电解铜电解液作为电解铜时的重要原料也受到电解铜厂家的重视。电解铜电解液的成分以及含量、电解后的回收利用开始受到生产厂家的关注。中国是世界最大的铜材生产国、消费国、进口国,也是重要的出口国,铜材总产量己连续7年居世界首位。中国铜加工业所面临的新形势是:世界金融危机对铜加工的不利影响并未消除,出口形势并不乐观,节能减排和企业升级任务艰巨。    电解铜电解液一般以硫酸(H2SO4)和硫酸铜(CuSO4)的混和液作为电解液。铜的电解提纯生产方式是：将粗铜（含铜99％）预先制成厚板作为阳极，纯铜制成薄片作阴极，以硫酸(H2SO4)和硫酸铜(CuSO4)的混和液作为电解液。通电后,铜从阳极溶解成铜离子(Cu)向阴极移动，到达阴极后获得电子而在阴极析出纯铜（亦称电解铜）。粗铜中杂质如比铜活泼的铁和锌等会随铜一起溶解为离子（Zn和Fe）。由于这些离子与铜离子相比不易析出，所以电解时只要适当调节电位差即可避免这些离子在阳极上析出。比铜不活泼的杂质如金和银等沉积在电解槽的底部。 这样生产出来的铜板，称为“电解铜”，质量极高，可以用来制作电气产品。沉淀在电解槽底部的称为“阳极泥”，里面富含金银，是十分贵重的，取出再加工有极高的经济价值。    铜火法精炼的产品叫火精铜，一般含铜99.5%以上。火精铜中常含有金、银等贵金属和少量杂质，通常要进行电解精炼。若金、银和有害杂质含量很少，可直接铸成商品铜锭。电解精炼是以火法精炼的铜为阳极，以电解铜片为阴极，在含硫酸铜的酸性溶液中进行。电解产出含铜99.95%以上的电铜，而金、银、硒、碲等富集在阳极泥中。电解铜电解液一般含铜40～50g/L，温度58℃～62℃，槽电压0.2～0.3V，电流密度200～300A/m2，电流效率95%～97%，残极率约为15%～20%，每吨电铜耗直流电220～300kwh。中国上海冶炼厂铜电解车间电流密度为330A/m2。    更多关于电解铜电解液的资讯，请登录上海有色网查询。 

制备金电解液的最好办法是电解法，俗称电解造液。别的，还可运用法。 电解造液均运用隔阂电解法。这种办法是在与金电解相同的槽中，选用与金电解根本相同的技能条件进行的。其最大不同点是纯金阴极很小且装于未上釉的耐酸素瓷隔阂坩埚中（图1）。此法广泛应用于工业出产中，当运用25%～30%的液，在面积电流1000～1500A∕m2和槽电压不大于3～4V条件下，可制备出含金380～450g∕L的浓溶液。图1  金的隔阂造液 1－阳极；2－阴极；3－隔阂坩埚 某厂电解造液是在电解槽中参加稀（化学纯或蒸馏），槽中装入粗金阳极板，在素瓷隔阂坩埚中装入105mm×43mm×厚1.5mm的纯金阴极板。素瓷坩埚内径为115mm×55mm×深250mm，壁厚5～10mm。坩埚内的阴极液为1∶1的稀。阴极液面比电解槽阳极液面高5～10mm，以避免阳极液进入阴极区。 电解造液的条件一般选用面积电流2200～2300A∕m2，槽电压2.5～4.5V，分量沟通电为直流电的2.2～2.5倍，沟通电压5～7V，液温40～60℃，同极距100～120mm。当接通电流时，阴极上开端放出，而阳极则开端溶解。造液44～48h，即取得密度1.38～1.42g／m3、含金300～400g∕L（延伸周期最高可达450g∕L）、含250～300g／L的溶液，通过滤除掉阳极泥后，贮存在耐酸瓷缸中备用。作业停止后，取出坩埚，阴极液会集进行置换处理，以收回或许穿透坩埚进入阴极液中的金。 鉴于金价贵重，为进步金的直收率，使金不致积压于出产过程中，某些厂曾运用含金95～120g∕L、120～150g∕L的电解液。 造液，是将复原的金粉加溶解而制得。一份金粉参加一份，经溶解后过滤除掉杂质。为了除掉溶液中的硝酸一般在金粉悉数溶解后，持续加热赶硝以使其分解成氧化氮而被除掉。在苏联曩昔多运用造液，南非和日本如今仍多选用之。此法的长处是速度快，但溶液中的硝酸不或许彻底被扫除，用此溶液进行电解时，因为硝酸根离子的存在，会使电解过程中呈现阴极金反溶解的不利因素。 近代金电解工艺中，还有选用离子交换膜造液的。

在镍电解出产中，阳极液含铁量一般为100～500mg/L，净化后要求溶液含铁量降至0.5～4mg/L，一般选用水解沉积法除铁。       （一）湿法冶金常用的水解沉积除铁办法 工业出产上常用的水解沉积除铁办法有中和水解法、黄钠（钾）铁矾法、针铁矿法和赤铁矿法。           1）中和水解法       一般所说的中和水解法是用碱调理溶液PH值，在保证待提取的主金属离子不发作水解沉积时，杂质金属离子以氢氧化物M（OH）n形状分出，故也称为氢氧化物沉积法。 金属离子不解按下式进行： Mn++nOH-=M(OH)n↓        OH-离子来源于水的离解反响。假如发[Mn+]标明溶液中的金属离子在水解反响到达平衡时的浓度，则[Mn+]与PH的联系可用图2示出。当金属离子浓度一守时，Mn+发作水解沉积的PH见表1。 表1 氢氧化物沉积时，Mn+的平衡PH（25℃）Mn+Ca2+Mg2+Ni2+Fe2+Pb2+Zn2+Co2+Cu2+Fe3+Co3+平衡[Mn+]=lmol/L11.378.377.16.356.225.655.14.371.53-0.2PH值[Mn+]=10-6mol/L14.711.3710.19.359.228.658.17.373.531.8[next]        从图2和表1可得如下定论：       （1）在离子浓度相同的情况下，坐落图左面各种离子的平衡P敊，故它们在较小的P眄便可沉积，或者说它们的盐类简单水解，而碱土金属的盐类难于水解。         （2）对照Fe2+—Fe3+、Co2+—CO3+的水解平衡线可知，对变价金属而言，同一金属其高价离子比贱价离子简单水解。因而在镍电解液净化时，为使溶液中的Fe2+也优先水解沉积，则鼓入空气使Fe2+氧化成Fe3+，进而成Fe(OH)3沉积。相同的道理，用将Co2+氧化成Co3+，以Co(OH)3沉积。       氢氧化物沉积法为提取冶金中使用最广的除铁办法，可是这种办法的首要缺陷是Fe(OH)3具有胶体性质，不只沉积速度慢，弄清过滤困难，并且使金属和其他有价金属被吸附而丢失。因而，当Fe3+浓度较大时，从溶液 中别离Fe(OH)3是很困难的。出产实践标明，该法只适宜于用来净化处理低浓度（如铁离子浓度在/L左右）的溶液。        2）黄钠（钾）铁矾法、针铁矿和赤铁矿法        怎么从铁离子浓度较高的溶液中除掉F3+(或Fe2+)，惯例的水解沉积法因生成很多Fe(OH)3胶状沉积导致沉铁进程液固别离困难。经长时间的研讨和实践，在20世纪六十年代，先后有黄钾（钠）铁矾法、针铁矿法和赤铁矿法三种新的除铁办法在湿法冶金中推广使用。三种办法的一同特点是操控必定的沉铁条件，使溶液中的铁离子以人工矿藏(如铁矾、针铁矿和赤铁矿等)沉积，这些人工矿藏沉降物呈结晶状，易于沉降、过滤和洗刷。       （1）黄钠（钾）铁矾沉铁法       在自然界有些矿藏具有类似的组成、相同的结构和相同的结晶形状,这就是地球化学上所称的类质同晶。所谓矾就是一系列类质同晶矿藏的总称,而一价金属离子(如K+、Na+、Ag+、NH4+等)和三价金属离子(如Al3+、Fe3+、Cr3+等)的硫酸盐最简单一同构成矾。       黄钾铁矾类的铁矾,如钾铁矾、钠铁矾、铵铁矾等,其化学通式为MFe3(SO4)2(OH)6。M可所以K+、Na+、NH4+等一价金属离子，其顔色均为黄色。在湿法冶金上，考虑试剂的经济本钱（其间含K+的碱或盐报价贵重），常以纯碱或液作沉铁试剂，以供给构成铁矾所需的一价金属离子。[next]       处理镍电解阳极液中和水免除铁所产出的高镍铁渣时，选用硫酸溶解一氧化一黄钠铁矾法除铁。沉铁进程是在溶液中有满足的Na+和SO42-存在时，在高温（90～95℃）下，操控恰当的P上.5～1.8），就能生成黄钠铁矾沉积。 3Fe2(SO4)3+Na2SO4+12H2O=Na2Fe6(SO4)4(OH)12↓+6H2SO4       铁矾类复盐呈黄色或淡黄色斜方结晶，成分安稳，在酸性溶液中溶解度小，沉降、过滤和洗刷性能好，液固别离易于进行，所以除铁作用好。      （2）针铁矿沉铁法       针铁矿沉铁法又称空气氧化除铁法。它是在高温(～90℃)和低酸浓度的硫酸盐溶液中，通入涣散空气使溶液中的Fe2+氧化成Fe3+，并表成与天然针铁矿(如纤铁矿，化学式为γ-FeOOH)在晶形与化学成分上类似的化合物沉积：        该反响构成的针铁矿为a-FeOOH，系棕色针状结晶。针铁矿法除铁的重要条件是溶液中Fe3+浓度应小于1g/L，因而需求增高一道复原工序，将Fe3+复原成Fe2+。      （3）赤铁矿沉铁法       赤铁矿是一种炼铁质料。人们研讨发现，在高温、高压条件下，当硫酸浓度不高时，溶液中的Fe3+便会发作加水分化反响，得到a-Fe2O3沉积：        从化学式所标明的化学成分可知，赤铁矿沉积渣中铁的含量(～60%Fe)比黄钠(钾)铁矾法和针铁法铁渣中铁的含量都高，因而该法的铁渣量少,可作炼铁质料，但需求贵重的高压釜作沉铁设备,模块样要预先将Fe3+复原成Fe2+,该法的建造出资大。现在该办法还只有在国外湿法炼锌工厂有出产使用。 湿法冶金中的氧化水免除铁办法比较见表2。表2  氧化水免除铁办法比较办法适用铁的 浓度规模开始铁 离子形状沉积物形状进程条件PH值温度/℃压力预处理惯例低铁溶液 (Fe﹤1g/L)Fe3+Fe(OH)33.5～4.560～80常压Fe2+需氧化铁矾法高铁溶液Fe3+M2Fe6(SO4)4(OH)121.5～1.890～95常压Fe2+需氧化针铁矿法高铁溶液Fe2+FeOOH3～3.580～90常压Fe3+需复原赤铁矿法高铁溶液Fe2+a-Fe2O340～50g/L H2SO4180～200高压Fe3+需复原

