们对浸出工艺流程十分重视。国内外炼锌厂根据各自的不同条件创造了多种不同的工艺流程，按浸出段数有：    一段浸出法—仅有一个中性浸出段；    二段浸出法—一个中性浸出段和一个酸性浸出段，或两个均为中性浸出段；    三段浸出法—一个中性浸出段和两个酸性浸出段，或两个中性浸出段和一个酸性浸出段；    中性浸出是指浸出过程终了时，浸出液的酸度接近中性、一般pH值为5.2~5.4 0酸性浸出是指浸出过程终了时，浸出液呈低酸性，通常含硫酸1~5g/L左右。由于一段浸出缺点较多，锌的浸出率很低，没有特殊原因一般很少采用。而三段浸出易造成设备过多，溶液量周转过大，因此一般多采取两段浸出。按操作过程有：连续浸出和间断浸出。连续浸出是指物料和溶液按一定比例连续不断地通过浸出设备（通常是几个串联的浸出槽）以完成浸出作业。间断浸出是指焙烧矿在浸出槽中分批周期性地进行浸出。连续浸出的优点是：（1)设备利用率高；(2)节约人力，劳动生产率高；(3)过程易实现自动化；(4)矿浆成分稳定;(5)浸出始酸较低，从而减少了有害杂质进入浸出液；(6)可采用热焙砂冲矿，节约焙砂冷却设备，利用热焙砂的物理热节约能耗。间断浸出的优点是：（1)能严格控制技术条件，准确控制浸出终点，能获得良好的中性上清液；（2)对种类繁多、成分复杂、质量较差的焙烧矿（如高硅），能取得较好的浸出效果。    下图为株洲冶炼厂两段连续浸出及湿法冲矿的工艺流程图。 [next]     该流程为两段逆流浸出（仅对分级后的少量大颗粒原料增加一段酸浸），即一段中浸和一段酸浸。中浸上清液送净化，中浸底流进酸浸，酸浸后的上清液再返回中浸。特点是：在焙烧炉的焙烧矿排口下面设置一溜槽，热料直接排入溜槽内，在溜槽内有调配好的含酸30~50g/L的硫酸溶液（工厂称氧化液），连续排入流槽的热矿被水力连续输送到机械搅拌槽浆化，并送浸出工序。其优点主要有：省去了热焙砂的冷却设备；同时可以利用热焙砂的余热加热浸出溶液，减轻浸出槽的负荷。    下图为日本彦岛两段逆流连续浸出，它与株洲冶炼厂流程的区别是未采用冲矿，焙烧矿经冷却、筛分，大颗粒不经酸浸直接返回焙烧。该流程的优点是：浸出料经两次分级能较好地保证焙烧粒度，能取得较好的浸出效果；同时大颗粒中的锌主要以未氧化的硫化锌形式存在，浸出时不易溶解的ZnS返回焙烧，有利于提高浸出率。    下图为美国熔炼公司电锌厂一段中性连续浸出工艺流程。其特点是中性浸出浓缩底流经逆流洗涤后进行过滤，滤渣经干燥送炼铅厂。该流程的优点是流程简单，设备少，操作简单。在原料适宜，如铁酸锌少、锌可溶率高的情况下也是一种可选择的工艺流程。

置换堆积法除铜镉钴镍    A  置换净化的热力学    在水溶液顶用一种金属替代另一种金属的进程为置换。从热力学讲，只能用较负电性金属去置换溶液中的较正电性金属。例如，用金属锌能将溶液中的铜置换出来：                               Zn＋Cu2+ ==== Zn2++Cu↓    因而，置换的次第决定于水溶液中金属的电位次第，而且置换趋势的巨细决定于它们的电位差。这一点能够经过热力学核算来阐明。    从热力学分析可知，选用锌粉置换Cu，Cd，Co，Ni均可净化得很完全，可使Cu，Cd，Co，Ni的离子活度别离为Zn离子活度的10-38，10-11.63，10-16.81，与10-17.69倍。    B  置换净化的动力学    选用锌粉置换净化Cu，Cd比较简略，而净化除Co，Ni并不是很简略。用理论量锌粉很简略堆积除Cu，用几倍于理论量的锌粉也能够使Cd除掉，可是用乃至几百倍理论量的锌粉也难以将Co除掉至契合锌电积的要求。Co难以除掉的原因，国内外较多的文献都解释为Co2+复原分出时具有高的超电压的原因，一起还有一个反响速率的问题。    置换反响的速率，能够理解为负电性金属在含有正电性金属离子的溶液中溶解速率，并可用下式标明：                                    dc      A                                 - —— = k — c                                    dt      V 式中   k——速率常数；       A——与溶液的触摸面积；       V——溶液的体积；       c——正电性金属离子的浓度；       t——反响时刻。    积分上式得到：                                       V    1     c2                                k  = - — ·— ln —                                       A    t     c1 式中  c1——为正电性金属离子反响前的浓度；      c2——为正电性金属离子反响t时刻后的浓度。    置换进程速率可能是分散操控，或者是化学反响操控。研讨证明，反响                                 Zn+Cd2+ ==== Cd+Zn2+    在50℃，当转速在250r/min以下时，置换反响速率常数k与转速n呈正比。当转速在250r/min以上时，置换反响速率坚持不变。标明当低转速时，置换反响在分散区进行，高转速时反响在动力学区进行。置换反响速率与温度的关系式：（是在25~85℃范围内）                                               1350                                 lgk = 13.54 - ———                                                 T    活化能 = 4.95 x 5650J/mol = 23.14kJ/mol，即反响没有纯分散的特征。关于锌粉置换锡而言，温度高一些，反响速率当然要大一些，可是氢的超电压会下降，即在置换的一起分出氢增多，置换反响速率就会减小。所以，一般除镉用低温操作（40~50℃），并运用3~6倍镉量的锌粉。[next]    钴属慵懒金属，用锌粉置换要更难一些。                                  Zn + Co2+ ==== Co + Zn2+    为加大锌置换钴的速率，温度要提高到80-90℃。别的因为钴的分出超电压比较大，而氢的超电压又比较低，所以假如是单独用锌粉分出钴，在电化腐蚀体系的阴极反响中会以放氢为主，置换钴的反响天然很缓慢，所以在置换钴时添加As203,CuSO4或为活化剂，复原出来的正电性金属与钴构成多元化合物以加快置换反响。别的研讨还证明，运用含Sb和含Pb的锌粉具有更大的活性，因为Sb能够下降Co的分出超电压，Pb在锌粉上构成凸凹面，能够避免钴的从头溶解。    C  置换净化工艺流程    现在国内外选用锌粉对硫酸锌溶液进行深度净化，根本上有两种类型的工艺流程，一种是先热净化（高温）后冷净化（低温）流程，又称正向净化；另一种先是冷净化（低温）后热净化（高温）流程，又称反向净化或逆向净化。一般工厂多选用两段净化流程。为了进一步抵达深度净化，国内外也有一些工厂选用三段或四段净化流程。    硫酸锌溶液的正向净化与反向净化准则工艺流程见下两图。[next]     以上两种流程都可抵达溶液的深度净化，需依据各厂的具体情况进行选用。    D  置换净化的安全问题    在置换净化中常分出剧毒气体物质AsH3或SbH3。    在锌粉置换净化条件下,AsH3或SbH3可能以元素As, Sb途径与以HAs02, HSb02途径得到分出，它们的电位是：                                 As + 3H+ + 3e ==== AsH3↑                                从上面可看出，元素As, Sb生成AsH3,SbH3的可能性比从HAsO2,HSb02生成的可能性要大得多。在锌粉置换条件下（aZn2+ = 1，PAsH3 = PSbH3 = 101.32kPa），从元素As，Sb生成ASH3，SbH3的平衡pH值为2.61，3.29,当pH值添加，平衡的PAsH3 和 PSbH3 相应下降。当pH值为5时，PAsH3 下降为1.36 x 10-5kPa，PSbH3下降为0.802kPa。而从HAs02和HSb02生成AsH3的平衡pH=9.81，生成SbH3的平衡pH = 10.5，即在实践溶液pH值条件下，肯定要生成AsH3和SbH3气体。因AsH3和SbH3是剧毒物质，对人体损害极大，故在置换作业时，必定要有严厉的防备和保护措施。    药剂除钴法    在工业出产上用药剂除Co的有黄药除Co及β-酚除Co。黄药除钴根本原理是，运用黄酸钾C4H90CSSK或黄酸钠C4H9OCSSNa与溶液中的三价钴作用，生成不溶解的黄酸钴堆积除掉。首要反响为：                     4KC4H9OCSS＋2CoS04 ←→ 2Co（C4 H9 OCSS）2＋2K2S04    在广泛应用的锌粉置换除钴工艺中，锌耗费量经常是理论量的10~20倍，作业时刻长，进程一般在高温（>80℃）下进行，且常有毒气AsH3或SbH3分出，国内外仍在寻求新的净化除钴法。因而有了四氢钠（NaBH4）复原法净化硫酸锌溶液除掉镍、钴的探究。    水溶液中NaBH4的安稳性随pH值下降及温度升高而下降。为了使NaBH4安稳和pH值在净化进程中坚持不变，应在常温下制造含有必定量NaOH和NaBH4的溶液（例如含2.2g/L NaBH4及2.3g/L NaOH的溶液）作复原剂。复原镍、钴及铜、锡、铅、锑、铁等金属离子的反响为：[next]                   4MeS04＋NaBH4＋lONaOH ==== 4Me＋4Na2S04＋Na3 B03＋7H20    这种复原法能深度净化除掉镍、钴及其他比锌电位更高的杂质，工艺简洁，在较低温度下即能敏捷进行复原反响，作业时刻仅l0min，复原堆积物中镍、钴含量高，较易处理。尽管四氢钠(NaBH4）报价较高，但堆积1t杂质仅耗费0.15t NaBH4，因而与置换法比较在经济上仍是能够考虑的。    净化除氟、氯    湿法炼锌中，氟的首要来历是在处理含有氟的氧化锌粉和提高物烟尘时，被带入到浸出液中。当锌电积液中含氟高时，将对剥离锌构成困难。为此，一般对处理含氟较高的氧化锌时，须经预先焙烧除氟后再行浸出。国内某厂选用多膛炉焙烧氧化锌除氟。现在从溶液中除氟比较抱负的办法尚少，已知的办法有如下几种。    A  运用钍的盐类从溶液中除氟    其原理是氟与钍构成难溶的化合物堆积除掉。但钍盐贵重，工业上不宜选用。    B  在浸出进程中参加少数的石灰乳除氟    其原理是氟与钙生成难溶化合物氟化钙（CaF2）。    在湿法炼锌进程中，因为处理的锌焙砂、各种烟尘、氧化锌以及其他含锌物料（如铸型渣与镀锌渣等）含有必定量的氯，这些物猜中的氯在浸出进程中，简直悉数进入溶液。一起，因为整个体系运用很多的自来水，也带入必定量的氯。氯的存在影响锌电积进程，使铅阳极和设备遭受腐蚀，电积液含铅升高，使阴极分出锌质量下降。此外，C12的分出恶化劳动条件，影响环境保护。在湿法炼锌中除氯的办法较多，其间火法一般选用多膛炉焙烧法除氯，湿法常选用硫酸银堆积法、铜渣除氯法、离子交流法以及碱洗除氯法等。    硫酸银堆积法除氯的根本原理是使硫酸银与溶液中的氯盐作用，生成难溶的氯化银堆积将氯除掉。其反响式如下：                           Ag2SO4 + 2NaCl ==== Na2SO4 + 2AgCl↓    此法除氯作用很好，但因银盐贵重，且银的再生收回率较低，因而在出产中的运用受到限制。    用铜渣除氯法的根本原理是运用铜及铜离子（Cu2+）与溶液中的氯离子（C1-）相互作用，生成难溶的氯化亚铜（Cu2C12）堆积，从溶液中除掉如：                             Cu + Cu2+ + 2Cl- ==== Cu2Cl2↓    所用的铜渣能够是两段净化铜镉时产出的铜渣，也能够用从铜镉渣中收回镉后产出的铜渣。    离子交流除氯法的根本原理是运用树脂可交流基团与电积液中待除掉的离子发作置换反响，使溶液中待除掉的离子吸附在树脂上，而树脂上相应的可交流离子进入溶液。某厂在含氯高达260~370mg/L的电积液中，选用国产717号强碱性阴离子交流树脂除氯，取得了杰出作用。    国产717号树脂，原为氯型，用1.5%的硫酸处理，使它转化成硫酸型。当用锌电积液作交流液时，其离子交流势是高价离子大于贱价离子，即SO42-＞Cl-＞F-，选用离子交流法除氟氯能够抵达满足的效果。可是用强碱性季胺型阴离子树脂在高浓度中性溶液内（含SO42-高达200g/L)时，氯离子体现出有更大的交流才能，所以用树脂交流，氯离子将替代树脂上的硫酸根（SO42-），而从溶液中将氯除掉。然后再用1.5%硫酸溶液淋洗树脂取得再生。离子交流除氯法比选用焙烧法除氯，具有设备简略、出资少、劳动条件好以及不影响稀有金属收回等长处。[next]    净化除钙、铁    湿法炼锌溶液中的钙、镁是从锌精矿和冶炼进程的辅料带入体系的。钙镁盐类进入到湿法炼锌溶液体系中，不能在净化除Cu,Cd,Co等的一般净化办法中除掉，会在整个湿法体系的溶液中不断循环堆集，直抵达饱满状态。钙镁盐类在溶液中很多存在，给湿法炼锌带来一些不良影响，如：    （1)钙镁盐类进人湿法炼锌溶液体系，相应地增大了溶液的体积密度，使溶液的乳度增大，构成浸出矿浆的液固别离和过滤困难。CaSO4和MgSO4在过滤布上结晶分出时，还会阻塞滤布毛细孔，使过滤无法进行。    （2)在溶液循环体系中，当部分温度下降时Ca2+, Mg2+别离以CaS04和MgS04结晶分出，在简略散热的设备外壳和运送溶液的金属管道中堆积，而且这种结晶会成为坚固的固体，构成设备损坏和管路阻塞，严峻时会引起停产，给湿法冶炼进程带来很大损害。    （3)锌电积液中，钙镁盐类高时，添加电积液的电阻，下降锌电积的电流效率。根据以上损害，铲除过量溶解的钙镁是每一个湿法炼锌厂遇到的一起问题，长沙矿冶研讨院结合西昌冶炼厂所用质料，对含钙镁的锌精矿预处理进行过研讨，取得了有用的效果。现在，常用的净化除钙镁的办法有两类。    其一为在焙烧前除镁。国外有些湿法炼锌厂，当硫化锌精矿含Mg量达0.6%时，选用稀硫酸洗刷法除Mg，其化学反响式为                               MgC03＋H2SO4 ==== MgS04＋H20＋CO2                                  Mg0＋H2SO4 ==== MgS04＋H20    使Mg以MgS04进入到洗刷液中扫除。这种办法能有用地除掉硫化锌精矿中的镁。但因为添加了一个工艺进程，必然会带来有价金属的丢失。假如氧化锌精矿中含有Zn0，ZnC03，这一部分锌在酸洗时也进入到酸洗液中，收回困难，也会丢失。    其次可选用溶液会集冷却除钙、镁。用冷却溶液办法除钙镁的原理根据Ca2+,Mg2+在不同温度下的溶解度不同，当钙、镁含量挨近饱满时在正常作业温度下选用强制降温，Ca2+、Mg2+就会以CaS04, MgS04结晶分出，然后下降了溶液中的Ca2+、Mg2+含量。    工业出产中，多选用鼓风式空气冷却塔，将净化除Cu、Cd,Co等后的新液，在冷却塔内降到40~50`c时，放置在大型的新液贮槽内，天然缓慢冷却，这时钙镁盐生成结晶，在贮槽内壁和槽底堆积，跟着时刻的添加，贮槽内壁四周和贮槽底构成全体块状结晶物。定时铲除结晶物，以抵达除掉钙镁的意图。    也有一些工厂，将净化除Cu, Cd、Co后的新液参加到废电积液的空气冷却塔中，与废电积液一起冷却CaS04和MgS04结晶在冷却塔的塔板上或在冷却塔底集液池中分出。也有湿法炼锌厂运用一部分新液出产硫酸锌副产品，从硫酸锌产品中可将体系中的部分钙镁分流出去。    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

