一、浸出方法及技能条件 硫化锑精矿、脆硫锑铅矿精矿的氯化－浸出进程分循环浸出和非循环浸出两种方法。循环浸出是A#－氯化剂作为浸出剂的必要浸出方法：由于A#氯化剂有必要由回来的浸出剂制造和再生。浸出对错循环浸出，浸出条件是；（1）确保游离酸度2.5～3.0mol∕L，也可用NaCl来替代部分游离酸；（2）反响温度80～85℃；（3）反响时刻2.0～4.0h；（4）用量，以浸出结尾浸出液中含Sb5＋ 10g∕L为准；（5）有必要用2.0～2.5mol·dm－3的酸洗浸出渣3～5次，再水洗3～5次。循环浸出条件为：（1）氯化剂过剩系数0.1～0.15；（2）浸出液回来份数，按有关公式核算，关于单一硫化锑矿，一般为60%左右，而关于脆硫锑铅矿精矿却高达72%～75%：（3）浸出剂酸度：HCl1.5～2.0mol∕L；H2SO4 0.75～1.0mol∕L，选用H2SO4首要是为了按捺铅进入浸出液；（4）温度和时刻与一般浸出相同；（5）浸出结尾判别：以浸出液为红棕色，含Sb5＋5～10g／L为准。（6）选用混酸洗渣，洗酸酸度与浸出剂相同，其量等于开路的浸出液量；（7）酸洗之后水洗浸出渣3～5次，洗水量为精矿的50%。洗酸由回来的水解液或浸渣水洗液和浓及浓硫酸（处理高铅锑精矿时用）制造，依据它们的酸度及要配洗酸的体积，树立二元或三元联立方程组，解之则可求得它们各自的用量。选用这种方法配酸，杂乱锑矿可节酸40%以上，单一锑矿节酸30%以上，一起削减废水排放量。 二、浸出进程实践及设备 以循环浸出为例阐明浸出进程操作：浸出进程包含A#氯化剂的装备和再生，加矿、保温、拌和、过滤及洗刷等四十进程。A#氯化剂再生前液由回来的浸出液和悉数酸洗液制造，查看其首要成分、酸度和体积符合要求后，即通再生，再生率（[Sb5＋]∕[Sb]T）≥95%时，再生完结。浸出和再生在同一反响釜中进行，再生完结后，即可加矿浸出，浸出和再生都放出很多的热，因而，为加速通氯和加矿速度。有必要采纳冷却办法，以排走剩余的热量。一般选用珐琅反响釜（有夹套）作为浸出及再生槽，也可用其他耐腐蚀原料制造的反响槽，但有必要附设有冷却排热设备。浸出槽盖装有均匀分布的由内外包有聚四乙烯的钢管制成的四根通氯管，并有排气管由排风机排出酸雾。在浸出进程中，保持80～85℃左右的温度，查看是否到结尾，若浸出液为灰白色，则氧化剂不行，需求弥补通氧，使浸出液转为棕赤色，而且Sb5＋为5～10g∕L，即可过滤，过滤能够在真空抽滤槽或带式过滤机上进行；由于要进行酸洗和水洗，不运用压滤机过滤。如果是带滤机，需求设置过滤段、酸洗段和水洗段，滤渣洗净后主动卸下，劳动强度小。用抽滤槽过滤时浸出液刚好滤干但滤渣未开裂前就要酸洗，如此洗刷3～5次；酸洗完结后进行水洗。当然，用抽滤槽过滤，劳动强度大得多。 三、浸出进程技能数据和目标 以脆硫锑铅矿循环氯化－浸出的出产实践数据为例阐明。精矿、浸渣、浸液、酸洗液、水洗液的成分如下表。表  浸出进程原料及产品化学成分称号SbPbZnFeCuAgMnAs精矿∕%29.4134.943.928.690.120.070.160.58浸出液∕（g·L－1）323.331.9629.8371.310.570.562.420.355浸出渣∕%0.8049.290.6523.690.0580.02190.0150.817酸洗液∕（g·L－1）138.911.66－37.36－0.196－－水洗液∕（g·L－1）18.691.14－8.66－0.024－－ 续上表称号CaSnMgBiInS（SO42-）Cl－H＋精矿∕%1.030.460.0480.0170.002631.33－－浸出液∕（g·L－1）0.230.160.83－0.006（32.98）488.392.504浸出渣∕%0.820.3170.00234.9211.69酸洗液∕（g·L－1）－－－－－（70.23）252.36－水洗液∕（g·L－1）－－－－－（21.95）67.69－    按渣核算，锑和银的浸出率为97.97%及78.98%；铅的入渣率≥99%；硫的转化率为99.74%。首要化工材料单耗：1.236t∕t（Sb2O3）；工业0.350L∕t（Sb2O3）；工业硫酸0.250t∕t（Sb2O3）。

浸出作业应既要获得尽可能高的浸出率，又要制取合适下一步处理的溶液。浸出作业可接连或接连进行，工业生产上多选用后者，以便于完成自动化并进步浸出进程的生产率；接连浸出比较合适于小型和质料多变的厂商，但工业上较步选用，图1和图2别离示出接连浸出和接连浸出的工艺流程。图1  接连浸出工艺流程图图2  前苏联某湿法炼锑厂接连浸出流程 图3和图4别离是我国1.1万t湿法炼锑厂和前苏联某湿法炼锑厂所用的接连浸出槽，视生产规模每槽容积别离为7.7m3和10～20m3。图3  我国的接连浸出槽 1－拌驱动设备；2，4－支架； 3－拌和设备；5－盖板；6－槽体； 7－角钢架；8－蛇形管；9－小孔盖图4  前苏联的接连浸出槽 1－槽体；2－槽盖；3－进料管；4－轴承体； 5－传动设备；6－大孔盖；7－保温层；8－衬板； 9－蒸汽夹套；10－空气升液管；11－拌和器 接连浸出实例：我国半工业实验所用浮选锑精矿含Sb48%～55%，其间氧化物料约占12.7%，浸出剂为阴极废液结晶后的母液，含Na2S为120～140g∕L，NaOH 20～28g∕L，Sb15～17.5g∕L，渣（体积）固（质量）比为3∶5～5∶1，锑浸出率可达99.6%～99.8%，砷浸出率40%～45%，渣含锑0.3%～0.4%，渣率22%～35%。 由浸出液和洗水制成阴极液，其主要成分为：Sb93～100g∕L，As 0.25～0.38g∕L，Na2S 20g∕L，NaOH 116～125g∕L，Na2SO4 26～31g∕L，Na2CO3 60～77g∕L，Na2SO3 4～8g∕L，Na2S2O3 39～60g∕L。 接连浸出实例：前苏联某厂所用质料为浮选硫化锑精矿和氧化物料，浸出剂为含Na2S90～100g／L，NaOH 25～35g∕L和Sb 20～30g∕L的电解废液。浸出槽用蒸汽夹套加热，为了强化进程，其间设有管式加热器，浸出和电解是闭路循环，所以浸出所用的溶液浓度有必要高，但在电解液中浓度又有必要尽量低，最有利的浓度应根据处理质料的形状、溶剂和电解费用选定。 使用含锑25～35g∕L的电解废液浸出，能够得到含锑70～80g∕L的浸出液，其组成也能满意电解的要求，浮选精矿锑的浸出率为98%～99%，渣含锑1.3%～1.7%。

