在锌的冶炼方法中，有火法与湿法两种生产工艺。火法炼锌应用较早，其中有横罐炼锌、竖罐炼锌、电热法炼锌、鼓风炉炼锌等方法。湿法炼锌兴起得较晚，第一个半工业性湿法炼锌试验开始于18世纪90年代，直到第一次世界大战中期，湿法炼锌才正式开始工业生产。    在湿法炼锌的发展中,广大的技术人员,首先攻克的是中性浸出、净化、电解几个过程,到了20世纪60年代后将发展的重点又转移到中性浸出渣及有价金属的综合回收上。因中性浸出渣的量大,渣含锌高（20%~30%），怎样回收其中的锌成为一个重要问题，在人们不断努力下，又发展出火、湿两种处理中性浸出渣的方法。火法是用高温烟化挥发，以Zn0烟尘的形式，返回浸出回收其中的锌；湿法是高温高酸浸出，使锌进入溶液，同时大量的铁也随之进入溶液，随后使用黄钾铁矾法、针铁矿法或赤铁矿法除铁，使含锌液再返回到中性浸出，回收其中的锌。多年的实践证明，用中性浸出、高温高酸处理浸出渣、除铁、净化、电解的湿法炼锌，在锌的回收率、综合回收有价金属，节能及环保上较火法有一定的优点。至今湿法炼锌已成为生产锌的主要方法，在世界锌的总产量中，大约有80%是用湿法生产。我国与世界上锌冶炼的发展一样，除早期建立的厂家使用火法外，新建设的多数厂家均使用湿法炼锌工艺。    典型湿法炼锌工艺流程有：中性浸出、净化、电解等工序，中性浸出渣处理有回转窑烟化或高温高酸浸出除铁工艺。对湿法炼锌流程可总结归纳如下图所示。    在图中，特别要指出的是焙烧工序实际上是火法过程，中浸渣的高温烟化挥发也是火法过程，因为它们是湿法炼锌中不可缺少的工序，故包含在湿法炼锌工艺中。目前在湿法生产中仍多使用a流程,但b流程使用者正迅速增加。

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

一、引言 锌的用途广泛，在国民经济中占有重要的地位[1]。随着经济的发展，一次资源日渐贫竭，利用二次资源成为必然[2]，湿法炼锌已占据世界炼锌总量的80%以上，是世界炼锌生产的发展方向，而湿法炼锌中产出的锌浸出渣造成了环境污染及资源浪费[3]，加强锌渣中有价金属的回收利用，可最大限度地利用矿产资源，提高经济效益。 湖南某集团公司是以采、选、冶为一体的生产企业，该企业每年生产数万吨金属产品的同时，也排出了几十万吨的冶炼渣，其中锌常规浸出渣中锌品位高达16.8%，受公司委托，对锌浸出渣中的锌进行了热酸浸出和浮选回收试验，取得了较好的效果。 二、原料性质 试验原料来自湖南某冶炼厂的湿法炼锌渣，原料中含锌16.8%，铁17.8%。利用X衍射分析表明，原料中锌主要是以铁酸锌(ZnFe2O4)和硫化锌(ZnS)的形式存在，没有单独的氧化锌(ZnO)，经过粒度分析可知，冶炼渣的粒度为－0.074mm占90.5%。 三、实验结果及分析 （一）温度对浸出率的影响 图1  温度对浸划翠的影晌 实验结果表明，随着浸出温度的增加，锌浸出率有所提高。当温度为90℃时，锌浸出率达到72.0%，继续增加温度，锌浸出率增加不明显，但这样还会消耗大量的能量，增加成本，因此浸出温度90℃最佳。 （二）时间对浸出率的影晌 在液－固比为3:1，浸出温度为90℃，始酸浓度250g/L的条件下，考察不同浸出时间对锌浸出率的影响，在不同时间下浸出的研究结果见图2。图2  时间对浸出翠的影响 试验结果表明，随着浸出时间的增加，锌浸出率随之提高。在浸出3小时时浸出率达到73.3%，继续增加浸出时间，锌的浸出率增长不是很明显，由于增大浸出时间工业成本也会大幅增加，因此浸出时间确定为3小时。 （三）液－固比对浸出率的影响 在浸出温度为90℃，硫酸浓度为250g/L，浸出时间为3小时，考察不同液－固比对锌浸出率的影响，试验结果如图3所示。图3  液－固比对浸出率的影响 试验结果表明，随着液－固比的增加，锌浸出率随之增加，在液－固比为4:1时，锌的浸出率达到74.2%，继续加大液－固比，锌浸出率增加不明显，但这样会消耗大量的硫酸，使浸出液残酸升高，不利后续工艺的处理，在经济上不合理。所以选择液－固比为4:1。 （四）始酸浓度对浸出率的影响 在液－固比为4:1，浸出温度90℃，浸出时间3小时，考察不同酸度对锌浸出率的研究结果见图4。图4  始酸浓度对浸出率的影响 试验结果表明，随着硫酸用量的提高，锌的浸出率有所增加，当硫酸浓度为310g/L时，锌浸出率已达75.3%，继续增加浸出始酸浓度，锌的浸出率提高不大，试验中始酸浓度选择310g/L时最佳。 （五）浮选试验 通过热酸浸出锌，使其浸出率已达到75.3%，但热酸浸出渣仍含锌4.12%，X衍射分析表明，热酸浸出渣中锌以硫化锌形态存在，这是导致热酸浸出中锌不能完全溶出的原因。为了额外回收该部分硫化锌，采用浮选方法进行处理，浮选实验采用一次粗选、一次精选的试验流程。 ——粗选药剂条件:石灰3000g/t，硫酸铜1000g/t，黄药200g/t，2#油40g/t，粗选指标:精选药剂条件为精矿品位9.7%，回收率92.4%，所以对原粗选精矿再进行精选试验。 ——对粗精矿进行一次精选，精选中加入500g/t的硅酸钠(NaSiO4)作为分散剂和抑制剂，精矿品位18.9%，回收率89.4%。 四、结语 ——某冶炼厂湿法炼锌渣中锌主要以铁酸锌、硫化锌形态存在； ——采用热酸浸出，在浸出温度95℃、始酸浓度310g/L、液－固比4:1、浸出3小时的条件下，锌浸出率为75.3%，物像分析表明，热酸浸出条件下铁酸锌已经完全溶出，但硫化锌难以溶出； ——浮选法回收热酸浸出渣的硫化锌，采用一次粗选、一次精选的浮选流程，黄药、石灰、硫酸铜、硅酸钠、2#油作为浮选药剂，可得到锌精矿品位为18.9%，硫化锌回收率为89.4%的浮选指标。 参考文献： [1]屠海令，赵国权，郭青蔚.有色金属冶金、材料、再生与环保[M].化学工业出版社，2002,66. [2]刘清，招国栋，赵由才.有色冶金废渣中有价金属回收的技术及现状[J].《有色冶金设计与研究》，200(3):22－26. [3]刘斌，王伟涛.浅谈湿法炼锌工艺的浸出渣问题 [J].《四川环境》，2007(2):105－108.

湿法冶炼是将锌精矿焙烧为ZnO，用硫酸溶液(锌电解尾掖)浸出，将所得ZnSO,溶液经过电解提取金属锌的办法。该锌的纯度高达99.997%以上，且此法比火法冶炼简单采纳环保办法，针对一向成为向题的浸出残渣的处理，也发明晰新办法。现在国际出产锌锭的80%，日本锌锭的60%选用湿法冶炼。锌精矿的焙烧运用多膛焙烧炉，现在运用欢腾焙烧炉。在1170-1270K焙烧，则可得到含硫约为1.0%(硫化物形状的硫低于0.5%)的培烧矿。当锌精矿中有铁时，则生成难溶于稀硫酸溶液的铁酸锌(ZnO.Fe3 O3),下降锌的收回率。关于收回这种形状的锌将在今后介绍。炉气含8-10SO2，为制作硫酸的质料。因为焙烧矿也有粗粒，所以在破坏后用电解尾液浸出。浸出办法是用单式的酸性或复式的中性一酸性的接连浸出法。浸出液中的Fe2+经MnO2或空气等氧化，沉积出Fe(OH)3，此刻砷、锑、锗等有害杂质也因共沉而除去。过滤洗刷后，调整泌液为中性送往净液工序。此滤液中除锌外还含有铜、钻、镍、镉，因而，有必要除去这些杂质。开始加锌粉和As203或Sb203,置换沉积铜、钻、镍后除去，用压滤机过滤，滤饼送往炼铜厂。滤液中再加锌粉，置换沉积镉，过滤后的沉积作为镉的质料。滤液送往电解工序。钴和α-亚硝墓β-酚反响生成溶解度小的有机化合物而除去，为削减试剂的用量，在用锌粉彻底除去铜、镉后参加溶液中除钻。净化后原液的标准组成的一例为Zn100-160kg/m3,Mn3kg/ m3 ,Cu3, Cd<0.2g/m3，Co<0.5g/m3，Ni<0.05g/m3，As, Sb,Ge<0.03g/m3, C1<50g/m3,F<10g/m3因冶炼厂各异而多少不同。电解提取是使用锌的氢超电压大，所以净化工序在湿式冶炼中最为重要。该净化后的原液和锌电解液(Zn50-60kg/m3,H2S04150-200kg/m3)混合，为使阴极表面平坦加胶、为避免酸雾加豆饼渣，阳极用Pb-Ag合金(0.7-1.0%Ag)，阴极用铝极，用250-600A/m2的阴极电流密度电解24-48小时，剥掉在铝极上分出的锌，用低频电炉熔融.铸为锌锭。

