硫酸锌是无色斜方的晶体,呈粒或粉末,无气味,味涩。硫酸锌用于制造立德粉,并用作媒染剂、收敛剂、木材防腐剂等。硫酸锌是危险性比较高的化学品,硫酸锌的健康危害:对眼有中等度刺激性，对皮肤无刺激性。误服可引起恶心、呕吐、腹痛、腹泻等急性胃肠炎症状，严重时发生脱水、休克，甚至可致死亡。硫酸锌的环境危害：对环境有危害，对水体可造成污染。硫酸锌的燃爆危险： 本品不燃，具刺激性。酸锌应急处理：隔离泄漏污染区，限制出入。建议应急处理人员戴防尘口罩，穿一般作业工作服。不要直接接触泄漏物。小量泄漏：避免扬尘，小心扫起，收集运至废物处理场所处置。大量泄漏：收集回收或运至废物处理场所处置。硫酸锌的操作注意事项： 密闭操作，局部排风。防止粉尘释放到车间空气中。操作人员必须经过专门培训，严格遵守操作规程。建议操作人员佩戴自吸过滤式防尘口罩，戴化学安全防护眼镜，穿橡胶耐酸碱服，戴橡胶耐酸碱手套。避免产生粉尘。避免与氧化剂接触。配备泄漏应急处理设备。倒空的容器可能残留有害物。由于硫酸锌的危害比较大,因此硫酸锌在国内市场上并没有比较好的发展,一直处于冷门的状态. 

一、硫酸烧渣提金技能现状与研讨方向 现在我国黄金资源的运用显着呈现勘探跟不上出产要求的局势，限制着我国黄金产量的进步，与此同时，从含金废料中和难选矿石中收回金的技能和扶持方针却不行抱负，这部分金资源没有得到充沛的运用.含金硫酸烧渣收回金技能急待开发。 我国每年发生含金硫酸烧渣几十万吨，现在仅大于3克/吨的烧渣得以运用.每年仅有7.5万吨的处理才能，其他烧渣或废崐弃或以十几元/吨的报价出售给水泥厂做质料，所含黄金白白丢失，非常惋惜。 从国内外的技能文献看，从烧渣中收回金的技能也只限于化工艺，重选、浮选、磁选、工艺等均处于研讨阶段。 现时的化工艺仅合适处理金档次高于2.5克/吨的硫酸烧渣，档次再低则赢利太低，出资难以在短期内收回，因而尽管具有较好的社会效益，但经济效益不显着而无建提金厂的积极性；堆浸法尽管能使出产本钱下降，但不能连续出产并且冬天无法出产，因而这种工艺也难以推行；重选、磁选和浮选均能崐收回烧渣中的一部分金，但收回率不如化法高并且从发生的精矿中再收回金时收回率不抱负，也难以推行。法药剂本钱高且浸出条件不易控制，溶液中金的收回尚满足的办法，还处在探究阶段，距工业运用尚远。 咱们以为，影响从烧渣中提金的主要因素有两个，一是出资过大、二是出产本钱过高.假如能处理这两个问题，低档次硫酸烧渣提金技能将被顺畅推行。 通过对我国推行运用的化法工艺进行研讨，发现该工艺存在如下问题： （一）长春黄金研讨院的多年研讨证明，硫酸烧渣不须再磨化浸出率就能确保，选用磨矿工段的意图只是是为了确保化反响时矿浆被拌和均匀，不沉槽.磨矿工段出资达40余万元，出产本钱高达15元/吨，假如能通过其它办法砍掉该工段，化法的崐出资和出产本钱会大幅度下降。 （二）因为靠排放磨矿后稠密机溢流进行洗矿－除掉烧渣中溶出的铁铜等杂质，在磨矿进程中就不能加，因而贫液也不能悉数循环运用，贫液处理后排放不光使出产本钱进步，还发生环境污染问题，在一些环境质量要求高的区域，环保部门就不会同意建化厂。 （三）不少硫酸厂建在城市内，无满足的场所建较大的尾矿库.选用现在的化工艺时，不管用锌粉置换仍是用炭浆法，都有必要过滤尾别离出废渣，用机动车把渣运到它处。过滤工段添加了出资，又因磨矿使渣粒度变细添加了过滤难度、添加了出产本钱。 （四）选用锌粉置换将使贫液中锌浓度不断添加，恶化浸出条件，形成金收回率下降；因为烧渣硬度大，用炭浆法炭磨损大，金丢失多，出产本钱增高。 （五）化法的最大缺乏不在于反响时刻太长，一般至少要16小时，这就要求建很大体积的浸出槽，出资增大、电耗添加，厂房面积添加。 综上所述，从低档次硫酸烧渣中提金有必要开发新的浸出技能或新的工艺，下降出资和本钱。其详细研讨内容包含以下几个途径： 1、运用新的浸出设备，不磨矿即可确保浸出反响顺畅进行。并且浸出电耗不添加或添加较少。 2、运用浸出速度快的浸出办法，浸出时刻仅几小时或更短。可添加拌和强度来确保浸出效果，因为反响时刻短，单位电耗也不会添加许多。 3、选用贫液全循环工艺，不外排废水，节省废水处理费用，节省浸出药剂。 4、用固定床吸附法从贵液中收回金，不设洗刷工段或炭浆工段，浸后直接过滤，进步贵液金浓度以使吸附剂上金档次进步，削减设备出资和出产本钱。 通过很多的研讨和实验，挑选了水氯法工艺.小试结果表明，浸出率比化法高，其原因是化进程中烧渣颗粒上金表面发生阻止金浸出和分散的膜。均由烧渣的性质决议－尾渣制酸时的焙烧温度致关重要。二、新工艺和新设备的技能经济目标 （一）技能工艺目标 金收回率：55% 浸出时刻：3min         石灰耗量：3kg/t 电    耗：15kwh/t水    耗：0.15m3/t    耗量：3kg/t 投    资：80万元 出产本钱：38.6元/t     出产人员：35人 （二）黄金产量和产量、赢利 按每年出产300天，处理才能为100m3/d，烧渣金档次1.5g/t，收回率55%计，产金量如下： 每吨烧产金量： 1×1.5×55%＝0.825g 日产黄金：     100×0.825＝82.5g 年产金量：     300×82.5＝24750g 每吨烧渣产量： 0.825×96＝79.2元 日产量：       100×79.2＝0.792万元 年产量：       300×0.792＝237.6万元 年赢利：       300×100×（79.2－38.6）＝120万元 按100万元出资核算，返还期为10个月。 用本工艺提金的最低经济档次为0.75g/t。 （三）新工艺与惯例化工艺比较 新工艺：       ┌──除杂──┐          ↓            │  烧渣→ 浸出→别离─→吸附→冶炼→制品金                ↓               废渣     原化工艺：                            ┌────┬───────┐                            ↓        ↓             │    烧渣→球磨→分级→稠密→浸出→过滤或洗刷──┐     │                                      ↓      │     │                                     废渣     │     │                                              │     │                    制品金←冶炼←吸附或置换←─┘    │                                      │             │                                      │             │                                      └───────┘ （四）新式固液别离设备的特色惯例固液别离设备有板框压滤机、带式过滤机、稠密机，板框压滤机的配套高压泵易损不易防腐，并且在压滤前要设拌和槽平衡流量，设备出资达150万元，电耗大；带式真空过滤机过滤带易损，不易防止氯的腐蚀，出资达200万元；稠密机不易处理大颗粒物料。并且防腐也不易，占地大，出资达150万元。 新式固液别离设备相似池浸用的浸出池，多池串联，上部设溢液口，下部设散布板，矿浆进入后，大颗粒物料很快沉降到池下部，水颗粒物料将通过溢液口向后面的池中流去，通过较长时刻的沉降，较清的贵液从固液别离设备中流出，进入吸附工段。待前面的池中充溢浸渣后，翻开散布板下面的排液阀并从池上部加水洗刷，从散布板下液出的贵液也进入吸附工段。新设备用混凝土制成，涂以防腐材料即可。出资仅30万元。 三、新工艺和设备的长处 浸出办法的长处： （一）本浸出办法运用工业上广泛运用的（开始运用少数食盐）做浸出药剂及少数助剂，防止了的污染，运用的助剂下降的耗费，使其药剂本钱低于化法。 （二）本办法浸出时刻仅3分钟，因而浸出设备有用容积仅为化法的0.2%～0.4%，以处理才能100t/d的工厂为例，浸出设备有用容积仅0.3立米。不光出资可削减20%，浸出的电耗也可下降4～5kwh/t。 新式浸出设备的长处： 选用新式反响器，习惯大颗粒物料的浸出。惯例浸出设备只适用于处理200目以下的矿浆，不然就会呈现“沉槽”、压拌和浆等毛病。本设备容积很小，选用其它办法处理反响器问题，防止拌和不均。 新式固液别离设备具有出资少、出产本钱低、易防腐等特色。现有的过滤设备不能解防腐问题，并且报价很高，大约需求出资100万元，新式固液别离设备出资仅30万元。 新工艺的长处： （一）省去了磨矿及相应的分级、稠密设备，削减出资40%左右；节省占地400平米；削减材料耗费10元/t；削减电费5元/t；削减操作工3～6人。 （二）不磨的烧渣自身粒度较大，一般在－80目占70%以上，40－80目占25%左右，其他5%在20－40目之间，沉降速度快。特别合适用新式固液别离设备进行液固别离。这种设备易于操作。与化工艺比较，省去了稠密机和压滤机，易于控制浸出液物量平衡。 （三）选用活性炭吸附法收回浸出液中的金，考虑到在吸附进程中或许发生沉积物，选用我单位已获专利的吸附槽。吸附设备出资仅2万元。 （四）因为在酸性含氯溶液中吸附金氯络合物，并使金离子终究转变为单质金。因而载金炭上金档次至少可富集到10kg/t，选用燃烧－溶解－复原的联合工艺即可出产出纯金。冶炼工艺设备简略，仅运用惯例药剂，与化法比，冶炼工段节省设备出资30万元，冶炼本钱也低于惯例工艺。 （五）贫液中杂质主要是铁、锌和铜，可用石灰沉积，别离掉杂质的溶液可循环运用；因为不断加氯，浸出液的酸度将不断添加，加石灰除杂的进程还会起到调理酸度的效果。 （六）与惯例化工艺比较，选用本工艺建造100t/d处理才能的提金厂，可节省设备出资80万元，下降出产本钱30元/t。使那些用化法处理没有赢利的低档次烧渣提金成为或许，换句话说，使烧渣的提金经济档次大幅度下降。 以处理才能100t/d的工厂为例，出资60～80万元，供电不超越50kw，处理本钱约40元/t，即便烧渣档次低至1.5g/t，浸出率为55%，年赢利也可到达100万元。 我国有这类烧渣的工厂至少10座，金档次都在2g/t以下，假如推行本工艺，每年至少收回金250kg。赢利1000万元以上。 四、硫酸烧渣提金工艺规划 （一）工艺数据 1、处理才能：    100t/d 2、浸出液浓度： 1.5kg/M3  PH＝1.5－2.5  Cl－4kg/M3 3、液固比：      2～5∶1 4、反响时刻：    3 分钟 5、反响类型：    全返混 6、液固别离办法：新式固液别离设备 7、贵液中金收回办法：活性炭固定床吸附法 8、贫液循环办法：石灰中和沉积杂质后再循环 9、金浸出率：55% 10、废气处理办法： 烧碱液吸附再运用 （二）质料 1、烧渣金档次：1.67克/t 2、 3、石灰 4、活性炭：木质炭或果核炭 5、自来水 6、烧碱 （三）物料流量 1、硫酸烧渣：     4.17t/h 2、浸出液流量：   8.34～20M3/h 3、活性炭吸附剂用量： 1t 4、废气处理     排气量：      >500M3/h 5、吸收液流量：  2－4M3/h （四）工艺流程             ┌──────────────────────────┐                ↓                                                │螺旋加料机─→浸出设备─→别离器─→炭吸附槽─→石灰中和─→杂质别离 ─┘                ↑          ↓          │                     ↓                │        废烧渣        └─────┐       重金属                └────────────┐         ↓                                        │      焙烧含氯废气─→固液吸附塔─→次溶液─— ┘            │                ↑                                   ↓                │                                 提纯铸锭

现在，从钨渣中提取战略物资钪多选用硫酸为溶剂。在其工艺过程中，产出很多含有硫酸锰、硫酸亚铁和硫酸的废液。该废液假如直接排放，不只严峻污染环境，并且糟蹋很多有价资源。硫酸锰用处广泛，可用作油漆、油墨和涂料的催干剂、有机组成的催化剂、饲料添加剂、农业锰肥，以及制备金属锰、二氧化锰、其他锰盐的质料。跟着工业的高速开展，对硫酸锰的需求量必定日益添加，质量必将日益进步。         一、实验部分 （一）实验质料 废液：含MnSO470.56g/L，H2SO4139.7g/L，FeSO4138.1 g/L。软锰矿：含Mn32.67%，Fe8.45%，Ca0.28%，Mg0.11%（均为质量分数），200目。菱锰矿：含Mn 20.18%，Fe2.89%，Ca4.65%．Mgl.82%，Al2.36%，Si11.63%（均为质量分数），100目。 （二）实验原理 首要，使用软锰矿中的二氧化锰将废液中的二价铁氧化成三价；继之使用菱锰矿中和废液中的硫酸，当PH大于2时，三价铁水解发生沉积，水解所发生的酸相同可以使用菱锰矿来中和；然后参加碳酸锰，水免除铝，一起进一步水免除铁，过滤获得首要含硫酸锰的滤液。有关化学反响式为：在水免除铁、铝后的滤液中参加硫化锰，除掉钴、镍、铜、锌、铅等重金属。其化学反响式为：  在除重金属后的滤液中参加新制备的水合二氧化锰，吸附除硅。然后，在除硅后的滤液中参加氟化锰，除掉钙、镁、稀土元素(RE)。其化学反响式为：（三）实验办法 在2000mL烧杯中，参加提钪废液，加热升温至85℃，拌和下按必定份额参加软锰矿，反响30min；然后，拌和下缓慢参加适量菱锰矿，保持反响温度为85℃，反响50min；接着，拌和下参加新制备的碳酸锰浆液调理PH为在5.0～5.5，水解沉积除铁、铝，煮沸15min，过滤。滤渣用30～40℃蒸馏水洗刷。将滤液加热升温至90℃，拌和下参加适量硫化锰浆液，持续煮沸60min，重金属生成硫化物沉积，静置，过滤除掉不溶物。在隙重金属后的滤液中，于室温下参加适量新制备的水合二氧化锰，吸附除硅，持续拌和30～40min，静置，过滤除掉不溶物。将除硅后的滤液加热煮沸，拌和下滴加适量氟化锰饱满溶液，持续拌和30min，钙、镁、稀土元素生成氟化物沉积，静置，过滤除掉不溶物。将已净化除杂质的滤液加热浓缩，分出硫酸锰结晶，趋热过滤，用适量的近饱满的纯硫酸锰热溶液洗刷结晶，最终于120℃枯燥2h获得高纯硫酸锰。         二、成果与评论 （一）反响温度对锰浸出率的影响 保持废液、软锰矿、菱锰矿用量及反响时间不变，仅改动反响温度。反响结束，用3mol/L调理PH为5.5～6.0，煮沸，抽滤并洗刷。测定滤液中锰的含量，核算锰浸出率。反响温度的改动对锰矿中锰浸出作用的影响，见图1。从图1可以看出，跟着温度的升高，锰的浸出率增大，当温度高于353K，即80℃时，锰的浸出率增幅很小。可挑选反响温度为358K，即85℃。  图1 反响温度对锰浸出率的影响 （二）菱锰矿用量对锰浸出率的影响 保持废液和软锰矿用量、反响时间及反响温度不变，仅改动菱锰矿用量。反响结束，用3mol/L调理PH为5.5～6.0，煮 沸，抽滤并洗刷。测定滤液中锰的含量，核算锰浸出率，成果见图2。 图2 菱锰矿用量对锰浸出率的影响从图2可以看出，跟着菱锰矿用量的添加，锰的浸出率减小。归纳考虑锰的浸出率和废液中硫酸的使用率，挑选菱锰矿用量为220～230g/L较为合理，此刻菱锰矿中和反响的终究PH约为3.5。 （三）菱锰矿反响时间对锰浸出率的影响 保持废液、软锰矿、菱锰矿用量、反响温度及软锰矿的反响时间不变，仅改动菱锰矿的反响时间。反响结束，用3mol/L调理PH为5.5～6.0，煮沸，抽滤并洗刷。测定滤液中锰的含量，核算锰浸出率。菱锰矿反响时间对锰浸出作用的影响见图3。 图3 菱锰矿反响时间对锰浸出率的影响  从图3中可以看出，跟着菱锰矿反响时间的添加，锰的浸出率增大，当菱锰矿的反响时间大于40min后，锰的浸出率增幅不大。可挑选菱锰矿的反响时间为50min。 （四）硫酸锰溶液的净化 通过碳酸锰中和水解法除铁和铝；硫化锰法除重金属；水合二氧化锰吸附法除硅；氟化锰法除钙、镁和稀土元素。使用锰盐除杂质，不会带入阳离子杂质；结晶时也不会分出复盐如硫酸锰铵等。        2.5 高纯硫酸锰的质量指标 将已净化除杂质的滤液加热浓缩，分出硫酸锰结晶，趋热过滤，用近饱满的纯硫酸锰热溶液洗刷，最终枯燥获得高纯硫酸锰。在结晶母液中，参加碳酸氢铵制备碳酸锰；参加硫化铵制备硫化锰；参加过氧化氢和制备水合二氧化锰。将碳酸锰溶于浓制备氟化锰。 三、定论 使用软锰矿氧化废液中的二价铁；使用菱锰矿中和废液中的硫酸；再通过碳酸锰中和水解法除铁、铝；硫化锰法除掉钴、镍、铜、锌、铅等重属；水合二氧化锰吸附法除硅；氟化锰法除掉钙、镁、稀土元素；最终，浓缩结晶，过滤洗刷和枯燥，获得高纯硫酸锰。本实验除杂质办法可以获得令人满意的除杂作用，硫酸锰的质量指标优于国标一级品质量要求，锰的收率可达90%左右。本工艺充分使用了钨渣提钪废液中的有价资源，一起消除了污染。