赤铁矿渣中含有许多有价重金属和有毒金属，如不进行后续处理既浪费资源，又污染环境，因而，收回赤铁矿渣，经酸浸、复原、净化、结晶制成附加值较高的绿矾具有重要意义。 绿矾是一种重要的化工质料，在工业、农业上用处极为广泛，而且现在又有许多新式用处。例如，用作催化剂、吸附剂等。用赤铁矿渣制取绿矾不只处理了赤铁矿渣的堆积、污染问题，而且成功的使用废渣制得用处广泛的绿矾，既节省了本钱，又到达废物再使用的意图。 一、研讨布景在处理高铁锌精矿的湿法炼锌进程中，当浸出工艺流程选用热酸浸出流程时，浸出液中铁的含量可高达30g/L以上，有必要进行沉铁作业。现在，沉铁办法首要有黄钾铁矾法、针铁矿法以及赤铁矿法，其间以黄钾铁矾法居多，有二十多家，其它只在少数工厂选用。尽管黄钾铁矾法与其它两种办法比较，具有许多长处，可是稀贵金属的收回率低，出产本钱高而且渣含铁低，30%左右，不方便使用，渣量大且渣的堆存功能欠好，不利于环境保护。而比较较黄钾铁矾法，后两种办法对稀贵金属的收回较黄钾铁矾好，所产出的渣有更好的潜能被归纳收回而加以使用，然后削减环境污染。现在，关于沉铁渣的归纳使用方面的研讨比较少，首要是经过萃取的办法收回其间的有价金属，如镓和锢，而对渣中含量最大的铁的归纳收回很少考虑，这首要是由于收回本钱高，而产品附加值小，假如研讨出一种工艺，选用湿法炼锌赤铁矿渣出产出一种高附加值产品的话，对炼锌废渣的收回使用将具有非常诱人的远景和重要意义。选用湿法炼锌赤铁矿渣为质料出产有重要工业用处的绿矾将是不错的挑选，假如研讨成功，将发作巨大的社会效益和经济效益。 二、赤铁矿法简介赤铁矿渣是用赤铁矿法处理炼锌废渣得到的产品，赤铁矿法是1968－1970年由日本同和矿业公司创造，1972年投入出产。该法依据在高温（200℃）、高压（18－20kg/cm2）条件下，使硫酸锌溶液中的Fe3+以赤铁矿（γ－Fe2O3）构成沉积。本质是在高压下用电解液来浸出锌浸出渣，一同参加SO2作为高价铁复原剂以促进铁的溶解，此浸出液再进行高压水除铁，生成Fe2O3而别离。特色：质料归纳使用好，可收回Pb，Cu，Cd等几种有色金属，且Fe2O3经焙烧脱硫后可作炼铁质料；清除了复原渣，SO2转为H2SO4，不发作硫渣。缺陷：需求用贵重的钛材制作的耐高温、高压设备，出资费用高。 原理：在Fe2O3－SO2的H∶O系统内，当硫酸铁浓度较高时，在溶液酸度较高的情况下，将温度操控在458－473K，溶液中的Fe3+便水解成黄色的碱式硫酸铁沉积：Fe2(SO4)3(aq)+2H2O(aq)=2Fe(OH)SO4(s)(黄)+H2SO4(aq)；当溶液酸度低时，溶液中的Fe3+便水解生成赤褐色的Fe2O3沉积：Fe2(SO4)3(aq)+3H2O(aq)=Fe2O3(s)+3H2SO4(aq)，故在高温下（458－473K）当溶液酸度不高时，Fe3+水解以Fe2O3为主，并混以Fe(OH)SO4的沉积物，此沉积物称为赤铁矿渣，其首要成分（质量分数/%）Fe：58－60，Zn：0.5－1.0，还含有少数的Cu，Mg等。  图1－1 赤铁矿法沉程图     三、试验进程及工艺本法首要以赤铁矿渣为质料，经过酸浸，复原，净化等进程制取工业用处广泛的绿矾，试验首要经过比照总结断定最佳反响条件，到达低耗费，高产量的意图。 （一）浸出阶段不同金属构成沉积的pH值不同，因而能够调整溶液的pH值来浸出溶液中的Fe3+。溶液的pH值在约5.5以下，锌将会以Zn2+形状存在于溶液。因而浸出进程中由于操控了较低的pH，锌将和铁一同以离子形状进入溶液；二价铅离子会与硫酸根结合生成硫酸铅沉积，而且硫酸铅在酸中的溶解度很低。因而，酸浸阶段铅根本出去，锌离子进入溶液，将在后续操作中出去。 1、试验质料 Fe2O3固体含量99.4%，复原铁粉（Fe含量不低于98.0%），装备好的浓度别离为1mol/L、1.5mol/L、2mol/L、2.5mol/L的硫酸溶液。 2、试验进程 A 称量Fe2O3 按试验设计计划称量质量别离为16.0g 、24.0g 、32.0g 、40.0g的Fe2O3粉末。具体办法是将天平放平稳，在载物盘上放一个枯燥且洁净的100mL的烧杯，留意烧杯边际不要超出载物台圆盘的边际。加砝码使天平平衡，读得烧杯质量为59g。用药匙将Fe2O3粉末渐渐加到烧杯中，直至别离到达设计计划质量后编号1、2、3、4待用。 B 量取硫酸溶液 取洁净且枯燥的500mL量筒一只，将玻璃棒靠到器壁上，沿玻璃棒缓慢倒入所需浓度的硫酸溶液，本次试验所需的浓度有1mol/L、1.5mol/L、2mol/L、2.5 mol/L的硫酸溶液。当液体高度距刻度线2－3mm处时，中止参加，改用胶头滴管滴入，直至液体的凹液面处与刻度线300mL相平常中止滴加。 C 水浴加热 将水浴加热设备的温度调至试验计划中设定的温度，将硫酸溶液和称量好的Fe2O3粉末顺次参加到500mL烧杯中。再将烧杯放入水浴加热设备中加热坚持恒温80℃。将拌和桨固定在电极上，然后伸入烧杯中，距杯底约1cm。用操控仪操控拌和速度为300r/min，反响时刻为1h、1.5h、2h。记载各组数据。 3、试验进程 溶出的意图是使渣中的Fe2O3与硫酸溶液发作反响，生成Fe2(SO4)3，然后使Fe3+进入溶液。溶出首要进程： ①称取必定量的Fe2O3。 ②用500mL量筒量取必定浓度的硫酸溶液。 ③ 将硫酸溶液倒入烧杯内，上部放拌和桨，滚动拌和桨使Fe2O3粉末与硫酸溶液充沛触摸，然后在恒温水浴并不断拌和的条件下进行溶出。溶出时刻按试验计划断定。 （二）Fe2(SO4)3溶液的净化阶段从赤铁矿渣的成份分析来看，Fe2(SO4)3溶液净化的首要任务是完成Fe和Zn、Mn、Mg、Cu等热酸浸出时和铁一同进入到浸出液的杂质金属离子的别离。 净化操作首要分三步：①加络合剂：先往浸出液中参加络合剂，使Zn2+构成络合离子而留在溶液中；②沉铁：再调pH值进行沉铁；③溶解：然后将Fe(OH)3沉积再用硫酸溶解。 Fe2(SO4)3溶液的净化首要是依据Fe3+和其他杂质金属离子的沉积pH值不同。Fe3+的沉积pH值比其他金属离子要小，因而能够经过调整溶液的pH值，以完成Fe3+和大部分杂质金属离子的别离。然后到达净化除杂的意图。该进程的反响有： Fe3++OH－=Fe(OH)3↓      (2－1) Al3++OH－=Al(OH)3↓      (2－2) （三）铁粉复原与结晶1、试验质料 复原铁粉（Fe含量不低于98.0%），已制得的Fe2(SO4)3溶液。 2、试验进程 A 称量复原铁粉 按试验设计计划称量质量别离为6.4g 、9.6g 、12.8g 、16.0g的复原铁粉。具体办法是将天平放平稳，在载物盘上放一个枯燥且洁净的100mL的烧杯，留意烧杯边际不要超出载物台圆盘的边际。加砝码使天平平衡，读得烧杯质量为59g。用药匙将复原铁粉渐渐加到烧杯中，直至别离到达设计计划的质量后编号1、2、3、4，待用。 B 参加复原铁粉进行复原反响 将编号为1、2、3、4的铁粉别离参加对应编号的硫酸与Fe2O3的反响液中。将水浴加热设备的温度调至试验计划中设定的温度80℃。将拌和桨固定在电极上，然后伸入烧杯中，距杯底约1cm。用操控仪操控拌和速度为300r/min，反响时刻为0.5h、1h、1.5h、2h、2.5h、3h。记载数据。 3、试验进程 复原的意图是使溶液中的Fe3+与复原铁粉发作反响，生成FeSO4。 溶出首要进程： ①称取复原铁粉。 ②将复原铁粉渐渐加到溶出部分的反响液中，要留意对应编号正确。 ③将拌和桨固定在电极上，然后伸入烧杯中，距杯底约1cm。并操控拌和速度为300r/min，反响时刻为以上6组，记载数据。 复原方程式：    Fe+Fe2(SO4)3→FeSO4        (2－3) 终究，结晶的意图是进一步出去其间的杂质金属离子，这是使用不同物质的过饱和度和溶液中的浓度不同而完成的。 （四）铁的测定办法铁的测定依据化工行业标准HG/T2250－91，需求预备的试剂有： 1、浓(37%)； 2、SnCl2：称取SnCl210g溶于40ml1:1的HCl中，用水稀释至100ml； 3、HgCl2饱和溶液：称16.97gHgCl2溶于250ml水； 4、二磺酸钠0.5%：称0.25g溶于50ml水，加2－3滴浓硫酸摇匀； 5、硫磷混酸：将150ml浓硫酸在拌和下渐渐加到70Oml蒸馏水中，冷却后参加浓H3PO4150ml，混匀； 6、K2Cr2O7标准溶液0.2000N：称9.808gK2Cr2O7：溶于1LH2O，滴定度为：11.16mg(Fe)/ml标液；全铁的测定：取5ml反响浆液于400ml烧杯中，加5ml浓，加热，趁热滴加SnCl2溶液至黄色刚好退掉，再过量l－2滴，冷却，加HgCl2溶液10ml，放置顷刻至有白色沉积(Hg2Cl2)呈现。加水至200ml，加硫磷混酸20ml，二磺酸钠4－5滴，再用K2Cr2O7标准溶液滴定到溶液由绿色变为紫色，记下耗费的体积x ml，则反响浆液中全铁的浓度为：2.232x g/L。 Fe2+的测定：取5ml试液，加水至200ml，参加硫磷混酸20ml，二磺酸钠4－5滴。用K2Cr2O7标准溶液滴定至溶液由绿色变紫色停止。记下耗费的体积x ml，则Fe2+的浓度为：2.232x g/L。 四  总结本课题用湿法炼锌进程中沉铁时发作的赤铁矿渣为质料，先采纳热酸浸出的办法制备出Fe2(SO4)3溶液后，再用复原铁粉将Fe3+复原成Fe2+，终究净化结晶成七水合硫酸亚铁，具有较高的使用价值。试验研讨得到最佳的反响条件为：反响温度为80℃，浸出时刻2h，硫酸过量系数1.20，复原时刻2.5h。 经过上述研讨，得出从赤铁矿渣制备绿矾的关键如下： （一）以赤铁矿渣为质料，热酸浸出的进程首要依据几种金属的电位－pH不同，在酸浸进程中很难将锌和铁别离，由于要确保三价铁离子进入溶液，pH有必要操控到比较低，此刻，锌离子也进入溶液，然后不能将锌别离。而铅由于构成硫酸铅，而且硫酸铅在酸中溶解度很小，因而，在酸浸进程，在热力学上，应该操控pH在较低水平。 （二）净化阶段首要依据Fe和Zn、Mn、Mg、Cu等pH的不同除掉金属化物。 （三）复原是将Fe3+复原为Fe2+，到达终究制取Fe2+离子的意图，结晶使用饱和度的不同完成的，而且进一步去除杂质金属离子。

