稀土照片 稀土就是化学元素周期表中镧系元素——镧(La)、铈(Ce)、镨(Pr)、钕(Nd)、钷(Pm)、钐(Sm)、铕(Eu)、钆(Gd)、铽(Tb)、镝(Dy)、钬(Ho)、铒(Er)、铥(Tm)、镱(Yb)、镥(Lu)，以及与镧系的15个元素密切相关的两个元素——钪(Sc)和钇(Y)共17种元素，称为稀土元素(Rare Earth)。简称稀土(RE或R)。稀土 市场 是一个多元化的 市场 ，它不只是一个产品，而是15个稀土元素和钇、钪及其各种化合物从纯度46%的氯化物到99.9999%的单一稀土氧化物及稀土 金属 ，均具有多种多样的用途。加上相关的化合物和混合物，产品不计其数。首先从最初的矿石开采起，我们逐一介绍稀土的分离方法和冶炼过程。稀土冶炼方法有两种，即湿法冶金和火法冶金。 　　湿法冶 金属 化工冶金方式，全流程大多处于溶液、溶剂之中，如稀土精矿的分解、稀土氧化物、稀土化合物、单一稀土 金属 的分离和提取过程就是采用沉淀、结晶、氧化还原、溶剂萃取、离子交换等化学分离工艺过程。现应用较普遍的是有机溶剂萃取法，它是工业分离高纯单一稀土元素的通用工艺。湿法冶金流程复杂，产品纯度高，该法生产成品应用面广阔。 　　火法冶金工艺过程简单，生产率较高。稀土火法冶炼主要包括硅热还原法制取稀土合金，熔盐电解法制取稀土 金属 或合金， 金属 热还原法制取稀土合金等。火法冶金的共同特点是在高温条件下生产。更多有关稀土照片的内容请查阅上海 有色 网

氧化物的酸、碱浸出许多遵守缩短中心模型，一个典型的实例是锌焙砂在稀酸中的溶解。它依据每种参加溶解进程的化学物质的离子扩散系数及离子搬迁率，使用方程式（1）和式（2）进行核算。核算假定溶解速率由传质操控，因此所用的核算进程只能用于不触及化学反响的状况。    （1）    （2） 求解方程（1）和式（2）需求几个边界条件，它们规则了模型中各参数的值，并将各物质的通量经过浸出反响的计量联系相关起来。 关于硫酸浸出体系，核算所用的数据包含H＋，HSO4－，SO42－及Zn2＋的离子扩散系数和离子搬迁率，下列平衡的平衡常数与活度系数稀酸浸出氧化锌的数学模型核算中所用的传质数据列于下表。物质等效离子电导 Λi0∕（Ω－1·cm2·equ－1）离子扩散系数 D∕（cm2·s－1）离子搬迁率 u∕（cm2·V－1·s－1）H＋348.99.3×10－53.6×10－3Zn2＋53.87.2×10－65.6×10－4SO42－79.01.0×10－5－8.2×10－4HSO4－100.002.7×10－5－1.6×10－3 几个边界条件为 在固液界面即r=rt时，                  Ci＝Cis          （3） 因为浸出进程最慢的过程是经过边界层的传质，能够假定在界面上到达化学平衡，然后得到下列边界条件     （4）     （5）     （6） 式中， 、 、 别离表明反响（a）、（b）（c）的平衡常数；Qa、Qb、Qc别离为用浓度表明时反响（a）、（b）、（c）的平衡常数；γi是物质i的活度系数。 在溶液体相即r＝∞，                E＝0    （7） Ci＝Cib   （8） 体相浓度用质量平衡和体相的化学平衡求算    （9）    （10）    （11）    （12）    （13） 式中，[H2SO4]与[ZnSO4]是t时刻硫酸和硫酸锌的净浓度。 计量联系            （14） 硫酸根通量                        （15） 数学模型由对每种物质组成的写出的方程式（2），方程式（1）和上面导出的边界条件组成。一旦知道了各物质的通量，就可核算ZnO的溶解速率。 假如半径rt的球形粒子含有Nmol的ZnO，则    （16） 式中，Mw为ZnO的分子量。 因为稳态下边界层内没有物质堆集，一切溶解的锌都必须传递到溶液体相中去。因此，反响速率能够与锌和酸经过边界层传质的速率相关如下    （17） 式中JZn－流离表面的锌的净通量；     JH－流向表面的酸的净通量。 由式（16）和式（17）得出    （18） 方程式（18）用有穷区间法数值积分得到rt对时刻的函数。关于单尺度粒子，rt与反响分数α的联系为    （19） 即为式（20）的缩短粒子模型，r0为固体粒子的初始半径。    （20） 粒子尺度散布的景象可作相似处理，m个初始半径r0k的单尺度分数每个组成总质量的分数wk。浸出的程度分粒级核算    （21） 总的浸出率由下式断定    （22） 为了查验模型及核算的正确性，需求研讨硫化锌精矿的焙砂在硫酸、高氯酸、硝酸和等4种酸中溶解的速率。选定的拌和条件使一切的固体粒子都悬浮且溶解速率与拌和速率无关。在高氯酸及硝酸溶液中试验曲线与模型核算得到的猜测曲线符合杰出，而在硫酸溶液中在浸出率80%曾经符合尚可，这以后的溶解曲线符合不抱负的原因是因为固体粒子的溶解并非如假定的那样均匀并始终保持球形，实际上发现部分浸出的焙砂粒子有大而深的孔。简化的模型没有考虑锌的氯合物的构成合氯离子的吸附，因此不能用来猜测浸出焙砂的溶解速率。而用新近树立的未考虑电搬迁对传质的奉献的模型即便关于0.1mol∕L高氯酸浸出的动力学也严峻违背，反映了电搬迁在传质中不行忽视的效果。

(一)、含矿原岩成矿作用经历如下演化过程： 1、含矿原岩主要有两种：含铁泥质粉砂-细砂岩和蚀变（绢云母化）花岗细晶岩，两者接触带上发育韧脆性剪切带变形构造，分别造成泥质粉砂-细砂岩的片理化和花岗细晶岩的强烈绢云母化。 2、经中等强度韧-脆性剪切构造作用变形-变质重结晶，致使泥、硅质胶结物重结晶为鳞片微晶绢云母和微晶石英，粉砂-细砂石英屑拉长或眼球体化（照片1），使岩石显示片理化构造。含硫铁岩石变形-变质重结晶为微细黄铁矿均匀散布。花岗细晶岩强烈绢云母化。 3、再经碎裂、角砾岩化，含矿热液强烈活动，导致铅锌锑的成矿作用发生，充填交代于碎裂含铁泥质粉砂-细砂岩及角砾岩化含铁泥质粉砂-细砂岩裂隙与构造胶结物基质中。 (二)、矿化特征及成矿演化 1、热液早期阶段表现为黄铁矿及少量毒砂化，与之同步的构造作用为岩石的片理化，该矿化极有可能与金矿化有密切关系，显微镜下发现特征的黄铁矿的增生环带构造（照片6、15、16），望矿山取样化验分析金的含量。 2、热液中期阶段黄铁-闪锌-方铅矿化，与碎裂-角砾岩化构造作用密切，从变形岩石碎裂开始即发生矿化作用（黄铁矿-闪锌矿化），持续到角砾岩化之初（方铅矿化）。 3、热液晚期阶段辉锑矿-铁碳酸盐化，该阶段成矿与角砾岩化密切同步，部分辉锑矿沿方铅矿晶粒边缘交代形成两种矿物的混晶交生。 4、形成两种矿石类型：片理化黄铁泥质粉砂-细砂岩型角砾状锑-铅锌（金）矿石（照片2）和蚀变花岗细晶岩型角砾状锑-铅锌（金）矿石。 该锑-铅锌多金属矿床属于与构造变形有关的中-低温热液矿床，值得注意片理化阶段可能有金的矿化作用发生，应采样化验验证。 (三)、矿石矿物组成、组构与矿石类型 委送样品可划分为两种矿石类型，具体特征如下： 1、片理化黄铁泥质粉砂-细砂岩型角砾状锑-铅锌（金）矿石 矿化岩石先经韧脆性构造变形片理化，同时出现微细浸染型含毒砂-黄铁矿化；进一步的脆性构造碎裂使蚀变矿化的片理化黄铁泥质粉砂-细砂岩角砾岩化，多期多阶段的金、铅-锌、锑矿化作用伴随递进型构造活动，同步发生。矿石结构构造及矿物组成如下： (1)石英（21%）有三种成因类型：①石英粉砂、细砂f=0.02～0.05´value=".1" unitname="mm" style="word-break: break-all; line-height: 26px;">0.1mm，由于变形呈显微拉长状或显微眼球体变微晶（照片1），岩石显然经受中等程度的韧脆性构造变形，成矿与该构造活动有关；②硅质胶结物经变形形成变微晶f=value=".01" unitname="mm" style="word-break: break-all; line-height: 26px;">0.01mm以下，与重结晶绢云母混生一起，约含8%；③硅化石英细团块-浸染状、微细脉状，半自形多边形状及条柱细晶，f=0.05～0.1´value=".3" unitname="mm" style="word-break: break-all; line-height: 26px;">0.3mm，与黄铁矿、闪锌矿密切交生。 (2)绢云母（18%）显微鳞片状集合体，并呈集合消光，显示岩石片理化（照片1、2），为原岩泥质重结晶所致。 (3)黄铁矿（14%）两种成因类型：①沿岩石片理化分布微细立方体黄铁矿变晶，f=0.02～value=".1" unitname="mm" style="word-break: break-all; line-height: 26px;">0.1mm，为含硫铁粉砂泥质岩变质-变形重结晶形成；②热液成因者细脉络状、团块聚晶浸染分布，f=0.05～value=".3" unitname="mm" style="word-break: break-all; line-height: 26px;">0.3mm立方体状自形晶，最大颗粒f=value="2" unitname="mm" style="word-break: break-all; line-height: 26px;">2.0mm。 (4)闪锌矿（17%）他形-半自形不等粒等轴状粒晶，f=0.1～value="1.4" unitname="mm" style="word-break: break-all; line-height: 26px;">1.4mm中粗粒集合体，与硅化、黄铁矿化密切。 (5)方铅矿（5%）半自形、他形不等粒状f=0.1～value="1.6" unitname="mm" style="word-break: break-all; line-height: 26px;">1.6mm，沿闪锌矿晶粒边缘交代或填于闪锌矿粒间，晶粒内部黑三角发育（照片5），部分中粗粒方铅矿边缘被辉锑矿交代（照片3）。 (6)辉锑矿（4%）纤束状、纤柱状细晶、微晶，有三种嵌布形式：①纤柱状细晶集合体（照片4）；②纤束状微-细晶f=0.02´value=".3" unitname="mm" style="word-break: break-all; line-height: 26px;">0.3mm，沿方铅矿晶粒边缘交代（照片3）；③纤柱微晶f=0.001´value=".05" unitname="mm" style="word-break: break-all; line-height: 26px;">0.05mm杂乱布于含铁碳酸盐矿物中（照片6）。 (7)铁白云石（12%）半自形细粒镶嵌集合体为角砾间隙充填矿物（照片18），f=0.05～value=".15" unitname="mm" style="word-break: break-all; line-height: 26px;">0.15mm。 (8)铁方解石（8%）半自形细粒镶嵌集合体为角砾间隙充填矿物，f=0.1～value=".3" unitname="mm" style="word-break: break-all; line-height: 26px;">0.3mm。 矿石构造为角砾状、充填胶结构造；矿石结构：微细黄铁矿-毒砂为细脉浸染状、方铅-闪锌-黄铜矿-硅化石英间为交代、包含结构；辉锑矿-铁白云石为充填-填隙结构。 2、蚀变花岗细晶岩型角砾状锑-铅锌（金）矿石 绢云母化花岗细晶岩的蚀变可能与韧脆性构造变形作用有关，进一步的脆性构造碎裂使蚀变花岗细晶岩角砾岩化，多期多阶段的金、铅-锌、锑矿化作用伴随递进型构造活动，同步发生。矿石结构构造及矿物组成如下： (1)绢云母（26%）显微鳞片集合体，承袭条板状基质钠长石和板状钠长石细斑轮廓（照片7、8），f=0.05´0.1～0.1´value=".4" unitname="mm" style="word-break: break-all; line-height: 26px;">0.4mm；部分为热液蚀变产物。 (2)钠长石（14%）半自形粒晶及细板状（照片7、8）。 (3)石英（7%）他形细粒f=0.04～value=".1" unitname="mm" style="word-break: break-all; line-height: 26px;">0.1mm，岩浆矿物组分；部分热液蚀变硅化石英，与黄铁矿-闪锌矿化密切相关。 (4)钾长石（10%）他形细粒f=0.05～value=".1" unitname="mm" style="word-break: break-all; line-height: 26px;">0.1mm。 (5)黄铁矿（7%）f=0.02～value=".3" unitname="mm" style="word-break: break-all; line-height: 26px;">0.3mm自形微细粒晶及细粒状，大致可划分为三个矿化阶段，微细粒、细粒和半自形细粒聚晶。其中微细粒-细粒者具增生环带构造（照片15、16），与微细金矿化密切相关。 (6)毒砂（3%）f=0.02´0.05～0.15´value=".6" unitname="mm" style="word-break: break-all; line-height: 26px;">0.6mm细柱状、矛头状细晶（照片9、13、14），与微细具增生环带黄铁矿密切共生。 (7)闪锌矿（1.5%）他形浑圆粒状f=0.2～value=".6" unitname="mm" style="word-break: break-all; line-height: 26px;">0.6mm（照片10），部分闪锌矿晶粒中包含微细柱晶状辉锑矿（照片12）。 (8)黄铜矿（0.5%）他形微细粒晶，f=value=".05" unitname="mm" style="word-break: break-all; line-height: 26px;">0.05mm以下。 (9)辉锑矿（2%）两种晶粒形态、两期阶段的辉锑矿，前者微晶纤柱f=value=".003" unitname="mm" style="word-break: break-all; line-height: 26px;">0.003mm以下（照片17），后者纤束状集合体f=0.02~value=".3" unitname="mm" style="word-break: break-all; line-height: 26px;">0.3mm左右（照片11）。 (10)铁白云石（29%）半自形细粒镶嵌集合体为角砾间隙充填矿物，f=0.05～value=".15" unitname="mm" style="word-break: break-all; line-height: 26px;">0.15mm。 矿石构造为角砾状、充填胶结构造；矿石结构：微细黄铁矿-毒砂为细脉浸染状、方铅-闪锌-黄铜矿为交代、包含结构（照片12）；辉锑矿为充填-填隙结构。 (四)、磨矿与选矿值得注意的几点 1、矿石由铅-锌、锑多金属矿化矿物组成，均有可被工业利用的含量，需综合利用。制定选矿设计应分别考虑对闪锌矿、方铅矿、辉锑矿及黄铁矿的分离。 2、辉锑矿属于本矿石重要回收矿物，但粒级有三种：细微纤柱状f=0.001~value=".05" unitname="mm" style="word-break: break-all; line-height: 26px;">0.05mm（照片6），微细及细粒集合体f=0.02~value=".3" unitname="mm" style="word-break: break-all; line-height: 26px;">0.3mm（照片3、4）。对于微细粒级选矿难度大，多为嵌晶包含结构，不易回收；另有部分辉锑矿与方铅矿交混生长一起，难于磨细解离。一次磨矿尾矿会有细微辉锑矿存在而未被回收，加大磨矿细度可能会造成成本增高。 (五)、关于金矿化发生可能性分析 1、从委送的矿石成矿元素组合由：Fe、As、Sb、Pb、Zn、Cu等组成，以上元素组合对金的矿化作用十分有利，也是常见的与金密切相关的元素组合，应引起重视。 2、矿石中发现微细粒黄铁矿的增生环带结构（照片13、14），这是微细粒浸染型金矿的矿物学结构标志。 3、矿石中发现毒砂、辉锑矿，其中含有As、Sb是与金更为密切的成矿矿物和成矿组分。一般来说，这种类型金矿金的赋存状态以不可见次显微金形式出现。 4、该锑-铅锌多金属及金的矿化作用可能产出于细晶花岗岩脉或岩株与含铁泥质粉砂细砂岩接触带上的韧-脆性剪切构造带中。早期阶段韧性片理化带中主要发生金矿化作用，晚期阶段角砾岩化出现锑铅锌矿化作用。 5、建议矿山地质马上组织取样分析化验金的品位。