4.新式固液别离设备的特色     惯例固液别离设备有板框压滤机、带式过滤机、稠密机,板框压滤机的配套高压泵易损不易防腐,并且在压滤前要设拌和槽平衡流量,设备出资达150万元,电耗大;带式真空过滤机过滤带易损,不易防止氯的腐蚀,出资达200万元;稠密机不易处理大颗粒物料.并且防腐也不易,占地大,出资达150万元.    新式固液别离设备相似池浸用的浸出池,多池串联,上部设溢液口,下部设散布板,矿浆进入后,大颗粒物料很快沉降到池下部,水颗粒物料将通过溢液口向后面的池中流去,通过较长时刻的沉降,较清的贵液从固液别离设备中流出,进入吸附工段.待前面的池中充溢浸渣后,翻开散布板下面的排液阀并从池上部加水洗刷,从散布板下液出的贵液也进入吸附工段.新设备用混凝土制成,涂以防腐材料即可.出资仅30万元.三.新工艺和设备的长处    浸出办法的长处:    1.本浸出办法运用工业上广泛运用的(开始运用少数食盐)做浸出药剂及少数助剂,防止了的污染,运用的助剂下降的耗费,使其药剂本钱低于化法.    2.本办法浸出时刻仅3分钟,因而浸出设备有用容积仅为化法的0.2％～0.4％,以处理才能100t/d的工厂为例,浸出设备有用容积仅0.3立米.不光出资可削减20％,浸出的电耗也可下降4～5kwh/t.    新式浸出设备的长处:    选用新式反应器,习惯大颗粒物料的浸出.惯例浸出设备只适用于处理200目以下的矿浆,不然就会呈现"沉槽"、压拌和浆等毛病.本设备容积很小,选用其它办法处理反应器问题,防止拌和不均.    新式固液别离设备具有出资少、出产本钱低、易防腐等特色.现有的过滤设备不能解防腐问题,并且报价很高,大约需求出资100万元,新式固液别离设备出资仅30万元.    新工艺的长处:    1.省去了磨矿及相应的分级、稠密设备,削减出资40％左右;节省占地400平米;削减材料耗费10元/t;削减电费5元/t;削减操作工3--6人.    2.不磨的烧渣自身粒度较大,一般在-80目占70％以上,40-80目占25％左右,其他5％在20-40目之间,沉降速度快.特别适合用新式固液别离设备进行液固别离.这种设备易于操作.与化工艺比较,省去了稠密机和压滤机,易于控制浸出液物量平衡.    3.选用活性炭吸附法收回浸出液中的金,考虑到在吸附进程中或许发生沉积物,选用我单位已获专利的吸附槽.吸附设备出资仅2万元.    4.因为在酸性含氯溶液中吸附金氯络合物,并使金离子终究转变为单质金.因而载金炭上金档次至少可富集到10kg/t,选用燃烧—溶解—复原的联合工艺即可出产出纯金.冶炼工艺设备简略,仅运用惯例药剂,与化法比,冶炼工段节省设备出资30万元,冶炼本钱也低于惯例工艺.    5.贫液中杂质主要是铁、锌和铜,可用石灰沉积,别离掉杂质的溶液可循环运用;因为不断加氯,浸出液的酸度将不断添加,加石灰除杂的进程还会起到调理酸度的效果.    6.与惯例化工艺比较,选用本工艺建造100t/d处理才能的提金厂,可节省设备出资80万元,下降出产本钱30元/t.使那些用化法处理没有赢利的低档次烧渣提金成为或许,换句话说,使烧渣的提金经济档次大幅度下降.    以处理才能100t/d的工厂为例,出资60～80万元,供电不超越50kw,处理本钱约40元/t,即便烧渣档次低至1.5g/t,浸出率为55％,年赢利也可到达100万元.    我国有这类烧渣的工厂至少10座,金档次都在2g/t以下,假如推广本工艺,每年至少收回金250kg.赢利1000万元以上.硫酸烧渣提金工艺规划一.工艺数据  1.处理才能:    100t/d    2.浸出液浓度: 1.5kg/M3  PH=1.5-2.5  Cl-4kg/M3  3.液固比:      2～5:1  4.反应时刻:    3 分钟  5.反应类型:    全返混  6.液固别离办法:新式固液别离设备  7.贵液中金收回办法:活性炭固定床吸附法  8.贫液循环办法:石灰中和沉积杂质后再循环  9.金浸出率:55％  10.废气处理办法: 烧碱液吸附再利用二.质料  1.烧渣金档次:1.67克/t  2.  3.石灰  4.活性炭:木质炭或果核炭  5.自来水  6.烧碱三.物料流量  1.硫酸烧渣:     4.17t/h  2.浸出液流量:   8.34～20M3/h  3.活性炭吸附剂用量: 1t  4.废气处理     排气量:      >500M3/h                 吸收液流量:  2-4M3/h四.工艺流程                ┌──────────────────────────┐                ↓                                                │螺旋加料机─→浸出设备─→别离器─→炭吸附槽─→石灰中和─→杂质别离 ─┘                ↑          ↓          │                     ↓                │        废烧渣        └─────┐       重金属                └────────────┐         ↓                                        │      焙烧含氯废气─→固液吸附塔─→次溶液─— ┘            │                ↑                                   ↓                │                                 提纯铸锭

一.硫酸烧渣提金技能现状与研讨方向    现在我国黄金资源的运用显着呈现勘探跟不上出产要求的局势,限制着我国黄金产量的进步,与此同时,从含金废料中和难选矿石中收回金的技能和扶持方针却不行抱负,这部分金资源没有得到充沛的运用.含金硫酸烧渣收回金技能急待开发.    我国每年发生含金硫酸烧渣几十万吨,现在仅大于3克/吨的烧渣得以运用.每年仅有7.5万吨的处理才能,其他烧渣或废崐弃或以十几元/吨的报价出售给水泥厂做质料,所含黄金白白丢失,非常惋惜.    从国内外的技能文献看,从烧渣中收回金的技能也只限于化工艺,重选、浮选、磁选、工艺等均处于研讨阶段.    现时的化工艺仅合适处理金档次高于2.5克/吨的硫酸烧渣,档次再低则赢利太低,出资难以在短期内收回,因而尽管具有较好的社会效益,但经济效益不显着而无建提金厂的积极性;堆浸法尽管能使出产本钱下降,但不能连续出产并且冬天无法出产,因而这种工艺也难以推行;重选、磁选和浮选均能崐收回烧渣中的一部分金,但收回率不如化法高并且从发生的精矿中再收回金时收回率不抱负,也难以推行.法药剂本钱高且浸出条件不易控制,溶液中金的收回尚满足的办法,还处在探究阶段,距工业运用尚远.    咱们以为,影响从烧渣中提金的主要因素有两个,一是出资过大、二是出产本钱过高.如果能处理这两个问题,低档次硫酸烧渣提金技能将被顺畅推行.    通过对我国推行运用的化法工艺进行研讨,发现该工艺存在如下问题:    1.长春黄金研讨院的多年研讨证明,硫酸烧渣不须再磨化浸出率就能确保,选用磨矿工段的意图只是是为了确保化反响时矿浆被拌和均匀,不沉槽.磨矿工段出资达40余万元,出产本钱高达15元/吨,如果能通过其它办法砍掉该工段,化法的崐出资和出产本钱会大幅度下降.    2.因为靠排放磨矿后稠密机溢流进行洗矿--除掉烧渣中溶出的铁铜等杂质,在磨矿过程中就不能加,因而贫液也不能悉数循环运用,贫液处理后排放不光使出产本钱进步,还发生环境污染问题,在一些环境质量要求高的区域,环保部门就不会同意建化厂.    3.不少硫酸厂建在城市内,无满足的场所建较大的尾矿库.选用现在的化工艺时,不管用锌粉置换仍是用炭浆法,都有必要过滤尾别离出废渣,用机动车把渣运到它处.过滤工段添加了出资,又因磨矿使渣粒度变细添加了过滤难度、添加了出产本钱.    4.选用锌粉置换将使贫液中锌浓度不断添加,恶化浸出条件,形成金收回率下降;因为烧渣硬度大,用炭浆法炭磨损大,金丢失多,出产本钱增高.    5.化法的最大缺乏不在于反响时刻太长,一般至少要16小时,这就要求建很大体积的浸出槽,出资增大、电耗添加,厂房面积添加.    综上所述,从低档次硫酸烧渣中提金有必要开发新的浸出技能或新的工艺,下降出资和本钱.其详细研讨内容包含以下几个途径:    1.运用新的浸出设备,不磨矿即可确保浸出反响顺畅进行.并且浸出电耗不添加或添加较少.    2.运用浸出速度快的浸出办法,浸出时刻仅几小时或更短.可添加拌和强度来确保浸出作用,因为反响时刻短,单位电耗也不会添加许多.    3.选用贫液全循环工艺,不外排废水,节省废水处理费用,节省浸出药剂.    4.用固定床吸附法从贵液中收回金,不设洗刷工段或炭浆工段,浸后直接过滤,进步贵液金浓度以使吸附剂上金档次进步,削减设备出资和出产本钱.    通过很多的研讨和实验,挑选了水氯法工艺.小试结果表明,浸出率比化法高,其原因是化过程中烧渣颗粒上金表面发生阻止金浸出和分散的膜.均由烧渣的性质决议--尾渣制酸时的焙烧温度致关重要.    二.新工艺和新设备的技能经济目标    1.技能工艺目标      金收回率:    55％      浸出时刻:    3min        石灰耗量:    3kg/t      电    耗:    15kwh/t       水    耗:    0.15M 3/t     耗量:    3kg/t      投    资:    80万元      出产本钱:    38.6元/t     出产人员:    35人    2.黄金产量和产量、赢利    按每年出产300天,处理才能为100m3/d,烧渣金档次1.5g/t,收回率55％计,产金量如下:      每吨烧产金量: 1×1.5×55％=0.825g      日产黄金:     100×0.825=82.5g      年产金量:     300×82.5=24750g      每吨烧渣产量: 0.825×96=79.2元      日产量:       100×79.2=0.792万元      年产量:       300×0.792=237.6万元      年赢利:       300×100×(79.2-38.6)=120万元      按100万元出资核算,返还期为10个月.      用本工艺提金的最低经济档次为0.75g/t.    3.新工艺与惯例化工艺比较    新工艺:   4.新式固液别离设备的特色    惯例固液别离设备有板框压滤机、带式过滤机、稠密机,板框压滤机的配套高压泵易损不易防腐,并且在压滤前要设拌和槽平衡流量,设备出资达150万元,电耗大;带式真空过滤机过滤带易损,不易避免氯的腐蚀,出资达200万元;稠密机不易处理大颗粒物料.并且防腐也不易,占地大,出资达150万元.   新式固液别离设备相似池浸用的浸出池,多池串联,上部设溢液口,下部设散布板,矿浆进入后,大颗粒物料很快沉降到池下部,水颗粒物料将通过溢液口向后面的池中流去,通过较长时刻的沉降,较清的贵液从固液别离设备中流出,进入吸附工段.待前面的池中充溢浸渣后,翻开散布板下面的排液阀并从池上部加水洗刷,从散布板下液出的贵液也进入吸附工段.新设备用混凝土制成,涂以防腐材料即可.出资仅30万元.

三.新工艺和设备的长处   浸出办法的长处:   1.本浸出办法运用工业上广泛运用的(开始运用少数食盐)做浸出药剂及少数助剂,防止了的污染,运用的助剂下降的耗费,使其药剂本钱低于化法.   2.本办法浸出时刻仅3分钟,因而浸出设备有用容积仅为化法的0.2％～0.4％,以处理才能100t/d的工厂为例,浸出设备有用容积仅0.3立米.不光出资可削减20％,浸出的电耗也可下降4～5kwh/t.   新式浸出设备的长处:   选用新式反应器,习惯大颗粒物料的浸出.惯例浸出设备只适用于处理200目以下的矿浆,不然就会呈现"沉槽"、压拌和浆等毛病.本设备容积很小,选用其它办法处理反应器问题,防止拌和不均.   新式固液别离设备具有出资少、出产本钱低、易防腐等特色.现有的过滤设备不能解防腐问题,并且报价很高,大约需求出资100万元,新式固液别离设备出资仅30万元.   新工艺的长处:   1.省去了磨矿及相应的分级、稠密设备,削减出资40％左右;节省占地400平米;削减材料耗费10元/t;削减电费5元/t;削减操作工3--6人.   2.不磨的烧渣自身粒度较大,一般在-80目占70％以上,40-80目占25％左右,其他5％在20-40目之间,沉降速度快.特别适合用新式固液别离设备进行液固别离.这种设备易于操作.与化工艺比较,省去了稠密机和压滤机,易于控制浸出液物量平衡.   3.选用活性炭吸附法收回浸出液中的金,考虑到在吸附进程中或许发生沉积物,选用我单位已获专利的吸附槽.吸附设备出资仅2万元.   4.因为在酸性含氯溶液中吸附金氯络合物,并使金离子终究转变为单质金.因而载金炭上金档次至少可富集到10kg/t,选用燃烧—溶解—复原的联合工艺即可出产出纯金.冶炼工艺设备简略,仅运用惯例药剂,与化法比,冶炼工段节省设备出资30万元,冶炼本钱也低于惯例工艺.   5.贫液中杂质主要是铁、锌和铜,可用石灰沉积,别离掉杂质的溶液可循环运用;因为不断加氯,浸出液的酸度将不断添加,加石灰除杂的进程还会起到调理酸度的效果.   6.与惯例化工艺比较,选用本工艺建造100t/d处理才能的提金厂,可节省设备出资80万元,下降出产本钱30元/t.使那些用化法处理没有赢利的低档次烧渣提金成为或许,换句话说,使烧渣的提金经济档次大幅度下降.   以处理才能100t/d的工厂为例,出资60～80万元,供电不超越50kw,处理本钱约40元/t,即便烧渣档次低至1.5g/t,浸出率为55％,年赢利也可到达100万元.   我国有这类烧渣的工厂至少10座,金档次都在2g/t以下,假如推广本工艺,每年至少收回金250kg.赢利1000万元以上.   硫酸烧渣提金工艺规划   一.工艺数据   1.处理才能: 100t/d     2.浸出液浓度: 1.5kg/M3  PH=1.5-2.5  Cl-4kg/M3   3.液固比:   2～5:1   4.反应时刻: 3 分钟   5.反应类型: 全返混   6.液固别离办法:新式固液别离设备   7.贵液中金收回办法:活性炭固定床吸附法   8.贫液循环办法:石灰中和沉积杂质后再循环   9.金浸出率:55％   10.废气处理办法: 烧碱液吸附再利用   二.质料   1.烧渣金档次:1.67克/t   2.   3.石灰   4.活性炭:木质炭或果核炭   5.自来水   6.烧碱   三.物料流量   1.硫酸烧渣:     4.17t/h   2.浸出液流量:   8.34～20M3/h   3.活性炭吸附剂用量: 1t   4.废气处理     排气量:      >500M3/h                 吸收液流量:  2-4M3/h    四.工艺流程