火法炼锌运用的质料主要是锌精矿和铅锌混合精矿，一般含有多种有价金属及其他元素。在冶炼进程中低沸点金属富集在烟气和烟尘中，高沸点金属则富集于中间产品和蒸馏罐渣中。这些物料是收回有价金属、烟气制酸、余热和发电以及其它等重要资源。图1为我国葫芦岛锌厂竖罐炼锌归纳收回体系图。  图1  葫芦岛锌厂竖罐炼锌归纳收回体系       A体系－SO2烟气制酸；       B体系－有价金属收回；       ①焙烧烟尘提取镉，可提取Cd、T1、Pb等金属和ZnSO4；       ②焦结蒸馏烟尘为收回铟镉质料，可收回In、Cd、Pb和ZnSO4；       ③精馏副产品高镉锌、含铟铅可收回In、Cd、Pb和Zn；       ④焙烧烟气氯化法除，将制金属和Hg2Cl提纯；       ⑤蒸留罐渣所得锌银尘和铜锍，可收回Ag、Pb、Cu和Zn、Co。       C体系－废热收回发电       因为不同矿山精矿中有价金属含量纷歧，冶炼进程技能条件改变，形成中间产品的成分常有较大动摇，但有价金属散布规则显着。表1、表2分别为竖罐炼锌进程中有价金属的散布和中间产品含量以及收回率实例。   表1  葫芦岛锌厂竖罐炼锌进程有价金属的散布实例（一）％物料称号ZnCdPbHgIn,g/tTlCo锌精矿成分40～550.2～0.40.8～2.50.001～0.0810～3000.05～0.010.002～0.007散布率100100100100100100100流态化炉电 收尘烟尘成分30～404～514～190.005～0.010.005～0.010.001～0.0310.001～0.002散布率1.39～1.58～108～51～58～520～29 流态化炉 炉气成分0.5～1.03～512～1550～200   散布率0.1～0.25～102～590～95   二次焙烧得 的镉尘成分25～358～2030～40 0.003～0.010.009～0.036 散布率1.0～1.350～7225～35 8～530～38 焦结蒸馏 烟尘成分35～550.5～3.50.5～0.8 0.2～0.5  散布率1.5～2.58～125～7 30～50  精馏高镉 锌成分88～908～12     散布率0.01～10～15     精馏含铟 铅成分8～10 88～91 0.4～0.8  散布率0.01～0.03 10～ 10～15  蒸馏罐渣 成分1～3 0.5～0.7 0.001～0.01 0.05散布率1～3 20～30 5～102～3＞90其它1～22～5   20＜8                                                       表1  葫芦岛锌厂竖罐炼锌进程有价金属的散布实例（二）％物料称号CuGeGaSnSAu,g/tAg,g/t锌精矿成分0.4～2.0＜0.001＜0.002 24～31＜120～300散布率100100100100100100100流态化炉电收 尘烟尘成分0.05～0.2＜0.0008＜0.008 4～6 300～800散布率0.2～0.8   2～3 10～12流态化炉 炉气成分    10～11  散布率    90～95  二次焙烧得的 镉尘成分0.1～0.2   5～10 150～300散布率0.4～0.8   3～4 3～5焦结蒸馏 烟尘成分0.01～0.1     40～80散布率0.05～0.5     1～2精馏高镉 锌成分       散布率       精馏含铟 铅成分       散布率       蒸馏罐渣成分0.5～1.10.001～0.0030.001～0.003 1～21.5100～200散布率＞9080～9080～90 1～590～9578～85其它＜8                                                           表2  葫芦岛锌厂竖罐炼锌进程各元素收回率，％项目CdInPbCuCoHgAgT1S粗精粗精冶炼收回率～8798.99767＞9580～856040    总收回率74.5637.7561.50  50.43①14.8244.294.88     ①为原用冷凝法收回数据。现在改用氯化法从烟气中收回，酸中含可降至10－5，已工业化成功。