用酸性溶液从氧化锌焙砂或其他物料中浸出锌，再用电解沉积技术从锌浸出液中制取金属锌的方法。该法于1916年开始工业应用，至1998年，全世界产锌802万吨中的70％以上是由湿法炼锌工艺所生产，发展很快。中国年产锌万吨以上的湿法炼锌厂有15家，生产能力约为火法炼锌的2倍多，湿法炼锌产量超过100万吨。该工艺包括硫化锌精矿焙烧、锌焙砂浸出、浸出液净化除杂质和锌电解沉积四个主要工序。工艺流程见图1。    1.锌精矿焙烧    用空气或富氧，在高温下使锌精矿中ZnS氧化成ZnO和ZnSO4，同时除去As、Sb、Cd等杂质的一种作业。焙烧产物焙砂，送去浸出锌，烟气或者制硫酸或者生产液态S02-湿法炼锌的精矿焙烧与火法焙烧不同，湿法炼锌焙砂中要求保留1%-2%的硫以SO42-形态存在，以补充锌焙砂浸出时不足的硫酸。而火法炼锌精矿焙烧希望全部ZnS都氧化为ZnO,以提高冶炼回收率。    现代锌精矿焙烧均采用沸腾焙烧炉。焙烧操作条件是：床层温度900-1000℃，线速度0.5-0.6 m/s，床能力5-6.5 t/（m2·d），烟尘率50％-60％。    主要技术经济指标：脱硫率91％-95％，烟气SO2浓度＞6.5％，不溶硫＜1％。[next]    2.锌焙砂浸出与浸出液净化    焙砂浸出锌由中性浸出和酸性浸出两段组成。一段中性浸出采用废电解液，二段用硫酸作浸出液，酸度30-60 g/L H2SO4，浸出温度65-70℃。浸出液含Zn>120 g/L。影响浸出的因素有浸出温度、搅拌速度、酸浓度、锌焙砂颗粒大小等。ZnO浸出反应为：                            ZnO＋H2SO4====ZnSO4＋H2O    为了提高锌焙砂中锌浸出率，采用空气搅拌，以强化浸出过程。使难溶的ZnO.Fe2O3、ZnO.Al2O3及ZnS得以溶解。    工业生产多将若干个搅拌浸出槽连接起来形成浸出设备组合系列，锌焙砂用废电解液浆化成矿浆后在此进行逆流连续浸出。中性浸出段产出的矿浆经浓密分离，上清液送去净化除杂质，合格净化液送电解生产电锌，底流再经酸性浸出段浸出，上清液返回浆化槽，底流过滤，滤饼为弃渣，送渣场。    浸出工序主要指标为：锌焙砂含Zn 47%-57%（可溶Zn>90%），锌浸出率>85%，浸出渣含Zn 18%-20%，浸出渣产率53％。    所得浸出液含锌130-150 g/L，其他杂质为（g/L）：Cu 0.2-0.4, Cd 0.5-0.7, Co0.01-0.04，Ni 0.002-0.007，As 0.0002-0.0004，Sb 0.0003-0.0004。这些杂质对锌电积十分有害，电积前必须将其除到允许的浓度。    传统的浸出液净化过程包括两个工序：先加锌粉置换除铜、镉；再加黄药除钴。前者是利用铜与镉的氧化还原标准电位分别为+0.344和-0.40，均较锌-0.762为正的原理，将Cu2+、Cd2+还原成Cu和Cd沉淀除去；后者则是向溶液中加入CuSO4,使Co2+氧化成Co3+，而后加入磺酸盐(2C4H9OCSSK)使和Co3+成钴盐（C4H9OCSS)3Co沉淀除去。    沈阳冶炼厂采用白砷（As2O3）代替黄药除Co,一次净化时浸出液中加入As2O3、锌粉、硫酸铜，同时除去As、Sb、Ni、Cu、Ge，二次净化时浸出液中加KMnO4除Fe，加锌粉除残Cd。经过两次净化，可基本除净有害杂质，电解电流效率可提高到90%。    白砷净化溶液的条件与指标：一次净化，温度60-70℃，白砷、锌粉和硫酸铜的用量分别为0.15 kg/m3、0.5 kg/m3和0.2 kg/m3，终液含Co降到0.002 g/L;二次净化，50-60℃，用空搅拌除铁，净化后溶液含铁    锌电积的主要设备是电解槽，多为钢筋混凝土制成的内衬聚氯乙烯或玻璃钢防腐材料槽，电解槽尺寸为2250mm×850mm×1450mm。铝板阴极，大小为1m×0.7m×4mm,上边焊接铜导电棒，侧边夹绝缘条。阳极用含银1％的铅基合金制成，尺寸稍小于阴极。    锌电沉积的主要技术经济指标为：电解温度40℃，同极中心距60mm，电流密度450A/m2，槽电压3.2-3.4V，电流效率89％，直流电耗3100kWh/t Zn，电解回收率99.3％。    熔铸析出锌片的冶金炉有低频感应炉和反射炉。前者常用的规格有1250 kW，40t容量炉型，工作温度450-500℃，电耗120 kWh/t。后者常见炉床面积7.4m2，容量5 t/炉，以煤或油为燃料。产品锌锭重20-25kg,质量为1#锌国家标准（％）：Zn＞99.99,Pb<0.005，Fe<0.003，Cu<0.001，杂质总量<0.01。

浸出，是湿法冶金中的一个过程。所谓浸出，就是将固体物料(例如矿石、精矿、熔砂或其他半成品)加入液体溶剂内，让固体物料中的一种或几种有价金属溶解于液体溶剂中，以便下一步从溶液中提取出有价金属。 例如湿法炼锌中的浸出过程，就是采用稀硫酸溶液或来自电解车间的废电解液作溶剂，对锌焙砂进行浸出，使焙砂中的锌溶解于硫酸溶液中，浸出过程一般是在常温常压下进行的，但为了使浸出过程得到强化，也常常使用高温高压浸出。 浸出的目的，在于使所有要提取的金属尽量溶解于溶剂中，而杂质则溶解得越少越好，不管选择什么样的溶剂，所要提取的金属总是难得100%都溶解。 同样，所含杂质也总要溶解一些，为了表示某一物质被浸出的程度，常用浸出率来表示。 浸出率，就是该物质被浸出的百分率。例如，锌焙砂浸出时，如果被浸出锌占焙砂中的锌的80%，则锌的浸出率为80%。

利用沉淀针铁矿除铁的技术是由比利时老山公司巴伦厂（Vieille Montagne）首先开发和工业化的，称为VM法。成功地沉淀针铁矿的关键在于维持溶液中Fe3＋的低浓度，例如＜1kg∕m3，否则在沉淀针铁矿的pH范围（2～3.5)内将得到胶状的Fe（OH）3或碱式硫酸铁         Fe4SO4（OH）10。VM法解决此问题采用的是还原－沉淀法，流程如图1所示，从热酸浸出得到的含100kg∕m3Zn，25～30kg∕m3Fe3＋及50～60kg∕m3H2SO4的硫酸锌溶被先经过还原作业，即在沉淀针铁矿前在一个单独的作业中先用锌精矿（ZnS）将溶液中的Fe3＋都还原成Fe2＋，还原后未反应的ZnS与反应生成的元素硫一同分离出来送回焙烧炉。还原后液再用焙砂ZnO预中和至3～5kg∕m3H2SO4，得到的铁渣返回热酸浸出作业，溶液则送入沉淀反应器。向沉淀器通空气将Fe2＋氧化成Fe3＋而使之水解沉淀出针铁矿晶体。图1  VM针铁矿法 沉淀针铁矿时需不断在加入焙砂以中和水解反应产生的酸，将pH值控制在适当的范围内，如pH＝2～3.5。VM法需要特别注意控制Fe2＋的氧化速度，使得溶液中Fe3＋的浓度在水解沉淀针铁矿的过程中始终保持在1kg∕m3以内。与黄铁矾法不同的是，针铁矿沉淀时无需提供一价阳离子，而得到的针铁矿渣也不能进行酸洗回收其中由焙砂中和带入的未溶解的锌。为防止这部分锌的损失，一个对策是使用低铁的闪锌矿焙砂作中和剂。 澳大利亚电解锌公司开发的EZ法直接将含Fe3＋的待水解液缓缓加入水解沉淀器中，控制水解液Fe3＋浓度不超过1kg∕m3从而控制水解，因而EZ法亦称部分分解法。在70～90℃下连续水解沉淀针铁矿，同时不断加入锌焙砂中和因水解产生的酸，维持溶液pH值在2.8以适于水解。 两种针铁矿法相比，沉淀同样数量的铁，VM法水解产生的酸此EZ法少，因而为中和水解的酸需要消耗的锌焙砂也少，随锌焙砂损失的锌电少，除铁的效果也好于EZ法。但VM法涉及先还原后氧化两道工序，比较繁琐。此外，VM法用空气氧化Fe2＋的速度较慢，而用别的氧化剂则成本高。 与黄铁矾法相比，针铁矿法不需要硫酸根和碱金属，可应用于任何酸浸体系，包括氯化物体系和硝酸盐体系，除铁的效果也更好（从30kg∕m3到小于1kg·kg∕m3），但针铁矿对酸的稳定性较差，沉淀中未溶解的铁酸锌不能如黄铁矾法那样用酸洗来回收。

超细氧化锌是一种近年来开展的新式高功用无机产品，它具有了其本体块状物料所无法比拟的优异功能。现在氧化锌的制备办法首要有：直接沉淀法、均相沉淀法、溶胶－凝胶法、微乳液法、水热法、醇盐水解法、溶剂蒸腾法等。     雾化热解进程作为一种新式的超细粒子制备技能，遭到材料、化学工程、气溶胶、超导等范畴研究人员的广泛重视。本文以锌焙砂为质料，用NH3－NH4·HCO3－H2O系统作为浸出剂，经浸出－雾化热解－锻烧制取活性氧化锌。     一、实验     （一）实验原理     锌焙砂的首要成分为ZnO，并伴有少数的ZnSO4、ZnO·SiO2、ZnO·Fe2O3及ZnS，在性系统中浸出时，锌焙砂中Cu、Ni、Cd、Co等杂质元素也生成合作物进入溶液，ZnO·SiO2、ZnO·Fe2O3及ZnS等不溶解，残留在渣中。     在净化进程中，因系统呈弱碱性，Cu、Ni、Cd、Co等杂质均易被锌粉置换除掉，净化后液选用并流式离心雾化枯燥器雾化枯燥，溶液通过高速旋转的离心盘雾化成微米级液滴，当即与热风触摸，在枯燥器中呈螺线型运动，而且随同枯炎热分化进程。雾化后的每一个球形液滴能够作为一个反响器，其阅历三个阶段，首要因为NH3蒸腾温度低，在高温下NH3敏捷蒸腾，导致溶液中［Zn（NH3）m]2＋合作物失去平衡，分出碱式碳酸锌前躯体，此阶段相当于蒸进程；第二阶段为水的蒸腾，粒子表面的水蒸气分压远大于空气中的水蒸气分压，枯燥进程持续进行，分压差为枯燥进程的推动力；第三阶段为降速阶段，粒子表面的水蒸气分压等于空气中的水蒸气分压，两者之间的分压差等于零，不再进行枯燥，可是此刻物料分化敏捷，而得到高活性氧化锌。     因碱式碳酸锌分化不彻底，将前躯体在马弗炉中锻烧，锻烧温度300～600℃，锻烧时刻30～60min，而得到高活性氧化锌。     （二）试剂及试料     (25％～28%）、碳酸氢铵，分析纯；实验质料取自江西某炼锌厂的锌焙砂，其化学成分（％）：Zn 53.17、S 2.58、Cu 1.03、Pb 1.48、Cd 0.09、Fe13.06、As 0.24、Sb 0.08。     （三）实验装置     浸出实验在1 L圆底三口烧瓶中进行，选用恒温磁力拌和器坚持稳定的反响温度，操控温度差错士1℃，拌和速度为450 r/mine     （四）实验及分析办法     每次取40 g氧化锌焙砂，按必定的液固比参加配好的及碳酸氢铵混合液，通过必定时刻的浸出后过滤，用EDTA滴定法分析滤液中Zn的浓度，核算Zn的浸出率。锌粉置换除杂反响所用锌粉粒度为145～175μm，在快速拌和下缓慢参加。净化液通过滤后在离心喷雾枯燥器中雾化、枯燥、分化得到中间产品，最终在马弗炉中煅烧得到活性氧化锌。以SEM、XRD等分析手法分析产品的粉体结构、描摹特征。     二、成果与评论     （一）浸出     1、 NH3／NH4＋对Zn浸出率的影响     在总浓度8mol/L，液固比8∶1，温度35℃、时刻lh的条件下，调查NH3/NH4＋对Zn浸出进程的影响，成果见图1。从图1可知，NH3／NH4＋对Zn浸出率的影响显着，当NH3／NH4＋从1∶1添加到2.5∶1时，Zn浸出率显着进步，通过预订的浸出时刻，Zn浸出率由75.96％添加到82.56％，当铵比持续增大，Zn浸出率缓慢下降。其原因首要是因为NH3/NH4＋的改变，引起浸出液pH的改变，依据Zn浸出电位－pH图，pH的巨细直接影响ZnO的浸出进程，在NH3/NH4＋＝2.5∶1时，浸出液pH＝12。因而断定浸出液NH3/NH4＋＝2.5∶1。图1  铵比对Zn浸出率的影响     2、液固比对Zn浸出率的影响     在总浓度8 mol/L、NH3／NH4＋＝2.5∶1、温度35℃，时刻1h的条件下，调查液固比对Zn浸出进程的影响，成果如图2所示。从图2可看出，液固比对Zn浸出率的影响非常显着，当液固比低于8∶1时，跟着液固比的添加，Zn浸出率显着添加；可是当液固比大于8∶1后，Zn浸出率改变不大。因而断定液固比为8∶1。图2  液固比对Zn浸出率的影响     3、总浓度对Zn浸出率的影响     在液固比＝8∶1、NH3/NH4＋＝2.5∶1、温度35℃、时刻1h的条件下，调查总浓度对Zn浸出进程的影响，成果如图3所示。从图3可看出，总浓度对Zn浸出率的影响显着，当总浓度小于8 mol/L时，跟着总浓度的添加，Zn浸出率显着进步；可是总浓度大于8mol/L后，Zn浸出率改变不大。因而断定总浓度为8mol/L。图3  总浓度对Zn浸出率的影响     4、浸出时刻对Zn浸出率的影响     在总浓度8mol/L、NH3／NH4＋＝2.5∶1、液固比＝8∶1、温度为35℃的条件下，调查浸出时刻对Zn浸出进程的影响，成果如图4所示。从图4可看出，浸出时刻对Zn浸出率的影响显着。在NH3－NH4·HCO3－H2O系统中，Zn浸出反响敏捷，在浸出时刻为10min时，Zn浸出率就到达72.28％，而且跟着时刻连续，浸出率快速进步，浸出40min时，Zn浸出率到达82％。当浸出时刻到60min，Zn浸出率到达82.34％，可浸Zn根本浸出彻底。     5、浸出归纳条件实验     依据以上实验成果，断定最佳浸出的归纳条件为：总浓度8 mol/L、NH3/NH4＋＝2.5∶1、液固比＝8∶1，时刻1h。浸出液锌含量为54.34g/L，浸出率为82.56％，首要杂质元素含量(mg/L)：Cu250、Pb 25.1、Co 0.52、Cd 31.6、Fe 3.3、As 0.43、Sb 0.15。按可溶性的氧化锌、硫酸锌核算，可溶锌浸出率大于97％。形成浸出率低的原因是焙砂中铁酸锌、硅酸锌含量较高。浸出液进行二次浸出，锌含量可到达97.62 g/L。图4  浸出时刻对Zn浸出率的影响     （二）净化     由上述成果可知浸出液中Cu、Ni、Cd、Co等杂质元素含量较高，本实验选用锌粉置换法除掉这些杂质，净化实验在高拌和强度下进行，选用的锌粉粒度为145～175μm，温度操控在50℃左右，反响时刻1h。在此条件下，溶液中Cu、Cd、Co、Fe等杂质均可被置换除掉，净化后液杂质元素含量(mg/L)：Cu 0.32、Pb 0.79、Co 0.02、Cd 0.68、Fe 1.3、As0.06、Sb 0.0。Cu净化率到达99.87％，一起Co净化率为96.15％，净化后液中Fe含量为1.3 mg/L， 到达净化要求。     （三）雾化分化     雾化分化在并流式离心喷雾枯燥器中进行，溶液通过蠕动泵泵入雾化器中，经高速离心效果，将机械能转化成细微雾滴的表面能，而且在极短的时刻内完结蒸腾、水蒸腾、碱式碳酸锌的分出及分化进程。溶液的黏度及表面张力对雾化起阻止效果，其首要由物料的性质及组成操控。     雾化热解进程在人口温度为340℃，出口温度180℃以上，雾化转速为400n/s，进料速度为60mL/min;料液浓度为100g/L的条件下进行，产品进行SEM分析，成果如图5所示。从图5可看出，大部分为长度不大于2μm的针状物，其为前期跟着气蒸腾而分出的碱式碳酸锌，通过水分蒸腾枯燥分化而得的氧化锌。还有少部分为未彻底分化的前躯体，为表面润滑的实心球体。这是因为物料在枯燥器内与执风并行活动，目在枯燥器内只逗留20～30s，热风温度跟着水分的蒸腾直线下降，在出口温度仅能到达180℃左右，低于碱式碳酸锌的分化温度，所以有部分不能分化。图5  雾化分化粉体的SEM图     （四）煅烧     锻烧在马弗炉中进行，温度设定为400℃，时刻1h。锻烧后的粉末XRD谱图与ZnO的XRD标准卡片（JCPDS）对照分析标明，煅烧后制备的氧化锌微粒与JCPDS标准卡片相符，这阐明得到了六方晶系结构的氧化锌粉体，衍射峰都很尖利，而且几乎没有杂质衍射峰，阐明结晶程度和纯度都较高。     锻烧后描摹及粒度经电镜分析，其成果如图6～7。如图6所示，其间大部分针状物的描摹、粒度都没有发作显着的改变，少部分发作聚会现象。从图7能够看出，前躯体中的球形碱式碳酸锌则生成蜂窝状，增大了其比表面积。图6  400℃煅烧后针状ZnO粉体的SEM图图7   400℃煅烧后蜂窝状ZnO粉体的SEM     三、定论     （一）在总浓度8 mol/L，液固比＝8∶1、NH3与NH4＋的比为2.5∶1，温度35℃、时刻1h的条件下，一段浸出液锌含量为54.34 g/L，浸出率为82.56％，两段浸出液进锌含量可到达97.62 g/L，平均可浸锌浸出率到达97%以上；     （二）在性条件下，Fe根本不会浸出，浸出液铁离子浓度仅为3.3 mg/L，净化液中Co的净化率到达96.15％；     （三）在进口温度为340℃，出口温度为 180℃，雾化转速400n/s，进料速度为60mL/min，料液浓度为100g/L的条件下进行为行雾化热解，能够得到长度不大于2μm的针状活性氧化锌。可是因为温度不行，有部分前躯体没有分化彻底，有必要进行煅烧处理；     （四）前驱体在马弗炉中400℃煅烧1h后，为蜂窝状氧化锌。