电解硫酸锌是较为复杂的一个过程,也是目前国内大部分金属企业会用到的一项技术,通过对电流效率,沉积物表面形貌和阴极极化曲线分析,阐明了锗对硫酸锌电解液电积锌的影响。研究表明,当溶液中锗的浓度大于0.04 mg/L时,电流效率从没有杂质锗存在时的89.2%下降到80%以下,且沉积物表面出现小孔。通过对阴极极化曲线的分析,得到了不同锗浓度下锌电积的平衡电位以及阴极动力学参数(交换电流密度J0和传质系数α),进而说明杂质锗的存在会削弱阴极极化,改变锌电沉积机理。在硫酸锌电解液电积锌过程中,基于氢在锌上的还原电位比其它金属高,所以去除溶液中的杂质及其影响非常重要。杂质的存在及杂质间相互作用会引起电流效率下降及沉积物质量恶化等诸多问题,而且,这种影响随电解液温度,酸度及电流密度的提高而更加显著. 从上文得知,电解硫酸锌的技术含量较高,因此电解硫酸锌的费用也较高,这也是电解硫酸锌目前的市场反馈并不好的原因  

硫酸锌颜色是什么?小编来告诉您,硫酸锌是无色斜方晶体、颗粒或粉末，无气味，味涩.在了解了硫酸锌颜色之后,我们一起来了解下硫酸锌的其它信息吧!硫酸锌的化学品英文名称： zinc sulfate heptahydrate 硫酸锌的分子式：ZnSO4，硫酸锌的分子量：287.54，硫酸锌溶液是无色无味的。硫酸锌的有害物成分是CAS No。硫酸锌的健康危害： 本品对眼有中等度刺激性，对皮肤无刺激性。误服可引起恶心、呕吐、腹痛、腹泻等急性胃肠炎症状，严重时发生脱水、休克，甚至可致死亡。灭火方法： 消防人员必须穿全身防火防毒服，在上风向灭火。灭火时尽可能将容器从火场移至空旷处。然后根据着火原因选择适当灭火剂灭火。应急处理： 隔离泄漏污染区，限制出入。建议应急处理人员戴防尘口罩，穿一般作业工作服。不要直接接触泄漏物。小量泄漏：避免扬尘，小心扫起，收集运至废物处理场所处置。大量泄漏：收集回收或运至废物处理场所处置。操作注意事项： 密闭操作，局部排风。防止粉尘释放到车间空气中。操作人员必须经过专门培训，严格遵守操作规程。建议操作人员佩戴自吸过滤式防尘口罩，戴化学安全防护眼镜，穿橡胶耐酸碱服，戴橡胶耐酸碱手套。避免产生粉尘。避免与氧化剂接触。配备泄漏应急处理设备。倒空的容器可能残留有害物。废弃处置方法： 量小时，溶解在水或适当的酸溶液中，或用适当氧化剂将其转变成水溶液。用硫化物沉淀，调节PH至7 完成沉淀。滤出固体硫化物回收或做掩埋处置。用次氯酸钠中和过量的硫化物，然后冲入下水道。小编相信,以上咨询不仅能帮助您了解硫酸锌颜色,更让大家普及了硫酸锌的其他知识.

一.硫酸烧渣提金技能现状与研讨方向    现在我国黄金资源的运用显着呈现勘探跟不上出产要求的局势,限制着我国黄金产量的进步,与此同时,从含金废料中和难选矿石中收回金的技能和扶持方针却不行抱负,这部分金资源没有得到充沛的运用.含金硫酸烧渣收回金技能急待开发.    我国每年发生含金硫酸烧渣几十万吨,现在仅大于3克/吨的烧渣得以运用.每年仅有7.5万吨的处理才能,其他烧渣或废崐弃或以十几元/吨的报价出售给水泥厂做质料,所含黄金白白丢失,非常惋惜.    从国内外的技能文献看,从烧渣中收回金的技能也只限于化工艺,重选、浮选、磁选、工艺等均处于研讨阶段.    现时的化工艺仅合适处理金档次高于2.5克/吨的硫酸烧渣,档次再低则赢利太低,出资难以在短期内收回,因而尽管具有较好的社会效益,但经济效益不显着而无建提金厂的积极性;堆浸法尽管能使出产本钱下降,但不能连续出产并且冬天无法出产,因而这种工艺也难以推行;重选、磁选和浮选均能崐收回烧渣中的一部分金,但收回率不如化法高并且从发生的精矿中再收回金时收回率不抱负,也难以推行.法药剂本钱高且浸出条件不易控制,溶液中金的收回尚满足的办法,还处在探究阶段,距工业运用尚远.    咱们以为,影响从烧渣中提金的主要因素有两个,一是出资过大、二是出产本钱过高.如果能处理这两个问题,低档次硫酸烧渣提金技能将被顺畅推行.    经过对我国推行运用的化法工艺进行研讨,发现该工艺存在如下问题:    1.长春黄金研讨院的多年研讨证明,硫酸烧渣不须再磨化浸出率就能确保,选用磨矿工段的意图只是是为了确保化反响时矿浆被拌和均匀,不沉槽.磨矿工段出资达40余万元,出产本钱高达15元/吨,如果能经过其它办法砍掉该工段,化法的崐出资和出产本钱会大幅度下降.    2.因为靠排放磨矿后稠密机溢流进行洗矿--除掉烧渣中溶出的铁铜等杂质,在磨矿过程中就不能加,因而贫液也不能悉数循环运用,贫液处理后排放不光使出产本钱进步,还发生环境污染问题,在一些环境质量要求高的区域,环保部门就不会同意建化厂.    3.不少硫酸厂建在城市内,无满足的场所建较大的尾矿库.选用现在的化工艺时,不管用锌粉置换仍是用炭浆法,都有必要过滤尾别离出废渣,用机动车把渣运到它处.过滤工段添加了出资,又因磨矿使渣粒度变细添加了过滤难度、添加了出产本钱.    4.选用锌粉置换将使贫液中锌浓度不断添加,恶化浸出条件,形成金收回率下降;因为烧渣硬度大,用炭浆法炭磨损大,金丢失多,出产本钱增高.    5.化法的最大缺乏不在于反响时刻太长,一般至少要16小时,这就要求建很大体积的浸出槽,出资增大、电耗添加,厂房面积添加.    综上所述,从低档次硫酸烧渣中提金有必要开发新的浸出技能或新的工艺,下降出资和本钱.其详细研讨内容包含以下几个途径:    1.运用新的浸出设备,不磨矿即可确保浸出反响顺畅进行.并且浸出电耗不添加或添加较少.    2.运用浸出速度快的浸出办法,浸出时刻仅几小时或更短.可添加拌和强度来确保浸出作用,因为反响时刻短,单位电耗也不会添加许多.    3.选用贫液全循环工艺,不外排废水,节省废水处理费用,节省浸出药剂.    4.用固定床吸附法从贵液中收回金,不设洗刷工段或炭浆工段,浸后直接过滤,进步贵液金浓度以使吸附剂上金档次进步,削减设备出资和出产本钱.    经过很多的研讨和实验,挑选了水氯法工艺.小试结果表明,浸出率比化法高,其原因是化过程中烧渣颗粒上金表面发生阻止金浸出和分散的膜.均由烧渣的性质决议--尾渣制酸时的焙烧温度致关重要.    二.新工艺和新设备的技能经济目标    1.技能工艺目标    金收回率:    55％    浸出时刻:    3min         石灰耗量:    3kg/t    电    耗:    15kwh/t     水    耗:    0.15m3/t    耗量:    3kg/t    投    资:    80万元    出产本钱:    38.6元/t     出产人员:    35人   2.黄金产量和产量、赢利    按每年出产300天,处理才能为100m3/d,烧渣金档次1.5g/t,收回率55％计,产金量如下:    每吨烧产金量: 1×1.5×55％=0.825g    日产黄金:     100×0.825=82.5g    年产金量:     300×82.5=24750g    每吨烧渣产量: 0.825×96=79.2元    日产量:       100×79.2=0.792万元    年产量:       300×0.792=237.6万元    年赢利:       300×100×(79.2-38.6)=120万元    按100万元出资核算,返还期为10个月.    用本工艺提金的最低经济档次为0.75g/t.3.新工艺与惯例化工艺比较    新工艺:          ┌──除杂──┐          ↓            │  烧渣→ 浸出→别离─→吸附→冶炼→制品金                ↓               废渣     原化工艺:                            ┌────┬───────┐                            ↓        ↓             │    烧渣→球磨→分级→稠密→浸出→过滤或洗刷──┐     │                                      ↓      │     │                                     废渣     │     │                                              │     │                    制品金←冶炼←吸附或置换←─┘    │                                      │             │                                      │             │                                      └───────┘

硫酸锌，无色或白色结晶、颗粒或粉末，别名皓矾。无气味，味涩。在干燥空气中风化，280℃失去全部结晶水，500℃以上分解。1g溶于0.6ml水、2.5ml甘油，不溶于乙醇。水溶液对石蕊呈酸性，pH约4.5。含1分子结晶水的较不易结块。相对密度1.97。熔点100℃。最小致死量（大鼠，经口）2200mg/kg。有刺激性。用于制造立德粉，并用作媒染剂、收敛剂、木材防腐剂等。在医药上用于催吐剂。但是，硫酸锌也具有一些危害：健康危害： 该品对眼有中等度刺激性，对皮肤无刺激性。误服可引起恶心、呕吐、腹痛、腹泻等急性胃肠炎症状，严重时发生脱水、休克，甚至可致死亡。环境危害： 对环境有危害，对水体可造成污染。燃爆危险： 该品不燃，具刺激性。

硫酸锌的用途:人造丝制造,食品补充,动物饲料,媒染剂,木材防腐剂,分析试药。带七分子结晶水的硫酸锌是无色的晶体，俗称皓矾。硫酸锌在医疗上用作收敛剂，它可使有机体组织收缩，减少腺体的分泌。硫酸锌还可作为木材的防腐剂，用硫酸锌溶液浸泡过的枕木，可延长使用时间。在印染工业上用硫酸锌作媒染剂，能使染料固着于纤维上。硫酸锌还可用于制造白色颜料.在医学方面,硫酸锌的用途:硫酸锌在医疗上可以用作收敛剂.在工业方面,硫酸锌的用途:广泛主要用于人造纤维、电解工业、电镀、无机颜料、饲料、农药中的针强化剂,化肥等。在农业方面,硫酸锌的用途:在饲料加工中作锌的补充剂.硫酸锌性质:无色晶体,小针状或粒状晶形粉未,无臭,涩的,金属味道,在空气中会风化。溶液对石蕊呈酸性比重1.957(25/4℃),熔点100℃在280℃失去7H2O,溶于水及甘油,不溶于酒精,毒性底。由于顾及到硫酸锌的危险性比较高,硫酸锌的用途并没有完全的开发出来,但硫酸锌的独特性,已经让许多投资者看到了商机.    

含铟烟尘或渣（铟首要呈MeO）等配入H2SO4，投入欢腾焙烧炉或回转窑进行硫酸化焙烧得In2（SO4），一起蒸发除掉砷及氟等，它分湿式与干式硫酸化，我国及哈萨克斯坦等国多用湿式。   In2O3+3H2SO4 ==== In2（SO4）3+3H2O↑       向含In 0.006%，Ge 0.004%，Tl0.056%及As 1.23%的烟尘中参加料重110%的浓硫酸及3%木炭，制粒得3~5mm粒料，投入欢腾焙烧炉于300℃下焙烧，则铟、锗、与铅、锌等转为硫酸盐。而85%~95%的砷、氟及硒等则蒸发入烟气，收尘后可综合使用。In2（SO4）3焙砂用水于80℃、液固比为3、终酸10g/L溶解2h，所得含In0.012g/L及Tl 0.18/L溶液，用ZnO中和到pH=3~4水解得In（OH）3：   In2（SO4）3+6H2O ==== 2In（OH）3↓+3H2SO4       用H2SO4（操控终酸H2SO4为30~40g/L）溶解此沉淀物，则铟入液，当加热至70~80℃时参加硫酸铜及铁屑除砷，过滤后在残酸H2SO4 5g/L，50~70℃下用锌粉置换得海绵铟，经H2SO4分化后电解得99%铟。收回率约80%。哈萨克斯坦的乌斯季-卡缅诺戈尔斯克Pb-Zn联合厂商就使用此法收回铟。       湿式硫酸化污染环境与人身，故开展用FeSO4代浓H2SO4在500~600℃的温度下干式硫酸化焙烧：   2In2O3+6FeSO4+3/2O2==== 2In2（SO4）3+Fe2O3

硫酸锌的性质与锌的性质相差较多,可以说硫酸锌是独立与有色金属锌的另一种产品.硫酸锌的性质:无色晶体,小针状或粒状晶形粉未,无臭,涩的,金属味道,在空气中会风化。溶液对石蕊呈酸性比重1.957(25/4℃),熔点100℃在280℃失去7H2O,溶于水及甘油,不溶于酒精,毒性低。硫酸锌用途：人造丝制造,食品补充,动物饲料,媒染剂,木材防腐剂,分析试药。带七分子结晶水的硫酸锌（ZnSO4·7H2O）是无色的晶体，俗称皓矾。硫酸锌在医疗上用作收敛剂，它可使有机体组织收缩，减少腺体的分泌。硫酸锌还可作为木材的防腐剂，用硫酸锌溶液浸泡过的枕木，可延长使用时间。在印染工业上用硫酸锌作媒染剂，能使染料固着于纤维上。硫酸锌还可用于制造白色颜料（锌钡白等）。更多有关硫酸锌的性质的咨询,欢迎登陆上海有色网!  