一、高炉冶炼富锰渣的配料计算    正常炉况下的富锰渣成分，主要决定于配矿，富锰渣中的锰主要决定于矿石含锰量和锰铁比，或锰加铁总量。富锰渣中的磷含量和铁含量主要决定于炉温，前者主要由配料控制，后者主要由操作控制。在正常炉况下，都不会造成铁、磷出格，因此主要是搞好配料计算以解决锰合格问题。    1)配料计算的一般过程    (1)首先决定各元素和氧化物的分配率，根据理论分析和生产实践，各元素和氧化物的分配如表1。表1        富锰渣治炼各元素和氧化物的分配元素和氧化物入渣率/%入铁率/%吹损/%Mn85～903～83～8Fe2～585～903～8P2～585～903～8Al2O3,CaO,MgO92～9703～8SiO2其余以Si0.5计3～8     (2)确定矿石配比    ①根据原料的化学成分，确定初步配比。    ②计算入炉混合矿成分(用加权平均法)。    ③根据数理统计，含量35%的富锰渣入炉矿石的Mn和Fe的关系式如下：                              m(Fe)≥81.5-2.6m(Mh矿)    式中:m(Mn矿)为计算出的混合矿含锰量；m(Fe)为混合矿含m(Mn矿)时，得到含Mn35%的富锰渣要求含Fe的最小值。    计算确认m(Fe矿)≥m(Fe)时，一般可得到合格富锰渣。    (3)确定焦炭负荷。焦炭负荷根据生产实践经验来确定，理论计算复杂，日常生产中极少应用。焦炭负荷与入炉矿石含铁密切相关，一般混合矿含铁高，焦炭负荷轻。一般矿石含铁量20%左右，焦炭负荷取3~3.5，当含铁30%左右时，焦炭负荷取2.5~3.0。    (4)富锰渣和副产生铁成分的计算    ①以100kg矿石和相应的焦炭量，按入渣率计算成渣物量，并将其中锰、铁和磷换算成低价氧化物。    ②各种渣物量相加即为100kg矿石的渣量，然后进一步计算成分。    ③由渣量计算焦比和矿比。    ④同样以100kg矿石和相应的焦炭量，按入铁率计算铁量，并以生铁含碳4.5%折算出100kg矿石所得的铁量。    ⑤检验渣成分是否合格，若合格就计算出铁渣比。锰成分不合格或渣中A12O3大于20%，则调整配比后，再进行计算。    2)富锰渣配矿计算实例    以A,B,C三种不同类型的矿配矿，冶炼含锰35%以上，38%以下的富锰渣。[next]    (1)矿石成分及焦炭成分见表2。表2               矿石成分及入炉混合矿成焦炭灰分及成分（%）矿种MnFePSiO2CaOMgOAl2O3配比A28.015.00.2525.01.00.57.060B18.534.00.110.02.01.58.030C28.527.50.19.501.50.54.510混合矿25.1521.950.1918.951.350.87.05100焦炭灰分（含量20%）　　0.2508.0　42.0　     (2)拟定配矿比为:A矿60%，B矿30%，C矿10%；    (3)计算入炉混合矿成分，m(Mn)/m(Fe)=1.14,W(Mn+Fe)=47.1%;    (4)计算m(Fe):m(Fe)=81.5-2.6 m(Mn矿)=16.11，m(Fe矿)≥m(Fe)    可知冶炼所得的富锰渣可以含Mn量≥35%    (5)计算富锰渣成分    ①假定焦炭负荷为3.3，即100kg矿石需用30kg焦炭。    ②按100kg矿石和相应30kg焦炭计算渣量。    a.进入渣中的锰和氧化亚锰(锰入渣率按90%计算)。                                m(Mn)=25.15×90%=22.64kg                             m(MnO)=22.64×71÷55=29.22kg    b.进入渣中的铁和氧化亚铁(铁入渣率取3%计算)。                                m(Fe)=21.95×3%=0.66kg                               m(FeO)=0.66×72÷56=0.8kg    c.进入渣中的SiO2量，以SiO2入渣，其总量是入炉量的95%。    计算铁量，副产品铁含量80%~90%，以88%计算，铁元素进入生铁取92%计算，    则生铁量为:Q=21.95×92%÷88%=22.9kg     生铁Si含量为0.5%，则铁中Si量为                                m(Si)=22.94×0.5%=0.12kg    还原需要SiO2量为                                 0.12×60÷28=0.25kg    则进入渣中的SiO2量：                       m(SiO2)=18.95×95%+30×20%×50%×95%-0.25                              =20.6kg    d.进入渣中的Al2O3量，Al2O3入渣率取95%计：                       m(Al2O3)=7.05×95%+30×20%×42%×95%=9.09kg    e.进入渣的CaO和MgO量，CaO,MgO的入渣率取95%计：                       m(CaO)=1.35×95%+30×20%×8%×95%=1.73kg                       m(MgO)=0.8×95%=0.76kg    f.进入渣中的P2O5量                      m(P2O5)=(0.19+30×20%×0.2%)×3%×144÷62                            =0.014kg表3                富锰渣量及成分成分MnOFeOSiO2Al2O3CaOMgO质量/kg29.20.8420.69.091.730.76含量/%46.951.3433.114.62.771.22成分P2O5总和m(Mn)m(Fe)m(P)　质量/kg0.01462.2422.640.660.0075　含量/%0.02810036.361.050.012 　[next]     (6)检验:富锰渣m(CaO+MgO)/m(SiO2)=0.12,m(SiO2)/m(Al2O2)=2.26,含Mn,Fe,P均符合要求。    (7)副产生铁成分计算    a.锰入铁量，锰入铁率取5%                        m(Mn)=25.15×5%=1.26kg    b.铁入铁量，铁入铁率取92%计                        m(Fe)=21.95×92%=20.19kg    c.还原入铁的Si量                        m(Si)=0.12kg    d.P入铁量，P入铁率取92%计                         m(P)=(0.19+30×20%×0.2%)×92%=0.19kg表4               生铁量与成分表元素MnFeSiPC总和质量/%1.2620.190.120.190.12522.89含量/%5.5488.20.520.834.9499.99     (8)矿比、焦比计算       矿比:1000÷62.24×100=1607kg/t       焦比:1607÷3.3=487kg/t    二、电炉富锰渣冶炼配料计算    比实例介绍一种简易计算方法    1)计算的原始条件    (1)锰矿石的化学成分    化学成分  Mn      Fe      P    SiO2    Al2O3    CaO    MgO    含量/%   24.50  31.00   0.03  12.5    12.5     0.6    0.5    (2)焦炭成分    固定碳:80%;灰分:17%表5         各元素的分配率/%项目MnFeP炉渣中8555生铁中139575挥发2　20     (3)焦炭的利用率为92%。    (4)设定由Fe2O3→FeO和MnO2→Mn3O4全为受热分解，不直接消耗焦炭。而由FeO→Fe,Mn3O4→MnO和MnO→Mn全部用焦炭还原。Si和P等还原耗焦炭甚少，由电极消耗来补充，而不另外耗焦炭，以简化计算。    2)简易配料计算    以100kg矿石为基础的计算方法，100kg锰矿石消耗干焦炭约13.5kg.    (1)富锰渣含量按下式计算    式中  w(Mn(矿))、w(Fe(矿))——锰矿石中含锰量、含铁量，%；          ηMn(入)、ηFe(入)——锰的入渣率、铁的入渣率，%；          A——每100kg矿所用焦炭灰分的重量，kg；          B——每100kg矿含SiO2,Al2O3,CaO,MgO的总重量，kg。[next]    将原始数据代入上式，则得富锰渣的含锰量为    从上述计算得出：    100kg锰矿石生产的富锰渣和生产铁数量和主要成分见表6。表6                富锰渣和生铁的数量与成分名称化学成分（%）产量/kgMnFeP富锰渣39.112.910.00353.25生铁9.2685.640.134.39     (3)焦炭消耗量的计算    焦碳消耗主要用于铁、锰的还原和生铁的渗碳等方面。    还原进入富锰渣的锰所需碳量：Mn3O4+C=3MnO+CO                            53.25×0.391×12÷165=1.15kg    还原进入生铁的锰所需碳量：MnO+C=Mn+CO                             34.29×0.0926×12÷55=0.68kg    还原进入生铁的铁所需碳量：FeO+C=Fe+CO                             34.39×0.8564×12÷56=6.31kg    副产生铁中渗碳量：34.39×0.045=1.55kg    上面四项合计需碳量为                              1.51+0.68+6.31+1.55=10.05kg    折合成干焦炭量为:10.05÷0.90×0.80=13.96kg    (4)锰矿石与焦炭的配料比为       锰矿石量/焦炭量=100/13.96    (5)每吨富锰渣消耗       锰矿石：1000÷53.25×100=1878kg       焦  碳：1878÷13.96=262kg

富锰渣冶炼是自然碱度，不需要加熔剂，只有在少数情况下，为改善炉渣流动性，需添加少量萤石。因而富锰渣冶炼的原料主要是锰矿石、焦炭。        (1)锰矿石的化学成分     锰矿石的化学成分直接影响到富锰渣的产量、质量和消耗。锰矿石的化学成分王要有Mn,Fe,P,SiO2,Al2O3,CaO,MgO等。在高炉冶炼富渣时，锰有85%以上进入炉渣，SiO2,A12O3,CaO,Mg0几乎全进入炉渣，Fe和P大约90%进入生铁。     锰矿石含锰量增高时，富锰渣的含锰高，产量高，焦炭和矿石的消耗量则低。而当锰矿石含铁量增高时，矿石的化学失重大，富集效果好，有利于获得高品位的富锰渣。锰矿石含铁量高，去磷效果也好，因磷被还原后进入生铁。锰矿石含铁过高也不好，铁高富锰渣产量低，附产生铁多，焦炭消耗量大，锰的回收率低，同时操作上也难维持低炉温操作。     冶炼富锰渣，对矿石中锰和铁的要求，通常以m(Mn)/m(Fe)和w(Mn+Fe)两个指标来表示。当m(Mn)/m(Fe)一定时，w(Mn+Fe)愈高，渣的含锰愈高，但渣的产量却随w(Mn+Fe)增大而降低。这是因为w(Mn+Fe)增大，矿石中脉石减少的原因。而当w(Mn+Fe)一定时,m(Mn)/m(Fe)愈高，渣的含锰量和渣的产量均随之增加。这是因为m(Mn)/m(Fe)增加，矿石中铁量减少，进入渣中MnO增多。图1表示富锰渣品位、渣量和矿石m(Mn)/m(Fe)和w(Mn+Fe)的关系曲线。对锰矿石脉石要求，Al2O3,含量要尽可能低，因Al2O3高，增加炉渣粘度，升高炉渣熔点。要求矿石含CaO，MgO低一些，因CaO，MgO增高会促进锰的还原。当矿石中SiO2高时，富锰渣中SiO2会高，对冶炼锰硅合金的用户，要求富锰渣有一定含量的SiO2。而对冶炼碳素锰铁则要求SiO2低。     为了保证富锰渣的质量，要求锰矿石m(Mn)/m(Fe)在0.3~2.5时，其w(Mn+Fe)应为38%~60%，当m(Mn)/m(Fe)高时，w(Mn+Fe)则为低值。反之m(Mn)/m(Fe)低时,w(Mn+Fe)为高值。因此要求w(A12O3+SiO2)≤35%，m(SiO2)/m(A12O3)≥1.7,m(CaO+MgO)/m(SiO2)≤0.4。     在生产实践中，都是通过几种锰矿石配矿，调整炉料成分，最。终使入炉的混合矿成分能满足富锰渣生产的要求，同时又能获得好的技术经济指标。     各种锰矿的冶炼效果见表1。(2)锰矿石的物理性能     冶炼富锰渣与高炉冶炼锰铁一样，要求锰矿石粒度均匀，最好是8~40mm，含粉率低，小于5mm部分应小于5%，强度要求好，以改善料柱透气性和减少炉顶吹损。        (3)焦炭和萤石的要求     冶炼富锰渣要求焦炭强度好，粒度合适(20~80mm)、质量稳定。要求萤石含有效CaF2高，成分稳定，粒度均匀(20~40mm)，含粉率低。

高炉富锰渣的冶炼工艺特点 高炉冶炼生产富锰渣在我国较普遍，其工艺流程、生产设备与高炉生铁、锰铁、锰硅合金基本相同，但与其它高炉产品在工艺操作上有自己的特点： 1.在所有高炉产品中，高炉富锰渣冶炼温度是最低的。理论上要求炉温控制在保证铁、磷从相图研究和生产实践来看渣的熔化温度一般在1000—1200℃，将炉温控制在1280—1350℃之间能使锰的入渣率达到85%左右，铁、磷入渣率在5%左右。 2.在所有高炉产品中，高炉富锰渣的炉渣碱度是最低的。大部分为自然碱度的酸性渣冶炼，碱度一般控制在0.3以下。而生铁炉渣碱度为1.0左右，硅锰合金渣碱度在0.6—0.8左右。 3.高炉冶炼富锰渣一般是高负荷低风温操作，其负荷与入炉的矿的含铁量有关。含铁低时风温低负荷高，含铁高时风温高负荷低。 4.高炉冶炼富锰渣煤气热能利用好。顶温一般只有200—300℃，但化学能利用相对较差，混合煤气中CO2一般仅10%左右。 5.富锰渣冶炼为大渣量冶炼渣铁比高的达3—4，低的也在1以上。其含锰的高低主要取决于矿石中的含锰和含铁量，锰的回收率一般可达到85%—90%。 6.入炉原料粒度一般锰矿为5—50mm，冶金焦碳为15—100mm。 电炉富锰渣的生产 1)电炉富锰渣的工艺过程与高炉冶炼富锰渣的工艺过程基本相同，都是渣中锰的富集过程，但在冶炼操作上则有所不同。主要有：①电炉冶炼的热源靠电源，电炉的炉料可以搭配部分粉焦和粉矿。 ②电炉的炉身矮，料柱短，煤气量少，故煤气通过料柱的压力降小。③电炉冶炼富锰渣质量较好，渣中含锰量高，含磷和铁较低，可以冶炼出w(SiO2) 48%的富锰渣(没有焦炭的灰分参加造渣)。④电炉富锰渣不仅可作为冶炼锰硅合金的原料，而且还可以作为冶炼金属锰的优质原料。⑤出炉后，为使渣中的铁珠完全沉淀(降低富锰渣含铁、磷)需要在渣坑或渣包内镇静一定时间再放渣浇铸。 2)电炉冶炼富锰渣的原料电炉冶炼富锰渣的主要原料是含铁的锰矿石、焦炭和萤石(或硅石)。为了满足富锰渣质量要求，普通电炉富锰渣对入炉锰矿石的化学成分要求如下:m(Mn)/m(Fe)=0.3~2.5,w(Mn+Fe)≥38%，w(Mn)≥18%，w(A12O3+SiO2)≤35%，m(SiO2)/m(A12O3)≥1.7,m(CaO)/m(SiO2)0.3。锰矿石的入炉粒度，一般为5~50mm，含粉率小于8%，锰矿石含水要控制在8%以下。焦炭主要是做还原剂用，要求固定碳含量≥80%，灰分≤18%，焦炭粒度为3~15mm。萤石要求CaF2含量≥85%，粒度为5~80mm。硅石要求，SiO2含量大于97%，粒度为20~80mm