中国已探明高铝矾土储量为25亿吨，占世界总储量的2.4%，为世界上储量较多的国家之一。目前，我国高铝矾土熟料的生产仍以煅烧天然块料为主。相比高铝矾土熟料，矾土均化料采取均化、提纯等技术，生产工艺更加节能、环保，同时可以确保产品质量的稳定性。这两种矾土原料各有优劣。正确认识两种矾土原料的差异，合理利用各自的优势，研发优质合成材料，是目前矾土均化料研究中亟待解决的问题。对此，有研究人员通过深入分析两种原料的性能及其显微结构中的结晶物相和晶体发育情况来揭示它们之间的差异，从而更合理地认识并应用矾土均化料。　　　　对比试验为分析提供科学依据　　　　试验采用的原料有两种：一种是高铝矾土熟料，是将开采的矾土矿经过选矿后进入竖窑中煅烧1550℃~1600℃后得到的熟料。另一种是矾土均化料，是将开采的矾土矿经过选矿、破碎、研磨、造粒、成型、烘干、煅烧（1560℃~1600℃）制得的熟料。采用X射线荧光仪分析高铝矾土熟料和矾土均化料的化学组成，采用GB/T2997—2000检测体积密度和显气孔率，采用X射线衍射仪分析相组成，采用扫描电镜进行显微结构分析，采用透射电镜进行透射光显微结构分析。　　　　观察分析证实矾土材料应用价值　　　　理化性能分析。高铝矾土熟料外观呈淡灰色和黄白色相间，重而硬；矾土均化料外观呈均匀的深灰色。从理化性能检测结果可看出：两种原料的化学组成差别不大，Al2O3质量分数都在80%以上，且根据Al2O3含量和SiO2含量的比值可知，理论上两种原料的物相均为刚玉相和莫来石相；不同之处是矾土均化料的致密度比高铝矾土熟料的大。　　　　物相分析。从高铝矾土熟料和矾土均化料的XRD图谱可以看出，两种矾土原料出现衍射峰的角度位置基本一致，且主晶相都是刚玉相，次晶相都是莫来石相，只是相同衍射峰角的峰强略有不同。　　　　显微结构分析。研究人员首先以不同放大倍数观察两种原料的显微结构，通过在低倍下对两种矾土原料的扫描电镜照片观察发现，高铝矾土熟料的晶体分布不均匀，还可见定向烧成裂纹；而矾土均化料的晶粒大小和分布都较均匀，还可见小而均匀的封闭气孔。在低倍数下比较观察，矾土均化料的晶粒和气孔尺寸均大于高铝矾土熟料，而高铝矾土熟料的气孔在此倍数下还不能清楚地看到。　　　　通过对两种矾土原料的扫描电镜照片的进一步放大（800倍）观察，从中可看出，高铝矾土熟料的不均匀性：图中上部分较致密，晶粒较小；而下部深色区域气孔较多且主要为开口气孔，晶粒较大。对放大照片的各部分进行EDS分析可知，绝大部分位置都是刚玉相，说明该区域是刚玉相的富集区；白色亮点区域为钛酸钙等物质。通过进一步观察可见，矾土均化料的结构相对致密，晶体分布较均匀，晶体中含有的气孔主要为闭口气孔，降低了材料的吸水率。矾土均化料中含Ti、Fe的玻璃相(白色部分)明显多于高铝矾土熟料，且均匀分布在晶粒与晶粒之间。由于玻璃相在高温下能促进烧结，因此矾土均化料的晶粒明显生长得更大，结构也更致密。从EDS分析可知，玻璃相的成分主要为TiO2、Fe2O3、CaO、MgO、KO2等。　　　　鉴于中国铝土矿矿床成因及赋存地质条件的原因，往往在同一矿层、同一区段，矿石的成分差别也较大。在400℃~1200℃，铝土矿中的水铝石和高岭石先后发生脱水反应，水铝石脱水形成刚玉假相，高岭石分解为莫来石和游离SiO2。在1200℃下，从水铝石脱水形成的刚玉假相和高岭石分解出来的游离SiO2开始形成二次莫来石。在更高倍数（2000倍）下观察高铝矾土熟料，发现在水铝石富集的地方集中刚玉相，高岭石富集的地方集中莫来石相，或刚玉相和莫来石相紧密交错。这种结构可支撑材料承受外加载荷和高温，且玻璃相含量较少，因此其高温性能优越。而在相同倍数下观察矾土均化料，，就不能清晰地分辨出各个物相，也看不到交错集中的部位，而是整个显微结构变得均匀、一致，且玻璃相含量较多。　　　　由于矾土均化料中存在较多的均质性物质（硅酸盐玻璃相），在正交偏光下看不清楚结构细节。在透射电镜下单偏光拍摄了透射光照片，可看出高铝矾土熟料的不均匀性：刚玉晶体大小和分布都不均匀，玻璃相含量较少。从透射光照片中还可看出矾土均化料的均匀性：刚玉晶体大小和分布相对较均匀，玻璃相含量较多且分布均匀。　　　　随后，研究人员又通过对两种矾土原料的透射电镜照片（单偏光，400倍）的观察，从玻璃相的角度来总结两种原料显微结构的差异。以杂质成分TiO2在两种矾土原料中的分布为例来说明。高铝矾土熟料中TiO2的分布也同刚玉相一样呈现区域性富集。在高温下，富集的TiO2与Al2O3反应生成钛酸铝，只有少量分散的TiO2会进入刚玉晶格中形成很少量的玻璃相，当受到高温和外加应力时，致密集中的刚玉相起到支撑作用，表现出很好的高温性能，如抗冲刷、抗侵蚀、荷重软化温度高、蠕变小。但在矾土均化料中，TiO2的分布较均匀，高温下更容易进入刚玉晶格中形成大量的玻璃相，分布在刚玉晶粒之间，使晶间结合力减弱，高温下很容易发生滑移，从而影响其高温性能。　　　　应用分析。如果将矾土均化料以颗粒的形式做原料，或者加入以更多孤立相存在的Si3N4、SiC等非氧化物耐火材料中，就可以减少玻璃相对体系高温性能的影响，从而提高矾土均化料的使用价值。按照这一思路，研究人员研究了高铝矾土熟料和矾土均化料在镁铝碳材料中的应用情况。　　　　研究人员分别以高铝矾土熟料和矾土均化料为矾土骨料，按照上述的思路制成两组镁铝碳砖，并且比较了两组砖的常温和高温强度差异。经观察研究发现，以矾土均化料作为原料制成的镁铝碳砖的高温性能并没有被削弱，其高温抗折强度反而高于以高铝矾土熟料为原料的砖。这证实了均化料在矾土和非氧化物的复合材料中的使用价值和前景。　　　　综上所述，高铝矾土熟料的致密度不均匀，体积密度较低（3.32g/cm3），气孔率较高（4.19%），且多为开口气孔，吸水率高。但是，在其刚玉相致密集中或刚玉相和莫来石相紧密交错的部位，可以支撑其承受外加载荷和高温，加之玻璃相含量较少，因此其高温性能优越。　　　　矾土均化料的结构致密均匀，体积密度较高（3.42g/cm3），气孔率较低（0.84%），多为小而均匀的闭气孔，吸水率低。由于经过了均化工艺，均化料的成分和结构更均匀，但晶粒间填充了大量均匀分布的玻璃相，减弱了晶间结合力，在一定程度上削弱了均化料的高温性能。然而，将矾土均化料以颗粒的形式做原料，或者加入以更多孤立相存在的Si3N4、SiC等非氧化物耐火材料中，就可以减少玻璃相对体系高温性能的影响，提高其使用价值。因此，矾土均化料更适用于生产矾土和非氧化物的复合材料。

黄铁矾法作为有效的除铁方法在湿法炼锌厂的实践最具代表性。黄铁矾法的开发成功是在20世纪60年代中期，当时澳大利亚的电锌公司、挪威锌公司和西班牙阿斯图里亚那公司各自独立地开发了这项技术并几乎同时申请了专利。此后黄铁矾法迅速得到广泛应用，成为电解锌生产中主要的除铁技术，目前世界上至少有16家大型电解锌厂采用了此技术。现在用以除铁的黄铁矾法是将溶液pH值调到1.5且维持这一pH值，并在95℃左右加入一价阳离子从酸性硫酸盐溶液中沉淀黄铁矾。工业中最常用的一价阳离子是NH4＋和Na＋。黄铁矾沉淀后，溶液中铁的浓度一般降到1～5kg∕m3。 湿法炼锌中黄铁矾法典型的操作分3个基本步骤：中性浸出、热酸浸出和黄铁矾沉淀。在中性浸出阶段，酸性电解贫液被锌焙砂ZnO中和，得到含铁酸锌的渣和供电解沉积锌的中性硫酸锌溶液。铁酸锌渣在热酸浸出段用补克了硫酸的电解贫液造成的热酸中溶解，得到的含Zn和Fe的浸出液再在黄铁矾沉淀段处理，先用锌焙砂调整酸度，再加入硫酸铵或硫酸钠沉淀碱金属黄铁矾。沉铁后液返回中性浸出，黄铁矾渣则弃去。需要指出，沉淀黄铁矾时用作中和剂的锌焙砂中所含的铁酸锌将不溶解而进入铁矾渣中，因此新生成的黄铁矾渣不宜直接弃去，以免损失焙砂中和剂中未溶的铁酸锌。鉴于黄铁矾一旦生成则对酸相当稳定，实践上黄铁矾渣弃去前可在类似热酸浸出的条件下进行酸洗，溶解回收渣中残存的铁酸锌，而黄铁矾本身不致溶解。 黄铁矾法的3个基本步骤的具体操作条件及顺序在不同厂家不尽相同，但目的是相同的；最大限度地回收锌而不考虑少量的伴生元素如Pb和Ag。例如，铁酸锌的热酸浸出和黄铁矾的沉淀可以合而为一，即所谓转化法，其总反应如下：    （1） 该合并步骤的溶液然后可用新鲜焙砂中和，产出溶液供电解和渣返回循环。若精矿中含有较大量的Pb和Ag，则采用另外的流程，得到含Pb∕Ag的渣、黄铁矾沉淀和中性Zn电解液。这类流程中包含有一个预中和作业。在通常的黄铁矾流程中是用焙砂降低热酸浸出液的酸度，从而迅速而有效地沉淀黄铁矾。焙砂中存在的Zn2＋，Cd2＋，Cu2＋，Pb2＋和Ag进入黄铁矾而损失。在热酸浸出和黄铁矾沉淀作业之间引入一个预中和作业可以降低黄铁矾中的金属损失。在预中和作业中，溶液中的酸一部分被焙砂中和，所得的渣返回热酸浸出段溶解其中的Zn和Fe，而Pb和Ag留在铅－银渣中。部分中和过的溶液随后加入所需要的中和剂进行黄铁矾沉淀。 图1为集成的黄铁矾法流程示意图。它的设计中结合了各种黄铁矾法方案中的大多数改进环节。图1  集成黄铁矾法 除应用于湿法炼锌工业中外，黄铁矾法还在铜、镍、钴等金属提取中用作除铁工艺，尤其是在硫酸盐体系中。例如，在处理钴－铜精矿的阡比什（Chambishi）焙烧－浸出－电积法中，铜电积前的除铁就是采用黄钾铁矾沉铁。由于硫酸化焙烧本身提供了K＋离子，沉淀黄钾铁矾时无需外加高成本的硫酸钾。 黄铁矾法的优点是沉淀容易过滤，Zn，Cd和Cu在沉淀中的损失最少，可以同时控制硫酸根和碱金属离子，容易与各种湿法冶金流程结合。但它也有其自身的缺陷，例如：1）所用试剂成本较高；2）渣的体积较大，为1.4kg∕（m3·t），堆存占地较大；3）需要充分洗涤以除去吸附的有害环境或可供利用的金属；4）需要在控制条件下存放以免分解放出有害组分污染环境。通过热分解或水热分解将黄铁矾转化为赤铁矿供生产铁并将硫酸钠／硫酸铵循环至黄铁矾沉淀作业，可望克服这些缺点。

据全国锌盐协作组查询，国外氧化锌工业开展较为老练，近几年处于相对安稳的状况，1999年美国、日本、西欧的氧化锌消费量共582.3万吨，实践产值共466.5万吨。与国外构成显着对照的是，近几年我国汽车工业的快速开展，加上我国涂料工业的快速开展，使我国氧化锌的需求在逐年上升。估计到2005年，我国氧化锌仍将以6～8﹪的速度开展。据全国锌盐协作组2000年职业查询，现在我国氧化锌出产厂商为96家，2000年氧化锌实践产值30.63万吨。 国内外氧化锌出产工艺还是以直接法和直接法为主，少数以湿法工艺出产。而湿法工艺出产氧化锌中大部分是硫酸法工艺的产品，其很多副产品难以收回，环保问题不易处理；直接法氧化锌工艺以含氧化锌的质料经氧化复原直接产出氧化锌产品。该法受质料约束，质量不高，价格较低；直接法氧化锌出产工艺以冶炼提纯的金属锌为质料，经熔化、汽化、氧化出产出氧化锌。该法出产成本较高。法湿法工艺是现在国内氧化锌出产工艺的开展方向。且其产品简单完成多种类、多规格。可广泛用于橡胶、涂料、陶瓷、磁性材料等范畴。 南京铅锌银矿业公司经过以广西冶金研讨所协作研讨，以成功开发了法超细氧化锌新工艺及其产品。《法超细氧化锌新工艺及其产品》在2001年经过江苏省科技厅安排专家判定，并被南京市经委认定为高新技术产品。国内近年稀有家单位都在研讨类似工艺，咱们现在的水平在同行中处于先进水平。 法超细氧化锌新工艺，克服了硫酸法工艺环保问题难以处理的缺陷，它以氧化锌焙砂为质料，经脱硫、洗刷、浸出，除铜、铅、铁、锰；深度静化、水解、蒸、枯燥、煅烧，制得超细活性氧化锌产品。 与现有的各种氧化锌出产工艺比较，法超细氧化锌新工艺的优势： 1、出产成本低。直接法氧化锌与直接法氧化锌因为所用质料不同。所以出产成本也不一样。前者出产成本显着低于后者。直接法中法和酸法出产成本附近，法在质猜中能够调配运用低度氧化锌、锌灰、菱锌矿、锌烟尘，使出产成本更低。 2、产品活性高。氧化锌出产原理不同，制品的晶型也不一样，因而化学活性不同很大，法工艺出产的超细氧化锌，具有粒度细、比表面积大、晶型出现多孔的结构。因而，具有化学活性高的特色。 3、产品纯度高。因为法在出产中应用了多种净化办法，使得杂质金属含量降到最低。一起，也避免了酸法工艺的产品中硫酸根的残留问题。 4、产品种类多。直接法受工艺的约束，只要一种产品——直接氧化锌。而法经过微调工艺可出产出不同功能的氧化锌和锌盐产品。以满意用户不同的需求。习惯商场的广泛需求。 5、质料来历广。法工艺质料习惯性最广。锌焙砂、低度氧化锌、锌灰、菱锌矿等都能够作为法工艺的出产质料。在矿产资源越来越匮乏的今日，这是一个很大的优势。 6、环保有保证。法工艺的规划思维就是水、闭路循环。没有一般湿法出产水的污染问题。 别的，咱们经过调整某些工艺参数、流程工序，能够出产出粒径40～60nm的氧化锌。

