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。

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。

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

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。

熔渣粘度受硅酸离子形状、大小的影响,在一般情况下，碱性氧化物能破坏硅酸离子网状结构,有降低粘度的作用。添加氟化物的效果约为氧化物的2倍。对有色冶金炉渣来说,其粘度一般在0.5Pa.s(5泊)以下,炉渣流动性好，若在1Pa.s（10泊）以上则明显地影响炉渣与锍的分离和炉渣的排放操作。图1为不同温度下工业炉渣及全成炉渣与碱度的关系(其中碱度 Kv =   )在1200℃、1300℃及碱度Kv>1.5时，炉渣粘度都低于0.2Pa.s（2泊）。    炉渣的导电率对电炉熔炼和闪速炉熔炼炉渣的电炉渣的炉贫化有很大意义。炉渣的导电率与粘度有关,一般来说,粘度小的炉渣具有良好的导电性。含FeO高的炉渣除了离子传导以外,还有电子传导，且具有很好的导电性。    一般硅酸盐炉渣熔体的比热容为1.2kJ/(kg.K)(酸性炉渣)或1.0kg/(kg.K)碱性炉渣),熔渣的热焓为1250（1100℃）～1800(1400℃)kJ/kg,熔化热约为420kg.

氟碳漆喷涂型材具有极强的耐老化、抗紫外线才能，色泽艳丽，美观大方，尊贵高雅，视觉温馨、柔软，深受人们的喜欢，也逐步成为铝型材高级加工供应商的新宠。可是因为氟碳漆在喷涂出产过程中存在操作操控环节多、金属漆表面颜色不稳定、质量风险处理难度大且后继处理较费事等问题，许多厂商望而生畏。　　氟碳漆具有很高的装饰性，氟碳涂料能够分配出实体色、金属色、珠光色、特殊色等各种颜色和低、中、高级各种光泽，深受人们的喜欢和追捧。所以在出产中确保产品的表面作用尤为重要。　　表面作用首要由氟碳漆的分配作用和喷涂工艺来决议。氟碳漆分配时应考虑到其时的空气的温度、湿度，输送链的行走速度，喷涂的型材断面的复杂性等要素，与喷涂工艺合作来调整氟碳漆，防止呈现氟碳漆粘度大或小，太“干”或太“湿”，而影响型材的表面作用。下面介绍几种首要的要素：　　1.氟碳漆的粘度　　用适宜的份额将快干、慢干等溶剂与原漆调整到适宜的粘度，选用岩田杯和秒表重复三次测定调好氟碳漆的粘度，以确保对所喷涂型材的适用。在出产时，应核算出产环境的温度、湿度和相应的粘度，拟定线性曲线，有特殊的状况做相应的调整，以便进步工作效率。　　在出产中，将氟碳漆与溶剂分合作适，并以拌和器拌和均匀，并且要在短时间内赶快用掉。氟碳漆的粘度不行过大或过小。　　粘度较大时，氟碳漆雾化性差，致使型材表面膜厚不均，表面的光泽度不均匀，不美观，会给喷涂后的流平带来困难，致使流平性差，型材的表面呈现坑洼、气泡、皱纹等缺点。　　粘度较小时，型材表面的氟碳漆表面张力改变，形成表面发生流挂等缺点。调整粘度时还要留意喷房内的风速是否适宜，防止不必要的糟蹋。　　2.氟碳漆的“干”、“湿”　　氟碳漆的“干”、“湿”指的是喷涂到型材上的氟碳漆中蒸发熔剂的蒸发的快慢程度。除了要确保氟碳漆的适宜粘度以外，还要依据出产时的温度、湿度、漆房内的风速，合理的调整溶剂间的份额。假如调整的氟碳漆太干，氟碳漆还没有流平完毕，溶剂就现已蒸发彻底，致使型材表面呈现漆膜厚度不均、龟裂等质量问题。氟碳漆调整的太湿，甚至在固化炉中还在蒸发，会呈现流挂等缺点。　　3.距　　喷前与型材间所型材的电场是静电喷涂的动力，它的强弱直接影响涂装的作用。而距作为影响电场首要的要素之一，应当稳重、准确的调整。　　静电电场的强度取决于所用电压和放电极与型材之间的极距。它与电压凹凸成正比，与极距巨细成反比。静电场的电场强度一般以均匀电场核算，按下式核算均匀电场强度。　　E=U/L，式中，E——静电场的均匀强度/V cm-1；U——点喷上所加的直流电压/V；L——放电极与被喷涂物之间的间隔。　　由此可见距是否调整应将喷上所加的电压作为一个首要的依据。依据不同断面的型材，雾化气压、扇形气压的巨细，恰当调整喷与型材间的间隔，确保喷出氟碳漆雾化的杰出。　　电压在60-100KV，雾化气压在0.07-0.10Mpa，扇形气压在0.12-0.18Mpa时，最佳距为25-30cm。当距短时或许会使氟碳漆还没有彻底雾化就喷涂到型材上，形成型材的膜厚不均、色差等问题。当距较大时，会形成型材的上漆率十分差，致使氟碳漆的糟蹋。　　喷与型材间的间隔不行过小，不然或许会发生电火花放电，或许会有击伤人或火灾的风险。

