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.

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    ☺

镍电解系统净化产出的钴渣，主要元素组成列于表1。 表1  钴渣的主要金属元素的含量Co、Ni、Cu、Fe等金属在钴渣中主要以氧氧化物形式存在，在液固比为（3～4）∶1及机械或鼓风搅拌条件下，用硫酸调pH＝1.5～1.7，通入SO2还原溶解。但在初期未通入SO2之前，因Cl－被氧化而放出氧气，还原浸出期间Ni、Co和Cu呈二价离于进入溶液，在鼓空气搅拌浸出时部分Fe氧化成三价。主要化学反应可表示为：在鼓空气搅拌情况下，可发生亚铁离子的部分氧化，如：还原浸出液的成分列于表2。 表2  钴渣还原浸出液主要成分

用浸出铋锡中矿，浸出渣中锡可用选矿办法收回。 浸出渣成分为（%）：Sn 3～4；Bi 0.3～0.5；Pb 2～3，As 13～15，S 25～28，Te 23～35。 其选矿流程如图1。图1  铋浸出渣选矿工艺流程 技能条件：浮选作业选用丁基黄药做硫砷铁矿的捕集剂，做起泡剂，浮选矿浆加温至60℃，按捺锡与铋，使其首要入尾矿。 经过粗浮、精浮与脱砷浮选等作业，产出硫铁中矿与高砷富锯中矿，浮选尾矿经两次摇床重选，产出粗锡精矿与低铋中矿，粗锅精矿经脱砷浮选，产出高砷富锡中矿与低砷锡精矿。分选出的矿料成分如下表。 表  分选出的矿料的组成（%）首要设备：球磨机φ600×2000毫米一台；浮选机；叶轮直径φ300毫米，3A，10台；矿泥刻槽摇床4张。

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

铜精矿中含的铋，在炼铜进程中富集在转炉烟尘中。这种烟尘假如回来铜体系进行还原熔炼，必然会进步粗铜中铋的含量，当阳极板含铋量大于0.05%时，会给铜的电铜精粹带来困难。所以，从确保电铜质量和归纳收回铋考虑，都有必要从铜转炉烟尘中收回铋。 一、在铜熔炼进程中铋的行为 铋在铜熔炼中的分配如图1所示。图1  铋在铜熔炼中的散布 在铜转炉操作中，铋先以Bi2S3形状存在于冰铜中，在高温下分化，一部分铋以金属形状存在，在转炉吹炼进程中，铋以金属形状蒸发。因为金属铋在高温时易蒸发，铋的蒸气压在1250℃时为9.066×103帕，1300℃时为20.532×103帕，所以，只需坚持转炉处于高温状况，就能使粗铜中的铋坚持在0.05%以下。 二、从转炉烟尘中收回铋 （一）硫酸浸出转炉烟尘。转炉烟尘经过文氏塔净化，因为洗刷水含有稀硫酸，实际上是转炉烟尘的稀硫酸浸出进程。 转炉烟尘的成分列于表1。 表1  铜转炉烟尘成分其间铜、锌和铅首要呈硫酸盐状况存在，铜和锌的硫酸盐溶解进入溶液，铅的硫酸盐不溶解，而铋与锡以氧化物形状存在，锡的氧化物不溶解，而铋的氧化物约有10%可进入溶液，而90%的铋留在浸出渣中，作为收回铋的质料。 其工艺流程如图2所示。图2  从转炉烟尘中收回铋工艺流程 （二）浸出渣的湿法浸出。浸出渣成分列于表2。 表2  浸出渣成分（%）选用H2SO4－NaCl混酸浸出，浸出机理如前所述，食盐与浓度对铋的溶解度的影响如图3所示。图3  食盐浓度和硫酸浓度对铋溶解度影响 实践中选用二段逆流浸出，铁屑置换，产出海绵铋，熔化后铸成粗铋。 技能条件及目标： 浸出液组成：H2SO4 100克／升，NaCl 100克／升；液固出（4～5）∶1；室温浸出，机械拌和2小时。 铋浸出率高于95%；从浸出渣至海绵铋的收回率达90%左右；铁屑耗量为理论量1.3倍；海绵铋档次高于65%。 三、浸出渣的其它处理办法 华东地区某厂处理浸出渣时，首要对浸出渣进行还原熔炼，产出铅、铋合金，铸成阳极进行铅、铋电解，铅在阴极分出，铋进入阳极泥，再将阳极混熔铸成粗铋，其工艺流程如图4。图4  浸出渣的火法－电解工艺流程 技能条件及目标 还原熔炼配料比：干料100，纯碱20～30、铁屑5～15、煤粉5～10；熔炼温度1100～1250℃；炉时：16小时。 铅铋电解液成分：总酸230克／升、游离酸为H2SiF6 120克／升左右、铅离子100克／升左右；电流密度50～150安／米2；槽压0.3～0.7伏；室温电解。 铅与铋熔炼直收率均在90%以上；铅铋合金成分含Pb 65%～75%、Bi 20%～30%；铅铋电解阳极含Pb 78%～80%、Bi 18%～20%、Sb 0.7%～1.5%；分出铅含Pb 99.9%、Bi 0.003%。阳极泥含Bi 75%～85%、Pb 5～10%、Sb 5%～10%。 设备：还原熔炼反射炉一台，焚烧重油，熔池面积8米2；铅铋电解设备一套。 华中地区某厂，对浸出渣进行还原熔炼，产出铅铋合金，由华东地区某厂直接进行火法精粹，产出一号精铋。