硫化锑精矿、脆硫锑铅矿精矿的氯化－浸出进程分循环浸出和非循环浸出两种方法。循环浸出是A#－氯化剂作为浸出剂的必要浸出方法：由于A#氯化剂必须由回来的浸出剂制造和再生。浸出对错循环浸出，浸出条件是；（1）确保游离酸度2.5～3.0mol∕L，也可用NaCl来替代部分游离酸；（2）反响温度80～85℃；（3）反响时刻2.0～4.0h；（4）用量，以浸出结尾浸出液中含Sb5＋ 10g∕L为准；（5）必须用2.0～2.5mol·dm－3的酸洗浸出渣3～5次，再水洗3～5次。循环浸出条件为：（1）氯化剂过剩系数0.1～0.15；（2）浸出液回来份数，按有关公式核算，关于单一硫化锑矿，一般为60%左右，而关于脆硫锑铅矿精矿却高达72%～75%：（3）浸出剂酸度：HCl1.5～2.0mol∕L；H2SO4 0.75～1.0mol∕L，选用H2SO4首要是为了按捺铅进入浸出液；（4）温度和时刻与一般浸出相同；（5）浸出结尾判别：以浸出液为红棕色，含Sb5＋5～10g／L为准。（6）选用混酸洗渣，洗酸酸度与浸出剂相同，其量等于开路的浸出液量；（7）酸洗之后水洗浸出渣3～5次，洗水量为精矿的50%。洗酸由回来的水解液或浸渣水洗液和浓及浓硫酸（处理高铅锑精矿时用）制造，依据它们的酸度及要配洗酸的体积，树立二元或三元联立方程组，解之则可求得它们各自的用量。选用这种方法配酸，杂乱锑矿可节酸40%以上，单一锑矿节酸30%以上，一起削减废水排放量。

一、水解方法及技能条件和目标 水解包含冲稀水解和中和水解两种方法。在冲稀水解脱水杰出的情况下不该选用中和水解，中和水解只适用于阳极泥及极杂乱的脆硫锑铅矿精矿浸液的还原液。 冲稀水解在常温下进行，操控水解液含Sb3+1～2g∕L，用式(1)核算加水量。脱水后拌和10～20min;氯氧锑滤饼用纯水洗8次以上。中和水解进程的数控水解率质料为铅阳极泥时取45%～50%.为长坡脆硫锑矿精矿时取85%，用或苏打为中和剂，按式(2)核算其参加量，洗刷要求与冲稀水解进程相同。必要时，水解进程中参加某些配合剂以进步产品质量。水解率均很高(≥95%)。水解液含锑1g∕L。二、水解进程作业 当还原液参加到弄清水中后，SbCl3开端水解，生成一些不稳定的中间产品：料浆很黏稠，需加强拌和，然后发作显着的脱水进程：生成过滤性能好易洗刷的Sb4O5Cl2。脱水10～20min后中止拌和沉清，然后抽上清液，再将沉底的氯氧锑过滤。中等规划以上工厂用带滤机过滤比较好，带滤机设置过滤段和洗刷段，用纯水洗刷保证氯氧化锑洗洁净，带滤接连化，劳动强度低。小规划的工厂用真空抽滤槽过滤。水解液滤完后，即用纯水洗滤饼洗8次以上，以保证洗净杂质元素。

中和的意图是脱除Sb4O5Cl2中的氯，使之转化为Sb2O3，一般用做中和剂：别的，在中和的一起参加适量的配合剂及转型剂，能够大大下降氧化锑中铅铁等杂质元素的含量(≤0.001%)，并使氧化锑的晶形由斜方转化成立方，大大减小锑的光敏性，对坚持白度十分有利。中和进程中，用中和洗液调浆，在常温条件下中和，中和结尾pH值为7.5左右，并安稳10～20min。然后，过滤洗刷，中等规划以上工厂应该用带滤机，带滤机应设置过滤段和洗刷段，小规划工厂用真空抽滤槽过滤机，用纯水洗刷，洗刷快到结尾(8次以上)时，用AgNO3查看洗液无白色沉积停止。 由脆硫锑铅矿精矿和高锑铅阳极泥直接制成的高纯度氧化锑产品质量状况见下表。 表 新氯化-水解法及AC法直接制得的高纯氧化锑主要成分及杂质元素含量(%)No.Sb2O3PbAsFeCuBiSeSCl原料及办法299.830.00120.00980.00190.000690.00620.0020.00130.013脆硫锑铅矿精矿，新氯化－水解法399.910.00210.0170.0050.00290.00540.00230.00100.012499.810.00140.0210.00050.000260.00520.00240.00100.016599.850.0000.000170.00050.000010.0000.000－0.011高锑铅阳极泥，AC法799.850.0000.00000.00060.0000.0000.000－0.0095  注：新氯化-水解法未采纳除砷办法;AC法比新氯化-水解法多1个还原液的干馏进程，产出纯SbCl3后再水解。