废电解液中含有250～300克/升的金。常用的收回办法有置换法及复原法。    置换法：用锌粉置换，反响式为：                    2HAuCl4+3Zn=2Au↓+3ZnCl2+2HCl    选用锌粉置换前废电解液要煮沸，赶硝，避免金返溶。置换时pH=1～2，避免锌盐水～30克解，防碍金的沉积。    复原法：可用硫酸亚铁或钠复原，反响式分别为：                3FeSO4+HAuCl4= Au↓+FeCl3+Fe2（SO4）3+ HCl                      Na2SO3+2HCl=2NaCl+H2O+SO2↑                2HAuCl4+3SO2+6H2O=2Au↓+8HCl+3H2SO4    硫酸亚铁除贵金属外，对其他金属简直无复原作用，因而有利于进步复原金的纯度。可是硫酸亚铁复原反响缓慢，反响不完全，尾液还需用锌粉进一步处理。    废电解液中如含有硝酸，在复原前要加热煮沸，除尽游离的硝酸。复原时恰当加热可获得大颗粒海绵金。为增强海绵金的复原作用，国外有人主张向溶液中参加0.3克/升的聚乙稀醇作为凝聚剂。

制造电解液，一般是运用含银99.86～99.88%以上的电解银粉或附近纯度的化学精粹银。将银粉置于耐酸瓷缸中，先加适量水湿润后，再分次参加硝酸和水，在自热条件下使其溶解而制得。某厂生产中，每批造液运用银粉40kg，配入工业纯硝酸40～45kg，水25～30kg。因为硝酸的激烈氧化，会放出很多的氧化氮和热，为防止氧化过火激烈形成溶液的外溢，硝酸应选用小流量接连参加或连续小批量参加的方法。当或许呈现外溢时，便参加适量自来水冷却之。待加完硝酸和水，反响逐步缓慢后，用不锈钢管刺进缸内，直接通蒸汽加热并拌和以加快溶解。银粉彻底溶解后，持续通入蒸汽以赶除过量的硝酸。一次造液进程约需4～4.5h。最终加水弥补至60L，溶液含银约600～700g∕L，硝酸小于50g∕L。再加水稀释至所需浓度供作电解渡用，或直接将浓液按核算量弥补于电解进程中。 造液作业通常在硬塑料的通风柜中进行，产出的很多氧化氮气体，经过塑料烟囱经洗气后排出。 国内外的一些工厂，也有用含银较低的银粉或许租银合金板及各种不纯银质料造液的。但因杂质含量高，需常常替换电解液。

金电解阳极泥中，约含90%AgCl、1%～10%金，一般将其回来再铸金银合金阳极板供银电解。因为氯化银的熔点低（452℃），熔炼时简单蒸发丢失，为此某厂将金电解阳极泥于地炉中熔化后用倾析法别离金。氯化银渣参加碳酸钠和碳进行复原熔炼，铸成粗银阳极送银电解。金回来铸金阳极。 当金阳极泥中含有锇铱矿时、应先筛分阳极泥，选出锇化铱后，再收回金、银。 替换电解槽中的金电解液，是先将废液抽出，并将阳极泥清出，洗净电解槽参加新液。废液和洗液悉数过滤，取得的阳极泥洗净烘干。 废液和洗液，一般先用二氧化硫或亚铁复原其间的金后，再加锌块置换铂旅金属至溶液弄清停止。经过滤，滤液弃去。滤渣含铂族金属较高，用1∶1的稀浸洗除掉铁、锌后，送精制铂族金属。 当电解废液含铂、钯很高时，也可先用氯化亚铁复原其间的金，再别离铂、钯等。处理这种金电解废液，也有先参加氯化铵使铂呈铵沉积后，再用中和溶液至pH8～10，使贱金属水解除掉，再加酸化至pH1，钯即生成二氯二络亚钯沉积。余液用铁或锌置换收回剩余贵金属后弃去。 金电解进程中，如电解液中含铂、钯过高，有可能与金一道分出时，也可采用上述办法净化电解液。除掉铂、钯后，溶液可回来电解运用。 某厂在进行含金49.85g∕L、钯4.74g／L、铂0.68g∕L的金电解废液实验时，别离运用硫酸亚铁、二氧化硫和草酸复原金，金的沉出率和精液中铂、钯的散布率如下表。 表  金铂钯的收回率（%）复原剂金钯铂硫酸亚铁99.1395.99100.00二氧化硫99.9351.3995.60草酸96.0197.0592.53 从上表中能够看出：亚铁复原金的复原率高，铂、钯的丢失少；草酸最低；二氧化硫复原金的复原率虽最高，但钯的丢失过大，可能是生成不溶性的钯络盐之故。复原金后的溶液，尚含有少数金，再参加锌块置换，贵金属的收回率别离为（%）：Au99.77，Pd98.93，Pt约100。当把溶液酸度提高到2mol时，用锌复原作用会更好。如将草酸复原金的滤液不加锌置换改用复原，先将溶液调pH至6，再参加，贵金属的收回率别离为（%）：Au99.70，Pd99.97，Pt96.09。 又据某公司十多年运用锌置换法处理各种贵金属氯化液和精粹进程废液的经历证明：锌置换法是一种具有进程敏捷、置换完全、操作简洁以及不需特殊设备的简洁易行的牢靠办法。经鼓风拌和，并终究加锌粉置换后的残液中，金、铂、钯在0.0005g∕L以下，达到了出产抛弃的标准。金、铂、钯的置换收回率在99～99.9%之间，作用是令人满意的。为了取得更好的作用，还能够采纳下列办法： （1）可适当添加置换液的酸度，并鼓风拌和，防止贵金属精矿中含锌粉过高。如锌粉过高，可于3mol／L液中加热至80～90℃拌和除锌。 （2）溶液含铜等贱金属过高时，改用铜置换。用锌或铜置换所得的贵金属精矿，均运用60g∕L的硫酸高铁液浸出除铜。 （3）含有硝酸和亚硝酸介质的溶液，锌置换法不能完全收回其间的贵金属，应防止运用。 前苏联曾运用电解法处理金电解废液。废法是在金电解造液时，将电解废液注入阴极隔阂内，在阳极区溶解阳极的一起，废电解液中的金则于阴极上分出。分出的阳极金供铸阳极用。 某矿曾用从金电解废液中萃取金，再经置换复原后供铸金阳极。

在硫化镍阳极电解时，阳极所含的微量铅、锌也会随镍一同溶解进入溶液。例如，依据金川公司的实测，硫化镍阳极含Pb0.03%～0.05%时，阳极电解液含Pb4.5～8.0mg/L。       镍电免除掉微量铅锌的工艺有沉积法、离子交流法及溶剂萃取法。     1、共沉积法除铅锌     在沉积进程中，某些未饱满组分随难溶化合物的沉积物而发作沉积，这种现象称为“共沉积”。其沉积分为吸附共沉积和结晶共沉积两种类型。结晶共沉积也叫共晶沉积法。在电解质溶液中，当有两种物质能与电解质共存,并且它们的晶格结构又相一起，则在恰当的条件下，它们能够构成晶形结构相同的沉积从溶液中一同沉积下来,这种现象称为共晶共沉，选用共晶共沉积法除杂质要考虑所加试剂对下道工序的影响。镍钴冶炼中多选用吸附沉积除杂质。     在氧化中和水免除钴进程中，钴被氧化的一起，铅和部分镍也被氧化,发作PbO2和Ni(OH)3并构成共沉积。这是因为PbO2被Ni(OH)3沉积吸附而除掉。别的，在除钴进程中，将除钴结尾PH进步，锌也能与镍的水合物以同晶形共沉积的办法人溶液中除掉。共沉积除铅锌工艺的长处是不添加工序,除铅、锌与除锌与除钴一个工序内完结。缺陷是渣量大，渣含镍高。     2、离子交流法除铅锌    离子交流法是从含有有价金属的电解质溶液中提取金属的办法之一。在料液与离子交流剂(固态物质)触摸进程中,离子交流剂上的离子以离子交流的方式,从溶液中吸附同符号(同性)的离子。附了离子的离子交流剂经水洗、淋洗剂洗刷扣，吸附在离子交流剂上的欲提取的离子转入淋洗液中，离子交流剂经再生扣供循环运用。     离子交流与吸附有某些相似之处，而其差异在于：离子交流是按化学计量的置换，即离子交流剂对每个换剂有无机离子要还给溶液一个等量的同符号的离子,而吸附则仅仅吸收溶质。离子交流剂有无机离子交流剂、离子交流树脂两大类。离子交流树脂是人工组成的、具有活性基因的三维交联不溶性有机高分子聚合物,一般由高分子部分、交联剂和官能团是决议树脂化学活性的首要组成部分，它是由固定基因(如-SO3-、-COO-等)和带相反电荷的活动离子(即可交流离子，也称反离子，如H+)组成的。固定基因牢牢地固定于慵懒骨架上，不能活动。活动离子使树脂自身呈电中性，在发作离子反响时，可进行定向移动。     各种离子交流树脂都具有必定的交流容量,所以交流到必定的时刻,树脂就到达了“饱满”而不能再进行交流,此刻树脂就必须进行洗脱“再生”。所谓再生是将它吸附的离子的暂时储藏所,而树脂康复其本来状况,回来运用。不难看出,l交流树脂在交流进程中反作用某些离子的暂时储藏所，而树脂自身不起改变。[next]     离子交流树脂的交流容量是离子交流树脂的一个重要特性。它是由制取树脂时引进的官能团数量决议的。通常以单位数量（或单位体积）的树脂所以交流吸附离子的数量来表明。     离子交流嗀程首要包含两个阶段，即吸附（或交流）和解吸（洗脱再生）。     （1）吸附（交流吸附）     吸附是离子交流进程的首要工序 ，待交流的原液以必定的流量进入交流柱，在柱内与树脂进行离子交流作用经过交流后的溶液从交流柱出口流出，其出口液为被交流后的溶液,应守时取样分析。当出口液中需交流的离子到达饱满时,中止进液，树脂将预备洗脱再生。     树脂在洗脱再生前必须用清水或其他淋洗剂淋洗洁净,以除掉柱内树脂间夹藏的溶液。淋洗剂只能淋洗柱内树脂夹的剩余溶液，而不会使已被 树脂吸附的金属离子洗脱下业。淋洗剂一般选用清水。     （2）洗脱再生     “饱满”树脂淋洗洁净后，从柱内的时液处往往内通入少数洗脱剂，将被树脂交流吸附上去的金属离子洗脱下业,待悉数树脂得到再生后，再用纯水洗去柱中树脂间的剩余洗脱剂，此刻树脂又可进行下一轮的离子交流操作。     洗脱下来的金属，按其交流的意图和金属的价值收回或弃去。     离子交流法是一种无渣新工艺，它不仅能较彻底地别离、提纯和定集金属，并且操作简略，易完成自动化，为简化操作、改进劳动条件、进步金属收回率供给了条件,但它只适合于处理离子浓度小于10-6mol/L的稀溶液。当金属离子浓度大于1%时，用这种办法别离作用欠好。     高氯根溶液中，铅、锌能与Cl-结组成ZnCl42-、PbCl42-络合阴离子，而镍不构成络合阴离子，选用阴离子交流树脂可交杂质铅、锌除掉。在镍的生产中我国某些厂选用离子交流除铅、锌的净化工艺,选用701树脂除铅、717树脂除锌。     701树脂是带有伯胺基团RNH3+的弱碱性阴离子交流树脂，Pb2+在高Cl-溶液中，构成PbCl42-络阴离子，这种络阴离子和转型后的701树脂上的阴离子Cl-发作交流反响： 2RNH3Cl+PbCl42-=(RNH3)2PbCl4+2Cl-     而Ni2+和Cl-不构成PbCl42-存在的条件，即可将树脂吸附的铅洗脱下业，然后到达除铅的意图。树脂再生后可持续运用。     701树脂也能除锌，但酸度要求较高，其除锌的交流容量比717树脂小。     717树脂是带季胺基团(-R4N)+的强碱性阴离子交流树脂，它能吸赞同交流溶液中带负电荷的离子，Zn2+在高Cl-溶液中极易构成ZnCl42-络阴离子，这种络阴离子和转型后的717树脂上的阴离子Cl-发作交流反响而被吸附在树脂上,然后下降溶液中的锌含量，用水或酸反洗饱满的树脂，到达除锌的意图。其反响为： 2R4NCl-+ZnCl42-=(R4N)2ZnCl4+2Cl-     吸附ZnCl42-的树脂经水或稀再生后可持续运用。     离子交流除锌扣液含锌可降至0.3mg/L以下。717阴离子交流树脂除锌工艺对溶液中的微量铜和铅的除掉也有必定作用。