(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。

01 用洁净的水将涂料调至适宜喷涂的粘度，以涂4粘度计丈量，适宜的粘度一般是20——30秒。如一时没有粘度计，可用目测法：用棒(铁棒或棒槌)将涂料搅匀后挑起至20厘米高处停下调查，如漆液在短时间(数秒钟)内不断线，则为太稠；如一离桶上沿即断线则为太稀，要在20厘米高处刚停时，漆液成一直线，瞬间即断流变成往下滴，这个粘度较为适宜。 02 空气压力较好控制在0.3——0.4兆帕(3——4公斤力/平方厘米)。压力过小，漆液雾化不良，表面会构成麻点。压力过大易流挂，且漆雾过大，既糟蹋材料又影响操作者的健康。 03 喷涂的次序是：先难后易，先里后外。先高处后低处，先小面积后大面积。这样就不会形成后喷的漆雾飞溅到已喷好的漆膜上，损坏已喷好的漆膜。 04 喷嘴与物面的间隔一般以300——400毫米为宜，过近易流挂，过远漆雾不均匀，易呈现麻点，且喷嘴距物面远漆雾在途中飞散形成糟蹋。间隔的详细巨细，应根据涂料的品种、粘度及气压的巨细来恰当调整。慢干漆喷涂间隔可远一点，快干漆喷涂，间隔可近一点。粘度稠时可近一点，粘度稀时可远一点;空气压力大时，间隔可远一点，压力小时可近一点。所谓近一点远一点是指10毫米——50毫米之间小规模的调整，若超越此规模，则难以获得抱负的漆膜。 05 喷可作上下、左右移动，较好以10——12米/分的速度均匀运作，喷嘴要平直于物面喷涂，尽量削减斜向喷涂。当喷到物面两头时，扣喷的手要敏捷的松一下，使漆雾削减，由于物面的两头，往往要承受两次以上的喷涂，是较简单形成流挂的当地。 06 喷涂时要下一道压住上一道的1/3或1/4，这样才不会呈现漏喷现象。在喷涂快干漆时，需一次按次序喷完，补喷作用不抱负。 07 在室外空阔的当地喷涂时，要注意风向(劲风时不宜作业)，操作者要站在顺风方向，避免漆雾被风吹到已喷好的漆膜上形成丑陋的粒状表面。