在湿法炼锌的进程中，钴是一种非常有害的杂质元素，假如净化进程中除钴作用欠好，会引起电解液中钴的含量俄然上升．当钴含量超越必定浓度后，钴会在阴极上分出，对锌电积有较大的影响：一方面因为氢在钴上分出的超电压低，简单分出，会下降锌电流效率；另一方面钴与锌结合，构成微电池，促进分出的锌反溶，引起阴极锌的腐蚀（“烧板”），使锌腐蚀成黑色的斑驳，而且愈接近铝板一面愈严峻，构成喇叭形的圆孔．我公司近几年连续购进的部分高杂锌精矿，首要是钴、铜、硅等有害杂质含量高。本文所讲的高钴矿是指锌精矿中钴的质量分数大于0.0079／5。 一、高钴锌精矿给净化工序带来的问题 硫酸锌溶液的净化工艺有多种，其间锌粉一黄药净化工艺是一种较为传统的工艺．黄药除钴法的原理是：在硫酸铜存在的条件下，溶液中的硫酸钴与黄药作用，构成难溶的黄酸钴沉积，这儿的Cu2＋可使Co2＋氧化成Co3＋与锌粉一锑盐法比较，此法最大的长处是二次除钴能力强，但缺陷是镉复溶严峻。 上清液含钴高会形成一次净化溶液含钴高，使二次净化困难，且净化时刻相对延伸，镉复溶加重，劳动强度加大，产值和质量均受到影响。 （一）中上清液含钴高 1、钴的浸出率 湿法炼锌的浸出进程是，以锌电积发生的废液作为溶剂，将含锌原猜中的有价金属溶解而进入溶液的一个进程．运用水解净化将部分有害杂质除掉，可减轻净化工序的担负．依据Zn－M－H2O系电势－pH图（图略）可知，当a（Co＝2×10－4mol／L时，Co2＋和Co（OH）2的安稳区域分界线在pH＝8.15。在氧化剂的作用下Co2＋变为Co3＋，而以Co（OH）3形状沉积时的pH要到达6.6，所以在中性浸出的条件下（pH操控在5.0～5.5），钴仍有部分溶解，钴的浸出率约70%。 2、钴的体系内循环 锌精矿配料含钴动摇是引起中上清液含钴动摇的首要原因，而钴在体系内部的循环相应进步了中上清液的含钴量．钴在体系内部的循环首要有六个去向：氧化锌中上清液、铟锗萃余液、贫镉后液、钴渣酸洗后液、残液和镉浓缩上清液及铟置换后液，其间原猜中的钴对贫镉后液的影响最大。 按锌精矿含钴质量分数0.0084%、矿粉中上清液含锌155mg／L核算，矿粉中上清液含钴为l3mg／L。然而在实践出产中，上清液中的钴可到达l6mg／L．假如将高钴矿进行会集处理，矿粉中上清液的钴含量达20mg／L以上均属正常。这是因为一部分钴在溶液中的循环形成的。表l为本公司某年矿粉中上清液的钴含量．由表l可知，溶液含钴量超越20rng／L的批次为7．95%。 表1  本公司某年矿粉中上清液的钴含量（二）一次净化的除钴率 一次净化进程即置换进程，是用标准电极电位负的金属置换标准电极电位更正的金属离子。 表2  部分元素的标准电极电位依据锌粉置换钴的反响式（Zn＋Co2＋＝Zn2＋＋Co↓）核算，当反响到达平衡时，φ＝0，a（Co2＋）＝10－16.47a（Zn2＋）。由此可知，Co2＋完全能够被锌置换出来，但在实践出产中，|φ（Zn）|与|φ（Co）|简直持平，没有活化剂的作用，反响很难进行。只有当φ|（Zn）|＞|φ（Co）|时，反响才会继续进行本公司某日一次净化的除钴率列于表3。 表3  一次净化部分物猜中的钴含量二、处理办法 经过上面分析能够看出，处理高钴矿的难度首要体现在以下三方面：一是钴的浸出率约为70%%；二是钴的内部循环；三是一次净化的除钴率不高。 （一）进步一次净化的除钴率 1、用合金锌粉替代自产锌粉 没有活化剂的作用，锌粉置换钴的反响很难进行。出产实践证明，可参照锑盐净化法和砷盐净化法，在锌粉－黄药净化工艺中坚持上清液中含必定量的砷锑，或许运用含砷锑的合金锌粉，有助于进步一次净化的除钴率。两种锌粉的净化目标列于表4。 表4  合金锌粉与自产锌粉运用情况的比照2、操控适合的中上清液温度 只有当φ|（Zn）|＞|φ（Co）|时，锌粉置换沉钴反响才会不断进行。φ|（Zn）|与|φ（Co）|随溶液中该离子的浓度、溶液的温度以及阴极金属的性质的改动而改动。溶液的温度及离子浓度对φ的影响列于表5。 从表5能够看出，随溶液温度升高，φ|（Zn）|和|φ（Co）|都是削减的，可是|φ（Co）|削减的数值比φ|（Zn）|削减的数值要大得多。也就是随温度升高，φ|（Zn）|－|φ（Co）|差值增大，有利于锌粉置换除钴。但要留意，镉复溶属吸热反响，随温度升高，镉复溶显着加重．因而，在实践出产中，假如中上清液中含镉高而含钴正常，则上清液的温度应操控在63～65℃；假如上清液含钴较高（大于l8mg／L），则可恰当进步上清液的温度，一般可操控在65～67℃。 表5  温度和离子浓度对中φ（Zn）及中φ（Co）的影响（二）体系钴开路 一次净化排出来的钴随铜镉渣进入镉收回工序，再与贫镉液一道又入主体系，使钴在体系内部不断地环循堆集，影响了一次净化的作用。铜镉渣在收回镉、铜后的贫镉液部分进行钴开路是处理除钴率低的重要手法。 因为黄药法、砷盐法除钴均存在一些缺陷，故选用锑盐法除掉贫镉液中的钴。其首要流程是：将贫镉液送入除钴槽（在槽的上部取样分析镉和钴），当温度升至8.～95℃时，依据贫镉液中的钴含量参加锑盐（按8mg／L参加），拌和5min后缓慢参加锌粉（按8～12g／L参加），又拌和1～2h后取样分析镉和钴，镉和钴含量合格后压滤，滤液送浸出，钴渣外运。另出产实践证明，温度与酸度是限制钴开路作用的两个不行忽视的重要因素。 1、温度对除钴的影响 温度升高，φ|（Zn）|－|φ（Co）|差值增大有利于锌粉置换除钴。因为除钴前溶液温度约40℃，用蒸气将溶液加热到约85℃所需求的时刻较长，所以有些操作人员在温度还不到85℃时就开端加锌粉。别的，现在的测温方法是操作人员用吊筒将除钴槽内的溶液吊出后丈量，测验温度与实践溶温度（特别是在冬天）相差较大，形成净化温度控禁绝，影响了除钴作用．所以，改动测温方法和提升温速率有助于进步除钴率。 2、酸度对除钴的影响 当溶液pH＞5时，溶液发白并变污浊，除钴低。Zn抖水解生成的Zn（OH）2沉积吸附在电极表面，阻止了Co2＋进一步转化；假如pH很低，锌粉耗费就会添加，那么出产成本也会添加。实践标明，溶液的pH操控在3.5～4.0较适宜。 三、定论 （一）坚持矿粉上清液含必定量的砷和锑，并操控适宜的上清液温度，有助于进步一次净化的除钴率。 （二）为防止钴在内部循环堆集，可将部分体系钴开路。为确保开路份额，温度和酸度的操控是要害。

黄开国  王秋凤     跟着矿产资源的日趋削减及废渣对环境污染所形成的影响，再生资源的归纳运用日益成为急待处理的问题。在我国每年尚有几十万吨含银300g/t左右的锌浸出渣得不到收回运用。某厂[1]用浮选法处理了一部分渣，收回了一部分银，但因其现用药方欠佳，在酸性的锌渣矿浆顶用丁基铵黑药（BN）浮选，设备腐蚀严峻，银的收回率不高，仅60%～65%。某单位[2]提出用H2SO4 llkg/t，Na2S 1.8kg/t，BN 0.64kg/t从酸性锌浸出渣中浮选银的计划，银精矿中含银3535.7g/t，银收回率60.05%。本文针对上述问题，对浮选药方进行了改善，并取得了显着作用．     一、改善的根据     众所周知，从浮选的视点看，硫化矿比氧化矿简单浮选。对锌渣来说，其间的和被氧化的硫化银不易浮选，导致整个银的收回率较低。由反应式[3]     1/2Ag20（aq）＋1/2H20＋OH-=Ag (OH）2-     可知Ag20能够Ag (OH) 2- 状况存在，参加Na2S后，其沉积浮选同Ag+ 的沉积浮选具有相似性。所以，拟从Ag+ 硫化沉积浮选实验成果，供给改善锌渣浮选药方的根据，然后进步锌渣中银的收回率。     （一）Ag+ 的硫化沉积浮选     配AgNO3溶液0.01mol/L，每次取样1mL，参加40mL浮选槽中，则Ag+ 的初始浓度为2.5 ×10-4 mol/L，按图1所示流程浮选Ag+。    Ag+ 的硫化沉积浮选成果（见图2)标明，恰当参加Na2S对Ag+ 进行硫化浮选作用最好。不加或少加作用都不好，过量也不需要；一起还标明，用丁黄药(BX）作捕收剂的作用比丁基铵黑药（BN）好。    （二）pH对Ag+ 沉积浮选的影响     图3标明pH对Ag+ 沉积浮选的影响。很显着，在酸性或强碱性介质中,Ag+的浮选作用都不好，中性介质作用最好，并且进一步显现用BX比BN作用好。    （二）捕收剂的混合运用     图4给出了BX与BN按不同份额混合运用的浮选成果，它标明两者不同份额混合运用都比独自运用作用好，而以mHX ：m HN为6：4为佳。    （四）起泡剂RB与醇EA比较     RB是运用化工副产品为质料加工而成，报价低廉。与EA比照实验成果（见图5)标明，RB的用量低40%，银收回率还比用EA高，选用RB比EA显着优胜。    二、改善的新药方及实验成果     以上述Ag+ 硫化沉积浮选实验为根据，对某厂锌浸出渣进行浮选收回银的实验研讨，试样多元素分析、银的物相分析测定成果如表1和表2所示。由此可见，锌浸出渣中存在高含量的银。银的物相除硫化银外，还有和其它形状的银，增加Na2S可使和表面被氧化的硫化银转化为硫化银得到收回。 表1  试样多元素分析成果 ω/%元素Ag/（g·t-1）ZnPbCuFeSSiO2含量488.4920.454.170.48619.598.356.08 表2  试样中银的物相分析成果硫化银金属银其它形状银算计银含量/（g·t-1） 散布率41 8.45386 79.5914 2.8944 9.07485 100     规划由Na2S作调整剂，BX作捕收剂与辅佐捕收剂XY混合运用，RB为起泡剂组成的新药方，进行了一次粗选、一次精选、一次扫选的闭路实验，闭路实验的流程图见图6。可取得含银4369.73g/t，收回率79.44%的银精矿（见表3)，档次和收回率都得到明显的进步，成功地收回了锌渣中的银。 表3  闭路实验成果产品名称产率γ/%档次β/%收回率ε/%Ag/（g·t-1）ZnPbAgZnPb银精矿 尾矿 原矿9.05 90.95 100.004369.73 112.60 498.1030.49 16.32 17.604.00 5.42 5.2979.44 20.56 100.0015.68 84.32 100.006.84 93.16 100.00    银精矿的物相分析成果见表4，与表2又比照可看出，试猜中占8.45%，硫化银占79.59%；银精矿中为1.96%，而硫化银占94.21%，阐明银基本上以Ag2S方式收回。 表4  银精矿藏相分析成果硫化银金属银其它形状银算计银含量/（g·t-1） 散布率86 1.964132 94.2132 0.73136 3.104386 100     所选用的新药方，增加Na2S，一方面硫化了锌渣中的非硫化银，有利于银的收回；另一方面调理矿浆的酸碱度至适合的pH6～6.5，防止在酸性锌渣矿浆中浮选对设备的腐蚀。增加比BN作用好的捕收剂BX，又参加辅佐捕收剂XY，强化了对锌渣中银的捕收。增加RB替代醇，用量少，起泡功能强且又廉价。     三、定论     本研讨在Ag+ 硫化沉积浮选实验基础上，改善从锌渣中浮选银的药方，以Na2S作调整剂，硫化锌渣中非硫化银，调整浮选矿浆pH；用XY辅佐捕收剂与BX合作，强化对锌渣中银的捕收；用起泡功能强、报价廉价、用量少的RB替代醇起泡剂，从含银498.10g/t的锌浸出渣中浮选银，取得含银4369.73g/t，银收回率为79.44%的银精矿。为从“抛弃的”锌浸出渣中浮选银，供给了新的药方，对运用再生资源，减轻环境污染，收回宝贵银金属，具有十分重要的工业价值和经济含义。     参考文献     1 白秀梅．含银铅锌矿中银的浮选实验研讨．矿产归纳运用，1982（2）：15     2 吕文福．难处理矿石中伴生金银归纳收回的研讨．吉林冶金,1990（4）：10     3 邱永嘉．大学化学手册．济南：山东科学出版社，1985. 277 RECOVERY OF SILVER FROM ZINC LEACH RESIDUES BY FLOTATION Huang Kaiguo   Wang Qiufeng ABSTRACT     Up to now，the silver from zinc leach residues hasn't been recovered satisfactorily. In view of this situation，this paper has studied the effects of Na2S，pH，collectors kinds and dosage on silver ion（Ag+）sulphide-precipitation．Based on this，the flotation prescription of silver from zinc leach residues has been improved．Using sodium sulphide（Na2S），butylxanthate and subsidiary collector XY，RB as conditioner，combined collectors，forther，respectively，this study has recovered silver from zinc leach residues succesfully．The results indicate：using the improved flotation prescription，the concentrate containing silver 4369.73g/t，recovery 79.44% can be obtained from zinc leach residues containing silver 498.l0g/t．This study has offered basis and new drug rule for recovery of silver from zinc leach residues．It has an important economic value．     Key words   zinc leach residues；silver；flotation      本文原载《中南工业大学学报》1997年12月 第28卷第6期    ☺