含铟物料配以浓硫酸进行焙烧处理后，铟转变为硫酸盐进而被收回的进程。所处理的质料多是含铟的烟尘等物料，其主要成分(质量分数ω／％)为：铟0．003～0．006，0．056～0.130，硒0.21～0.28，碲0.06～0.11，铅48.0～54.5，锌7.3～15.2，镉1.8～2.2及硫5.1～6.6。其工艺流程如图。湿式硫酸化焙烧提铟流程 工艺 将含铟物料配以料量1.1倍的浓硫酸和1％～3％的木炭，制成直径3～5mm的粒状炉料。炉料在流态化焙烧炉(见流态化焙烧)中，于573K温度下进行硫酸化焙烧60min。焙烧进程中物料的铟和重金属氧化物(MeO)简直悉数转化成硫酸盐： In2O3＋3H2SO4＝In2(SO4)3＋3H2O     MeO＋H2SO4＝MeSO4＋H2O物猜中的硒呈SeO2形状蒸发，在淋洗塔中被焙烧发生的SO2还原为单体硒而收回。杂质氟、氯和砷等在焙烧进程中大部分蒸发而除掉。 产出的焙砂用废电解液或硫酸溶液浸出。在液固比3∶1、溶液结尾酸度含游离酸10g／L下，加温浸出1h，得到含铟0.012g／L、0.18g／L、锌42g／L和镉15g／L的酸浸出液。酸浸出液随后在318～323K温度下用ZnO中和至铟和碲简直悉数沉积分出的程度。所得中和渣富集铟到0.2％～0.6％，余为锌和镉等。再用硫酸浸出中和渣，当浸出液结尾酸度到达含游离酸30～40g／L时，铟便溶解，而碲仍留在渣中，完成铟、碲别离。酸浸出液用D2EHPA萃取铟，用反萃。所得铟反萃液用锌粉置换得海绵铟。海绵铟再经电解可获得纯度达99.99％的金属铟。 前苏联的乌斯季•卡明诺戈尔斯克铅锌联合厂商和车里雅宾斯克锌厂在含铟物料经湿式硫酸化焙烧后别离选用溶剂苹取和离子交换收回铟，铟收回率达90％左右。 展望 此法具有工艺简略，易于投产，并能除掉氟、氯及砷等有害杂质等特色，但存在硫酸化焙烧时需配入浓硫酸而引起操作条件差、对设备腐蚀严峻等问题，故后来开展了用FeSO4代替浓硫酸的千式硫酸化法。此外，硫酸化焙烧所得焙砂，经水浸出后，选用溶剂萃取或离子交换法替代原工艺中屡次中和与溶解的富集铟的工序，能进一步进步铟的收回率。

硫酸锌是一种无色斜方晶体、颗粒或粉末.硫酸锌分子量是287.54.那什么是分子量呢?小编带您来了解下硫酸锌分子量是组成硫酸锌分子的所有原子的原子量的总和，分子量的符号为Mr。单位道尔顿(Dalton，Da，D)，大分子(如蛋白质)的分子量通常使用kDa。（另一种说法是：分子量为无量纲量，单位为1） 目前，分子量在中国大陆的规范名称为“相对分子质量”，同样，原子量的规范名称为“相对原子质量”。分子量是物质分子或特定单元的平均质量与核素碳12（原子量为12的碳原子）原子质量的1/12之比，[1]等于分子中原子的原子量之和。如二氧化硫(SO2)的分子量为64.06，即为一个硫原子和两个氧原子的原子量之和。聚合物是不同分子量同系物的混合物，其分子量需以统计平均分子量表示。众所周知，分子的质量为组成分子的各原子的质量之和。在日常专业工作中，不论是单质还是化合沸点与相对分子质量的关系物，它们的分子质量都是根据各元素原子的个数和各元素的“相对原子质量”(由元素周期表上查到)计算得到。既然元素的相对原子质量是一个单位为“1”的相对质量，那么由此计算得到的分子质量必然也是一个单位为“1”的相对质量。对于某些结构复杂的生物大分子，往往都是通过电泳、离心或色谱分析等方法测得其近似分子质量，因而更是一个相对概念的量值。所以，我们过去长期习惯使用着的“分子量”实际上都是相对的分子质量。通过以上咨询,相信您已经了解了硫酸锌分子量的定义了吧,同时小编再次提醒您硫酸锌分子量是287.54.  

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.

硫代硫酸盐一般为硫代硫酸的钠盐和铵盐，它们报价便宜，浸金速度快，无毒，对杂质不灵敏，浸金指标高。 巴格达萨良等人对硫代硫酸钠溶液溶金动力学研讨标明，温度在45～85℃范围内，金的溶解速度与温度呈直线联系，但为了防止硫代硫酸盐剧烈分化，浸出温度应控制在65.75℃。罗杰日科夫等人用含和氧化剂的硫代硫酸盐溶液从矿石中浸金的动力学研讨中得出另一种定论，即只要在热压浸出器中较高的温度条件下（130～140℃），才干到达满足的速度和回收率。卡科夫斯基等人还发现，铜离子对硫代硫酸盐溶金有催化作用，可使金的溶解速度进步17～19倍。我国的姜涛、曹昌琳等人对硫代硫酸盐提金的机理进行了较为具体的研讨。 但由于硫代硫酸盐法要求得太高，且硫代硫酸盐化学上不稳定，此法至今未得到推广应用。

镍电解时，阳极中的镍与钴一同电化学溶解进入溶液，在阳极液净化除杂质时，溶液中钴以Co(OH)3方式沉积进入钴渣。钴渣含钴6％-7％，可用来出产氧化钴，也可产出金属钴。所用工艺由钴渣溶解、浸出液净化除杂质、镍钴别离以及制取氧化钴（或金属钴）四部分组成（见图）。    在65-75℃温度下，在硫酸溶液中，参加Na2SO3将Co3+还原成CO2+并溶解：                2Co（OH）3＋Na2SO3＋2H2SO4====2CoSO4＋Na2SO4＋5H2O    溶出液在95℃，参加NaClO3将Fe2+氧化水解沉积除掉。除铁液进萃取槽，用P204萃取剂除铜和剩下铁，除铜后液再以P507别离镍钴，含钴有机相用溶液反萃取得到含Co75g/L左右的COCl2溶液。此溶液既可以在不溶阳极电解槽中隔阂电解出产金属镍；也可以用草酸沉钴然后煅烧出产氧化钴粉。电解的技能条件是：电流密度400A/m2，槽电压3-4V，电解温度60℃，电流效率94％。