PVC硬制品加工行业对碳酸钙的需求量非常大, 不论是管材､型材还是板材, 碳酸钙是必不可少的填充剂｡碳酸钙可以提高PVC 制品的尺寸稳定性､刚度,纳米碳酸钙还可以改善PV C 制品的韧性｡然而, 良秀不齐的碳酸钙质量对制品性能带来的不利影响也是不容忽视的｡因此, 选择高品质的碳酸钙对PVC硬制品生产厂家是至关重要的｡ 笔者通过对碳酸钙颗粒形态的微观分析和宏观表征,分析了碳酸钙颗粒形态对PVC硬制品性能的影响,为碳酸钙的选用和检测提供了参考依据｡笔者研究的轻质碳酸钙的颗粒形态包括: ①一次结构, 即初级粒子的形状和尺寸; ② 二次结构,即初级粒子团聚之后的聚集体的形状和尺寸｡采用沉降体积､吸油量和扫描电子显微镜( SEM ) 来表征碳酸钙的颗粒形态｡采用SEM可以直接观测碳酸钙颗粒的形状和尺寸, 主要在科研中使用; 而沉降体积和吸油量可间接表征颗粒形态, 在工业中应用较多｡沉降体积基本与粒径大小成反比,而吸油量表征的是粒子的团聚状态, 主要与粒子间隙有关｡试验中的试验样品, 主要针对一些沉降体积较为典型的批号, 通过SEM 观察其形状和尺寸,分析与沉降体积､吸油量表现出来的性能是否一致｡ 1 试验部分 1.1 试验仪器 浙江大学分析测试中心场发射扫描电子显微镜, SIRION100 , 美国FEI公司; 高速混合机,SHR10型, 张家港市轻工机械厂;双辊筒混合试验机,BL-6175型, 宝轮精密检测仪器有限公司; 平板硫化机, QLB-25 D/Q , 无锡新锐橡塑机械厂; 电子拉力试验机,XLD-20型, 承德金建检测仪器有限公司。 1.2 试验原料 轻质碳酸钙, 厂家A ( 苏州)、厂家B ( 常山)、厂家C ( 衙州)、厂家D ( 湖州)、厂家E ( 河北) ; PVC,M-800 ,宜宾天原集团股份有限公司; 复合铅盐稳定剂, 德国熊牌。 1.3 试验过程 1.3.1 颗粒形态的测试 按照GB/T19281-2003( 碳酸钙分析方法》的规定测试样品的沉降体积和吸油量, 采用95 %的乙醇溶液测试活性轻质碳酸钙的沉降体积。相应样品送浙江大学分析测试中心进行SEM 测试。样品类型及主要性能如表1 所示。1.3.2 试样力学性能的测试 试验配方为。m:( PVC ):m( 复合稳定剂:)m (碳酸钙) = 100 : 5 : 8 , 按此称取2kg PVC 和相应的碳酸钙及稳定剂,在高速混合机中混合至120 ℃ , 下料冷却, 开炼、压片, 在23 ℃ 下恒温放置24 h, 然后按照GB/T104.02-2006( 塑料拉伸性能的测定第2部分: 模塑和挤塑塑料的试验条件》规定的条件测试力学性能。 2 结果与讨论 2.1 碳酸钙形态的研究 2.1.1 比较沉降体积相近的4 种活性轻质碳酸钙的颗粒形态 1# 、2 # 、3# 、4#的沉降体积在2.2-2.3mL/g ,其分别放大1250倍和10000倍时的SEM 照片见图1、图2。由图1 可见, 相同放大倍数时, 2# 和3#的颗粒大小相对比较均匀, 而1#和4# 的颗粒大小则相对不均匀。从图2可清晰地看出碳酸钙颗粒的初级形态和团聚形态。初级粒子的形状为纺锤形, 长度小于3μm; 团聚粒子的形状为不规则的球形, 直径小于5μm。其中2#和3#的初级粒子团聚得相对松散, 而1#和4 # 团聚得则比较密实, 即初级粒子的间隙较小, 吸油量偏低, 这与测试结果是相符的。 2.1.2 比较厂家E 与其他厂家活性轻质碳酸钙颗粒形态的差异厂家E 的活性轻质碳酸钙放大1000 倍时的S E M 照片见图3。比较图2 和图3 , 可以清晰地看到厂家E的活性轻质碳酸钙与其他厂家的活性轻质碳酸钙的差异: 前者初级粒子为细长、规则的纺锤形, 尺寸均匀、粒子聚集松散、间隙大,这正是其吸油量和沉降体积高的根本原因。这种结构的碳酸钙在与PVC共混时分散较快。 2.1.3 比较沉降体积相同的3种轻质碳酸钙的颗粒形态 7 # 、8#、9 # 的沉降体积均为3.0mL/g, 分别放大1250倍和10000的SEM 照片见图4、图5。 由图4 、图5 可见,相同沉降体积时, 7 # 、8 # 的颗粒形状和尺寸比较均匀, 粒子团聚相对松散; 9# 的颗粒尺寸相对较大, 形态不规则度大,粒径不均匀。颗粒尺寸大则沉降体积小, 形态不规则度大则沉降体积大, 两种因素抵消, 则使9# 与7# 、8#能达到相同大小的沉降体积。2.1.4 比较同一厂家不同沉降体积轻质碳酸钙的颗粒形态 9 # 、10#为厂家A的轻质碳酸钙 , 沉降体积分别为3.0mL/g 和2.5 mL/g。图6、图7 分别为放大1250 倍和10000 倍时的SEM照片。从图6 、图7 可见,10 #颗粒尺寸大、不均匀, 且掺有一定数量的重质碳酸钙大粒子, 这是其沉降体积较小的根本原因。2.1.5 比较同一厂家不同沉降体积活性轻质碳酸钙的颗粒形态3#、6#为厂家B的活性轻质碳酸钙, 沉降体积分别为2.2mL/g 和1.7mL/g , 8 图9 分别为放大1250 倍和10000倍时的SEM照片。由图8、图9 可见, 3 #颗粒尺寸均匀, 呈比较规则的球形, 沉降体积较大。6# 颗粒较大, 沉降体积较小。 2.2 轻质碳酸钙沉降体积对试样力学性能的影响 轻质碳酸钙沉降体积对试样力学性能的影响如表2 、图10 和图1 所示。由图0 可见, 轻质碳酸钙沉降体积增大, PVC 制品屈服强度变化趋势不明显,但断裂强度则明显增大。厂家E 和厂家C 的沉降体积分别为3.1、2.9m L/ g 时, 二者对试样强度的影响相近。由图11 可见, 随着沉降体积的增大, 断裂伸长率明显增大; 当沉降体积大于2.7mL/g 时, 断裂伸长率高于基准样, 表明对制品韧性有所提高。厂家E的轻质碳酸钙沉降体积为3.1 m L / g, 增韧效果最好。 由表2 、图l0 和图11 可见, 轻质碳酸钙沉降体积大于2.7mL/g 时, 试样的综合力学性能较好。 3 结论 (1) 厂家E 的碳酸钙与其他厂家的碳酸钙颗粒形态相差较大。厂家E 的碳酸钙初级粒子呈细长的纺锤形, 尺寸均匀, 粒子团聚松散, 间隙大;团聚粒子呈规则的球形, 尺寸均匀, 属于高结构形态, 因此沉降体积和吸油量较高。 (2) 厂家A、厂家B、厂家C、厂家D 的碳酸钙沉降体积在2.2-2.3mL/g 时, 其初级粒子呈纺锤形;厂家B 和厂家C 的碳酸钙粒子团聚相对松散,间隙较大, 因此吸油量较大; 厂家A 和厂家D 的碳酸钙粒子团聚密实, 团聚粒子尺寸不均匀, 所以吸油量较小。

最近几年，从铁钒土矿石中提取镍和钴的湿法技术相比于能源密集型和空气污染严重的火法技术因生产成本低、环保而日益受到重视。在铁和铝同时溶解并沉淀情况下，镍和钴的回收率均超过90%。采用加压浸出法进行试验，试验设备为可注酸钛高压釜和样品回收装置。试验条件：酸占矿石质量的30%，温度范围230～270℃。褐铁矿铁矾土矿样及浸出过程中的固体产品特性用透射电子显微镜研究。结果表明：镍主要与针铁矿物相有关，而钴仅以富镍的锰结构存在；浸出过程中，针铁矿溶解释放镍，而铁以致密赤铁矿形式在溶液中原地再沉淀；钴溶解快速并保留在水相中，随后锰溶解，但溶解速率比钴溶解速率低。浸出结束时，得到贫钴的锰颗粒。试验范围内，浸出过程中温度升高对钴的溶解速率影响不大，但矿浆搅拌速率的升高会导致溶解速率升高。固体物质的TEM照片和各自的矿物学分析结果表明：膜扩散是可能的速率控制步骤，收缩核心模型可用于解释钴 的溶解动力学。

1前言　　传统铬酸盐钝化处理是铝型材粉末喷涂应用最广泛的前处理工艺。虽然铝型材铬酸盐钝化前处理污染环境，但是在工业生产中铬化处理具有简单可靠、成本低廉、操作方便等优点；铝型材铬化膜主要作为铝型材与涂料的中间层，是目前耐腐蚀性最佳的铝化学转化膜，且与粉末涂层良好的结合力。　　在铝型材卧式粉末喷涂生产过程中，铬化前处理与粉末喷涂是两个独立的工序。因粉末涂料质量、型材断面结构、生产线设备情况及喷房工技能的不同，粉末涂料使用量与订购量存在差异，造成型材铬化后不能及时进行粉末喷涂。本文探讨铝型材铬化处理与粉末涂装之间的时间间隔对粉末涂层性能的影响。　　2实验准备　　基体材料：6063-T5铝合金挤压型材料头。试验用试剂：AC除油剂，CRY铬化剂，CRY-T2铬化添加剂（喷涂车间生产用前处理化学药品由普德化工提供）；其他涂层性能检测用药品。制样设备：卧式喷涂生产线（前处理生产线和粉末涂装生产线）涂层性能检测设备：压力锅、盐雾实验箱。　　3实验过程　　3.1实验方法　　采用浸泡法处理铝型材实验样品，严格执行生产工艺，在卧式喷涂前处理功能槽中浸泡样品，并抽样按照GB/T 9792-2003用重量法测定铝合金型材表面单位面积铬化膜的重量，确定铬化质量。　　将铬化样品放置于卧喷车间铬化料周转区，主要探索随着放置时间的延长，检测铬化样品粉末喷涂漆膜性能。　　3.2试样制备　　将实验样品铬化处理，按照表1要求将样板放置一定时间，然后取2块铬化铝型材料头2块作为样板，进行裸膜中性盐雾实验，评估铬化膜放置时间对涂膜耐腐蚀性能的影响；再将放置规定时间的铬化样板用灰砂纹、白平光两种粉末进行粉末喷涂，涂层固化放置24h之后进行性能测试。　　表1试样样板的数量设定　　铬化质量控制：铬化膜颜色均匀呈浅金黄色，挂样铬化膜重测量结果541.37 mg/㎡，598.24 mg/㎡，符合国标要求；多备用铬化料头作对比试验。　　3.3涂层性能测试　　将铬化样做中性盐雾实验；将喷涂样做分成相同的两组，做压力锅抗沸水附着力及醋酸盐雾实验。　　—按照GB 5237.4-2004第6.14.2条压力锅法测试粉末涂层抗沸水性能；并使用划格试验测试涂层的沸水附着性。　　—盐雾实验按照GB/T 10125-1997要求进行，实验条件见表2。　　表2盐雾试验条件及要求　　4结果与讨论　　4.1铬化膜显微结构　　观察铬化膜的显微组织，探索工序间隔时间对铬化膜耐蚀性的影响。图1是新铬化料样及放置两周后的铬化膜显微照片，从照片中可以看出铬化膜表面结构紧凑，呈片状，存在微裂纹；对比照片可以看出铬化膜放置两周后，表面结构没有发生变化，膜层颜色稍微变淡。铬化膜层主要为水合三氧化铬和氧化铝的固相沉积物等，被束缚在转化膜中部分六价铬与空气中还原性腐蚀物起反应生成三价铬，达到自我修复膜层的作用。　　4.2铬化样中性盐雾实验　　参照GB/T 10125对铬化样（裸膜）做中性盐雾实验，试验周期300h，每12h观察一次试样腐蚀情况。将不同放置时间的铬化样做300h中性盐雾实验后，铬化样表面没有发生的点腐蚀，铬化膜颜色有轻微变化；虽然盐雾腐蚀中氯离子具有很强的穿透本领，但是在实验周期内没有破坏铝型材的铬化膜。说明铬化膜中性耐盐雾腐蚀性能强，这是六价铬还原为三价铬，起到自修复膜层作用的缘故。　　随着放置时间的延长铬化膜外貌及耐蚀性没有明显变化；为此我们研究了铬化型材放置时间对粉末涂层附着力等性能的影响。　　4.3粉末涂层性能　　当铬化料头放置规定时间后，涂装前用洁净压缩空气将铬化样表面灰尘吹干净，并用酒精擦洗铬化料表面污垢，待晾干后进行卧式生产线粉末喷涂和涂层固化，实验表明涂层膜厚及外观质量符合国标要求。图2是铬化样板放置16d后的醋酸盐雾试验结果，涂层耐盐雾腐蚀性能巨大到国标要求。　　　　　　铬化样板同样放置16d，但未进行表面清洗直接喷涂粉末涂料，涂层样板的盐雾实验试样照片见图3，结果表明涂层附着力及耐蚀性能不合格。从一个侧面反映了影响涂层性能的关键因素不是铬化型材的放置时间，而是涂装前铬化膜表面的清洁度。　　醋酸盐雾实验后，沿划线处涂膜下渗透腐蚀及涂膜起泡，这主要是涂装前铬化膜表面不清洁造成的。起泡是涂膜局部丧失附着力从底材表面脱落而形成的。若粉末涂层涂膜与铬化膜的附着力增大后，能大大提高涂膜的抗起泡能力。　　5结语　　虽然GB/T 8013.3-2007及Qualicoat 12th质量标准规定，化学转化预处理与涂装之间的时间间隔应不超过16h。实验结果表明可以适当延长铬化型材的放置时间，但是存放环境须避免灰尘飞扬及油迹、碱雾腐蚀等，尽量用珍珠棉等包装材料包裹起来，以避免铬化表面的受污染；涂装前须对铬化料清洁处理干净；这样可以保证涂层性能达到国标要求。　　铝型材铬化前处理与粉末涂装之间的时间间隔可以适当延长，在保证涂装前铬化膜清洁的前提下，由压力锅耐沸水试验及盐雾试验结果可以看出，对粉末涂层性能影响不大。尽量根据粉末涂料供应及喷涂设备等情况合理安排生产，及时对铬化型材粉末涂装，保证订单完成率。