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

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

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

这次，咱们将别离评论颜料涣散剂对涂料以下功能的影响：光泽、通明、相容、流平、出产、上色强度、削减VOC。 01光泽 这是衡量涂膜特性的一个目标，光泽越高，反射越强。 对优质涂料的光泽来说，，颗粒不能大于5微米的，较大3微米。油墨不能超过1微米。涂猜中的大颗粒，要么无法有用涣散，要么絮凝，或许在制造过程中发作刺激起晶。聚合物涣散剂也可削减因为絮凝而构成的大颗粒，改进光泽。 02通明 这是涂膜的一个特性，通明性越高，越简单看到底层。隐瞒力越高，对底层隐瞒力越强。光在表面反射和经过的数量决议涂料的隐瞒力或通明性。颜料品种及涣散程度对此有影响。因为折射率和粒子巨细影响，隐瞒性颜料对反射光有更大影响。 聚合物涣散剂经过影响颜料粒径散布（更均匀更窄）来进步通明度。对钛，高折射率和大颗粒能够有用地反射和折射各种波长的光。聚合物涣散剂的添加能够进步表面积（削减聚会体，下降粒径），能够进一步进步隐瞒力。关于通明颜料，聚合物涣散剂改进粒径散布让更多光透过（添加通明性）。 03相容 相容性之所以重要,是因为杰出的相容性能够使涂料制造商出产用于多种不同类别树脂产品的涣散系统。聚合物涣散剂能够进步颜料浓度，不只添加产值，并且削减从研磨色浆直到较终产品中潜在的介质不相容性问题。所以特别是运用高相容性树脂的条件下，聚合物涣散剂扩展了根底涂料的运用范围。这对混合上色涂料出产十分重要。 04活动/流平 流平性是涂料在特定表面涣散的才能。涂料表面缺点一般由表面张力形成，并且发作相对较快。装修涂料的刷痕一般也是由流平性缺乏形成的。抱负的流平行为能够用牛顿力学来解说。可是颜料引进系统后，就会发作改变。这是因为颗粒受化学键和物理彼此效果影响，十分简单发生触变性和假塑性。 因为颜料颗粒在聚合物涣散剂效果下愈加安稳，流平性添加，所以能够进步牛顿流体特性。对流平性有优点。 05产值 产值指一个工序出产的涂料和油墨数量。涣散剂使颜料浓度添加，能够进步涂料产值。恰当添加聚合物涣散剂，能够下降粘度，添加研磨色浆的颜料含量，然后产值进步。在固定时间内，因为能够涣散更多的颜料，这样用相同分量的研磨色浆就能够出产更多产品。显着加速涣散速度也能够进步产值。产值进步则机器磨损削减，能耗下降，尤其是下降每公斤较终产品的劳动力本钱和固定本钱。 06上色强度 涂料上色强度表明颜相在运用表面的激烈程度。进步上色强度涂料就会看起来愈加亮堂，对顾客更有吸引力。经过平衡彼此敌对的各种因素，能够发明较优研磨条件。下降颜料的均匀粒径能够进步上色强度。 进步研磨色浆中颜料含量会添加粒子的彼此磕碰，进步颜料的破碎率，可是也添加了粘度，下降了研磨的动能，使磨料小球或珠子对颜料的破碎才能下降。运用聚合物涣散剂能够改动这种改变。运用涣散剂能够研磨更高颜料浓度，使粒子破碎愈加敏捷，一起避免研磨过程中的粘度升高。较终，涣散剂使更细微的粒子磕碰安稳性添加，不絮凝，然后充分发挥其内涵的上色强度。 07挥发性有机物VOC VOC或许叫挥发性有机物，是指系统中挥发到空气中的有机溶剂。VOC越低，对空气的潜在污染越小。这就要求进步涂料的固含量。 涂料的粘度是由溶剂、树脂和颜料决议的。普通的低固含量涂料，颜料对粘度的影响没有树脂溶剂的影响大。但是，高固含量涂料溶剂较少，树脂是低粘度的，这样一来，颜料的影响就十分显着了。 聚合物涣散剂经过下降颗粒之间的彼此吸引力，明显下降颜料对粘度的影响。所以，对高固含量涂料，参加涣散剂将大大下降粘度，或许说，在粘度相同的条件下，将运用更少的溶剂。

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

自然界中铅锌矿是常共生在一起的，一般选矿都采用浮选联合法流程。即把矿石破碎到一定粒度后先用重介质选除大的低品位废石，再用浮选法处理已富集的矿石。重介质选矿一般分四个步骤，一是矿石准备，二是在方铅矿的重介质悬浮液中选别，三是在筛子上脱除两种产物的重介质，四是重介质的回收利用。 第一步，将-25毫米的矿石进行筛分，小于4.5毫米的筛下物脱水后送磨矿，筛上产物进入一浅而宽的斜槽，槽底为一脱水筛，脱水产物进入带有提升排矿装置的角锥状重介质选矿机中分选，浮起物(即废弃尾矿)沿一斜槽进入介质脱除筛上重介质，然后进入仓中。 沉下物(即富集后的矿石)落在角锥室的下部，脱水提斗运出排于斜槽中，再进到介质脱除筛上。在筛上的前两节上脱除矿石上的重介质，在第三、四节上洗下附着于矿石上的重介质，筛子的第五节用于排除洗水。清洗后的富集矿石入仓。 由介质脱除筛脱除的重介质，用振动除去大于0.5毫米的物料，并将这部分筛上物返回介质脱除筛上，筛下产物用分配器分为三段，其中一大部分返回重介质选矿机中，一小部分送浮选机浮出方铅矿，经过滤后，返回介质贮藏桶，循环使用。剩下的一小股物料则直接进入重介质贮藏桶中。 重介质选矿所用的重介质(方铅矿)的比重为2.92，粘度为1.45，浮起物的比重为2.89，沉下物的比重为2.95。用于制备重介质的方铅矿的品位高于72%Pb，以保证重悬浮液的粘度不大。重介质中细浮方铅矿含量较多时，粘度过大。粗粒过多时粘度过低。一吨废石所损失的干方铅矿重量为0.03公斤。 以上工艺，要用到的主要设备有：颚式破碎机、雷蒙磨粉机(或其它适宜的磨矿机)、重介质选矿机、重介质脱除筛(无标准)、矿用分配器。