以循环浸出为例阐明浸出进程操作：浸出进程包含A#氯化剂的装备和再生，加矿、保温、拌和、过滤及洗刷等四十过程。A#氯化剂再生前液由回来的浸出液和悉数酸洗液制造，查看其主要成分、酸度和体积符合要求后，即通再生，再生率（[Sb5＋]∕[Sb]T）≥95%时，再生完结。浸出和再生在同一反响釜中进行，再生完结后，即可加矿浸出，浸出和再生都放出很多的热，因而，为加速通氯和加矿速度。有必要采纳冷却办法，以排走剩余的热量。一般选用珐琅反响釜（有夹套）作为浸出及再生槽，也可用其他耐腐蚀原料制造的反响槽，但有必要附设有冷却排热设备。浸出槽盖装有均匀分布的由内外包有聚四乙烯的钢管制成的四根通氯管，并有排气管由排风机排出酸雾。在浸出进程中，保持80～85℃左右的温度，查看是否到结尾，若浸出液为灰白色，则氧化剂不行，需求弥补通氧，使浸出液转为棕赤色，而且Sb5＋为5～10g∕L，即可过滤，过滤能够在真空抽滤槽或带式过滤机上进行；由于要进行酸洗和水洗，不运用压滤机过滤。如果是带滤机，需求设置过滤段、酸洗段和水洗段，滤渣洗净后主动卸下，劳动强度小。用抽滤槽过滤时浸出液刚好滤干但滤渣未开裂前就要酸洗，如此洗刷3～5次；酸洗完结后进行水洗。当然，用抽滤槽过滤，劳动强度大得多。

用Na2S溶液浸出硫化锑精矿及脆硫锑铅精矿的首要反响为：但Na2S在水中能激烈地发作水解：而水解后发生的NaHS又被空气中的氧所氧化，生成多Na2S2，然后下降Na2S的效果，所以在Na2S浸出液中要参加必定的NaOH，以按捺达两种影响浸出功率的晦气反响。试验证明，在增加NaOH的情况下，Na2S的用量略高于理论量，就可得到很高的浸出率。因而，实际上所用的浸出剂为Na2S＋NaOH，当Na2S缺乏时，NaOH对Sb2S3也有必定的溶解效果，其反响为：Na2S＋NaOH混合溶液也可溶解Sb2O3，其反响分两步进行：高价氧化物Sb2O4和Sb2O3在Na2S溶液中不溶解。硫化锑精矿中的伴生金属，除Hg和Ag外，Cu、Pb、Fe、Zn、Ag等在Na2S溶液中都难溶解，在浸出过程中富集于渣中。Hg和As的硫化物的浸出反响如下：砷的硫化物也能被NaOH溶解，但毒砂（FeAsS）中的砷不溶。

以脆硫锑铅矿循环氯化－浸出的出产实践数据为例阐明。精矿、浸渣、浸液、酸洗液、水洗液的成分如下表。 表  浸出进程原料及产品化学成分称号SbPbZnFeCuAgMnAs精矿∕%29.4134.943.928.690.120.070.160.58浸出液∕（g·L－1）323.331.9629.8371.310.570.562.420.355浸出渣∕%0.8049.290.6523.690.0580.02190.0150.817酸洗液∕（g·L－1）138.911.66－37.36－0.196－－水洗液∕（g·L－1）18.691.14－8.66－0.024－－ 续上表称号CaSnMgBiInS（SO42-）Cl－H＋精矿∕%1.030.460.0480.0170.002631.33－－浸出液∕（g·L－1）0.230.160.83－0.006（32.98）488.392.504浸出渣∕%0.820.3170.00234.9211.69酸洗液∕（g·L－1）－－－－－（70.23）252.36－水洗液∕（g·L－1）－－－－－（21.95）67.69－    按渣核算，锑和银的浸出率为97.97%及78.98%；铅的入渣率≥99%；硫的转化率为99.74%。首要化工材料单耗：1.236t∕t（Sb2O3）；工业0.350L∕t（Sb2O3）；工业硫酸0.250t∕t（Sb2O3）。

由于锑矿藏易溶于碱性溶液中，因而锑矿藏会严重影响金的化浸出。常见的金、锑矿藏别离办法有以下几种：    1.8～10%溶液是辉锑矿和一些氧化锑矿藏的杰出溶剂。一般在80～90℃时、矿浆浓度不低于33%时，用上述溶液浸出1～2小时能够别离矿石中的金和锑。残渣用水洗刷后，用化法收回金。    2.金-锑精矿经焙烧能使锑呈三氧化锑而蒸发出来。一般焙烧分二段进行，榜首段在500～600℃条件下焙烧1小时；第二段在1000℃下焙烧2～3小时。三氧化锑用收尘器收回，焙砂用稀硫酸浸出后，用化法收回金。    3.在压氧和溶液介质中进行压热浸出能够从金-锑精矿中收回金。当溶液中氢氧化浓度为33～35%、温度为170～175℃、氧压力15～16大气压时，浸出时刻24～30小时能够富金-锑精矿中收回99%的金。    4.用加氧化剂的酸性[CS(NH2)2]溶液，从金-锑精矿中浸出金。溶液中浓度为0.1～1%，硫酸浓度为0.1～0.5%，氧化剂浓度为0.001～0.1%时，金的浸出率可达60～70%。