一、金属浴熔融还原法     金属浴熔融还原法：其中含碳球团铁浴熔融还原法是非高炉炼铁中的主要研究工艺之一。金属浴熔融还原法，除具有氧化物(或含碳氧化物球团)快速还原，能量利用好等特点外，金属浴本身自带的大量显热，以及其良好的热传递能力，能快速补充氧化物还原所消耗的热量，促进氧化物的还原反应，这也是其特点之一。由于氧化锌矿中都伴随着一定量的铅，当采用铁浴或铁熔点以上的温度处理时，这些铅基本全部挥发，使收集物产品质量大为降低，所以实现氧化锌矿中的锌、铅分离是得到高品位氧化锌粉的关键。采用铁浴熔融还原法对含铅量高的含锌铅粉尘处理后证实，收集物中ZnO含量仅70%，没有达到处理的效果，后采用废铝形成铝浴替代铁浴，实现氧化锌的熔融还原，收集物中ZnO含量达92.523%，初步实现了锌铅分离及粉尘处理。铝浴熔融还原法的特点：铝的熔化温度很低(660℃)，其传热能力很强，可在较低温度下选择还原温度，既达到氧化锌快速还原，而Pb又不挥发的目的。     （一）铁浴熔融还原法(简称“铁浴法”)     铁浴法处理氧化锌矿的原理类似铁氧化物铁浴还原的机理。铁浴法中氧化锌的还原方式多于其它火法工艺，而且氧化锌的还原是耗热过程，铁浴法的温度高，传热方式主要是传导传热，热传递速度快，并充分利用铁水的显热，所以铁浴法中氧化锌还原反应速度很快。     （二）铝浴熔融还原法(简称“铝浴法”)     铝浴法中氧化锌主要是以含碳球团的方式进行还原。对铝浴中纯氧化锌球团以及含碳氧化锌球团还原的研究结果表明：铝浴在1000～1250℃温度范围内基本不参与氧化锌的还原，有铝浴存在时含碳球团的还原速度快于无铝浴存在。由于氧化锌还原时强吸热反映，提高温度有利于还原，但提高温度也会提高铅的蒸汽压，加大船的挥发，导致铅及其氧化物进入收集物中，铝浴法就是针对这一特点，利用铝熔点低、传热能力强的特点，是氧化锌在低温下也能获得足够热量，从而既能达到快速还原，又能降低铅挥发的目的。     二、电炉法     电炉法是采用电炉冶炼，在电炉中还原氧化锌。电炉法要求氧化锌矿的锌品位很高，铅含量及其它杂质要非常低，入炉料为粉料，还原要求冶金焦，电炉处理法的原料条件要求严格，目前我国大部分氧化锌矿低品位难选氧化矿，这种原料条件很难再众多厂家实现。     三、韦氏炉法和回转窑法     韦氏炉法和回转窑法主要处理低品位难选矿物，原料条件不限，但由于经济效益的缘故，也要求原料中Zn含量大于15%。韦氏炉法和回转窑法的炉料在还原过程中基本保持原有形状，不能发生软化或熔化；冶炼温度低，反映多是气－固相反应，冶炼周期较长；冶炼的热量均来自煤燃烧，传热方式主要是对流传热，能力利用率低。电炉处理法的冶炼温度高，原料为粉料并快速熔化；反映有气－固相反应和液－气相反应等；冶炼的热量来自电能转化，传热方式主要是辐射传热，故要求反应封闭体内进行，能力利用率高。

铜冶炼渣选矿与自然矿石相比，选矿多一道炉渣缓冷工序，这也是渣选矿与自然矿石选矿最大差别之处，钢冶炼炉渣实际是一种人造矿石，这种矿石中的铜矿物颗粒与相组成取决于炉渣冷却方式与冷却速度，炉渣的冷却方式有三种：自然冷却、水淬、保温冷却+水淬，其中保温冷却+水淬有利于铜的浮选回收。炉渣中铜矿物的结晶粒度大小和炉渣的冷却速度密切相关，炉渣缓冷有利于铜相粒子迁移聚集长大，即在炉渣的缓冷过程中，炉渣溶体的初析微晶可通过溶解-沉淀形成成长，形成结晶良好的自形晶或半自形晶，同时有用矿物因此扩散迁移、聚集并长大成相对集中的独立相，使其易于单体解离和选别回收。 目前，我国铜冶炼渣年产1100万吨，含铜27.5万吨，是二次铜资源的重要组成部分。铜冶炼炉渣的处理方式主要有火法贫化、湿法浸出和选矿富集几种。火法贫化的弃渣含铜高、能耗高、环境污染严重;选矿富集工艺虽然渣缓冷场占地面积大，基建投资较高，但铜回收率较高，选矿尾渣含铜可以控制在0.3%以内，并且渣中金银回收率较高、能耗低、成本低，因而被广泛应用。国内采用选矿富集处理铜冶炼渣的企业主要有白银有色集团、江西铜业集团、铜陵有色集团、大冶有色集团及祥光铜业集团等。 江西铜业贵溪冶炼厂、山东阳谷祥光铜业冶炼厂目前已成功应用“铜冶炼渣缓冷—半自磨+球磨—铜矿物浮选。”新工艺，有效解决了铜冶炼渣中铜晶体粒度过细导致难以单体解离、常规破碎因冶炼渣中夹带冰铜块导致的中细碎设备生产能力和运转率低等一系列技术难题，实现了钢冶炼渣中铜的有效回收。3年应用数据表明，对于含铜2.7%左右的铜冶炼渣，获得的铜精矿品位大于26%，尾渣品位含铜低于0.3%。 白银有色集团排渔场堆存的白银炉渣约为700万吨，并且毎年还在产出新的白银炉渣约30万吨。因白银炉与其他铜冶炼工艺的差异，决定了白银炉渣性质的特殊性，其选矿工艺及技术指标也有不同。为实现该二次资源综合利用，白银有色集团140×10 4t/a渣选矿系统于2012年5月投产，并于2012年年底达产达标，该项目采用“铜冶炼渣渣包缓冷—粗碎+半自磨+球磨—铜闪速浮选—中矿集中返回再磨”。新工艺代替冶炼过程的贫化电炉工艺后，每年可减少冶炼过程中SO2的排放量270t，渣尾含铜降低至0.28%，年回收铜金属2.2万吨。 刘春龙针对某铜冶炼炉渣选矿后铜尾矿品位较高的问题，开展了炉渣选矿试验研究，把中矿单独再磨再选改为返回二段球磨分级再磨，对药剂制度进行优化，重点保证一段浮选的药剂用量，强化对粗粒级和中粒级矿物的捕收。当炉渣含铜2.9%时，获得的铜精矿含铜26.20%、铜回收率92.26%，铜渣选矿尾矿铜品位降低至0.25%。王国红针对贵溪冶炼厂铜冶炼炉渣缓冷工艺提出了解决“渣包放炮”和“翻出红包”的多项措施，指出了延长渣包使用寿命、及时报废更新渣包、保证渣包使用安全、降低生产成本的途径。 云南某铜冶炼渣含铜0.62%、含铁35.58%，主要含铜矿物为黄铜矿、蓝铜矿和辉铜矿，铜矿物与主要脉石矿物橄榄石等嵌布关系复杂，嵌布粒度细微。王祖旭等人研究在细磨条件下、以冰铜为“载体”进行“载体浮选”，获得的铜精矿中含铜21.30%、铜回收率86.20%。

表1铁精矿成分分析列出了铁精矿中Pb、Zn、Cu等杂质的含量别离为0.29%、0.36%、0.32%，课题要求铁精矿中的Pb的含量要降到0.1%以下，其他的杂质脱除率越高越好，而简略的筛分、洗矿并不能显着地下降铁精矿中Pb、Zn、Cu等的含量。 表1  二段磁选－螺旋溜槽铁精矿成分分析(%)产品称号FeSSiO2PbZnCu铁精矿（Ⅰ＋Ⅱ）62.230.239.470.240.360.32关于硫铁矿烧渣中的铅、锌等其他杂质，实验拟选用酸浸的办法加以去除。稀酸能够使烧渣中的铜、铅、锌、钙、镁等生成水溶性的物质，通过洗矿、过滤等手法。便可使这些水溶性的物质从浸出液中别离，然后到达脱除铜、铅、锌、钙、镁等杂质的意图。 因为在制酸过程中，硫铁矿一般都要通过800～1000℃的高温焙烧，云峰化学工业公司在制酸过程中的焙烧温度为800～850℃，高温焙烧使烧渣中的铁氧化物结构细密而活性下降，与酸的反响速度比较慢。所以在酸浸之前，先用将硫铁矿烧渣用浓酸做熟化处理，以提高烧渣中铁氧化物的反响活性。 实验别离试用了H2SO4、HCl、HF的酸浸作用，以及用碱浸处理硫铁矿烧渣的试探性实验。假如作用好，就做进一步的实验，假如作用欠好，则用其他的办法处理。具体办法如下：别离称取20g烧渣质料4份和铁精矿4份。取其间的6份用H2SO4、HCl、HF熟化1小时，然后用稀H2SO4、稀HCl、稀HF把熟化过的烧渣，按液固比1∶2浸出24小时；别的的2份直接用浸出，液固比相同为1∶2，时刻24小时，经水洗、烘干后称重，化验。（见表2） 表2  硫铁矿烧渣酸浸、浸脱杂探究实验称号试剂S（%）Pb（%）Cu（%）Zn（%）原 渣H2SO42.840.200.360.34HCl0.760.140.310.32HF0.410.100.260.291.040.270.120.15铁 精 矿H2SO40.480.0750.210.13HCl0.210.0550.0820.097HF0.190.0580.0930.110.220.0890.0360.076 成果标明，四种试剂均能对硫铁矿烧渣中杂质的去除，均有较显着的作用。HCl和HF对Pb的脱除率比较高，相对而言，HF对几种杂质均有较高的脱除率；而浸关于Cu和Zn的浸出率较高，可使Cu和Zn的浸出率到达90%以上；用H2SO4浸出后的烧渣，S的含量有所增加，阐明用H2SO4浸出，一是会带入一部分S，增加了S的含量，二是或许水洗不完全，对酸浸后的烧渣中可溶性的硫酸盐没有清洗掉，造成了S的含量有所增加。因为硫铁矿烧渣通过上选矿工艺流程后，粒度比较细，在过滤洗刷过程中，很难对可溶性的硫酸盐清洗完全。 总归，用酸浸和碱浸的办法都能有用的将铁精矿中的Pb、Zn、Cu等杂质去除。用正交实验别离对选用不同的试剂酸浸（浸）脱杂过程中的影响要素做一详尽的研讨。酸浸（浸）工艺见图1图1  酸浸、浸脱杂实验流程图 一、HCl浸出正交实验 用三要素三水平正交实验对HCl酸浸作析因实验分析。正交表各要素、各水平如表3所示：表3  HCl酸浸正交实验各要素水平取值要素HCl用量（mL）（A）固液比（B）浸出时刻（h）（C）水平131∶15251∶1.510381∶224 正交实验不考虑各要素之间的交互效应，表4为正交实验表头规划。表4  HCl酸浸正交实验L9（34）表头规划列号1（A）2（B）3（C）含Pb量（%）实验号①1110.059②1220.060③1330.058④2120.054⑤2230.068⑥2310.065⑦3130.059⑧3210.064⑨3320.057∑Ⅰ10.1770.1840.188∑Ⅰ20.1870.1920.171∑Ⅰ30.1800.1800.185极差0.010.0120.017从表4看出，A要素的极差值最小，B要素的极差值次之，C要素的极差值最大，因为铅的含量越小，目标越好，阐明A要素对铅的含量影响最显着，B要素次之，接下来为C要素。图2各要素的位级和分布图标明，当A要素为榜首水平常，所得的目标即含铅量应最低；同理，B和C别离为第三水平缓第二水平常铅的含量最低，即AlB3C2的配比是较优的实验计划。依据此条件的实验成果，HCl酸浸铅的含量为0.053%。图2  HCl酸浸正交实验位级和柱形分布图 二、HF浸出正交实验 表5  HF酸浸正交实验各要素水平取值要素HCl用量（mL）（A）固液比（B）浸出时刻（h）（C）水平131∶15251∶1.510381∶224 表5看出B要素的极差值最小，C和A两要素的极差值次之，阐明B要素对铅的含量影响最显着，接下来依次为C和A。图3各要素的位级和分布图标明，当A要素为榜首水平对，含铅量最低；B要素第二水平与第三水平的位极和持平，阐明在第二水平缓第三水平常，能够到达持平或许类似的目标，所以按小值取B要素的第二水平：C为第三水平常铅的含量应该最低，即B2C3A1的配比是较优的实验计划。依据此条件的实验成果，HF酸浸铅的含量0.056%。 表6  HF酸浸正交实验L9（34）表头规划列号1（A）2（B）3（C）含Pb量（%）实验号①1110.058②1220.062③1330.054④2120.060⑤2230.056⑥2310.064⑦3130.064⑧3210.060⑨3320.060∑Ⅰ10.1740.1820.180∑Ⅰ20.1800.1780.182∑Ⅰ30.1840.1780.174极差0.010.0040.008图3  HF酸浸正交实验位级和柱形分布图 三、NH3·H2O浸出正交实验 表2标明选用NH3·H2O浸对Zn和Cu的脱除率比较高，以下是浸脱Cu正交实验（见表7、表8）。 表7  NH3·H2O浸正交实验各要素水平取值要素NH3·H2O用量（mL）（A）固液比（B）浸出时刻（h）（C）水平151∶152101∶1.5103151∶224 表8  NH3·H2O浸正交实验L9（34）表头规划列号1（A）2（B）3（C）含Cu量（%）实验号①1110.036②1220.028③1330.031④2120.025⑤2230.024⑥2310.033⑦3130.027⑧3210.021⑨3320.029∑Ⅰ10.0950.0880.090∑Ⅰ20.0820.0730.082∑Ⅰ30.0770.0930.082极差0.0180.020.08表8看出C要素的极差值最小，A要素的极差值次之，B要素的极差值最大，因为铜的含量越小，目标越好，阐明C要素对铅的含量影响最显着，A要素次之，接下来为B要素。图4各要素的位级和分布图标明，当A要素为第三水平常，含铜量最低，B要素为第二水平，C要素的第二水平缓第三水平位级和持平，按小值取第二水平较优，即C2A3B2的配比是较优的实验计划。依据此条件的实验成果，NH3·H2O浸铜的含量为0.023%，其间锌的含量也降为0.067%。图4  NH3·H2O浸正交实验位级和柱形分布图 最终，铁精矿中杂质的脱除率是比较显着的。S的含量为0.21%，Pb、Zn、Cu、SiO2的含量别离为0.053%、0.067%、0.023%、8.26%。铁精矿的主要成分见表9： 表9  铁精矿的成分分析成分FeSiO2CaOSPCuZnPb含量（%）62.348.261.210.210.0120.0230.0670.053