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

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

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

氯化物镀锌光亮剂物理性能外观，一般为棕黄色剂红棕色半透明粘性液体，近来 市场 上也出现了无色半透明光亮剂；pH值，一般在6,7之间为好，因为接近镀液pH值，长期使用易保持镀液pH值的稳定；比重，确定光亮剂的浓度，要求在1.07留c耐以上；粘度，确定水溶性，要求适度，若粘度过大，水溶性不好，在电镀中易形成缸脚。化学性能(1) 浊点要高，浊点是氯化物镀锌光亮剂中非常重要的参数，一般挂镀液要求光亮剂浊点在55℃以上，对滚镀液，要求光亮剂浊点在60℃以上，测定方法是：将加有光亮剂的镀液水浴加热，至镀液混浊，然后冷却，测镀液由混浊转澄清透明时温度，即为浊点。(2) 消耗量要低，在常温状态下应在150tn1/kAh以下，可通过赫尔槽实验，也可现场使用考察。(3) 光亮度，出光速度，分散能力，稳定性等因素。光亮剂使用注意事项(1) 光亮剂必须用3一5倍的水稀释后才能加入镀槽，严禁直接加入，若光亮剂粘度较大，应用热水稀释。(2) 稀释后的光亮剂要缓缓加入，并不断搅拌，保证光亮剂均匀分散到镀液中。(3) 注意应在生产前加入。不能在镀液很热时加入，也不能一下子将光亮剂加入镀槽。(4) 光亮剂的补充应坚持少加、勤加以经常保持镀液的最佳性能。(5) 若光亮剂加入致镀液混浊，表面形成油状物，表明镀液中氯化物浓度过高，应适量补充水分稀释。(6) 如按正常量加入光亮剂后，镀层不亮，不能再盲目补加光亮剂。镀层不亮可能有多种原因引起，如氯化锌，氯化钾含量过低，重 金属 杂质及有机杂质污染等，应先找出具体原因，予以排除后再试添加。(7) 在冬季气温较低时，市售有些牌号光亮剂会出现节叉丙酮析出现象，使用时可用热水稀释，或将光亮剂再加温，使节叉丙酮溶解后再加入，并不影响使用效果。(8) 在改换新的氯化物镀锌光亮剂时，不必对镀液进行处理，可以直接添加。(9) 光亮剂长时间使用，易形成有机杂质，可用活性炭处理。光亮剂特点l、良好的内外润滑性能和表面光亮性。 　　2、良好的互熔性和防粘性。 　　3、对颜料、填料具有良好的分散性。 　　4、可提高色母料的鲜艳度和光亮度。 　　5、可作为爽滑剂、开口剂、抗静电剂、脱模剂。 　　6、具有高熔点和在熔融体中低粘度的独特性质及很好的迁移性。