在镍电解阳极液中，铜是首要杂质之一，其含量一般在0.1～1g/L之间。阳极液净化进程要求除铜降至0.0003～0.003g/L。根据铜在镍电解液中的许多金属元素中，铜属较典型的慵懒金属，且铜的硫化物在一般弱酸性溶液中其间溶度积很小，化学性质很安稳，因而在出产上一般都选用置换法或硫化沉积法除铜。       1、置换沉积法除铜       置换沉积的原理是在金属盐水溶液中，用较生动金属（电位较负）将较慵懒的金属（电位较正）复原成金属而沉积的溶液净化办法。在由硫酸盐和氯化物组成的镍电解阳极液中,Ni2+的标准电极电位（-0.25V）较待净化除掉的杂质Cu2+(+0.34V)更负，因而可用金属镍粉交铜从溶液中置换出来，发作如下反响： Ni+Cu2+=Ni2++Cu↓       但是，铁粉的电位（-0.44V）比铜更负，为什么不必铁粉作置换剂呢？这是由于用镍粉置换铜,既除铜,又补镍,且不会给溶液再带入杂质铁。       在出产上，当镍粉生动性较差，则添加来加速除铜进程： Cu2++Ni+S=CuS+Ni2+       国镍电解厂较多选用加镍粉除铜。为了得到满足的除铜效果，操作时应遵从下列要求：       （1）镍粉应具有较高的活性。通常在比较低的温度下，用氢复原氧化镍粉的办法能得到合适这种要求的镍粉。       （2）阳极液的温度应保持在80℃，PH应低于3.5。进步液温度可加速镍粉的置换反响速度，保持溶液的PH值低于Fe3+的水解值，可消除胶状的氢氧化铁沉积包裹镍粉的损害。       （3）设备应密封，削减空气进入净化槽，避免现已置换出来的海绵铜氧化重溶。       20世纪50年代末，前苏联北方镍公司研制成功用流态化置换槽替代机械拌和槽除铜。实践证明，当阳极电解液含Cu0.40～0.56g/L，流量为160m3/h，经流态化置换槽处理后,溶液中残留铜为1.2～4.0mg/L。与机械拌和槽比较,流态化槽的除铜后液残铜浓度低,镍粉利用率高。该厂用两个容积为25m3的流态化置换槽可替代56个容积为80m3的机械拌和槽。       加拿大汤普森厂为了加还镍粉除铜反响，在参加镍粉的一起,还添加粉。反响沉积产品为CuS。该法的长处是对镍粉的活性无严厉的要求。       我国某研讨院曾选用液相压氢复原所得到的镍粉进行降铜研讨，所用镍粉含镍大于99.8%，粒度﹤0.074mm。研讨结果表明，当镍粉用量为理论量的1.4倍时，除铜后液含铜呆降至0.4mg/L以下，除铜率达99%以上。下降镍粉用量即便降至理论量，也能够获得较好的除铜效果。       2、硫化沉积法除铜      1、 硫化物沉积法的基本原理       硫化物沉积法是根据许多元素的硫化物难溶于水，因而，当溶液中有Mn+存在，参加S2-，则将发作以下沉积反响： 2Mn++nS2-=M2Sn↓       其溶度积KSP=[Mn+]2[S2-]n。某些硫化物的溶度积如表1所示。[next]表1 某些硫化物的溶度积硫化物温度/℃KsplgKsp硫化物温度/℃KsplgKspMnS252.8×10-13-12.25CdS257.1×10-27-26.15FeS254.9×10-18-17.31PbS259.3×10-28-27.03NiS(a)252.8×10-21-20.55As2S3184×10-29-28.4CoS(a)251.8×10-22-21.74Sb2S3181×10-30-30SnS251×10-23-23CuS258.9×10-36-35.05ZnS258.9×10-25-24.05Cu2S182×10-47-46.7       常用的硫化剂有H2S和Na2S。       气体在水中的溶解度不大,在通常情况下每一体积水中能溶解4.7体积的H2S气体,浓度约为0.1lmol.L-1。H2S在水溶液中有如下电离效果：        许多金属离子能和H2S或S2-效果，生成溶解度很小的硫化物(见表9—5)。溶液中氢离子浓度和硫离子之间的联系是[H+]2[S2-]=6.8×10-24,在酸性（[H2S]=0.1mol.L-1时）溶液中通入H2S只能供应低浓度的S2-只能从溶液中沉积那些溶度积小的金属硫化物；而在碱性溶液中通入H2S(生成碱金属硫化物)，则能供应较高浓度的S2-离子,能够把溶度积大或小的金属硫化物都沉积出来。所以在操控的酸度下,能够用H2S把溶液中不同金属离子别离沉积下来。       关于同一种金属离子，溶液P佱添加，则金属离子的残留浓度下降。25℃时，S2-浓度为0.1mol/L,某些金属离子的残留浓度与P值的联系如图1所示。 [next]         从表1和图1可知，在镍电解液的各种元素中，以铜的硫化物溶度积为最9小，且与镍、钴等主金属硫化物的不同较大，故选用硫化沉积法来别离铜镍，是比较牢靠的办法。       2、硫化沉积法除铅的出产实践。       硫化沉积法一般以H2S作沉积剂，进程的PH为1.8～2.5，其反响式为： Cu2++H2S=CuS+2H+       在反响进程中，应使气体高度均匀地涣散溶解于除Fe后液中，使S2-与Cu2+充沛触摸生成很多的CuS沉积晶核，这些晶核在反响进程中经过本身的运动和分散、磕碰、吸附而长大，终究沉积于底部到达渣液别离的意图。       我国成都电冶厂和重庆冶炼厂均选用H2S除铜。其净化进程是首先将Na2S溶液与稀H2SO4溶液反响发生H2S气体，并通入阳极溶液中，溶液中的Cu2+与H2S反响成CuS沉积。经嗀滤，铜便从溶液中除掉。为避免溢出,除铜应在负压下操作，并操控PH值在2以下，可抑制Ni2+和Co2+因沉积而进入除铜渣中。除铜Cu进程技能条件如表2所示。       从硫化物溶积来看，用H2S除铜有较好的选择性。通H2S气体时，操控好溶液氧化复原电位为-50～-80mV，可得到铜镍比高达10:1的铅渣，但H2S有剧毒，若有走漏，易形成人身事故；H2S通入量也有必要严厉操控，不然不能得到高品们铜渣。       Na2S也可作沉铜剂，其反响机理与H2S相同，但因会引起出产体系Na+升高，故一般不选用。表2 用H2S除Cu进程技能条件项目操控条件除Cu进程溶液温度﹥60℃H2S发作器负压佱0～3×10-2M Pa反响室负压佱0～2.5×10-2MPaH2S发作器温度33～55℃除Cu前液含Cu﹤1g/L除Cu后液含Cu≤0.005g/LNa2S溶液200～240g/LH2SO4浓度55%～57%

一、工业的提取 电解进程中，不光不耗费Na2S，并且还副产Na2S，电积耗费而需求弥补的仅仅作为阳极液的NaOH溶渣。依据电积进程总反应式：核算分出1kg锑，溶液中将有1.92kg的Na2S生成，在浸出进程中溶解1kg锑只需耗费0.96kg的Na2S，故浸出－电解进程中有0.96kg的Na2S增生。可是，在浸出－电积循环进程中，因为部分Na2S氧化生成Na2S2、Na2S2O3等多，所以实际上增生了Na2S30.4～0.8kg。 为了综合利用原猜中的硫和NaOH中的钠，应当提取增生的Na2S，以利于碱性浸出进程。即从电积的阴极液冷冻结晶Na2S·9H2O，进一步浓缩产出。 电积后阴极液中Na2S的浓度为170～190g∕L，温度降至15～18℃，增生的便以Na2S·9H2O形状结晶出来，经离心机过滤，得Na2S·9H2O和母液，母液含Na2S 130～140g∕L，再回来浸出，晶体再经浓缩和脱水产出工业。 二、结晶母液的净化 在浸出－电积进程中，因为受空气氧化和阳极进程的氧化，溶液中硫代硫酸钠、硫酸钠、钠等慵懒盐逐步堆集。隔阂电积的阴极液中Na2SO4堆集到45g∕L时，即时电积有晦气影响，因此常以Na2SO4浓度到达45g∕L作为溶液净化的起点。 溶液净化的办法，主要有电积贫化法、复原净化法和低温两次结晶净化法。 三、阳极液的净化 电解进程中堆集的慵懒盐主要由阳极氧化发生。外国湿法炼锑厂选用BaS处理、以生成溶解度很小的盐沉积除掉，其反应为：因为BaS溶液的参加，阳极液体积胀大，晦气于净化；再生的Na2S大部分留在阳极液内循环，晦气于电积操作，一起所产渣又需处理收回，使工艺流程复杂化。我国选用真空蒸腾和结晶净化法，其原理是将阳极液水分蒸腾后，Na2SO4在NaOH溶液中到达饱满，可结晶出来，溶液放出过滤，滤液回来阳极液循环，滤渣是以结晶硫酸钠为主的混合钠盐，可用于制取工业的质料。

在电动类叉车，如普通电动叉车、电动堆高车、电动搬运车等的日常维护保养过程中，电池的维护是必不可少的。电池维护保养的好坏将直接关系整台叉车的性能。目前国内主流的铅酸蓄电池都是需要增加电瓶液的，下面为大家介绍蓄电池加电解液的注意事项。注意事项： 1、电解液加注时的高度高过极板10至15毫米即可。有两条红线的电池，电解液不能超过上面标注的红线，否则溢出来的电解液会从蓄电池盖的小孔中溢出。众所周知电解液是导电的，一旦流到蓄电池正、负两极之间，就会形成电池回路自放电。遇这种情况就应将电解液擦掉，或用开水冲洗擦净。2、加电解液时如果不小心有东西掉入里面，切勿用金属物去捞，应该用木棒夹出杂质，如用铁丝或铜丝去捞，金属分子会在硫酸的腐蚀下进入蓄电池形成自放电，而损坏蓄电池。3、蓄电池在充放电过程中，电解液中的水会因为电解和蒸发而逐渐减少，导致电解液面下降。如果不及时补充的话，有可能缩短蓄电池的使用寿命，应及时补充蒸馏水，切忌用饮用纯净水代替。因为纯净水中含有多种微量元素，对蓄电池会造成不良影响。