冶炼富锰渣的过程，就是锰在渣中的富集过程，包括在高温下矿石结晶水的分解，碳酸盐的分解，锰高价氧化物还原为低价氧化物的失氧和在还原气氛中铁、磷的选择性还原等作用。其中最根本的是铁、磷的选择性还原。    富锰渣冶炼的理论基础是按照热力学和动力学原理，通过控制热量和造渣过程对矿石中的氧化物进行选择性还原。    (1)富锰渣冶炼中氧化物的还原    锰矿石中的MnO2,Mn2O3,Mn3O4,Fe2O3,P2O5等氧化物都容易被CO或H2还原成MnO和FeO，但MnO和FeO进一步被C还原成金属，其条件就有所不同，MnO还原所需的温度和热量要高得多。其反应方程式如下：    由上面的反应方程式看出，铁和磷的还原温度较低，所需的热量也较少，故易还原，而锰的还原温度高，消耗热量大，还原较难。所以在还原剂适当的条件下，冶炼温度控制在1350℃以下，铁、磷优先还原出来，而锰则以MnO形式富集于炉渣中。    用焦炭还原含有二氧化硅、锰、铁、磷氧化物的锰矿石，若采用的焦炭量和温度不同时，则得到不同的产品(表1)。表1              采用不同温度和不同焦炭量进行选择还原所得的不同产品℃治炼温度/℃用焦碳量氧化物焦碳还原开始反应温度/℃得到的产品1300焦碳仅够FeO和P2O5FeO/P2O5～750～820富锰渣和高磷生铁1500焦碳完成以上反应还够还原MnOMnO～1420高碳锰铁1700焦碳完成以上反应，还够还原 SiO2SiO2～1650锰硅合金2000焦碳完成以上反应，还够还原Al2O3Al2O32000锰硅铝合金     在高炉冶炼条件下，各元素还原的先后和还原的程度不一样，产生这些差异的原因是各元素要求的还原条件不同，即高炉内所能创造的还原剂成分、温度和压力等条件下对还原反应所需达到平衡的难易程度有所不同。[next]    氧化物被还原的难易取决于元素对氧的亲合力的大小，也就是取决于氧化物分解压力的大小，可以用氧化物平衡分解压力Po2来衡量(见表2)与(图1)。对氧的亲合力大，氧化物分解压力小的元素还原就较难，氧化物就较稳定。反之亦然。表2          各种氧化物的热效应和不同温度下的分解压力氧化物名称标准热效应/kJ不同温度下的分解压力（lgPO2）500℃1000℃1500℃2000℃FeO54000-49.1-20.8-11.2-6.9MnO779580　-28.8-17.1-11.5SiO2870220-81.7-36.1-20.9-13.3Al2O310099780-103.8-46.4-27.3-17.7MgO1223380-116.3-52.5-31.2-20.6CaO1270271-121.7-55.4-33.3-22.2     从图表中可看出，温度愈低，纯氧化物的分解压愈小，各种纯氧化物之间的压差愈大，熔渣中氧化物的还原度愈小，各种氧化物之间还原度之差愈大。反之，温度愈高，分解压差愈小，熔渣中氧化物的还原度愈大，各种氧化物还原度之差愈小。    也由此看出，在高炉条件下，Cu2O,NiO和FeO较易被还原,因此在高炉内几乎全部被还原成金属；而Cr2O3,MnO,SiO2和TiO2是较难还原的氧化物；因此在高炉内只能被还原一部分。Al2O3,CaO,MgO在高炉内不能被还原，而全部进入炉渣。[next]    锰矿石中的锰大都是以MnO2,Mn2O3,Mn3O4,MnO等形式存在，锰的高价氧化物不如低价氧化物稳定，因而前三种氧化物容易在烧结或高炉冶炼过程中被烧损式还原成低价氧化物。锰的氧化物的还原过程与铁的氧化物还原一样，也是按高级氧化物到低级氧化物依次进行的。在高炉内反应方程式如下：                       2MnO2+CO===Mn2O3+CO2+226840kJ         (1)                      3Mn2O3+CO===2Mn3O4+CO2+170240kJ        (2)                        Mn3O4+CO===3MnO+CO2+51920KJ          (3)    反应(1)、(2)是不可逆的，在高炉压力和还原气氛下，反应很容易进行。反应(3)虽可逆，但实际上达到平衡时，气相中CO的浓度很小，因此在高炉内Mn3O4也是容易还原的。    MnO是相当稳定的氧化物，用CO还原MnO是非常困难的(图2).在1400℃时用CO还原MnO,其平衡相中CO2浓度为0.03%。用CO还原MnO只有在大量固体碳存在并不断与CO2作用的条件下才能进行，这样反应实际上已是直接还原，反应式如下：                                MnO+CO===Mn+CO2-121590kJ                                       C+CO2===2CO-157890kJ                                              MnO+C===Mn+CO-279480kJ     因MnO在反应前已进入炉渣，该反应实际上是在固相与液相之间进行的。在高炉条件下要抑制锰的还原，必须降低CO的分压和降低MnO的活度。这其中影响最大的是温度和炉渣碱度。    (2)冶炼温度的选择    富锰渣冶炼要抑制锰的还原，实际上就是控制渣中MnO的还原条件。MnO的直接还原反应MnO+C=Mn+CO是吸热反应。平衡气相中CO的分压，随温度上升而增加。即随冶炼温度升高，MnO还原加剧。因而控制冶炼温度是控制MnO还原，提高富锰渣品位的关键措施。图3是冶炼温度与MnO和MnSiO3还原度的关系曲线。图4是炉渣温度与渣中MnO含量的关系曲线。 [next]    富锰渣冶炼处理贫锰矿，渣中SiO2量比较高。在有足够SiO2存在的条件下，高炉内温度为1170℃时，几乎全部MnO与SiO2结合形成炉渣。从熔渣中还原Mn比从独立相中还原困难得多。试验指出，在1300℃条件下，MnSiO3只还原3%，另一方面，铁的还原比较容易进行，铁的还原FeO+C=Fe+CO从685℃就开始了，而高价氧化铁还原为低价氧化铁(FeO)在900~1000℃时即已完成，当温度达到1250℃时，硅酸铁(Fe2SiO4)也大量被还原。因而从保证铁充分还原与抑制锰的还原来看，富锰渣冶炼温度控制在1280~1350℃是适应的。在此温度下，炉渣的流动性也是有保证的。    (3)炉渣碱度的选择    碱性氧化物CaO和MgO对SiO2的亲合力比MnO大，故以将MnO从硅酸盐中置换出来，使之以自由MnO形态存在，MnO活度增大，降低了MnO开始还原温度，促进锰的还原。其反应式为                             MnSiO3+CaO===MnO+CaSiO3+59030KJ                                        MnO+C===Mn+CO-279470KJ                                                MnSiO3+CaO+C===Mn+CO+CaSiO3-220440KJ     这对富锰渣冶炼是不利的，因此在富锰渣冶炼中必须控制炉渣碱度。一般富锰渣冶炼中比值控制在0.4以下。贫锰矿自身的碱度就很低，所以在冶炼操作中通常是采用不添加熔剂的自然碱度。

2018年上半年，纵观全国，可以说今年上半年国内精炼锌的产量增加是遇到瓶颈的。此外，跟年初预计2018年全年有20-30万的增量，也是相差较多。整体看今年冶炼厂产量大概率不及预期，其原因主要有以下几点： 一、原料供应结构变化 在2017年，冶炼厂的原料采购结构就已经有所变化了。由于环保力度加大、北方部分回转窑的关停减少了再生的供应、加之山东河北等地氧化锌企业较为集中，再生原料采购竞争比较激烈，很多种因素导致冶炼厂使用二次物料的比例逐渐减少。其中大型冶炼厂减少再生使用比例是比较明显的。今年年初开始也已有部分冶炼厂及氧化锌企业反映二次物料紧张，采购困难，在现在环保严峻的大环境下，二次物料还是很难缓解。 从调研统计来看，除了矿粉以外，其他供应原料的减少就有将近三十万，这使国内的冶炼厂不得不增加对外矿的依赖，而现在的锌价和加工费对于冶炼厂来说又很难受，让冶炼厂保持原有的生产能力已经算是不错了，那对于产能的新增肯定会更加谨慎。 二、冶炼厂持续走低的利润 不管是国内，还是进口，加工费都长期处于历史低位的水平。最近有听说各别地区有上调加工费的想法。前几天国内48家冶炼厂集体开会，也有挺加工费的目的。但是加工费从低到高的调整也需要一个时间过程，远水解不了近渴，短时间仍难以快速解决冶炼厂的问题。 这种长期低水平的加工费，加上连连下跌的锌价，使冶炼厂成本始终处于高位，利润持续走低，甚至出现亏损的情况。而冶炼厂利润跟矿山利润比起来，差距也很大。当前的主要利润在矿山部分，冶炼厂则长期处于成本线甚至亏损的边缘，这会极大的打压冶炼厂生产积极性，这直接导致的结果就是国内锌锭产量和新增产能受到抑制。 三、环保持续趋严 去年，环保已关停国内大批矿山，花垣地区的矿企至今仍未恢复生产。今年年初以来，无论是对上游还是下游，都多次提出环保政策，环保“回头看”等的行动更是表明今年的环保力度只会更大。此外因涉酸、废渣等环保问题的检查与处理也在持续进行。其中罗平冶炼厂因环保问题于7月停产，复产时间待定。纵观今年环保局势，今年锌冶炼厂所面临的局面将更加严峻。 综上来看，原料、利润、环保等多种因素，导致今年锌冶炼厂的日子越发艰难，使国内精炼锌产量受到抑制。而下半年，这些问题是否会缓解?产能是否会释放? 首先，原料方面。随着海外矿山的新增，可以逐步增加对国内需求的供给;但二次物料的减少近两年内无法实现恢复性增长。 其次，利润方面。因国内加工费已经有松动迹象，冶炼厂加工费有望改善。但由于今年资金面整体偏紧，冶炼厂的资金成本较高，利润快速或大幅的提高仍需要时间。 最后，环保方面。国内环保的现状属于越来越严的状态，冶炼厂只有完善自身环保设备，提高生产技术，才会减少来自于环保方面的压力，否则将无法有任何改变。 以此来看，短期内，国内冶炼厂产能无法得到释放，持续时间至少到今年三季度;长期来看，冶炼厂产量有希望增长，但由于近两年国内冶炼厂新增产能仍有限，所以整体增量依然不够可观。