现在国际上经过锌精矿出产精粹锌的冶炼首要有两种工艺：火法冶炼和湿法冶炼。 火法炼锌中的竖罐蒸馏炼锌已趋筛选，电炉炼锌规划小且未见新的开展。密闭鼓风炉炼铅锌是国际上最首要的几乎是仅有的火法炼锌办法。国际上总共有15台(包含国内ISP工厂)密闭鼓风炉在进行锌的出产，占锌的总产值12%-13%，其技能开展首要是添加二次含铅锌物料的处理办法;改善冷凝功率;富氧技能的运用等。 湿法炼锌是当今国际最首要的炼锌办法，其产值占国际总锌产值的85%以上。近期国际新建和扩建的出产能力均选用湿法炼锌工艺。湿法炼锌技能开展很快，首要表现在：硫化锌精矿的直接氧压浸出;硫化锌精矿的常压富氧直接浸出;设备大型化，高效化;浸出渣归纳收回及无害化处理;工艺进程自动操控系统等几个方面。一、火法炼锌 在高温下,用碳作复原剂从氧化锌物猜中复原提取金属锌的进程就叫做火法炼锌。 1、冶炼办法介绍(一)横罐炼锌 横罐炼锌是20世纪初选用的首要的炼锌办法，一座蒸馏炉约有300个罐，出产周期为24h，每罐一周期出产20~30kg，残渣中含锌月5~10%，锌收回率只要80~90%。 横罐炼锌的出产进程简略，基建投资少，但因为罐体容积少，出产能力低，难以完成接连化和机械化出产。并且燃料及耐火材料的耗费大，锌的收回率还很低，所以现在已根本筛选。 (二)竖罐炼锌 竖罐炼锌具有接连性作业，出产率、金属收回率、机械化成都都很高的有点，但存在制团进程杂乱、耗费贵重的碳化硅耐火材料等缺乏。竖罐炼锌是20实践30年代应用于工业出产，现在已根本筛选，但现在在我国的锌出产仍占必定的位置。 (三)电炉炼锌 电炉炼锌的特点是直接加热炉料的办法，得到锌蒸汽和熔体产品，如冰铜、熔铅和熔渣等。因而此法可处理多金属锌精矿。此法锌的收回率约为90%，电耗在3000~3600KW·h/t(Zn)。电炉炼锌仅适于电力廉价的区域。 (四)鼓风炉炼锌(ISP法) 英国于1950年开展的办法，此法与罐式蒸馏法直接加热的办法不同，它是将热交换和氧化锌复原进程在同一容器内进行。鼓风炉既能处理锌、铅混合硫化矿或锌铅氧化矿，也能处理铅锌烟尘等，现在为火法炼锌的首要工艺。 硫化锌铅精矿经烧结焙烧成烧结矿，配以焦炭，参加鼓风炉内，鼓入预热空气，使炭焚烧，在高温文强复原性气氛中进行复原熔炼。复原所得锌蒸汽从炉顶扫除，经铅雨冷凝得粗锌，一起从炉底排出复原熔炼所产的粗铅。 2、冶炼工艺介绍 (一)竖罐炼锌 在高于锌沸点的温度下，于竖井式蒸馏罐内，用碳作复原剂复原氧化锌矿藏的球团，反响所发作锌蒸气经冷凝成液体金属锌。我国葫芦岛锌厂是我国惟一和国际仅存的两家竖罐炼锌厂之一。竖罐炼锌的出产工艺由硫化锌精矿氧化焙烧、焙砂制团和竖罐蒸馏三部分组成。竖罐炼锌炉示意图 (1)硫化锌精矿的氧化焙烧 一般硫化锌精矿的成分是：Zn46%-62%，S27%-34%，Pb 首要焙烧反响为： 2ZnS+3O2=2ZnO+2SO2 2SO2+O2=2SO3 ZnO+SO3=ZnSO4 4FeS2+11O2=2Fe2O3+8SO2 ZnO进而与Fe2O3生成铁酸锌ZnO.Fe2O3。 大型欢腾炉断面为圆形，下部设有耐高温炉底，炉底上等间隔按必定规矩摆放着风帽。炉底以上1m高左右设有焙砂溢流口，炉顶有烟气出口。加料室建在炉底部分扩出部分。含水6%左右的锌精矿自前室加进炉内，在风帽吹出风力煽动下，敏捷混入流态化层，被加热，发作焙烧反响。经过溢流口产出的焙砂送去制球团，烟气净化后送硫酸出产系统，捕集的烟尘供归纳利用。 欢腾焙烧的首要技能经济目标是：脱硫率90%，锌收回率99.5%，镉收回率85%，烟尘率23%。 (2)焙砂制团与焦结 竖罐蒸馏炼锌是气固反响进程，要求参加的物料有必要具有杰出透气性和传热功能，以及适当的热强度，抗压强度在4.9MPa以上。为此将锌焙砂制成团块并焦结处理。工艺上首先将锌焙砂和复原用粉煤、胶粘剂充沛混合、碾磨、限制成团块，然后送入机械化燃油枯燥库枯燥。枯燥后团矿用机械进步从炉顶参加焦结炉，在800℃温度下，在团矿中的焦性煤发作粘结效果下使团块焦结，一起干团矿中的残存水分蒸发分被完全除掉。 (3)竖罐蒸馏 竖罐本体是用机械强度高、传热功能好、高温下化学性安稳的碳化硅材料砌成的直井状炉体，横断面成细长矩形，高8-12m，受热面积100-110m2。 近代大型竖罐的尺度为(2535mm×2mm)×290mm×12261mm，两长边罐壁外侧各有煤气焚烧室，对罐内团矿进行直接加热。来自焦结炉的热团矿经密封料钟参加罐顶，下降进程中被加热到1000℃以上，团矿中ZnO复原反响开端剧烈进行： ZnO+CO=CO2+Zn (1) CO2+C=2CO (2) ZnO复原反响首要是气一固反响，系统中(团矿中)配入过量的碳在1000℃高温下发作的CO在数量上完全能够确保反响(1)顺利完成。固体碳与ZnO间固一固复原反响只具有极非必须的含义。 复原发作的炉气中含气体锌约35%，经罐口下的上延部进入装有石墨转子的冷凝器，在转子扬起的锌雨捕集下，锌蒸气冷凝成了液态锌，守时从冷凝器中放出液态锌并铸成锌锭。出冷凝器的气体经过洗刷净化除掉剩下的锌，成为含CO80%左右、含H2约10%的罐气，悉数回来竖罐作为燃料。竖罐底部有接连工作的排渣机，蒸锌后的团块经此机械排出。竖罐炼锌的首要技能经济目标如下：锌冶炼收回率>94%;弃渣含锌 (二)密闭鼓风炉炼锌 该办法是在密闭炉顶的鼓风炉中，用碳质复原剂从铅锌精矿烧结块中复原出锌和铅，锌蒸气在铅雨冷凝中冷凝成锌，铅与炉渣进入炉缸，经中热前床使渣与铅别离。此办法是英国帝国熔炼公司(ImperialSmelting Corp.)研讨成功的，简称ISP,对质料适应性强，既能够处理原生硫化铅锌精矿，也能够熔炼次生含铅锌物料，能源耗费也比竖罐炼锌法低。密闭鼓风炉炼锌示意图 燃料焚烧和金属氧化物复原是密闭鼓风炉中的根本反响。参加炉内的焦炭在高温下与风口鼓入空气中的氧发作焚烧，发作炼锌进程所需的热量。首要熔炼反响为： C+O2=CO2 CO2+C=2CO ZnO+CO=Zn+CO2 CdO+CO2=Cd+CO2 PbO+CO=Pb+CO2 ISP的技能特点是：①选用密封高温炉顶(1000-1100℃)，以避免锌蒸气进入铅雨冷凝器之前降温氧化;②选用高密度、低熔点、低蒸气压的铅作冷凝捕收锌蒸气介质，有利于锌蒸气的快速冷凝，避免氧化和铅锌别离;③选用高钙渣系(CaO/SiO2=1.0-1.5)，渣型熔点高(125℃)，密度较低，为下降炉渣含锌和渣与铅别离发明了有利条件。 密闭鼓风炉炼铅锌流程首要包含含铅锌物料烧结焙烧、密闭鼓风炉复原蒸发熔炼和铅雨冷凝器冷凝三部分。 (1)烧结焙烧 般铅锌精矿含Pb+Zn在45%-60%，与其他含锌物料混合配料后，在烧结机上脱硫烧结成块。烧结块要有必定的热强度，以确保炉内的透气性，烧结块的成分是(%)：Zn41.4、Pb19.2、FeO 12、CaO 5.7、SiO2 3.8、S 0.8。 (2)密闭鼓风炉复原蒸发熔炼 前期炉子风口区断面积为5.1-6.4m2，现在最大的达27.2m2，大都工厂选用10m2和17.2m2。炉柱高度6m，炉高10.66m，风口内径159mm，共16个。炉顶设双层料钟密封加料器，炉身上部内砌轻质高铝砖，下部为高铝砖，炉缸用镁砖砌成，钢板外壁三杯水冷却。熔炼时，烧结块、石灰熔剂和经预热的焦炭分批自炉顶参加炉内，烧结块中的铅锌被复原，锌蒸气随CO2、CO烟气一道进入冷凝器，熔炼产品粗铅、铜锍和炉渣经过炉缸流进电热前床进行别离，炉渣烟气处理收回锌后弃去，锍和粗铅进一步处理。 (3)锌蒸气冷凝 冷凝设备为铅雨飞溅冷凝器，冷凝器外形长7-8m，高3m，宽5-6m，内设8个转子，浸入冷凝内的铅池中。转子扬起的铅雨使含锌蒸气炉气敏捷降温到600℃以下，使锌冷凝成锌液溶入铅池，铅液用泵不断循环，流出冷凝器铅液在水冷流槽中被冷却到450℃，然后进入别离槽，液体锌密度小在铅液上层，操控必定深度使其不断流出，浇铸成锌锭。 鼓风炉炼铅锌的首要技能经济目标为：热风温度950-1150℃，冷凝功率90%-92%，烟化炉渣含Pb 0.15%、Zn1.35%，粗锌含锌大于98%、含铅1.2%-1.5%，粗铅含铅大于98%、含锌0.1%，冶炼收回率Pb>93%、Zn>94%，原猜中S利用率90%-92%。 (三)电炉炼锌 20世纪30年代在国外呈现电炉炼锌技能。80年代，我国开端选用电炉炼锌技能，至今已有10多处小型火法炼锌厂推广应用，出产规划为500-2500t/a。 电炉炼锌是以电能为热源，在焦炭或煤等复原剂存在条件下，直接加热炉料使其间的ZnO成分接连复原成锌蒸气并冷凝成金属锌。该工艺能够处理高铜高铁锌矿，但要求质料含S不得大于1%，关于含S高的碳酸盐锌矿需求预脱除处理。 电炉形状为圆形或矩形，卧式，功率有500kW、1250kW、200kW和2250kW多种。炉床面积4-8m2，电极直径200-350mm。首要目标为：熔炼温度1250一1350℃，电能耗费4600kWh/tZn，残渣含锌3%-5%，粗锌档次98.7%，直收率80%，总收回率95%。 二、湿法炼锌 湿法炼锌是用稀硫酸(即废电解液)浸出锌焙烧矿得硫酸锌溶液，经净化后用电积的办法将锌从溶液中提取出来。当时，湿法炼锌具有出产规划大、能耗较低、劳动条件较好、易于完成机械化和自动化等优点在工业上占主导位置。 国际上近80-85%的锌均产自湿法冶炼，大大都选用酸浸出液电解，在惯例流程中，因为对其间浸渣的处理办法不同而派生出不同的湿法冶炼工艺。湿法炼锌示意图 (1)锌精矿焙烧 用空气或富氧，在高温下使锌精矿中ZnS氧化成ZnO和ZnSO4，一起除掉As、Sb、Cd等杂质的一种作业。焙烧产品焙砂，送去浸出锌，烟气或许制硫酸或许出产液态S02-湿法炼锌的精矿焙烧与火法焙烧不同，湿法炼锌焙砂中要求保存1%-2%的硫以SO42-形状存在，以弥补锌焙砂浸出时缺乏的硫酸。而火法炼锌精矿焙烧期望悉数ZnS都氧化为ZnO,以进步冶炼收回率。 (2)锌焙砂浸出与浸出液净化 焙砂浸出锌由中性浸出和酸性浸出两段组成。一段中性浸出选用废电解液，二段用硫酸作浸出液，酸度30-60 g/LH2SO4，浸出温度65-70℃。浸出液含Zn>120 g/L。影响浸出的要素有浸出温度、拌和速度、酸浓度、锌焙砂颗粒巨细等。ZnO浸出反响为： ZnO+H2SO4=ZnSO4+H2O 为了进步锌焙砂中锌浸出率，选用空气拌和，以强化浸出进程。使难溶的ZnO.Fe2O3、ZnO.Al2O3及ZnS得以溶解。 (3)锌电解堆积 经过净化后的硫酸锌溶液参加添加剂，经过高位槽接连送入电解槽，槽中布以不溶性铅钙合金阳极和铝阴极。在南北极上施以直流电压时，电解液中的锌离子便不断在铅阴极上分出。电解最终发作的废电解液，部分送去作焙砂浸出剂，部分配成电解液回来。分出的锌铝阴极，每隔必守时刻(24-48h)取出，清洗后剥离锌片，然后熔化铸成锌锭，阴极经清洗加工后回来运用。锌电解堆积的根本反响是： 在阴极上 ：Zn2++SO42-+2e=Zn+SO42- 在阳极上：2H+2OH--2e =1/2O2+2H++H20 总反响式：ZnSO4+H2O=Zn+H2SO4+1/2O2 三、部分冶炼厂冶炼工艺介绍