锑精矿旋涡炉蒸发熔炼(volatilization smelting of antimony concentrate in cyclone furnace) 在旋涡炉内熔炼锑精矿使硫化锑氧化成三氧化二锑蒸发与脉石熔渣别离的进程，为火法炼锑的蒸发熔炼一复原熔炼工艺的组成部分。产出的氧化锑用作复原熔炼出产粗锑的质料。适于处理含锑大于60％、铅砷含量小于0.5％的硫化精矿。工艺进程包含炉料预备、蒸发熔炼、锑锍与炉渣别离，氧化锑冷凝搜集等。        20世纪60年代初苏联吉尔吉斯加盟共和国科学院用旋涡炉、淋洗塔和快速收尘器处理锑精矿。1962年今后，捷克斯洛伐克对锑精矿的旋涡炉熔炼进行了很多作业，蒸发物中锑的回收率99％。1975年捷克斯洛伐克为玻利维亚文托(Vinto)冶炼厂兴建了具有一座内径0.85m、高1.3m熔炼硫化锑精矿的旋涡炉，年产约6000t锑品的冶炼厂。工艺进程硫化锑精矿配入造渣熔剂(石灰石、铁矿石)和粉煤，经细磨混合后，用螺旋给料机从旋涡炉顶接连参加反响室，在反响室上部沿切线方向送入高速热风，构成旋涡气流，气流温度823～929K。很多硫化锑和部分新生成的氧化锑熔体以及造渣物料，被高速热风流吹成薄膜沿炉壁下贱至反响室中部，使温度上升到1133K。在此温度下明显蒸发，被气流中的氧氧化成三氧化锑蒸气。在反响室下部，硫化锑持续氧化，使温度上升到1723K，很多未蒸发的与生成的三氧化锑被碳质复原剂复原，生成金属锑。复原反响为：2Sb2S3+3C==3CS2+4Sb Sb2S3+3CO==3COS+2Sb 一起脉石和造渣熔剂造渣，炉壁熔融薄膜包裹少数造锍，生成的金属锑大部分氧化，少部分被锑锍包裹与炉渣一道流入前床弄清别离，定时别离放出。渣含锑0.5％～1.5％，锑锍含锑5％～9％。在蒸发熔炼中，约75％的硫化锑直接蒸发，25％的硫化锑氧化后再蒸发。产出的高温烟气含有Sb2S3、Sb2O2等成分，早年床排入燃烧室再脱除剩下硫，然后经冷却器冷却和袋式收尘器收尘，最后由烟囱放空。       冷凝沉积在冷却器和袋式收尘器中的三氧化锑，别离含锑66％～70％和76％～79％，氧化锑中锑的回收率95.5％～96％。旋涡炉 由反响室、别离室和前床构成。反响室为圆筒形，别离室在反响室下部与前床连通。反响室和别离室内衬耐火砖，外用水冷却套构成。前床用电弧供热，或用气体燃料供热。 与鼓风炉比较，旋涡炉处理硫化锑精矿不需压团或制球，能充分利用硫的燃烧热，发生极高的热强度。在熔炼区构成极强的旋涡流，强化了传质和热交换进程，出产能力大，是处理硫化锑精矿较好的设备。但它只能处理含锑大于60％的硫化锑精矿，质料适应性差；所用熔剂及返料需求细磨，动力耗费比鼓风炉大。

氧化锑精矿质量规格 表6-6-36氧化锑精矿质量规格类 别品 级锑不小于(%)杂质不大于(%)砷铅块精矿一级 二级 三级60 50 400.6 0.6 0.40.2 0.2 0.15                                                          注：锑精矿中含金量达到工业品位时，应报出分析数据。

在鼓风炉内挥发熔炼锑精矿的团块或球粒，使锑呈 三氧化锑挥发与脉石等造渣成分分离的过程，为火法 炼锑的挥发熔炼一还原熔炼工艺的组成部分。产出的氧化锑用作还原熔炼生产粗锑的原料。适于处理含锑 45%以上的硫化锑精矿、硫氧混合锑精矿和锑金精矿， 是中国处理高品位锑精矿的主要方法。由中国锡矿山矿务局于1963年研究成功，于1965年首先用于工业 生产。 主要反应具有代表性的锑精矿原料的物相组成为单一硫化锑精矿，含sb2s365%一65%，510213%一 14%，SbZO44%~5%，Sb:030.2%一0.3%，FeS23%一4%，FeAsSO.12%一0.15%，FeZO31%一2%， eaeo3、A12o3、Mgeo34.3%一6.6%;硫氧混合锑精矿含SboS319%~30%，SbZO33%，SbZO4s%~24%， 510:39%一55%，FeOZ写一2.5%，Caol.3%~2%。熔炼时，精矿中的锑发生多种反应。硫化锑具有易挥发、 易氧化和生成的三氧化锑易挥发的特性，熔炼中大部 分硫化锑先直接挥发，再和炉气中氧发生氧化反应，生成三氧化锑挥发;少部分硫化锑在熔化后，也氧化生成 三氧化锑，反应式为: ZSbZS3+90:—ZSbZO3个+6502少量未氧化的硫化锑流至造渣区与Fes形成锑毓，在 1373K高温区还与SbZO3发生自身还原反应，生成金 属锑，反应为:SbZS3+ZSboO3一6Sb+3502 在料柱高和空气不足的情况下，生成的金属锑和锑毓 较多。 硫氧混合锑精矿含SbZO;较多，Sb20;的还原挥发是熔炼中的主要反应。       .SbZO;是难熔难挥发的化合 物，在IO73K温度下，与sbZs。反应生成三氧化锑挥 发，反应为:gsbZO4+SbZS3—losbZO3个+3502 sb204大部分被碳还原或热离解成三氧化锑挥发。FeO、5102、CaO等造渣成分，在一273K温度下生成硅 酸盐，继而形成共熔体硅酸渣渣。 工艺过程包括精矿压团或制粒、炉料挥发熔炼、高温烟气冷却与氧化锑收集、锑毓与炉渣分离。 精矿压团或制粒往粉锑精矿(水分         也可不用前床，而在较深的炉缸中分层分离， 锑毓从炉缸底部间断放出，炉渣从炉缸上部连续放出。 炉渣水淬后废弃，锑毓返回处理。处理含金硫化锑精矿时，在前床另加粗锑捕金，所得贵锑，送反射炉烟化处 理。 鼓风炉挥发熔炼处理炉料能力为35一45t/(m，·d)，焦率为20%一25%(按炉料计)。产出的三氧化锑 平均含锑78%~80%。硫化矿锑回收率为95%~ 97%，硫氧混合矿为92%~94%。鼓风炉炉体为半水套，横截面有圆形、矩形和椭 圆形三种，椭圆形鼓风炉结构示意于图(见彩图插页第 冰又页)。炉顶一般为双料钟加料装置。炉身为耐火砖砌体，侧面设烟气出口。炉腹由水冷却套或汽化冷却套 构成，其上有若干个倾斜式供风管。炉缸由铬镁质或铬 铝质耐火材料砌成，底部与前床连通，炉缸内炉渣和锑毓等经通道流入前床。前床是一小型反射炉，用烟煤加 热，用于分离粗锑、锑毓和炉渣。 与旋涡炉相比，鼓风炉具有对原料适应性强的特点，可处理高品位锑精矿，也可处理各种含锑废料。在 处理含金硫化锑精矿时，能有效分离回收锑和金，但热 利用率低，铁矿石熔剂消耗高，低浓度二氧化硫烟气污染环境。需进一步提高炉料质量、减少返粉量。工艺上 可采用富氧空气和低铁渣型，以强化熔炼过程，降低能 源消耗和榕剂用量.搽高金属回收率。