前语 金属银作为一种重要的有色金属，其大多是与其他的金属矿藏伴生。跟着科学水平缓人们日子水平的不断进步，银在咱们日常日子的运用变得愈加的广泛。现在，收回锌渣中银的办法首要有化法、浮选法、硫代硫酸盐法、法等。 因为银多数是伴生于铅锌矿藏，铅锌冶炼后，银被残留在渣中。很多的炼锌废渣不光构成环境的污染，一起构成银资源的糟蹋。为了处理收回锌渣中银，本试验研讨了用收回锌渣中银的工艺条件。因为环境问题的日益严峻，银浸出速度快、浸出率高、无毒、环保的收回银的办法得到了开展。 一、试验质料和工艺挑选 （一）试验质料 试料为某湿法炼锌厂的酸浸渣，试样的元素化学分析成果如下表： 表1  试样首要化学成分及含量成分ZnAg（g／t）PbFeS含量％21.425005.2824.3211.47     （二）工艺流程（见图1）图1  法收回炼锌废渣中银的工艺流程 二、试验原理和办法 （一）试验原理 在氧化剂存在的条件下，银能够溶解在含有三价铁离子和的稀算溶液中构成可溶性阳离子络合物，然后到达使银与渣中其他的金属分隔的意图。炼锌废渣中的银多以银或银的硫化矿存在，若以TU代表，则其反响可表示为：               Ag  ＋ 3TU + Fe3+ = Ag(TU)3+ + Fe2+                （1）               Ag2S +  6TU + 2H+ = 2Ag(TU)3+ + H2S                （2）               Ag2S +  6TU + 2Fe3+ = 2Ag(TU)3+ + 2Fe2+ + S         （3） 锌渣中除了含有银之外，还很多含有其他的有价金属，其他的金属简直不与作用，只要银与作用生成络合银离子，使银与锌渣中的其他金属别离，浸出液用锌粉置换即可得到金属银。 （二）试验办法 称取必定量（20g）球磨好的炼锌废渣，放入500ml烧杯中，参加必定量的和酸化后的Fe2(SO4)3水溶液，进行拌和，经必定时刻浸出后，过滤别离，检测残渣中的银含量。然后得出银的浸出率。 三、试验成果分析 咱们知道，影响锌渣中银浸出的首要影响要素有液固比、浓度、Fe3+浓度、PH值、浸出时刻、浸出温度等。因而，本试验对每个首要影响要素进行单要素试验定性了解每个要素对银浸出率的影响。 （一）液固比（质量比）对银浸出率的影响及成果分析 液固比是影响银浸出的首要要素之一。挑选恰当的液固比对银的浸出有着重要的经济含义，可大大节省出产成本，进步厂商经济效益。试验研讨了液固比为10∶1，8∶1，6∶1，4∶1时银的浸出，成果列于下表2。 表2  不同液固比时银的浸出率液固比4:16:18:110:1银浸出率％47.1351.9456.3662.99 其他浸出条件：质量浓度10g／L,浸出温度40～60℃,PH值1.5～2.0，浸出时刻3小时。 依据试验成果作图如下：图2  液固比与银浸出率的联系 由图2咱们能够看出，在其他浸出条件不变的状况下，银的浸出率跟着液固比的增大而呈直线上升，便是液固比越大，银浸出率就越高。在经济的条件下，恰当的进步液固比能够到达进步银浸出率的作用。银浸出率随液固比虽呈直线上升，可是不行能是100％。依据湖南大学胡天觉等人的研讨，不管是在质量浓度为5g/L仍是10g/L。在液固比为10：1时，银的浸出率都已到达80％以上，便是说再增大液固比，银的浸出率虽有增大，但增幅不大。结合本试验的成果咱们能够得出，银浸出时液固比取10：1较好。 （二）质量浓度对银浸出率的影响及成果分析 是浸出银时的首要试剂，它能和银构成安稳的络合物存在于溶液中然后到达银与杂质别离的意图。因为报价昂贵，挑选适宜的浓度有着重要的经济含义。试验成果列于表3。 表3  不同质量浓度时银的浸出率质量浓度（g／L）46810银浸出率％67.2075.2977.0178.02 其他浸出条件：液固比10：1，浸出温度40～60℃,PH值1.5～2.0，浸出时刻3小时。 依据试验成果作图如下：图3  质量浓度与银浸出率的联系 从图3咱们能够看出，银的浸出率跟着质量浓度的增大而增大，可是增幅越来越小。增加到必定程度时不在增加，图形斜率趋近于零。便是说在低浓度下质量浓度的改动对银浸出率的影响很大，当浓度到达必定程度时，在增大质量浓度，银的浸出率增加很小，乃至不再增大。由图3可知，在质量浓度到达10g/L时，银的浸出率现已到达很高了。在增大质量浓度，银浸出率根本不再增加。 （三）浸出时刻对银浸出率的影响及成果分析 浸出时刻的长短也是影响出产效益的一个重要因数。试验成果列于表： 表4  不同浸出时刻时银的浸出率浸出时刻（h）1234银浸出率％68.4172.6373.4574.06 其他浸出条件：液固比10:1,质量浓度10g／L,浸出温度40～60℃,PH值1.5～2.0。 依据试验成果作图如下：图4  浸出时刻与浸出率的联系 由图4能够看出，其他条件不变时，跟着浸出时刻的延伸，银的浸出率增大。在3h时，银的浸出率（72.63）现已比较高了，再增加反响时刻，比如增加反响时刻1h，银的浸出率为（73.45），银的浸出率的增大不是很大，假如再增加反响时刻，浸出率乃至不再增加。阐明此刻反响现已根本完成，假如咱们再增大反响时刻在经济上是不行行的。因而，浸出时刻不行太长，从图4可知，取浸出时刻为3h最适宜。 （四）浸出温度对银浸出率的影响及成果分析 浸出温度也是影响银浸出的首要要素之一。浸出温度过低，反映速度过慢，浸出时刻延伸，下降出产效益；浸出温度过高，会被分化，下降银的浸出率。试验成果列于下表： 表5  不同温度下银的浸出率浸出温度（℃）3040506070银浸出率％59.2368.7169.8670.4769.70 其他浸出条件：液固比10:1,质量浓度10g／L, PH值1.5～2.0，浸出时刻3小时。 依据试验成果作图如下：图5  浸出温度与浸出率的联系 由图5可知，跟着浸出温度的升高，银的浸出率是增大的。可是当温度到达必定的时分，银的浸出率不再增加，反而有下降的趋势。在温度为30℃时，银的浸出率不是很高，阐明在此温度下，银的浸出反响缓慢。在40～60℃时，银的浸出率现已到达很高了，在60℃时到达70.47。阐明在这个温度区间，银的浸出反响是适当快的。当增加到70℃时，银的浸出率有所下降，不是说此刻银的浸出反响有变慢了。咱们知道很简单被氧化而分化耗费，其实在70℃时，部分的会被分化掉，然后下降了浸出液中的浓度，再而使银的浸出率有所下降。 （五） PH值以及Fe3+对银浸出率的影响及成果分析 在用浸出银的进程中，需求在酸性的环境下进行，本试验所研讨的是硫酸系统下银的浸出。在不同的酸度介质中安稳性不同，因而研讨浸出液的不同PH值对银浸出液影响是很有必要的。 表6  不同PH值下银的浸出率PH值0.51.01.52.02.53.0银浸出率％61.2267.1170.4371.2268.5162.53 其他浸出条件：液固比10:1,质量浓度10g／L,浸出温度40～60℃,浸出时刻3h。 依据试验成果作图如下：图6  溶液PH值与浸出率的联系 从图6可知，在PH 值小于2.0时，银的浸出率跟着PH的增大而增大，在PH为2.0时浸出率到达最大；在PH大于2.0时，银浸出率跟着PH值的增大而减小。一般地，是跟着酸度的增大而趋于安稳，安稳值为1.78～2.0。当PH大于2.0时，易水解；当PH小于1.5时，易被氧化分化为二硫甲脒。别的，Fe3+的在溶液中的活性与PH值有必定的联系。当PH值大于2.7时，Fe3+简单水解成Fe(OH)3沉积；当PH值小于2.0时，Fe3+彻底呈游离态，此刻活性最大，氧化才能最强。因而浸出进程中坚持浸出液PH值在1.5～2.0。 用浸出银需求在氧化性环境下进行，在本试验中咱们用Fe3+作为氧化剂供给氧化环境。氧化性的强弱对银的浸出是相关的，也便是Fe3+的浓度对浸出银是有影响的。因本试验中所用的试样中含有，其质量分数为，浸出液中的浓度已到达，此浓度现已满足。因而，本试验做了经过增加含铁24.32％的Fe2(SO4)3来研讨其对银浸出率的影响，试验成果如下表： 表7  外加Fe3+对银浸出率的影响外加Fe2(SO4)3质量（g）00.51.01.5银浸出率％68.5268.1667.8567.48 其他浸出条件：液固比10:1,质量浓度10g／L,浸出温度40～60℃,PH值1.5～2.0，浸出时刻3小时。  从试验成果咱们能够看出，试样中的所含的铁现已到达浸出所需求的浓度，再外加Fe2(SO4)3，对银的浸出率影响不大，乃至有下降银浸出率的趋势。其首要原因或许是因为增大Fe3+浓度，因为Fe3+具有必定的氧化性，Fe3+浓度增大，溶液的氧化性增强，而具有还原性，可被氧化。因而咱们能够揣度，再增大Fe3+浓度时银浸出率之所以有下降，原因在于部分已被氧化而耗费调，然后下降了浸出液中的浓度而使浸出率下降。 （六）最佳浸出条件的断定 本次试验的终究意图是要依据试验成果得出银浸出的最佳工艺条件。依据试验成果可知，液固比越大，银的浸出率越大。可是液固比不能无限的大，液固比过大会增大出产成本，归纳浸出率和液固比的联系来看，液固比为10:1较适宜；质量浓度越大，银浸出率越大。因为报价昂贵使的用量受到限制，归纳考虑得出最佳质量浓度为10g／L；由银浸出率和时刻的联系可知，浸出时刻取3h时最为适宜；浸出温度直接影响到能耗的问题，因而，适宜的浸出温度是下降能耗，然后下降厂商出产成本。由温度与浸出率的联系，咱们能够得出最佳的浸出温度为40～60℃；由PH值与浸出率联系图可知，最佳的PH值为1.5～2.0；Fe3+浓度只需大于0.0125 mol／L即可到达供给氧化条件的才能。所以，归纳考虑得出用法浸出银的最佳工艺条件为：液固比10:1，质量浓度10g／L,浸出时刻3h，浸出温度40～60℃，PH值在1.5～2.0之间，Fe3+浓度大于0.0125mol／L。 在断定最佳工艺条件后，在最佳条件下做了4次试验，以4次试验数据计算出银的浸出率成果列于表8： 表8  最佳条件下银的浸出率试验号1234银浸出率％79.6277.9578.6278.89 由表8可知，在最佳浸出工艺条件下，银的浸出率是很大的，均匀浸出率到达78.77。可是咱们也要看到，这个浸出率还不是很高，对法收回锌渣中银的还或许存在愈加优胜的浸出条件，这需求咱们持续的尽力探究。 四、银的置换 银的置换是在酸性条件下进行的，当浸出液经过循环调整运用5次，浸出液中银离子浓度增大。此刻，可调理PH值在4.0～5.0进行银的置换。 工业上一般选用锌粉从浸出液中收回银，因为锌离子与的络合常数仅为1.773，锌的很多存在不影响银的浸出和置换。一起，用这种办法最有用的，也是最经济的。因为锌厂有很多的锌锭可用，为锌粉置换银供给了很大的便利，故被工业上广泛选用。 别的有中南大学王瑞祥教授等提出用铅板来置换浸出液中的银的办法。该法可使银的置换率到达99%以上。 再者，有山东省分析测试中心王清等人用纯铝板刺进－银溶液中渐渐拌和6h后，铝板上分出银的颗粒。 还有的研讨说到也能够用电解的办法来提取浸出液中的银，调查了电流密度，电解液酸度对电解收回率的影响。电解今后留下的电解液具有必定的运用价值，咱们还能够循环再运用。 五、定论 经过单要素试验的办法别离调查了银浸出的首要因数（即液固比，质量浓度，浸出时刻，浸出温度，PH值以及Fe3+浓度等）的影响的试验成果咱们能够发现得出浸出银的最佳工艺条件为：液固比10:1，质量浓度10g／L,浸出时刻3h，浸出温度40～60℃，PH值在1.5～2.0之间，Fe3+浓度大于0.0125mol／L。在最佳工艺条件下进行浸出，银的浸出率均匀到达78.77，可见银的浸出率还不是很高。因而，咱们还需求进行很多的试验探究，在或许的条件下得用最少的出产成本得到高的银浸出率。 在单要素试验研讨中咱们还发现，因为试验进程中不时的用蒸馏水冲刷附于烧杯壁（因为整个进程是在必定的拌和下进行的）的试样，然后使反映的液固比增大。又因为开端配人的浓度是依照规则的液固比参加的，因而实践浓度会低于理论浓度，然后影响浸出反映的速度。别的，在试样中含有很少数的铜，铜也能与构成络合物而耗费，一起还有本身的氧化问题等都会构成的实践浓度小于理论浓度的状况，然后影响到试验成果的误差。