在ZnSO4和H2SO4水溶液中，选用Pb－Ag合金为阳极，纯铝作阴极，通以直流电进行电解，在阴极分出锌，在阳极发作氧气，与此一起，湿法炼锌工艺锌焙砂浸出进程所耗费的硫酸在此电解液中得到再生。 一、锌电解液成分及锌电积出产进程 （一）锌电解液 锌电解液除首要成分硫酸锌、硫酸和水外，还存在少数杂质金属的硫酸盐及部分阴离子（首要为氯离子和氟离子）。现在锌电解液中锌的浓度一般动摇在40～60g／L规模内，而硫酸浓度则趋于逐步进步，已从110～140g／L进步到170～200g／L。关于杂质的含量各厂也有不同要求。加拿大一家锌厂在进行改造时曾做过查询，为了习惯电流密度大幅度进步，对电解液中杂质含量（mg／L）要求更严厉： Cd＜0.3，CO＜0.3，Sb＜0.03，Ge＜0.03，Fe＜10，CL＜50～100，F＜10，Mn＜1.8g／L （二）锌电积出产进程 硫酸锌溶液的电积进程是将现已净化好的硫酸锌溶液（新液）以必定份额同废电解液混合后接连不断地从电解槽的进液端送入电解槽内。 铅银合金板（含银量约1%）阳极和压延铝板阴极，并联交织悬挂于槽内，通以直流电，在阴极分出金属锌（称阴极锌或分出锌），在阳极则放出氧气。跟着电积进程的不断进行电解液含锌量逐步削减，而硫酸含量则逐步增多，为确保电积条件的安稳，有必要不断地弥补新液以坚持电解液成分安稳不变。电积必定时刻后，提出阴极板，剥下压延铝板上的分出锌片送往熔铸工序。二、锌电积进程的理论基础 锌电解液的首要成分是硫酸锌、硫酸和水，当通以直流电时带正电荷的离子移向阴极，带负电荷的离子移向阳极，并分别在阴、阳极上放电。 阴极首要反响：　Zn2＋＋2e=Zn 阳极首要反响：　2OH－－2e=0.5O2＋H2O（或H2O－2e=0.5O2＋2Ｈ＋） 电极进程总反响：　ZnSO4＋H2O=Zn＋H2SO4＋0.5O2 三、锌电解车间的首要出产设备及安置 （一）电解槽 电积锌用的电解槽是一种长方形的槽子。各电锌厂用的电解槽巨细不必定相同，制作电解槽的材料也不尽相同，有木质电解槽、钢筋混凝土电解槽、塑料电解槽、玻璃钢电解槽等。 （二）阳　极 现在电积锌运用的阳极有铅银合金阳极、铅银钙合金阳极、铅银钙合金阳极等。某厂运用的阳极大部分为铅银合金阳极（含银约1%），小部分为低银铅钙合金阳极。铅银合金阳极制作工艺简略，但造价较高，这首要是因为这种阳极含银较高（约1%）。 低银铅钙合金阳极具有强度高，耐腐蚀，运用寿命长，造价较低（含银仅为0.2%左右）等长处，这种阳极现正被愈来愈多的电锌厂所注重，但其制作工艺较为杂乱。 阳极由阳极极板和导电棒组成。导电棒质料为紫铜。为使阳极板与导电棒触摸杰出，在铸造阳极时，导电棒的包铸铅与极板一起浇铸，仅显露导电棒两头的铜导电头。这样还可防止硫酸铜进入电解槽而污染电解液。导电棒端头紫铜显露的部分称为导电头，与导电板搭接。阳极板的两个侧边嵌在导向架上的绝缘条内，它可加强板的强度，防止极板间触摸短路。绝缘条的质料也为硬PVC（聚氯乙烯）。极板用铅银合金压延板，强度较低。阳极上有一些小的圆孔，以减轻极板的分量及改进溶液循环。 （三）阴　极 阴极由极板、导电棒、导电头和阴极吊环组成。阴极板是用厚6mm的压延铝板制成，表面润滑平直，阴极尺度一般比阳极宽10～40mm，这是为了削减阴极边际构成树枝状分出锌。导电棒用硬铝制成，上部焊接有两个阴极吊环，供出装槽用。极板焊接在导电棒上。导电头是一小块8mm厚紫铜板，用特殊工艺铸在硬铝内，然后焊接在导电棒端头，导电头紫铜显露的部分与导电板搭接。阴极板和阳极板相同，两个侧边嵌在导电架上的绝缘条内，以防止分出锌包边给剥锌带来不方便，别的还可防止阴极短路。 （四）电解液冷却设备 在锌电积进程中，因为电解液电阻存在会发作电热效应，使电解液温度不断升高，引起阴极上氢的超电压减小，锌从阴极上的溶解速度增大，杂质的可溶性添加，然后加重了杂质的损害，使电流效率下降。 别的，过高的槽温使硬PVC电解槽变形乃至损坏。为坚持电解槽的热平衡，确保安稳的电解液温度，有必要设置电解液冷却设备，一般有蛇形冷却管、空气冷却塔和真空蒸腾冷冻机等。某厂电解液冷却选用空气冷却塔，这是因为该区域年均气温较低，空气湿度小，且这种冷却设备出资少，操作维护简洁，能耗小。 空气冷却塔是会集冷却电解液的设备。电解液从上向下流经冷却塔，从塔的下部强制鼓入凉风。凉风与电解液呈逆流运动，蒸腾水分，带走热量。冷却后的电解液和新液混合再参加电解槽，添加了电解槽内的循环量，然后到达电解进程所要求的温度条件。 四、锌电解的正常操作 （一）装出槽及槽上操作 1、罢工（泊车）及开工（开车） 这儿所指的罢工和开作业业是指方案停产检修前和检修后的作业。因而，在罢工前就要为开工做好必要的预备作业，以确保开工的顺利进行。 （1）罢工（泊车）　罢工包含预备、出槽压减电流、阴阳极板处理和电解槽的整理。 ①罢工前预备作业　首要要紧缩体系溶液体积，确保一个系列的电解槽可以倒空。预备好足够的新阳极以便替换不能持续运用的阳极板。预备好足够的导向架、绝缘条，以便在掏槽进程中对已损坏的导向架进行替换。 ②出槽　在罢工前先取出槽内部分阴极板，并相应压减电流。一般先取出一吊阴极（18～24片），槽内留有18～24片阴极，并将锌片剥下，削减的阴极板排放规整备用。减板收电流作业完结后方可中止循环并断开电源，然后赶快取出悉数阴极板。 ③阴阳极板处理　在阴极板悉数取出后，将阴极锌片悉数剥下，阴极板排放规整备用。将悉数的阳极板逐片吊出，铲除板面上粘附的阳极泥，平坦、擦洁净导电头，替换不良极板，待电解槽整理作业完结后再装回电解槽。 ④电解槽的整理　拔出电解槽的底塞，将槽内阳极泥放出，并完全将电解槽内壁及导向架上粘附的阳极泥及结晶物整理洁净，用水冲刷备用。最终将槽间导电极擦拭洁净，并将整理洁净的阳极装入整理洁净的电解槽中。 （2）开工（开车）　开工包含预备、灌液检漏、装阴极板和通电镀膜。 ①预备作业　首要对悉数阴极板进行平坦，清洗研磨，并把导电头冲洗洁净，然后进行槽面备板作业，每槽备足18～24片阴极并规整放置在槽面上。 ②灌液检漏　一个系列检修和掏槽结束后，对另一系列的电解废液及该系列贮存的新液进行质量查看，证明合格后再均匀补入电解槽内，并进行检漏，对漏液的溜槽、管线、电解槽及分配槽进行处理。 ③装阴极板　待补液及检漏作业结束后，将放置在槽面的阴极板敏捷装入电解槽内。 ④通电镀膜　阴极板装好后便可送电，电流逐步增大，使阴极电流密度达400～500Ａ／m2，经2～4ｈ，待阴极板上镀有一层锌后，便可进行阳极镀膜，下降电流密度到40～60Ａ／m2。阳极镀膜是在低温、低电流密度的电解条件下，使阳极产出的氧气与铅阳极表面反响，生成一层膜，然后维护阳极不被硫酸溶液腐蚀。镀膜的技能条件：电解液含酸（H2SO4）25～30g／L，温度20～30℃，时刻24ｈ。镀膜期间可连续循环电解液，今后连续升高电流，使之到达正常出产规则的电流密度，并加大循环量，待分出锌到达必定厚度后便出槽剥锌。 2、槽上操作 确保较大的电解液循环流量，且各槽流量均一，是获得好的技能经济目标的条件之一。大循环流量关于消除锌离子贫化具有重要意义，并且对槽温操控带来便当。 电积锌出产中要坚持电解液中必定的锌、酸含量，在实践进程中，经过化验分析电解废液中的锌、酸含量，核算酸锌比作为操控依据，酸锌比一般操控在3.0～4.0之间。含酸偏高而含锌偏低时应加大新液添加量，反之应减小新液量。现在，某厂正在试用电解液锌、酸含量核算机主动检测仪来替代人工化验，以便完结酸锌比的平稳操控。 电解槽温是首要的技能操控条件之一。一般用酒精温度计在槽内直接测定。槽温一般操控在36～42℃之间。当单个槽温高时，应查看该槽流量是否偏小，或许极板是否触摸短路及有否烧板现象。若遍及温度高，应查看冷却塔是否正常，混合液份额是否恰当，并查看电解液的质量等。 3、出装槽操作及极板的处理 锌电积出装槽操作是指在作业期间内（一般出装槽周期为24ｈ），将阴极提出剥离分出锌，再把阴极铝板装入槽的进程。因为是不停电作业，故阴极提出是分批进行的。某厂电解车间装槽是每槽分两次。每次出一半阴极板，即车间行车吊一次，并且是间隔一块提出。当榜首吊装槽后，仔细查看导电，确保导电杰出后方可提出第二吊，以防断电。 出装槽要做到敏捷精确，不错牙，极板不歪斜，不触摸阳极，导电头要烫洗（或擦拭）洁净，使导电杰出。极板要仔细处理，使其正派不带锌。对板上带有的尘垢物要用刷板机清刷洁净。导电头及导电板坚持亮光，对发黑的有必要及时整理或替换。对阳极板也要定时清刷表面上的阳极泥，以削减阴、阳极触摸短路并防止部分电流密度增大，阳极溶解，导致污染电解液。某厂处理阳极周期一般为30～40天，操作办法有两种，一是停产掏槽时悉数拔出阳极进行整理，二是在出产进程中逐槽逐片进行整理。整理时力求不损坏阳极表面的氧化膜。 （二）剥　锌 剥锌的首要任务是将分出锌从阴极铝板上剥离下来，送往熔铸工序铸成锌锭。出槽时须仔细调查分出锌表面状况，对包边板或触摸点作好符号，出槽后及时处理。对包边板的绝缘条要及时替换。剥锌困难时，在出槽前1～5mIn可分槽参加，其量以坚持槽内电解液含锑到达0.12mg／L为宜。剥锌后应将铝板平坦清刷，到达重装电解槽的要求。现在国内均为人工剥锌，劳作强度较大。 （三）电解液的循环和冷却 现代锌电积出产车间供液多选用大循环制，即从电解槽溢流出的废电解液先集合于废液溜槽，再流入循环槽及废液槽，一部分废液（循环槽内的废电解液）与新液混合，其体积比为5～251，混合后送至冷却体系冷却，然后经过供液溜槽分配给电解槽，一小部分废液（废液槽内的废电解液）回来浸出车间作溶剂。 电积锌进程中，在直流电效果下会发作电热效应，使电解液温度逐步升高，乃至超越电解进程所规则的答应温度（35～45℃），为确保电解进程所需的正常温度条件有必要对电解液进行冷却。电解液经冷却体系冷却，温度下降，且因为水分蒸腾，溶液浓缩，使溶液中的硫酸钙、硫酸镁以白色通明的针状结晶分出，牢固地集合在管道、溜槽、冷却体系等设备内壁，构成结构细密的结晶物，影响电解液的正常循环及冷却效果。因为在酸性溶液中硫酸钙的溶解度在29℃时为最低，因而，电解液冷却后的温度一般操控为33～35℃。 （四）酸雾的发作与电解车间的通风 电解进程中释出许多的氧气和少数的，它们逸出时会带出电解液而构成酸雾，影响人的呼吸道与皮肤，腐蚀人的牙齿，对人体健康带来损害，对厂房及设备也均有腐蚀效果，尤其是选用高电流密度出产更为严峻。因而，要求电解厂房内空气含酸雾微粒最高不能超越0.02mg／L，硫酸锌（ZnSO4）最高不超越0.04mg／L。为了减轻其损害，一般工厂都采纳办法加强厂房通风，下降槽上操作人员地点点的酸雾含量。此外，在出槽期间往槽内参加皂根粉，使之构成泡沫层，按捺酸雾的逸出，这一办法也是非常有用的，但简略发作“放炮”现象，给工人操作带来不方便。对厂房和设备也应采纳防腐办法，以延伸其运用寿命。 （五）锌电积进程的毛病及处理 1、锌烧板的原因及处理 在电解进程中，阴极分出的金属锌因出产毛病或出产技能条件操控不妥而从头溶解的现象称之为烧板。在锌电积时，因为操作不细，构成铜导电接头的污染物掉入槽内，或添加过量，使单个槽内的电解液含铜、锑升高构成烧板；别的，因为循环液进入量过小，槽温升高，使槽内电解液含锌过低，硫酸含量过高，均会发作阴极返溶。处理办法是加大循环量，将含杂质高的溶液替换出来，这样可下降槽温，进步槽内锌含量、削减返液。特别严峻时还需求当即替换槽内的悉数极板。 2、遍及烧板 遍及烧板多是因为直销的新液含杂质超越答应含量，应当即加强净化液的分析和操作，以进步净化液质量，严峻时还需查看质料，强化浸出操作，加强净化水免除杂质，恰当添加浸出液加铁量等。一起应恰当调整电解条件，如加大循环量、下降槽温文溶液酸度（即进步含锌量）也可起到必定的缓解效果。 3、电解槽俄然停电 俄然停电一般多属事端停电。若短时刻内可以康复，且设备（泵）还可以作业时，应向槽内加大新液量，以下降酸度削减阴极锌溶解。若短时刻内不能康复，应安排力气赶快将电解槽内的阴极悉数取出，使其处于停产状况。特别要注意的是，停电后，电解厂房内禁止明火，防止电解槽面分出的爆破与着火。另一种状况是低压停电（即作业设备停电），首要应下降电解槽电流，电解液可用备用电源进行循环；若长时刻不能康复出产时，还需从槽内取出部分阴极板，以防因其他岗位缺电，供不上新液而停产。 4、电解液中止循环 电解液中止循环即对电解槽中止供液，这必然会构成电解温度和酸度升高，杂质损害加重，恶化现场条件，电流效率下降并影响分出锌质量。中止循环的或许原因：一是因为供液体系设备出毛病或需暂时检修泵和供、排液溜槽；二是低压电停电；三是新液求过于供或废电解液排不出去。这些多属方案内的原因，事前应加大循环量，进步电解液含锌量，下降电解槽供电电流，恰当下降电流密度，以习惯中止循环的需求，但持续时刻不能过长。 5、电解槽严峻漏液 正常出产进程中，当单个电解槽发作严峻漏液时，应对漏液电解槽地点的一组电解槽进行横电（短路），以便对漏液电解槽进行恰当的处理。首要用钢丝刷子擦亮窄路导电板和宽型导电板的触摸面，将短路导电板预先摆放好，用吊具吊到该槽组的两头，短路导电板与槽间导电板之间须垫绝缘磁砖。告诉整流所停电，承认停电后，取出漏液电解槽悉数阴极板，分别将两段短路导电板以及短路导电板与宽型槽间导电板卡紧，使该槽组短路，完结以上作业后告诉整流所进步电流。拔出放液铅塞，对漏点进行处理，处理结束后塞好铅塞，加满电解液后告诉整流所停电，承认停电后，撤除横电板，补齐槽内阴极板，承认导电后，告诉整流所逐步将电流升到额定值。 五、锌电解出产的首要技能条件与目标分析 （一）电锌质量 电锌质量首要是指分出锌的化学成分。在出产实践中，为了下降分出锌杂质含量，进步电锌等级，除加强溶液的净化操作外，还应采纳下列办法： 1、下降电锌含铜　首要从两方面着手，一是严厉要求新液含铜小于0.5mg／L；二是加强电解槽上操作，根绝含铜物料进入电解槽中污染电解液。 2、下降电锌含铅　其办法一是使电解液含锰离子坚持在3～5g／L；其二是将槽温操控在35～40℃；其三是恰当参加碳酸。别的，还要严厉执行掏槽准则和阴、阳极的平坦准则。 3、下降电锌含铁　首要是严厉操控熔铸工序操作，尽量防止运用铁制东西；严厉操控熔铸温度不超越500℃；严厉操作和办理，根绝铁质东西和机件掉入熔炉内。 （二）电流密度与电流效率 1、电流密度 在锌电积进程中，电流密度（面积电流）的正确挑选对电锌产品质量和电能耗费有重要意义。国际各锌厂选用的电流密度差异较大，动摇在200～1100Ａ／m2之间。在相同条件（酸度、温度、极距）下，电流密度每添加100Ａ／m2，因为溶液电阻增大使电压丢失添加0.17V（占5.3%）。故20世纪70年代以来建造的电锌厂，所选用的电流密度动摇规模大大缩小，一般为300～700Ａ／m2。另一方面因电力公司供电选用电网峰谷负荷不一起段不同电价，因而有些工厂在低谷负荷时段选用高电流密度出产，而在顶峰负荷时段选用低电流密度出产，以节省本钱。 2、电流效率 电流效率是指实践产出锌量与理论分出量比较的百分数，用以下公式标明： η＝m/ｑ×Ｉ×ｔ×N×100% 式中　η———电流效率，%； m———分出锌实践产值，g； ｑ———电化当量，1.2202g／（Ａ·ｈ）； Ｉ———电流，Ａ； ｔ———电解时刻，ｈ； N———电解槽数目。 电流效率是电积锌出产的一项重要技能经济目标，一般为85%～94%。影响电流效率的要素许多。 （1）电解液中锌酸含量　跟着电解液中锌含量的下降，相应地含酸量增多，然后引起锌的电流效率下降。 （2）阴极电流密度的影响　跟着电流密度的添加，氢的超电压增大，一般来说对进步电流效率是有利的。但必定要有相应的电解液成分和较低的温度条件相配合，不然电流效率不光不能进步，反而会下降。 （3）电解液温度的影响　在必定酸度下，电流效率随温度的升高而下降。这是因为氢的超电压随温度的升高而减小，杂质引起的烧板及锌的返溶随温度的升高而加重所构成的。因而锌电积有必要有冷却办法，确保电积进程中对电解液温度的技能要求。 （4）电解液纯度的影响　如前所述，比锌更正电性的金属杂质，如铁、镍、钴、铜、砷、锑和锗的存在，大都引起烧板、锌返溶或因阴、阳极之间发作氧化－复原类反响而下降电流效率。故应严厉操控净化液质量，进步净化深度。 （5）阴极表面状况的影响　假如阴极分出锌表面粗糙或呈树枝状就会增大阴极面积，使氢的超电压下降，会下降电流效率。有时还会呈现触摸短路。向电解液中参加适量的质量好的胶有利于改进分出锌表面状况，进步电流效率。 （6）电积周期的影响　电流效率跟着分出时刻的延伸而下降，这与分出状况有关。但时刻太短，出装槽频频，劳作量大，阴极板耗费添加。一般分出周期为24ｈ。 综上所述，为进步电流效率应发明下列条件：不断进步电解液纯度；合理挑选并操控好电解液锌、酸含量，合理的电流密度和分出周期；坚持较低的电解温度；恰当参加胶；削减漏电，做到绝缘好；坚持现场枯燥清洁；加强操作，及时处理触摸短路。 （三）槽电压与电能耗费 1、槽电压　是指电解槽内相邻阴、阳极之间的电压降，可直接用直流电压表测出。在出产上，一般用电源总电压除以串联总槽数所得的商来标明。槽电压改动在3.2～3.6V之间。槽电压是由硫酸锌的分化电压、战胜电解液电阻的电压降、阳极电压降、阴极电压降、阳极泥电阻的电压降等五项组成。硫酸锌的分化电压占槽电压的78.30%，电解液的电压降占12.13%。电极极化首要由电极表面上离子浓度改动所构成的，因而在设备条件必定的状况下对槽电压巨细有决议性影响的要素就是极间间隔、电流密度、电解液的酸度和温度、导体接头状况以及其他要素，缩短极距可以大大下降槽电压，然后削减电能耗费，但极距过小对操作晦气，还易发作短路。如某厂电解槽内的极间间隔为75mm。 2、电能耗费　是指每出产1ｔ分出锌所耗费的电能，单位为KWh／t。它是电积出产中一个重要的技能经济目标。 六、阴极锌熔铸 电解堆积分出的阴极锌片尽管化学成分已合格，但大块薄片及其表面状况不宜作为产品运送和贮存。因而，阴极锌片要进行熔化铸锭才可作为制品出厂。熔锌所用设备首要有反射炉及感应电炉两种，因为感应电炉不必燃料，炉内锌氧化少，锌直收率高，因而被广泛选用。 （一）阴极锌熔铸的出产进程 阴极锌熔铸进程是在熔化设备中将阴极锌片加热熔化成锌液，参加少数氯化铵（NH4CL），拌和，扒出浮渣，锌液铸成锌锭。首要操作在于合理运用感应电炉。 1、熔锌工频感应电炉的开停炉 熔锌工频感应电炉开炉有固体开炉和液体开炉两种办法。前者预备作业简略，但牢靠性差；后者开炉预备作业杂乱，但开炉牢靠。 开炉前的预备作业：①备齐正常出产时所需用的悉数东西；②全面查看设备是否完好适用，特别要要点查看电气设备的安全；③烘炉前应将炉子清扫洁净；④在熔池内铺1～2层锌锭与锌环触摸，构成闭合回路，以扩展锌环的散热面积和尽或许减小变压器与炉膛的温度差；⑤烘炉前除加料口外，应做好炉门的密封作业，以防散热过多。 烘炉和开炉：新筑电炉天然枯燥35ｄ，用串联或并联替换联接的办法在熔池内设置电热器，升温坚持300℃以下加热烘烤10～13ｄ，在此期间，炉子变压器是低压送电。要求变压器室温度与炉体温度坚持平衡。电热烘炉13ｄ待锌环温度到300℃时再撤走炉内电热器，用炉子变压器升温直至锌环的熔点。当锌环开端熔化则当即将过热锌液倾入炉内并转入高功率电压级，随温度升高，逐步参加阴极锌片，将炉子熔池灌满，开炉即告结束。 开炉注意事项：依据国外电炉出产经历，升温速度为1.5～2℃／ｈ。我国电炉出产实践标明，升温速度可为5～15℃／ｈ。升温要陡峭，不能动摇太大。往往因为炉温时高时低，因炉衬的膨胀系数不同，简略构成炉壁裂缝和锌环开裂，尤其是在100～300℃之间，即锌环熔化前要特别注意锌环的升温。当熔沟挨近419.58℃时，若发现电流表上的指针频频摇摆，应当即将过热锌液倾入炉内，并相对进步功率电压级送电。视温度改动状况逐步参加小批量阴极锌片，直到装满炉膛停止。电压持续上升，即可转入低才能出产。 在接到暂时停炉告诉时，首要将炉内温度尽或许进步，新炉可坚持1ｈ，旧炉可坚持40min。当康复送电时，应先从较低电压逐步进步，防止二次线圈电路堵截或熔沟崩裂。若停电时刻较长，首要应尽或许将熔池内的锌液铸锭，之后封堵各进、出料口，保温。如要停炉大修，则需把锌液悉数放出。 2、正常操作 当开炉结束转入正常操作后方可进料熔化。首要将阴极锌片吊运到加料口平台上，预热除掉水分。每8～15min均匀参加一垛约70mm厚的阴极锌片，以坚持炉温与熔池锌液面的安稳。阴极锌在电炉熔池内熔化进程中会构成浮渣。浮渣为氧化锌与锌液的混合物，为使锌液从浮渣中别离出来，下降浮渣率，进步锌直收率，在拌和时参加适量的氯化铵。依据阴极锌片的质量及炉内渣层的厚度等状况，每隔2ｈ左右进行一次拌和扒渣。扒渣时动作要轻、慢，扒到炉门稍停顷刻，以削减随浮渣带出来的锌液。每次扒渣后要在炉内残留少数（厚1～2Cm）的渣层，以维护锌液不被氧化。浮渣送出另行处理。 锌液浇铸机有机械浇铸和人工浇铸两种。机械浇铸设备有直线浇铸机和圆盘浇铸机。 （二）感应电炉熔铸锌的出产技能条件及其操控 1、熔锌温度 为确保锌熔铸进程正常操作，有高的产品质量和较低的浮渣率，应严厉操控熔锌温度。熔锌炉炉膛温度愈高熔锌才能愈大，且排出炉外的烟气含热量高，热效率低，炉温增高会加重锌液氧化，添加浮渣及烟尘量，下降锌的直收率。为防止锌液的氧化，炉内应为复原气氛，坚持微正压，操控适宜炉温，以进步炉子的出产才能和锌的直收率。一般进料前熔池锌液温度操控在500℃左右为宜。 2、液面操控 参加熔锌炉的阴极锌是凭借熔融锌的物理热而熔化的，因而，熔池内有必要坚持必定量的锌液，使阴极锌浸没于锌液中。浇铸进程中熔池内锌液面可操控在低于浇铸口30～100mm。熔锌炉出产运用必定时刻后，要铲除粘结在炉壁上的炉结，一般清炉周期为10～20ｄ，每次清炉时刻为3～8ｈ。 3、熔铸锌的直接回收率 熔铸锌的直接回收率受阴极锌质量、加料办法、加温办法和操作状况等要素的影响。关于熔锌反射炉，因为阴极锌结构疏松，含水量高，进炉阴极锌未悉数浸没于锌液中，直接与火焰触摸，会添加锌的氧化和浮渣量；假如氯化铵参加不妥，拌和不完全，扒渣时温度过低都会构成渣、锌别离欠好，渣带走锌量增多，这些要素均会下降锌直接回收率。熔锌电炉的直接回收率一般为96%～97.5%。不管选用反射炉仍是电炉哪种熔锌设备都要发作浮渣，这是因为从炉门进入炉内的空气或焚烧发作的废气CO2以及阴极锌片带入的少数水分，会使炉内的锌液氧化生成氧化锌，生成的氧化锌以一层薄膜状包裹一些锌液滴，构成小粒状的氧化锌与金属锌的混合物，即为浮渣（其间含锌80%～85%），浮渣越多，熔铸时锌的直收率越低。 浮渣的产出率与熔铸设备、熔铸温度、阴极锌的质量有关。当选用感应电炉熔铸时，因为不必燃料，炉内锌的氧化少，因而浮渣的产出率比反射炉低，锌的直收率高。一起，电炉同反射炉比较能耗较低（一般吨锌耗电为100～120KＷｈ）、劳作条件好、操作条件易于操控。 国内外均用电炉熔铸替代了反射炉熔铸。反射炉熔铸只在一些小厂运用。 为了下降浮渣产出率和下降浮渣含锌，熔锌时参加氯化铵，它的效果是与浮渣中的氧化锌发作如下反响： ZnO＋2NH4CL=ZnCl2＋2NH3↑＋H2O↑ 生成的ZnCl2熔点低（约318℃），因而损坏了浮渣中的ZnO薄膜，使浮渣颗粒中被夹持的锌液滴显露新鲜表面而聚组成锌液。 4、质量操控 锌锭产品要求表面光洁，没有飞边、毛刺、冷隔层、夹渣、气孔等缺点。物理质量的操控首要在于设备的调整和出产操作，影响要素首要有： （1）锭模　锭模型腔的形状、尺度和结构不只决议锌锭的形状、尺度，也决议铸锭的质量。因为液态金属在模内的凝结不完满是自下而上顺次进行的，铸锭的方向性结晶倾向较差，构成铸锭的缩孔和偏析较大。加之液态金属吸附气体、氧化和对铸模型腔底部表面的冲击引起铸模老化，然后影响铸锭表面光洁，乃至呈现严峻的“麻点”，锭模上下尺度不妥也会构成严峻飞边、毛刺。因而对锭模的结构要合理挑选，锭模质料应具有高的热导性、小的热膨胀系数、较低的弹性模数和较高的机械性能。为防止金属与模壁相互效果和粘结，防止金属的二次氧化和发作气孔，改进铸锭表面质量，运用进程中锭模表面应常常涂刷涂料并定时清洗。 （2）浇铸和冷却　烧铸温度过高、过低都对物理质量有影响。温度过高不易冷却，铸锭在运动中呈现飞边、毛刺和缩孔；温度过低简略发作冷隔层和夹渣。冷却办法尤其是冷却介质数量的多少也会影响物理质量。冷却风量大，铸锭双面发作波纹；冷却风量小，不易冷却。冷却水量大，不能雾化，铸锭发作缩孔；水量小也不易冷却。 （3）锭机运转　锭机运转不平稳也会构成表面波纹和飞边毛刺。