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。

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

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

一、浸出液成分及其净化办法 锌焙砂或其他的含锌物料（如氧化锌烟尘、氧化锌原矿等）经过浸出后，产出中性浸出液，虽然在浸出进程中经过操控结尾酸度使Fe3＋彻底水解堆积的一起，除掉了砷、锑等部分杂质，可是残存的许多杂质（如Cu，Cd，CO，Ni，AS，Sb，Ge等）对锌电解堆积进程有极大损害，会使电解电流功率下降、添加电能耗费、影响阴极锌质量、腐蚀阴极和构成剥锌困难等。 因而，有必要经过溶液净化，将损害锌电积的一切杂质除掉，产出合格净化液才干送至锌电解槽。 表1  中性浸出液的成分规模及均匀含量（g/L）净化的意图是将中性浸出液中的铜、镉、钴、镍、砷、锑等杂质除至电积进程的答应含量规模之内，保证电积进程的正常进行并出产出较高等级的锌片。一起，经过净化进程的富集作用，使原猜中的有价伴生元素，如铜、镉、钴、铟、等得到富集，便于从净化渣中进一步收回有价金属成分。 净化办法按其净化原理可分为两类：①加锌粉置换除铜、镉，或在有其他添加剂存在时，加锌粉置换除铜、镉的一起除镍、钴。依据添加剂成分的不同该类办法又可分为锌粉－砷盐法、锌粉－锑盐法、合金锌粉法等净化办法；②加有机试剂构成难溶化合物除钴，如黄药净化法和亚硝基β－酚净化法。各种净化办法的工艺进程概要列于表2。 表2  各种硫酸锌溶液净化办法的几种典型流程从表2能够看出，因为各厂中性浸出液的杂质成分与新液成分操控标准不同，故各厂的净化办法亦有所不同，且净化段的设置亦不同。按净化段的设置不同，净化流程有二段、三段、四段之分。按净化的作业办法不同有接连、接连作业两种。接连作业因为操作与操控相对较易，可依据溶液成分的改变及时调整组织出产，为中、小型湿法炼锌厂广泛使用。接连作业的出产率较高、占地面积少、设备易于完成大型化、自动化，故近年来开展较快，但该法操作与操控要求较高。 因为铜、镉的电位相对较正，其净化除杂相对简略，故各工厂都在榜首段优先将铜、镉首要除掉。运用锌粉置换除铜、镉时，因为铜的电位较镉正，更易优先堆积，而锌粉置换除镉则相对困难些，需参加过量的锌粉才干到达净化的要求。 因为钴、镍是浸出液中最难除掉的杂质，各工厂净化工艺办法的差异（表2）实质上就在于除钴办法的不同。选用置换法除钴、镍时除需加添加剂外，还要在较高的温度下，并参加过量的锌粉才干到达净化要求。或许运用报价昂贵的有机试剂，合理挑选除钴净化工艺可下降净化本钱。 二、锌粉置换除铜、镉 （一）置换法除铜、镉的根本反响 因为锌的标准电位较负，即锌的金属活性较强，它能够从硫酸锌溶液中置换除掉大部分较正电性的金属杂质，且因为置换反响的产品Zn2＋进入溶液而不会构成二次污染，故一切湿法炼锌工厂都挑选锌粉作为置换剂。金属锌粉被参加到硫酸锌溶液中便会与较正电性的金属离子如Cu2＋，Cd2＋等发作置换反响。 