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。

金属氧化物、铁酸盐和溶平衡pHө酸 溶 反 应平衡标准 pHө25℃100℃200℃SnO2+4H+ ====Sn4++2H2O-2.102-2.895-3.55Cu2O+2H+ === 2Cu++H2O-0.83951.921　Fe2O3+6H+ ====2Fe3++3H2O-0.24-0.9998-1.579Ga2O3+6H+ ===2Ga3++3H2O0.743　-1.412Fe3O4+8H+ ===2Fe3++Fe2++4H2O0.8910.043　In2O3+6H+ ====2In3++3H2O2.5220.969-0.453CuO+2H+ === Cu2++H2O3.9453.5491.78ZnO+2H+ === Zn2++H2O5.8014.3742.88NiO+2H+=== Ni2++H2O6.063.1622.58CoO+2H+=== Co2++H2O7.515.58093.89CdO+2H+ === Cd2++H2O8.69　　MnO+2H+ === Mn2++H2O8.986.7921　ZnO·Fe2O3+8H+ === Zn2++2Fe3++4H2O0.6747-0.1524　NiO·Fe2O3+8H+=== Ni2++2Fe3++4H2O1.2270.205　CoO·Fe2O3+8H+=== Co2++2Fe3++4H2O1.2130.305　CuO·Fe2O3+8H+=== Cu2++2Fe3++4H2O1.5810.56　FeAsO4+3H+ === Fe3++H3AsO41.0270.1921-0.511Cu3（AsO4）2+6H+ === 3Cu2++2H3AsO41.9181.32　Zn3（AsO4）2+6H+ === 3Zn2++2H3AsO43.2942.441　Co3（AsO4）2+6H+ === 3Co2++2H3AsO43.1622.382　PbSiO3+2H+ === Pb2++H2SiO32.86　　FeO·SiO2+2H+ === Fe2++H2SiO32.63　　ZnO·SiO2+2H+ === Zn2++H2SiO31.791　　[next]     由上表中的pHө能够看出如下几条规则：    (1)金属氧化物在酸性溶液中的安稳性的次第是：Sn02＞Cu20＞Fe203＞Ga203＞Fe3 04＞In203 > Cu0＞Zn0＞NiO＞Coo＞CdO＞MnO。因为铁的氧化物较难溶解，故在常压下，温度为25~100℃，pH值为1~1.5的浸出条件下能够完成Mn，Cd，Co，Ni, Zn，Cu与铁的别离。    (2)有关金属的铁酸盐，在酸性溶液中的安稳性的次第为：                  Zn0·Fe2 03＞NiO·Fe203＞CoO·Fe203＞Cu0·Fe203    (3)有关金属盐，在酸性溶液中的安稳性的次第为：                    FeAs04＞Cu3（As04）2＞Co3（As04）2＞Zn3（As04）2    (4)有关金属硅酸盐，在酸性溶液中的安稳性的次第为：                                PbSi03＞FeSi03＞ZnSi03    (5)锌、铜、钻等金属化合物的安稳次第是：                            铁酸盐＞硅酸盐＞盐＞氧化物    (6)一切氧化物、铁酸盐、盐的pH。均随温度升高而下降，即要求在更高的酸度下进行浸出。    硫化锌精矿的浸出热力学    研讨硫化锌（ZnS）及其他金属硫化物在水溶液中的反响，在必定pH值和必定电位下将构成什么物质，可用E-pH图来研讨MeS在水溶液中反响的热力学规则。    ZnS-H20系中首要反响平衡式及E-pH图关系式见下表.[next]ZnS-H2O系中首要反响平衡式及E-pH图关系式序  号反响平衡式E-pH关系式1O2+4H++4e === 2H2OE=1.229-0.0591pH+0.01491gPo22H++2e === H2E=-0.0591 pH-0.02951gPH23Zn2++S+2e === ZnSE=0.264+0.02951g[Zn2+]4ZnS+2H+=== Zn2++H2S（g）pH=-1.586-0.51g[Zn2+]0.51gPH2S5S+2H++2e === H2S（g）E=0.171-0.0591pH-0.02951 gPH2S6SO42-+H+ === HSO4-pH=1.91+1g[SO42-]0.51g[HSO4-]7Zn2++2e === ZnE=-0.763+0.02951g[Zn2+]8ZnS+2H++2e === Zn+H2S（g）E=-0.857-0.0591pH-0.02951gPH2S9HS-+H+ === H2S（g）pH=8.00+lg[HS-]-lgPH2S10S2-+H+ === HS-pH=12.9+lg[S2-]-lg[HS-]11ZnS+2e === Zn+S2-E=-1.474-0.02951lg[S2-]12Zn2++2H2O === ZnO22-+4H+pH=10.08-0.251g[Zn2+]0.25lg[ZnO22-]     由表内平衡式可制作ZnS-H20系E-pH图（下图）。    由图能够看出有一个元素硫的安稳区。当电位下降时，pH值在1.9-8范围内,SO42-还原成元素硫，当电位再下降和pH＜7时，进一步还原成H2S，pH＞7时更进一步还原成HS-。    当电位升高时，在pH＜8的情况下，H2S和HS-均氧化成元素硫S，然后再氧化成SO42-,在pH>8的情况下,HS-可直接氧化成SO42-。

水免除铁    铁在浸出液中以二价铁盐FeS04和三价铁盐Fe2 ( S04）3的方式存在，当浸出结尾操控在pH值为5.2~5.4的条件下，二价铁Fe2+不能水解，有必要使其氧化成三价铁Fe3+。工业上一般用自然界的软锰矿和阳极泥（含二氧化锰）作氧化剂，在酸性介质中使硫酸亚铁氧化，其反响为    由以上反响方程式能够看出，欲使Fe2+氧化反响向右进行，有必要有H+存在，即在酸性溶液中进行，从反响平衡常数Ka可知二价铁离子和氢离子活度的指数较高，对反响平衡的影响极大，故运用Mn02作氧化剂时总是在酸性较强的溶液中进行。    高铁水解反响按下式进行。                      Fe2（S04）3＋6H20 ==== 2Fe（OH）3＋3H2S04    由上述反响可知高铁水解有酸发生，且跟着水解进行酸度添加，要使反响不断进行有必要不断中和除酸，方能使溶液坚持高铁水解应有的pH值。因为现在工业上浸出液中和水免除铁是在中性浸出终了阶段进行，高铁水解发生的酸被矿浆中氧化锌及其他金属氧化物溶解时所耗费，一般不额外加中和剂即可满意结尾pH值操控的需求。    水免除砷、锑    如前所述在中性浸出阶段，工业浸出液中砷首要是以高价的配阴离子方式存在，很少有简略的阳离子；锑首要以H3Sb04,H3Sb03胶体和Sb043-存在。当浸出结尾pH值操控在5.2~5.4时仅靠其自身在浸出液中的不稳定性尚不能除掉，有必要凭借三价铁的协助才能使砷、锑很好地除掉，三价铁对除砷、锑的效果有两点：即有化学效果，使砷、锑成尴尬溶的铁及锑酸铁的复盐；一同氢氧化铁胶体将它们吸附凝集沉降分出。锑首要是以锑酸的胶体存在，故首要被Fe（OH）3胶体吸附沉降。氢氧化铁是一种胶体，因其胶体微粒带有电性相同的电荷，彼此排挤而不易沉降，Fe（OH)3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时带负电，定位离子为OH-，其等电点在pH = 5.2邻近。[next]因为在pH值 2时，硅胶微粒带负电,pH <2时硅胶微粒带正电，当浸出结尾操控在pH=5.2时，氢氧化铁和硅酸胶体带有相反的电荷，两者在静电引力效果下，将会聚结在一同，使其从溶液中一起分出。锌焙烧矿中性浸出时，硅胶在pH值为4.8~5.0时很多集合分出，而不是在其等电点处很多分出。实践证明，两种胶体凝集效果是相得益彰的。    明显一起凝集效果除与进程的技能条件有关外，还与两种胶体数量有关。假如一种胶体多、一种胶体少，或胶粒子电荷相差较大，则或许发生部分凝集沉降。为了使浸出矿浆易于沉降或过滤，凝集分出的胶团应当是体积较大，且有结实的结构并有较大的沉降速度。如分出的颗粒很细，结构又疏松，将给弄清浓缩构成困难，为此工业出产一般向溶液中加人聚酞胺（三号凝集剂）来改进和加快沉降进程。    聚酞胺是一种高分子化合物，属亲水性胶体，一般不带电荷，胶体的稳定性不是靠同性电荷的彼此排挤力，而是靠溶剂化来完成。参加聚酞胺，在浸出矿浆中疏水性的氢氧化铁和亲水性的聚酞胺胶体一起存在，两种胶体在相遇磕碰后，聚酞胺的烃基将被吸附在氢氧化铁胶体表面。因为聚酞胺分子主链很长，在其数量很少的状况下，每个高分子便或许粘住多个氢氧化铁胶粒，使它们结合在一同促使其凝集。从聚酸胺在矿浆沉降中所起的效果中可知，聚酞胺不能参加过多，否则会发生相反的现象。即氢氧化铁的胶粒表面将悉数被其围住构成一层膜，有碍各胶粒的彼此凝集。