自然界中铅锌矿是常共生在一起的，一般选矿都采用浮选联合法流程。即把矿石破碎到一定粒度后先用重介质选除大的低品位废石，再用浮选法处理已富集的矿石。重介质选矿一般分四个步骤，一是矿石准备，二是在方铅矿的重介质悬浮液中选别，三是在筛子上脱除两种产物的重介质，四是重介质的回收利用。 第一步，将-25毫米的矿石进行筛分，小于4.5毫米的筛下物脱水后送磨矿，筛上产物进入一浅而宽的斜槽，槽底为一脱水筛，脱水产物进入带有提升排矿装置的角锥状重介质选矿机中分选，浮起物(即废弃尾矿)沿一斜槽进入介质脱除筛上重介质，然后进入仓中。沉下物(即富集后的矿石)落在角锥室的下部，脱水提斗运出排于斜槽中，再进到介质脱除筛上。在筛上的前两节上脱除矿石上的重介质，在第三、四节上洗下附着于矿石上的重介质，筛子的第五节用于排除洗水。清洗后的富集矿石入仓。由介质脱除筛脱除的重介质，用振动除去大于0.5毫米的物料，并将这部分筛上物返回介质脱除筛上，筛下产物用分配器分为三段，其中一大部分返回重介质选矿机中，一小部分送浮选机浮出方铅矿，经过滤后，返回介质贮藏桶，循环使用。剩下的一小股物料则直接进入重介质贮藏桶中。 重介质选矿所用的重介质(方铅矿)的比重为2.92，粘度为1.45，浮起物的比重为2.89，沉下物的比重为2.95。用于制备重介质的方铅矿的品位高于72%Pb，以保证重悬浮液的粘度不大。重介质中细浮方铅矿含量较多时，粘度过大。粗粒过多时粘度过低。一吨废石所损失的干方铅矿重量为0.03公斤。 以上工艺，要用到的主要设备有：颚式破碎机、雷蒙磨粉机(或其它适宜的磨矿机)、重介质选矿机、重介质脱除筛(无标准)、矿用分配器。