直接往含钒铁水中增加6%的纯碱、8%的铁皮，处理后得钠化钒渣。含钒铁水的脱钒率可达60%～80%。钠化钒渣含V2O5达6%以上。主要成分为NaVO3、Na4V2O7、Na3VO4的复合物。硫构成Na2S进入渣相，脱硫率大于80%；磷构成Na3PO4进入渣相，脱磷率60%～80%。所得半钢的硫、磷含量均低于制品钢的规格，因而可在转炉内完成无渣或少渣炼钢。 选用天然碱处理含钒铁水得到的钠化钒渣，曾在四川西昌410厂进行过湿法提钒及收回钠盐的扩展试验。天然碱取自河南吴城及内蒙古西林郭勒盟及鄂尔多斯湖等地。天然碱是Na2CO3及少数NaHCO3、Na2SO4、NaCl的混合物。所得钠化钒渣的成分如下：成分V2O5Na2OPSiO2S%12.8840.861.289.42.09 工艺流程共分6步：1）碳酸化浸取；2）浸取液的氧化及净化；3）深度碳酸化、浓缩结晶分出NaHCO3；4）碱性铵盐沉钒、制取；5）沉钒后液蒸、回来沉钒、后液回来浸取；6）NaHCO3煅烧得纯碱、煅烧得产品V2O5。 此流程在技术上有诱人的远景，扩展试验已成功，产品合格。但纯碱直销严重，故未能施行。

传统的化法提金工艺首要包含浸出、洗刷、置换(沉积)三个工序 ①浸出——矿石中固体金溶解于含氧的溶液中的进程。 ②洗刷——为收回浸出后的含金溶液，用水洗刷矿粒表面以及矿粒之间的已溶金，以完成固液别离的进程。 ③置换——用金属锌从含金溶液中使其复原、沉积，收回金的进程。 20世纪以来，从化矿浆中收回金是先进行矿浆的洗刷，然后进行贵液的弄清、除气。从弄清的贵液中沉积金，一向沿袭锌置换法。20世纪60年代以来才开展起来的向矿浆中参加活性炭的“炭浆法”开展很快。跟着对离子交换剂运用的研讨，选用离子交换树脂从化液或化矿浆中吸附金的办法亦具有重要的实用价值。在化液的溶剂萃取提金方面也作过一些研讨。当往化含金液中加人硫酸时，可用来萃取金，萃取率随硫酸浓度的升高而添加。如在2mol/L的硫酸液中进行萃取，还可使金与砷、铁等杂质别离。运用氧代烷氧基磷酸酯从酸盐碱性液中萃取金，萃取目标令人满意;运用钠反萃取也获得了较好的成果等等。 1.化浸金 用含氧的溶液把矿石中的金溶解出来的进程叫化浸出。现在，不管从工艺、设备、办理或操作等方面都已日臻完善。如前所述，金在含有氧的溶液中的溶解，实质上是一个电化学腐蚀进程。 浸出进程中首要运用的药剂是和维护碱两种。 1) 工业上用于化法浸出金的首要有(KCN)、(NaCN)、[Ca(CN)2]和化铵(NH4CN)四种。它们对金的相对溶解能力见表1。表1 四种的性质对金的相对溶解能力称号分子式相对分子质量化合价对KCN的相对溶解能力（以KCN为100）获平等溶解能力时的相对耗费量溶液的安稳次序NaCN491132.6492KCN651100651Ca（CN）2922141.3464化铵CH4CN441147.7443在生产中常用的是，它是一种剧毒的白色粉末，产品一般压制成球状或块状。 工业上也有用熔体作为浸出药剂的。它是将、食盐和焦炭混合后在电炉中熔化而成的一种混合物。除了含40%~45%的Ca(CN)2和NaCN以外，还含有一些对化进程有害的杂质，如可溶性硫化物、碳以及一些不溶性杂质等。其特点是报价便宜，但用量大，约为的2~2.5倍。为了消除有害杂质的影响，运用熔体时应进行预先处理。处理办法是通入空气激烈拌和或往溶液中参加适量的铅盐。 在理论上，溶解1gAu只需耗费0.5g，但在实践生产中，的耗费值为理论量的20~200倍，乃至更高一些。耗费量的多少首要取决于矿石中能与起反响的其他成分的含量。 2)维护碱 维护碱首要是为了坚持溶液的安稳性，削减的水解丢失。使碱在化浸出中的参加坚持在浸出槽或者是化原矿的磨矿进程中。当矿石成分杂乱，含有一些比如磁黄铁矿之类对化进程有害的矿藏时，维护碱在磨矿进程中参加，有利于这些有害矿藏氧化或构成沉积除掉。 维护碱可所以和，但更常用的是报价便宜的石灰(氢氧化钙)。如若处理含金碲矿这类需求强碱度的矿石时，仍是用为好。 维护碱的参加量应当适量，一般保持矿浆的pH为10~11即可。此刻，矿浆中CaO质量分数约为0.01%~0.02%。过低晦气于避免水解，过高尽管能促进带负电荷的硅泥絮凝，有利于矿浆沉积和液体净化，但对金的浸出速度有显着的晦气影响。 用石灰作维护碱时，最好以石灰乳的办法参加，有利于进程的操控。 2.固液别离 矿石经化浸出后，产出由含金溶液和尾矿组成的矿浆。为了使含金溶液与固体尾矿别离，需进行洗刷和过滤。一般运用的别离流程包含：化矿浆的浓缩、过滤，再用脱金贫液或水在过滤机上洗刷滤渣后将含金较低的固体，即尾矿抛弃或再处理，而将含金溶液用于金的置换沉积。在固液别离时，要参加洗刷水，洗刷水一般用置换作业排放的贫液或清水。当处理的矿石中有害化的杂质较少时，可选用贫液悉数回来到浸出作业的流程中，此刻一般运用清水作为洗刷水，这样既可进步洗刷功率，又可使化尾矿溶液中浓度下降，削减的丢失，简化污水处理作业。当处理的矿石中有害化的杂质较多时，贫液一般不回来浸出流程中去，而运用部分贫液作洗刷水;此刻如运用清水作为洗刷水，尽管洗刷功率有所进步，但因贫液排放量添加，使贫液中金的丢失量增大，下降了总置换率，添加耗费量，并使污水处理量和本钱增高。 现在洗刷办法有多种，从矿浆中别离含金溶液和尾矿的洗刷办法有倾析洗刷法、过滤洗刷法和流态化洗刷法等。在生产实践中，挑选什么样的洗刷办法和洗刷设备，是关系到能否进步洗刷功率及下降生产本钱的要害。 1)倾析洗刷法 倾析洗刷法广泛运用于北美，它能够分为间歇倾析洗刷法和接连倾析洗刷法。 ①间歇倾析洗刷法。间歇倾析洗刷法一般与间歇拌和化合作运用。它的作业办法之一是化矿浆于弄清槽中弄清后，用带有浮子的虹吸管抽出上层含金弄清液送置换收回金，余下的浓浆抽回拌和浸出槽加NaCN稀溶液再次进行浸出。办法之二是将化矿浆给入稠密机中浓缩，溢流产出的含金溶液送置换金，稠密机中的浓浆抽至拌和浸出槽加NaCN稀溶液再次进行浸出。然后将二次浸出的矿浆送弄清槽或稠密机再处理。如此重复几回，直至洗液中含金达微量停止。 第2次浸出作业产出的含金溶液，一般含金较少，可用作下批质料的一次浸出用，第三次浸出液用作下批质料的二次浸出用，这些溶液经不断运用，直至含金达规则浓度后送沉积金。 稠密洗刷就是选用稠密机对浸出矿浆进行洗刷的进程，将浸出矿浆或待洗矿浆在给人稠密机的一起，用很多的洗水冲稀洗刷，固体颗粒在稠密机内自行沉降。浓缩后的矿浆耙到排矿口随底流排走(或排到下台稠密机再次洗刷)，上部清液中的已溶金随溢流进人金的沉积工序而被收回，或作为上一级的洗刷水。 现在国内外化厂用于洗刷的稠密机品种较多，若按稠密机的层数可分为单层和多层;若按传动办法又可分为中心传动式和周边传动式。近年来，国内还引入和拷贝了一种新式稠密机，即高效稠密机。不管脱水或洗刷，高效稠密机的作用都要比同规格的单层稠密机高出2~3倍。假如加絮凝剂之后，其作用要高出5倍以上。 不管选用什么类型的稠密机，只需用于洗刷，就很少用单层单台，一般都是多台单层串联或多层稠密机组成的多级逆流洗刷。图1就是一个由三台单层稠密机组成的三级逆流洗刷的流程图。间歇倾析洗刷法因为作业进程时间长，所用溶液数量多，设备占地面积大等缺陷，在工业上运用很少。 ②接连倾析洗刷法。接连倾析洗刷法是国内外广泛运用的办法之一。它是以矿浆和洗液呈逆向运动的原理进行的，在国外称接连逆流倾析洗刷法(图2)。此法是将矿浆和洗(贫)液从相对的方向供入稠密机中并对流进入一级稠密机，以完成矿浆的洗刷和固液别离。故稠密机是接连逆流倾析作业的首要设备。为此，国外已运用的最大浓缩机直径达150~180m。运用的稠密机有单层的和多层的。我国日处理100t矿石的某选金厂三级单层稠密机接连逆流倾析洗刷流程及溶液平衡示于图3中。

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    ☺

硫代硫酸盐法与法不同，浸出介质为性溶液，合适处理碱性组分多的金矿，特别适于含有对灵敏的铜、锰、砷等硫化物的金矿。硫代硫酸盐浸金的速度较快、选择性好、试剂无毒、对设备无腐蚀性，因而被认为是较有期望在工业上运用的一种非化提金办法。国内外对此法展开了许多研讨作业，包含硫代硫酸盐浸金的热力学、动力学、影响要素及反响机理、对不同金矿的适应性、从浸出液中收回金和提金的工艺流程等。最近，Aylmore和Muir等对硫代硫酸盐法浸金进行了较全面的总结和评述。 硫代硫酸盐是含有S2O32－基团的化合物，它可看作是硫酸盐中一个氧原子被硫原子替代的产品。最重要的硫代硫酸盐是硫代硫酸钠Na2S2O3（或Na2S2O3·H2O）和硫代硫酸铵（NH4）2S2O3，两者一般均为无色或白色粒状晶体。 硫代硫酸盐浸金是一个杂乱的化学进程，首要根据一价金能与硫代硫酸根构成合作物。在有氧存在时，金在硫代硫酸盐溶液中的总反响式可表示为： 4Au＋8S2O32－＋O2＋2H2O→4Au（S2O3）23－＋4OH－ 在酸性介质中，S2O32－会发作如下的分化反响： S2O32－＋2H＋→H2O＋2SO2＋S所以，浸金进程需要在碱性条件下进行。 为使金能够有效地溶解于硫代硫酸盐溶液中，一般要在溶液中坚持有恰当浓度的NH3、Na2SO3和Cu（NH3）42＋，这与动力学要素有关。 二价铜合作离子在金的溶解进程中可能有如下的催化反响： Au＋5S2O32－＋Cu（NH3）42＋→Au（S2O3）23－＋4NH3＋Cu（S2O3）35－ Au＋2S2O32－＋Cu（NH3）42＋→Au（S2O3）23－＋2NH3＋Cu（S2O3）3＋ 硫代硫酸盐在碱性溶液中比较安稳，由于硫代硫酸盐的氧化产品连四硫酸盐在碱性条件下约有60%又转变成硫代硫酸盐： 2S4O62－＋3OH－→5/2S2O32－＋S3O62－＋3/2H2O 但溶液的pH值又不宜太高，由于S4O62－又会发作如下的歧化反响： 3S2O32－＋6OH－→4SO32－＋2S2－＋3H2O歧化反响产出的S2－，则会导致重金属，特别是银生成硫化物沉积。但是，歧化反响产品SO32－，却能够按捺金属硫化物沉积，又有利于S2O32－的安稳存在。实质上S2O32－的歧化反响是可逆的，在溶液中处于动态平衡状况。为坚持适合的价质pH值，选用性溶液作为硫代硫酸盐安稳存在的介质是最合适的。性硫代硫酸盐溶液的pH值可缓冲在10左右，电位安稳在200mV左右。的存在能下降S2O32－的氧化速度，但过量的又会导致OH－离子增多，对金浸出晦气。二价铜离子的影响是与S2O32－浓度有关，Cu2＋与S2O32－的最佳摩尔浓度比为1∶6，适合的S2O32－浓度为0.5mol/L。参加钠（Na2SO3∶Na2S2O3=1∶1）能够避免硫或硫化物的沉积，并削减硫代硫酸盐的用量。在用硫代硫酸盐法浸出金时，主张各组分的质量比经Na2S2O3∶Na2SO3∶CuSO4=1∶1∶0.7为宜，浸出温度40～60℃。 参加盐虽能下降硫代硫酸盐的耗费，但盐自身也耗费了，实际上是用盐丢失来替代硫代硫酸盐丢失，并没有处理试剂耗费高的问题。因而，提出在硫代硫酸盐浸金进程顶用硫酸盐替代硫代硫酸盐的办法，由于硫酸盐很安稳，在浸出进程中不耗费，能够削减试剂的总用量。为进一步下降试剂耗费，还必须操控浸出进程的氧化条件（如通入氧量及参加Cu2＋浓度），并要留意浸出渣对试剂的夹藏丢失，可在保证金浸出率的前提下尽可能运用较低浓度的硫代酸盐溶液浸出金。 从浸出液中收回金，也是硫代硫酸盐法浸金工艺的关键问题之一。已研讨过的办法，有金属置换法（锌粉、铁粉、铝粉和铜粉等），活性炭吸附法，树脂在浆附法等，但都尚不行非常抱负，还有待进一步开发与完善。由于，这直接涉及到浸出液的循环和再生运用、下降试剂耗费以及进步金收回的问题。 下面扼要介绍硫代硫酸盐法浸金工艺的几个较典型的研讨结果。 一、硫代硫酸盐浸出含锰金矿 美国亚利桑那州的Oro Blanco矿区的含锰金矿，矿石含Au3g/t、Ag113g/t、MnO27%，矿石中的金呈细粒状浸染，银大部分与MnO2共生。矿石磨至80%－200目，在温度50℃和液固比1.5∶1条件下，用（NH4）2S2O31.48mol/L、NH34.1mol/L和Cu2＋0.09mol/L的溶液，拌和浸出1～3h，金的浸出率为90%，但银的浸出率只要70%。 二、硫代硫酸盐浸出含金的硫化铅锌浮选尾矿 美国新墨西哥州Pecos矿山的硫化铅锌浮选尾矿，含Au1.75g/t、Ag22.5g/t、Pb0.5%、Zn0.07%、Fe11.1%、Cu0.4%和S9.8%，用（NH4）2S2O30.5mol/L溶液，在温度50℃下充入空气（流速2dm3/min），并进行机械拌和，经两段逆流浸出1.5h，金的浸出率为95%，但银的浸出率只要27%，含金浸出液用活性炭吸附收回金。 三、硫代硫酸盐浸出含金原生矿 针对我国西北地区黄铁矿－蚀变岩型含金原生矿的特色，曾进行了性硫代硫酸盐溶液浸出金实验，该矿石含Au3.57g/t，金的粒度细微，首要嵌布于黄铁矿、褐矿、石英和长石中。矿石磨至－200目达65%，选用（NH4）2S2O30.51mol/L、Na2SO30.2mol/L、NH33.3mol/L和CuSO41.7mol/L的溶液系统，在温度50℃、pH＞8、液固3∶1的条件下拌和浸出3h，金浸出率为92.4%，而该矿用全泥化法浸出的金浸出率为79.96%。 四、硫代硫酸盐浸出含铜金精矿 我国广东河台硫化物含铜浮选金精矿，金首要赋存于黄铜矿、黄铁矿及斑铜矿中，含Au50g/t、Ag25g/t、Cu3.19%、S20.59%。矿石磨至100%－200目，在温度40℃、液固比3∶1的条件下，选用（NH4）2S2O30.8～1.0mol/L、NH4OH1.8～2.2mol/L和CuSO40.015mol/L的溶液系统充氧拌和浸出1.5h，金的浸出率达95%。 五、硫代硫酸盐浸出含碳质金矿 美国内华达州的碳质金矿，矿石含金均匀档次为12.2g/t，含有机碳2.5%、总碳4.8%，归于难处理金矿，用化法浸出24h的金浸出率仅为10%左右。选用（NH4）2S2O3溶液在高压釜内通氧气浸出，在（NH4）2S2O30.71mol/L、（NH4）2SO30.10～0.22mol/L、CuSO40.15mol/L的溶液系统中，于35℃、pH=10.5、po2=103kPa的条件下，拌和浸出1～4h，金的浸出率达93%。美国Newmont公司针对含硫化物高的难处理碳质金矿，提出了先用细菌预处理氧化部分硫化物后，再用硫代硫酸盐法浸出金，是运用（NH4）2S2O3或Na2S2O30.1～0.2mol/L、NH4OH0.1mol/L，增加适量的Cu2＋作催化剂，金的浸出率为70%，而用惯例化法浸出的金浸出率仅为20%左右。一起，美国Barrick公司则提出先用加压碱性氧化预处理脱硫后，再用硫代硫酸盐法浸出碳质金矿，运用（NH4）2S2O30.0.025～0.1mol/L，增加盐0.01～0.05mol/L和满足量的及适量的Cu2＋， 坚持NH3∶Cu=4∶1，在45～55℃、pH=7.0～8.7条件下浸出1～3h，金的浸出率达70%～75%。 尽管硫代硫酸盐法已获得较大发展，国内外都曾进行必定规划的扩展实验或半工业实验，但首要问题仍是试剂耗费量高、进程的影响要素多、操控条件严厉等，还有待作更进一步的作业，以获得新的打破。