镍电解液中的杂制裁元素钴，其性质与镍附近，而金属镍中含必定量的钴对镍的性质并无太大的影响,因而,世界各国在核算金属镍的档次时,大多是把钴视同镍相同兼并起核算的。可是因为钴是一种比镍更贵重的稀疏金属,应尽或许独自收回作为产品。为了进步钴的收回率，一般在镍冶金中先将钴富集起业，为下一步提钴发明条件。       在镍电解系统中，除钴办法一般有中和水解法、溶剂萃取法及“黑镍”氧化水免除钴法等。       1、中和水解法除钴的基本原理       如前所述，在镍电解液中的杂质往往多以贱价存在，例如Fe2+、Co2+、Ni2+等离子，用简略水解的办法是不能将它们别离的，而必须将其氧化成高价离子而进行氧化水解净化。       Fe2+和Cu2+被氧化成三价的氧化复原电位为：          可见，中和水解法除Co的基本原理与除Fe尽管相似,但Co2+较Fe2+难氧化，而Co3+比Fe3+又难水解沉积,因而除Co比除Fe要困难，需要比空气更强的氧化剂，沉积PH值也较高。当选用氯化物电解质或氯化物-硫酸盐混合电解质时，常用作氧化剂。当选用纯硫酸盐系统为电解质，则常用黑镍（NiOOH）氧化除钴。       2、氧化中和水解法除钴       是一种强氧化剂，它比空气重2.5倍。氯在水中的溶解度很小，跟着温度的升高，其溶解度更小,例如,在25℃时，100g水溶解氯0.6411g；在80℃时，溶解氯仅0.2226g。       在湿法冶金中，氯和氧（空气）都常作为氧化剂运用，它们的氧化复原电位分别为：          可见的氧化性较氧气强,运用钴和镍的氧化复原电位和水解PH的差异,可运用将Co2+优先氧化成Co3+,并使Co3+水解生成难溶的Co(OH)3沉积，到达除钴意图，其反响式为： 2CoSO4+Cl2+6H2O=2Co(OH)3↓+2H2SO4+2HCl       为了促进反响向右进行，加碳酸镍（或Na2CO3）中和水解反响所发作的酸： 2HoSO4+2HCl+3NiCO3=2NiSO4+NiCl2+3H2O+3CO2↑       归纳上述丙个反响，则除钴守程总的反响为： 2CoSO4+Cl2+3NiCo3+3H2O=2Co(OH)3↓+2NISO4+2NiCl2+3CO2↑       在除钴的一起，残留在溶液中的铁也会发作相似反响： 2FeSO4+Cl2+3NiCo3+3H2O=2Fe(OH)3↓+2NiSO4+NiCl2+3Co2↑       在除钴后期，当P进步到4.5～5.0时，溶液中的其他杂质铜、锌、铅等也会水解沉积：[next] ZnSO4+2H2O=Zn(OH)2↓+H2SO4 CuSO4+2H2O=Cu(OH)2↓+H2SO4 PbCl2+2H2O=Pb(OH)2↓+2HCl       此外，部他铅还会被氧化成嗀氧化铅沉积分出： PbCl2+2H2O+Cl2=PbO2↓+4HCl       在除钴进程中，尽管Ni2+的氧化复原电位比Co2+略高，但因为溶液中Ni2+的浓度远远大于Co2+的浓度，所以在Co2+水解的一起，部分Ni2+也相应地会发作与Co2+相相似的反响： 2NiSo4+Cl2+3NiCo3+3H2O=2Ni(OH)3↓+2NiSO4+NiCl2+3CO2↑       因而会构成镍的丢失，使钴渣含镍量升高，但又因为下列反响： Ni(OH)3+CoSO4=Co(OH)3↓+NiSO4       在必定程度上能削减镍的丢失。       影响除钴功率的要素较多，主要有通办法、进程PH值的操控以及和剂的运用。       镍电液中钴含量较低，一般为0.1～0.3g/L，所以用气态氯通入溶液中氧化钴时，的运用率较低。因而,在溶液中的涣散度必将影响除钴功率，在溶液中涣散愈好,则钴氧化得愈彻底。故挑选适合的通氯办法具有重要意义。通氯办法有以下几种：       （1）球室反响        此法是让和溶液经过文丘里管混合后当即进入球室再进行反响，球室体积依据流量巨细而定，为经过喷嘴的溶液充沛触摸发明了条件。       （2）缸体闭路循环       在缸体外侧独自设一台泵和一条管路，与缸体内溶液构成一闭路循环系统，从泵的出口处通入.泵的出管伸入到反响液面以下，通时将泵开动，使缸内溶液经过循环管不停地闭路循环，使与溶液得以充沛混合。       （3）管道反响        加长入中和除钴槽之间的管道，依据流量核算可加长至80～100m，使和溶液在这一段管道中进行充沛 混合，以进步的运用率，某厂正是选用此种办法，作用杰出。       在除钴进程中，高速好PH对高除钴功率也很重要。除钴前液P睛般操控为4.5～5.0，其意图在于中和其反响所发作的酸，使尽或许被溶液多吸收，使贱价钴被氧化彻底。净化前液假如PH过低，将影响的吸收，呈现溶液通不进的现象。通后的溶液，其PH一般维持在3.5～4.0。反响终了时，为了使Cu、Pb、Zn等杂质进一步发作水解，应尽量防止会集参加中和剂，以防溶液因部分PH过高而构成镍的丢失。       除钴是净化的最终一道工序，为了确保电解液的净化质量，溶液自管道反响器出来后，又进入4个串联的75m3的帕秋卡或空气拌和槽中持续反响。下表为净化除钴技能操作条件。下表  氧化中和水解净化除钴技能操作条件项目单位技能条件反响温度℃60～70通氯前溶液PH值 4.5～5.0氧化复原电位mV1050～1100除钴结尾PH值 4.5～5.0除钴后液含钴g/L产品牌号为Ni9990电镍时Co≤0.02                        Cu≤0.003                        Fe≤0.004 Zn≤0.00035 Pb≤0.0003 产品牌号为Ni9999电镍时Co≤0.001 Cu≤0.0003 Fe≤0.0003 zn≤0.0003 Pb≤0.00007

镍电解液净化除铁的出产实践镍电解厂一般都选用空气中的氧伯化剂，使阳极电解液中的Fe2+氧化成Fe3+，然后水解沉积。除铁反响进程受Fe2+氧化反响速度操控，溶液中存在有少数铜离子时，对Fe2+的氧化有催化效果。因而，一般都将除铁进程安排在除铜之前。       镍电解阳极液水解沉积所得的含镍铁渣经酸溶和用氧化后，用黄钠铁矾法除铁。       一、 阳极电解液净化除铁       除铁作业有接连和接连两种作业方法。大型镍电解厂选用接连作业；小型工厂则多选用接连作业。接连净化方法质量安稳，设备出产能力大，是这一工艺开展的方向。       除铁进程包含亚铁离子氧化和三价铁水解沉积反响：         除铁进程有H+生成，须在鼓风一起参加中和剂。为了防止过多的钠离子进入出产系统常以NiCO3作除铁中和剂： 4H++2NiCO3=2Ni2++2CO2↑+2H2O       进步反响P能够加快除铁反响，但PH值过高会引起渣含镍升高。       溶液中铜离子的存在，能够加快Fe2+的氧化反响。这是因为铜离子在Fe2+的氧化进程中起传递电子效果： Cu+-e=Cu2+ Cu2++Fe2+=Cu++Fe3+       净化水解铁渣还呆带走溶液中1/3～2/5的铜，减轻了除铜担负。       在除铁进程中，因为运用空气作氧化剂所构成的溶液电位缺乏以使Ni2+、Co2+氧化成高价态，但部分Ni2+会以碱式盐的方式水解沉积： 3NiSO4+4NiCO3+4H2O=3NiSO4.4Ni(OH)2↓+4CO2↑       Fe(OH)3具有很强的吸附性，在除铁进程中，一定量的锌能与Fe(OH)3发生共沉积而被除掉，一起部分铜也会水解沉积： 3CuSO4+2NiCO3+2H2O=CuSo4.2Cu(OH)2↓+2NiSO4+2CO2↑       某工厂的除铁进程,是将阳极电解液经钛管换热器加热至65～75℃后,再接连经过5个75m3帕秋卡式空气拌和槽。往槽内鼓入空气，既作氧化剂,又为拌和用。在第一个拌和槽入口处,参加碳酸镍,中和除铁反响所分出的酸,使除铁反响操控PH为3.5～4的规模。以过5个槽子的接连沉铁反响,最终将除铁液泵入管式过滤器内进行液固别离,得到含～10%Fe、～20%Ni的铁渣和Fe﹤0.01g/L的除铁后液。[next]       二、水解沉铁渣酸浸液的净化除铁       在镍电解阳极液用NiCO3中和水解沉铁工艺中，按理论核算，三价铁离子在PH≤3.5时水解沉积,可将铁彻底脱除,不丢失镍,但实际上中和沉积时操控PH较高,因而有部分Ni2+呈复盐与铁共沉积,所以工业出产中产出的铁渣都含有较高的镍。为了下降铁渣含镍,某厂将铁渣酸溶后,用黄钠铁矾法除铁,以收回酸浸液中的镍,其工艺流程示于图1。铁渣浆化后在酸溶槽内用工业硫酸溶解,得到酸溶后液。酸溶后液在黄钠铁矾除铁槽内加热至90℃，用作氧化剂，将溶液中的亚铁离子氧化成三价铁离子,槽内留有少数黄钠铁矾渣作晶种，氯可不可能钠效果氧化剂,将溶液中的亚铁离子氧化成三价铁离子,槽内留有少数黄钠铁反响所生成的酸,经过黄钠铁矾再振奋结晶进程,能够收回净化铁渣中90%～95%的镍。       某厂用酸溶-黄钠铁矾除铁法处理电解液净化渣的工艺流程和技能操作条件如表1所示。   表1   黄钠铁矾法处理铁渣技能操作条件项           目单    位技能操作条件铁渣酸溶 温度 风压 结尾PH值 酸溶后液组成        ℃ kPa   g/L  38～50 196 1.5～1.7 Ni55～70  Fe总6～18 Co0.1～0.25  Fe2+0.2～1.5 Cu3～8  Na+32～43黄钠铁矾沉铁 反响温度 氧化进程PH值 参加量 沉铁进程PH值 沉铁后液组成      ℃       g/L  ﹥90 1.5～1.7 NaClO3:Fe2+=(0.3～0.4):1 2.0～2.4 Ni55～67   Fe0.5～1 Cu2～6  Co0.15～0.2 Na30～42

