钨原料大幅上涨，大大增加了我司生产钨丝的成本，公司决定自2010年5月17日起，钨丝价格上调20元/公斤.特此通知!!调整后价格如下：                                钨丝JT88    0.75mm-1.0mm            RMB340元/公斤                                钨丝JT99    0.75mm-1.0mm            RMB400元/公斤                                钨丝W31     0.4mm                    RMB430元/公斤                                钨丝W91     0.4mm                    RMB480元/公斤                                钨丝EIB     0.4mm-0.8mm             RMB1000元/公斤钨丝的电阻率是5.3*10^-8，钨的熔点高，电阻率大，强度好，蒸气压低，是所有纯金属中制作白炽灯丝的钨丝最佳材料。但钨的硬度大且脆，很难加工。当电流通过钨丝被加热到一定温度，钨丝的电阻值也就增加到一定值(一般金属丝的电阻值随温度升高而增加)。在常温下此物电阻应为1370℃-2000℃但是当钨丝的横截面积长度发生改变时此电阻值既会变化。1909年，库利奇发明了钨丝的加工工艺，为白炽灯泡的生产和推广起了决定性的作用，其基本原理一直沿用到今天。钨丝除少量用作高温炉的发热材料、电子管的热子和复合材料的加强筋等外，绝大部分都用于制作各种白钨丝炽灯和卤钨灯的灯丝以及气体放电灯的电极。对用作气体放电灯阴极的钨丝或钨杆，为降低其电子逸出功，须加入0.5～3％的钍，称为钨钍丝。由于钍是一种放射性元素，污染环境，故有用铈来代替钍作成钨铈丝或钨铈杆的。但铈的蒸发率高，所以钨铈丝或钨铈杆只能用于小功率的气体放电灯。 　　钨丝一旦经高温使用发生再结晶以后就变得很脆，在受冲击或震动的情况下极易断裂。在一些要求高可靠性的电光源产品中，为防止灯丝的断裂，常在掺杂钨丝中加入3～5％的铼，称为钨铼丝，它可以使钨的延脆转变温度下降到室温或室温以下。这是一种很奇特的铼效应，至今还未发现一种元素能代替铼，在钨中产生同样效应。 　　钨在常温下有较好的耐酸、碱能力，但在潮湿的空气中易被氧化，所以细钨丝不能在潮湿环境中贮存过久。另外钨在1200℃上下就开始与碳起反应生成钨的碳化物，所以对灯丝的烧氢处理要注意这个问题，否则钨与其表面的石墨润滑剂起反应，则灯丝就要变脆断裂。钨丝价格或是其他相关产品的报价，请登入上海有色网查询ww.smm.cn。 

钨丝将钨条锻打、拉拔后制成的细丝。主要用于白炽灯、卤钨灯等电光源中。用于灯泡中作各种发光体的钨丝，还需要在冶制过程中掺入少量的钾、硅和铝的氧化物，这种钨丝称为掺杂钨丝(DopedTungstenWire),也称作218钨丝或不下垂钨丝(Non-sagTungstenWire)。现在的钨丝一般是各种拉丝模拉制的。主要用途是制造灯丝和高速切削合金钢，也用于光学仪器，化学仪器等方面。钨丝的电阻率是5.3*10^-8，钨的熔点高，电阻率大，强度好，蒸气压低，是所有纯金属中制作白炽灯丝的钨丝最佳材料。但钨的硬度大且脆，很难加工。当电流通过钨丝被加热到一定温度，钨丝的电阻值也就增加到一定值(一般金属丝的电阻值随温度升高而增加)。在常温下此物电阻应为1370℃-2000℃但是当钨丝的横截面积长度发生改变时此电阻值既会变化。1909年，库利奇发明了钨丝的加工工艺，为白炽灯泡的生产和推广起了决定性的作用，其基本原理一直沿用到今天。钨丝的生产大都用仲钨酸铵 （APT）作原料。一般的工艺过程是将仲钨酸铵在 500℃左右的空气中焙烧成钨丝三氧化钨,或在450℃左右的氢气中轻微还原成蓝色氧化钨。制作白炽灯灯丝的钨丝需要在三氧化钨或蓝色氧化钨中掺入少量的氧化钾、氧化硅和氧化铝，三者用量总和不超过1％,这就是巴兹在1922年发明的钨丝掺杂工艺。经过掺杂处理的钨的氧化物用氢气还原成金属钨粉。还原过程一般分两步进行:第一步在630℃左右还原成二氧化钨（棕色氧化钨）,第二步在820℃左右还原成金属钨粉。两步还原的目的是使掺入的钾充分发挥作用和控制粉末粒度。这样取得的掺杂钨粉再在一种特制的模子中压制成细长的方条。把方条在氢气中通电，用自电阻加热(温度达3000℃左右)的方法进行烧结，烧结后钨条的密度可达到理论值的85％以上。这种钨条便可以用旋锻方法加工成直径为3mm左右的钨杆,然后进一步用模子拉拔的方法加工成各种不同粗细的钨丝。例如220V、15W的白炽灯用的钨丝直径约为15µm，而 10000W的溴钨灯用的钨丝直径约为1.25mm。更细的钨丝如 220V、10W的白炽灯钨丝直径约为12µm，则要采用电解腐蚀的方法来制作。 　　当钨丝的直径达到微米级时，用常规的卡尺很难精确地测定其直径。因此,国际上通常将直径在0.2mm以下的钨丝用其切长为200mm丝段的重量来表示丝的粗细,例如上述15W白炽灯钨丝的直径可以用0.679mg/200mm来表示。钨丝除少量用作高温炉的发热材料、电子管的热子和复合材料的加强筋等外，绝大部分都用于制作各种白钨丝炽灯和卤钨灯的灯丝以及气体放电灯的电极。对用作气体放电灯阴极的钨丝或钨杆，为降低其电子逸出功，须加入0.5～3％的钍，称为钨钍丝。由于钍是一种放射性元素，污染环境，故有用铈来代替钍作成钨铈丝或钨铈杆的。但铈的蒸发率高，所以钨铈丝或钨铈杆只能用于小功率的气体放电灯。 　　钨丝一旦经高温使用发生再结晶以后就变得很脆，在受冲击或震动的情况下极易断裂。在一些要求高可靠性的电光源产品中，为防止灯丝的断裂，常在掺杂钨丝中加入3～5％的铼，称为钨铼丝，它可以使钨的延脆转变温度下降到室温或室温以下。这是一种很奇特的铼效应，至今还未发现一种元素能代替铼，在钨中产生同样效应。 　　钨在常温下有较好的耐酸、碱能力，但在潮湿的空气中易被氧化，所以细钨丝不能在潮湿环境中贮存过久。另外钨在1200℃上下就开始与碳起反应生成钨的碳化物，所以对灯丝的烧氢处理要注意这个问题，否则钨与其表面的石墨润滑剂起反应，则灯丝就要变脆断裂。 

预计2010年后，电铅价格必定会有所提升。这是因为中国铅用量的增长将会超过产量增长，这将进一步使得中国的铅出口下降，届时电铅价格肯定会上涨。由于国内市场铅价的增幅高于LME，因此中国的铅生产商更愿意在国内市场上销售。                      据最新发布的中国海关的统计数据显示，中国未加工铅出口在今年前8个月内下降了1％而至310626吨，而进口却提高了16％而至34768吨。 2009年中国精炼铅的净出口总量为36.4万吨，比2008年下降16％。                      国际铅锌研究组织称，全球都必须对中国的电铅价格以及铅用量保持密切关注。据国际铅锌研究组织称，2009年，中国是全球第二大铅生产商，同时也是全球最大的精炼铅生产商。至于人民币对美元的升值压力方面，人民币的升值将会提高中国原材料的进口。另一方面，人民币的升值也会打击包括铅锌在内的中国的出口，但预计金属用量的高速增长将能够消化原本用于出口的金属。                  

上海有色网为您提供资讯，电镍价格由于今年国际市场电镍价格一路下跌，造成全市国税收入严重短收，根据目前电镍价格测算，全年预计短收税款19.61亿元。今年以来，金川集团公司主产品电镍价格一路下跌。10月10日，电镍价格从年初的23.93万元/吨跌至12.1万元/吨，再创今年新低。受其影响，金川集团有限公司、镍都实业公司、兰州金属材料事业部3户重点企业，预计到年底短收税款19.95亿元，影响全市税收进度56.04个百分点。根据目前电镍价格测算，后三个月预计入库税收1.3亿元，全年预计完成税收收入15.99亿元，短收19.61亿元更多关于解镍市场深度调研资资料和数据，汇合业内权威咨询结果撰写而成，重点研究中国电解镍行业产品、产业链、市场、企业、政策等几大方面的真实情况；报告具体研究领域涵盖产品类别、市场容量、产销规模、价格行情、技术特点、原材料供应、消费群体、消费结构、地区格局、进出口、品牌竞争、企业竞争、产业政策、投资规模、盈利预测、行业前景等各个方面，是关注电解镍行业的已进入、未进入企业和资本机构必备的参考资料，对投资者具有极好的参考价值。请登入上海有色网，电镍价格不再是烦恼。

电积就是电解沉积。它与电解精炼的不同点，在于所用阳极不同。电解精炼所用的阳极是可溶阳极，它是用粗金属做成的，通电电解时，阳极逐渐溶解。而电积用的阳极是不溶阳极，通电电解时，阳极并不溶解，只是让电解质中的欲提取金属在阴极上沉积，达到提取金属的目的。例如锌的电积就是用铅板做成不溶阳极，对浸出过程中所得到的硫酸锌溶液进行电积，以便使溶液中的锌在阴极上沉积出来。

红铜比重简述   材料称号 比重（单位103g/mm3） 结构钢 7.85 铸钢 7.8 灰铸钢 6.87.2 高档铸钢 7.07.6 可锻铸钢 7.27.4 硬质（钨）合金 13.914.9 钛钨合金 9.512.2 铝 2.77 红铜 8.89 镍 8.9 锡 7.3 铅 11.34