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

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。

热酸浸出铁矾法炼锌工艺进程中发生很多的铁矾渣和高浸渣，铁矾渣和高浸渣经回转窑复原蒸发后得到氧化锌烟尘。该烟尘富集了铁矾渣和高浸渣中90%以上的铟和95%以上的锌，一起也富集了砷、锑等杂质，烟尘均匀含铟2%、锌55%、砷3%、锑2%。以年产电锌5.5万t规划计，将产铁矾渣4.4万t、高浸渣1.1万t，可产复原蒸发烟尘6885t，以华锡集团宾客冶炼厂复原蒸发中试烟尘含铟1.99%、锌54.97%、铅2.56%、锡4.33%计，其间含有铟138t，锌3785t，铅176t，锡298t。如锌、铟等有价金属能很好的收回，具有极大的经济效益。本文针对复原蒸发氧化锌烟尘的特色，选用浓硫酸熟化浸出新工艺，使烟尘的锌、铟浸出率进步，选用萃取提铟，萃余液除杂，然后达到了有用收回锌、铟，有用脱除砷、锑等杂质的意图。       一、实验质料及办法       （一）实验质料       实验用氧化锌烟尘由华锡集团宾客冶炼厂供给，系锌体系开路渣回转窑蒸发半工业实验所产。其化学成分见表1。   表1  氧化锌烟尘化学成分（质量分数）/%ZnInFeAsSbPbSnSiCS45.871.913.643.491.943.643.670.901.303.20       由表1可知，该氧化锌烟尘成分杂乱，与出产正常所产烟尘比较，锌、铟含量偏低，铁、砷等杂质含量偏高。       （二）实验仪器与研讨办法       各浸出段及除杂实验在1.0L玻璃烧杯中进行，参加必定体积的反响浆体，一起开动拌和器，调理拌和强度，使矿浆充沛涣散，选用贝克曼温度计和电子继电器操控反响温度，pH计和pH精细试纸测定反响进程pH值，真空抽滤浸出渣进行固液别离，取溶液和渣别离送化学分析。低上清液送0.5、1.0L分液漏斗进行萃取提铟。       二、工艺流程及工艺条件       （一）工艺流程       依据实验氧化锌烟尘质料性质，规划准则流程如图1所示。该流程由浓酸熟化、三段浸出、萃取提铟、中和除杂等4个首要工序组成。开路渣经三段逆流洗刷，洗液回来体系。浸出渣富集了铅、锡，可作为收回铅、锡的质料，其间还有少数的铟在铅、锡出产中收回，也可回来复原蒸发窑作再处理。由浓酸熟化、水溶浸出之金属（含杂质）聚集于低酸浸出液中，萃取提铟后，经中和除杂，铁、砷、锑等杂质脱除出体系，除杂后液回来中性浸出。开路的中浸上清液送电锌净化工序或经净化、浓缩后制备硫酸锌产品。全流程溶液构成了闭路循环。图1  复原蒸发烟尘提锌、铟1000mL小试规划数量流程   （因故图表不清，需要者可来电免费讨取）        （二）工艺条件       1、中浸：始酸为49.45g/L，结尾pH值为5.0～5.2，反响温度为55～65℃，反响时刻为60min（以操控结尾pH值为准）。       2、低浸：始酸为39.67g/L，终酸为10g/L，反响温度为75℃，反响时刻为60min。       3、浓酸熟化：低渣渣量/浓硫酸量为1/0.98，熟化温度为85℃，熟化时刻为3h。       4、水溶浸出：固液比为1/5，始酸为120～130g/L，终酸为119.2g/L，反响温度为70～90℃，反响时刻为1h。       5、萃取：萃取剂浓度为30%P204＋火油（体积比），O/A＝1/2，萃取温度为室温，萃取时刻为2～4min。       6、除杂：进液速度为450mL/h，反响pH值操控为4.0～5.0，反响温度为90℃，反响时刻为150min。       三、实验成果      实验共进行了23个周期，前13个周期为造液和调整阶段，14～23个周期为测定实验数据阶段，实验全面测定了各项技术指标、各工序离子浓度的改变、溶液和渣的理化参数等。       （一）各工序溶液和渣的均匀成分       各工序溶液及渣的均匀成分见表2和表3。   表2  各工序溶液均匀成分/（g·L－1）溶液称号ZnFeInAsSb中浸液129.930.0030.0050.0160.006低浸液109.823.522.750.9490.169水浸液42.9813.154.470.470.33萃余液108.422.570.010.9490.169除杂液100.160.20—0.0100.014   表3  各工序渣的均匀成分（质量分数）/%渣称号ZnFeInAsSbZn水溶PbSn中渣28.924.82.354.382.348.66——低渣13.165.032.626.263.61———浸出渣0.685.680.3711.177.14—14.1613.67除杂渣0.1544.330.0121.910.35—0.0060.007       从表2所列溶液均匀成分可知，各工序的溶液成分与流程规划要求根本相符。中浸上清液要求含锌130g/L，低上清含酸10～15g/L。实验成果为中上清含锌129.93g/L，低上清含酸11.59g/L，均在所要求的规模之内。别的从各工序溶液均匀成分可看出，萃余液除杂之后，溶液中铁脱除率为85.01%，砷脱除率为95.22%，锑脱除率为94.92%。       从表3所列渣的均匀组成可知，浸出渣和除杂渣含锌很低。浸出渣含铅、锡高，烟尘中的铅、锡90%以上富集于浸出渣中，对进一步收回铅、锡有利，其间的铟在铅、锡出产中收回，也可回来复原蒸发窑作再处理。       （二）渣量及渣率       各种渣的渣量和渣率见表4。中间渣率为过滤后取样测水分核算得出。本实验在中性浸出参加3#阴离子絮凝剂，低酸浸出、水溶浸出参加3#阳离子絮凝剂，中和除杂参加2种絮凝剂，弄清作用较好，上清液清亮，中浸上清率大于60%（60min）。工业出产选用稠密接连作业，估计弄清作用会更好。   表4  渣量及渣率中浸渣低浸渣浸出渣除杂渣渣量/g渣率/%渣量/g渣率/%渣量/g渣率/%渣量/g渣率/%102.4571.6468.7848.1035.6224.9141.7129.17       （三）金属的浸出率及杂质的去向       依据浸出渣的数量及元素含量，核算出金属浸出率及杂质入渣率。总浸出率（%）为：锌99.63；铟95.13；铁61.11；砷20.48；锑8.37；铅4.32；锡7.64。砷、锑、铅、锡的富集入渣率（%）别离为79.50、91.63、96.55、92.37。进入浸出液中砷、锑在除杂进程中砷95.22%、锑94.92%入除杂渣中。阐明本工艺具有很好的脱除杂质砷、锑的才能。       （四）萃取       选用P204萃取铟，铟的萃取率高达99.63%，铁约为1.47%。阐明P204对铟的挑选萃取才能很强。如萃取液中杂质含量高，萃取很简单乳化，参加必定量的聚醚后，可消除萃取乳化现象。       四、评论       （一）流程分析       针对复原蒸发烟尘用一般高酸浸出方法，铟较难浸出并且浸出率低这一特色，本流程初次使用了浓酸熟化浸出，加强了浸出方法和浸出条件，使铟的浸出率大大进步。依据铟、铁萃取速度上的差异，用P204从低酸浸出液中直接萃取铟，酸度应操控在10～15g/L。本工艺达到了“锌、铟并收，综合利用”之意图。锌从中性浸出液开路；铟从低酸浸出液中收回；铅、锡集中于浸出渣中，便于收回。       （二）杂质脱除       浓酸熟化强化浸出进程，使99%以上的锌和95%以上的铟进入溶液，与此一起，不少杂质也被浸出进入溶液。在中和除杂进程中，杂质脱除杰出，脱除率（%）为：砷95.22，锑94.92，铁85.01，除杂后液ρ(Fe3+)＜1.0g/L，砷、锑在0.01‰左右，确保了回来中浸液的质量。除杂渣主张回来白砷出产，以收回其间的砷。       （三）金属收回       从烟尘到中性浸出液，锌冶炼收回率99.56%。中性浸出液成分（g/L）为：锌129.93、铁0.0025、砷0.016、锑0.0053，可送电锌净化工序或出产其它产品。       调查了铟在各进程的走向，低酸浸出液的均匀含铟2.75g/L，按浸出渣含铟核算，铟浸出率为95.13%，按低浸液中铟均匀含量核算，铟浸出率为94.18%，选用直接从低酸浸出液中萃取铟，铟萃取率为99.63%。       五、定论       选用浓酸熟化水溶浸出新工艺，在酸用量不变的情况下，强化了浸出工艺条件，铟、锌的浸出率高，渣计浸出率（%）为：铟95.13、锌99.63；砷、锑、铅、锡入渣率（%）别离为79.51、91.63、96.55、92.37。在萃取进程中，参加少数聚醚，能够避免乳化。用P204直接从低酸浸出液中萃取铟，铟的一级萃取率高达99.63%。萃余液用CaCO3中和除杂，在生成针铁矿除铁的一起，萃余液中95.22%的砷，94.92%的锑进入铁渣中，除杂后液含铁0.20g/L、砷0.010g/L、锑0.014g/L。全流程疏通、安稳，达到了有用收回锌、铟和有用脱除砷、锑的意图，为处理相似烟尘的较佳工艺流程，可考虑用于出产实践。

硫代硫酸盐法具有浸金速度快、无毒、对杂质不灵敏和浸金目标较高、报价低、对设备无腐蚀性等长处。该办法中钠盐和胺盐是最常用的两种试剂，浸出温度一般为50～60℃，在加热条件下进行，对温度影响灵敏，浸出温度区间狭隘，工艺不容易操控。为避免S2O32-的分化常参加SO2或盐作稳定剂，浸出进程以坚持其碱性环境，Cu (NH3）42+是常见的浸出催化剂,硫代硫酸盐提金法与硫脉法不同，提金溶液介质为性溶液,合适处理碱性组分多的金矿,特别适于含有对化灵敏的金属铜、锰、砷的金矿或金精矿和含铜金矿石，由于这类矿石在浸取进程中会本身发生催化剂Cu（II）化合物。该法试剂用量比较大,必须加强试剂的再生使用。因而，研讨适合的硫代硫酸盐提金工艺，对促进硫代硫酸盐法在工业上的应用是很重要的。    美国研讨过用硫代硫酸盐法从含铜、锑、砷、抗、蹄和锰等重金属矿石中提取金、银的技能工艺，并在墨西哥州建了一个硫代硫酸盐提金工厂，但工作不行正常。我国的沈阳矿冶院、东北工学院、北京有色冶金规划研讨总院和中南大学都先后在乳山金矿进行了硫代硫酸盐提金的工业实验。