运用水解堆积除铁的最典型的实却是锌的焙烧－浸出－电积法出产实践。尽管焙烧是为了将硫化锌转变为氧化锌，但原猜中的铁在焙烧过程中简直悉数与锌结组成铁酸锌。稀硫酸溶解焙砂中的氧化锌只能到达85%～93%的总浸出率，而用热酸浸出铁酸锌中的锌则导致很多铁进入溶液，净化除铁因此曾一度成为电解锌出产的瓶颈问题。通过艰苦而行之有用的尽力，到20世纪60年代中后期开发了几个能发生易于过滤的铁化合物的除铁办法，并首要工业应用于电解锌工业，焙烧－浸出－电积法自此得到长足发展，成为出产电解锌的首要办法，现在国际80%的电解锌系由此法出产。这些除铁办法在很大程度上也可应用于其他溶液的除铁实践。 一、黄铁矾法 黄铁矾法作为有用的除铁办法在湿法炼锌厂的实践最具代表性。黄铁矾法的开发成功是在20世纪60年代中期，其时澳大利亚的电锌公司、挪威锌公司和西班牙阿斯图里亚那公司各自独登时开发了这项技能并简直一同申请了专利。尔后黄铁矾法敏捷得到广泛应用，成为电解锌出产中首要的除铁技能，现在国际上至少有16家大型电解锌厂选用了此技能。现在用以除铁的黄铁矾法是将溶液pH值调到1.5且保持这一pH值，并在95℃左右参加一价阳离子从酸性硫酸盐溶液中堆积黄铁矾。工业中最常用的一价阳离子是NH4＋和Na＋。黄铁矾堆积后，溶液中铁的浓度一般降到1～5kg∕m3。 湿法炼锌中黄铁矾法典型的操作分3个根本过程：中性浸出、热酸浸出和黄铁矾堆积。在中性浸出阶段，酸性电解贫液被锌焙砂ZnO中和，得到含铁酸锌的渣和供电解堆积锌的中性硫酸锌溶液。铁酸锌渣在热酸浸出段用补克了硫酸的电解贫液形成的热酸中溶解，得到的含Zn和Fe的浸出液再在黄铁矾堆积段处理，先用锌焙砂调整酸度，再参加硫酸铵或硫酸钠堆积碱金属黄铁矾。沉铁后液回来中性浸出，黄铁矾渣则弃去。需求指出，堆积黄铁矾时用作中和剂的锌焙砂中所含的铁酸锌将不溶解而进入铁矾渣中，因此新生成的黄铁矾渣不宜直接弃去，避免丢失焙砂中和剂中未溶的铁酸锌。鉴于黄铁矾一旦生成则对酸恰当安稳，实践上黄铁矾渣弃去前可在相似热酸浸出的条件下进行酸洗，溶解收回渣中残存的铁酸锌，而黄铁矾本身不致溶解。 黄铁矾法的3个根本过程的详细操作条件及次序在不同供应商不尽相同，但意图是相同的；最大极限地收回锌而不考虑少数的伴生元素如Pb和Ag。例如，铁酸锌的热酸浸出和黄铁矾的堆积能够合而为一，即所谓转化法，其总反响如下：    （1） 该兼并过程的溶液然后可用新鲜焙砂中和，产出溶液供电解和渣回来循环。若精矿中含有较很多的Pb和Ag，则选用其他的流程，得到含Pb∕Ag的渣、黄铁矾堆积和中性Zn电解液。这类流程中包含有一个预中和作业。在一般的黄铁矾流程中是用焙砂下降热酸浸出液的酸度，然后敏捷而有用地堆积黄铁矾。焙砂中存在的Zn2＋，Cd2＋，Cu2＋，Pb2＋和Ag进入黄铁矾而丢失。在热酸浸出和黄铁矾堆积作业之间引进一个预中和作业能够下降黄铁矾中的金属丢失。在预中和作业中，溶液中的酸一部分被焙砂中和，所得的渣回来热酸浸出段溶解其间的Zn和Fe，而Pb和Ag留在铅－银渣中。部分中和过的溶液随后参加所需求的中和剂进行黄铁矾堆积。 图1为集成的黄铁矾法流程示意图。它的规划中结合了各种黄铁矾法计划中的大多数改善环节。图1  集成黄铁矾法 除应用于湿法炼锌工业中外，黄铁矾法还在铜、镍、钴等金属提取顶用作除铁工艺，尤其是在硫酸盐系统中。例如，在处理钴－铜精矿的阡比什（Chambishi）焙烧－浸出－电积法中，铜电积前的除铁就是选用黄钾铁矾沉铁。因为硫酸化焙烧本身供给了K＋离子，堆积黄钾铁矾时无需外加高本钱的硫酸钾。 黄铁矾法的长处是堆积简单过滤，Zn，Cd和Cu在堆积中的丢失最少，能够一同操控硫酸根和碱金属离子，简单与各种湿法冶金流程结合。但它也有其本身的缺陷，例如：1）所用试剂本钱较高；2）渣的体积较大，为1.4kg∕（m3·t），堆存占地较大；3）需求充沛洗刷以除掉吸附的有害环境或可供运用的金属；4）需求在操控条件下寄存避免分化放出有害组分污染环境。通过热分化或水热分化将黄铁矾转化为赤铁矿供出产铁并将硫酸钠／硫酸铵循环至黄铁矾堆积作业，可望战胜这些缺陷。 二、针铁矿法 运用堆积针铁矿除铁的技能是由比利时老山公司巴伦厂（Vieille Montagne）首要开发和工业化的，称为VM法。成功地堆积针铁矿的关键在于保持溶液中Fe3＋的低浓度，例如＜1kg∕m3，否则在堆积针铁矿的pH规模（2～3.5)内将得到胶状的Fe（OH）3或碱式硫酸铁Fe4SO4（OH）10。VM法处理此问题选用的是复原－堆积法，流程如图2所示，从热酸浸出得到的含100kg∕m3Zn，25～30kg∕m3Fe3＋及50～60kg∕m3H2SO4的硫酸锌溶被先通过复原作业，即在堆积针铁矿前在一个独自的作业中先用锌精矿（ZnS）将溶液中的Fe3＋都复原成Fe2＋，复原后未反响的ZnS与反响生成的元素硫一同别离出来送回焙烧炉。复原后液再用焙砂ZnO预中和至3～5kg∕m3H2SO4，得到的铁渣回来热酸浸出作业，溶液则送入堆积反响器。向堆积器通空气将Fe2＋氧化成Fe3＋而使之水解堆积出针铁矿晶体。图2  VM针铁矿法 堆积针铁矿时需不断在参加焙砂以中和水解反响发生的酸，将pH值操控在恰当的规模内，如pH＝2～3.5。VM法需求特别注意操控Fe2＋的氧化速度，使得溶液中Fe3＋的浓度在水解堆积针铁矿的过程中一直保持在1kg∕m3以内。与黄铁矾法不同的是，针铁矿堆积时无需供给一价阳离子，而得到的针铁矿渣也不能进行酸洗收回其间由焙砂中和带入的未溶解的锌。为避免这部分锌的丢失，一个对策是运用低铁的闪锌矿焙砂作中和剂。 澳大利亚电解锌公司开发的EZ法直接将含Fe3＋的待水解液慢慢参加水解堆积器中，操控水解液Fe3＋浓度不超越1kg∕m3然后操控水解，因此EZ法亦称部分分化法。在70～90℃下接连水解堆积针铁矿，一同不断参加锌焙砂中和因水解发生的酸，保持溶液pH值在2.8以适于水解。 两种针铁矿法比较，堆积相同数量的铁，VM法水解发生的酸此EZ法少，因此为中和水解的酸需求耗费的锌焙砂也少，随锌焙砂丢失的锌电少，除铁的作用也好于EZ法。但VM法触及先复原后氧化两道工序，比较繁琐。此外，VM法用空气氧化Fe2＋的速度较慢，而用其他氧化剂则本钱高。 与黄铁矾法比较，针铁矿法不需求硫酸根和碱金属，可应用于任何酸浸系统，包含氯化物系统和硝酸盐系统，除铁的作用也更好（从30kg∕m3到小于1kg·kg∕m3），但针铁矿对酸的安稳性较差，堆积中未溶解的铁酸锌不能如黄铁矾法那样用酸洗来收回。 三、赤铁矿法 日本秋田公司饭岛锌冶炼厂和德国鲁尔锌公司达特伦电锌厂均选用赤铁矿法处理锌厂中性浸出的浸渣收回其间以铁酸锌存在的锌及其他有价组分。用赤铁矿法处理湿法炼锌的铁渣源于环境保护的压力。赤铁矿法准则流程见图3。来自浸出主流程的高铁渣在村耐酸砖和铅的高压釜顶用电解贫液补加酸再提出，反响温度95～100℃。浸出在SO2（分压0.15～0.25MPa）气氛下进行，所以也称为SO2浸出。在此条件下渣中的铁酸盐很简单溶解，高铁复原成二价伴随铁酸盐中的锌和铜进入溶液：    （2）    （3）图3  赤铁矿法准则流程图 从溶液中排去过量的SO2和用H2S堆积除掉铜后，对含大约Zn90kg∕m3，Fe60kg∕m3，H2SO4 20kg∕m3的溶液用石灰百分两段中和。榜首段中和到pH＝2以发生可供应的高等第石膏，然后再中和到pH＝4.5，堆积分出含有价金属如Ca和In的石膏，一同有碍赤铁矿堆积的元素如Al等也在此阶段随石膏堆积除掉。第二段中和发生的浆料经重力沉降得到的固体回来榜首段中和槽，沉降后液高压过滤得到氧化物－氢氧化物的混合堆积，送熔炼厂收回镓和铟。一同用空气氧化堆积部分铁和其他杂质。堆积石膏有助于除掉SO2氧化发生的硫酸根以保持硫酸根平衡。两段中和后的溶液（含Fe 40～45kg∕m3）用赤铁矿法堆积除铁。沉铁在衬钛高压釜中进行，通入新鲜蒸汽和氧气，温度从95℃升高到200℃，压力进步到1.8MPa（氧分压0.15～0.25MPa），溶液中的硫酸亚铁被氧化成硫酸铁并发生水解：    （4） 高压釜中停留时间约3h，首要水解产品为赤铁矿，含有w（Fe）＝59%和w（S）＝3%，固液别离后赤铁矿也首要供应给水泥厂。别离出赤铁矿的溶液含Fe5～7kg∕m3和H2SO460～70kg∕m3，回来焙砂的中性浸出段。 选用赤铁矿法的饭岛锌冶炼厂自1972年投产以来，至今已成功运行了26年，经1997年扩产，电锌产值巳达190000t∕a。因为锌精矿铁含量添加，出产功率进步和工厂扩产，赤铁矿法处理的铁量逐年添加，并在技能上作了若干改善。例如，锌焙砂弱酸浸出的渣与元素硫混合用电解贫液补加硫酸后在衬铅和耐酸砖的高压釜中再浸出。参加元素硫使溶液中大部分铜作为硫化铜堆积。热酸浸出的排料除掉过量的SO2后，在拌和槽中通入H2S堆积其他的铜。沉铜槽的排料稠密、压滤，得到的滤渣含铜、铅和贵金属，送熔炼厂收回。沉铜稠密机溢流含30kg∕m3游离酸，用细磨的石灰石两段中和。榜首段中和游离酸（至pH＝1）得到纯的石膏，离心过滤后供应给水泥厂。 近些年来，跟着锌精矿中铁含量的添加，焙砂中进入铁酸盐中的铜添加，焙砂弱酸浸出的铜削减而进入浸渣的铜添加，因此浸渣赤铁矿法处理厂中需求堆积的铜大为添加，然后使渣处理厂堆积铜的本钱进步。1992年曾经，渣处理厂中溶液中的铜用元素硫和硫化氧堆积：    （5）    （6） 饭岛锌冶炼厂1992年用于堆积铜的硫化氧气体耗费本钱占总的耗费性本钱的25%。这无疑太高，需求开发一个不必堆积铜的新办法。后来发现硫化锌精矿能够替代气体，它堆积除铜的反响如下    （7）    （8）当出产上用硫化锌精矿沉铜时，铜的堆积并不彻底。后来运用更细的精矿添加SO2分压处理了这一问题。现在这种办法有用地脱除了铜。 高铁水解成赤铁矿和铝水解堆积铝矾都发生酸，因此下降赤铁矿堆积釜的料液中游离硫酸的浓度和铝的浓度对促进高铁的水解很有用：本来第二段中和的溶液有30%回来榜首段，从1997年3月以来，第二段溶液回来的量逐步添加，赤铁矿水解高压釜的料液中游离硫酸浓度从7kg∕m3降到4kg∕m3，铝的浓度降到2kg∕m3以下，除铁功率进步到88%以上，使操作本钱要素如氧气或蒸汽的本钱下降。 尽管赤铁矿法在环保方面比黄铁矾法和针铁矿法更有利，它依然遭到环境方面的压力。为了使堆积的赤铁矿能悉数售出给水泥厂，有必要处理赤铁矿中的含砷和含硫问题。因为火法冶金不只本钱高，并且很难满足脱除砷，所以饭岛炼锌厂研讨在堆积赤铁矿前从溶液中脱砷，提出了图4所示的改善赤铁矿法新流程。图4  改善的赤铁矿法新流程 在改善的赤铁矿法中，弱酸提出的渣在105℃下SO2气氛中浸出而不加锌精矿或元素硫，发生的含银和铅的渣过滤别离。滤液用石灰榜首段中和到pH＝1，发生纯石膏。然后在该中和段的溶液中参加锌灰，堆积砷化铜，铜和砷的脱除率到达99%。脱砷后液榜首段加石灰石中和到pH＝4，堆积出含Ga，In和Al的石膏。该段的溶液大部分送赤铁矿堆积高压釜，其他溶液用于浸出砷化铜。浸除在独自的高压釜中氧气氛下进行，铜被浸出而砷堆积为铁。浸液中的铜用锌灰置换，然后将溶液回来焙砂中性浸段。改善的赤铁矿法进行了中试和可行性研讨，得到的赤铁矿质量及本钱都令人满足。 德国鲁尔公司（Ruhr－Zink GmbH）的赤铁矿法首要包含以下过程： （1）中性浸出渣两段热酸浸出。榜首段为热酸浸出，中性提出渣用第二段超热酸浸出的滤液在95℃下浸出，浸出的终酸浓度50kg∕m3。渣中的大部分有价金属如锌、铜和镉伴随铁一同溶解。浸出的排料稠密后溢流泵送至复原段，底流在过热酸浸段中沸点以上浸出，酸浓度140kg∕m3。过热酸浸中铁酸盐都溶解，残留的低铁富铅的Pb－Ag渣经稠密和高压膜压滤机过滤，滤液回来热酸浸出。 （2）高铁复原。为了在堆积赤铁矿前净化溶液并能在最尽或许低的温度下堆积铁，需求将离解的高铁先复原成亚铁。硫化锌精矿可用作复原剂，它的本钱低，但需大大过量，反响温度在90℃左右。未反响的含元素硫的渣过滤后回来焙烧。 （3）溶液的净化与中和。复原后液用焙砂在中和槽和稠密机中两段中和，使一切影响赤铁矿质量的元素大部分堆积分出，特别是砷和锑。铜则部分共堆积。这些元素富集在中和渣中，再在终浸作业中彻底溶解。终浸用废酸进行，终酸浓度为40kg∕m3。在稠密机中固液别离后，底流送去热酸浸出作业，溢流送去用海绵铁置换沉铜，将铜的浓度降至500g∕m3以下，再返至前面的中和作业。置换的铜用废酸洗刷后出售。 （4）赤铁矿堆积。这是最重要的部分。中和净化的浸液（含Fe2＋25～30kg∕m3，Zn120～130kg∕m3）用蒸汽加热到180℃以上，其间的亚铁在氧压1.8MPa下氧化并水解成含w（Fe）＝60%左右的细粒赤铁矿，铁的堆积率达90%～95%。详细流程如图5所示。图8  鲁尔公司电解锌厂赤铁矿法准则流程 赤铁矿法出资和操作费用远高于黄铁矾法和针铁矿法，但它或许收回锌精矿的悉数成分，发生的满是可供应的产品，一切作为中间产品的渣帮可进一步加工而无需堆存。

一、锌焙烧矿浸出的目的 湿法炼锌浸出过程，是以稀硫酸溶液（主要是锌电解过程产生的废电解液）作溶剂，将含锌原料中的有价金属溶解进入溶液的过程。其原料中除锌外，一般还含有铁、铜、镉、钴、镍、砷、锑及稀有金属等元素。在浸出过程中，除锌进入溶液外，金属杂质也不同程度地溶解而随锌一起进入溶液。这些杂质会对锌电积过程产生不良影响，因此在送电积以前必须把有害杂质尽可能除去。在浸出过程中应尽量利用水解沉淀方法将部分杂质（如铁、砷、锑等）除去，以减轻溶液净化的负担。 浸出过程的目的是将原料中的锌尽可能完全溶解进入溶液中，并在浸出终了阶段采取措施，除去部分铁、硅、砷、锑、锗等有害杂质，同时得到沉降速度快、过滤性能好、易于液固分离的浸出矿浆。 浸出使用的锌原料主要有硫化锌精矿（如在氧压浸出时）或硫化锌精矿经过焙烧产出的焙烧矿、氧化锌粉与含锌烟尘以及氧化锌矿等。其中焙烧矿是湿法炼锌浸出过程的主要原料，它是由ZnO和其他金属氧化物、脉石等组成的细颗粒物料。焙烧矿的化学成分和物相组成对浸出过程所产生溶液的质量及金属回收率均有很大影响。 二、焙烧矿浸出的工艺流程 浸出过程在整个湿法炼锌的生产过程中起着重要的作用。生产实践表明，湿法炼锌的各项技术经济指标，在很大程度上决定于浸出所选择的工艺流程和操作过程中所控制的技术条件。因此，对浸出工艺流程的选择非常重要。 为了达到上述目的，大多数湿法炼锌厂都采用连续多段浸出流程，即第一段为中性浸出，第二段为酸性或热酸浸出。通常将锌焙烧矿采用第一段中性浸出、第二段酸性浸出、酸浸渣用火法处理的工艺流程称为常规浸出流程，其典型工艺原则流程见图1。图1　湿法炼锌常规浸出流程 常规浸出流程是将锌焙烧矿与废电解液混合经湿法球磨之后，加入中性浸出槽中，控制浸出过程终点溶液的PH值为5.0～5.2。在此阶段，焙烧矿中的ZnO只有一部分溶解，甚至有的工厂中性浸出阶段锌的浸出率只有20%左右。此时有大量过剩的锌焙砂存在，以保证浸出过程迅速达到终点。这样，即使那些在酸性浸出过程中溶解了的杂质（主要是Fe、AS、Sb）也将发生中和沉淀反应，不至于进入溶液中。因此中性浸出的目的，除了使部分锌溶解外，另一个重要目的是保证锌与其他杂质很好地分离。 由于在中性浸出过程中加入了大量过剩的焙砂矿，许多锌没有溶解而进入渣中，故中性浸出的浓缩底流还必须再进行酸性浸出。酸性浸出的目的是尽量保证焙砂中的锌更完全地溶解，同时也要避免大量杂质溶解。所以终点酸度一般控制在1～5g／L。虽然经过了上述两次浸出过程，所得的浸出渣含锌仍有20%左右。这是由于锌焙砂中有部分锌以铁酸锌（ZnFe2O4）的形态存在，且即使焙砂中残硫小于或等于1%，也还有少量的锌以ZnS形态存在。这些形态的锌在上述两次浸出条件下是不溶解的，与其他不溶解的杂质一道进入渣中。这种含锌高的浸出渣不能废弃，一般用火法冶金将锌还原挥发出来与其他组分分离，然后将收集到的粗ZnO粉进一步用湿法处理。 由于常规浸出流程复杂，且生产率低，回收率低，生产成本高，随着20世纪60年代后期各种除铁方法的研制成功，锌焙烧矿热酸浸出法在20世纪70年代后得到广泛应用。现代广泛采用的热酸浸出流程见图2。图2　现代广泛采用的热酸浸出流程 热酸浸出工艺流程是在常规浸出的基础上，用高温（＞90℃）高酸（浸出终点残酸一般大于30g／L）浸出代替了其中的酸性浸出，以湿法沉铁过程代替浸出渣的火法烟化处理。热酸3湿法炼锌的浸出过程35浸出的高温高酸条件，可将常规浸出流程中未被溶解进入浸出渣中的铁酸锌和ZnS等溶解，从而提高了锌的浸出率，浸出渣量也大大减少，使焙烧矿中的铅和贵金属在渣中的富集程度得到了提高，有利于这些金属下一步的回收。