基本原理    电积运用不溶（慵懒）阳极，在电积进程中一切堆积在阴极上的铜都来历于铜溶液，溶液铜浓度不断下降。电解和电积进程的阴极反响是相同的，可用下列方程标明：                                        Cu2+＋2e —→ Cu可是，硫酸铜溶液电积进程，阳极反响是生成氧气：                                               1                                    2OH- —→ ——O2 + H2O + 2e                                               2    电积的总槽电压在1.9~2.3V之间。槽电压乘以复原每吨铜所需的电量就是所耗费的直流电能，再考虑到整流的功率，电积It铜的电能耗约为2000~2700kW·ho    铜电积本来也都选用薄铜始极片作为阴极，20世纪80年代以来，澳大利亚蒙特·阿沙矿业公司的电解铜厂首要直接运用不锈钢母板为阴极，十多年来许多铜电积厂也都纷繁应用于出产。现在都已选用蜕变Pb-Sn-Ca合金，各家成分略有出入，含Pb 93%~98%、锡1%~2%、钙＜0.1%。在电解液中参加100~200mg/L的钴离子能够和铅氧化物一同构成活化中心，有利于下降氧气分出的超电位。也有助于构成结实的氧化物，削减含铅微粒。    影响电能耗费的要素    电解液成分    电解液成分对电导率有直接影响，反萃液一般含铜40~50g/L，硫酸140~170g/L，电阻率达0.6Ω/cm，比可溶阳极电解液的0.2Ω/cm高得多。    电解液中的某些离子参加电极反响，能引起额定的电能耗费。其间最首要的就是铁，Fe2+在阳极氧化成Fe3+，Fe3+分散到阴极又复原为Fe2+，这样的重复的氧化-复原进程构成电流损耗。如某厂电解液含Fe3＋3g/L、Fe2+4g/L，电流功率77%；而另一家厂电解液含Fe3+0.3g/L，Fe2+0.9g/L,电流功率大于90%。    假如料液中含有锰，经夹藏进入电解液，能在阳极上氧化为高氧化态的锰，乃至高锰酸。当再与有机相触摸时，能氧化萃取剂，生成具有表面活性的物质，推迟分相时刻，导致乳化和加重相间物的生成。如电解液中有亚铁离子就或许复原高价锰，防止对有机相的损伤。因而，许多厂在电解液中保持1酬L左右的总铁含量[1]。    氯离子进入电解液也会发作不少问题，如腐蚀阳极板，乃至分出，恶化车间环境，腐蚀设备。因而必须在萃取段严加操控，采纳办法，下降有机相中的水相夹藏量，乃至添加洗刷段等。电解液中的氯离子不该超越30mg/L。    杂散电流    电解车间中活动于铜电解之外的电流总称杂散电流。尽管在规划电解车间时现已采纳了许多办法加强电解槽、导流排、泵等导体之间的绝缘，可是，假如绝缘体被电解液站污，仍或许导致漏电，发作杂散电流。    削减杂散电流的办法，一是在电路安排上选用两个回路，中间接地，下降总电位差。别的，在装备电解槽的给液管和回流管时，要根据槽列的电位图，将两者之间的电位差降到最低。    影响铜质量的要素    电解液中杂质的行为    通过溶剂萃取的电解液在组成上比可溶阳极电解液纯度高，特别是不含砷、锑、秘等杂质。并且，即便含有一些其他金属离子，如Fe3+、Fe2+，电极电位远在铜之上，在铜电积时不会分出影响铜的质量。    电解液中的悬浮粒子会对电积铜的质量构成很大损害。悬浮粒子的来历一是电解液过滤时跑滤过来的，也或许是电积时发作的铜或氧化铜微粒，或是来自空气中的浮尘。不过，最首要的来历往往是阳极。不溶阳极简直都是铅合金，电积时表面氧化为硫酸铅或氧化铅，有时会脱落下来悬浮在溶液中，当搬迁并吸附在阴极表面时，就构成了结晶中心，导致在铜板上生长出不同巨细的铜颗粒。    分析标明，这种颗粒的杂质含量往往是基体铜板的几十到几百倍。并且，严峻时，颗粒发育为树枝状，能导致极板之间的短路。[next]    有机相的影响    通过与有机相触摸的电解液难免含有微量有机相，当其含量到达一定量时，会引起阴极堆积的铜变色，尤以阴极板的上部为甚。这种黑巧克力色堆积物叫做“有机烧斑”。在有机烧斑区域内的堆积物性质软弱且呈粉末状，并且在烧斑区域多半会发作杂质固体的严峻夹藏。    研讨标明，有机烧斑是由萃取剂引起的，稀释剂影响不大。有些厂将电解液中的有机相浓度降至5mg/L以下，不过，如能操控在l0mg/L以下，一般也就不会呈现有机烧斑现象了。    电积作业参数    典型的电解作业首要操作参数如下：同极距9.5~10.2cm，阴极表面电解液流速0.12m3/（h·m2），槽温40~46`C。尽管许多厂的电流密度仍在190~240A/m2，可是高的已达320~340A/m2。现在大都溶剂萃剂-电积厂的阴极铜纯度到达99.99%，乃至99.999%，高于可溶阳极法的产品。下表内列出两家大型电积厂的作业参数。 两家大型电积厂的作业参数作业参数圣曼纽尔恩昌加出产能力/t·a-166000167000电解槽数量/个 材料 面料 长×宽×高/（m×m×m） 阳极，阴极数 巡查体系 清槽周期/d 酸雾操控 进液办法188 水泥 PVC 6×1.25×1.4 61，60 红外线 60 聚乙烯小球 底边盘管1120 水泥 Pb，6%Sb，PVC 4.6×1.1×1.4 41，40或61，60 目视 150 ф2cmPVC球 上部进液阳极成分/% 制作办法 长×宽×厚（mm×mm×mm） 同极距/cm 寿数/aPb98.7，Sn1.25，Ca0.06 冷轧 953×1160×6 9.5 10Pb93.9，Sb6.0 浇铸 880×1183×13 10 3阴极材料 长×宽×高（mm×mm×mm） 电积时刻/d 铀板质量/kg不锈钢板 1000×1000×3 7 50铜始极片 950×950×0.8 4~10 23~38电解液富液成分 贫液成分 Co浓度/（mg·L-1） 单槽流量/（m3·min-1） 其他Cu42g/L，硫酸166g/L，41℃ Cu42g/L，硫酸170g/L，43℃ 100 0.2 Fe1.5g/L，Cl12mg/L，Mn 50mg/LCu 45g/L，硫酸136g/L，29℃ Cu 34g/L，硫酸150g/L，42℃ ≤200 0.02~0.3 Fe 0.8g/L能耗电流密度/（A·m-2） 电流功率/% 槽电压/V 槽电流/kA 吨铜直流电耗/kW·h00~300 93 >1.9 25~36 1900150~180 86~88 2.0 14~48 2000     表中所列两家厂的铜产品质量都很好，杂质含量（10~4%）：玛格玛公司的圣曼纽尔厂，Pb＜1，S为2~3，Fe为2，Ni＜1，其他≤1；赞比亚恩昌加联合铜业公司（ZCCM），Pb≤10，S为15，Ca为2，Fe为10，Si为30，Ag为5，其他≤3。    别的需求提及的是许多电积新技术正在研讨开发之中，值得注意，比方流态化电解槽等，不过，现在实验规划都还比较小。可是，最近有一种称作EMEW的筒状电解槽现已在澳洲进行试出产，操作状况和作用没有见具体报导。

1、流态化炉床能率和脱硫率的计算    流态化炉床能率即每天每平方米炉床面积焙烧的精矿量。它取决于泫态化床层的直线速度和每吨精矿所需的空气量，按生产穴际数据计算：      流态化焙烧脱硫率可根据精矿含硫量及所确定的低锍品位计算求得，一般按下式计算： [next]     流态化焙烧过程主要技术参数如下表。        表中     流态化焙烧过程主要技术参数序号名称单位数值备注1炉床面积m29(7.5)　2床能化高度t/(m2.d)～130　3流态化高度m1.4～1.7　4流态化温度℃650±20　5床层直线速度m/s2.56～2.85　6风眼率%1.33　7鼓风量（标）m3/h21000～23000　8鼓风压力Pa～1.5×103　9入炉空气温度℃常温　10入炉物料平均粒度mm2最大8mm11入炉物料含水量%6～8　12总烟气量（标）m3/h24500～28000　13烟气出口温度℃～650　    焙烧过程放出大量的热，能维持温度600～700℃,通过自动控制可使床层温度波动范围为±20℃,生产中控制床层温度(650±20)℃。流态化炉瞬时调节温度的手段有:①保持风量一定,改变给料；②用冷却后的焙烧产物或石英石返回流态化床层；③往流态化床层喷水降温等。流态化床层高度对焙烧效果有一定的影响,适当增加床层高度可以提高流态化床层的稳定性,增加物料在炉内的停留时间,有利于达到反应转化率要求,保证产品质量。若床层过高，阻力增大,将增加动力消耗。生产中控制流态化床层高度为1.4～1.7m。床层直线速度是实现床层线速度应大于颗粒最小临界速度,但也一色小于颗粒的带出速度,一般常取W操作=(0.25～0.6)W带出。生产中对平均粒度2mm的入炉颗粒,取线速度2.56～2.85m/s；床层高度1.5m左右是,床能率过到130t/(m2.d)左右,烟尘防御性为30%～90%（当制粒焙烧时，烟尘率可降到5%～24%）。

电解红铜阐明  高纯度，安排细密，含氧量极低。无气孔、沙眼、疏松，导电功能极佳，电出的模具表面精度高，经热处理技术，电极无方向性，合适精打、细打，功能与日本三宝红铜适当，多少钱更实惠，是代替进口红铜的首选产品 Cu≥99.95%     O ≤0.003    导电率98%IACS    硬度≥85HV

锌电积的电化学反响    在电积液中仅存在硫酸锌、硫酸和水时，依据电离理论发作如下电离反响：                                ZnS04 ==== Zn2+ ＋ S042-                   （1）                                 H2SO4 ====2H+ ＋ S042-                             （2）                                   H2O ==== H+ + OH-                              （3）    当通入直流电时，阳离子移向阴极，带正电荷的Zn2+承受两个电子在阴极上放电变成元素锌，并在阴极表面以结晶状况分出。    阴极反响：                       Zn2++2e —→ Zn↓                     （4）    一同阴离子移向阳极，带负电荷的OH-失掉两个电子在阳极放电，并分出氧气。    阳极反响：                  20H- - 2e ==== H20 ＋ 1/2O2                      或                            H20 - 2e ====1/2O2＋2H+                         （5）    总的电极反响式为：                                      直流电                            ZnS04＋H20 ——→  Zn↓＋ H2S04 ＋1/2O2          （6）    为了深化了解锌电积进程，下面别离评论工业电积槽内阳极和阳极上发作的电化学进程。    阳极进程    A  铅阳极的溶解与维护    现在工业上大都运用含银0.5%～1.0%的铅合金板作不溶性阳极。对运用前未镀膜的阳极而言，通电后，在发作正常阳极反响式（5）（Eө＝0.615V）曾经会出现以下几个反响。    首要发作铅的阳极溶解，并构成硫酸铅掩盖在阳极表面上。                    Pb - 2e ==== pb2+               Eө（7）＝-0.126V           （7）                    Pb＋SO42--2e ==== PbSO4          Eө（8）＝-0.356V           （8)    未被硫酸铅掩盖的阳极表面上，铅能够直接氧化成Pb02，即：                    Pb + 2H20 -4e —→ Pb02 + 4H+      Eө（9）＝-0.655V       （9）    跟着金属自在表面挨近彻底消失，会发作如下反响：                    Pb2+ ＋ 2H20 - 2e —→ Pb02＋4H+      Eө（10）＝-1.45V      （10)[next]    待铅阳极基本上被Pb02掩盖后，即进入正常的阳极反响，成果在阳极上放出氧气，而使电积液中H+浓度添加。比较反响（10)与阳极正常反响（5)的平衡电位。好像反响（5)比反响（10）先开端进行，但实践上析氧反响发作在反响（10）基本完成之后。这是因为氧气分出时一般有较大的超电压。    B  氧在阳极上分出的超电压    氧在阳极上分出时超电压的巨细与阳极原料、阳极表面状况及其他要素有关。在一些金属上氧的超电压如下表所列。表1   氧在各种金属上的超电压金属材料Au    Pt    Cd    Ag    Pb    Cu    Fe    Co   Ni超电压/V0.52  0.44  0.42  0.40  0.30  0.25 0.23 0.13 0.12     锌电积在不同条件下，实测的阳极电位如下表所列。从表中可见，氧的分出电位比平衡电位要高，并且随阳极原料不同而有所差异，如用0.7%Ag和2% Ca的阳极时，阳极电位比1%Ag的铅阳极又可下降0.12V，并且腐蚀现象可削减。表2  阳极电位与电流密度及温度的联系电流密度/（A·m-2）铅阳极电位/V铅阳极（1%Ag）电位/V25℃   50℃   75℃25℃   50℃   75℃2002.04   1.98   1.901.99   1.92   1.884002.07   2.01   1.952.02   1.96   1.906002.09   2.02   1.962.03   1.97   1.9210002.12   2.05   1.982.05   2.00   1.94     工业锌电积的进行一直伴跟着在阳极上分出氧气。氧的超电位愈大，则电积时电能耗费愈多。因此应力求下降氧的超电压。因为铅银阳极的阳极电位下降，构成的Pb02较细且细密，导电性较好，耐腐蚀性较强，故在锌电积厂遍及选用。    C  其他阳极反响    在锌电积时，阳极还会发作许多其他反响，如下：        Mn2++2H20-2e —→ Mn02↓ + 4H+               Eө（11）＝1.25V             （11)        Mn2++4H20-5e —→ Mn04-↓ + 8H+              Eө（12）＝1.50V             （12)        Mn2++2H20-3e —→ Mn04-↓ + 4H+              Eө（13）＝1.71V             （13)        C1- + 4H2 - 8e —→ ClO4-＋8H+                Eө（14）＝1.39V             （14)        2C1 - 2e —→ C12                                Eө（14）＝1.39V             （15)[next]    铅阳极反响联系着阳极寿数及阴极锌质量。电积液中的氟、氯是极端有害的。它不只使铅的阳极腐蚀加重，构成电积作业剥锌困难及铅阳极单耗添加，并且还导致阴极锌含铅升高，电积槽上空含氟、氯升高。使操作条件恶化，严峻影响工人的身体健康。所以在工业出产中一般要求电积液中含氟、氯尽或许低。    此外，因为铅及其氧化产品具有不同的体积密度（g/cm3），如铅为0.09g/cm3，Pb02为0.11g/cm3，PbS04为0.16g/cm3，因此铅阳极表面的Pb02层或许存在孔隙，乃至部分掉落。在正常出产条件下，构成PbS04的反响式（8）仍有少数进行。尽管Pb02不溶于水，但PbS04在电积液中有必定的溶解量（见下表）。在工业电积液中，Pb2+含量最高可达5～10mg/L，这样会使阳极寿数缩短，并使分出锌的质量下降。表3   硫酸铅在硫酸溶液中的溶解量硫酸浓度/%不同温度下溶液中PbSO4含量/（mg·L-1）0℃        25℃       35℃         50℃0.52.0         2.5         4.3         11.551.6         2.0         4.0         10.3101.2         1.6         3.8         9.6200.5         1.2         2.8         8.0300.4         1.2         2.0         4.6400.4         1.2         1.8         2.8     在工业出产中，可通过操控电积液中Mn2+浓度来下降分出锌含铅量和减缓铅阳极的化学腐蚀。这是因为Mn2+在阳极上被氧化生成MnO2粘附在阳极表面构成维护膜，阻止了铅的溶解。因此，在锌电积进程中，一直坚持反响式（11）的进行。可是，MnO2在阳极过多地分出，一方面会添加浸出工序的担负。另一方面会引起电积液中Mn2+贫化而直接影响分出锌的质量。    阴极进程    在工业出产条件下，锌电积液中含有Zn2+50～60g/L和H2SO4 120～180g/L。假如不考虑电积液中的杂质，通电时，在阴极上仅或许发作两个进程：    （1)锌离子放电，在阴极上分出金属锌：                                     Zn2+ ＋ 2e —→ Zn                           EөZn2+/Zn = -0.763 + 9.92 x 10-5 TlgaZn2+    （2)氢离子放电，在阴极上放出：                                      2H+ ＋ 2e —→ H2                             EөH+/H2 ＝ 0.00＋19.84 x 10-5 TlgaH+    在这两个放电反响中，终究哪一种离子优先放电，关于湿法冶锌而言是至关重要的。从各种金属的电位序（见表三)来看，氢具有比锌更大的正电性，氢将从溶液中优先分出，而不分出金属锌。但在工业出产中，从强酸性硫酸锌溶液中电积出来的是锌。[next]    为了解说这一现象，首要评论可逆电积进程，即电积时彻底没有极化效果的电积进程。在可逆进程条件下，这两种离子一同放电只要在 EөZn2+/Zn = EөH+/H2 时才有或许。为核算简洁起见，令αH+ =1 = cZn2+，αZn2+ = cZn2+在室温条件下，当EөZn2+/Zn = EөH+/H2 时，就得到：                                        cZn2+  = 1026     因此，H+与Zn2+在可逆进程中，因为Zn2+浓度不或许到达这样大，两者不或许一同放电分出，且因EөZn2+/Zn ＞ EөH+/H2 ，故在阴极上只应该放出。    各种金属的标准电极电位见下表。    但在不可逆电积进程中，即实践电积进程中，离子放电电位的方程式为：                                   EөZn2+/Zn =  EөZn2+/Zn - ηH2                                    EөH+/H2 = EөH+/H2 - ηZn2+式中，ηH2、ηZn2+别离为、锌离子的超电压。    实践电积液为ZnSO4和H2SO4水溶液时，ηH2值在阴极上达很大值，而ηZn2+挨近零，约为-0.030V。因此，电积时可发明必定条件，因为极化效果氢离子的放电电位会大大的改动，使得氢离子在阴极上的分出电位值比锌更负而不是更正，因此使锌离子在阴极上优先放电分出。这就是锌电积技能赖以成功的理论依据。    从以上分析可见，氢的超电压在锌电积实践出产中具有重要意义。影响氢在阴极分出的超电压的主要要素有：    （1)阴极材料及其表面状况；    （2）电流密度；    （3）电积液温度；    （4）参加电积液中的添加剂；    （5）电积液中的杂质等。    关于析氢时的超电压，在工业出产及理论均很重要，已进行过许多的研究工作。下面三个图引用了一些以硫酸溶液作电积液、氢在锌上的超电压与电流密度、电积液温度、中性盐浓度及胶含量之间的联系曲线。 [next]    1905年塔菲尔依据试验成果，提出了塔菲尔公式，指出在浓差极化影响能够疏忽的情况下，氢的超电压与阴极材料及电流密度之间有如下联系：                                      ηH2 = a + blgJ式中，a等于单位阴极电流密度(J=1)时氢的超电压，其值与电极原料、电极表面状况、温度及溶液组成等有关。常数b则与电极原料联系不大。                                      b ＝ 2.3 x 2RT/F     由塔菲尔公式可见，a值改动，氢的超电压就改动，即氢的超电压随阴极原料而定。此外，跟着阴极电流密度的增大，氢的超电压也增大，如表4所示。[next]表4  25℃时氢在不同金属上的超电压电流密度/（A·m-2）AlZnPt光铂AuAgCu1000.8260.7460.0680.390.76180.5845000.9680.9260.1860.5070.83--10001.0661.0640.2880.5880.87490.80120001.1761.1680.3550.6880.93970.98850001.2371.2010.5270.771.031.186电流密度/（A·m-2）BiSnPbNiCdFe1001.051.07471.090.7471.1340.55715001.151.18511.1680.891.2110.710001.141.2231.1791.0481.2160.818420001.211.2381.2351.2081.2461.256150001.21.23421.2171.131.2280.9854     电积液中加胶，能够增大氢的超电压，但胶只能到达必定极限，过火添加胶量时氢的超电压又开端下降。    此外，某些杂质存在对电积进程影响很大。当电积液中存在有较简单分出的杂质（乃至微量）时，这些杂质就会随锌一同堆积且氢在这些杂质上的超电压较在锌上为低，所以引起氢在阴极激烈地分出，并下降锌的产出率。    阴极表面结构状况对氢的超电压巨细有直接的影响。阴极表面愈不平坦，则其表面的实在面积愈大，也就是说真实的电流密度愈小，因此氢的超电压也就愈小。    跟着电积液温度的升高，氢的超电压减小，如表5所示。这就是因为塔菲尔公式中的a值减小了。表5   在当量浓度的硫酸溶液中不同温度时氢在锌上的超电压  （V）电流密度/（A·m-2）温度/℃20             40             60             803001.140          1.075          1.050         1.0405001.164          1.105          1.075         1.07010001.195          1.145          1.105         1.095     因为氢的标准电极电位比锌要正得多，加上在实践电积进程中影响氢的超电压的要素许多，因此在工业出产条件下总不可避免地有氢分出。的分出（工业出产中也称“烧板”）是工业锌电积中常常遇到的技能难题。严峻时乃至不分出锌片。所以锌电积技能的成功运用在很大程度上有赖于设法坚持高的氢超电压，使析氢反响尽或许少发作，以使析锌的反响仍能具有足够高的电流效率。