据某厂的生产实践，电解银时，阳极板中约有40%～50%的铂、钯进入电解液，并不断堆集。运用活性炭挑选吸附涣散于电解液中的铂、钯，然后用硝酸解吸收回。引荐的流程如图1。图1  活性炭吸附、解吸铂钯流程 该厂运用的活性炭为药用活性炭。经筛分，取40～60意图备图用。活性炭及炭柱的制备，是将1∶1的工业稀硝酸加热至90～100℃，按固液比1∶10，向热稀硝酸中缓慢参加活性炭氧化至不再放出棕色气体停止（一般需6～12h），经倾析弃去硝酸，用等量蒸馏水洗3次装柱。装柱后，再用蒸馏水冼至出液pH4～5待用。炭柱为直径70mm的玻璃管，共8根，7柱串联，1柱备用。各柱定量装活性炭1kg，高位槽高出炭柱5～6m。 电解液先于80～90℃加热浓缩4h，再边拌和边参加10%NaOH调整pH至1.5～1.8（游离硝酸1～2g∕L）后，以100～150mL／min的流速接连通过串联的7根炭柱。待榜首柱吸附铂钯饱满后取出，将第二柱改为一往，备用桂串联于尾端作第七柱。依此类推。 饱满了铂、钯的炭柱，用1∶1工业硝酸解吸。解吸液以75～100mL／min的流速通过炭柱，每次取出铂钯富液2.5L收回铂钯。一次和二次解吸贫液及新弥补的1∶1工业硝酸，以逆流方法回来供下一次解吸用。解吸进程每住通过总液量25～30L。 实验结果表明，铂、钯的吸附解吸总收回率为：Pt1027%，Pd96.5%。经吸附后的溶液，含铂、钯多小于1mg／L。可考虑除铜、铅后回来电解进程。 活性炭的吸附容量，按第2柱解吸液中的铂、钯含量核算，钯的全功吸附容最大于72.5mg∕g，铂大于6.9mg∕g。 经解吸后的炭柱用蒸馏水洗至中性后，即可再生运用。经再生4次实验，其吸附容量并未下降。 解吸取得的铂钯富液，铂与钯的含量比为1∶6～7。先用12mol∕L处理使银呈氯化银沉积，过滤后用3mol／L的洗刷氯化银。除银富液与洗液兼并，加固体氯化铵使钯呈粗氯钯酸铵沉出，钯盐用二氯二氢络亚钯法提纯两次后煅烧或用10%复原，可制得含钯大于99.9%的海绵钯。 沉出钯后的母液，经加热浓缩赶硝，用氯化铵沉出铂，再直接水解提纯，并用10%复原，以取得含铂大于99%的海绵铂。 上述工业实验还证明： （1）40～60日的活性炭比20～40意图吸附容量大，运用前者钯添加71%，铂添加32%。 （2）经80～90℃加热浓缩4h的电解液，比不加热处理的电解液，所吸附的钯约添加1倍，铂添加近4倍。 （3）活性炭对铅的吸附差，但可以吸附铋。当电解液中含铋0.26g∕L时，解吸液中铋的浓度可达10.03g∕L。 （4）用调pH值时，带人电解液中的Na＋虽有堆集，但通过一段时间运用，未发现对电解银的质量有影响。

铝土矿、石灰石、纯碱而制成的铝酸钠溶液中，加入由锂辉石、石灰、烧碱而制成的含锂溶液，将此混合溶液经过碳酸化分解、所析出的含锂氢氧化铝进行焙烧即得含锂氧化铝。含锂氧化铝用来电解生产铝，可不必补加碳酸锂，同样可使吨铝电耗下降500度左右。因而若折算碳酸锂的生产成本可降低50～62.5％。　　它具有工艺简单、设备投资少、经济效益显著等特点，适用于以烧结法生产氧化铝的企业。 一种含锂氧化铝的生产工艺，其特征在于：由锂辉石、石灰、烧碱磨细的混料经过高压浸出后进行残渣分离和洗涤而得的含锂溶液，加入到由铝土矿、石灰石、纯碱配制的生料浆经过烧结、熟料溶出而得的铝酸钠溶液之中，并对此混合溶液经过碳酸化分解。所得的含锂氢氧化铝进行焙烧。.

随着便携式电子设备和电动汽车等产业的快速发展，人们对高能量密度电池的需求日益迫切，然而在传统锂离子电池中，正极材料因“插层式”的储锂机制导致其容量普遍较低，无法满足快速增长的市场需求。因此，新型高能量密度二次电池的探索和研发成为了储能领域的研究热点，锂硫电池就是其中之一。 一、锂硫电池简介 锂硫电池的工作原理基于硫和Li+可以发生可逆的氧化还原反应，两者之间的电化学反应式如下：基于该反应的硫正极的理论比容量高达1675mAh/g，是传统锂离子电池正极材料的10倍，同时硫储量丰富、成本低，因此锂硫电池受到了广泛关注，然而硫及多硫化物本身性质的缺陷，使得锂硫电池仍存在很多问题。 首先，硫是绝缘体，导电性差，给电荷传递过程带来困难;其次，多硫化锂可以溶解在电解质中，易迁移到金属锂一侧被还原成不溶性Li2S沉积在金属锂电极表面发生“shuttleeffet”现象;再次，可溶性多硫化锂被完全还原成不溶性硫化物时，会阻碍电子和离子的有效传输;最后，单质硫转化为不溶性硫化物后，由于两种物质密度的差异，会造成体积效应，降低电极稳定性。因此，锂硫电池存在实际容量低、循环性能差和信率性能不佳等缺点。 二、石墨烯在锂硫电池中的应用 针对上述问题，为了获得高性能的锂硫电池，研究者对硫正极进行了多种手段的复合与改性研究，设计并制备了一系列具有新颖结构和优异性能的复合硫正极材料。其中，碳材料因其导电性高、结构丰富、比表面积大等优势而得到了广泛应用，而石墨烯这一新型碳材料在提升锂硫电池性能方面有优异表现。 石墨烯是优异的电子导体，同时具有机械强度高、比表面积大等优点，同时化学改性的石墨烯及石墨烯衍生物具有一系列能为负载提供诸多活性位点的表面官能团，因此石墨烯在复合硫正极材料中得到了广泛的应用。 一方面，石墨烯被用作硫正极的导电载体，弥补硫导电性差的缺陷;另一方面，通过合理的结构设计与表面改性，石墨烯还能够抑制多硫化物的溶解。此外，在最近的研究中，科学家还发现通过石墨烯功能涂层的设计，能够减缓多硫化物在正负极之间的穿梭，抑制“shuttleeffet”现象。 1、石墨烯/硫复合正极材料研究进展 石墨烯极高的电导率可以弥补硫颗粒导电性差的问题，因此石墨烯材料多被设计成负载硫单质的导电基体或者导电网络，比如石墨烯泡沫结构可实现石墨烯与硫在纳米尺度的均匀复合，能够为硫提供快速与高效的电子传输通道，同时纳米孔还能够有效束缚多硫化物。 常规条件下获得的三维石墨烯尽管结构丰富，但极为蓬松，表观密度很低，导致硫负载后复合电极材料体积能量密度严重不足，为此，中科院沈阳金属所成会明院士利用CVD方法在泡沫镍上获得三维多孔石墨烯泡沫。图1 (a)柔性石墨烯/硫复合材料的制备流程;(b、c、d、e)石墨烯/硫复合电极材料照片及柔性展示 该方法不仅能够负载高比例的硫，而且硫的含量能够在3.3~10.1mg/cm2范围内进行调控，特别是负载量为10.1mg/cm2的电极，能够获得极高的比面积容量(13.4mAh/cm2)。 另外，考虑到石墨烯独特的二维片状纳米结构，采用以石墨烯纳米片作为包裹材料，构筑具有“核壳”结构的复合电极材料也是固定多硫化物，缓解其溶解的重要方式。先在碳纳米纤维表面均匀负载上硫，再使用石墨烯包覆在硫表面是一种很有效的方法。图2 具有同轴结构石墨烯/S/碳纳米纤维复合电极制备图 2、石墨烯功能涂层在锂硫电池中的应用 为提高锂硫电池的循环稳定性,除了对硫正极材料的组成与结构进行调控以抑制多硫化物的溶解，通过极片结构的设计来减弱“shuttleeffect”也是一条重要途径。例如，在硫正极和隔膜间添加一层缓冲层能够极大的提高锂硫电池的寿命。图3 石墨烯隔膜涂层有效阻挡多硫化物迁移示意图 石墨烯/硫/石墨烯-隔膜的创新极片结构设计，一方面将集流体由传统的Al箔改为石墨烯;另一方面对隔膜进行改性，改变了原有隔膜与硫正极直接接触的方式，在隔膜表面涂布一层石墨烯材料。 采用传统的极片结构，在循环过程中多硫化物溶解在电解液后，会穿过隔膜进入金属Li一侧，而在这一新颖结构中，存在于隔膜与正极材料之间的石墨烯层能够有效阻止多硫化物的迁移。另外，由于石墨烯材料优异的力学性能，石墨烯改性隔膜能够有效缓解硫正极在充放电过程中的体积变化，保持极片结构的完整性。 综述： 电化学储能在当今人们的生产生活中占有重要地位，无论是可再生能源的大量存储还是便携式设备的高密度存储，对电化学储能器件和材料的成本、储能密度、稳定性等指标都提出了较高的要求。 锂硫电池由于其理论比容量、比能量高，原料价廉易得，在未来电化学储能领域中将极具竞争力，如果通过石墨烯的应用能够改善锂硫电池实际容量低、循环性能差和信率性能不佳等缺点，在不远的将来，锂硫电池的表现可能会给我们带来更多惊喜。

铝土矿、石灰石、纯碱而制成的铝酸钠溶液中，加入由锂辉石、石灰、烧碱而制成的含锂溶液，将此混合溶液经过碳酸化分解、所析出的含锂氢氧化铝进行焙烧即得含锂氧化铝。含锂氧化铝用来电解生产铝，可不必补加碳酸锂，同样可使吨铝电耗下降500度左右。因而若折算碳酸锂的生产成本可降低50～62.5％。　　　　它具有工艺简单、设备投资少、经济效益显着等特点，适用于以烧结法生产氧化铝的企业。一种含锂氧化铝的生产工艺，其特征在于：由锂辉石、石灰、烧碱磨细的混料经过高压浸出后进行残渣分离和洗涤而得的含锂溶液，加入到由铝土矿、石灰石、纯碱配制的生料浆经过烧结、熟料溶出而得的铝酸钠溶液之中，并对此混合溶液经过碳酸化分解。所得的含锂氢氧化铝进行焙烧。

其惯例办法为锌置换法，也能够使用电解堆积的办法。 　　1、锌置换法 　　1.1、锌置换金的原理 　　在浸出作业中，金与效果，生成金络李合物溶解于溶液中，当向溶液中参加锌后，金被锌置换转化成为金属状况而分出，一起锌溶解于的溶液中。 　　锌置换进程是电化学反响进程，金的堆积是因为生成电偶的成果，该电偶为锌——铅电偶，锌为阳极，铅为阴极。铅的来历除矿石含有外，主要是向锌的产品中参加的铅或许置换进程中参加可溶性铅盐。金络离子在电偶电流的效果下，必定向阳极移动与锌效果，使锌以锌络离子状况进入溶液中，而金被复原堆积出来。 　　1.2、锌置换金的工艺条件 　　榜首、根离子浓度不能低于0.02%，出产中控制在0.03~0.06而碱的浓度控制在0.01%左右; 　　第二、氧的浓度有必要控制在0.5毫克/升以下，不然有害于置换; 　　第三、锌的用有必要恰当，其用量在出产中有必要经过试验来定，过少满意不了置换要求，过多则会使本钱大增; 　　第四、铅盐的效果是构成锌——铅电偶，使金被置换出来，但过量的铅对金的置换晦气，它会覆盖于锌的表面，减慢置换速度; 　　第五、温度及溶液中杂质的影响。温度低，置换速度下降，温度高，置换速度加速，出产中一般控制在15~30℃之间，溶液中的杂质如铜、、镍及可溶性硫化物等都是置换金的有害杂质; 　　第六、贵液清洁度的影响甚大，进入置换的贵液有必要明澈通明，不容许带有超越要求的悬浮物和油类。出产中要求贵液中悬浮物含量为5毫克/升以下。 　　1.3、锌丝置换法 　　1.4、 锌粉置换法 　　1.5、锌置换金的出产实践 　　2、金的电解堆积 　　所谓金的电解堆积就是把溶液中的金属在电流效果下，使之在阴极堆积，然后到达收回的意图。 　　电解堆积时的根本反响分为阳极反响和阴极反响。 　　在阳极上，氢氧离子变成H2O和氧气　　在阴极上则是： 　　总的电解堆积反响方程为： 　　金电积的条件;温度为40~50℃，有时可达90℃，槽电压3伏特，贵液在槽内逗留的时刻可由试验断定，一般为0.5~1小时，循环时刻10~20小时，贵液的活动速度约3升/分，电积的距离15毫米，电流速度一般为20~30安/米2。