锌冶炼工艺流程图

硅锰合金冶炼渣是冶炼硅锰合金时产生的固体废渣，一般呈绿色，硬脆，含有一定量的硅锰合金颗粒嵌布其中。硅锰合金冶炼渣如果不及时经过客户有效的处理，会对环境和人类健康造成一定的危害，这里公开一种新型的硅锰合金冶炼渣处理工艺流程及设备配置，不仅有效解决了硅锰合金渣的处理，还能够产生可观的经济效益。处理过程对环境不产生二次污染，具有高效，节能，环保等优势。基本可实现废渣的全吸收。 硅锰合金冶炼渣中存在一定量的硅锰合金颗粒，回收这些合金颗粒即可产生相当可观的经济效益，利用此工艺流程及设备配置投资小，见效快，是一种科学有效的硅锰渣处理工艺流程。下面详细介绍该工艺流程及设备配置。 回收硅锰渣中的合金颗粒就必须使合金颗粒和固体废渣基本单体分离，这就要求将废渣进一步破碎或研磨，选择破碎或者研磨需要根据废渣的具体情况确定，如果废渣中合金颗粒嵌布粒度较小，则考虑采用棒磨或者球磨，如果合金颗粒嵌布粒度较粗，直接进行破碎即可，选用高效细碎机或者细破碎机即可完成破碎过程。 破碎后的废渣中合金颗粒和废渣基本单体解离，由于合金颗粒具有较大的比重而废渣的比重较小，两者有较大的比重差，利用这一特点，我们可以采用重选的方法使合金颗粒和固体废渣分离。金属颗粒可再次冶炼或直接出售，其余废渣则销向水泥厂或新型建材厂作为新型建材产品的原材料。 硅锰合金冶炼渣的具体分选设备为跳汰机。跳汰机是一种重力选矿设备，它可以根据矿物与脉石的比重差进行分选，比重差越大分选效果越好，处理量越大。

难选的低档次钽铌矿，特别是含钽铌的冶炼渣（如锡渣、铁渣、钨渣等），因为档次低，难处理，一般需选用冶金办法进行富集，取得的钽铌富集物可用惯例办法别离和提取钽铌。 一、酸浸出－酸分化法处理锡渣 含钽铌的锡渣组成如下（%）：                  Ta2O5   Nb2O5    TiO2      ZrO2    WO3     Sn    SiO2    CaO 3～9    3～10   15～40    3～13   3～12   2～6  5～15   2～7 将上述锡渣用0.5%～10%的硫酸于50℃以上浸出，浸出得到的钽铌富集物用硫酸分化，1㎏物料用98%的浓硫酸，一同参加1.5㎏硫酸铵，在180℃下拌和1h，能够得到含Ta2O5 16.2%，Nb2O5 7.2%和TiO2 13.1%的矿石产品。 二、复原－氧化法处理锡渣 复原－氧化法处理工艺流程见图1。图1  锡渣处理工艺流程 锡渣组成如下（%）Ta2O5Nb2O5CaOSiO2TiO2FeOAl2O3WO3MnOMgOZrO2V2O53.853.8523.121.310.72108.183.281.281.20.850.21 进程首要分为四步 （一）将锡渣和焦碳在敞开式电弧炉内进行复原熔炼，得到含（TaNb）2O5 20%～25%的碳化钽铌富集物； （二）将碳化物和一同进行氧化熔炼，得到氧化熔炼产品； （三）氧化熔炼产品经破碎后，用热水于95℃拌和浸出2h，以除掉过量的碱和其他水溶性钠盐（硅酸钠，钨酸钠等），得的首要含钽酸钠、铌酸钠、氢氧化铁、碳酸钙等的滤饼。 （四）将滤饼再用20%，在75～100℃拌和浸出2～4h，这时铁被溶解除掉，而钽酸钠、铌酸钠转变为含水的氢氧化物。 三、复原－电解法处理锡渣 质料是用反射炉冶炼马来西亚锡沙矿所得的锡渣，其成分如下（%）：Ta2O5Nb2O5WO3Y2O3SnTiO2ZrO21.7～2.12.3～3.51.0～3.00.20.7～2.57～103～6FeSiO2CaOMgOAl2O3MnOP2O54～726～2924～263～59～130.5～1.00.5～1.0 将锡渣1000㎏、硫酸渣（焙烧硫化铁产品含Fe 60%，Cu 0.2%，S 2%）700㎏、焦炭粉150㎏、石灰石100㎏，参加到电炉内，在1400℃下进行熔融复原，可得到含Nb3.6%、Ta3%、W2.9%的铁合金，以FeCl2、HCL、（NH4）2SO4的混合液作为电解液，铁合金作为阳极进行电解，钽、铌、钨呈细微颗粒得到浓缩而收回。 电解的反应为：3FeCl→Fe＋2FeCl3 当FeCl3添加时，可参加铁屑，使FeCl3被复原成FeCl2，在电解进程中，FeCl3是循环运用的，铁合金的溶解残渣先用石油再用苏打水洗刷脱硫，得到Ta 25%、Nb 30%、W 24%的钽铌浓缩物。

本发明触及一种从锌钴渣中提取活性氧化锌或其它锌制品的办法，是处理锌钴渣的一种新办法，其特征在于：将锌～钴渣10份在加温40℃～90℃条件下拌和进行浸，加锌粉1～2份除杂、过滤（或用胴肟类萃取剂萃取法除掉铜、钴杂质），然后将纯洁的锌－液蒸、再过滤，之后在400℃～700℃条件下煅烧，得到纯度为99％以上的活性氧化锌。也能够将纯洁的锌－液回来至湿法炼锌（黄铁矾除铁）体系。本发明的办法工艺简略、设备防腐要求低，好操作，除杂简单，耗费低，金属回收率高。

硅锰合金冶炼渣也称为硅锰渣，是冶炼硅锰合金时产生的固体废渣，由于受冶炼工艺的限制，这些硅锰渣中含有一定量的硅锰合金，处理这些硅锰冶炼渣，回收其中的硅锰合金可以获取较为客观的经济效益，同时具有投资小，风险小等优势，因此硅锰合金冶炼渣的处理项目近年来被众多的中小型投资者所看中。下面介绍一种硅锰合金冶炼渣的处理工艺流程，仅供参考。 硅锰合金冶炼渣的处理工艺流程与铬铁合金冶炼渣的处理工艺流程基本相似，但也有一定的区别。铬铁合金冶炼渣中存在较粗的铬铁合金颗粒，而硅锰合金冶炼渣中的硅锰合金一般呈细粒不均匀嵌布，因此在处理工艺上，铬铁合金冶炼渣处理工艺为尽可能回收粗粒铬铁合金，同时回收细粒铬铁合金，而硅锰渣中由于基本上不存在粗粒硅锰合金颗粒，因此可直接破碎至细粒，然后依次选别回收所有的细粒硅锰合金。具体回收方法和设备主要是重选，重选法可以获得节能，高效，环保等选矿效果，同时选别效果也非常理想，对环境不产生二次危害。采用的重选设备主要是跳汰机，有时也用到摇床。 以下为硅锰合金冶炼渣的处理工艺流程图：由于硅锰合金渣硬度较大，该工艺采用了两段破碎流程，且均为鄂式破碎机，可有效降低破碎机的磨损，从而降低硅锰冶炼渣处理的成本。再跳汰机的选型上根据多年来调查发现，处理硅锰合金冶炼渣大多采用JT1070/2锯齿波形跳汰机，该机正常工作产生的跳汰周期曲线呈锯齿波型，对细粒级重矿物的回收效果极佳，而硅锰渣中又存在细粒的硅锰合金颗粒，因此采用锯齿波跳汰机处理硅锰渣是较为理想的选择。

粗铋加锌除银精炼产出的富银渣，经熔析脱铋后，在回收银之前，必须将熔析后Ag－Zn渣中锌脱去，既可回收锌，又为回收银作好预处理。 脱锌可采用蒸馏法或酸浸法。富银渣熔析后产出的熔析渣成分列于表2，其中铋、锌、银的物相分析列于表1。从表1可见，铋主要以金属铋状态存在，锌主要以氧化锌状态存在，银以金属银状态存在。 蒸馏法 从物相分析中得知，焙析渣中83%以上的锌呈ZnO状态存在，所以蒸馏时必须在熔析渣中配入还原剂，使锌呈锌蒸气蒸发。为了降低蒸馏的温度，采用真空蒸馏法。 表1  熔析渣的物相分析（%）一、工艺流程。 如图1所示。图1  熔析渣真空蒸馏工艺流程图 二、主要技术条件。 蒸馏温度：750℃，蒸馏时间；3～4小时，还原煤消耗为理论量3倍，真空度：1999.83～2664.40帕。 真空蒸馏产物的成分及挥发率列于表2。 表2  真空蒸馏产物成分（%）三、主要设备。 颚式破碎机一台，真空电炉一台。 四、产物用途。 冷凝锌返回铋精炼加锌除银用；蒸馏残渣及高银铋用作提银原料。

效果称号：黄金冶炼化尾渣提金及归纳使用请求单位：清华大学判定编号：鉴字[教SW2003]第008号判定日期：2003年09月07日学　　科：土建水效果简介：　　该技能在国内外未见报导，由金涌院士掌管的项目评价以为，该技能到达国际先进水平。由教育部掌管的项目判定以为，该项目工艺先进可行，立异显着，规模经济效益高。　　跟着金矿挖掘程度的加深，难选金矿的产值越来越大，使用传统的化法提金，会发生很多金含量高的黄金冶炼尾渣。在现有的现已揭露的技能或宣布的专利文献中，对难选金精矿或黄金冶炼尾渣，特别是含硫化物或砷化物较多的难选金精矿，可以工业化的技能一般选用焙烧法，此法能使金的收回率有所进步，也可以收回其间硫，但金的收回率进步的起伏有限，并且发生很多的污染废渣，砷也难处理。含硫铁矿较高的尾渣大多外卖到水泥厂，作水泥辅料，发生硫、砷和铅的污染。假如堆放在冶炼厂邻近，会发生自燃，也会发生煤烟污染，跟着天然雨水等进入地下水，引起环境恶化。为此研讨催化氧化法处理难选金精矿和尾渣：该办法选用催化剂，在常压下使用空气中的氧气氧化黄金冶炼化尾渣，以提取金属银、金属铜、铅的化合物、锌的化合物，制备铁系颜料等，一起提取黄金。处理后尾渣中包裹金的硫化物、砷化物被催化氧化，添加金与催化剂触摸的几率，进步金的收回率。一起，还可归纳收回银、铜、铅、砷等，使用其间的铁出产通明超细铁红，各种污染物质也一起变为无污染物质。　　催化氧化后的尾渣残有量20％左右，有的低于5％，并可以归纳使用，金、银、同铁盒铁的收回率到达99％。因而，该办法不光处理了含硫化物或砷化物较高的金精矿金收回率低的难题，还最大极限进步有价金属的收回率，处理了黄金冶炼尾渣堆放活处理难的问题。　　别的该技能的成功开发，有利于改善厂商落后的化提金工艺，进步科学技能水平，增强厂商在国际贸易中的竞争力，添加工作。　　该技能现已在蓬莱黄金冶炼厂施行，估计处理三万吨化尾渣，出资5000万元，厂商获效益3000万元。

铬渣是冶炼铬铁合金时产生的固体废渣，这些固体废渣如果不及时经过科学有效的处理，不仅会对环境和人类健康造成威胁，同时也会造成有用资源的浪费，这里简单介绍一下铬铁渣处理的工艺流程和设备配置。铬铁渣多为干渣，硬度较大，嵌布有粗，细布均匀的铬铁合金，回收这些铬铁合金可以产生可观的经济效益，也为铬铁渣的进一步处理打下铺垫，以下为铬铁渣处理工艺流程图：铬铁渣处理工艺流程简介： 该铬铁渣处理工艺流程以重力选矿的方法从铬铁矿渣中回收铬铁合金，采用两次跳汰机分选，分别获得粗粒和细粒铬铁合金颗粒，使铬铁回收的利益最大化。首先大块铬铁矿渣经过粗鄂式破碎机破碎成小块，小块铬铁矿渣进入细鄂式破碎机进行细破，使最终粒度控制在30mm以内，之后进入料仓，料仓下方设电磁振动给料机，将破碎后的铬铁渣均匀给入AM30跳汰机进行粗粒跳汰分选，得到粗粒铬铁合金和尾矿，尾矿中因嵌布有不少细粒铬铁合金，需采用棒磨机将AM30跳汰机尾矿进行研磨，得砂状铬铁矿渣，进入LTA1010/2跳汰机进行二次跳汰分选，得到细粒铬铁合金和废渣。该工艺流程对铬铁合金的总回收率在90%以上，是国内广泛应用的铬铁渣处理回收工艺流程。 铬铁渣处理设备配置清单：名称型号功率（KW）数量(台)粗鄂式破碎机PE400*600301细鄂式破碎机PEF250*1000371跳汰机AM3031LTA1010/231棒磨机Φ1200*4500551输送机600型5.5——给料机GZ30.351料仓20m³——1回收过铬铁合金后的铬铁渣中铬铁含量极低，均呈细粒状，可再次销售向水泥厂，新型建材厂等企业，制成新型建材，整个处理过程实现了对铬铁渣固体废料的全部回收利用，不仅减少了有用资源的浪费，同时也降低的固体废渣对土地的占用，对环境和人类健康的危害。我厂对铬铁渣，镍铁渣，不锈钢渣，硅锰渣等多种金属冶炼矿渣的处理和回收有丰富的经验和独到的见解，欢迎广大客户朋友到厂参观指导，共同探讨。