(1)水解法 使用调整各种元素水解时的不同pH值使首要元素，如铜、锌、镉与铟别离，氢氧化铟在pH=4.67～4.85时能够沉积彻底。 (2)挑选性溶解及沉积法 将含铟沉积物溶解于硫酸中，可使大部分铅呈难溶性硫酸盐沉积而与铟别离。以苛性钠溶液处理氢氧化物沉积，使铝、锌和铅进人溶液，而铟留在沉积物中，到达与铟别离的意图。以处理含铟溶液，使铟和铁，铝一起沉积，而铜、镉与锌成盐留与溶液中。如以磷酸盐从弱酸溶液(pH=3.2)中沉积铟，可使铟与铅、锌、铁和镉别离。 (3)挑选性置换法 使用各种金属分出电位不同的性质富集铟，锌粉可先在溶液中置换铜，除铜今后，铟和镉可被锌粉置换与其他元素别离。 株冶火炬金属公司氧化锌焙砂浸出选用中性、酸性两段浸出工艺，后用锌粉置换富集铟，经过采纳工艺上一系列的改善，氧化锌铟的收回率由曾经的40%左右进步到了现在的55 %以上。首要化学反响如下： (4)萃取法提取铟    P204是一种酸性磷酸盐萃取剂，通常以双分子方式存在，它能与三价元素生成一种化合物。此化合物不含亲水团，故难溶于水，而易溶于有机溶剂中，能与同一系列金属离子发作反响。它对各种离子的萃取率是溶液pH值的函数，故操控不同的pH值，各金属离子被萃取的功率也就不同。国内没有发现有组成的铟特效萃取剂，对酸性磷类萃取剂的萃铟机理进行了研讨，得出磷类萃取剂萃铟才能强弱次序为：P204>P5708>P507>P5709，反萃取才能则相反，按P5709>P507>P5708>P204的次序排列。工业常用萃取剂具有功能安稳、报价低、易于操作等长处。 使用P 204萃取剂对铟有较好的挑选功能，从含铟溶液中萃取铟，使铟进入有机相，与水相中难以萃取的组分铜、锌、镉和砷以及二价铁别离。进入有机相的铟再经高浓度反萃取，铟又进入水相，得到含铟的水溶液。

近日，全国有色金属标准化委员会审定通过了水口山集团公司技术中心起草的《直接氧化锌化学分析方法》项目。  　　2012年底，根据国家标准化管理委员会和工业信息化部《关于印发直接氧化锌化学分析方法等15项标准任务落实会会议纪要的通知》安排，由水口山有色金属集团有限公司起草，国内9家单位参与起草验收《直接氧化锌化学分析方法》重新修订工作。《直接氧化锌化学分析国家标准方法GB/T4372.1～6-2001》已经使用12年，产品技术指标已做修订，全国有色金属标准化技术委员会将该项目列入2012年的项目下达给水口山集团公司，项目于2013年完成。  　　直接法氧化锌是以锌焙砂为原料直接焙烧制得的，含氧化锌量要求达到98%以上，主要杂质有铅、铜、镉、锰、铁。水口山集团公司技术中心于2013年初开始开展该项目，用了近一年的时间，进行方法研究、精密度试验、书写实验报告，并于2013年底参加了正式评审。  　　水口山集团公司在修订中保留了原标准的内容，新增了原子吸收光谱法测定三氧化二铁量，ICP测定杂质的含量，进一步完善了该方法，使测定范围更广，实用性更强。试验证明《直接氧化锌化学分析方法》的测定范围和精度能够满足直接氧化锌的检测要求，达到了国际一般水平。  　　该标准的发布实施将规范直接氧化锌的分析检测方法，通过推广和应用，将能够满足直接氧化锌产品在生产和使用中的检测需要。 .

20世纪40年代前苏联开端对浸金研讨以来，浸金成为最有期望代替化法的一种办法。（HzNCSNH2）是一种有机化合物，在酸性和有氧化剂存在的条件下，与金构成阳离子络和物，反应为：作为一种配位体和金属以离子键结合，能够通过其间氮原子的孤电子对或硫原子与金属离子挑选结合。在浸金进程中，可氧化成多种产品，先生成的是二硫甲脒，它可作为金银的挑选性氧化剂。假如溶液电位过高，二硫甲脒将会被进一步氧化成基、硫化和元素硫，所以使用浸金有必要严格控制浸出液的电位。 据文献报导法国从1977年开端用法从锌焙砂中提取金银；墨西哥科罗拉多矿从1982年起选用法处理含金尾矿；澳大利亚新英格兰锑矿从1984年开端用法处理含金锑精矿；俄罗斯等国近年来也开端将法用于黄金生产中。我国研发的铁板置换工艺经屡次工业实验后，已在广西某矿通过国家判定转入工业生产。因而能够以为，提金新工艺已开端由研讨阶段进入工业生产阶段，其工艺进程也在日臻完善。 的特点是：①无毒性；②挑选性比好，对铜锌砷锑等元素的灵敏程度显着低于化法；③溶金速度快，比化浸出快4－5倍以上；④溶金在酸性介质中进行，它适用于已通过可发生酸的预处理的难浸矿藏浸出；⑤溶液中生成的金合作物在本质上是阳离子，适合于用溶剂萃取法和离子交换法来。收回金。但报价昂贵，耗费量大（本身被氧化20%，80%被矿石吸附耗费），不如安稳，且因为在酸性介质中浸金，简单腐蚀设备。而且近年来有些材料将列为可疑的致癌物。因而能够肯定地说，法近期内还很难代替化法。

(1)水解法 使用调整各种元素水解时的不同pH值使首要元素，如铜、锌、镉与铟别离，氢氧化铟在pH=4.67～4.85时能够沉积彻底。 (2)挑选性溶解及沉积法将含铟沉积物溶解于硫酸中，可使大部分铅呈难溶性硫酸盐沉积而与铟别离。以苛性钠溶液处理氢氧化物沉积，使铝、锌和铅进人溶液，而铟留在沉积物中，到达与铟别离的意图。以处理含铟溶液，使铟和铁，铝一起沉积，而铜、镉与锌成盐留与溶液中。如以磷酸盐从弱酸溶液(pH=3.2)中沉积铟，可使铟与铅、锌、铁和镉别离。 (3)挑选性置换法 使用各种金属分出电位不同的性质富集铟，锌粉可先在溶液中置换铜，除铜今后，铟和镉可被锌粉置换与其他元素别离。 株冶火炬金属公司氧化锌焙砂浸出选用中性、酸性两段浸出工艺，后用锌粉置换富集铟，经过采纳工艺上一系列的改善，氧化锌铟的收回率由曾经的40%左右进步到了现在的55%以上。首要化学反响如下：(4)萃取法提取铟P204是一种酸性磷酸盐萃取剂，通常以双分子方式存在，它能与三价元素生成一种化合物。此化合物不含亲水团，故难溶于水，而易溶于有机溶剂中，能与同一系列金属离子发作反响。它对各种离子的萃取率是溶液pH值的函数，故操控不同的pH值，各金属离子被萃取的功率也就不同。国内没有发现有组成的铟特效萃取剂，对酸性磷类萃取剂的萃铟机理进行了研讨，得出磷类萃取剂萃铟才能强弱次序为：P204>P5708>P507>P5709，反萃取才能则相反，按P5709>P507>P5708>P204的次序排列。工业常用萃取剂具有功能安稳、报价低、易于操作等长处。 使用P204萃取剂对铟有较好的挑选功能，从含铟溶液中萃取铟，使铟进入有机相，与水相中难以萃取的组分铜、锌、镉和砷以及二价铁别离。进入有机相的铟再经高浓度反萃取，铟又进入水相，得到含铟的水溶液。

(1)水解法 使用调整各种元素水解时的不同pH值使首要元素，如铜、锌、镉与铟别离，氢氧化铟在pH=4.67～4.85时能够沉积彻底。 (2)挑选性溶解及沉积法 将含铟沉积物溶解于硫酸中，可使大部分铅呈难溶性硫酸盐沉积而与铟别离。以苛性钠溶液处理氢氧化物沉积，使铝、锌和铅进人溶液，而铟留在沉积物中，到达与铟别离的意图。以处理含铟溶液，使铟和铁，铝一起沉积，而铜、镉与锌成盐留与溶液中。如以磷酸盐从弱酸溶液(pH=3.2)中沉积铟，可使铟与铅、锌、铁和镉别离。 (3)挑选性置换法 使用各种金属分出电位不同的性质富集铟，锌粉可先在溶液中置换铜，除铜今后，铟和镉可被锌粉置换与其他元素别离。 株冶火炬金属公司氧化锌焙砂浸出选用中性、酸性两段浸出工艺，后用锌粉置换富集铟，经过采纳工艺上一系列的改善，氧化锌铟的收回率由曾经的40%左右进步到了现在的55 %以上。首要化学反响如下：(4)萃取法 P204是一种酸性磷酸盐萃取剂，通常以双分子方式存在，它能与三价元素生成一种化合物。此化合物不含亲水团，故难溶于水，而易溶于有机溶剂中，能与同一系列金属离子发作反响。它对各种离子的萃取率是溶液pH值的函数，故操控不同的pH值，各金属离子被萃取的功率也就不同。国内没有发现有组成的铟特效萃取剂，对酸性磷类萃取剂的萃铟机理进行了研讨，得出磷类萃取剂萃铟才能强弱次序为：P204>P5708>P507>P5709，反萃取才能则相反，按P5709>P507>P5708>P204的次序排列。工业常用萃取剂具有功能安稳、报价低、易于操作等长处。   使用P 204萃取剂对铟有较好的挑选功能，从含铟溶液中萃取铟，使铟进入有机相，与水相中难以萃取的组分铜、锌、镉和砷以及二价铁别离。进入有机相的铟再经高浓度反萃取，铟又进入水相，得到含铟的水溶液。

蒙阴金刚石矿红旗1号金伯利岩脉，倾角在80°以上，矿体平均厚度为0.37m，出露地表总长达1440m，由24条小脉首尾相近呈雁行式排列。矿体稳定性较差，遇水、遇空气容易吸湿膨胀，使矿石破碎，贮存时间长则容易粘结。围岩为含墨云母斜长片麻岩，岩性较硬，层理厚且不甚发育，两小脉相接处，围岩一般很破碎。       采用下向分层混凝土顶板采矿法，如图1所示。阶段高度40m，没走向每隔40～50m掘一天井，由天井向两侧由上而下分层进行回采，每层采高2.2～3.0m，最大可增到5m，根据围岩的稳定程度而定。以进路的形式在混凝土护板的保护下开采，进路的宽度为0.8～1.0m。用4.5kW的电耙出矿。每层回采结束，立即平整进路和铺设钢筋网，然后铺100～150mm的碎矿石层，再浇灌混凝土形成厚0.25～0.3m的人工顶板。混凝土标号为150号，钢筋网为300×300mm，纵向钢筋ф8～ф10mm，横向钢筋为ф6mm。为使混凝土与两侧帮能牢固地结合，在浇灌混凝土前必须清扫两壁并每隔5m于两边相间钻孔，插入ф22～ф24mm，长400～500mm的废钢纤或圆钢，外端留150～200mm浇在混凝土内。混凝土在地面搅拌，通过溜井送入采场，用耙斗平整捣固不需养护。由于通风的需要，可在混凝土板的适当位置上留通风孔，炮烟排入上部采空区。图1  下向分层混凝土护顶采矿法       这种采矿方法与过去该矿曾用过的浅孔留矿法、分段采矿法以及分段崩落采矿法等相比有明显的优点，采场回收率可达98%以上，贫化稳定，即使围岩破碎，也可以降低分层高度保证生产安全，所以适应性强。缺点是采场生产能力稍低（采场月生产能力为800～1000t）。考虑对选矿的影响，综合技术经济效果远优于其他方法。图2为采后的采空区实况照片。图2  下向分层混凝土护顶采矿法采后实况

(1)水解法 使用调整各种元素水解时的不同pH值使首要元素，如铜、锌、镉与铟别离，氢氧化铟在pH=4.67～4.85时能够沉积彻底。 (2)挑选性溶解及沉积法将含铟沉积物溶解于硫酸中，可使大部分铅呈难溶性硫酸盐沉积而与铟别离。以苛性钠溶液处理氢氧化物沉积，使铝、锌和铅进人溶液，而铟留在沉积物中，到达与铟别离的意图。以处理含铟溶液，使铟和铁，铝一起沉积，而铜、镉与锌成盐留与溶液中。如以磷酸盐从弱酸溶液(pH=3.2)中沉积铟，可使铟与铅、锌、铁和镉别离。 (3)挑选性置换法 使用各种金属分出电位不同的性质富集铟，锌粉可先在溶液中置换铜，除铜今后，铟和镉可被锌粉置换与其他元素别离。 株冶火炬金属公司氧化锌焙砂浸出选用中性、酸性两段浸出工艺，后用锌粉置换富集铟，经过采纳工艺上一系列的改善，氧化锌铟的收回率由曾经的40%左右进步到了现在的55%以上。首要化学反响如下： ZnO+H2SO4=ZnSO4+H2O In2O3+3H2SO4=In2(SO4)3+3H2O In2(SO4)3+3Zn=3ZnSO4+2In↓ (4)萃取法提取铟P204是一种酸性磷酸盐萃取剂，通常以双分子方式存在，它能与三价元素生成一种化合物。此化合物不含亲水团，故难溶于水，而易溶于有机溶剂中，能与同一系列金属离子发作反响。它对各种离子的萃取率是溶液pH值的函数，故操控不同的pH值，各金属离子被萃取的功率也就不同。国内没有发现有组成的铟特效萃取剂，对酸性磷类萃取剂的萃铟机理进行了研讨，得出磷类萃取剂萃铟才能强弱次序为：P204>P5708>P507>P5709，反萃取才能则相反，按P5709>P507>P5708>P204的次序排列。工业常用萃取剂具有功能安稳、报价低、易于操作等长处。 使用P204萃取剂对铟有较好的挑选功能，从含铟溶液中萃取铟，使铟进入有机相，与水相中难以萃取的组分铜、锌、镉和砷以及二价铁别离。进入有机相的铟再经高浓度反萃取，铟又进入水相，得到含铟的水溶液。

(1)水解法 使用调整各种元素水解时的不同PH值使首要元素，如铜、锌、镉与铟别离，氢氧化铟在PH=4.67～4.85时能够沉积彻底。 (2)挑选性溶解及沉积法将含铟沉积物溶解于硫酸中，可使大部分铅呈难溶性硫酸盐沉积而与铟别离。以苛性钠溶液处理氢氧化物沉积，使铝、锌和铅进入溶液，而铟留在沉积物中，到达与铟别离的意图。以处理含铟溶液，使铟和铁、铝一起沉积，而铜、镉与锌成盐留与溶液中。如以磷酸盐从弱酸溶液(PH=3.2)中沉积铟，可使铟与铅、锌、铁和镉别离。 (3)挑选性置换法 使用各种金属分出电位不同的性质富集铟、锌粉可先在溶液中置换铜，除铜今后，铟和镉可被锌粉置换与其他元素别离。 株冶火炬金属公司氧化锌焙砂浸出选用中性、酸性两头浸出工艺，后用锌粉置换富集铟，经过采纳工艺上一系列的改善，氧化锌铟的收回率由曾经的40%左右进步到了现在的55%以上。首要化学反响如下： ZnO+H2SO4=ZnSO4+H2O In2O3+3H2SO4=In2(SO4)3+3H2O In2(SO4)3+3Zn=3ZnSO4+2In↓ (4)萃取法提取铟P204是一种酸性磷酸盐萃取剂，通常以双分子方式存在，它能与三价元素生成一种化合物。此化合物不含亲水团，故难溶于水，而易溶于有机溶剂中，能与同一系列金属离子发作反响。它对各种离子的萃取率是溶液PH值的函数，故操控不同的PH值，各金属离子被萃取的功率也就不同。国内没有发现有组成的铟特效萃取剂，对酸性磷类萃取剂的萃铟机理进行了研讨，得出磷类萃取剂萃铟才能强弱次序为：P204>P5708>P507>P5709，反萃取才能则相反，按P5709>P507>P5708>P204的次序排列。工业常用萃取剂具有功能安稳、报价低、易于操作等长处。 使用P204萃取剂对铟有较好的挑选功能，从含铟溶液中萃取铟，使铟进入进入有机相，与水相中难以萃取的组分铜、锌、镉和砷以及二价铁别离。进入有机相的铟再经高浓度反萃取，铟又进入水相，得到含铟的水溶液。