铋的电解液由与铋组成，所用阳极是经开始火法精粹的粗铋。开始火法精粹首要包含两个工序：榜首工序是熔析除铜后加硫拌和除铜、铅，然后用洗刷脱硫；第二工序是用惯例的碱性精粹与氧化精粹除砷、锑。 阳极选用立模浇铸，阴极选用铜板，悬挂在电解槽中，在直流电效果下，发作下列反响：铋的溶液电解工艺流程图如图1所示。图1  铋的溶液电解工艺流程 各种杂质在电解中的行为与在氯化溶液中类似，不用造液。电解液含铋在80～100克／升，H2SiF8 330～350克／升，室温，当电流密度40～80安／米2时，槽压0.3伏，阴极分出纯度达99.9%。 日本住友公司国富冶炼厂曾选用电解精粹铋、阳极的典型分析为Bi 98.77%，Pb 0.12%、Ag 0.022%、Cu 0.032%、As 0.03%、Sb 0.026%。选用笔直型阳极浇铸机铸成挂耳型阳极，每块重约为70千克，阳极袋套用聚料。运用18个衬沥青的钢筋混凝土电解槽，尺度为：长×宽×深＝3350×760×850毫米。28块阳极，24块阴极，板距离为130毫米。电解液含铋40克／升，游离330～350克／升，每出产一吨铋加胶一克，电解的总电流为850安，总电压4.5伏，选用硅整流器，槽电压0.2伏，电流密度60安∕米2，电流效率93%，残极率约40%，阳极泥率0.5%，分出铋洗刷后脱落熔化铸成5千克锭。电铋质量为：铋高于99.99%，铜与铅均为2ppm，铁与锌均为3ppm，微量银、砷、锑。

贵液的电解办法有间歇循环作业法和接连流水作业法。 间歇循环法，是将一批贵液泵入高位槽，使它能自流一起进入电解槽的各阴极室中，各阴极室排出的溶液再经离心泵或空气进步器抽送高位槽。溶液在闭路循环中电积至规则的金、银浓度后，废液回来制造解吸液用，然后再进行第二批贵液的电积。故此进程属分批间歇性作业。 接连流水法是将贵液抽送高位槽，并自流从一个电解槽的阴极室进入另一槽的阴极室，经串联的各阴极室电积提取金、银后的溶液直接回来用于制造解吸液用。运用这种办法，贵液在电积进程中顺流经过，可完成接连作业。 间歇循环法和接连流水法所根据的原理根本相同。但因接连流水法能与树脂解吸进程贵液的接连排出相适应，故而得到广泛应用。 贵液电积提金的首要工艺参数有电流密度、溶液温度、流速和槽电压等。在正常条件下，电流密度决议阴极金属堆积速度和堆积量。一般运用的电流密度为20～50A∕m2。实践证明，电流密度由20A∕m2添加至60A／m2时，贵金属在阴极的堆积速度与电流密度的添加成正比联系。但当电流密度超越60A∕m2后，电流效率则呈现下降，并会大大添加电能和阴、阳极材料的耗费。 电积进程中，跟着电解液温度的进步，金在阴极的堆积速度加速。当液温由25℃上升至50℃时，金的堆积速度约添加1.9倍。 因为加大溶液流速，能进步电积进程的速度。在这方面，间歇循环法不受树脂解吸进程中贵液接连排出量的约束，它比接连流水法易于进步溶液的线速度。 出产实践证明，恰当进步电流密度、溶液温度和流速，可使金、银的堆积速度进步3～5倍。正常条件下，金在阴极分出的电位为＋0.2V。

氯化锂－低共熔混合物经熔盐电解在电解槽阴极上分出金属锂的进程。它是20世纪90年代工业上出产金属锂的仅有办法。 1818年英国人戴维(H．Davy)用电解熔融碳酸锂的办法，首要制得了金属锂。1855年德国人本森(R．W．Bunsen)和马提森(A．Matthissen)电解熔融氯化锂制得了很多金属锂。但由于氯化锂熔点在873K以上，在高温下电解，氯化锂的蒸发性和吸湿性极强，严峻腐蚀设备，而没有得到实践运用。1893年贡茨(Guntz)提出电解含有等量氯化锂和的熔融体电解质制取金属锂的办法。此法运用氯化锂和共熔混合物熔点低的特性，由氯化锂一低共熔混合物组成电解质不易蒸发，并且熔点又低，可在约。723K温度下电解。迄今为止，金属锂的工业出产均选用这种低共熔混合物电解质。 一、原理 直流电通过氯化锂－熔体时，氯化锂离解为锂离子和氯离子： LiCl → Li＋＋Cl－这些离子按同性相斥、异性相吸的原理运动，Li＋移向阴极，在阴极上得到一个电子而分出锂： Li＋ ＋ e→Li Cl－移向阳极，在阳极上失掉一个电子而分出： 2Cl－ －2e→Cl2在阴极上分出而漂浮于电解质表面的熔融金属锂集合到必定数量时，便进行铸锭。阳极上分出的搜集于阳极室内，排出或进行收回处理。 二、工艺 氯化锂在电解进程中不断被耗费，跟着电解的进行有必要往电解槽中补加必定量的氯化锂，使电解质在电解进程中坚持最佳组成和电解质在电解槽内处于最佳水平高度。电解法制取金属锂出产能力的计算式为： P=0．26Aη 式中P为金属锂的出产能力，g／h；η为电流效率，％；A为通入电解槽的均匀电流，A；0．26为锂的电化学当量，g／(A．h)。 氯化锂－熔盐电解制取金属锂的工艺条件为：电流强度6000～8000A，槽电压8～10V，槽温703～783K，极距离7～10cm，电解质水平60～67cm，电解质组成LiCl：KCl＝(57～53)：(43～47)，阳极电流密度0．8～1．2A／cm2 ，阴极电流密度2．0～4．5A／cm2 ，容积电流密度0．01～0．0123A／cm3 。技能经济指标为：电解槽产值31～32kg／d，电能单耗42kW • h／kg，氯化锂单耗6．5～7kg／kg，单耗0．2kg／kg，电流效率在85％以上，产品纯度98．5％～99％。 三、锂电解槽 常见的锂电解槽有圆形和矩形两种结构方式。一般工业电解槽的槽体都用钢板焊成，内衬耐火砖用石墨作阳极，用低碳钢作阴极，在阴、阳极之间用隔阂分隔。隔阂材料有不锈钢、铝刚玉(Alundum)、滑石、耐火材料等。隔阂的作用是阻挠反响产品与金属锂混合和再化合，以进步电流效率。 国际上选用的锂电解槽有戴维斯(Dagussa)型电解槽、美国型电解槽和法国密封式电解槽三种类型。戴维斯型电解槽有1000A小型电解槽和30000A。大型电解槽两种。小型锂电解槽是用耐火砖面料的圆柱型槽，石墨制成的阳极由槽底伸入，钢板制成的阴极由槽顶刺进。大型锂电解槽的槽体由钢板焊成，用耐火砖面料，由槽底伸入四个圆柱形石墨阳极，槽旁边面引进四个环绕阳极的钢筒阴极。美国型锂电解槽是依据贡茨的专利改善的。槽体由钢板焊成，槽的外壁和底部用气体火焰加热，以坚持电解质熔融。由槽顶刺进五根笔直安放的石墨阳极，由低碳钢制成的阴极固定在槽底。法国密封式锂电解槽的特点是阴极产出的金属锂在特殊的搜集器中搜集，完全避免与空气或触摸，可获得纯度99．9％的金属锂，直接供化学电池及原子能工业运用。其槽体为双层壁，由不锈钢焊成，圆筒型阴极焊接在槽底，石墨阳极由槽顶刺进，阴极顶部装有固定在槽盖上的金属锂搜集器。 我国选用的工业锂电解槽有双层不锈钢结构，耐火砖面料结构和石墨面料、耐火砖保温层的无隔板结构三种槽型。后两种锂电解槽都对错密闭的，阳极产品——不通过收回处理。阴极用不锈钢制成，阳极用石墨制成，阴极和阳极都从槽的上部刺进槽内电解质中，石墨阳极置于槽中心方位，两个不锈钢阴极置于阳极的两边。这种上插式电极的锂电解槽，尽管电极的拆开、检修、装置比较便利，但石墨电极在电解质界面处易被腐蚀，耗费大，运用期短。 石墨面料、耐火砖保温层的无隔板锂电解槽无槽壳，四周用钢板加固，在槽膛与阳极板平行的两边有向槽底歪斜45。的夹角，有用容积为603L。电解槽阳极由两块石墨板合拼而成。通过高铝水泥制成的阳极盖板悬挂于槽瞠中心，两边由隔板和阳极盖板组成阳极室；低碳钢或不锈钢阴极悬挂于隔板两边，组成阴极室。其结构如图。锂电解槽示意图 1－耐火砖；2－石棉板；3－石墨面料；4－钢制阴极；5－阳极盖（高铝水泥）；

含氟废水的损害咱们现已有所叙述，关于含氟废水处理zui佳的办法是PAC铝盐混凝法。依据已有的有的除氟材料标明，当含氟水中存在必定浊度时，有利于混凝剂PAC构成粗大的矾花，因而能够进步聚合别离速度，缩短固液别离时问，有利于F-的吸附作用，进步除氟功率。因而有些学者就选用高岭土制造不同浊度的含氟水来测验浊度对除氟作用的影响状况。原水水量坚持100L/h，氟浓度5mg/L，PAC（以Al记）50mg/L，在原水浊度为5，10，15，20NTU时，调查浊度改变对除氟的影响。人工进步浊度不光没有由于除浊作用而添加混凝剂PAC的投加量，相反还进步了除氟功率。一起山水浊度控制在1NTU以下。这说明，在其他条件完全相同状况下，当原水浊度较高时，除氟所需投聚合药量小于原水浊度较低时所需量。聚合铝盐混凝法在水处理过程中除氟作用是众所周知的，可是总有些要素会影响到PAC对含氟废水的处理作用。