因Cu，Cd，Co，Ni四种金属的标准电极电位都较锌为正，但因为铜的电位较锌的电位正得多，所以Cu2＋能比Cd2＋，Co2＋，Ni2＋更简略被置换出来。在出产实践中，假如净化液中其他杂质成分能满意电积要求，那么Cu2＋则彻底能够到达新液质量标准。 湿法炼锌厂浸出液含锌一般在150g／L左右，锌电极反响平衡电位为－0．752V。那么上述置换反响就能够一向进行到Cu，Cd，Co，Ni等杂质离子的平衡电位到达－0．752V时停止，即从理论上讲这些杂质金属离子都能被置换得很彻底。但这仅仅是从热力学视点经过核算得到的成果，与实践情况有很大误差。例如，从热力学数据比较，钴的平衡电位比镉的平衡电位相对较正，应当优先于镉被置换堆积，但因为Co2＋复原分出的超电压较高的原因，实践上Co难以被锌粉置换除掉，乃至几百倍理论量的锌粉也难以将Co除掉至锌电积的要求。成果刚好相反，因而在出产上需求经过采纳其他的办法才干将钴从溶液中置换堆积出来。 （二）置换进程的影响要素 因为铜、镉较易除掉，故大大都工厂都挑选在同一段将铜、镉一起除掉，该置换进程受以下几个方面的影响： 1、锌粉质量 置换除Cu，Cd应当选用较为纯洁的锌粉，除了可防止带入新的杂质外，一起削减锌粉的用量。因为置换反响是液相与固相之间的反响，故反响速度首要取决于锌粉的比表面积，因而，锌粉的表面积越大，溶液中杂质成分与金属锌粉触摸的时机就越多，反响速度越快。 可是，过细的锌粉简略漂浮在溶液表面，也晦气于置换反响的进行。因为净化用锌粉在制备、储藏等进程中均不可防止地有部分表面氧化，使锌粉的置换才能大大下降，故有的工厂在净化时首要用废液将净化前液酸化，使锌粉表面的ZnO与硫酸发作反响，使锌粉呈现新鲜的金属表面，以进步锌粉的置换反响才能。应当指出，溶液酸化有必要恰当，酸度过低则难以到达意图，酸度过高则会添加锌粉耗量，一般工厂操控酸化PH值为3.5～4.0。 假如选用一次加锌粉一起除Cu和Cd，一般要求锌粉的粒度为－0.149～－0.125mm。但有的工厂因为浸出液含铜较高，故选用两段别离除铜和镉。例如比利时巴伦电锌厂，当溶液含铜超越400mg／L时，首要加粗锌粉沉铜。飞龙实业有限责任公司当溶液含铜超越500mg／L时，参加粗锌粉将铜首要堆积下来，产出海绵铜后再将溶液送至除镉工段。在单设的除镉工序则可选用粒度相对较粗的锌粉。 2、拌和速度 因为置换反响是液相与固相之间的反响，进步拌和速度有利于添加溶液中Cu2＋和Cd2＋与锌粉彼此触摸的时机，别的，拌和还能促进已堆积在锌粉表面的堆积物掉落，暴露出锌粉的新鲜表面，有利于反响的进行。一起，加强拌和更有利于被置换离子向锌粉表面分散，然后到达下降锌粉单耗的意图。但拌和强度过高对反响速度的进步并无显着改进，反而添加了能耗，构成净化本钱上升，因而挑选适合的拌和强度是很重要的。为了强化出产，有的工厂在净化除铜、镉时选用流态化净液槽。 锌粉置换除铜、镉时的拌和办法应该选用机械拌和，若选用空气拌和则会使锌粉表面氧化而呈现钝化现象，别的，空气中的氧会使已置换分出的铜、镉发作复溶。 