选用溶液处理含铜、锰或含铜和锰的金矿时，由于铜、锰的存在，严重地下降了贵金属的回收率，并使耗费添加，使提金在经济技术指标上遇到了费事。从含有碳和有机化合物的矿中提取金，化厂也相同遇到了一些问题，即金矿中碳质物的存在，形成金很难从碳基体中释放出来，这是由于一价的金络合物被碳抢先吸附，随后丢掉到尾矿中。本节将介绍用硫代硫酸盐法处理上述矿石及处理尾矿与低品矿的实例。    1)从含铜金精矿中浸出金    国内某金精矿，含金矿藏为黄铜矿、黄铁矿和斑铜矿。首要化学组成：Au 50g/t，Cu3.19%，Fe203 28.9%，MnO 0. 048%，Co 0. 042%，Pb＜0.03%，Zn 0.10%，S 20.59%，Si02 37.75%，A1203 5.75%,,精矿粒度100%~100目，在矿浆液固比3：1和40℃温度下，用浓度为0.8~1.0 mol/L的Na2S203、1.8~2.2 mol/L的NH4OH、0.015 mol/L的Cu2+和0.1 mol/L的Na2S03混合溶液充氧拌和浸取1.5 h，金浸出率约95%，浸渣残留金贮存在铁矿藏中。    浸出液用锌粉置换沉积金，置换后溶液循环用作金的浸出剂，通过7次循环，金浸出率有所添加，达96.8%,,循环浸出过程中，硫代硫酸盐基本不丢失。锌粉置换时S2O32-有所添加，而静置过程中S2O32-有所丢失，S2O32-的丢失与溶液组成和容器密闭条件有关。通过精心操控可将硫代硫酸盐的氧化分化丢失降到最低极限。    2）从含锰金矿中浸出金    美国亚利桑那州圣克鲁斯的OroBlanco矿区，矿石含Au 3 g/t, Ag 113 g/t, Mn02 7 g/t。矿石中的金呈细粒状浸染在流纹岩和安山岩的角砾岩基质中，银大部分与Mn02共生。矿石磨至-200目占80％，在液固比1.5:1和50℃温度条件下，用浓度为1.48 mol/L的（NH4）2 S2 03、4.1 mol/L的NH3和0.09 mol/L的Cu2+溶液拌和浸出1h，金浸出率90%；拌和浸出3h，银浸出率70%。    影响金、银浸出的首要因素有温度、硫代硫酸盐浓度、铜离子浓度和浓度。浸出温度对金浸出的影响大于银浸出，如图1所示，而铜浓度和浓度对银浸出的影响则大于金浸出，如图2，3所示。银的浸出对铜离子浓度改动比较灵敏，银浸出率随Cu2+浓度增大先升高然后下降。金的浸出受二价铜离子的影响很小，但没有Cu2+参与，金很难浸出，金浸出率仅14%,,金、银浸出随S2O32-浓度增大而添加，没有S2O32-时，金、银很少浸出，如图4所示。在溶液中铜离子将硫代硫酸根离子氧化成连四硫酸根离子，然后耗费硫代硫酸盐。在室温文pH为9.5~10的规模内，浸出28 h,硫代硫酸盐耗费量约为原浓度的一半。        [next]          3)从低档次含金原生矿中浸出金    我国西北有色地质研讨所对天然金-黄铁矿-蚀变岩型含金原生矿进行性硫代硫酸盐浸出金试验。矿石中金以天然金为主，金在硫化物矿藏和脉石矿藏中多呈包裹金、裂隙金和晶隙金的状况存在。天然金的粒度细微，首要散布在黄铁矿、褐铁矿、石英和长石等矿藏中。    矿石中首要金属矿藏有黄铁矿、天然金；非金属矿藏首要有钾长石、石英，其次有斜长石、云母、粘土等。此外，还有少数的赤铁矿、磁铁矿、方铅矿、黄铜矿、重晶石、闪锌矿等。原矿元素分析成果见表1。 表1          含金原生矿组成（Au：4.57g/t）元素STFeCuPbZnNiCoTeCs组成/%1.184.350.020.160.030.0020.0011.560.0017元素InTiCaOMnONa2OMgOK2OSiO2Al2O3组成/%0.00030.00031.560.30.89727.9759.4912.38     试样含金4.57g/t，磨矿细度-200目占65%，拌和浸出温度50℃，浸出时刻3h，浸出液固比3：1.浸出剂( NH4 )2S203 0.51 mol/L, Na2S03 0.2 mol/L, NH3 3.3 mol/L, CuSO4 1.7g/L。金的浸出率为92.40%。[next]    在浸出剂用量与浸出条件的挑选过程中调查到：①作为强氧化剂的Na2S03跟着浓度的增高，金的浸出率改动不大，只要在大于0.1 mol/L的情况下就可以起到增强浸出体系安稳性的效果；②金的浸出率跟着（NH4)2S203浓度的增大有较大起伏的进步，浸出液中( NH4) 2S203浓度至少要保持在0.5 mol/L;③浸出液中NH3浓度的添加，有利于金浸出率的进步，以3. 3 mol/L为好；④CuS04的浓度在1.7 g/L左右即可。    该试验曾在原矿档次、磨细度、浸出液固比共同的情况下，用不同的浸出办法进行试验，试验成果见表2。 表2      性硫代硫酸盐法与惯例化法对低档次原生矿金的浸出成果浸出办法浸出条件浸出时刻/h金的浸出率/%原矿性硫代硫酸盐法（NH4）2S2O30.5mol/L，Na2SO30.2mol/L，NH33.3mol/L，CuSO41.7g/L，拌和浸出温度50℃，液固比=3：1，pH>8,磨矿细度-200目占65%，原矿含金4.57g/t392.40原矿藏全泥化法NaCN开端浓度0.02%，NaCN添加量2kg/t,加CsO操控pH9.5~10.5，液固比=3：1，磨矿细度-200目占65%，原矿含金4.57g/t779.96原矿焙烧-化法焙烧温度800℃，焙烧时刻1h，NaCN开端浓度0.02%，NaCN添加量2kg/t,加CaO操控pH9.5~10.5，液固比-3：1，磨矿细度-200目点65%，原矿含金4.57g/t794.42     由表2不难看出，用性硫代硫酸盐法浸出低档次含金原生矿，具有浸出时刻短、浸出温度低、并有较高金的浸出率等特色，是无浸出金替代有浸出金工艺较有期望的办法之一。    4)从碳质金矿中浸出金    用化法处理美国内华达Freeport-McMoran Jerrit Canyon金矿的碳质金矿（粉红色矿）遇到费事。本文介绍选用硫代硫酸铵溶液在高压釜中进行试验的成果。    为了进行高压釜浸出试验，首先把矿石破碎到小于152.4 mm（6英寸），然后破坏到－100目，对矿样的矿藏组成、金档次以及碳含量进行分析。此矿由暗黑色的碎片和带有少数细粒黄铁矿的不纯石英岩和部分白色的方解石矿脉组成。分析成果为：该矿含有机碳2.5%，总碳为4.9%。矿石金的均匀档次是12.2g/t。    ①高压釜浸出。试验在一个500cm3的不锈钢高压釜中进行。它由一个3.18 cm直径叶轮的拌和器、冷却蛇形管和热电偶组成。拌和器、冷却蛇形管以及热电偶都用螺栓固定在盖子上。高压釜被加热时，它的温度由一个电加热套操控。高压釜预热到挨近所需温度，把配好的浸出剂和已称好的矿参加釜中，压紧釜盖，开端拌和；高压釜通氮排出空气，然后压入氧气。操作温度规模是25℃到85℃，一起氧分压一般保持在103 kPa，并在浸出前后测定溶液的pH。    浸出完毕后，把溶液过滤出来。滤液中的硫代硫酸盐浓度用电化学检测活动注射法(FIA）分析。固体渣枯燥后，用火法试金与原子吸收法相合作分析渣中的金含量。所用的初始硫代硫酸盐样品的纯度也用FIA法测定。试验得到的硫代硫酸盐耗费量和金的浸出率的成果见表3和表4。 表3     硫代硫酸盐耗费量[S2O3]i2-/(mol·L-1)[S2O3]f2-/（mol·L-1）耗费的[S2O3] 2-/(mol·L-1)耗费的[S2O3] 2-/%1~1.9 1.19 0.712~2 0.712 0.712~3 0.7121.006 1.022 0.635 0.633 0.589 0.5740.184 0.168 0.077 0.049 0.123 0.13815.5 14.1 10.8 6.9 17.3 19.4             注：i为初始[S2O3]2-浓度；f为终究溶液[S2O3]2-浓度[next] 表4      金的浸出率[Au]i/（g·t-1）[Au]f/（g·t-1）金浸出率/%1~12.45 12.45 2~11.99 11.65 3~13.76 12.085.90 6.35 3.94 3.43 3.43 3.43 3.4952.6 49.0 67.1 70.6 73.1 71.1             注：i为初始金档次；f为浸出渣金档次     ②最佳浸出条件的挑选。pH的影响：为调查pH的影响，将NH3浓度从0.03 mol/L变为4．5mol/L,相当于pH规模由8.5到10.5。由于形成了缓冲溶液，所以最大pH被约束在大约10.5。在这个pH规模内，硫代硫酸盐的耗费简直不变，均匀大约15％；而金的浸出率跟着pH的添加而添加。最佳pH值为10.5。    温度的影响：在25℃到85℃之间所做的试验成果如图5所示。浸出曲线在35℃和75℃有极大值，在65℃有一极小值，最佳温度35℃左右。从25℃到55℃硫代硫酸盐耗费一般是添加的，55℃到65℃是下降的，然后从65℃到85℃又添加，这是一个触及硫代硫酸盐的杂乱的平衡联系随同温度改动的成果。归纳考虑到金的浸出率、硫代硫酸盐耗费以及投人能量，最佳温度是35℃。 图5[next]     硫代硫酸铵浓度的影响：试验是在35℃，pH=10.5，硫代硫酸盐浓度从0.09 mol/L变到0.88 mol/L下进行的。金的浸出率跟着硫代硫酸盐浓度的添加仅稍有添加，这是由于硫代硫酸盐的实践耗费添加了。硫代硫酸盐耗费量在其浓度为0.09 mol/L时是5.3 × 10 -2 mol/L（58.9%），在其浓度为0.88 mol/L时是9×10-2mol/L（10.2%)。考虑到金浸出率及所用的硫代硫酸盐总量这两点，挑选的最佳硫代硫酸盐浓度为0.71 mol/Lo    盐浓度的影响：把铵加到浸出液中，以安稳硫代硫酸盐，并避免硫化物沉定（6H++4S032-+2S2←→3S2032-+3H20）。在35℃，0.71 mol/L S2032-，pH＝10.5，0.15 mol/L CuSO4条件下，盐浓度从0变到0.6mol/L,浸出2 h。明显盐对金浸出率简直没影响。但是，硫代硫酸盐耗费却跟着盐浓度的添加逐步下降。考虑到盐用量，以为盐浓度在0.1 mol/L和0.22 mol/L之间是适宜的。    铜浓度的影响：在35`C , 0.71 mol/L S2032- 、0.22 mol/L S2032-和pH =10.5条件下，硫酸铜浓度从0.05 mol/L变到0.2 mol/L时，金浸出率和硫代硫酸盐耗费没有明显影响。关于这样的成果，有两个或许：榜首，是由于铜在浸出过程中充当了氧化还原催化剂，所以在某一浓度值以上时，它的浓度改动对反响就没有什么影响。第二，也许是更重要的原因，即矿中存在铜，它的量足以起催化剂的效果。    时刻的影响：在温度35℃、物质的量浓度为0.71 mol/L（S2032-）、0.22 mol/L（SO32）、0.15 mol/L（CuSO4）和pH为10.5,浸出时刻在0.5~4h之间改动的条件下，调查了时刻对金浸出率和硫代硫酸盐耗费上的影响。在0.5 h时金浸出率是69%，4h后金浸出率是71%。在这些条件下，金的浸出是很快的。硫代硫酸盐的耗费跟着时刻的延伸有一适量的添加，0.5 h时硫代硫酸盐耗费10%，4h后耗费添加到20%。反响时刻0.5 h到1h是满足的。    氧压的影响：改动氧压从常压到206 kPa（表压）。氧压的改动无论是对金浸出率，仍是对硫代硫酸盐耗费都没有什么大的影响。硫代硫酸盐的耗费在氧压加大到206 kPa（表压）时稍有下降，从常压的12%到206 kPa时下降到8%。因而，假如浸出液可循环运用的话，较高的氧压或许是有利的。    其他类型矿石的浸出：除了研讨上述的碳质矿外，还研讨了用硫代硫酸盐溶液从有代表性的氧化矿和硫化物矿中浸出金。对这些矿进行研讨时，并未能找出最佳条件，而是除一组条件稍稍改动外，均选用了碳质矿的最佳条件。正如表5和表6成果所指出的，硫代硫酸盐浸出氧化矿好像难处理的碳质矿那样给出好的或更好的金浸出率。关于硫化物矿金浸出率是差的。硫代硫酸盐法与化法比较，从碳质矿中浸出金选用硫代硫酸盐法优于化法：但从氧化矿浸出金，硫代硫酸盐法不如化法。表5     用硫代硫酸盐法从不同类型矿中浸出金矿石品种pH金浸出率/%S2O32-耗费/%碳质矿 氧化矿1 氧化矿2 硫化物矿1 矿化物矿210.6 10.5 10.5 10.5 10.568.9 60.6 56.8 18.1 77.230.0 34.4 27.2 29.2 32.8     注：p（O2）为103kPa(表压)；时刻为1h；温度为35℃；拌和速度为0.333m/s; pH为10.5时，[NH3]为3.0mol/L;[S2O32-]为0.18mol/L；[Cu2+]为0.10mol/L；[SO32-]为0.01mol/L。 表6         用硫化硫酸盐浸出碳质矿和氧化矿之比较矿石品种pH金浸出率/%碳质矿 氧化矿1 氧化矿210.5 10.5 10.570.9 81.0 81.4         注：p（O2）为103kPa(表压)；时刻为2h；温度为35℃；拌和速度为0.333m/s; pH为10.5时，[NH3]为3.0mol/L;[S2O32-]为0.712mol/L；[Cu2+]为0.15mol/L；[SO32-]为0.22mol/L。

河北省迁西县化工厂自1982年经过日处理量25t规划的含金黄铁矿烧渣工业实验，并转入工业生产，取得较好的技能经济效益。       一、物理性质       迁西县化工厂制酸质料基本上是金厂峪金矿的化尾渣。经欢腾炉焙烧脱硫后的烧渣为化浸出金的质料。烧渣中金属矿藏多为氧化矿藏。化尾渣中的金，其粒度十分细微，多在0.01mm以下，呈极细的微粒金，大多为包裹金，用单一的磨矿办法使金单体解离也是难以到达的。惟有经过焙烧及水谇作用后，才干用化法浸出其间的大部分。       二、提金工艺       工业生产流程是将制酸过程中欢腾焙烧脱硫后的烧渣，经水谇、磨矿、稠密脱水和碱处理后，选用惯例化—锌丝置换的提金办法收回黄金。       （一）工艺流程如图1所示。  图1  从黄铁矿烧渣收回金流程图                                       （二）工艺条件       焙烧温度为840～890℃；磨矿分级；溢流浓度为6%；分级溢流细度为－360目占83%；排矿细度为－360目占74%；Ф6000稠密机给矿浓度为7.5%～8%；入浸质料细度为－360目占80%；Ф6000稠密脱水排出浓度为55%～60%；Ф7000洗刷Ⅰ浓度排出浓度为55%～60%；Ф500拌和调浆排出浓度为33%；浸出矿浆碱度，pH＝10.5～11。       Ф2000拌和浸出槽：叶轮线速度7.121m/s；充气量0.1～0.2m3/（m3·min）；NaCN浓度为0.025%～0.03%；CaO浓度为0.025%～0.03%；浸出时刻为8.5h。       置换时刻，79min。       用量：946g/t。       石灰用量：6.77kg/t（pH＝10.5）。       用量：300g/t。       漂用量：5kg/t。       （三）实验取得金泥分析成果见表1。   表1  金泥、锌丝头元素分析成果金泥元素AuAgCuPbZnSSiO2Al2O3CaOMgOFe含量/%0.37750.1620.04246.8611.563.832.180.9614.150.392.25锌丝头元素AuAgCuPbZn 含量/%0.4560.01270.8246.5783.91     注：锌丝头已处理过。        实验取得的化金泥含金档次在0.4%左右。       （四）实验取得目标       浸出率：77.00%          洗刷率：98.02%     置换率：99.83%          化总收率：75.35%     冶炼收回率：95%         金总收回率：71.58%       每两黄金本钱281.08元。按处理烧渣25t/d核算，每年可收回黄金703.72两，年利润15万元。       三、烧渣提金的工艺特色       含金烧渣化提金工艺除与惯例化提金有同一性外，还具有其特色。       （一）迁西县化工厂烧渣提金的焙烧制酸质料恰恰是化处理过的硫化铁，含金档次4g/t左右，其间金被黄铁矿和脉矿细密包裹着，只要经过焙烧使矿藏发生裂缝、成孔隙、疏松，金才干解离出来。焙烧主要是温度影响，600～700℃是提金最佳温度，但又是发生SO3是温度，对制酸晦气；850～900℃是制酸的最佳温度，但浸出金晦气，本工艺是在不影响制酸的前提下，到达副产黄金的意图。       （二）烧渣的排放有干排与水排两种，本工艺选用使烧渣快速冷却，特别将赤热的烧渣直接排入冷水中，到达突然冷却会进步化提金目标。       （三）从工业实验中，各项目标较为安稳，具有出资少，见效快的特色。因而，能够在质料性质相似的化工厂推广应用，对充分利用国家资源，加快黄金生产发展，具有现实意义。       1985年2月山东省乳山化工厂选用长春黄金研究所处理含金硫酸烧渣的化法提金，工艺经过判定。浸出率67.97%，洗刷率97.30%，置换率98.87%，冶炼收回率97.60%，金总收回率63.82%；年产黄金约100多kg；白银134kg；年利润达67万元。

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。