从火法精粹Ag－Zn渣中回收银。质料组成列于下表。 表  银渣的组成（%）一、工艺流程。 首要有必要将银渣中的银进一步富集，别离银与铋后再提银，其工艺流程如图1。图1  从银渣中回收银工艺流程图 二、首要技能条件。 焙烧是先将银渣配入5～6%的CaO作粘结剂，前期低温焙烧，温度550～650℃，时刻4小时；中期缓慢升温至750℃，时刻2～3小时；后期升温至850℃，时刻2～3小时。焙烧在反射式焙烧炉内进行，焙烧中物料有必要常常翻动，充沛氧化，焙烧后物料呈疏松粒状，灰色，含银10%左右。 浸出：因为铋与锌的氧化物溶于稀而银不溶解，银的氧化物即便溶解也生成AgCl沉积。焙烧渣经球磨至－60目，选用稀二段逆流浸出。 一次浸出：液固比3∶1，浓度1.5%，常温拌和1～2小时，静置弄清，抽出上清液。 二次浸出：液固比3～4∶1，浓度15%，浸出温度90℃左右，保温拌和1～2小时，浸出银渣成分为（%）；Ag 80～85，Bi1～2，Zn＜0.1，银入渣率96～98%，铋浸出率高于99%，锌浸出率高于99%。 复原熔炼与开始火法精粹：在小转炉内用重油加热进行熔炼，熔炼温度1200～1300℃。配料比：纯碱为浸出银渣量的8～10%；为2～3%；复原煤为渣量的3～4%。熔炼时刻16小时左右，清渣后粗银档次（%）：Ag93～96，Bi1～3，Sn0.5～1。之后持续用风管向银液中鼓入压缩空气，并加适量Na2CO3与NaNO3进行碱性精粹，氧化精粹时刻4～8小时，至合金中含银高于97%时，铸成阳极板。银在转炉中熔炼与精粹的直收率达95%以上。 银电解：阳极用双层涤纶袋套住，阴极用2毫米厚不锈钢板；电解液成分（克／升）：Ag60～120，HNO3 4～15，pb＜]，Bi 0.2～0.5：电流密度250～400安／米2；槽压0.6～2.2伏，同极距6～7厘米。在阴极分出银粉。电解液运用一段时刻后，当杂质含量升高时，可选用热分免除铜。用银粉铸成电银，档次达99.95～99.99%。银阳极混含银高于40%，含金10%左右，用作提金的质料。 提金：假如选用氯化溶液电解法提金，则在出产过程中积压金量太大，所以宜选用溶解－复原湿法提金，其工艺如图2所示。 三、首要设备。 焙烧反射炉一台，炉膛2.6米2；球磨机一台，浸出罐二台，其间一台选用机械拌和夹套式珐琅反应釜，另一台选用机械拌和的浸出槽；置换槽一只：小转炉一台，银电解槽选用30升有机玻璃槽；300安硅整流器一台；铸型坩埚炉一台；提金设备一套。图2  湿法提金工艺流程

此法用来出产硫酸锌。 一、工艺流程。 如图1。图1  七水硫酸锌出产工艺流程图 二、首要技能条件。 浸出温度：80℃，液固比：4∶1，酸耗为理论量的1.4～1.5倍，残酸为15～20克／升，粒度：－40目，浸出时刻，2小时，锰粉参加量为渣量的1∕10。 一次净化除重金属铅，铜，铋：参加锌粉，分两次加，每次参加量为渣量3～4%，净化温度高于70℃，拌和，pH3～5。 二次净化除铁：参加，第一次参加理论量的40%，第2次参加30%，第三次参加40%，除铁至微量，溶液煮沸，拌和，pH3～5。 蒸腾结晶：净化后溶液蒸腾至密度1.52克／厘米3，冷却结晶，结晶用离心机过滤甩干即可包装。 三、首要设备。 浸出槽一个，净化槽二个，蒸腾浓缩槽一个，皆选用φ1000×1500毫米之珐琅反应釜：球磨机一台；颚式破碎机一台：离心过滤机一台。 四、产品用处。 产品可作印染媒染剂，木材及皮革防腐剂，医药催吐剂，人造纤维辅助材料，避免果树和苗圃病虫害，农肥，还用于电缆和电镀职业，用于出产锌盐和立德粉，用作选矿药剂。 五、产品质量。 一级品含ZnSO4·7H2O≥99%，游离酸不高于0.05%，水不溶物不高于0.02%，氯化物（Cl）不高于0.05%，铁不高于0.005，铅不高于0.01%；二级品含ZnSO4·7H2O98%，游离酸不高于0.1，水不溶物不高于0.05%，氯化物（Cl）不高于0.2，铁不高于0.01，铅不高于0.05%。

黄开国  胡天觉     现在，从湿法炼锌酸浸渣中收回银，大多选用浮选法从锌渣中浮选出银精矿，然后，再进行硫酸化焙烧-浸出-沉积银[1，2]。该工艺流程长、过滤次数多、固液别离困难、功率不高。若选用传统的化法直接从锌的酸浸渣顶用浸出提取银，一是要运用很多碱将酸性的锌浸渣调整pH值至高碱性才干化浸出；二是化浸出速度慢、周期长、浸出率低、易受铁、铅、铜、砷等离子的搅扰；三是剧毒，对环境污染。本研讨选用作浸取剂，直接从锌的酸浸渣中浸出银，克服了化法的缺陷。     的结构式是:简写为TU，易溶于水，呈中性，在碱性液中不安稳，易分化生成硫化物和基，在酸性液中性质安稳，能与银离子构成安稳的络合物离子[Ag (H2NCSNH2)3]+，简写为[Ag (TU)3]+，其络合常数为13.1[3]。因而，它对Ag2S，AgCl及金属Ag等有很强的溶解性。     一、试料及试验办法     （一）试料     试料为某冶炼厂湿法炼锌的酸浸渣(pH=5.0),经混匀、缩分获得有代表性的试样，试样的多元素化学分析成果见表1，试猜中银的物相分析成果见表2，试料粒度细，95.8%小于75μm。 表1  试样的多元素化学分析成果元素AgZnPbCuFeSSi02含量ω/%488.420.454.170.48619.598.356.08     注:Ag含量的单位为g/t。 表2  试样中银的物相分析成果硫化银金属银其它形状银算计银含量/（g·t-1）386411444485散布率/%79.598.452.899.07100     （二）试验办法     称取必定量的酸浸渣研散，移入800mL烧杯中，参加必定量的TU及酸化后的水溶液，强拌和浸出，必要时加温，然后过滤别离。每一进程均按拟定的工艺流程，别离进行矿浆浓度、浸出剂TU浓度、浸出时刻、温度、pH值等对银浸出率的影响的研讨。     浸出液中的银用锌置换，银的分析用Z-8000原子吸收光谱仪（日立公司）分析。     二、试验成果的分析与评论     本研讨选用法从湿法炼锌酸浸渣中提取银，讨论矿浆浓度、浸出剂TU浓度、温度、浸出时刻、pH值等对银浸出率的影响，得出最佳工艺条件。     （一）矿浆浓度及浸出剂浓度对浸出率的影响     用正交法（L4表）组织试验，分析矿浆浓度和浸出剂TU浓度对浸出率（R）的影响。二要素：浸出剂浓度（A）；矿浆液固比（B）。二水平：A1 4g/L；A2 8g/L；B1 5∶1；B2 10∶1。试验成果列于表3。 表3  二要素二水平试验成果试点A ρTU/（g·L-1）B 矿浆液固比AB试验成果 R/%① ② ③ ④1（4） 2（8） 1（4） 2（8）1（5∶1） 1（5∶1） 2（10∶1） 2（10∶1）1 2 2 138.0 57.8 84.4 87.3效应γ+11.4+38.0+8.5    由表3正交试验数据能够看出：     1、浸出剂TU浓度（即要素A）的效应γA是+11.4，阐明TU浓度改变对银的浸出率影响较大；     2、矿浆液固比的效应γB是+38.0，阐明矿浆浓度（即液固比）改变对银的浸出率影响很大；     3、比较A、B的效应，可见γA＜γB，阐明矿浆浓度改变影响大于TU浓度改变的影响；     4、A，B两要素的交互作用的效应γAB较小，阐明矿浆浓度和TU浓度相互影响较小。     不同矿浆浓度和不同TU浓度对浸出率的影响的试验成果如图1和图2所示。其它浸出条件为：pH 1.5～2.0，[Fe3+]=0.0159mol/L，温度30℃，浸出时刻2h。    从图1能够看出，常温时，跟着矿浆浓度的减小，浸出率增大，浸出率与矿浆浓度成反比，为直线联系。当TU改变增大时，浸出率仍随矿浆浓度减小而增大。TU 6g/L，液固比7.5∶1时Ag的浸出率（65%）与TU 2g/L，液固比10∶1时Ag的浸出率适当。    图2 则标明跟着TU浓度添加，不管液固比是5∶1仍是10∶1，浸出率开端都随TU浓度添加而添加，但添加到必定程度就不再上升，斜率趋近于零。     值得阐明的是，TU浓度并不代表的耗费量。依据理论核算每吨酸浸渣中银耗费为1032g，但实践耗费量为1500～1800g。操控TU浓度达6g/L，首要是添加浸出反响平衡式左面物料的浓度，使反响平衡充沛向右移动。如式（1）和（2）所示。     的过量耗费是由2个原因引起的。一是酸浸渣中铜离子对的耗费，Cu[TU]42+ 的络合常数为15.40[3]，因而，铜离子也可与TU构成安稳络合物而耗费它，二是自身的氧化耗费。     Ag2S←→Ag+ + S2-                    (1)     Ag+ + 3TU←→Ag[TU]3+               (2)     （二）温度对浸出率的影响     表4和表5给出了温度对银浸出率的影响。 表4  不同温度和矿浆浓度对浸出率的影响%温度/℃液固比补白3∶15∶17.5∶110∶125 6018.80 58.6038.00 75.1154.00 80.5084.40 85.76ρTU=4g/L，其它条件不变 表5  不同温度和浓度对浸同率的影响%温度/℃液固比补白46825 6084.40 85.7685.80 89.9187.30 89.61液固比为10∶1，其它条件不变     从表4和表5能够看出，跟着温度添加，银的浸出率也相应添加，到60℃以上，进一步升高温度（至90℃），收回率添加十分小，这与E.Acma等[4]的试验报导类似，依据试验和理论揣度，高温下银浸出率添加不大，与化学反响平衡有关，由反响式：     Ag2S + 2Fe3+ + 6TU →2Ag（TU）3+ + 2Fe2+ + S0    （3）     可得其化学反响平衡常数：            （4）     因为该反响是吸热反响，故温度升高，K增大，浸出率增大。可是，跟着温度升高，当反响到必定程度，[Ag（TU）3+ ]改变已不大，一起，铁离子浓度有限，改变很小，浸出率添加减小，因而，再添加温度，浸出率添加不大。     （三）反响时刻与浸出率的联系     从试验成果（见图3）可看出，其它条件不变时，浸出时刻越长，浸出率越高，在反响1.0h左右，浸出率达85%以上，再添加反响时刻，浸出率已添加不大，乃至不再添加。因而，反响时刻一般取2h。浸出率与浸出时刻的联系可用“缩短核模型”表明：        式中，R为浸出率，t为时刻，k为分散速率系数。     该定论推导因篇有限在此不作胪陈。     当温度必守时，k必定，t与  成直线联系，如图3所示，这一模型阐明浸出进程中固膜分散速度是整个浸出反响的决议速度，因而对浸出反响时刻起决议作用。    （四）pH值及铁离子浓度的影响     图4给出了在不同pH值时的浸出率，浸出试验条件：ρTU = 6g/L，液固比为10∶1，[Fe3+]=0.0157mol/L，浸出时刻为2h，温度为60℃，pH在3.0～6.0时，浸出率下降，在3.0～1.5时，浸出作用很好，在pH=2左右，浸出率到达最高，但在pH＜1.0时，浸出率不再添加。    这可依据在不同酸度介质中的安稳性以及铁离子在不同酸度下的活性来解说。一般地，是随酸度增高而趋于安稳，安稳值为pH=1.78～2.0，当pH＞2.0时，高浓度易水解，其耗费量增大，当pH＜1.78时，它又易氧化分化成二硫化脒。因而，浸出反响宜运用稀酸，坚持浸出液pH在1.5～2.0之间。另一方面，Fe3+ 在pH＞2.7时，也易水解生成Fe（OH）3 沉积，在pH＜2.0时，Fe3+ 彻底呈游离态，此刻活性最大，氧化才能最强，表6列出了不同pH值时反响液的氧化复原电位。这儿，因为反响试猜中含铁19.59%以Fe2O3方式存在，现已满意试验，不需别的参加，因而，也不考虑铁离子浓度改变的影响，一起从表6还可看了，氧化复原电位为200mV左右时，浸出率最高，此刻，pH值为1.7。 表6  矿浆pH值、电位与浸出率的联系pH值电位/mV浸出率/%5.6 2.5 1.7 1.050 151 194 24053.88 84.57 89.91 89.55     （五）银的置换     银的置换是在酸性条件下进行的，当浸出液经调整循环运用5次，液中银离子浓度加大，此刻，可调pH值到4.0～5.0，用1g锌粉置换浸出液中的银，因为锌离子与的络合常数仅为1.77[3]，因而，锌的很多存在不影响浸出银和置换银。锌粉用量超越理论用量10倍，首要是因为在置换进程中其它杂质离子如Cu2+、Fe3+都耗费锌。     三、定论     在浸出反响中，首要影响要素是矿浆浓度、浸出剂浓度、反响温度、反响时刻以及酸度pH值等。从湿法炼锌酸浸渣顶用提取银的最佳条件为：液固比为10∶1，TU浓度为6g/L，反响温度为40～60℃，反响时刻为2h，pH值为1.5～2.5，铁离子由物料自身供应，在此条件下，银的浸出率高于89%。 参考文献     1 陈志飞，沈湘黔，宁顺明，等．锌铟有用冶金．长沙：中南工业大学出版社，1996. 259～260     2 余炳权．湿法炼锌进程中银的收回．第四届全国金银选冶学术会议论文集．昆明：云南科学技能出版社,1993.182～183     3 浸矿技能编委会编．浸矿技能．北京：原子能出版社,1994.215     4 Acma E，Arslan F，Wuth W. Silver extraction from a refractory type ore by thiourea leaching. Hydrometallurgy，1993，34：263～274 SILVER RECOVERY WITH THIOUREA SYSTEM FROM ACIDIC LEACHING RESIDUES OF ZINC HYDROMETALLURGY Huang Kaiguo   Hu Tianjue ABSTRACT     This paper describes the process of silver extraction with acid thiourea solution from acidic leaching residues in zinc hydrometallurgy. The factors，which affect the process of leaching，such as pulp density，thiourea concentration，reacting time，and pH，are tested and discussed．The best optional is obtained，and the leaching rate reaches approximately 89%．     Key words  zinc leaching residues；thiourea；silver；extraction      本文原载《中南工业大学学报》1998年12月 第29卷第6期     ☺