（一）流态化焙烧炉的结构入烘炉、开停炉    1）流态化焙烧炉结构    见图4，炉子是圆形二段扩大型，炉顶中央排烟，包括下料溜管、溢流口、底排料口、风帽、风箱、空气分布锥、供风管道及炉砌体等几部分组成。两段扩大主要是为了缓冲炉内物料的上升速度，降低烟气中的含量，且能将烟气流速控制在合适的范围内，以利于旋涡收尘。    风帽采用顶侧部下吹式，其优点是能够良好地分散空气，且由于空气是由下向上流动，所以能将底部物料吹起，避免沉积；还能够避免物料通过风帽漏入风箱。其结构如图5所示。[next]    2）烘炉    对于新砌炉而言，其开炉前的烘烤是非常重要的，烘炉是否成功关系到炉砌体寿命的长短，因此在烘炉时必须按升温曲线（见图6）进行。在烘炉过程中，应及时记录热电偶指示的温度，并细致观察砌体的膨胀情况和拱顶的变化情况，以及其他不正常的情况，当炉子的某些部位发生故障而影响正常升温时应进行保温，待故障消除后，再继续升温。    3）开停炉    在讨论流态化炉的开停时，应区分这样三种概念：①新砌炉的开炉；②计划开炉和停炉；③正常操作过程中的开、停炉和死炉的开停炉。   （1）开炉前的检查。开炉前应做好各项准备工作，全面检查炉体、仪表、供风、排烟及给料、排料系统是否具备开车条件，如有问题应立即组织有关人员处理。    ①炉本体。由炉长亲自检查炉内风帽风眼是否畅通，如有堵塞现象，立即逐个扎通。各风帽是否固定，如有松动，应打开风箱，进行紧固处理。油路、风路、汽路是否畅通无阻，阀门是否开关灵活，不泄漏（注:适用于新砌炉的开炉）。热电偶套管螺丝是否拧紧，垫圈是否垫好。分料器是否能将炉料    ②供风系统。由炉长配合高压鼓风机岗位工检查，检查高压鼓风炉是否具备开车条件；检查进出口阀及放空蝶阀（煤气阀）是否漏风。应采取各行业列含义骤进行调试L：首先打开煤气阀上部观察孔盖板，然后电动闸板向关闭方向进行，观察闸板上沿至密封槽距离20mm时停止电动，打开手动摇轮中央的离合器，用手动继续关闭闸板直至手动摇轮无法继续运转，然后交手动摇轮向相反方向旋转5～9圈，此时请电工调整关闭限位开关，合上离合器，用电动试运行几次，如果正常则盖好观察孔盖板并密封好，整个调试过程完毕。    ③排烟系统。由司炉工配合收尘工继续 检查：炉顶出口至电收尘之间的烟道、收尘设施、积灰斗及溜灰 管有无堵塞现象，圆盘阀是否灵活好用；详细检查高温排烟机是否具备开车条件，烟气总管道上的仪表蝶阀及排烟机进出口阀门是否开闭灵活；利用冷态开车状态下检查烟气系统的漏风点，发现漏风点应立即处理。[next]    ④上料系统。同上料系统岗位工配合，检查上料系统各设备是否正常。应采取“逆向开车”的方式进行试车，确保设备正常，并同时注意运输杂物不得进入炉顶料仓；司炉工应对炉顶料仓内的积米有充分的感性认识，应掌握物料的水分、粒度等物理性质、化学性质，做到心中有数，以便采取相应的操作方式，运用合适的技术条件。    ⑤排料系统。炉长应亲自检查底部排料阀是否灵活好用，开关是否灵活，检查底料管及溢就绪管是否畅通无阻。    ⑥仪表系统。由炉长与仪表工一起，详细检查仪表指示及记录是否准确，并进行鼓风空试，观察压力表及风量表是否正常。   （2）流态化炉的开炉    ①铺底料。流态化炉在新垂炉时，一般用焙砂或生精矿 与石英砂约1:1的混合物料作底米。底料中粉料太多或含 硫量太高，升温过程容易烧结，底料层太薄，不容易形成流态化床。第一次铺料厚度为200～250mm。铺完底料后，应鼓风冷试，其目的是不了在空气分布板上形成初试流态化床层，并检查炉内流态化情况。当鼓风冷试时，停风后料面平坦，旋涡均匀，证明进风均匀，流态化良好，否则要处理，直至合格为止。    ②点火升温。当炉内底料铺好后，各项准备工作完成，即可开始烤炉升温，升温的目的是对炉料面情况，防止有结块产生，4～5h后铺第二次底料，使料层总厚度达到400mm以上时，便可风翻料，并加干精矿，温度上升至正常操作温度，炉子便转入正常。   （3）快速开炉法    当流态化炉计划停炉后开炉及死炉后开炉时，通常采用快速开炉法，采用这个方法的条件是，必须有一台流态化炉系统在正常运行，此时待开的炉子可引用正常运行的炉子 产出的热焙砂铺入炉内至地方病度为400～500mm后鼓风加料转入正常，只要开高投料即可很快转入正常运行，使开炉简单而又省时，缺点是劳动强度较大，且工作环境恶劣。   （二）流态化焙烧的正常过程    流态化炉正常操作主要是参照床层压降和温度，在风量一定的情况下来调节矿量。在操作中，既要掌握炉子运行的全面情况，又要养成对各项指标综合分析的习惯。其操作要点概括如下：    一认真：认真抓好原料质量；    二看：看温度操作，看压力操作；    三勤：勤检查、勤联系、勤调节；    四不准：不准正压操作，不准大风量大料量操作，不准断料高温操作，不准大手大脚调节。    应严格遵守焙烧过程的工艺制度，否则将会形成恶性物质循环，影响生产的正常运行。[next]    下面，就主要的操作条件的控制综述如下：   （1）鼓风量。目前流态化炉所用的鼓风量指示是在鼓风管道上装孔析流量计通过动圈仪表指示。    一般情况下鼓风量按照 一定的加料量是固定为变的。除因压力变化或电压波动会引起风量波动须及时调整外，固定风量后不需经常调整，但在新开炉或计划停炉后开炉时，应选择较大的风量，这是因为流态化层的料层在新铺好或停留一段时间后其空隙度要比已京戏态化膈的料层空隙度小得多，因而第一次鼓风流态化时所克服此时所形成的最大压力降就不能达到流态化状态，由于沟流现象的发生而造成局部烧结，造成开炉失败。再者，由于目前干精矿粒级相对较大喜以风日量（≥280Nm3/h）同时以排底料配合的方式进行调节 ，往往可以在短期内收到明显的效果。此方法的缺点是烟尘量大幅度上升，增加了旋风收尘器的负担，并且严重污染了环境，造成一定的金属损失。因此不能频繁使用。   （2）流态化床层稳定。在固定鼓风量的重要条件下，流态化床层的温度主要决定于加料的均匀性和化学成分是否稳定。 下料不均匀不仅影响流态化床层温度的波动，而且最灵敏地影响炉气SO2浓度的波动。所以中料的均匀程度可以说是控制操作的主要环节。尤其对于半氧化沪态化焙烧而言，要求的焙烧温度是650～750℃，一旦出现断料情况，温度即会迅速超过控制范围，造 成死炉。因此在操作中，应时刻注意下料情况。另外在正常生产过程中若高温操作，容易使精矿 中低熔点物料软化、熔融，如果突然出现断料情况，炉内物料来不及更新，容易造成烧结。    精矿化学成分的变化也会波及到温度。流态化氧化焙烧过程是自热过程，因此在鼓风量一定的情况下，含 硫的多也会影响到温度的控制。当精矿中含 硫量低于18%时，一般认为焙烧过程将无法进行。此时极易造成冷床死炉。在操作过程中若遇到持续减少料量而温度持续下降或上升缓慢时，应保持料量、精心操作。当含 硫量超过25%时，则烟气温度过高影响排烟机的正常运行，目前采取的办法是在精矿中配入石英，右消除多余的热量，且能够降低熔炼电日记的电单耗。另外，精矿的水分波动大，使得流态化床层温度难于稳定控制。   （3）压力降。包括流化床层的阻力及空气分布板的阻力。压力降是操作中不可缺少的条件，它可以反映出流态化床是否处于正常状态。由于目前所采用的风帽型尚不能根本避免风眼的逐渐堵塞，因此随着风眼的逐渐堵塞造成压力上涨，或底料阀关不严造成压力降的大小波动，一般是因为排底料管有烧结块堵塞造成压力上涨，或底料阀关不严造成压力下降，有时则是因为旋风收尘器严重堵塞后鼓风量下降而压力上升。加料量过大，炉内大颗粒增多，也会造成压力上涨。出现这几种现象可通过排底料，同时检查溢流管是否畅通来调整。压力降的意义除标志流态化床层是否正常外，还可指出风帽的堵塞程度，这一点可以通过压力降的仪表与炉内静止料层的厚度之间的关系来体现。可以近似认为：[next]                  空床压力降（Pa）=压力降的仪表值（Pa）－炉内静料层厚度（mm）    空床压力降即可体现风帽堵塞的严重程度。因此在每次新开炉时应测定空床压力降作为今后操作的参考，并在生产中选用宜的压力降以保证炉内静料层的厚度，此厚度应保证在500～800mm之间。   （4）其他。炉顶温度一般较流化层温度低30～50℃。但也有例外，如果矿尘量过大，则炉顶温度几乎与流态化层温度相等。因现有工艺流程的客观因素所决定，当炉顶温度在700℃以上时，排烟机进口温度则超过400℃，这样将会大大增加排烟机负荷，造成帮障频繁，影响生产。    为保持劳动条件良好，炉膛压力不宜采用正压，但采用过大负压会吸入冷空气，将影响SO2浓度和烟尘质量。因此炉顶的压力保持在－100～＋100Pa。为保证排烟机的正常运行，应设法将烟气入口处的温度降至℃以下，并且应定期停车加油和清洗叶轮。在流态化炉的生产操作过程中，各岗位之间还应紧密配合。皮带运料工应及时掌握物料的物理性质，包括水分和粒度状况，应经常经司炉提供信息，以便掌握适宜的操作条件，保证流态化炉的正常运行。   （三）流态化焙烧过程的事故处理   （1）发生料加不下或其他断料情况应立即停止加炒、料皮带，然后停风，关闭供风、排烟系统蝶阀，再处理加料系统事故，处理完毕，确认能加料时再新开炉。   （2）突然停风。若遇高压鼓风机突然停车而停风，则立即停止加料，并关闭供风、排烟系统管道所有阀门，待高压鼓风机恢复正常后重新开炉。   （3）炉温升高或下降。正常操作过程中，若遇到温度上升太快，超出控制范围，应即检查加料系统是否出故障而不进料，如出故障应立即按断料停炉处理事故，处理完毕重新开炉后，应逐渐调整炉温到控制范围之内。不可操之过急。若流态化层温度下降，在排除了底部沉积后，则必须检查下料量是否失控，如果失控，应立即停炉处理。高整下料量后，使炉温逐渐恢复正常。   （4）压力上升或下降太快。遇到风箱压力上升，应考虑大颗粒沉积，同时参照流态化层底部温度，利用排底料来调整，若遇焙炒仓满而引起的风箱压力增大，应立即停炉，排放焙砂。    若风箱压力下降太快，则考虑以下几个方面的因素：    ①底料过多，造成流态化层内物料减少，压力降低。风箱压力指示不摆动，此时应减少鼓风量和加料量，并根据压力情况渐次调整直至正常。    ②风箱及孔板流量计以后管道漏风，造成压力突然降低。    ③流态化层内情况异常，出现局部穿孔现象，导致压力降下低。[next]    ④取压管堵塞，造成压力降下降，应找仪表工处理。    ⑤风鼓不进炉内且压力降上升，是由于炉床上大面积结块或一级旋涡及二级旋涡严重堵塞等情况出现，应随机应变，立即停炉处理。    若炉顶压力上升，应从以下几方面考虑：    ①比正常操作值过大，应及时检查原因处理，逐渐调整至操作范    ②排烟机抽力减小，应及时与排烟机岗位联系，从收尘车间，排烟机入口蝶阀等几个方面找原因，尽快恢复。    ③收尘高施及烟道堵塞，或开裂而大量漏风，应及时通知收尘工检查。    ④停电事故的处理：    •仪表系统全部停电无法判断炉况时，应立即停炉，找仪表工、电工处理，恢复正常后重新开炉，    •若低压系统全部停电，而高压鼓风机仍然工作，无法加料和关闭阀门时，应立即用手动方法将供风、排烟管道上的阀门关闭，或立即停开鼓风机和拓排烟机，等恢复正常后继续开炉。    总之，在生产过程中应及时发现问题，解决问题，不断积累经验，不断完善操作。良好地将基础理论知识运用到实践中去，方能提高生产技术水平。   （四）回转窑焙烧处理镍精矿、铜精    回转窑是对散状或浆状物料进行热处理的热工设备。回转窑为中空的卧式圆筒形设备，窑体外壳用钢板卷成，略倾斜于水平面（斜度2%～6%），形成尾高头低，物料沿轴向借坡度的作用、窑的回转和推力向前运动。回转窑的长度、直径无严格限制，随工艺要求选定。    由于回转窑具有操作简便、对原料的适应性强、产能高等优点，根据金川公司目前的原料情况，回转窑在处理杂料上有着其他焙烧设备不可替代的优越性。其镍回转窑熔渣和铜回转窑熔渣作业参数见表3和表4。    金川公司近几年来在回转窑焙烧方面获得如下成就：    ①变频技术应用，使设备更加节能、易控。    ②窑头放料收尘综合必造，大大改善了窑头工作环境和回收大量有价金属。    ③计算机离线技术在顺转窑的应用，使操作从经验操作发展到直观、定量的离线操作，为保证产品质量指标和技术经济指标提供了有利的保障。    ④圆盘采用高分子聚乙烯内衬的应用，不仅保证了正常生产，还大大提高了圆盘漏斗的使用寿命。    ⑤镍回转窑窑尾链条交叉悬挂、双链板、圆链环的成功运用，降低了窑尾结圈的生长速度，延长了链条寿命，大大延长了检修周期。[next]表1    镍回转窑作业参数序号名称单位正常作业调节范围1窑头温度℃200～5002窑尾温度℃150～3003窑尾负压Pa－50～－2504重油流量kg/h300～15005重油压力MPa0～1.06一次风量m3/h500～50007投料量t/h0～608主电机频率Hz8～45                          表2     铜回转窑作业参数序号名称单位正常作业调节范围目前范围1窑头温度℃300～600200～5002窑尾温度℃2003～00150～3003窑尾负压Pa—50～—160—50～—2504重油流量kg/h0～1200300～15005重油压力MPa0～3.50～1.06一次风量m3/h0～9000500～15007投料量t/h0～60201008主电机频率Hz0～508～45 ⑥皮带自动调芯托滚的运用，减少了漏料。重型防划缓冲托滚的应用防止皮带划伤，提高皮带寿命。 ⑦重油旋涡沉砂式反吹过滤器的应用，保证了入窑重油质量。 ⑧吊车真空接触柜改造，大大延长了吊车检修周期。