硫化锌精矿是选矿中分选作业的产物之一，是其中有用目标组分含量最高的部分,是选矿的最终产品。将硫化锌精矿进行水冶等冶金加工，将比处理原矿显著改善过程的经济性。从税法角度来说，以精矿形式伴选出的矿石作为副产品，比如攀枝花矿山公司开采的钒钛磁铁矿，钒钛作为伴生矿，不征收资源税。通过选矿得出的有用成分富集的产品。每一个选别设备、选别作业或选别过程，都可得出自己的精矿。最终精矿则是选矿厂的最终产品，它的矿物化学组成、粒度及含水量均需满足冶炼厂或其他工业过程的要求。硫化锌精矿不溶于水、易溶于酸。见阳光色变暗。久置潮湿空气中转变为硫酸锌。一般由硫化氢与锌盐溶液作用而得。若在晶体ZnS中加入微量的Cu、Mn、Ag做活化剂，经光照后，能发出不同颜色的荧光。用作分析试剂、涂料、制油漆、白色和不透明玻璃，充填橡胶、塑料，以及用于制备荧光粉。由硫跟锌共热制得。随着科技的发展,硫化锌精矿被利用率已经越来越高,因此在近几年中,硫化锌精矿市场也逐渐成熟,硫化锌精矿价格也是水涨船高 

黄开国  李隆峰  胡为柏  张国祥    锑精矿含砷要求低于1.0％。但据国内11个矿山锑矿产品查询，有7个矿山的锑精矿（占63％）含砷超越1％，有的高达4％，产品不合格，供应困难，甚至停产。锑精矿含砷高，导致冶炼碱耗高，周期长，收回率低，本钱高，环境污染严峻。因此，锑精矿降砷是一个亟待解决的问题。本文侧重介绍硫化锑一毒砂在弱酸性矿浆中混合浮选，在碱性矿浆中别离浮选的研究成果。     一、矿样及实验办法     试样为含砷锑矿石，首要金属矿藏是辉锑矿、毒砂、黄铁矿等。脉石矿藏为石英、绢云母等。原矿含锑5.12％、砷0.45％，依照惯例的样品制备办法加工至－3毫米供实验用。小型实验用XMQ型球磨机磨矿，在XFD型1.5升单槽浮选机中粗选，在1升单槽浮选机和100克挂槽浮选机中进行锑砷别离浮选（精选）。     微型浮选实验所需纯矿藏是从上述矿石中选择其大块辉锑矿和毒砂，按一般的纯矿藏加工办法制备，别离取得－80＋200目粒级的辉锑矿（矿藏含量96.8％）和毒砂（矿藏含量97.8％）供实验用。微型浮选实验在改善的哈里蒙德管（单泡管）中进行，充气量为17.5毫升／分。     二、实验成果及分析    （一）纯矿藏实验在参加硫酸铜和不加硫酸铜的条件下，用丁基黄药10毫克／升，不同介质pH值下的浮选成果见图1、2。        可见，不加硫酸铜时，在不同pH值下毒砂的可浮性与辉锑矿很挨近，即在酸性、弱酸性介质中好浮，在碱性介质中受按捺。 但有少数活化剂硫酸铜存在时,遭到活化的毒砂，在碱性介质中浮游得很好。而辉锑矿在碱性介质中，因为其表面的溶解行为，不利于Cu2＋的活化和黄药的捕收，依然遭到按捺。两者可望在碱性介质中取得别离。  （二）含砷锑矿石浮选实验 1、矿浆pH实验 含砷锑矿石磨至62%－200目，用药为160克／吨、丁基黄药800克／吨、松醇油30克／吨时，在不同介质pH下浮选成果见图3。相同显出在酸性矿浆中两者可浮性都很好，但跟着矿浆pH值升高。锑收回率急剧下降，而毒砂可浮性比较好。因此，两者在碱性矿浆中进行别离浮选是或许的。表1  药方实验的要素及水平（克／吨）表2  L8（27）析因实验组织及成果（％）2、药方调优实验 药方调优实验按正交规划，见表1。并力求在黄药用量较低时能取得较好的目标。实验成果列入表2。实验判据选用锑分选功率    式中ε－收回率，％；γ－精矿产率，％；α－原矿档次，％；βm－意图矿藏中某金属含量，辉锑矿含锑按71.4％计。由表2可看出，A（硫酸）和C（丁基黄药）的效应比较显著，用量宜添加。AC交互效应也较显着，或许与黄药在酸性介质中易于分化有关。B（）影响不大。各试点中以第8点为最好。即硫酸、、丁基黄药的用量别离为2500, 160, 500克／吨时，分选功率为93%，最高。     但是，咱们不期望添加黄药用最，而添加硫酸用量则会加快黄药的分化，对下一步碱性调浆、锑－砷别离浮选也未必有利。故组织中心点实验，即在A、B、C三要素的凹凸水平之间，取A为2000克／吨，B为140克／吨，C为400克／吨，实验成果列人表3。其分选功率为93％，与表2中最佳试点8的分选功率彻底相同。因此，能够以为中心点是比较抱负的试点。表3  中心点实验成果（％）3、锑－砷别离浮选实验 以上所得锑粗精矿含砷很高（4.18％），锑档次尚低(50.57％），需求进行别离浮选。依据上述纯矿藏和矿石pH实验，可望在碱性矿浆中抑锑浮砷取得别离。本实验选用碳酸钠调浆，用量别离为1200、1600、2000、2400克／吨，均以用量的3/4参加精选I，1/4参加精选Ⅱ。实验流程见图4，实验成果见图5。最佳点碳酸钠的用量为1600克／吨。这时，取得的锑精矿含锑58.51％，含砷0.48％，锑收回率94％；砷精矿含砷24.7％，含锑6.5％，砷收回率80.6％，达到了锑一砷别离的意图。图4  含砷锑矿石别离浮选流程及工艺条件图5  含砷锑矿石别离浮选成果     三、结语     1. 未经活化的辉锑矿和毒砂在不同pH值下可浮性相近，即在酸性、弱酸性介质中可浮性好，跟着pH值增高，可浮性急剧下降，在碱性介质中都浮游得欠好。有活化剂硫酸铜或存在时，两者在碱性介质中可浮性有不同，毒砂好浮，辉锑矿遭到按捺。     2. 含砷锑矿石在弱酸性矿浆中粗选，得锑砷混合精矿，然后在碱性矿浆中抑锑浮砷，进行锑－砷别离浮选，可取得较满足的成果。若是锑金砷矿藏共生，则金矿藏有或许在砷精矿中收回。本文原载《有色金属（选矿部分）》1986, №6, P.5              ☺