镉是化学元素周期表中第五周期ⅡB族元素，原子序数48，元素化学符号Cd，原子量112.4，原子的外电子层构型4d105s2。镉的熔点321℃，沸点778℃，密度8.65g/cm3。镉的硬度大于镉而次于锌，镉与锌的化学性质十分相似，在常温干空气中不被氧化，遇湿润空气缓慢发作反响而失去光泽。镉是一种有毒物质。镉的化合物主要有CdO和CdS及CdSO4。地壳中镉的丰度为1×10-5%，我国铋的储量为50万吨。镉在地壳中没有独自矿床，常与铅锌矿共生，选矿时进人锌精矿。在湿法炼锌溶液净化进程产出的铜镉渣和火法炼锌厂的精馏进程产出的镉灰都是提取金属镉的主要原料。提取镉的冶金办法主要有电解堆积法、置换法和联合法。    在湿法炼锌工艺中，锌焙砂浸出液净化加锌粉除铜镉时产出铜镉渣，该渣含镉5％-10%，含铜约4%，50%左右是未反响的锌，是制取金属镉的主要原料。电解堆积镉的典型流程是：铜镉渣硫酸溶液浸出→锌粉堆积镉绵→海绵镉溶解造液与净化→镉电解堆积。    （一）铜镉渣浸出    此作业在以空气或机械拌和的浸出槽中进行。用镉电解废液作浸出剂，液固比（5-7）：1，温度85-90℃，时刻4-6h,浸出完毕参加石灰乳或氧化锌粉中和，操控pH5.4堆积除铜。得到浸出清液含Cd 3-10g/L,浸出渣含Cd 0.8%-0.9%、铜16%-19%、锌7%-10%。    （二）浸出液沉镉和海绵镉溶解    含镉浸出液在60℃、pH3-4条件下，加人粒度0.13-0.15mm的锌粉置换出镉，得到海绵镉成分为（％）：Cd 60-80，Cu 0.5-5.0，Zn 9-10。新滤出的海绵镉需堆积7-15天，使其天然氧化，然后在拌和槽中85-90℃温度下浸出3h。待溶液酸度降到1g/L时，加KMnO4氧化除Fe，再加石灰乳调pH至5.4除杂质。然后加人海绵镉将溶液pH降到4.0除铜，除铜后过滤所得滤液送去电积镉。    （三）镉电解堆积    在有防腐面料的电解槽中进行，用铝板作阳极，含Ag 1％的Pb-Ag合金作阴极。电极反响是：    电积作业在28-32℃温度下进行，电流密度65-100A/m2，槽电压2.5V，电积周期24h。阴极上堆积镉片剥下洗净送去铸锭。    镉铸锭先在熔镉内参加NaOH，升温至450℃，加进电积镉片，掩盖NaOH 10-20mm。待镉液表面亮光时开端浇铸，产出镉锭纯度可达99.99％。

国储电解铜是指中国国家物资储备局储备的电解铜。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 智利进口国储电解铜，电解铜报价及操作流程：第一货源：为国储电解铜指定国企平台，现货10万吨，价格54500元/吨带票操作流程：1、提供公司5证+公司证明，交国储指定国企平台审核，可领客户到国企平台公司。2、国企提供空白合约，一周内完成交易。3、审核后通知签约，缴全额给国储局，非平台公司。4、提供6张照片办证进国储电解铜仓库验货。5、交易由国储指定平台开票给6、从头至尾，可以陪同客户解释任何一个步骤，或直接咨询国资。第二货源：非国储电解铜指定平台，现货8万吨，价格57000元/吨带操作流程：1、买方提供购买意向书，公司5证，资金证明，可在平台公司见面，可对压。2、由卖方平台公司发出邀请函约定交易时间，在北京。3、由卖方平台公司验证买方资料，大小票无误后，带至国资委VIP室签订合同。4、与国资委签订合同后，快则一天完成，并出货。5、如果客户有疑义，可在国资电解铜局门口验证后，在进国资电解铜局操作。第三货源：非国储电解指定平台，现货3万吨，价格55500元/吨带票操作流程：1、可对压50万。2、具体操作可详谈。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 电解铜就是铜在电解提纯后的产物。铜是一种玫瑰红色金属，柔软、有金属光泽，密度为8．92克／厘米3，溶点为1083．5℃，沸点为2595℃，富于延展性，易弯曲，强度较好，在导电性和导热性方面，铜仅次于银，居第二位，它可以进行冷热压力加工，由于其具有面心立方晶格，铜及其化合物无磁性。熔点时铜的蒸气压很小，因而在冶金过程温度下，不易挥发。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 更多关于国储电解铜的资讯，请登录上海有色网查询。&nbsp;

锌 ，英文名称：Zinc，元素符号Zn。锌是一种闪着银光又略带蓝灰色的金属，是继铝和铜之后使用最广泛的第三种有色金属。锌也是人体所必须的一种元素，锌参与了人体中200多种酶的合成，研究表明，一个普通人在其一生中总共要消耗331千克的锌。锌在常温下，比较脆，在温度为100-150度时，会变软，在超过200度后，又变脆，可碎成粉末。金属锌材料的特性还有：卫生保健、防腐蚀、优良的可铸性、出色的防腐蚀性、高强度、高硬度、原材料廉价、低熔点、抗蠕变、易与其他金属形成合金。锌能与多种有色金属制成合金，其中最主要的是与铜、锡、铅等组成的黄铜，与铝、镁、铜等组成压铸合金等。 锌及其合金 主要用于钢铁、冶金、机械、电气、化工、轻工、军事和医药等领域。锌的主要用途领域详细介绍如下：锌的熔点极低，被常用于浇筑材料。锌也有着清洁卫生以及抗腐蚀的特性，在我们日常生活中最常见的锌质铸件有：门把手表层表层下面的材料、水龙头、电子产品元件等。另外，锌也被应用在屋顶材料、照片雕刻盘、移动电话天线以及照相机中的快门装置中。锌具有极高的防腐蚀性，这一特性使它具备了另外最基本的一项功能，即作为钢的表面镀层材料。除去以上这些功能之外，锌可与铜一起合成黄铜。其抗腐蚀性并不仅仅应用于钢表面镀层&mdash;&mdash;它也有助于增强我们人类的免疫系统。锌也是形成青铜的合金材料之一。

氧化铝抛光粉具有硬度高、磨削力強、适用范围广等优点。模氏硬度可达1800-2000kg/mm2。顆粒圆滑，不易产生划痕，粒度分布范围窄，研磨后材料表面好。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 抛光粉通常由氧化铈、氧化铝、氧化硅、氧化铁、氧化锆、氧化铬等组份组成，不同的材料的硬度不同，在水中的化学性质也不同，因此使用场合各不相同。氧化铝和氧化铬的莫氏硬度为9，氧化铈和氧化锆为7，氧化铁更低。氧化铈与硅酸盐玻璃的化学活性较高，硬度也相当，因此广泛用于玻璃的抛光。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 为了增加氧化铈的抛光速度，通常在氧化铈抛光粉加入氟以增加磨削率。铈含量较低的混合稀土抛光粉通常掺有3－8的氟；纯氧化铈抛光粉通常不掺氟。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 对ZF或F系列的玻璃来说，因为本身硬度较小，而且材料本身的氟含量较高，因此因选用不含氟的抛光粉为好。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 抛光粉的真实硬度与材料有关，如氧化铈的硬度就是莫氏硬度7左右，各种氧化铈都差不多。但不同的氧化铈体给人感觉硬度不同，是因为氧化铈抛光粉通常为团聚体，附图为一个抛光粉团聚体的电镜照片。由于烧成温度不同，团聚体的强度也不一样，因此使用时会有硬度不一样的感觉。当然，有的抛光粉中加入氧化铝等较硬的材料，表现出来的磨削率和耐磨性都会提高。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 抛光过程中浆料的浓度决定了抛光速度,浓度越大抛光速度越高。使用小颗粒抛光粉时，浆料浓度因适当调低。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 抛光模应该用软一点的。应该指出的是，很多聚氨酯抛光片中添加了氧化铈抛光粉。这些抛光粉的最大颗粒度同样决定了最终的抛光精度。依我之间，最好使用不加抛光粉的抛光模。&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp; 了解更多有关氧化铝抛光粉的信息，请关注上海 有色 网。&nbsp;

摘要：介绍激光技术在铝合金铸造过程中液位自动控制方面的应用，以及对提高扁锭质量的作用。 　　关键词：铝合金；铸造；激光技术；液位控制；定位 　　随着铝加工业的发展，各铝加工企业和研究机构致力于提高铸锭表面质量的研究，使铸锭表面尽可能平整光滑，减少或消除粗晶层、偏析瘤等表面缺陷，减少铸锭厚差，底部翘曲和肿胀等。使扁铸锭在热轧前尽可能少铣面或不铣面，以提高成才率。铝合金铸造技术的新进展和有前途的技术是：脉冲水冷和加气铸造，电磁铸造，液位自动控制技术，可调结晶器等相关技术。2002年我公司从德国洛伊热工业公司引进先进的全自动水冷25t铸造机。此台铸造机应用了脉冲水冷、激光技术液位自动控制技术，下面介绍激光技术在液位自动控制方面的应用，以及对提高扁锭质量的作用。 　　1 液位自动控制技术 　　从20世纪80年代以来，工业发达国家在铝合金扁锭铸造中广泛采用液位自动控制技术。这不仅使金属液位实现了自动稳定控制，而且可以实现低液位铸造，提高了扁锭内部质量和表面质量，从而减少铣面量。我公司原有铸造线基本采用分配漏斗控制，金属液位波动大，难以实现低液位控制。为了生产高质量的铸锭，引进了以激光传感器为检测元件。与之配套的执行器为精密步进电机的液位控制系统。  　　1.1传感器功能　　　　这种传感器是利用光学三角网技术研发出来的，并适用于高温条件下不接触测量。该传感器的设计是将瑞士precimeter的专利数字技术和光学技术结合起来，达到很高准确度（现场激光上下误差为±0.03mm），激光传感器光源是一个激光二极管发射的红色可见光，使其便于成为直线和功能测试。 　　激光源可以连续调整最佳折射光反馈给传感器，与被测物表面特征无关。在无需重新校正的情况下可精确地测量各种材料。利用charg coupled device图像检测器获得了散光，具有抗干扰性和高析像能力。检测器的信号直接转换成模拟信号和数字信号，所形成信号与物体的远近成正比。 　　1.2液面控制系统 　　传感器基于一个CD扫描场，作为反射光的接收器，通过CD扫描场像数字照相机一样实际接收一幅照片。这样可以分析接收到光线的轮廓，通过对反射的照片进行智能分析，由蒸汽或其他干扰因素引起的散热可被消除。因此，这种传感器在一定条件下对水蒸气和灰尘不敏感，但在现场实际应用时发现火焰、黑烟会对它产生干扰，造成铝合金铸造开头液位波动大。在设备带负载试车时，针对这种情况，瑞士peceimeter公司更换了Ⅲ级激光，由于接收器高度灵敏，所以避免了纯铝料、火焰、浓烟对它的干扰。 　　2 铸造工艺过程 　　铸造铝合金锭的工艺流程如下：操纵手在电脑操作画面提示下将铸造条件准备好，将所铸扁锭工艺参数给予确定（如铸造温度、铸造速度、冷却水流量等），然后把钥匙开关达到自动位置上，铸造机进入到自动铸造过程。铸造机首先进行自检，均符合条件后，开始检测激光传感器。开放24 V电源，射出红色光点，在自动控制程序控制下开始对激光传感器进行基准位校验。根据工艺需要及现场条件，程序中激光传感器的基准位我们设定为铸造模具加上一个标准钢板的厚度为基准零位，以此基准位向下减去工艺菜单中设定液位值后，所检测到的铝液液位作为实际值。在铸造过程中与设定值形成一个闭环控制。参看图1。                                                                    图l 铸造过程闭环控制框图　　铝液液面的控制：控制铝液使其以一定速度下流（电气控制方面是由激光传感器和栓塞执行器完成）。铝液经流槽流过来，这时铸嘴上的栓塞被执行器（内含0 V～10 V小步进电机和一个气缸）控制，以一定开口度让铝液经铸嘴流下去，而激光传感器作为检测装置，时时反馈结晶器中液位的数值，从而以PID闭环形式控制执行器微动，保证几个铸嘴中的铝液以几乎相同的速度下行，其误差范围仅为0.03mm。 　　不稳定的液位容易使铸锭表面出现冷隔，对缺口敏感性较强的合金扁锭来说，冷隔有可能直接导致侧裂纹。所以稳定的液位是避免冷隔产生的重要条件，另外，稳定的液位也可以减少粗晶粒和粗大柱壮晶的形成。这是因为在铸造速度一定的情况下，结晶器内液位控制的平稳就表示浇注嘴向结晶器内的供流非常均匀，这样就使液穴中熔体温度均匀，在结晶时就减少了不均匀晶粒的产生，从而减少了粗晶粒和粗大柱状晶的形成，进而提高扁锭的内部质量。 　　此激光检测器运行近9年，状态良好几乎无维修量。液位控制精确，大大改善了扁锭表面粗糙度，减少了铣面深度。 　　使用激光控制液位时需注意以下问题：  　 ①调试时，发现激光检测器对纯铝（即洗炉料）液面检测不好，经分析是纯铝反射不好导致接收不到信号，反馈给制造商后提供了接收器更强的激光检测器。　　　　②铸造初始阶段如果润滑油量大，会导致铸造开头润滑油着火且冒浓烟，给激光检测器带来很大的外界干扰，常造成收不到液位信号，报警系统启动，铸造过程中断。针对此现象，我们一方面改善润滑油的自动运行，减少火焰、烟对激光检测器的干扰；另一方面，对控制程序加以修改，改变报警启动的等待时间，而加大采样频率，从而提高了一次铸造成品率。

近二三十年来，人们在无毒提金工艺的研讨方面做出了巨大的尽力，妄图找到一些无毒、高效、廉价和可行的非提金溶剂，并取得了可喜的作用。其间法就是最有远景的一种，如电积法，炭浆法，树脂法等，都进行过相当规模的扩展实验，并取得了开始的成功。    法的特点是：无毒（低毒）性；溶金速度快，有的研讨结果证明比快4-5倍，有的乃至以为快12倍，对硫化银的浸出不光速度快，并且浸出率也高；选择性比好，对铜、锌、砷、锑的灵敏程度显着低于化法；当选用溶解度大的Fe3+和鼓入空气中的氧作混合氧化剂，既价廉作用也好，比H2O2和NaO2等更为有用；用H2SO4作pH调整剂，金的溶解速度比用HNO3和HCl作pH调整剂要快；从浸出矿浆中收回金、银办法多，收回率高，一起还能大大下降耗费，能归纳收回铜等有价金属；在处理其他载金物料，如阳极泥、含金铀矿、酸浸渣和细菌浸渣等时，有必定优越性。但其缺陷是：性质不很安稳，耗费量大，报价贵，本钱高，致使经济上竞赛不过化法；一起法是在酸性（pH<4）条件下进行的，酸性环境形成的设备腐蚀是法的另一缺点；且有人以为有致癌的风险。    鉴于对硫化银的溶解速度快，浸出率也比化法高得多，墨西哥科罗拉多矿山自1982年起就选用法从含银尾矿中浸出银。法国从1977年重用法从浮选尾矿和锌焙砂中收回金、银。澳大利亚新英格兰锑矿从1984年重用法处理含锑金精矿。南德意志公司（SKW），研讨出在惯例法的基础上向浸出矿浆中通入还原剂SO2，SO2的供入速度以操控矿浆中总量的50%呈二硫甲脒为好。在此条件下，矿石中金的浸出率可达85%以上，耗费可降至每吨矿0.57kg,这可大大下降的耗费，以推动提金的工业使用。还有南非金矿公司是将浸出液细微酸化（pH4-7）后，参加Fe3+作氧化剂，它可使原猜中95%-99%的金在2h内浸出，以处理混尾矿和低档次矿石。美国也对卡林型碳质矿石和奇普矿业公司的细粒浸染金矿石进行了研讨，并对贫矿的堆浸作过实验。    我国提金的研讨始于20世纪60年代。经过近30年的尽力，在提金的使用研讨方面已步入国际的前列。其间尤以北京有色冶金规划研讨总院、长春黄金研讨院、吉林冶金研讨所等单位更超前一步。近几年，我国研发的浸金工艺已使用于峪耳崖、张家口、龙水等金矿的工业生产中。