隔阂电积和无隔阂电积的工艺流程别离见图1和图2。图1  隔阂电积流程图图2  无隔阂电积流程图 隔阂电积的阴极液一般含Sb 90～100g／L和Na2S 20g∕L，阳极液主要是NaOH溶液，浓度为120～100g∕L，阳极液装入帆布袋内，阴、阳极液循环速度别离为45L∕h和12～18L∕h。电解液温度50～55℃，槽电压2.65～3V，电流效率82%～85%，每吨锑直流电耗2050～3200kW·h，碱耗为1.05t。 无隔阂电积只运用一种电解液，含Sb、NaOH和Na2S各50～60g∕L，Na2CO320～30g∕L，Na2S2O3和Na2SO3共60～65g∕L，Na2SO475～80g∕L，Na2S＜1g／L。电积过程中锑和苛性钠下降，和慵懒盐含量增高，排出的电解液成分为：Sb 20～30g∕L，Na2S 90～105g∕L，NaOH 25～30g∕L，Na2S2O3和NaSO3共75～80g∕L，Na2SO4100～120g∕L，Na2CO3 25～35g∕L。无隔阂电积槽电压与隔阂电积附近，为2.7～3.0V，电流效率仅45%～55%，因此每吨锑电耗高达3000～4000kW·h。

对砂金矿来说，用电选精选也是很有效的一种方法。砂金矿用重选（摇床或溜槽，螺旋选机等）选使重矿物富集,再用磁选与电选配合，提高黄金品位。我国对某矿进行了试验，获得了显著效果。    原矿(粒度为-2mm)用摇床选别，含黄金120.36g/t,重砂矿物为：磁铁矿30%,钛铁矿10%石英、长石25%,锆英石7%，角闪石10%，独居石3%，褐铁矿8%，石榴石2%，其他云母，电气石等5%左右。进入电选时,将物料分为+70和-70目两级。    电选流程比较简单，均采用一次粗选,一次扫选。证明磁选尾矿采用高压电选,可使金回收率达93.91%，进入电选的黄金为387.22g/t，电选后+70目和-70目黄金精矿可富集到13480.93g/t，中矿为1147.38f/t,如再将中矿进一步电选，黄金回收率可进一步提高。    磁性产物用弱磁选将磁铁矿分出后,采用上述近乎相同的流程,所得黄金粗精矿为24.13g/t,中矿和尾矿不含黄金。    其选别流程如图1所示。 图1    砂金矿精选流程图     从上述简单流程试验清楚说明，某砂金矿的重砂矿物采用磁选和高压电选相配合，分选效果是很显著的,磁选尾矿进行电选时，原矿含黄金387.22g/t，经电选后黄金精矿可富集到13480.93g/t，而回收率可达93.91%；扫选所得中矿黄金含量为1147.38g/t，回收率为5.24%。