跟着工业的开展，国际锑的耗量日趋添加，我国是国际上的产锑大国，国际上70%的锑产于我国。锑总是和其他矿藏一同存在，在锑的矿产资源中，多金属硫化锑矿是最重要的锑矿资源之一，其归纳价值较高，但往往也比较难选。依据不同的矿石性质，研讨相应的收回工艺，对充分利用好这类矿产资源含义严重。 某矿归于石英、萤石型脉状锑钨矿床，矿石中首要有价元素为锑、钨、铅、砷和伴生金属银。锑、铅、银、砷皆以硫化矿藏为主，但单体硫化银矿藏粒度很细，银的首要载体矿藏为方铅矿，钨首要为白钨矿和黑钨矿。为开发该矿产资源，对矿石性质、选矿工艺流程和工艺条件进行了实验研讨。实验选用部分混合）别离浮选收回硫化矿中的锑、银、铅和砷，浮选尾矿再用重选）磁选收回钨的工艺流程，得到的实验成果为：锑精矿含锑56.27%、锑收回率77.92%，银铅混合精矿含铅26. 63%、铅的收回率61. 34%、含银2500g∕t、银收回率68.84%，砷精矿含砷10.31%、砷收回率83.09%，钨精矿含WO39.28%、钨收回率74.77%。 一、矿石性质 （一）矿石的矿藏组成和化学组成 矿石中所含矿藏品种繁复，且较杂乱。金属矿藏以辉锑矿、辉铁锑矿、毒砂、方铅矿、黄铁矿、白钨矿、黑钨矿为主，含有少数的铁闪锌矿、硫锑铅矿、车轮矿等；脉石矿藏有石英、方解石和萤石等。原矿多元素化学分析成果见表1。 表1    矿石多元素分析成果／%（二）首要矿藏的物相分析和单矿藏分析 锑、钨矿藏物相分析成果见表2，辉锑矿、辉铁锑矿、方铅矿、白钨矿单矿藏化学分析成果见表3。 表2  锑、钨物相分析成果／%表3  单矿藏化学分析成果／%二、硫化矿收回 硫化矿浮选挑选了充分利用矿藏自身天然可浮性的部分混合）别离流程。首要将可浮性较好的含铅、银矿藏及小部分可浮性好的毒砂浮起，然后参加活化剂将辉锑矿等锑矿藏活化后与较难浮的那部分毒砂一同浮起。银铅粗精矿及锑、砷粗精矿别离进行银铅）砷及锑）砷别离，通过精选后得到银铅混合精矿、锑精矿、砷精矿三种产品。硫化矿浮选流程如图1，各浮选作业的工艺条件见表4，浮选实验成果列于表5。图1  硫化矿浮选实验流程 表4  硫化矿浮选药剂条件表5  硫化矿浮选实验成果／%     实验过程中发现选用丁基黄药与乙硫氮合作作为银铅浮选的捕收剂，与用丁基铵黑药及丁基铵黑药与磷铵四号合作比较，银铅粗精矿中银铅的档次及收回率均较高。因为矿石中存在硫锑铅矿及车轮矿等既含锑又含铅的矿藏，且这些矿藏中铅的含量较锑的含量还高，因而锑精矿中含铅量较高。三、钨的收回 化矿浮选尾矿中含WO30.24%，其间白钨矿占74.47%，黑钨矿占25.53%。为对其进行归纳收回，专门研发了一种重选）磁选设备。该设备不需要动力，处理量大，富集比高，选矿成本低，特别适合于从含钨档次较低的硫化矿浮选尾矿中收回白钨矿和黑钨矿。用该设备按图2流程处理硫化矿浮选尾矿，所得实验成果见表6。图2  钨收回流程 表6  钨收回实验成果／%四、结语 本研讨矿样中含有锑、铅、银、砷、钨、锌和铜等多种金属，矿石中矿藏品种繁复，金属矿藏有辉锑矿、辉铁锑矿、方铅矿、黄铁矿、毒砂、白钨矿、黑钨矿、铁闪锌矿、硫锑铅矿、车轮矿、硫锑铁矿、银、黝铜矿和黄铜矿等；脉石矿藏有石英、方解石、萤石等。依据矿石中金属矿藏含量及其工业价值，应以收回锑为主，归纳收回银、铅、钨等金属。实验标明，选用部分混合）别离流程浮选收回硫化矿中的锑、铅、银和砷，硫化矿浮选尾矿再以重选为主收回钨，可获得锑精矿、银铅混合精矿、砷精矿和三氧化钨粗精矿多种产品。并且因为硫化矿浮选充分利用了矿藏的可浮性，钨收回利用了高效的粗选设备，使得整个收回工艺技能牢靠，操作安稳，别离作用好，更适于出产使用。因为矿石含砷高（1.02%），因而收回锑、铅、银等金属时都需与砷别离，特别是锑）砷别离为收回锑的技能要害。本实验选用的钠法别离计划，较好地处理了锑）砷别离问题。

这是一种在电炉中熔炼镍精矿生产低镍锍的炼镍工艺。电炉炼镍不需要燃烧燃料，因而烟气量小，有利于环境保护；电热熔渣，容量过热，可促进镍锍与炉渣分离，提高镍回收率。采用电炉炼镍技术，要求供电充足、电价相对便宜的地区。中国的两处电炉炼镍工厂的主要参数列于下表。炼镍电炉的主要参数项目金川有色金属公司吉林镍业公司项目金川有色金属公司吉林镍业公司炉床面积/m2118,13275电耗/（kWh/t料）550~630740床能率/[t/(m2·d)]3~4.53.6精矿品位/%（Cu）2.70.85熔炼镍回收率/%94.795.8/%（Ni）5.96.8炉渣含镍/%0.18~0.210.13低镍铳品位/%（Cu）6.60.7硫利用率/%　92/%（Ni）13.2~1714     金川公司一台功率为16.5MW的电炉，采用直径lm的电极6根，炉子为矩形，尺寸为22m×6m×4.2m。电炉有3个放锍口，4个放渣口。熔池深度2.1m，控制低铳层0.6-0.9m。入炉镍精矿制粒后，进行焙烧脱除部分硫，产出焙砂进电炉熔炼。精矿焙烧在沸腾焙烧炉中完成，沸腾炉床面积7.5m2,床能率140t/(m2.d),脱硫率65%，烟气SO2浓度7％左右，可就地生产硫酸。