炼铋冶金炉的炉料包含铋精矿、氧化铋渣、煤粉、铁屑、纯碱、萤石、黄铁矿、返渣等，依据配料比的要求投入炉内。它们的效果和它们在炉内参加之反响分述如下： 一、铋精矿 铋精矿包含硫化铋精矿与氧化铋精矿，是提铋的首要原料，在冶金炉熔炼中，铋精矿参加的反响是杂乱的。在此，咱们仅研讨氧化铋与硫化铋参加的下述反响：（5）式为熔剂脱硫反响。（6）式为氧化铋被已复原的杂质金属如铅所复原的反响。在以上七个反响式中，在冶金炉熔炼条件下（2）与（3）式的反响是首要的。 二、氧化铋渣 一般指铅阳极泥氧化除铋产出的渣料。依据收回金银的传统流程，铅阳极泥经复原熔炼产出贵铅，贵铅在分银炉氧化吹炼中，脱除砷、锑后持续吹风氧化，则铋与铅皆氧化入渣。氧化渣分为前期渣，中期渣、后期渣，前期渣含铅高，含铋低，后期渣含铋高，含铅低。三者合称氧化铋渣，一般含铋在35%～55%之间。氧化铋渣是归纳收回铋的首要原料之一。其参加的反响包含上述七个反响中的（1）、（2）、（4）、（6）式反响，其间以（2）式为主。 三、煤粉 煤粉用作复原剂。参加煤粉效果如下： （1）使氧化铋复原。 （2）起部分脱硫效果：以上两式阐明，当不加煤粉时，钮以Bi2O3状况入渣，当参加煤粉时，铋呈金属铋状况堆积入粗铋。 （3）坚持炉内复原性气氛，避免铋液氧化，避免炉膛内特别是炉顶耐火材料氧化腐蚀。 （4）避免碲氧化入渣，而使碲富集于粗铋之中。 煤粉参加量有必要恰当，过多过少都会带来不良的结果。当加煤粉过量时，使其它对氧的亲和力较铋为大的杂质金属也被复原进入粗铋，下降粗铋的档次。一起，由于碳的熔点高（3700℃），碳参加过量，会进步炉料的熔点和粘度，使炉料难熔化。当煤粉缺乏时，氧化铋复原不充分，构成部分氧化铋入渣，进步了渣含铋，增大铋的丢失，而且，无法保持炉内安稳的复原性气氛。 四、铁屑 铁屑用作置换剂。一般要求运用铸铁屑。参加铁屑的效果如下： （1）用铁置换硫化铋中的铋。 （2）单个情况下，铁屑可作复原剂：铁屑参加量有必要恰当，过多过少皆晦气。当参加铁屑过量时：会使其它对硫亲和力较铋大的杂质置换出来进入粗铋，然后下降粗铋档次；冰铜中硫化亚铁添加，增大冰铜比重，影响与粗铋别离，而下降铋的收回率；过量铁与砷、锑等杂质生成黄渣，如As2Fe3、Sb2Fe3等，密度约为7克／厘米3，介于冰铜与粗铋之间，熔点较高，构成隔阂，使操作困难，炉况不正常，下降铋的直收率；铁不溶于铋，且熔点高达1535℃，在冶金炉熔炼温度下不易熔化，过剩铁以单体铁夹藏部分铋在熔池边际及底部堆积，构成炉结，构成铋的丢失，添加操作困难。当铁屑参加量缺乏时，硫化铋置换不彻底，部分硫化铋进入冰铜，构成铋的丢失；由于铁屑参加缺乏，冰铜与粗铋中搀杂有未被置换的单体硫存在，放出时，易腐蚀铜制东西及设备。 五、纯碱 纯碱又叫碳酸钠、苏打、曹达，用作熔剂。参加纯碱的效果如下： （一）造渣：纯碱能与精矿中的脉石成分SiO2、Al2O3等酸性氧化物构成熔点较低，流动性好的硅酸盐，铝酸盐等稀渣：（二）下降炉渣密度和熔点。 （三）使硫化亚铁氧化成氧化亚铁人渣，而进入冰铜，下降冰铜的熔点和比重：（四）与煤粉起部分脱硫效果。 （五）纯碱能使砷、锑氧化蒸发或入渣：纯碱也可将As2O3进一步氧化：相同，炉猜中的锑与纯碱也有相似反响：纯碱参加量有必要恰当，过多过少皆晦气。当参加纯碱过量时，使硫化铋氧化入渣：并使复原的金属铋从头氧化入渣：一起下降炉料熔点，使炉内熔体难以过热，炉温低，不能确保反响进行需求的温度，致使反响进行缓慢且不彻底，炉渣、冰铜、粗铋三者别离欠好，因此下降铋的收回率；由于炉渣内含有较多的游离，具有很大的腐蚀性，损坏炉衬。相反的，当纯碱参加缺乏时，渣熔点升高，密度与精度增大，渣与冰铜别离困难，渣中夹藏铋量增高；而且使一些对氧亲和力较铋大的杂质未被氧化即进入粗铋，下降粗铋的档次。 六、萤石 萤石又称氟化钙、氟石，用作熔剂。参加萤石的效果是下降炉渣的熔点和粘度，关于含二氧化硅较高的精矿，配猜中参加2%～5%的萤石，可大大下降硅酸盐渣的粘度，改进其流动性。当萤石参加过量时，因其对砖缝有很大的浸蚀性会腐蚀炉衬；一起渣流动性变好，简单跑炉；渣熔点太低，使炉内保持不了反响需求的温度。 现在，萤石参加冶金炉内与炉料之间的物理化学效果，还研讨得很少，对萤石下降炉渣粘度的原因，也还没有公认的非常恰当的解说。有关材料以为：萤石参加CaO－Al2O3－SiO2渣系时，它和CaO相同也能损坏硅酸盐的Si－O键，而且使硅酸盐晶格单元变小，粘度下降。不过CaF2的效果比CaO大（对粘度下降的效果，一摩尔的CaF2相当于2摩尔的CaO）。往渣中参加CaF2后，电离成CaF＋而置代品质巾的氧离子（O2－），即可以把不安稳的CaF＋离子对作为一种“溶剂”，它可“溶解”较大的硅酸盐阴离子（如SiO44－，此类阴离子是靠静电力结合的，由于CaF＋“溶解”了它，故消除了此种静电力），所以下降了渣的粘度。 七、黄铁矿（FeS2） 黄铁矿用作硫化剂。由于黄铁矿遇热分化：在独自处理氧化铋渣时，为了使渣中的铜与铋别离，参加黄铁矿使渣中Cu2O硫化后生成Cu2S，与FeS一道组成冰铜。 纯FeS2含硫53.3%，冶金运用之黄铁矿要求含硫高于42%。 八、返渣 在冶金炉熔炼中处理之返渣包含： （一）精粹渣：粗铋火法精粹产出之熔化渣、氧化渣、除氯渣、制品渣等，含铋30%左右。 （二）浸出渣：粗铋火法精粹产出之氯化渣、碲渣，经湿法浸出后的残渣，含铋3%～10%。 （三）炉底灰：修炉时打出之废料，含铋5%～10%。 （四）烟道结及烟道尘：含铋5%～10%。 处理返渣的意图是为了收回铋。