浸取[1~3，7，8]    浸取是湿法炼锌中的首要进程。在此进程中一方面要将原猜中的锌及锡等有价金属尽可能地彻底溶解，使其进入溶液，以求得高的金属回收率。另一方面要在浸出终了阶段，使一些有害杂质（例如Fe,As,Sb,Si等）从锌浸液中别离留在浸出渣中。一起还力求取得沉降速度快，过滤性能好、易于液固别离的浸出矿浆。    湿法炼锌中，运用浸出的质料首要包含：硫化锌精矿通过焙烧所得到的焙烧料（焙砂及烟尘）、氧化锌精矿，硫化锌精矿以及冶炼厂在生产进程中，产出的粗氧化锌粉及氧化锌烟尘等。    在浸出中，尽管有用溶液浸出的报导，但首要是用硫酸溶液浸出。因为浸出质料的性质差异浸出办法也有不同。依据质料的组成及性质不同，因而有：（1)焙烧料惯例浸出工艺；(2)焙烧料热酸浸出工艺；(3)硫化锌精矿氧压浸出工艺；(4)氧化矿酸浸工艺；(5)粗氧化锌及铅锌烟尘的酸浸工艺。但在上述几种浸出工艺中，焙烧料的酸浸工艺现在居首要位置。    浸出进程的基础理论    焙烧料的浸出热力学    A  电位E-pH图和金属离子在水溶液中的安稳性    各种金属离子在水溶液中的安稳性与溶液中金属离子的电位,pH值、离子活度、温度和压力等有关，湿法冶金广泛运用电位E-pH图来分析浸出进程的热力学条件，电位E-pH图是将水溶液中根本反响的电位与pH值的改变联系表明在图上。从图上不只能够看出各种反响的平衡条件和各组分的安稳规模，还可判别条件改变时平衡移动的方向和极限。下面扼要阐明在常温（25℃）下，浸出时固液相间多相反响的吉布斯自由能改变和平衡式，及电位E-pH图的制作与使用。    浸出进程的有关化学反响可用下列通式表明。                                aA＋nH+＋ze ==== bB＋cH20    依据反响的特色，可将反响分为(a) (b)、（c）三类，第(a)类反响中仅有电子搬迁,H+或OH-没有改变，即电位E与pH值无关的氧化复原反响，其反响的吉布斯自由能改变为    这时吉布斯自由能的改变转变为对外所作最大有用功，因氢标为零，式中可用φ电动势E，即 —△Gө = zFEө[next]          [next]

在湿法炼锌工艺中，浸出液要经过三个净化过程，第一个是焙烧料在中性浸出时，控制浸出终点pH值，使杂质元素水解，存留于浸出渣中。第二个是中性浸出液，在电解锌前必须进行净化除杂，使中性浸出液中的杂质含量符合电积锌的要求。第三个净化过程是酸浸液的除铁，这是因为在热酸浸出中，大量的铁进入溶液，要使溶液中的铁沉淀除去。    中性漫出过程的水解除杂质    这一过程是在中性浸出中完成的，即在浸出终了调节溶液pH值，使锌离子不致水解，而杂质金属离子全部或部分以氢氧化物Me（OH）n形式析出。金属离子水解按下式进行。                          Men+＋nH20 ==== Me(OH)n＋nH+                                 （10)    该反应式（10）无电子迁移、离子活度只与pH有关。反应的平衡条件是                                        1                               pH=pHө - — lgaMen+                                        n            当水溶液介质的pH大于标准pHө时，aMen+就小于1，金属离子便水解沉淀。反之，水溶液介质的pH小于标准pHө时，aMen+大于1，Me（OH）n便溶解。    所以pHө是金属离子Men+水解程度的重要数值。按上述式（10)反应计算得出的pH25ө和PH70ө值见下表。    根据pHө值便可以计算出有关金属离子水解平衡的pH值。                                        1    按反应式（10）的平衡关系，即 pH=pHө - — lgaMen+作图，见下图。由它可以看出金属离子                                        n活度在溶液中的稳定性随pH变化而变化的情况。[next]Me（OH）n生成时 pHө平衡值Me（OH）n+nH+ === Men++nH2O△Gө（25℃）/（j·mol-1）Sө（25℃）/（j·mol-1·k-1）pH25өpH70өTl（OH）3+3H+ === Tl3++3H2O51431-285-0.716-0.755Co（OH）3+3H+ === Co3++3H2O25081---0.35--FeOOH（OH）3+3H+ === FeOOH 3++3H2O22591-957.4-0.3154-0.807Cr（OH）3+3H+ === Cr 3++3H2O-106501-752.11.5330.923Fe（OH）3+3H+ === Fe 3++3H2O-115547-752.11.6170.99Ga（OH）3+3H+ === Ga 3++3H2O-134010-930.81.871.12In（OH）3+3H+ === In 3++3H2O-206595-645.32.8832.16Al（OH）3+3H+ === Al 3++3H2O-230744-731.13.222.4Bi（OH）3+3H+ === Bi 3++3H2O-267410--3.732--Sn（OH）3+2H+ === Sn 2++2H2O-3583077.60.750.717TlOH === Tl++H2O-327532522.213.912.95Cu（OH）3+2H+ === Cu 2++2H2O-219987-160.64.6043.87Zn（OH）3+2H+ === Zn 2++2H2O-279564-208.75.854.91Cr（OH）3+2H+ === Cr 2++2H2O-265507--5.49--Ni（OH）3+2H+ === Ni 2++2H2O-290938-414.56.094.96Pb（OH）3+2H+ === Pb 2++2H2O-325813-3076.826.18（5.678）Fe（OH）3+2H+ === Fe 2++2H2O-317145-221.96.655.6Cd（OH）3+2H+ === Cd 2++2H2O-329873-577.26.2Mn（OH）3+2H+ === Mn 2++2H2O-365703-134.37.6556.55Co（OH）3+2H+ === Co 2++2H2O-300971-230.66.35.29注：t=25℃，t=70℃，a=1时的数据。[next]    随着浸出过程的进行，溶液中酸度逐渐降低，由上图可知某些杂质随着pH值升高，稳定度发生变化，并能发生水解被除去。控制浸出终点的pH值愈高，杂质的水解除去则愈彻底。但硫酸锌在一定pH值下也发生水解沉淀，锌水解pH值与其浓度有关，如生产实践浸出液锌的浓度在130~140g/L,则浸出终了所能允许的最大pH值不得超过5.5~5.6。故工业生产中为了确保规定的锌浓度，浸出终点pH值取5.2~5.4。综上所述，当浸出终点pH控制在5.2~5.4时，根据上表和上图各种杂质水解除去的可能性，以及浸出后续工序的需要，在生产实践中浸出后期水解除杂质主要是针对铁、砷、锑、硅几个元素进行，由于铁与砷、锑，铁与硅之间在水解沉淀过程中有着密切的关系，这些元素水解的好坏不仅关系它们本身净化的程度，而且还成为浸出矿浆能否很好澄清、过滤的关键。

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

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

前一种反响（a)能够看成是后一种反响(b)的特例，即m=n,标明M（m-n）+不是离子而是金属状况，因此方程式最终一项为零。    可得                      E = Eө - 0. 0591pH其平衡条件是                                 Eө = +0.0591pH                         （3）    众所周知，水仅仅是在必定电位和pH条件下才是安稳的，水安稳的上限是分出氧，其安稳程度由下式断定：                               O2＋4H＋＋4e ==== 2H20                      E（O2/H20）＝1.229-0.0591 pH（Po2＝lO1kPa）    水安稳的下限是分出氢，其安稳程度由下式断定。                                   2H＋＋2e HZ                          E（H+/H2）＝-0.0591pH（PH2＝lO1kPa）    由下表所列有关反响的E3ө 、E1ө 、pH 2ө值，并假定金属离子活度等于1，令温度等于298K,依据(a)、（b)、（c）类反响的化学方程式便可作出Me-H20系的E-pH图。按上述理论分析所作出的Zn-H20系的E-pH图，见下图。[next]    从图能够看出整个Zn-H20系划分为Zn2＋和Zn（OH）2及Zn三个区域，这三个区域也就构成了湿法炼锌的浸出、水解、净化和电积进程所要求的安稳区域。    浸出进程就是要发明条件使原猜中的锌及其他有价金属跳过（I）线而进入Zn2+区。水解、净化便是发明条件使Zn2+停留在Zn2+区域，一起使杂质进入Me(OH）x区。电积便是发明条件在阴极上施加电位，使Zn2+进入Zn区。湿法炼锌的浸出进程，就是使用各种金属离子在浸出液中的安稳性，使锌、锅等有价金属溶解进入溶液，与原猜中的脉石分隔。在中性浸出终了再调整pH值损坏铁、铝、锡等杂质的安稳性，使铁等杂质转为固相进人沉积而与Zn溶液别离。     [next]     这说明体系在到达平衡状况后，H+和Zn2+两种离子浓度可相差很远，在H+离子浓度很小的情况下，能够答应很高的锌离子浓度，即在中性浸出终了，及时将溶液的酸度降到很低，为除掉铁、砷等杂质发明了条件。    由上式可知，锌离子的水解pH值大致为：当25℃锌离子活度按1 mol/L计时，则a2H+ = 10-11.6，即pH=5.8。    下表列出了有关金属的Me-H20系E3ө 、E1ө 、pH 2ө数值。有关Me-H2O系E3ө 、E1ө 、pH 2ө数值Men+-MeMe（H）nE3өE1өpH 2өZn2+-ZnZn（OH）20.4170.7635.85Ag+-AgAg2O1.1730.79916.32Cu2+CuCu(OH)20.6090.3374.6BiO+-BiBi2O30.370.322.57AsO+-AsAs2O20.2340.254-1.02SbO+-SbSb2O30.1520.212-3.05Tl+-TlTl（OH）0.483-0.33613.9Pb2+-PbPb（OH）20.242-0.1266.23Ni2+-NiNi（OH）20.11-0.2416.09Co2+-CoCo（OH）20.095-0.2776.3Cd2+-CdCd（OH）20.022-0.417.2Fe2+-FeFe（OH）2-0.047-0.446.64Sn2+-SnSn（OH）2-0.091-0.1360.75In3+-InIn（OH）2-0.173-0.3423Cr2+-CrCrO-0.588-0.9135.5Mn2+-MnMn（OH）2-0.727-1.187.65[next]     依据表所列的E3ө 、E1ө 、pH 2ө数值和前述的原理可制作出有关金属的Me-H20系E-pH图，见下图。    由图能够看出，在锌中性浸出终了时，操控浸出结尾pH =5.2,一些金属能够呈氢氧化物沉积被除掉。    B  金属氧化物、铁酸盐、盐、硅酸盐在酸浸进程中的安稳性    在炼锌的主要原料焙砂及氧化矿中，一般均存在金属的氧化物、铁酸盐、盐和硅酸盐等锌的多种化合物，它们在酸浸进程中溶解的难易程度，或在酸性溶液中的安稳性，可用pHө 巨细来衡量，pHө 小的较难浸出,pHө 大的较易浸出。上述有关化合物的溶解反响，在25℃，100℃, 200℃下的pHө 见下表。