锌电积车间的首要设备有：电积槽、阴极、阳极、剥锌机、电积液的冷却设备等。    电积    锌电积用的电积槽是长方形槽子。电积槽一般长2～5m，宽0.8～1.2m，深1～2.5m。槽子尺度一般由生产规模、机械化程度、选定的电流密度及极间间隔而断定。槽宽和槽深还由阴极面积决议。枯子的数目则取决于槽子的尺度，选用的电积参数及车间生产率。为确保电积液的正常循环，一般翻极边际到槽壁的间隔为60～l00mm。槽深按阴极下边际距槽底400～500mm考虑，以便阳极泥平静地堆积在槽底。电积液内装入的阴极片数在12～100片之间，阴、阳极挂于导电板上。    电锌厂曩昔常选用松木制电积槽，内衬厚约3mm的纯铅皮。但这种电积槽易变形，怕腐蚀，漏电多，运用寿数短。现在的电锌厂一般选用预制的钢筋混凝土的长方形槽体，其出液端设有溢流堰和溢流口。防腐内衬材料有铅皮、软聚氯乙烯塑料、环氧树脂等。铅面料的长处是施工简单，修补便利，但它耗费很多铅，特别是铅的少数溶解，会影响分出锌的质量。因而已逐步改用软塑料或环氧树脂作内衬，它的防腐功能强，绝缘功能好，可削减阴极锌的含铅量。现在国内常选用的环氧树脂内衬，运用寿数可达5年左右。为了处理钢筋混凝土被电积液腐蚀后难以替换，施工和检修较困难等问题，现在有的电锌厂已推行运用单个整体用玻璃钢或聚塑料制作的电积槽。其特点是质量轻，绝缘功能好，检修便利，破损后可进行修补，修补后其强度较好，运用寿数较长。其缺陷是出资较大。    阳极    阳极由极板、导电棒和绝缘套组成，如下图所示。阳极原料一般为铅银（含银量1％）合金板，有压延和铸造两种板材。压延板强度大、寿数长，对阴极锌污染较少；铸造板制作便利，较轻。极板板面可分为平板式和格网式。格网式可增大阳极面积，然后下降阳极电流密度，板的分量减轻，但强度稍差。常用的极板为格网式极板。为削减阳极变形，近来呈现了打孔阳极。 [next]     选用铅银合金阳极，阳极仍存在着氧的分出电位高选成的槽电压升高、因机械磨损及化学腐蚀导致阴极锌被铅污染等缺陷。为了进步分出锌质量和阳极寿数，节约电能，多年来对阳极原料的挑选进行过许多研讨，比较成功的是在铅银合金中参加钙（＜1％）。钙的参加可下降氧的分出超电压，并能促进阳极表面由疏松的α-Pb02转变为细密的β-Pb02。哈萨克斯坦奇姆肯特电锌厂选用0.5%Ag＋1%Tl+0.1% Ca＋Pb合金阳极，可下降阴极锌含铅。近年来，我国葫芦岛、沈阳等电锌厂先后试用了Pb-Ca-Sr-Ag和Pb-Ca-Ag合金阳极，其Ag含量仅0.2%～0.3%，能节约Ag用量，下降阳极本钱，且在电积过程中可节约SrC03用量，下降槽压。但阳极收回时，钙银丢失大，且长期运用极板曲折，难以恢复，有待进一步研讨。前苏联实验过含Thl.78%和Ag0.53%～1.04%的三元合金铅阳极，发现在工业电积条件下最耐腐蚀。日本专利介绍选用含Ti为1％～10%的钛锰合金板作阳极，在电积时在阳极表面上镀上一层细密的Mn02膜，使阳极实践不是完全不溶，然后进步了阴极锌质量，一起还改进了电积目标，槽电压有所下降，电流密度比铅阳极进步1%，钛合金阳极还具有质轻且强度大的长处。株洲冶炼厂也进行过节能钛阳极的工业实验。    阴极    阴极由极板、导电棒、导电片、提环和绝缘条组成。极板为纯铝板材。阴极一般长1020mm，宽600～ 900mm，厚3～5mm。导电棒由铝浇铸而成，浇铸时在特制的模子里与极板浇铸相结合。阴极表面要求润滑平坦，不然会引起锌的堆积粗糙与结晶不匀。为削减阴极边际构成树枝状结晶，阴极要比阳极稍大。导电棒与导电头用螺钉衔接，也可用铆接或焊接。焊接导电头的触摸电阻比用螺钉衔接要低。导电头一般用厚约5～6mm的紫铜板做成。为了避免阴阳极短路及分出锌包住阴极周边，形成剥锌困难，阴极板的两边际各装有聚氯乙烯或聚塑料条。在软化温度下与极板粘接，粘接质量好，寿数可达3～4个月。如有塑料条掉落，可回来再粘接一次。    因为剥锌机和电子计算机的使用，阴极尺度已不受人体高度和膂力约束，所以呈现了大型阴极自动化锌电积车间。现在国外选用大型阴极自动化电积车间有十多家，年生产能力共达100×104t以上。以机械化自动化作业的大型阴极（2.3m 2/片）或超大型阴极（3.2m2/片）电积车间也在比利时巴伦厂建成投产，其出资别离比手工操作的电积车间少20%～40%。劳动力降为手工操作的1/2～2/3，生产能力则进步3～5倍。电积槽也相应改为钢筋混凝土预应力并联结构，长约l0m的大型电积槽，每槽装阴极片数高达100片。法国阿比炼锌厂更是选用了3.22m2的大阴极，每槽装阴极片数高达124片，出资与劳动力耗费更低。

在现代冶金中，铜镍冶金中所用的电炉属于复合式电炉，因这种电炉多用于熔炼矿石和精矿，故又称为矿热电炉。矿热电炉具有较高的炉温，因此被普遍用来处理含难熔脉石较多的矿石（焙砂或干燥后预还原的氯化矿）。   （1）熔池温度易于调节，并能获得较高的温度，可处理含难熔物较多的原料，炉渣易于过热，有利于四氧化三铁的还原，渣含 有价金属较少。   （2）炉气量较小，含尘量较低。有完善的电炉密封设施，可提高烟气中二氧化硫浓度，并可加以利用。   （3）对物料的质量适应范围大，可以处理一些杂料、返料。   （4）容易控制，便于操作，易实现机械化和自动化。   （5）炉气温度低，热利用率达45%--60%，炉顶及部分炉墙可以用廉价的耐火粘土砖砌筑。    电炉熔炼也存在一定的缺点：   （1）电能消耗大，电费较高时，生产成本高。   （2）对炉料含水量要求严格（不高于3%）。   （3）脱硫率低（16%～20%），处理含硫量高的物料时，在熔炼前必须焙烧预脱硫。   （一）硫化镍精矿的焙烧    图1示出了焙烧—电炉熔炼—转炉吹炼的典型流程。当精矿品位高、含硫量较低时也可不以焙烧直接入炉熔炼，因为电炉熔炼脱硫率低；当处理低品位精矿时，需在熔炼前采取焙烧预先脱去部分硫，再将焙砂投入电炉熔炼才能产出Ni+Cu含量为24%左右的低镍锍。[next]    硫化业矿的焙烧可以采用流化炉或回转窑，而采用前者的工厂较多。   （1）硫化镍精矿的流态化焙烧。一般温度为600—700℃。FeS氧化成Fe3O4和SO2是焙烧过程的主要反应。对含有镍黄铁嗾或黄铜矿精矿进行传统的部分脱硫焙烧时，几乎没有或不生成NiO或Cu2O。流态化焙烧的产物可用如图2所示的650℃下的Ni—S—O系和Fe—S—O系状态图讨论。如图所示，焙烧条件下几个优势区分别是Fe3O4、FeS、NiS的稳定区。    流态化焙烧炉工业生产的空气/精矿比控制在接近于最优化焙烧程度的化学计算需要量，氧利用率接近100%。一般烟气含O2量<1%(体积)，有利于避免在烟气收尘系统中生成金属硫配盐。硫化镍精矿焙烧的工艺流程如图3。

典型的电解作业主要操作参数如下：同极距9.5～10.2cm，阴极表面电解液流速0.12m3/（h·m2），槽温40～46℃。虽然许多厂的电流密度仍在190～240A/m2，但是高的已达320～340A/m2。现在多数溶剂萃剂－电积厂的阴极铜纯度达到99.99%，甚至99.999%，高于可溶阳极法的产品。下表内列出两家大型电积厂的工作参数。 两家大型电积厂的工作参数工作参数圣曼纽尔恩昌加生产能力/t·a－166000167000电解槽数量/个 材料 衬里 长×宽×高/（m×m×m） 阳极，阴极数 巡查系统 清槽周期/d 酸雾控制 进液方式188 水泥 PVC 6×1.25×1.4 61，60 红外线 60 聚乙烯小球 底边盘管1120 水泥 Pb，6%Sb，PVC 4.6×1.1×1.4 41，40或61，60 目视 150 ф2cmPVC球 上部进液阳极成分/% 制造方法 长×宽×厚（mm×mm×mm） 同极距/cm 寿命/aPb98.7，Sn1.25，Ca0.06 冷轧 953×1160×6 9.5 10Pb93.9，Sb6.0 浇铸 880×1183×13 10 3阴极材料 长×宽×高（mm×mm×mm） 电积时间/d 铀板质量/kg不锈钢板 1000×1000×3 7 50铜始极片 950×950×0.8 4～10 23～38电解液富液成分 贫液成分 Co浓度/（mg·L－1） 单槽流量/（m3·min-1） 其他Cu42g/L，硫酸166g/L，41℃ Cu42g/L，硫酸170g/L，43℃ 100 0.2 Fe1.5g/L，Cl12mg/L，Mn 50mg/LCu 45g/L，硫酸136g/L，29℃ Cu 34g/L，硫酸150g/L，42℃ ≤200 0.02～0.3 Fe 0.8g/L能耗电流密度/（A·m－2） 电流效率/% 槽电压/V 槽电流/kA 吨铜直流电耗/kW·h00～300 93 ＞1.9 25～36 1900150～180 86～88 2.0 14～48 2000表中所列两家厂的铜产品质量都很好，杂质含量（10～4%）：玛格玛公司的圣曼纽尔厂，Pb＜1，S为2～3，Fe为2，Ni＜1，其他≤1；赞比亚恩昌加联合铜业公司（ZCCM），Pb≤10，S为15，Ca为2，Fe为10，Si为30，Ag为5，其他≤3。 另外需要提及的是许多电积新技术正在研究开发之中，值得注意，比如流态化电解槽等，不过，目前试验规模都还比较小。但是，最近有一种称作EMEW的筒状电解槽已经在澳洲进行试生产，操作情况和效果尚未见详细报道。

以铜镉渣为原料生产金属镉的电积法工艺流程如图1所示。图1  从铜镉渣生产金属镉电积法的工艺流程 铜镉渣的成分一般波动范围为：2.5%～12%Cd，35%～60%Zn，4%～17%Cu，0.05%～2.0%Fe铜镉渣中还含有少量As，Sb，SiO2，Co，Ni，T1，In等杂质。 为了加速浸出过程，有的工厂在浸出前将铜镉渣堆放在空气中氧化。这样也增加了铜溶解的损失，只有在处理含铜较低的铜镉渣时才适用这种处理。浸出过程得到的铜渣成分为：30%～50%Cu，10%～15%Zn，0.3%～1.0%Cd。 在浸出中，除了锌和铜的溶解外，还有一些Ni，Co，In，T1进入溶液，得到的浸出液成分为：120～130g/LZn，8～16g/LCd，0.3～0.8g/LCu，3～9g/LFe，0.05～0.1g/LCo，0.05～0.1g/LNi。浸出液经加锌粉净化除去铜后，送去加锌粉置换沉淀镉。置换沉淀镉一般分两段操作。在第一段维持温度为333K，使溶液中的镉降到1g/L为止。过滤分离铜镉渣后的溶液再进行第二段操作，可进一步使镉的含量降到10～15mg/L。第二段得到的海绵镉（Ⅱ）含镉低，反回铜镉渣的浸出过程。第二段置换后的溶液中含有Co，T1，In等，用黄药除钴后去进一步回收T1与In。 第一段置换沉淀镉得到的海绵（Ⅰ）用镉电解液浸出。溶液中硫酸的浓度为200～250g/L，浸出温度353～363K，加入MnO2或KMnO4以加速镉海绵的溶解，浸出终了的pH值为4.8～5.2，铜水解进入渣中。 分离铜渣后的镉绵浸出液，加SrCO3除铅，加锌粉置换除铜，加KMnO4氧化T1与Fe，再水解沉淀。 镉溶液的电积一般采用电解液不循环操作制度，其作业条件及技术指标： 加入电解液成分/（g·L－1）      160～220Cd，20～30Zn，12～15H2SO4 电积后废液成分/（g·L－1）      15～20Cd，150～180H2SO4 电解液温度/K                  303～308 电流效率/%                    70～92 槽电压/V                   2.5～2.6 电积周期/h                 24 电能消耗/（kW·h·t－1）     1400～1700 采用电解液循环的生产方式，可以得到较高的电流效率。