5）矿浆粘度    化矿浆的粘度会直接影响和氧的涣散速度，并且当矿浆粘度较高时，对金粒与溶液间的相对活动会发作阻止效果。矿石含泥量和矿浆浓度会直接影响金的溶解速度。矿浆中矿泥和矿砂的浓度大，会影响金粒与溶液的触摸和溶液中有用组分的涣散速度，而使金的溶解速度下降。在一般情况下，化矿浆中粒状矿砂的浓度应不大于30%~33%。当矿浆中含有较多的矿泥时，化矿浆中的固体物料浓度应小于22%~25%。    在矿浆温度等条件相同的情况下，矿浆浓度和含泥量是决议矿浆粘度的首要条件，这是因为固体颗粒在液体中被水潮湿后，在其表面构成一个水膜，水膜与固体颗粒之间，因为吸赞同水合等效果很难发作相对活动。当固体颗粒越多，粒度越小时，这个含水体的摆放就越密，尤其是当矿浆中含泥量较高时，数量极多、极细的矿泥微粒高度地涣散在矿浆中，组成了一挨近胶体的矿浆，然后大大地进步了矿浆的粘度。    矿泥的损害首要在于增大矿浆的粘度。矿泥分原生矿泥和次生矿泥两种。原生矿泥首要是矿床中的高岭土一类的矿藏（A12O3·2SiO2·2H2O）和赭石（Fe2O3·nH2O）。次生矿泥是在采矿、选矿和运送等出产进程中，尤其是磨矿时生成的一些极纤细石英、硅酸盐、硫化物和其他金属矿粉末。不论是矿石带入的原生矿泥，仍是因磨矿而生成的次生矿泥，它们均以高度涣散的微细粒度进入矿浆中，生成极难沉积的胶状物，长期呈悬浮状况而下降金的溶解速度，且构成矿浆的洗刷过滤困难，使已溶解的金丢失于尾矿浆中。因而，为了改进化条件，在出产中应该尽量避免原生矿泥的进入和次生矿泥的生成。    矿浆的粘度高会大大下降金的溶解速度。这类矿石的化仅在低矿浆浓度下（＜20%）才有或许进行，但进步液固比要求大容积的化设备，并添加药剂耗费；此外，矿浆中存在的很多矿泥，会使随后的浓缩、过滤、洗刷作业发作困难。因而，含矿泥高的矿石也归于固执矿之一，不宜用惯例的化工艺处理。    6)金粒的表面薄膜    化进程中金粒表面坚持新鲜状况与溶剂触摸，将加快金的溶解。但出产实践中，金粒表面常常构成一层薄膜，阻止金粒与溶剂触摸而下降溶金速度。    在试验室条件下，人们早就发现金化进程的钝化现象。其原因与金粒表面生成薄膜有关。经试验证明，金粒表面薄膜有以下几种类型。    ①硫化物薄膜。在溶液中，S2-离子的浓度只需到达或高于0.5×10-6mol/L，就会下降溶金速度。这可视为是在金粒表面构成了一层硫化亚金薄膜，阻止金的溶解。    ②（CaO2）薄膜。用Ca（OH）2作维护碱，当pH大于11.5时，有碍于金的溶解。有人以为这是化进程发作的H2O2与石灰发作以下反响：[next]                          Ca（OH）2＋H2O2 CaO2＋2H2O    而在金粒表面生成CaO2膜所形成的。    ③不溶性薄膜。在化进程中，参加少数铅盐（、），对溶金有增速效应，这是因为金与Pb2+发作置换反响，生成的铅与金构成原电池。此刻金成阳极使得电解进行。但过多的铅盐，则在金粒表面构成不溶性Pb（CN）2薄膜。别的，还可生成CuCN也属此类。    ④薄膜。如化处理的含金物料是来自浮选，必定会把一些浮选药剂（如黄药）带人化液中。当化液中黄药浓度超越0.4×10-6（ppm）时，就有或许在金粒表面上生成黄原酸金薄膜。其他浮选药剂都或许吸附在金粒上，阻止金溶解。因而，为了战胜浮选药剂对化进程的不良影响，最好在化前选用稠密机或过滤机脱药。    可是，关于表面薄膜的组成、结构都有待进一步检测研讨来证明。    7)水解和维护碱    浸金所用的是弱酸（HCN）和强碱[KOH，NaOH, Ca(OH) 2]生成的盐。因而，在水溶解时会水解并构成挥发性的氢酸和氢氧根。                          CN-＋H2O=====OH-＋HCN↑    的水解是应尽量避免的，因为这不只会丢失，并且还会使车间空气被有毒的HCN气体污染。    为了按捺水解，有必要加碱。参加数量不多的碱（CaO或NaOH）来维护免受水解分化，被称为维护碱。维护碱除按捺水解外，还能够中和化进程中发作的硫酸、碳酸。这些酸会与效果生成HCN，参加维护碱可把这些酸中和掉。    别的，矿浆中的黄铁矿氧化时，除或许发作硫酸外，还或许发作硫酸亚铁，然后导致的化学丢失。假如加有维护碱，则生成Fe（OH）3沉积，然后避免了因为黄铁矿存在而引起的耗反响。    维护碱从上述三方面避免的化学丢失，此外，CaO在矿浆浓缩时还起着凝聚剂的效果，而促进矿粒的沉降。维护碱的参加量，只需保持pH＞9.4即可，加碱过多会影响下一步的加锌沉金作业。出产中一般加廉价的石灰，CaO浓度为0.03%-0.05%。    如前所述，化作业时一般参加若干数量的碱以避免的水解丢失。但碱量过多而构成pH过高时，金的溶解速度会显着下降。这是因为在高pH的情况下，氧的反响动力学对金的溶解很晦气。别的，在钙离子存鄙人，pH增高时，会因金属表面生成薄膜而使金的溶解速度显着下降（图4）。[next]    很多研讨标明，金化浸出的最佳pH为9.4。实践出产作业的最佳pH规模可选在9.4~10之间。如条件答应，化浸出作业取下限值，锌置换作业则取上限值。后者pH增大，可减小锌与水的反响优势，下降锌的耗费。    不同浓度的相应pH列于表。在不同pH（即不同KOH浓度）下金、银的溶解速度如图5。从图中看出，KOH浓度达0.1mol/L以上溶解速度呈直线下降。[next]各种浓度的KCN溶液的相应PhC(KCN)/%pH0.0110.160.0210.310.0510.40.110.510.1510.660.210.81