在我国已工业使用的办法有三种：①铅精矿烧结焙烧一鼓风炉复原熔炼；②铅锌混合精矿烧结焙烧一密闭鼓风炉复原熔炼；③QSL法。办法①工艺老练、操作简略、出产才能大、对质料适应性强、铅收回率高；缺陷是能耗高、对环境有污染。办法②能够熔炼混合精矿一起产出金属铅和锌，出产才能大；不足之处也是能耗高、有污染。办法③不需要繁琐的烧结焙烧作业，流程简化；粉尘污染少，烟气SO2浓度高有利于制硫酸，能充分利用质料的反响热，不必优质焦炭，出产费用低；此法冶金操控要求严厉、产品铅的收回率较低。此外，我国开发了水口山炼铅法，该法流程简略、熔炼强度大、烟气SO2浓度高（>10%SO2）、燃料率低、环保效果好。    火法炼铅一般包含质料预备（配料、制粒、烧结焙烧）、复原熔炼制取粗铅和粗铅精粹三大工序。烟气制酸、烟尘归纳收回以及从阳极泥收回金银等贵金属也是火法炼铅工艺的重要组成部分。    （一）烧结焙烧一鼓风炉复原熔炼    准则流程见图1。 [next]     铅精烧结焙烧有两个意图：一是将质猜中的硫氧化除掉，并以SO2方式送去制硫酸；二是使部分伴生金属氧化并与SiO2等脉石成分生成MeO.SiO2低熔点液相，使细粉状铅精矿粘结成多孔硬块，以利复原熔炼。    (1)备料  进入烧结工序的物料包含铅精矿、石英熔剂、烧结返料，三者的配比为30:10：60。铅精矿一般含有（％）：Pb 50-60、Zn 4-6、Cu 0.2、S15-25、Fe 14、SiO2 1-2。此外，还伴生有Ag、Bi、Cd、In等有价金属。配好的物料，通过混合和制粒，用布料机均匀地平铺在烧结机上进行烧结焙烧。    (2)烧结  现代烧结作业均选用带式烧结机，面积为60-70m3。作业时，铺满炉料的烧结机在传动机械带动下向前移动，通过焚烧装置处炉料被火焰点着，并在强制通过料层吸入（或鼓出）的很多窑中氧的效果下，料层温度敏捷上升到1073-1173K，炉猜中发作了一系列的烧结反响。    炉猜中首要铅矿藏PbS与O2反响生成PbO和SO2：                          3PbS＋5O2====2PbO＋PbSO4＋2SO2                          3PbSO4＋PbS====4PbO＋4SO2    还有少数金属铅生成：                              PbS＋PbSO4====2Pb＋2SO2    在炉猜中含量较高的黄铁矿(FeS2）发作分化并进一步氧化成FeO, Fe2O3和SO2，进而与SiO2, PbO化合，生成为硅酸盐（2FeO.SiO2、xPbO.SiO2）和亚铁酸盐（xPbO.yFe2O3）。以上盐类在焙烧作业温度下均呈液相，粉状炉料在此液相效果下，构成坚固多孔大块。这些低熔点盐是烧结进程的粘结剂。烧结料通过破碎筛分，筛至50-150mm块料送鼓风炉熔炼，筛下粉料返配料，含SO2烟气送去制酸。    影响烧结焙烧效果的要素有：①炉料配比与化学成分；②炉料水分；③炉料粒度；④料层厚度；⑤焚烧温度；⑥小车运转速度；⑦吸风风量与鼓风压力、风量；⑧烟气SO2浓度等。    烧结焙烧典型技能经济指标为：料层厚度250-300 mm，床才能25-30 t/(m2·d)，台车速度0.8-1.0 m/min，烧结块含硫1.5％-2％，混合料含硫6%，含水5％-6%，制品块率 27％-30％，脱硫率88.5％，焚烧温度800-1000℃，烟气SO2浓度3％-4.5％，鼓风压力2.5-4.5 kPa，强度18-23m3 /(m2·min），烧结温度1000℃，时刻16-20 min，笔直烧结速度12-15 mm/min.[next]    （二）烧结块鼓风炉复原熔炼    铅鼓风炉复原熔炼的意图是使铅烧结块中的含铅化合物复原成金属铅，并将金银等贵金属富集在铅中，使铁氧化物从高价变贱价，再与其他脉石成分造渣而与铅别离。    参加鼓风炉中炭质燃料的焚烧，既为冶金反响供给必要的热量，又在炉内构成复原气体，复原氧化铅：                                      C＋O2====CO2                                    CO2＋C====2CO                                  PbO＋CO====Pb＋CO2    烧结块中的2PbO·SiO2，在有较强碱性氧化物FeO、CaO存在时，可发作置换反响放出PbO，进一步复原为金属铅：                  2PbO·SiO2＋2FeO＋2CO====2Pb＋2FeO·SiO2＋2CO2                  2PbO·SiO2＋2CaO＋2CO====2Pb＋2CaO·SiO2＋2CO2    烧结熟猜中的三氧化二铁发作以下复原和造渣反响：                              3Fe2O3＋CO====2Fe3O4＋CO2                              Fe3O4＋CO====3FeO＋CO2                              2FeO＋SiO2====2FeO·SiO2    烧结块中的其他氧化物，如Al2O3、CaO, MgO也都进入炉渣。PbSO4有部分与CO反响生成PbS和CO2，部分受热分化为PbO和SO2。含铜、硫高时，可生成梳相，镍、钻砷化物高时，还可构成黄渣。铅是金和银的优秀捕集剂，熔炼时烧结块中的金银大部分富集于粗铅中，少数散布在锍和黄渣内。    1.熔炼设备    主体设备为鼓风炉，辅佐设备有电热前床、烟化炉以及收尘器等。小型炼铅厂均选用圆形断面鼓风炉，而大型工厂多选用出产才能大、热效率高的矩形断面水套式鼓风炉。炉体为竖井式，由炉基、炉缸、水套炉身和炉顶四部分组成。无炉缸鼓风炉则设电热前床，以完结粗铅与炉渣的有用别离。[next]    2.工艺操作    按规则配料份额，用加料车顺次分批地将焦炭、熔剂、返料和烧结块自鼓风炉顶加料口分层均匀参加炉内。经炉身两边水套上的风口鼓入焦炭焚烧和熔炼反响有必要的空气或富氧空气。熔炼进程发作的烟气自炉顶排出，通过烟道、收尘净化后排放；熔体产品在炉缸内弄清，别离出粗铅和炉渣，定时或接连分别从渣口和虹吸口排出，无炉缸鼓风炉，则通过咽喉口接连将熔体排入前床，在通电加热下，进行粗铅与炉渣的别离。为收回炉渣中的锌，一般还要对熔炼渣进行烟化处理，所用烟化炉为一箱形卧式炉，侧壁设有风口。烟化炉渣时将熔渣放入炉内，经风口向熔渣鼓入空气和粉煤，将渣中的锌复原并蒸腾出去，锌蒸气在烟道中再次氧化，通过收尘器捕收下去，得到产品氧化锌。烟化炉中收回的粗铅送精粹处理。鼓风炉复原熔炼的首要技能经济指标是：风口区面积8-10m2；焦率9%-11%；炉渣含铅2%-2.5%；铅收回率95%-96％；烟化炉弃渣含铅小于0.7%。    （三）QSL法    即氧气底吹直接炼铅法。该法是在P. E. Queneau和R. Schuhman JR已创造的接连炼铜QS法基础上，又与德国Lurgi公司进一步开宣布的一种炼铅新工艺。工艺流程见图2。 [next]     QSL反响炉呈卧式圆筒形，内衬铬镁砖，熔池用隔墙分为氧化熔炼段和复原弄清段两部分。氧化段上方设有加料口，底部设氧气喷，放铅口，端墙开有排烟口；复原段炉底有粉煤空气喷，端墙有放渣口。硫化铅精矿与其他炉料混合制粒后，经加料机参加炉内，在炉温1223-1323K和鼓入氧气效果下，发作熔炼反响：    在鼓入氧气搅动下熔池呈欢腾状况，落入氧化段熔池的炉料敏捷熔入高温熔体中，此刻发作的氧化和造渣反响是在气一固一液三相间完结的，发作出氧化铅高的渣、粗铅和含SO2烟气。高铅渣通过隔墙流向复原段，在此被喷入粉煤复原，复原产出的铅逆流过隔墙会聚于氧化段，经放铅口放出。复原后的低铅渣经端墙渣口接连排出。冶炼烟气通过余热锅炉收回余热，除尘器除尘净化后送去制硫酸。    工业用QSL炉长30m,氧化段长10m,直径3.5 m,复原段长20m,直径3m。氧化段产初渣含铅高达35％，复原后弃渣含铅2.5％-5％。产品粗铅档次99.2％左右。

火法炼锑历史悠久，但迄今有关砷、硫污染和复杂锑矿有效利用等问题尚未圆满解决。中国湖南水口山矿务局等单位开发的碱性湿法炼锑终于取得突破，1986年建成了一座规模为年产万吨精锑的湿法炼锑厂。该工艺可使用高铅复杂锑矿作原料，先用Na2S浸出锑，浸出液再电解沉积金属锑。    （一）浸出    在碱性溶液中Na2S可以溶解锑矿中的Sb2S3,而砷、铜、铅、锌、铁等硫化物不与Na2S起作用。浸出在搅拌槽中进行。原料锑精矿含锑55%，粒度85%小于0.074mm。浸出液固比7:1，温度95-98℃，搅拌速度220-300r/min，浸出时间30min，浸出剂浓度Na2S 135g/L, NaOH 25g/L, Sb 113g/L。所得浸出液含Sb 90-100g/L, Na2S 20g/L,NaOH 120g/L, Na2SO4 28g/L, Na2CO3 65g/L,锑浸出率94.1％，浸出渣含锑0.4%。    （二）电解沉积锑    电解槽采用耐碱混凝土制成，槽内装入用4mm厚钢板制成的阴极和用Ф14mm圆钢焊成条栅状的阳极和阴极，阳极置于帆布制成的阳极袋中，阳极袋挂在框架上。槽一端有阴极液进液区，另一端有阴极液排出口，阳极液经过总管、框架上软管流入阳极袋，又从对侧软管排出汇集返回净化。阴极用厚4mm钢板制做，阳极利用Ф14mm钢条焊成栅状。阳极膜袋用帆布缝制，外涂环氧树脂防止破损，阳极框架用圆钢焊成，并加防腐处理。电解时，阴极液起始浓度Sb 90-100g/L, Na2S 200g/L;最终浓度Sb 10g/L, Na2S 180g/L。电解温度50-55℃，电流密度阴极第一段300A/m2，二段150A/m2，阳极1100A/m2；槽电压2.7-3V；电流效率8.2%，直流电耗2650-2850kWh/t Sb，阴极锑品位98.05-98.29％。

日本三日市电热法炼锌厂的烧结过程产生的烟气，经电收尘收集的烟尘中也富集了镉（含镉20%），加上佐贺关炼铅厂的电炉烟尘。采用硫酸化焙烧－浸出－置换－真空蒸馏－熔铸流程提取镉（图1），产出99.999%的高纯镉。图1  三日市电热法炼锌厂从烧结烟尘提取镉的生产流程