含氟铁矿烧结技能前进进程中几个大的技能办法对烧结产、质量带来的改变。通过不断的技能研究和出产攻关，现在，高炉很多运用烧结矿已无困难，烧结的大部分技能经济方针均挨近国内普通矿的水平。总结三十多年的前进，有以下领会:    (1)含氟矿烧结技能前进是个不断知道，不断改进铁精矿质量，不断调整烧结矿成分、结构和功能的科学实验进程，是一部困难的科技攻关史，这个进程没有完毕。    (2)在含氟矿烧结技能中，对烧结出产而言和在高炉冶炼的初期，前进烧结矿强度是中心问题；在强度问题基本处理，高炉出产水一步前进时，改进烧结矿冶金功能又成了问题的中心。强度和功能有一致又有对立，贯穿在进程的一直，归纳处理好这两方面问题才干使高炉出产水一步前进。    (3)使用部分外部资源——普通矿是缓解含氟矿特殊性、维护稀土资源的有用办法，应当坚持。    (4)烧结矿的质量决定于烧结矿的矿藏组成和结构，决定于粘结相的物化功能及其与铁矿藏的结合，决定于烧结矿的化学成分和工艺条件。氟是影响烧结矿质量的首要要素，钾、钠不只影响烧结矿质量并且在高炉中循环、堆集具有很大的损坏效果。高碱度、高氧化镁、低硅烧结、厚料层等办法对含氟烧结也具有重要意义。碱度的调理是影响烧结矿质量的最灵敏要素，也是一个调理的首要手法。但也有一些问题需求一些特殊办法，如只要在较低碱度下才干处理含氟烧结矿软熔透气性问题；又如氧化镁不只可改进烧结矿质量，并且能够改进含氟渣功能(包含排碱才能),对改进含氟、钾、钠矿冶炼有特殊效果。    (5)包钢烧结和高炉攻关进程再次显现“精料是高炉冶炼的根底”.烧结的质量不只影响炉料自身，并且影响造渣和整个冶炼进程。包钢烧结的每一严重前进都为高炉冶炼的前进发明了条件，高炉前进对质料提出的要求又推进着烧结的技能前进。包钢高炉冶炼的前进与烧结的技能前进是紧密联系的。烧结技能办法的取舍，不只考虑烧结自身而更首要地决定于高炉冶炼的终究成果。    尽管含氟铁矿烧结技能前进成果很大，但含氟矿的特殊性依然存在；铁精矿的含氟量仍高达0.7%,炉料的碱负荷仍高达6kg/t(铁),烧结的首要方针低于全国平均水平，烧结、炼铁本钱偏高的问题也日趋尖利。含氟矿烧结技能前进还有以下新课题：    (1)开发新一代优质烧结矿的方针还没有彻底完成。低硅高碱度烧结矿有显着的长处，也有难以克服的缺陷。正在进行的调整碱度工业实验还没有完毕。探究统筹杰出的软融透气性和粒度组成，归纳功能更好的优质烧结矿，组成更合理的炉料结构的作业正在进行。    (2)因为含氟铁矿矿藏组成和化学成分差异很大，铁精矿、烧结矿成分、功能动摇大的问题还需求较大的重视和投入，才干为高炉供给高度安稳的出产条件。    (3)烧结固体燃料耗费、烧结机使用系数和部分质量方针与国内先进水平比较还有较大距离，出产技能攻关的使命依然艰巨。    处理好这些问题，才有可能使含氟铁矿烧结和炼铁到达国内先进水平。

白云鄂博矿是一个铁、稀土、铌等多种矿藏共生的矿床。因为矿床成因杂乱，致使不同部位构成不同的矿藏组合。现已查明，矿体共含71种元素，170多种矿藏。因为许多矿藏是普通铁矿不曾有过的，且不同类型矿带的矿藏组合差异较大，这样为铁矿石的采、选、烧、冶以及综合利用和环境保护都带来了许多特殊性。从钢铁出产的视点看，含氟铁精矿首要有以下四方面特性。    (1)化学成分和矿藏组成非常杂乱。除表列成分之外，还有较高含量的钛、、锰、铌、钽和放射性元素钍、镭等未列出。RxOy所表明的稀土氧化物包含镧、铈、镨、钕、钐、铕等十余种组分。与普通铁精矿比较，除了化学成分非常杂乱之外，含氟铁精矿还有铁档次和二氧化硅含量低，而钙、镁含量高的特色。很多的化学组分造成了含氟铁精矿的杂乱性，并使烧结反响非常杂乱。含氟铁精矿与普通铁精矿矿藏组成的比较，可见含氟铁精矿矿藏组成非常杂乱，除了表列之外还有许多含稀土、铌、钽和放射性元素的矿藏没有列出；另一个特色是二氧化硅赋存妹态特殊，大部分不是石英，而是以杂乱的硅酸盐方式存在，这一点对烧结反响非常晦气。    (2)有害元素品种多，含量高。含氟铁精矿除了常见的硫、磷含量很高之外，最特殊的是含很多的氟，并且钾、钠含量远远高于普通铁矿。氟的存在显着影响烧结进程的熔体性质，影响烧结矿的强度和冶金功能，是含氟烧结矿特殊性的本源。氟的存在还发生一个特殊的环保问题，即为烧结出产添加了困难。钾、钠含量高是包钢铁矿另一个特色，它们赋存于含铁硅酸盐中，选矿进程难于别离。钾、钠对烧结有类似于氟的影响，既影响熔体性质，又下降烧结矿胶结相的强度。钾、钠最大的影响是在高炉中循环富集，损坏高炉顺行。    (3)矿藏镶嵌结构杂乱、铁矿藏别离难。因为白云鄂博铁矿含铁矿藏品种多，许多矿藏镶嵌连生，因此给选矿带来了困难。以首要含铁矿石原生磁铁矿为例，当磨矿细度达0.075mm占90%时，铁矿藏单体离解度仅84.7%.因此含氟铁精矿粒度细，一般0.075mm部分都在85%以上，含氟烧结是典型的细精矿烧结。    (4)铁精矿熔化区间宽。含氟铁矿因为矿藏组成杂乱，各种矿藏熔点差异大，因此熔化区间宽。熔化区间是影响烧结进程的一个重要性质，较宽的熔化区间会添加烧结带的透气阻力和燃料耗费。

矿浆电解工艺的一个显著优点是，硫化矿在矿浆电解过程中，矿物中的硫以元素硫的形态产出，并可提取回收。所产元素硫便于贮存和运辐，解决了火法冶炼SO2污染和硫酸产量过剩，硫酸运输和销售难的问题。 辉铋矿矿浆电解时元素硫的产出过程是矿浆电解阳极氧化过程的一个重要方面，王成彦、邱定蕃等测绘了S0与H2S在石墨阳极上的极化曲线。 试验条件：333K、NH4Cl为200g∕L、H＋为1g∕L、搅拌转速600min－1、扫描速度1mV∕s，测得的阳极极化曲线见图1。图1  S及H2S的阳极化曲线 1－NaCl（200g∕L）＋H＋（1g∕L）； 2－NaCl（200g∕L）＋H＋（1g∕L）＋S（L∶S＝10∶1）； 3－NaCl（200g∕L）＋H＋（1g∕L）＋Na2S（0.01mol∕L）； 由图1可以看出，线1与线2基本重合，说明元素硫在阳极上基本不被氧化，而线3有明显的阳极电流，说明有S2－的氧化反应在阳极发生，由于是在酸性体系中进行的研究，可以认为该反应是Na2S酸溶产生的H2S在阳极上的氧化反应：由该图还可以看出，在阳极电流密度大于7mA／cm2（70A／m2）时，阳极将发生析氧反应。因此，在实际的矿浆电解条件下（阳极电流密度为15～25mA∕cm2），H2S在阳极上的氧化反应并不是主要的。阳极反应主要是Fe2＋的氧化反应。 由于动力学的原因，Fe3＋对S0的氧化很缓慢，说明元素硫在矿浆电解的条件下较稳定。有关的研究工作电表明，在水溶液中元素硫氧化为SO42－、HSO4－的过程极为缓慢。这就是矿浆电解过程能获得较高的元素硫产出率的原因。

砂滤箱常用钢板、木板或混凝土制造，呈方形或圆形（看下图）。箱内放入除泥介质，上层和底层辅设麻袋或草袋类的滤帘，上层滤帘是防止溶液冲散滤层，基层则防止泥质被溶液带走。中间滤层由卵石和细砂组成，选用卵石是为了增大贮液空间。溶液自上给入，净液则从底部排液口排出。    砂滤池应设置两个，以便定时轮换运用，在替换时应将细砂更新。    砂滤池和沉积池相同，由于它们单位面积出产率低，弄清作用差，所以它们常与框式弄清机等合作运用。含金溶液弄清作业经常因滤布被碳酸盐、硫化物以及矿泥沉积物所阻塞，影响正常出产。为消除这些有害影响，应采纳下列办法：    1.缩短含金溶液与空气的触摸时刻，撤销在过滤机与弄清机之间的中间槽。    2.用不含二氧化碳的压缩空气对矿浆进行拌和，以下降溶液中碳酸盐类的浓度。    3.用酸作为纯作剂铲除滤布、管道及金属部件上的碳酸盐沉积。    4.用1～1.5%洗刷滤布，以消除碳酸盐沉积。

硫化镍直接电解阳极化学成分是复杂的,由于熔铸阳极的原料是二次镍精矿和,因此不可避免含有大量的杂质,如铁、铜、钴、铅、锌等。杂质在硫酸盐和氯化物体系的电解液中，与外长一道溶解进入溶液。由于镍电解的阴极过程本身脱除杂质的能力有限,为了防止杂质元素在阴极上析出，产出合格电镍，在生产上采用隔膜电解槽，将阴极液和阳极液分开，同时，阳极液必须经过净化处理，除去杂质,得到相当纯净的电解液(阴极液)才能送去电解。硫化镍阳极电解精炼的阳极液和阴极液的化学成分如下表所列。   表9—1   硫化镍直接电解的阳极液和阴极液的化学成分（g/L）工厂电解液NiCuFeCoZnPbPHⅠ工厂阳极液 阴极液﹥70 ﹥700.4～0.8 ≤0.0030.2～0.6 ≤0.0040.1～0.25 ≤0.0020.001～0.0015 ≤0.000350.001～0.002 ≤0.00031.5～2 4.6～5.0Ⅱ工厂阳极液 阴极液﹥60 60～650.9～1.0 0.00030.1～0.3 0.00060.1～0.6 0.0015﹤0.0015 0.00030.002～0.004 0.000082.5～3 2～2.5Ⅲ工厂阳极液 阴极液﹥60 60～700.4～0.6 ﹤0.00030.06～0.1 ﹤0.00050.06 ﹤0.0010.0004～0.0006 ﹤0.00030.007～0.008 ﹤0.000051.5～2 2～2.5     工业上使用的电解液净化方法有离子沉淀法、置换法、有机溶剂萃取和离子交换法等。