所谓矿藏电性质是指矿藏的电阻、介电常数、比导电度以及整流性，这些是判别能否选用电选进行分选的依据。因为各种矿藏的组分不同，体现出的电性质也显着有别，即便归于同种矿藏，因为所含杂质不同，其电性质也有不同，但不管怎么，总有必定的变化规模，仍可供咱们参阅。 (一)电阻 电阻是指矿藏的粒度d=1毫米时所测定出的欧姆数值。依据所测出各种矿藏的电阻值，常将矿藏分成为下列三种类型，即： 导体———电阻小于106欧姆者，标明此种类型的矿藏的导电性较好，在一般的电选中，能使之从导体部分分出。 非导体———电阻大于107欧姆者，此类矿藏的导电性很差，在一般的电选中，只能作为非导体分出。 中等导体———即其导电性介于导体与非导体之间，电阻大于106欧姆而小于107欧姆者，此类矿藏常作为电选中矿分出。 电选中的导体与非导体的概念与物理学中的导体、半导体和绝缘体是有很大不同的。本篇所指的导体矿藏是指在电场中吸附电子后，电子能在矿粒上自在移动，或在高压静电场中遭到电极感应后，能发作正负电荷，这种正负电荷也能自在移动。非导体则相反，它在电晕场中吸附电荷后，电荷不能在其表面自在移动或传导，在高压静电场中只能极化，正负电荷中心只发作违背，而此正负电荷为束缚电荷，并不能移走,一俟脱离电场则又恢复原状，而不体现出正负电性。导电性中等(或称半导体)的矿藏,则是介于导体与非导体之间的这类矿藏，除确有一部分这类矿藏外,在电选实践中,一般是连生体居多。 (二)介电常数 介电常数是指带有介电质的电容与不带介电质(指真空或空气)的电容之比。在相同的电压下，假如在电容器两板之间放入介电质后，则电容器之电容必定会添加。介电常数ε可用下式表明：式中 Cm———矿藏或物料的电容，F; Co———空气的电容，F。 介电常数值的巨细是现在衡量和断定矿藏能否选用电选别离的重要判据,介电常数越大,表明其导电性越好,反之则表明导电性差。一般状况下，介电常数ε>12者，归于导体,用惯例电选作为导体分出;低于12者,若两种矿藏的介电常数依然有较大差剔,则可选用冲突电选而使之之分隔。 依据研讨结果，介电常数的巨细并不决定于电场强度的巨细，而取决于测定所用交流电源的频率，且与温度有关.R.M.弗斯(Fouss)研讨后得出了定论，低频时介电常数大，高频时介电常数小。现书刊列出的矿藏介电常数都是在50或60赫兹的交流电条件下测出的数值，在MKS制中，真空介电常数ε0=8.85×10-12法(拉)/米或库仑2牛/•米2。 介电常数的测定，有平板电容法及介电液体法，前者为干法，后者为湿法。 A 平板电容法 在两块平行金属板之间放入待测之纯矿藏片，此矿藏片乃经切片、磨光而巨细正如金属板的尺度。可选用测电容的外表，也可选用差频电容仪，方式及测量方法如图1所示。两金属板之巨细彻底持平，且面积A要远远大于板间间隔d,如未放入矿藏时，两板极之电容为C0则在相同条件下，放入待测矿藏后，其电容必定比空气之电容大很多倍，即Cm>C0故矿藏的介电常数为：Cm,C0及εm的单位同前，但电容的单位选用法拉太大，故选用轻轻法(μμf),1μμf=10-12F.此法只适于大块结晶纯矿藏或脉石矿，而不适用于粒状矿藏。 B 湿法测定介电常数 实践中绝大大都矿藏均为颗粒状，且细粒尤多，平板法底子不适用。此法的原理是使用电极在介电液体中对待测矿粒的招引或排挤，以此测定矿藏的介电常数，其简略结构如图2所示。即在一容器中，从其上部的胶木盖上装入两根很细的钢针，相距1毫米左右，往容器中参加必定量的介电液体，然后，往两针极上通以单相(50或.60赫兹)交流电。将待测矿粒放入容器内液体中，此刻介电常数高于介电液体的矿粒被吸向针极，低于液体者则从电极处排挤开。依据需要，将介电液体的介电常数巨细乃事前配好，再不断调整。例如测定石英的介电常数时，在容器中参加5毫升的,0.5毫升甲醇，混合后，则介电常数εh=5.1.参加几颗石英，通电后，如石英粒子被吸向电极，证明液体的介电常数仍小，再参加0.1毫升的甲醇，此刻介电液体的介电常数ε已进步至5.63如见到石英粒子刚好被排挤，则石英的介电常数是介乎此两者之间，故εQ=(5.1+5.63)/2=5.36.此法较为费事，但较精确，合适粒状矿藏。 (三)比导电度 比导电度是指电子流入或流出的难易程度之比。此难易程度又与矿粒和电极间的触摸界面电阻有关，而界面电阻又与矿粒和电极的触摸面或点的电位差，即电压有关。如电压太低，电子不能流入或流出那些电性较差的矿粒，当电压进步后，则电子就能很好地流入或流出，此刻导体矿粒体现出为导体的赋性。而非导体则在电场中所体现的行为和运动轨道不同。图3为测定各种矿藏所需之最低电压设备。被测矿藏给到鼓筒上，假如电压达到必定数值，则矿粒被电极3所招引，落下之轨道发作违背，此刻之电压即为最低电压。反之，如电压低，矿粒不体现出导体的违背效果，而沿普通之轨道落下。为此可选用不同电压，不同极性(正电或负电)测定出各种矿藏所需之最低电压。石墨是良导体，所需之电压最低，仅为2800伏，国际上习气以它作为标准，将各种矿藏所需之最低电压与它相比较，此比值即定为比导电度。例如钛铁矿所需最低电压为7800伏，则共比导电度为2.51(即7800与2800之比值)，余则类推。 有必要阐明的是这些测出和标定的电压乃最低电压，而不是最佳分选电压，实践分选电压常比表中所列者要高得多。 (四)整流性 因为各种矿藏电性质的不同及带电电极极性(正或负电)不同，在电场中呈现出不同的行为，例如方解石只有当电极带负电，且电压大干10920伏时，才体现出为导体，反之则为非导体。而分选石英时，只有当电极极性为正时，电压为8892至14820伏时，才体现出为导体，电极为负时则为非导体。分选磁铁矿、钛铁矿时，则与上述两种状况相反，不管电极极性为正或负，只需电压到达必定数值后，都体现出为导体，各种矿藏所体现出的这种电性质称为整流性。为此规则只取得正电的矿藏叫正整流性矿藏，如上述方解石，此刻电极带负电;石英只取得负电，故称此类矿藏为负整流性矿藏，此刻电极带正电;而磁铁矿则不管带电极为正或负电，均体现出为导体，则称全整流性。 咱们要分选的矿藏归于导体或非导体，并可查出其比导电度，断定其最低分选电压，依据其整流性，断定选用正电或负电，大都状况下，电极均选用负电而不用用正电。

&nbsp;优质电蚀纯红铜特性优质电蚀纯红铜:纯度高达99.95%,密度高,含氧量低于0.003%,无气孔无沙眼,导电功能好,电蚀后的模具表面光洁度高,且经过热处理技术,电极无方向性合适精打及细打。a、纯红铜特性：高纯度，安排细密，含氧量极低。无气孔、沙眼、疏松，导电功能极佳，电蚀出的模具表面精度高，经热处理技术，电极无方向性，合适精打，细打，功能与日本纯红铜适当，多少钱更实惠，是代替进口铜的首选产品.Cu&ge;99．95％ O&lt;003电导率&ge;57ms／m硬度&ge;85．2HVb、铬铜特性：导电导热功能好、硬度高、耐磨抗爆、常用做导电块.直立性好,打薄片不弯曲。c、铍铜特性：铍铜是一种过饱和固溶体铜基合金，是机械功能，物理功能，化学功能及抗蚀功能杰出结合的有色合金，经固溶和时效处理后，具有与特殊钢适当的高强度极限，弹性极限，屈从极限和疲劳极限。一起又具有有高的导电率，导热率，高硬度和耐磨性，高的蠕变抗力及耐蚀性，广泛应用于制造各类模具镶嵌件，代替钢材制造精度高，形状杂乱的模具，焊接电极材料压铸机，注塑机冲头，耐磨耐蚀作业等，铍铜带应用于微电机电刷，手机电池、电脑接插件，各类开关触点，绷簧、夹子、垫圈、膜片、膜合等产品上．是国民经济建设中不行短少的重要工业材料.密度8.3g／cm3 硬度36-42HRC电导率&ge;18％IACS抗拉强度&ge;1000Mpa导热率&ge;105w／m.k20℃d、钨铜特性：粉末冶金制造针对钨钢，高碳钢、耐高温超硬合金制造的模具需电蚀时，因普通电极损耗大，速度慢，钨铜是比较抱负材料．抗弯强度&ge;667Mpa密度14g／cm3硬度&ge;184HV导电率&ge;42％IACS。

这种技能在20世纪50年代中期创造的，最早用来丈量血球的巨细。这些血球实际上是呈单模态悬浮在稀释的电解溶液中。此法原理很简单。在电解溶液中放置一个有小孔的玻璃器皿，使稀释的悬浮液流过该小孔，在小孔两头施加电压。当粒子流过孔洞时，电阻发生了改动，发生电压脉冲。在仪器上丈量该脉冲的峰值的高度，然后与标准颗粒的脉冲峰高比较，然后得到被测颗粒的巨细。因而这种办法不是一个肯定的办法，它是有比较性质的。关于血球而言，此种办法是最好不过的，它能得出数量及体积散布，关于工业材料来说此规律存在着如下缺点：  • 很难丈量乳浊液(射流就更不或许了)。干粉则须悬浮在介质中，因而也不能直接丈量。  • 有必要在电解质溶液中丈量。关于有机物质这很难，由于不或许在二，丁醇，及其它的导电性很差的溶液中丈量。    • 此办法需求一些校准标准，而这些标准贵重且在蒸馏水及电解质溶液中改动了他们的巨细。  • 关于有着相对广大的粒度散布的物质来说，此种办法进行缓慢，由于有必要改动小孔的巨细且存在着堵塞小孔的风险。  • 此丈量办法的最低极限由或许的最小的孔径所约束，当孔径低于约2μm时丈量起来很难。所以不或许以0.2μm的孔径来丈量更细的颗粒比方TiO2颗粒。  • 丈量多孔的粒子时会得出很大的差错，由于被丈量的是粒子的外壳尺度。• 密度较大的物质很难经过小孔，由于他们在此前就已沉降了。  • 综上所述，这种办法适用于血球的粒度分析，对许多工业物质来说是不行靠的。

最重要的钽铌矿物有很多种，其中钽铁矿、重钽铁矿、铌铁矿、钽铌铁矿等导电性比较好，能在电选中作为导体分出，而烧绿石等则不属于不良导体，则不能用电选分离。我国钽铌矿的资源比较多，大多采用重选把钽铌矿富积成粗精矿后，采用次选、电选分离可以最终钽铌精矿。某型高压电选机在国内一些钽铌矿（如新疆选矿厂等）得到了应用，普遍获得了良好的效果。因为在粗精矿中钽铌矿属于导体，而大量的石榴子石、石英、长石、云母等属于非导体，顾用电选可以有效分离。采用高压电选并用某工艺流程后，钽铌总回收率比未采用前可以提高总回收率15%以上，对新疆地区几个矿山同样证明可以显著提高钽铌矿的总回收率。我部研制的电选机，在电选钽铌矿中也得到了很好的应用：马尔康矿业联合公司 、通城长石矿等单位采用我部电选机，均取得了很好的经济效益。

混法大约开创于我国的秦末汉初，是我国炼丹家对国际的一大奉献。我国的炼丹家很早就选用混法来提取金银，该法后来才传人西方各国。混法这一收回黄金的陈旧办法，在近代冶金中从某种程度上来说，虽已被化法和浮选法所替代，但从收回解离的单体天然金(特别是粗粒金)的视点，仍有它独到之处.故至今仍为国内外收回黄金的重要办法之一 混法按其生产方式可分为内混和外混。在砂金矿山普退用棍法别离金与重砂矿藏。而在脉金矿山，棍一般作为联合流程的一部分，与浮选、I选、氛化等合作，作为脉金矿山的一种辅佐手法，首要用来捕收粗粒单体金。实践证明，在脉金选矿流程中运用混法优先提取部分金(最首要是粗粒金)能大大下降金在尾矿中的丢失。 内混是在混筒或磨矿机内进行，能够较好地操控的污染。外混首要设备是混板，在碎矿外的设备中进行。关于设有混作业的选厂，有必要严厉做好中毒的防护作业。 在混作业中，向衔接于表面的电路阴极通人电流，就能下降的表面张力，活化的功能，强化对金的潮湿才能.故近年来，电混法已应用于国外的工业生产中。

一、根据以下条件进行配料计算    (1)欲炼制的中碳锰铁成分为:w(Mn)＞78%,w(C)约1.25%，w(P)＜0.25%,w(Si)1.5%。    (2)原料成分如表1所示。表1             原料成分（%）名称MnPCSiFeCaOMgOSiO2混合锰矿400.091.25195.30.50.414锰硅合金670.16　　石灰　　850.7     (3)锰矿中各元素的分配如表2所示。表2          元素分配（%）元素入合金入渣挥发Mn305020Fe9010　P70525     (4)锰硅合金中各元素分配为:硅8%入合金，硅利用率为75%(不包括进入合金的8%)，锰、铁、磷100%入合金。    (5)炉渣碱度n(CaO)/n(SiO2)=1.4.    (6)以100kg锰矿为计算基础，求需锰硅合金量与石灰量。    二、配料计算    (1)锰硅合金用量的计算    需要硅量的计算如表3所示。    锰硅合金用量为 [next]     (2)石灰用量的计算    锰矿带入的SiO2量为                                  100×0.14=14(kg)    锰硅合金中的硅生成的SiO2量为    料批组成为:锰矿100kg;锰硅合金72.56kg;石灰68kg.    (3)合金质量及其成分的计算    锰硅合金进入产品中的各元素总和为            72.56-72.56×0.19×0.92=59.87(kg)    锰矿的锰入合金量为             100×0.4×0.3=12(kg)    锰矿的磷入合金量为            100×0.0009×0.7=0.06(kg)    合金总量为           59.87+12+4.77+0.06=76.70(kg)    合金成分为 [next]     (4)炉渣数量及其成分的计算    炉渣数量及组成如表4所示。表4                                                炉渣数量及组成成分来自锰矿(kg)来自锰硅合金(kg)来自石灰(kg)共计(kg)炉渣成分含量/%MnO100×0.4×0.5×71/55=25.82　　25.8219.477SiO2100×0.14=1427.17468×0.007=0.47641.6531.419CaO100×0.005=0.5　68×0.85=57.858.343.98MgO100×0.004=0.4　　0.40.301Al2O3100×0.57=5.7　　5.74.299FeO100×0.053×0.1×72/56=0.68　　0.680.512P2O5100×0.0009×0.05×1.42/62=0.01　　0.010.0057合计47.1127.17458276132.56100     从上述计算结果可求出渣量与合金产量之比:    锰的回收量计算如下：    入炉锰为:100×0.4+72.56×0.67=88.6152    合金锰为:72.56×0.67+12=60.6152    锰的回收率为:60.6152/88.615=68.4%