硫化铜精矿        硫酸铜是一种重要的农药和化工原料。在农业上可用于配制波尔多液，作为果树、棉花以及水的杀菌剂，在工业上是制备铜盐的基础原料，用于纺织品媒染剂、木材防腐剂、鞣革以及铜的电镀等领域。        工业硫酸铜主要是由大型冶炼厂在电解铜过程中将含铜废酸经浓缩结晶而制成的一种副产品，小型企业均用铜屑、铜丝作原料生产硫酸铜。本文研究了焙烧—浸出— 结晶工艺，以铜精矿为原料直接生产硫酸铜。该工艺流程短，设备少，操作简单，生产费用低，并且较好地解决了精矿中硫和铁的回收利用。对于无力购买制酸设备的中小企业，若以该工艺进行生产，可取得较好的经济效益。采用DTA，TC结合x—射线衍射分析，对硫化铜精矿的焙烧的动力学进行了研究。发现硫化铜精矿焙烧可以分成两个阶段。在第一个阶段(673-857K)，铜的硫化物被氧化成硫酸盐；在第二个阶段(857～1073K)，生成的硫酸盐将分解为氧化物．其两个阶段都受界面化学反应所控制，表现活化能分别为159．5kJ／mol和242．2kJ／mo1。        硫化铜的强氧化熔炼，是在强化传质传热条件下的精矿自然溶炼。早期处理硫化铜矿时，也属于自热造锍熔炼。那时，开采出来的矿石品位高，含铁和硫高（黄铁矿型铜矿石）。块状矿石在鼓风炉内熔炼，只需加2%～4%的焦炭补充热量和支撑料柱。过程进行所需要的热主要来自黄铁矿的氧化反应。随着铜消费和生产的增加，这样的块矿相当少了。熔炼处理的原料逐渐转为粉状精矿，其设备也相应地以反射炉为主。无论是熔化粉状精矿的反射炉，或是先经结制块的鼓风炉以及电炉等这一类传统熔炼方法，均难以实现自热溶炼。能源紧张和环境保护的压力推动了新冶炼技术的研究与开发；制氧技术的进步使氧气成本大大下降，在冶金工业中使用工业氧气已是非常普遍现实的事；以喷射方式强化固－液－气相互之间的反应，在理论和实践上都取得了巨大的进展。这一切导致了硫化精矿的自热熔炼在一个新的高度上重新出现。研究工作广泛深入。在实践上日益显出高的经济效益。表1列出了现代铜火法冶炼技术的发展情况。更多硫化铜精矿信息请详见上海 有色金属 网 

1硫化锑矿     首要的硫化锑矿藏是辉锑矿Sb2S3，含Sb71.4%，非必须的硫化锑矿有脆硫锑铅矿2PbS·Sb2S3、硫锑银矿3Ag2S·Sb2S3和车轮矿2PbS·Cu2S·Sb2S3等。     用黄药捕收辉锑矿时，需求预先用重金属离子如Pb2+、Cu2+活化。硫酸铜活化辉锑矿的PH规模是4～7.4。没有活化的辉锑矿，可用中性油作捕收剂，其间页岩焦油和泥煤加工产品比较有用。     按捺辉锑矿。据研讨,被Pb2+活化的辉锑矿，能被K2Cr2O7按捺，条件是矿浆中必须有很多的Pb2+，使辉锑矿表面吸附Pb2+今后，构成不溶的表面化合物。依照这一理论，成功地完成了辉锑矿与辰砂的别离。先用作活化剂，进行锑混合浮选，混合精矿别离时，再加K2Cr2O7，按捺辉锑矿。     如某锑矿，属低温热液充填似层状矿床，锑矿藏首要是辉锑矿，此外尚有少数氧化锑矿藏。脉石有石英、方解石、高岭土、石膏和重晶石等。     现厂选用重介质-浮选联合流程，原矿经重介质选别后，可抛弃50％的废石，档次由含Sb3.67%提高到7.1％,回收率97%。     经重介质处理后的矿石磨至55%~60%-0.074mm，加（155g/t）活化辉锑矿，捕收剂用丁黄药（384g/t）和页岩油（482g/t），以松醇油（130g/t )作起泡剂。浮选得到的锑精矿含Sb55％，回收率93.5％。     2硫化砷矿     有工业价值的含砷矿藏是毒砂FeAsS，含As46％，其次是雄黄AsS和雌黄As2S3。毒砂在硫化矿中，是一种散布很广的矿藏，砷矿藏混入其他有色金属精矿，成为有害杂质，如炼铅、水冶锌、黄铁矿制酸等，砷都是有害的。因而，在多金属矿分选时，应当操控含砷矿藏的去向。     毒砂和其他硫化矿相同，易被硫代化合物类捕收剂浮选。在碱性介质中，受按捺。硫酸铜能在石灰介质中活化毒砂。     雄黄用重金属离子活化后，可用黄药浮选。中性油可浮选未经活化的雄黄。糊精是雄黄的按捺剂。     雌黄的可浮性比毒砂和雄黄差，如乙黄药用量为100~750g/t,其回收率不能确保超越45％。用黄药捕收时，硫酸铜是活化剂，用量500g/t左右，用量过多或过少，都会使成果变坏。页岩焦油对雌黄有较强的捕收效果，用量大致为500g/t。     毒砂与黄铁矿的可浮性很类似，因而，毒砂与黄铁矿的别离，是硫化砷矿浮选的一个首要问题。依据它们的氧化速度不同，拟定了它们的别离计划，并用于工业出产。在氧和氧化剂（如、漂等）效果下，毒砂被氧化，而黄铁矿仍可浮，适宜的PH是6.7左右。     在石灰介质中加铵盐（如氯化铵），可成功别离毒砂和黄铁矿的混合精矿。铵盐对黄铁矿有维护效果，而毒砂受石灰的按捺不浮。     3硫化铋矿     铋的首要矿藏是辉铋矿Bi2S3，含Bi 81.2 %。硫化铋和天然铋，易被黄药和黑药捕收，还可用烃油类浮选。辉铋矿不受按捺，与硫化铁、铜、砷等矿藏别离时，可用抑其他硫化矿浮铋。辉铋矿与方铅矿不易别离，一般在冶炼过程中再使之别离。辉铋矿与辉钼矿的别离，选用作铋的按捺剂。     因为辉钼矿和辉铋矿的可浮性相近，故出产中常将它们选为混合精矿，然后再行别离。如某钨钼铋矿，先加火油和乙硫氮作捕收剂全浮硫化矿，混合硫化矿精矿经活性炭解吸脱药后，加和硫酸锌按捺其他硫化矿，浮出钼和铋。钼铋混合精矿别离时，加作铋的按捺剂，用火油浮钼。原矿含Mo 0.13%、Bi 0.114%，钼精矿含Mo45.95 %，回收率85.74%；铋精矿含Bi 18.53％，回收率68.59％。[next     4硫化矿     辰砂HgS,含Hg 86.2％，是首要的硫化矿藏。辰砂易被黄药类捕收剂捕收，石灰和几乎不按捺辰砂。在出产实践中，有时加硫酸铜作活化剂。     档次较高的矿石，能够直接冶炼。浮选矿一般只处理那些低档次的矿石。现在已处理原矿档次为0.08%左右的矿石。作为药用的，不光要求档次高（HgS> 96 %），并且不能污染，故不必浮选，一般用重选法选出。     某矿属低温热液似层状矿，首要矿藏有辰砂，伴生矿藏有黄铁矿、闪锌矿、天然。脉石为硅化白云岩，其间以白云石、石英和方解石为主。出产流程为图1所示的重-浮联合流程。  图1 某矿的重-浮联合流程       原矿破碎到25mm今后，有一部分经摇床选别，得出精矿。摇床尾矿与另一部分原矿兼并：磨到60％-0.074mm后浮选。    浮选时加硫酸铜（300g/t)作活化剂，粗选加乙黄药（285~300g/t）作捕收剂，樟油（600g/t )作起泡剂，扫选加黑药（20g/t）；当原矿档次为0.18%时，得到精矿含Hg17.5 %，回收率为95.74％。