3、温　度 进步温度能够进步置换进程的反响速度与反响进行的彻底程度，但进步温度也会添加锌粉的溶解以及已堆积分出的镉的复溶。所以加锌粉置换除Cu，Cd应操控恰当的反响温度，一般为60℃左右。研讨标明，镉在40～45℃之间存在同素异形体的改变点，温度过高会促进镉复溶。 4、浸出液的成分 浸出液含锌浓度、酸度与杂质含量及固体悬浮物等，均影响置换反响的进行。浸出液含锌浓度较低则有利于置换进程中锌粉表面Zn2＋向外分散，但浓度过低则有利于的分出，然后增大锌粉耗费量。故出产实践一般操控浸出液含锌量在150～180g／L为宜。 溶液酸度越高则越有利于的分出，然后发作无益的锌粉损耗，并促进镉的复溶。出产实践中，为使净化溶液剩余的Cu，Cd到达净化要求，须保持溶液的PH值在3.5以上。 5、副反响的发作 虽然在浸出进程中已将大部分的AS，Sb经过共堆积的办法除掉，但仍有一定量的AS，Sb存在于浸出液中，置换进程中尤其在酸度较高的情况下，在实践溶液PH值条件下，不可防止地发作剧毒的AsH3和SbH3气体（后者很不安稳，在锌电积条件下SbH3简略分化），因而，应在浸出段尽可能将砷、锑彻底除掉。别的，在出产中应加强工作场地的通风换气，保证出产安全。 （三）镉复溶及防止镉复溶的办法 前已述及，镉的复溶与温度有很大的联系，故须操控适合的操作温度。别的，出产实践标明镉的复溶还与时刻、渣量以及溶液成分等要素有关。其间铜、镉渣与溶液的触摸时刻长短对镉的复溶影响较大。 因为置换分出的铜、镉渣与溶液触摸的时刻越长则置后液含镉越高，故净化作业完毕后应快速进行固液别离。出产实践标明，溶液中铜、镉渣的渣量也对镉复溶有很大影响，渣量越多则镉复溶越凶猛，故在出产进程中应定时整理槽罐，选用流态化净化时应尽量缩短放渣周期。 溶液中的杂质AS，Sb的存在，不只添加锌粉的单耗，也促进镉的复溶。因而中性浸出时应尽可能将这些杂质彻底除掉。此外，还需求操控好中性浸出液中Cu2＋的浓度，铜离子的浓度操控在0.2～0.3g／L为宜。 为尽量防止除铜、镉净化进程中镉的复溶，出产实践中除操控好操作技能条件外，还须操控好适合的锌粉过量倍数，有的工厂在除铜、镉中将锌粉分批次投入，并在净化压滤前投入少数锌粉压槽，并经过添加铜、镉渣中的金属锌粉量来削减镉的复溶。 （四）置换法除铜、镉的首要技能条件操控 湿法冶金工厂因为质料差异原因，有的工厂浸出液含铜高，选用二段净化别离堆积铜、镉，但大部分工厂都在同一净化段一起除铜、镉。其首要技能条件列于表3。因为各厂溶液成分有差异，故置换铜镉后液成分亦有不同，且产出的铜镉渣的化学成分也不同，一般来说，铜镉渣含锌38%～42%，含铜4%～6%，含镉8%～16%。产出的铜镉渣送归纳收回铜、镉和其他有价伴生金属。 表3  置换除铜镉的首要技能条件三、有机试剂法除钴、镍 有机试剂堆积法除钴是经过试剂与溶液中钴、镍等杂质构成难溶的化合物被除掉的办法。现在在出产上使用的有机试剂除钴法有黄药除钴和α亚硝基－β酚除钴法。 四、除掉氟氯及其他杂质的净化办法 中性浸出液中的氟、氯、钾、钠、钙、镁等离子含量如超越答应规模，也会对电解进程构成晦气影响，可选用不同的净化办法下降它们的含量。 （一）除　氯 一般情况下，氯的首要来历是锌烟尘中的氯化物及自来水中的氯离子。溶液中氯离子的存在会腐蚀锌电解进程的阳极，使电解液中铅含量升高而下降分出锌等第率，当溶液含氯离子高于100mg／L时应净化除氯。常用的除氯办法有硫酸银堆积法、铜渣除氯法、离子交换法等。 1、硫酸银堆积除氯是往溶液中添加硫酸银与氯离子作用，生成难溶的氯化银堆积。该办法操作简略，除氯作用好，但银盐报价昂贵，银的再生收回率低。 2、铜渣除氯是根据铜及铜离子与溶液中的氯离子彼此作用，构成难溶的氯化亚铜堆积。用处理铜镉渣出产镉进程中所产的海绵铜渣（25%～30%Cu、17%Zn、0.5%Cd）作沉氯剂。进程温度45～60℃，酸度5～10g／L，经5～6h拌和后可将溶液中氯离子从500～1000mg／L降至100mg／L以下。 3、离子交换法除氯是运用离子交换树脂的可交换离子与电解液中待除掉的离子发作交互反响，使溶液中待除掉的离子吸附在树脂上，而树脂上相应的可交换离子进入溶液。国内某厂选用国产717强碱性阴离子树脂，除氯功率达50%。 （二）除　氟 氟来历于锌烟尘中的氟化物，浸出时进入溶液。氟离子会腐蚀锌电解槽的阴极铝板，使锌片难于剥离。当溶液中氟离子高于80mg／L时，须净化除氟。一般可在浸出进程中参加少数石灰乳，使氢氧化钙与氟离子构成不溶性氟化钙（CａF）再与硅酸聚合，并吸附在硅胶上，经水淋洗脱氟便使硅胶再生。该办法除氟率达26%～54%。 因为从溶液中脱除氟、氯的作用欠安，一些工厂选用预先火法（如用多膛炉）焙烧脱除锌烟尘中的氟、氯，并一起脱砷、锑，使氟、氯不进入湿法体系。 （三）除钙、镁 电解液中K＋，Nａ＋，Mg2＋等碱土金属离子总量可达20～25g／L，假如含量过高，将使硫酸锌溶液的密度、粘度及电阻添加，引起沉清过滤困难及电解槽电压上升。 溶液中的K＋，Nａ＋离子，假如除铁工艺选用黄钾铁矾法沉铁，它们参加构成黄钾铁矾的反响而随渣排出体系。例如日本安中锌冶炼厂经黄钾铁矾沉铁后，溶液中钾、钠离子由本来的16g／L降至3g／L。 锌电积时，镁应操控在10～12g／L以下，镁浓度过大，硫酸镁结晶分出而堵塞管道及流槽。大都工厂是抽出部分电解液除镁，换以含杂质低的新液。 1、法除镁　用25%的中和中性电解液，其组成为（g／L）：Zn130～140，Mg5～7，Mn2～3，K13，Nａ2～4，CL0．2～0．4，操控温度50℃，PH＝7．0～7．2，经1h反响，锌呈 碱式硫酸锌［ZnSO4·3Zn（OH）2·4H2O］分出，堆积率为95%～98%。杂质元素中98%～99%的Mg2＋，85%～95%的Mn2＋和简直悉数的K＋，Nａ＋，CL－离子都留在溶液中。 2、石灰乳中和除镁　印度Ｄeｂａｒｉ锌厂每小时抽出4．3m3废电解液用石灰乳在常温下处理，堆积出氢氧化锌，将含大部分镁的滤液丢掉，可阻挠镁在体系中的堆集。或在温度70～80℃及PH＝6．3～6．7条件下加石灰乳于废电解液或中性硫酸锌溶液中，可堆积出碱式硫酸锌，其成果是70%的镁和60%的氟化物可除掉。