预备作业包含物料的分级、加温及表面处理等，这些作业的好坏直接影响电选的作用，也有必要引起注重。   （一）分级    电选要求窄等级分选，即粒度愈均匀作用愈好，不管归于何种电选机大都如此，这与它的分选原理有关。如鼓筒式电选机分选矿藏时，电压，电极结构及转速三者的交互效应很杰出。明显粗粒需要在电场中取得较多的电荷，且转速不能太高；细粒则相反，由于其粒度小，质量也小，要求取得的电荷也小，又由于其分子间的作用力很大，故要求的转速也高。然后粗细粒是有彻底不同的要求条件，因而混在一同分选，其作用必定欠好。现在电选的有用处理粒度为2～0.1毫米，现在下限已降到30～20微米。但分级与出产实践存在着许多对立，这不只添加了分级作业及由此而添加了出产本钱，特别是细粒筛分和分级不只功率很低，且带来一系列的费事。因而处理此问题的方法是尽量少分或不分，充分使用鼓筒式电选机自身的分级作用，将榜首鼓筒作为粗略地分级，然后使用鼓筒对粗细等级别离电选，或许在进入枯燥前先进行湿式筛分，别离枯燥再当选。假如质料水分高，粒度悬殊很大，可选用专门的枯燥设备，再旋风分级除尘，小厂则可选用密封干式筛分，以确保给矿粒度具有必定的均匀性。   （二）物料的加温    现有电选物料大多是来自重选或其他选矿方法，常含有相当程度的水分，少则2%左右，高则可达5-7%因而电选前有必要去除水分。由于电选是枯燥作业，物料中含有水分，矿粒会相互聚会，别的由于水分的存在，会添加非导体物料的导电性。所以加温的意图有两个，一是除掉物料的水分，避免相互稠浊，二是加温到必定规模内还可使物料的导电性发生改动，而终究意图是改进和进步分选作用。    物料中含有水分时，特别对错导体的导电性要添加，这样原本不是导体的矿藏却稠浊手导体矿藏中。根据研讨，水分的含量与导电性的添加是成线性关系，如图1所示。    尽管导电性添加了，但带来的结果对错导体与导体的稠浊，致使不能分选，细粒物料含水分高时，实践证明是毫无分选作用。[next]    大多数物料的加温只是为了去除水分的影响，一般加温到100℃左右，不能太高，不然消耗电能大，添加了选矿本钱。有一部分矿藏当温度超越必定规模后，则其最外层的电子活动性添加，其导电性也随之添加。根据研讨，一切各种矿藏的加温度超越400℃时，导电性都会有不同程度的添加。这些不同咱们在实践中是能够使用的，例如在实践分选钽铌矿和石榴石的加温上，控制在200℃以内，石榴石是彻底的非导体，钽铌矿则属导体，两者能很好地用电选分隔，值当加温温度升高到200℃以上至400℃时，钽铌矿的导电性并无多大改动，而石榴石的导电性却明显地进步，严峻恶化了分选作用。别的一典型实例是白钨和锡石的电选，只要在物料加温到200℃时，分选的目标才最高，此刻白钨精矿中含锡最低，锡的回收率也最高，档次也高。假如低于或高于200℃,作用都很差，对比曲线如图2所示。    在分级、冲突电选及加热粘附电选中，加温则是很重要的一个环节。至于电选中何种物料应加温到什么温度才干到达最佳分选作用，现在尚无一个完善的标准，只能根据各种矿藏进行条件实验，然后选定最佳条件。   （三）表面处理    表面处理是指在电选前，选用各种药剂对矿藏表面进行处理，以便改进电选作用。榜首种状况是经过处理，铲除矿粒表面污染物的影响，暴露矿藏原本面目和电性质；第二种状况则是参加少数药剂与表面反应，生成一种新的化合物，电性质发生了改动，或则只是是削减颗粒之间的聚会和相互粘附。    A  表面污染物的铲除    此中又分为两种状况，一种是在各作业中混入了杂质如泥质或微细物料，一般用水清洗几回即可；另一种状况则不同，它是在破碎、磨矿、砂泵和管道运送过程中发生许多铁质，污染了矿粒表面，在矿粒表面形成了一层铁质薄膜，并不能用水清洗掉。总归这种表面污染都会大大影响电选作用。    电选是根据矿藏的导电性进行分选，但常常由于矿藏表面的污染，原为非导体的矿藏则因表面受污染，然后变成了杰出导体，一起也可能使原本归于导体的矿藏，因污染其他杂质而下降其导电性，给电选带来了困难。    如属铁质的污染，则有必要用酸洗，有用方法是先用少数水将物料潮湿，然后参加1%左右的硫酸，使之发热，再参加5～6%的粗(按物料分量的百分数),不断激烈拌和至10分钟，使之遭到清洗，然后再参加清水冲稀，仍需激烈拌和，一俟沉积，则当即倒出酸水，如此重复加水冲刷拌和2～3次，再烘干电选，天然能进步电选作用。有必要指出，这种方法只适于处理那些比较宝贵的矿藏质料，例如钽铌粗精矿及钨锡矿，而不适用于一般矿藏，由于这必定会添加必定的费用。国内出产中常呈现这种严峻的铁质污染，全国各钽铌矿山的钽铌粗精矿，由此而使本属非导体的石榴石变成了导体矿藏；白钨锡石粗精矿也常呈现这种现象，这都恶化了电选作用，仅有的方法是选用清洗。    B  选用各种化学药剂处理物料    添加化学药剂处理一些难选矿藏，以改动其电性质，到达进步电选的作用，但有必要尽可能下降用药量，不然相同也会带来环境污染问题。用药剂处理物料，有在水介质中进行，也有将药剂与固体物料混合，使药剂与矿藏表面起作用等。    处理准则大致概括为：基性伟晶岩用处理，既有清洗作用，也有化学作用，即在矿藏表面生成新的化合物，如与钾长石作用，在表面生成，导电性比钾长石要添加。酸性岩矿藏可用硫酸或处理，主要为清洗作用。凡受铁质污染者，则用或硫酸处理，只是作为清洗作用。为避免细粒矿相互粘附，则用脂肪酸类药剂处理。一部分矿藏选用普通药剂处理，吸附在矿藏表面，添加其导电性。常用一些药剂处理各种矿藏的参阅根据。    例如选用普通的食盐水处理金刚石粗精矿，重矿藏表面吸附了食盐(NaCl)添加了重矿藏的导电性，而金刚石的导电性不变，然后进步了分选作用。又如选用环烷酸钠处理白云石，菱镁矿，矿藏的冲突电荷符号及电荷值也发生了很大的改动，总归这些给电选供给了用药剂处理矿藏的经历。

铜合金电渣重熔工艺，其特征在于，电渣重熔时选用如下重量百分浓度渣系之一：(1)二元渣CaF270-80％、Na3AlF620-30％，(2)二元渣CaF2 70-85％、MgF215-30％，(3)二元渣CaF270-80％、NaF20-30％，(4) 三元渣CaF260-80％、MgF215-30％、CaO2-10％，(5)稀土三元渣CaF2 46-54％、Al2O316-24％、CeO26-34％，(6)五元渣CaF258-62％、 CaO8-12％、Al2O38-12％、SiO28-12％、MgO8-12％，渣料在重熔前充分干燥。

矿物通过各种方法荷电后，在电场中进行分选，主要是由于矿粒所受各种电力和机械力不同，从而产生的运动轨迹也不同，使之能彼此分开。电选过程的理论主要涉及三方面的问题：第一是产生适合电选要求的电场；第二是如何使矿粒获得一定量的电荷；第三是获得电荷后受到各种电力及机械力并使之配合好而达到分选。   （一）电场    电选实践中用得最为广泛的是高压电晕电场及静电场，且绝大部分是非均匀电场，而鼓筒式电选机又是使用最为普遍且具有代表性的一种。    A  影响电晕放电的因素    电晕放电是一种自持放电，电选要求稳定地放电，即不随时间而变化的直流放电，负电极使用最广泛。这种放电是粟用直径很小而曲率又很大的电晕极，使之带高压负电或正电，另一极则为接地极，它与带电极相反，其直径很大而曲率很小。正负极距离(称之为极距)很小,常为60～70毫米，这样配合后，很容易产生电晕放电。现在世界各国广泛使用的鼓筒式电选机，其电晕丝的直径仅仅只有,0.2～0.5毫米，而鼓简直径却达250～350毫米，两者直径之比为1:1250或1:1750,显然两者之差极大，如接地极为平面极时，则相差更大。    从选矿的角度来说，要求这种持续放电稳定可靠，即靠近鼓筒或各种接地极之空间产生稳定的空间体电荷，切忌产生火花放电。这主要是由于火花放电时使空间体电荷紊乱，实际中也反复证明，产生火花放电时，选矿指标一定要下降。电晕放电时，其最为突出的影响因素有电源电压、极距以及空气湿度。    电压：在相同条件下，电压越高，在接地极（鼓筒面或平面）上的电晕电流也越大，其关系曲线如图1所示。 [next]     极距：极距也是严重影响电晕放电电流的重要因素，在相同的电压下，极距越小，电流越大，亦即电流随极距的增加而减小，其关系曲线如图2所示。    电选时并不能采用太小的极距，虽然它容易产生电晕放电，但一俟电源电压不稳定及给矿中含有少量铁质时，则极易产生火花放电，以致破坏正常的电选。生产中常采用60～70毫米极距，实验室则常用50毫米的。    空气湿度：空气湿度也是影响电晕放电的因素，在相同的电压下，空气湿度越大，电流越小，这主要是湿度增加，空气分子不易为电子所电离之故。    图3是不同空气湿度时，电压与电流的关系曲线。    电晕放电时，在电极表面产生浅紫色的光辉，像露水珠一样，同时放出臭氧，并发出像漏气样的丝丝响声，从毫安或微安    表上可读出电晕电流的大小，或者还可从鼓筒表面上测出电晕电流的分布。总之，电压越高，这些现象和情况则越为明显。[next]    B  电晕放电电场的计算    电选中电晕电场的计算是比较复杂的，且无准确的公式可用，这是由于极距很小，同时涉及影响放电的因素比较多，目前只有标准的圆筒形，即带电电极正好在圆筒的中心这种形式；另一种是电晕极与平面极配合的形式可计算，其他形式则无法计算。    a  圆筒形电场强度及放电电流的计算    此种形式的起始电晕放电电场强度的计算，可采用下述简单计算法。    式中  E———电场强度KV/m;          r0———电晕放电电极半径,m;          I———线电流密度,mA/m;          K———离子迁移率,m2/V•s.    圆筒形中电晕极放电电流的计算：    式中  R———圆筒内径,m;          u———加于圆筒中心电晕极电压,Kv;          uk———电晕放电起始电压,Kv.    b  平面极与电晕极的电场强度及放电电流的计算    此种形式乃放电电极为尖削极或丝极，接地极为平面极，电场强度的计算公式为：    式中  χ———距电晕极中心距离,m;          ι———为两极之间的距离,m;    其他符号同前。

平面极与电晕极配合时,电流I的计算公式为    上述各种公式中，除圆筒形的计算符合实际外，其余都属于一些经验公式，而常用电选机的场强及电流是难以算出的，故都采用测定的方法来确定。    C  探极法测定电场强度    探极法是在待测的点上引入一探测电极，其电源乃另外一高压电源，当改变加到探测电极上的高压电压时，则探测电极上的电流就会改变，作出此探测电极的伏安特性曲线后，并将此曲线的直线部分延长而使之与横坐标相交，此交点的电位值，即为测点的电位。图5即为探极法的伏安特性曲线。求出电压后，即可由前述公式计算出场强。[next]    D  电晕电流的测定    电晕极对接地极放电，必然在鼓面上或平面极以及其他形式的接地极上产生微电流，此种电流的大小、分布状态则与电选实际有着很重要的关系。因为它关系着矿粒在此区域内荷电量的多少，在这种极距很小的状态下，根本无法算出，只有靠测定的方法来解决。    测定的方法是在接地极的表面贴上一铜箔，并使之与接地极绝缘，再将此箔片与微安电流表相连接，然后使电晕极带高压电，则从电极发出的电子会落到铜箔上而反映在电流表上，读出此电流之大小，即为该鼓面或平面上该点电流之大小，再转动接地极，则可测出这根或几根电晕极对地极的整个分布曲线、如此类推，则可测出各种电极结构形式的电流分布曲线% 其简单线路如图6所示。    在按地极表面所反映出电流的大小及分布，与电极间的电压、极距、电极结构形式、空气湿度，采用电晕极直径的大小等，都密切相关。电压相同，小极距的电晕电流大，反之则小；同一极距，电压越高，电晕电流越大，反之则小。电压越高，电晕电流在鼓面上的分布范围也越大。图7为极距相同，电压不同，一根电晕极放电时，电晕电流在鼓面上的分布曲线。 [next]     显然20千伏时的电流比12千伏的电流要高出好几倍(中心最高点),而作用区域也明显地增大一些，电压越高，这种情况更为突出。    电极结构不同，则在相同电压和相同极距时，其在接地极表面上的电晕电流分布也大不相同。图8为两种不同形式的电极结构所测出的曲线。上图之A种电极结构由于有静电极，电晕电流(鼓面)减弱,B种电极结构则使电晕电场作用区域减小，这些对我们测定一个电极是否合理适用，有重要意义。