钠长石在微晶玻璃中的应用:　　1.钠长石对玻璃熔制过程的影响 　　经反复试验得出,使用钠长石后,玻璃的熔制温度明显降低了5-15℃,这是因为钠长石本身具有如下优点:①钠长石熔点低,高温粘度小,可改善玻璃的熔化速度;②钠长石对石英等矿物溶解能力强. 　　2,玻璃成分对晶化过程的影响 　　根据烧结法工艺的特殊要求,玻璃的成分既要易于析晶,又要使其在晶化处理中具有流动性以利于颗粒之间的粘连烧结.玻璃的晶化区别于靠晶核剂诱发成核而使玻璃内部进行均匀的整体析晶的情形,是借助玻璃颗粒的表面能成核晶化,玻璃的成分必须满足这一工艺要求.研究 　　结果表明,CaO含量较高时,玻璃易于晶化,同时高温粘度降低,但料性较短;CaO含量太低又不利于β-硅灰石析出.Na2O和K2O作为网络调整体,可显着降低玻璃的熔融温度,但其含量过高时,会导致大量异种晶体的析出,从而破坏制品的理化性能;ZnO和BaO有利于玻璃的析晶,但ZnO含量不宜过高,BaO还有利于改善制品的光学性能;SiO2作为网络形成体取较高数值时,能增强网络结构,减缓高温析晶,保证玻璃的形成.太高时会使玻璃的熔制困难. 　　3.热处理过程的影响 　　在微晶玻璃的化学组成确定后,热处理制度决定了晶化后玻璃的显微结构,从而影响微晶玻璃的理化性能. 　　热处理制度中的支配因素包括核化温度、晶化温度、核化时间、晶化时间及升温速度等.如果核化温度过低、核化时间过短,则成核量少,要达到最大核化量所须时间很长,晶化后易形成粗晶结构导致材料机械性能下降.反之,如果核化温度过高,部分的晶体长大导致玻璃粘度增大而不利于颗粒之间的烧结.另一方面,如果晶化温度过低,则晶化不充分,但晶化温度过高,晶化时间过长同样会形成粗晶结构,影响机械性能,甚至会使制品表面产生大量群集的气泡,影响制品质量及装饰效果.

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