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

废铝炉有很多规格和类型，在这里我们对废铝炉作一下简单的介绍。熔池式熔化炉：主要用于铝厂，对电解铝锭和废铝进行混合熔化，单位能耗低，余热回收利用率高，元素烧损低，污染物排放低，操作方便，使用寿命长，熔化率高，熔池容量大。双室式废铝回收熔化炉：不需要添加熔盐，不需要对废料进行处理，能源消耗低，熔化率高，操作安全，带有或没有铝液强制循环系统。连续铸造机：用于铝挤压锭、轧制锭生产，铸造坑内装有两个T形液压驱动铸造平台，两台集水泵安装在铸造坑内，液面高度自动控制，一个支撑架，一个水箱，安装在铸造坑上面，一个铸造平台，安装在轨道上，可水平横向移动。带有移动淬火槽的悬链式炉：工件分层码放，每层隔开，有力于炉气循环，提高温度均匀性，设备结构紧凑、 产量 高、均热时间长，工件输送平稳，防止表面擦伤，与生产线相配套的自动装卸料设备。输送链式铝合金导线时效炉：参考技术数据：导线直径：1.8&mdash;4.5&nbsp; mm，线卷直径：外径630 mm，高475 mm，外径500 mm，高375 mm，线卷重量：216 kg，108 kg，生产能力：10卷/小时，或2160&nbsp; kg/小时，加热方式：电加热，强制对流循环，装出料：机械手自动装出料。挤压铝型材时效炉：采用电或燃气加热，强制循环，气流流向可以是横向，也可以纵向，处理过程全自动控制。铝带卷/铝箔退火炉：独立运行的炉室并排安装在一起，组成一条线，一台共用的升降式装料机构在炉室下面轨道上行走，为每台炉子装出料，根据 市场 需求和投资情况，可分期建设，每个炉室的工艺参数（温度、时间等）单独设定，互不影响，设备灵活性高，结构紧凑，占地面积小，整条线的运行由PLC和计算机控制系统控制，统一管理，可以和工厂的物流系统或高架仓库相衔接。更多废铝炉的相关信息，或者需要购买废铝炉的情况的话，可以登陆上海 有色 网的商机平台寻找合适您的合作伙伴！

湿法冶锌工艺中，钴是损害锌电积的最首要的杂质之一。电积进程中，氢在钴上的过电位较小，钴的存在会促进氢放电，并使阴极电位正移，过电位减小。跟着电积的进行，沉积物会变得越来越疏松多孔，阴极锌返溶，电流功率下降，锌的电能耗费添加，剥锌困难，锌产值下降。所以，锌电积前必定要将钴除到较低浓度。现在，湿法炼锌中首要的除钴办法有活性锌粉法、黄药除钴法、溶剂萃取法、β－酚法等。本实验学习处理重金属废水的办法，在很多实验基础上，使用一种新式廉价的除钴剂AnBm，使除钴进程简略操作，并且不会给流程引进新的有害杂质，无废气排出，除钴作用杰出。     一、实验部分     （一）实验质料     实验溶液取自云南某锌冶炼厂净液分厂，为除铜、镉后液，成分如表1；Fe3＋标准溶液：1 g/L，由分析纯硫酸高铁制造；Co2＋标准溶液：5 g/L，由分析纯硫酸钴制造；浓硫酸：分析纯，17.93mol/L；除钴剂AnBm，99％。 表1  硫酸锌溶液的首要成分  mg/LZnCoNiFeCuCd1.36×10526.3516.261.140.120.26     （二）实验办法     实验在选用单要素实验法。将100mL工作液倒入250mL高型烧杯中，水浴加热，机械拌和。除钴液过滤，测定滤液中钴、铁、锌质量浓度，核算各元素脱除率。     实验设备：HH－2型数显恒温水浴锅，控温精度±1℃；JJ－1型电动拌和器；精细pH试纸和雷磁pHsj－3F实验室pH计SHB－III A型循环水式多用真空泵。     溶液中Co2＋的测定选用亚硝基－R盐分光光度法(722型分光光度计）；Zn，Fe的测定选用火焰原子吸收光谱标准曲线法（岛津AA6300原子吸收分光光度仪）。     二、实验原理     除钴剂AnBm中含有黄原酸基团，能与溶液中的钴离子生成沉积，而黄原酸的三价钴盐的溶度积是二价钴盐的10万分之一，所以要使钴除到较低浓度，应参加氧化剂将二价钴氧化成三价钴。实验选用先加氧化剂再加除钴剂的办法去除溶液中的钴。     三、成果及评论     选用单要素实验法调查氧化剂参加量、反响时刻、反响温度、除钴剂AnBm参加量、除钴结尾pH对钴脱除率的影响。     （一）氧化剂参加量对钴脱除率的影响     氧化剂为由分析纯硫酸铁制造的溶液。别离取不同体积的1g/LFe3＋标准溶液，用除镉、铜后的硫酸锌溶液定容到100mL，其他条件：除钴剂0.32g，温度75±1℃，反响时刻1h，溶液pH4.45。实验成果如图1所示。图1氧化剂Fe3＋质量浓度对钻、铁脱除率的影响     从图1看出：随Fe3＋参加量的添加，钴脱除率快速增大；当Fe3＋参加量到达42mg/L时，也就是Fe3＋参加量为Co2＋彻底氧化成Co3＋所需理论量的1.7倍时，钴脱除率达97.5％，脱钴后液钴质量浓度降到0.7mg/L以下；一起，作为氧化剂的铁也被沉积，沉积率近100％，溶液中没有新杂质引进。     （二）除钴剂参加量对钴脱除率的影响     固定其他实验条件：加Fe3＋质量浓度至42mg/L，温度75±1℃，时刻1h，溶液pH4.35，定容体积100mL，除钴剂参加量对钴脱除率的影响实验成果如图2所示。图2  除钴剂参加量对钴脱除率的影响     从图2看出，随脱钴剂参加量的添加，钴脱除率升高；除钴剂质量浓度为2.4 g/L时，钴脱除率达97％以上，脱钴后液钴质量浓度降至0.7mg/L以下，彻底到达电积锌的要求。     （三）反响温度对钴脱除率的影响     脱钴剂参加量0.24g, Fe3＋参加至质量浓度42mg/L，反响时刻1h，溶液pH 4.47，定容体积100mL，在不同水浴温度下调查温度对钻脱除率的影响。实验成果如图3所示。图3  温度对钴脱除率的影响     从图3看出，随温度升高，钴脱除率快速升高；当温度达80℃时，钴脱除率达97％以上，沉钴后液钴质量浓度低至0.8mg/L；再升高温度，钴脱除率改变不明显，未呈现钴反溶现象。     （四）反响时刻对钴脱除率的影响     脱钴剂参加质量0.24g，Fe3＋参加量至质量浓度42mg/L，溶液pH4.37，定容体积100 mL， 温度75±1℃，反响时刻对钴脱除率的影响实验成果如图4所示。图4  反响时刻对钴脱除率的影响     从图4看出，反响时刻对钴脱除率影响很大：反响前30min随反响进行，钴沉降率快速进步；反响30min后，钴沉积率进步缓慢；反响60 min时，溶液中钴质量浓度已降至0.64 mg/L，钴脱除率达97.4％，反响根本彻底。     （五）溶液pH对钴脱除率的影响     脱钴剂参加质量0.24g，Fe3＋质量浓度至42mg/L，定容体积100 mL，温度75±1℃，反响时刻1h。调查不同酸度对钴脱除率的影响，实验成果如图5所示。图5   溶液pH对钴脱除率的影响     从图5看出：溶液酸度较高时钴脱除功率很低：pH在4.1～5之间时除钴作用最好。pH太高会下降钴沉积作用，由于在高pH条件下，Fe3＋和Zn2＋易水解，直接下降除钴剂的作用。湿法炼锌厂硫酸锌中性浸出液的pH为4.5～5.2，根本在实验最佳范围内。     四、定论     （一）除钴剂AnBm本钱低价，为市售普通商品，质料易得。     （二）操作条件简略操控，除钴功率高于锌粉法。最佳条件下（氧化剂参加量42mg/L，脱钴剂参加量2.4g/L，反响时刻50～60min；温度70～80℃，pH 4.1～5.0之间），钴脱除功率达97％以上，溶液中钴质量浓度降至0.7mg/L以下，彻底到达电积锌的要求。     （三）出产设备简略，能够使用现有设备进行出产。

Aparajith.B等研讨了一种简略的从电锌流程中发生的Cd－Cu－Zn滤饼中选择性收回镉的湿法工艺。镉的浸出、过滤和再浸出惯例流程需多个阶段，本钱较高。此研讨的意图是寻觅一种更简略的办法从电解锌流程锌纯化阶段的铜－镉滤饼中收回镉。所研讨的流程包含从Cu－Cd滤饼中除掉锌，选择性浸出镉和经过去除Fe、Tl和Co纯化镉，之后再进行电解和熔融。 Cu－Cd滤饼中的锌经过2个阶段转移至液相中，铜和镉在滤饼中富集。在较高的固液质量体积比条件下从滤饼中选择性浸出镉，溶液中镉的浓度较高。在特殊条件下选择性浸出镉可使富镉溶液中一起沉积的杂质最少。 浸出反应在铜的溶解开始时中止。用KmnO4和NaOH氧化和沉积杂质，如T1，Fe及Co。纯化的溶液经过电解得到阴极镉，然后熔融得到99.95%的金属镉。整个流程中，镉总收回率为70%～72%。据此研讨结果，开发了一种概念流程。

硫化镍精矿造锍熔炼产出的炉渣与熔炼硫化铜精矿时产出炉渣相似即铁橄榄石型炉渣，一般含F而5%～40%和SiO230%～40%.渣中Fe2+/Fe3+随氧势升高而降低同，反射炉和闪速炉炉渣含Fe3O4通常高于10%,并随镍锍品位上升而电炉渣含Fe2O4较低(〈5%)。[next]     炼镍炉渣一般属于FeO—SiO2 系和FeO—SiO2—CaO(MgO)系。FeO—SiO2—CaO系状态图见图1。从图1可以确定一定组成的炉渣的熔化温度。利用这些氧化物的共晶组成，可以得到熔点最低的炉渣组成。例如Fe2SiO4铁橄榄石附近较低，约为1200℃。加入CaO后,熔点有所降低，可降至图1中S、K点附近1100℃左右,在造锍熔炼过程中必须关注Fe3O4的变化,所以要研究FeO—Fe2O3—SiO2渣系，如图2所示。这一渣系具有4个初晶面,即Fe相、FeO浮斯体相、Fe3O4相和SiO2相。在一定温宽下的熔体区域呈四边形（位于图2左边，靠近SiO2—FeO线），为FeO—SiO2 系渣中溶解了一定数量的Fe3O4的炉渣。这个熔体区随温度升高而扩大。在1200～1300℃下,Fe3O4的金属饱和溶解度为10%～20%。铜锍和镍锍吹炼所产出的炉渣，可以认为是一种Fe3O4 的饱和的FeO—SiO2 系炉渣。    由于镍矿原料往往含有较多的MgO，所产炉渣含MgO出较多。金川公司原电炉熔炼所产炉渣杨分为(%):0.20 Ni、0.10 Cu、26.85 Fe、0.07 Co、0.8 S、3.73 CaO、10.51 MgO、38.35 SiO2。渣含MgO低于10%对渣性质无太大影响，当MgO含量超过14%时，炉渣的熔点迅速上升，粘度增大，单位电耗增大。由图3看出，由于难熔的2MgO.SiO2（熔点1890℃）的析出，角化了炉渣性质。但量,当炉渣中MgO含量高于22%时,炉渣电导增大,随着渣中MgO含量的升高和FeO含 量的下降，渣含 有价金属降低。渣含 CaO在3%～8%，对炉渣性质不发生生大影响当CaO在含量增大到18%左右，炉渣的电导增大1～2倍，渣的密度和粘度降低，熔点升高,但硫化物在渣中溶解度减小。