河南某金矿属层控型矿床，该矿区地质构造复杂，褶皱、断裂发育，岩浆活动频繁强烈，受热液接触变质及交代作用，蚀变矿化普遍而强烈。远景储量可观。矿石嵌布以微细粒为主，主要以裂隙金、包体金、粒间金的形式分布在黄铁矿、毒砂等金属矿物中。黄铁矿和毒砂是金的主要载体矿物。矿石类型主要为黄铁矿型和石英白云石黄铁矿蚀变岩型。按矿石中矿物的相对含量来说，矿石中的金属矿物以硫化物为主，黄铁矿占绝对优势，其次为毒砂。通过选矿多方案试验研究，采用粗磨—混合浮选—再磨—金硫分离的工艺，取得的试验指标为金精矿产率12.42%，金品位55.2g/t，金回收率80.56%，其中含硫51.52%，含砷1.68%。 一、矿石性质 （一）矿石类型与矿物组成 矿石自然类型为黄铁矿型和石英、白云石黄铁矿蚀变岩型。矿石的结构主要为次生交代结构、结晶粒状结构、鳞片粒状变晶结构。矿石的构造有褶皱构造、块状构造、条带状构造、浸染状构造等。矿石中主要矿物组成及含量见表1。 表1  矿石中主要矿物成分相对含量(%)（二）矿石化学组成 原矿化学分析结果见表2，铁物相分析结果表3。 表2  原矿化学多项分析结果(%)表3  原矿中铁元素的物相分析结果(%)（三）矿石中主要矿物特征 自然金、银金矿的粒度一般在0.1～0.005mm之间，与金属硫化物共生关系密切，主要以裂隙金、包体金、粒间金的形式分布在黄铁矿、毒砂等金属矿物或脉石矿物中。 黄铁矿是矿石中含量最多的金属矿物，也是矿石中主要的金属硫化物之一，约占矿物总量的36%。黄铁矿主要呈自形、半自形晶粒状产出，部分呈他形晶粒状产出，立方体自形晶黄铁矿常见。粒度粗细不均，最大粒度2～5mm，细粒黄铁矿5～10μm。一般粒度分布在0.07～2mm之间。大于0.074mm的约占86%，0.074mm以下仅占14%。受构造作用影响黄铁矿裂隙较发育，自然金、银金矿往往嵌布在黄铁矿的裂隙中。黄铁矿与金矿物密切嵌生，是金的主要载体矿物之一。 毒砂是矿石中的主要含砷矿物，呈自形、半自形晶或他形晶粒状产出。柱状、菱柱状自形晶常见。毒砂粒度粗细不均，粗粒可达1～3mm，细粒为10～20μm，一般粒度为0.1～2mm。毒砂与黄铁矿、自然金、银金矿、方铅矿以及石英、碳酸盐等脉石矿物密切伴生，常呈自形或半自形晶粒状被包裹在较粗的黄铁矿中，也有些与黄铁矿连生嵌布在脉石中，或在脉石中独立产出。毒砂也是矿石中的主要载金矿物之一。脉石矿物以石英为主，常常充填在黄铁矿的裂隙中，或交代黄铁矿构成“文象”结构。见有少量的微细粒金矿物被包裹在石英中。石英的粒度一般为0.03～1mm。石英、绢云母、白云母以碳酸盐矿物与黄铁矿、毒砂等金属矿物密切共生，形成浸染状、条带状矿石。 二、选矿试验研究 （一）工艺流程的选择 矿石中金的主要载体矿物是黄铁矿和毒砂，且金与黄铁矿及毒砂关系密切，金的嵌布特性表明金嵌布粒度微细，以裂隙金、包体金和粒间金为主。根据原矿性质及我们多年对金矿的研究经验，曾拟订过三种方案：一是优先重选；二是石灰抑硫浮金试验研究；三是先混合浮选，再磨后金硫分离试验研究。但第一种方案虽说精矿有一定的富集，但回收率较低，并存在大量中矿，尾矿中含金2～3g/t，又不能丢弃；第二种方案浮选指标较底，硫的回收还需进一步活化，石灰量大了，金也会受到强烈抑制，且技术经济指标不理想；试验结果表明，第三种方案切实可行，技术经济指标较为合理，因此对该方案进行了详细试验。 （二）混合浮选试验 混合浮选试验的目的是在一段粗磨的条件下，初步将金富集，并抛除大量尾矿。 混合浮选进行了调整剂种类及用量试验、磨矿细度试验及捕收剂用量试验等，在这基础上确定混合浮选最佳工艺条件，推荐工艺流程及条件见图1，其试验结果见表4。 表4  混合浮选闭路试验结果(%)图1  混合浮选推荐工艺流程 （三）混合浮选精矿金硫分离试验 虽然金硫混合浮选试验金精矿回收率高，但金品位较低。从原矿鉴定可知，矿石中金的原生嵌布粒度以微细粒金为主，因此只有通过再磨使金得以进一步解离，抑制硫矿物浮选富集金精矿，这样可以提高金精矿的品位。混合精矿金硫分离试验工艺流程及条件见图2。图2  精矿金硫分离试验工艺流程及条件 试验采用的样品为混合浮选闭路试验制取的粗精矿。分别进行了石灰抑硫用量试验，捕收剂条件试验及磨矿细度试验。 1、金硫分离抑制剂试验 经试验确定，采用有效而廉价的石灰作抑制剂。固定条件：磨矿细度－320目86%，一段浮选、二段扫选药剂用量相同，丁基黄药10g/t，2号油10g/t。试验结果见图3。图3  金硫分离抑制剂试验结果 试验表明，采用石灰可有效地抑制硫，综合金的品位和金的回收率，适宜的石灰用量(对原矿)为1kg/t。 2、混合粗精矿金硫分离磨矿细度试验试验(结果见图4)表明，通过再磨可使金进一步解离，从而有利于浮选提高金精矿的品位，降低了硫中的含金量。综合金的品位和金的回收率，试验适宜的磨矿细度为－320目占86%。图4  混合粗精矿金硫分离磨矿细度试验结果 3、混合粗精矿金硫分离捕收剂种类及用量试验 试验固定条件：CaO用量(对原矿)1kg/t，磨矿细度－320目86%。其它条件及结果见表5。 表5  混合粗精矿金硫分离捕收剂种类及用量试验结果试验表明，采用混合药剂虽然选择性好一些，但捕收能力较弱，金的回收率较低。而丁铵黑药的价格也较昂贵，因此采用单一捕收剂丁黄药即可，只需添加少量就可有效地实现金硫分选。 4、混合浮选金硫分离综合条件试验 试验最终综合工艺流程及条件如图5所示。最终得到产率为12.42%、品位为55.20g/t的金精矿，金回收率为80.56%。其中含硫51.52%，含砷1.68%。图5  混合浮选—金硫分离最终工艺流程及条件 三、结语 1、采用混合浮选—混精再磨—金硫分离的工艺是处理此种高硫含砷的含金难选矿石较为适用的处理办法。 2、采用一次粗选、两次扫选、一次精选的闭路混合浮选试验，可以从含Au 8.45g/t，含S高达20.5%，含As 1.94%的矿石中，获得产率为43.20%，含Au 18.82g/t，含As 3.94%，金回收率达到95.59%的混合精矿；经过再磨，金硫分离工艺，可以获得产率为产率12.42%，金品位55.2g/t，回收率80.56%的金精矿，其中含硫51.52%，含砷1.68%。 3、对高硫含砷难选金矿石试验得到的金精矿经冶金浸金试验，金的浸出率大于95%，因此该工艺对该矿的合理开发利用具有一定的指导作用。 4、经过选矿试验多方案比较，粗磨—混合浮选—再磨—金硫分离的工艺处理该矿取得了理想的指标，并且该工艺具有流程简单、易于操作以及适应性强等特点，工艺流程合理可行。

电解铜含铜量不同，将电解铜分为几个不同的型号。在国际上，电解铜含铜量都具有非常详细的规定，以便于我们的日常使用和交易。电解铜现如今已经成为人们日常生活中继铝之后应用最为广泛的金属，在人们的日常生活中和工业生产中起到了不可替代的作用。    电解铜含铜量的不同，可将电解铜分为：1#电解铜、2#电解铜等。    1#电解铜是标准阴极铜。根据国标GB/T467-1997标准阴极铜规定，铜加银含量不小于99.95%。2#电解铜规定，铜的含量不少于93-95%。    电解铜即是所谓的“再生铜”,这种铜的内部所含杂质最多,价格自然最廉,因此许多便宜的动力线,或是音响用线均由此种“电解铜”制成。一般用在音响上的线材,都会经过精练的手续。也由于“电解铜”未经过这个过程,所以会含有许多不明杂质,如果用在音响线上,会因每批铜材所含电解铜含铜量不同,而产生不可控制的声音走向。    铜具有优良的抗海洋生物附着能力，在舰船建造和海洋工程中被广泛的应用，包覆铜镍合金的船壳可以提高船速，减少燃料消耗。根据电解铜含铜量不同，电解铜的作用也是不同的。铜对环境是友善的，各种细菌在铜制品表面不能存活，铜的许多有机化合物，是人类和植物生长所不可缺少的微量元素，因此铜制品在建筑行业中广泛应用，在供给人类饮用水的输送管路中，明显优于其它路材料，铜在PH值大于6.5的水质中将有腐蚀现象发生，Cl-1、SO4-2、CO3-2离子浓度越高、温度越高，电解铜含铜量越少，铜的腐蚀将加剧，主要腐蚀类型有点腐蚀、溃蚀、应力腐蚀等。     更多关于电解铜含铜量的资讯，请登录上海有色网查询。 

盐湖沉积锂矿床是锂的重要来源，在美国、智利、苏联、玻利维亚和我国,这类资源十分丰富。从沉积锂矿床中提取锂化物采用的是化学法或化学—浮选联合法。     早在1936年美国就采用化学—浮选联合工艺从西尔斯湖卤水中生产锂盐。西尔斯湖位于美国加利福尼亚州境内,其卤水含钾、钠、硼和锂等多种有价元素,锂是作为副产品回收的。该工艺的主要过程为:将卤水抽到预热器中加热到50℃,然后送到具有强循环和对流运动的蒸煮器中,蒸煮器的温度为：一室500℃、二室85℃、三室120℃。经蒸煮由卤水中结晶出KCl、Na2CO3、Na2SO4和Li2NaPO4,接着进行水力分级,KCl结晶粗大,进入底流,Na2CO3•Na2SO4和Li2NaPO4呈悬浮状进到溢流，经浓缩、过滤进入滤饼中。此后将滤饼调成浓浆，用脂肪酸处理后加入热碱溶解,结果Na2CO3•Na2SO4大部分溶解，而Li2NaPO4晶体表面因脂肪酸皂覆盖而不溶,往矿浆中加入起泡剂并通入空气,在浮选机中将Li2NaPO4作泡沫刮出，尾矿进一步处理以回收苏打。泡沫精矿给到沉淀槽中并加热到60℃，再一次溶解Na2CO3•Na2SO4，最后进行过滤、烘干，得到含Li2020~22%的锂精矿，回收率90%。     另外一种工艺就是化学法，即将卤水在晒场上蒸发，钠盐和钾盐沉淀析出，氯化锂浓度提高到6%左右,然后将其送入工厂,用苏打灰法将氯化锂转变成碳酸锂固体产品。

近年来，很多齿轮钢用户提出了硫含量≥0.015%、[Al]含量≥0.020%的下限要求，这是为了改善钢的切削加工性能以及保证钢的晶粒度要求。　　这给连铸生产出了个难题，尤其是小方坯极易发生结瘤事故。为此，在精炼操作中要做好脱氧工作，注意钙处理的量，并注意好喂线的顺序和时机，做到既满足Al2O3充分变性，又不致有过多的Ca与S反应生成CaS。此类钢种在连铸过程中要特别做好防止二次氧化的工作：大包-中间包长水口+氩封，浸入式水口+黑渣面操作。