锰矿石冶炼富锰渣和生铁工艺流程： 小高炉开启，原材料：锰矿石、焦炭。选择合量41以上的锰矿石(mn：23左右，fe：18左右).和碳质还原剂(通常用二级焦碳).原矿石和焦炭的配比为3.5：1，加进治炼炉里，经过炉加热炼两个小时成液体状。经管道流进指定的加有耐热材料的模具里(生铁重些从底下的口子流出.富锰渣从上面口子流出) 冷却后得到富锰渣和生铁。富锰渣和生铁出炉比例约为10：1。1.5吨原矿石经冶炼得到约一吨富锰渣和0.1吨生铁及付生铁。       冶炼一万吨原矿石需要消耗约三千吨二级焦炭。锰矿原矿石价格：锰矿石(mn：23，fe：18)　　400元/吨　加减一度锰50元，加减一度铁15元。 二级焦炭：1300元/吨　一级焦炭：1800元/吨富锰渣(mn：33)：1150元/吨. 生铁(含碳量2.5%--4%)：2750/吨小高炉锰矿原矿石富锰渣焦炭生铁

日本矿业公司的日立冶炼厂为了提高金、银的直收率，减少中间产品和缩短熔炼工时及减少流动资金的积压，而于1967年改用电炉熔炼阳极泥脱铜浸出渣，1968年用氧化炉熔炼贵铅，产出的粗银再入分银炉精炼。     电炉生产初期，由于沿袭了原熔炼炉的作业条件，使需返回处理的冰铜及渣量较大，且氧化炉产出的氧化铅再处理后也返回大量金、银原料。为了降低炉渣含金、银量和减少中间产品产出量，经试验后，于1969年12月改用了新的电炉配料。改进前后的配料列于表1。采用新的电炉配料后，电炉至分银炉熔炼过程中需返回处理的主要中间产品由6种减少至3种，且大大降低了各中间产品的金、银含量（如表2）。据改进配料后的1971年的月平均统计，炉料的金、银品位及产品的数量、品位和回收率列于表3。 表1  改进前后的电炉配料改进前后原料配料名称%焦粉铁屑石英硅酸矿硫化矿PbO或（和）分银炉渣改进前浸出渣10036355氧化铅100355冰铜100363改进后浸出渣1002533～50 表2  中间产品及金银含量比较名称改进配料前改进配料后Au∕kgAg∕kgAu∕kgAg∕kg电炉冰铜12.41560氧化铅贵铅15.61450氧化铅冰铜1.5980氧化铅0.41190.2104分银炉渣3.51802.1140硝石碳酸钠渣0.1100合计33.542902.3244 表3  月平均给料品位及产品回收率分类名称质量∕t含量∕kg回收率∕%AuAgAgAg炉料阳极泥焙砂38.9188.69960氧化铅6.61110分银炉渣13.03.6221其他1.821.1117合计53.7219.911408100100产品电炉贵铅19.1216.91110798.6497.36炉渣24.11.41550.641.36烟尘3.20.2660.080.58合计46.4218.51132899.3699.30     改进电炉配料后的试验和生产实践证明，采用新的电炉配料具有如下的一些优点：     （一）由于减少了还原剂，因而浸出渣及氧化铅中的铅大部分进入渣中，使渣的流动性变好。     （二）几乎未发现生成冰铜。     （三）降低了电炉贵铅中的含铅量；金、银得到富集，从而提高了直收率。     （四）减少了需返回处理的中间产品数量，降低了金、银含量，减少了再处理量，加快了流动资金周转。

品 名：ZN801-锡矿、锡泥、锡冶炼渣捕收剂 主要成份：水杨基肟酸衍生物 分 子 式： ROH-RonHOH(R-烷基或环烷基) 性状：产品为粉红至桔红色膏状至粉状固体，微溶于水，易溶于碱溶液，性质稳定。 主要用途：在特定条件下，ZN801-捕收剂比水杨氧肟酸有着更好的选择性。该品能与锡、钨、稀土、铜、铁等金属形成稳定的鳌合物，而与碱土金属及碱金属形成不稳定的鳌合物，所以，ZN-801在某些金属矿物的浮选作业中显示出具有较好的选别效果。经选矿工业应用表明，ZN801-捕收剂对锡的选择性较强，该品在锡石选矿中通常与P86配套使用，并具有一定的起泡性。该产品还具有药量少、适用性强等特点，具有极高的推广应用价值。

废镍渣有铁磁性和延展性，能导电和导热。常温下，镍在潮湿空气中表面形成致密的氧化膜，不但能阻止继续被氧化，而且能耐碱、盐溶液的腐蚀。块状镍不会燃烧，细镍丝可燃，特制的细小多孔镍粒在空气中会自燃。加热时，镍与氧、硫、氯、溴发生剧烈反应。细粉末状的金属镍在加热时可吸收相当量的氢气。镍能缓慢地溶于稀盐酸、稀硫酸、稀硝酸，但在发烟硝酸中表面钝化。镍的氧化态为－1、＋1、＋2、＋3、＋4 ，简单化合物中以＋2价最稳定，＋3价镍盐为氧化剂。镍的氧化物有NiO和Ni2O3。氢氧化镍〔Ni(OH)2〕为强碱，微溶于水，易溶于酸。硫酸镍（NiSO4）能与碱金属硫酸盐形成矾 Ni(SO4)2o6H2O(MI为碱金属离子)。＋2价镍离子能形成配位化合物。在加压下，镍与一氧化碳能形成四羰基镍〔Ni（CO）4〕，加热后它又会分解成金属镍和一氧化碳。废镍渣银白色金属，密度8.9克/厘米3。熔点1455℃，沸点2730℃。化合价2和3。质坚硬，具有磁性和良好的可塑性。有好的耐腐蚀性，在空气中不被氧化，又耐强碱。在稀酸中可缓慢溶解，释放出氢气而产生绿色的正二价镍离子Ni2+；对氧化剂溶液包括硝酸在内，均不发生反应。镍是一个中等强度的还原剂。镍不溶于水，二价镍可能是主要生物类型，在生物体内能与很多物质络合、螯合或结合。废镍渣大量用于制造合金。在钢中加入镍，可以提高机械强度。如钢中含镍量从2．94％增加到了7.04％时，抗拉强度便由52．2公斤／毫米2增加到72．8公斤／毫米3。镍钢用来制造机器承受较大压力、承受冲击和往复负荷部分的零件，如涡轮叶片、曲轴、连杆等。含镍36％、含碳0.3-0．5％的镍钢，它的膨胀系数非常小，几乎不热胀冷缩，用来制造多种精密机械，精确量规等。含镍46％、含碳0．15％的高镍钢，叫&ldquo;类铂&rdquo;，因为它的膨胀系数与铂、玻璃相似，这种高镍钢可熔焊到玻璃中。在灯泡生产上很重要，可作铂丝的代用品。一些精密的透镜框，也用这种类铂钢做，透镜不会因热胀冷缩而从框中掉下来。由67．5％镍、16％铁、15％铬、1．5％锰组成的合金，具有很大的电阻，用来制造各种变阻器与电热器。

钛渣：钛铁矿（钛精矿）配加一定量的含碳还原剂通过电炉熔炼，使矿中的铁氧化物被C还原，从而实现铁钛分离，钛氧化物被富集在炉渣中所形成的产品。      酸溶钛渣： 用作硫酸法钛白生产原料的钛渣     氯化钛渣： 用作氯化法钛白或海绵钛生产原料的钛渣     富钛料： 将钛铁矿通过各种方法进行富集而得到的高品位的含钛物料的总称     预处理： 在矿物进入电炉冶炼前，为了改善矿物性能等而对矿物进行一定的处理。     预还原： 在矿物进入电炉冶炼前，对矿物先进行还原处理，将矿中部分铁氧化物还原成低价铁或金属铁的处理方法。     预氧化： 在矿物进入电炉冶炼前，将矿物在中性或氧化气氛中进行焙烧的处理方法。     电炉冶炼法： 通过电炉并由电极输入电能来进行冶炼的方法。      电极： 将电流输入电炉内，并由此将电能转化为矿物冶炼所需要的能量的导电物体。     石墨电极： 采用石墨作为电极的主要原料，是一种已焙烧成形的电极。     自焙电极： 将电极糊填充在电极筒套中，通过冶炼过程中产生的热量来焙烧成形的电极。     还原剂： 用于将高价氧化物还原成低价氧化物或金属单质的物料     炉况： 电炉冶炼过程中炉内的状况。     翻渣： 在钛渣冶炼时，因炉料突然陷落造成还原反应瞬间激烈发生，产生大量CO气体经熔渣逸出，使渣出现沸腾和喷溅现象。     低价钛： 化合价低＋4价的含钛化合物。     半钢： 钛渣冶炼时铁氧化物被还原后所生成的一种铁水，因含C介于钢与铁之间，故称半钢。      不溶钛： 不溶于硫酸的钛化合物。     挂渣： 在冶炼钛渣时，为防止钛渣对炉壁的腐蚀，在炉内壁挂上一层钛渣以保护炉壁的方法。     直流电炉： 采用直流电源的电炉。     交流电炉： 采用交流电源的电炉     明弧冶炼：在冶炼钛渣时，通过电极顶端发出弧光热量来熔化物料进行冶炼的方法。     埋弧冶炼： 冶炼时电极插入物料中通过物料的电阻产生热量来进行冶炼的方法。     铁、钛总量：原料中二氧化钛和三氧化二铁与氧化亚铁的总和。     配碳量：根据原料中铁含量与还原剂的碳含量及其还原程度来确定配碳的比例关系。