（二）矿粒在电晕电场中获得的电荷    球形矿粒在电晕电场中所获得的电荷，通常以下式表示：    式中  r———矿粒半径，          ε0———空气介电常数,F/m,          e———离子电荷，等于1.6×10-19C;          n———电晕电场内离子浓度，即每m3离子数；          K———离子迁移率,m2/V•s,在1个标准大气压时,K为1～2×104m2/V•s，相当于15～                 30m2/s          t———放电时间,s。    如采用电场中离子浓度n=1014离子数/米3，从上述公式，令t=10-3，10-2及10-1秒，则可求得矿粒相应的荷电量为极大值Qmax的6%，45%及90%。    矿粒在电晕场中荷电达到极大电荷值Qmax所需的时间关系。    对小于2毫米至0.1毫米的粗粒矿物，要求在电晕场中能荷以较大的电荷值(Qmax)(至少为50%Qmax),这是由于矿粒比较大，在鼓筒式电选机上所受的离心力及重力分力也大，特别是对非导体矿粒而言，则尤为重要，如不从电晕场中吸附较多的电荷以及由此而产生较大的镜面吸力，则必然由于离心力及重力过大而混入导体产品中，影响分选效果；但对导体而言，则不受影响，因为只要能及早地将吸附之电荷通过接地极而传走。    对小于0.1毫米的矿粒而言，由于其粒度小，质量也小，在同等荷电条件下，则比表面电荷大，但如果在鼓筒式电选机的同等转速下(与粗粒相等),则其离心力几乎要小1000倍,如果像分选粗粒一样,也荷以很大的电量，则产生的镜面吸力会更大，这对导体矿粒而言，必然会带来相反的结果，特别是细粒(小于0.1毫米)的分子间的作用力很大，则会极难从细粒群中分出，因此分选细粒要求的荷电量远远比粗粒要小得多，即荷电的时间也要短一些。    根据上述粗粒和细粒的性质和特点,特别是要求荷电量的不同,为此必须采用不同的电极结构以适应于上述情况。此外还必须在操作条件上有明显的不同，主要是电压及产生离心力的转速上，粗粒要求电压高,转速小,细粒要求电压低，转速高。[next]   （三）矿粒在电场中所受到的各种电力和机械力的作用    矿粒在电晕场中获得电荷后,同时受到各种电力和机械力的作用，导体与非导体的运动轨迹不同,从而得以分开。由于鼓筒式电选机具有典型性且广泛为各国使用，故仍以此说明。图9为矿粒在鼓筒不同位置上所受各种电力和机械力的图形。    A  库仑力F1    矿粒在电场中获得电荷后，立即受到库仑力的作用，如果是导体矿粒在高压静电场中受到感应后而带电，同样受到库仑力的作用。库仑力用下式表示：                      F1=QE                      (8)    式中  F1———作用干矿粒上的库仑力,N;          Q———矿粒在电场中所获得的电荷,C;          E———电场强度,V/m或kV/m..    对导体矿粒而言，为静电极对它的吸引力，其方向乃朝着带电电极；对非导体而言，则为斥力，方向乃朝向接地极，恰与导体相反。    B  镜面吸力F2    镜面吸力是矿粒在电晕电场中吸附电荷后，由此而与鼓面感应产生的电力，以下式表示：    式中  Q(R)———矿粒剩余电荷,C;          r———矿粒中心与接地极之间的距离,m.    镜面吸力是使导体与非导体分开最为重要的电力，矿粒在电晕场中吸附电荷后，除去经接地极(转鼓)传走少部分外，绝大部分电荷则与鼓筒之表面相对应位置感应而产生吸引力，此感应电荷与剩余电荷大小相等，而符号相反；导体矿粒之电荷剩余极少或等于零，而非导体则几乎不能传走，故紧吸于鼓面，方向朝向鼓面。[next]    C  非均匀电场的作用力F3    此力又称之为有质动力，其大小以下式表之：    式中  r———矿粒半径,m;          ε0, εa———分别表示真空及空气的介电常数,F/m;          εd———介质的介电常数；          εm———矿粒的介电常数,F/m;          E———电场强度；          gradE———电场梯度。    当εm＜εd时,矿粒被排斥到较弱的电场中，反之当εm＞εd时，则矿粒被吸向电场强度大的区域。由于电选均在空气中进行，因此εd=1,则上式10可写成    电场强度及梯度愈大,F3愈大;愈靠近电晕极则gradE愈大，根据测定，愈靠近接地极，梯度很小，加之分选之粒度本来已很小，则r3更小，两者之乘积就更小，故可忽略不计。为此真正起作用者则为F1及F2两种电力。

D  离心力Fc    在鼓筒式电选机上进行分选时，离心力Fc直接与转鼓的转速有关，这是除电力而外，影响分选效果最为突出的机械力，以下式表示：    式中  Fc———离心力,N;          m———矿粒质量,kg;          V———鼓筒线速度,m/s;          R———鼓筒半径,m.    E  重力Fg                            Fg=mg                         (13)    式中  m———物体(矿物)质量,kg;          g———重力加速度9.8m/s2    矿粒在鼓筒式电选机上分选时，所受到的重力，其径向和切向分力是随转动角度而改变的，如开始给到鼓筒上时，重力方向完全与鼓面垂直，俟转动后，径向和切向分力不断变化，当转到180°时，方向正好与给入时完全相反。    除上述五种力之外，还有分子间的作用力，矿粒与鼓面的摩擦力和空气阻力，但相对于上述各种力来说都很小，可不予考虑，只有分选细粒级时，分子间的作用力则必须要考虑。    根据矿粒在鼓面上所受电力和机械力的情况导电性好的矿粒，其关系式为：                         F1+FC＞F2+Fg                       (14)    故矿粒会在图1.17之AB范围内落下。    导电性差的非导体矿粒，其关系式为：                         F1+F2＞Fc+Fg                       (15)    从而会在CD范围内落下。    导电性中等的中矿，其关系式为：                         Fc+Fg＞F1+F2                        (16)    从而会在BC范围内落下。    分选电压、鼓筒转速及电极结构三者的交互效应是非常显著的，如果电极结构形式确定后，则电压和转速相互影响又非常突出，实质上是上述关系式中的电力F1F2及离心力Fc的问题，即如何选择和配合好的关键问题。[next]   （四）矿粒在自由落下电选机中所受到的各种作用力    除鼓筒式外，此种自由落下式电选机是使用较多的一种电选设备。给矿乃先经接触碰撞和摩擦或则与给矿槽直接摩擦而获得电荷，然后进入此设备中进行分选图10.    如果忽略空气摩擦效应和邻近颗粒间的库仑力的影响，则矿粒只受到电力和重力的作用，则    电力                 Fe=QE                               (17)    重力                Fg=mg                                (18)    符号与单位均同前述。    从上图10可知，矿粒摩擦带电后，由于进入电场后而受到电力而沿X轴向运动；受到重力而沿Y轴下落，故上述两方程可以写成为    式中  t——— -时间,so负号表示下落方向。    且                Q=Σσs                                  (21)    式中  σs———由于摩擦接触带电后在矿粒上的表面电荷密度,C/m2.显然矿粒的初速度和位移为零，由于电力而产生沿X轴线上的移动，将19式积分后得：    在一般情况下，此种电选机的处理粒度为中等粒级，即48～60网目，根据粒度、密度则可求出矿粒的m值,从而可求得Q/m≈9×10-6.库仑/公斤.此种电选机的电场强度E为4×105伏/米，代入22式得                       X=1.8t2                              (24)    落下高度取0.5米已足够，则从24及25可求得X=0.18米.X值乃离中心线(落下时的位置)距离,从而求得整个设备的横向宽度为0.36米左右。故在分选此等粒度时，设备的高为0.5米,宽0.36米,即可满足要求，而分选细粒则应适当改变。

目前，在工业上已获得广泛应用的铜萃取剂为螯合型的羟肟类化合物。在反应过程中，1个Cu2＋与2个螯合剂分子结合成1个螯合物分子。人们把这类萃取看作是阳离子交换过程，即浸出液中的1个Cu2＋与2个螯合剂分子的H＋进行交换，因而，萃余液中的酸度增加。从理论上讲，堆浸中由浸铜而消耗的硫酸，在萃取过程中会因Cu2＋的萃取而重新回到萃余液中返回作堆浸的溶浸剂，因此，如果矿石中只含铜，堆浸是不应该消耗硫酸的。相应的反应如下：               铜浸出  CuSiO3·2H2O＋H2SO4 CuSO4＋SiO2＋3H2O               铜萃取  CuSO4＋2HR R2Cu＋H2SO4 铜堆浸过程中消耗的硫酸，主要是由于矿石中含有的铁、铝、钙、镁及碳酸盐等杂质所引起的，如 Fe2O3＋3H2SO4 Fe2（SO4）3＋3H2O CaCO3＋H2SO4 CaSO4＋H2O＋CO2 萃取过程中萃取剂所给出的酸，实质上来自反萃－电积过程，即铜的电积过程中，水被电解而生成的               铜电积  CuSO4＋H2O  Cu＋ O2＋2H＋＋SO42－               铜反萃  H2SO4＋R2Cu CuSO4＋2HR 一、铜萃取 从以上讨论中可以看到，铜萃取时会产生硫酸，故萃取应在低酸介质中进行；而反萃取则在高酸介质中进行，这是一个可逆过程 Cu2＋（水相）＋2HR（有机相） R2Cu（有机相）＋2H＋（水相） 铜萃取的分配系数  D分＝在萃取体系一定、温度一定时，分配系数可用萃取等温曲线，一般称萃取平衡曲线表示，反萃取亦然。如图1所示。图1  LiX64N对铜的萃取和反萃取等温线 从图1可见，当堆浸浸出液中的Cu2＋浓度为2g∕L，pH＝2时，若要求萃余液中Cu2＋浓度为0.2g∕L，通过多级萃取，达到平衡后，饱和有机相中的Cu2＋浓度可达2.6g∕L，此时铜的萃取率为90%，铜的分配系数为13.0；用180g∕L硫酸反萃取，要求电积原液Cu2＋浓度为45g∕L，则贫有机相中的Cu2＋浓度为0.17g∕L。通过萃取－反萃取过程，铜富集了22.5倍。 二、铜电积 对电解槽中的硫酸铜溶液施以直流电，使Cu2＋在阴极上沉积为金属铜的过程，称之为铜的电积；在此过程中的阳极为不可溶性的铅银（锑）合金板。若阳极为可溶性粗铜，则该过程称为铜的电解精炼。 铜电积过程中，两极发生下列反应                   阴极    Cu2＋＋2e  Cu                   阳极    H2O－2e   O2＋2H＋ 电积过程中的电极电位为 E＝EΦ－ ＝－0.89＋0.0318lg由于铜电积是在高酸中进行， ≈l，铜离子约为45g∕L， ≈0.l，由上式可计算出，铜电积的理论分解电压为－0.92V，阳极上氧的超电压约为0.5V，外加电解液和导电件的电压降等，故实践中，铜电积的槽电压为1.8～2.5V，此值比铜电解精炼的槽电压高出约10倍。铜电积的槽电压高，而电流效率较低，一般为72%～92%，所以铜电积的电耗高达1700～2500kWh∕tCu，约为铜电解精练的10倍，成为铜电积最大弱点。 电积时的电流效率是主要的技术经济指标之一。它的含义是指在阴极上实际沉积的金属量与按法拉第定律计算的理论沉积金属量之比。以铜为例，按法拉第定律的理论沉积量（Q）与电流密度、极板面积、电积时间成正比，即 Q＝1.186DkSt×10－3kg 式中，Dk－电流密度，A／m2；       S－阴极板面积，m2；       1.186－铜的电化当量，kg∕A·h；       t－电积时间，h。 在实际生产中，阴极上沉积的金属量都比理论值要低。