该法是在鼓风炉中熔炼镍精矿制取低镍锍。这是一种传统的炼镍方法，投资和生产费用较低，适于中小规模生产。中国的两处鼓风炉炼镍工厂有关参数列于下表。 炼镍鼓风炉有关参数项目会理镍矿喀拉通克镍矿项目会理镍矿喀拉通克镍矿原料准备镍精矿烧结富块矿床能率/[t/(m2·d)]8050~55炉床面积/m23.78低镍铳品位/%（Ni）119焦率/%（Ni）4.53.2炉渣含镍/%0.160.1/%（Cu）184.6

A  加压酸浸的机理    加压氧化酸浸是液、固、气多相反应，浸出中氧对硫化锌精矿有氧化作用和金属氧化物的酸溶作用，实质上是将传统湿法炼锌的焙烧、浸出两个过程合为一个过程进行。硫化锌精矿加压氧化酸浸的机理基本上可分为两种类型，即电化腐蚀机理和吸附配合物机理。    a  电化腐蚀机理    硫化物的溶解类似于金属腐蚀的电化反应。    阴极反应：                                   O2+2H++2e ==== H2O2                                   H2O2+2H++2e ==== 2H2O    阳极反应：                                    MeS ==== Me2++S+2e                              MeS+4H2O ==== Me2++SO42-+8H++8e    总反应：                                    1                              MeS+ ——O2+2H+ ==== Me2++H2O+S                                    2                                    MeS+2O2 ==== MeSO4        硫化物中的S2-在矿粒阳极部位氧化放出电子，通过矿粒本身转送到阴极部位，使氧还原，完成一个闭路微电池。氧的还原通过一个H2O2中间物进行转移。    硫化锌在100℃下进行氧化酸溶试验，其动力学曲线如下图所示。溶液中的氧压与所需酸量的关系是：氧压愈高，要求的酸浓度愈高；氧压一定时，酸超过极限含量，反应速率则不再增大，保持一个恒定值。在130℃时硫化锌进行氧化酸溶也可得到类似的曲线，证实属于电化学腐蚀机理。 [next]     b  吸附配合物机理    假设在固相S与液相B之间的反应中途形成吸附配合物S·B，其反应机理可用下式表示。                                      S固+B液 ==== S·B —→  产物     吸附配合物的形成是过程的最缓慢阶段，为过程速率的控制步骤。过程的反应动力学可以推导如下：    设Q为形成吸附配合物过程中参与反应的部分，                               1 - Q = 没有参与反应的游离部分    设形成配合物的速率ξ1为                                            ξ1 = K1（1-Q）[B]n    设配合物分解（成组分）的速率ξ2为                                                ξ2 = K2Q    设配合物分解（成产物）的速率ξ3为                                                ξ3 = K3Q    式中，K1，K2，K3均为速率常数。    当n=1反应状态稳定时，可建立如下关系式：    试验证实CuS氧化酸溶的反应速率符合上式的规律，试验结果见下图。[next]              [B]    由图看出，——与[H+]在某一恒定氧压值时为直线关系。由此可推论出CuS的氧化酸溶可能按以下各步骤               ξCu进行。                                                    K1                                         CuS+2[H+]←—→[CuS·2H+]                                                    K2                                                      K3                                            CuS·2H+ —→ Cu2++H2S                                                  1     K                                              H2S——O2—→S+H2O                                                  2    总反应式：                                                   1                                          CuS+2H++——O2—→Cu2++S+H2O                                                   2    式中CuS·2H+的形成是最缓慢的阶段。

钴常以少数伴生在镍、铜、锌、铅的硫化矿中，尤其是铜、镍硫化矿中较为遍及。一般硫化镍矿中Ni∶Co＝100∶（2～5），氧化镍矿中Ni∶Co＝100∶（1～30）。从含钴的铜镍硫化精矿冶炼流程中收回钻的准则流程见图1。图1  含钴的铜镍硫化精矿冶炼的准则流程 从上述流程看出：镍的高压氢复原、电解、常压或高压羰基法都可归纳收回钴，其收回率只要精矿中含钻量的25%～40%，因为在造锍熔炼中，钴的硫化物随渣的丢失百分率略大于镍，当回来转炉渣时，因为钴主要以氧化物和硅酸盐形状存在，故熔炼中钴的渣丢失急增。某些镍冶金厂的转炉渣专门以金属化锍贫化处理，从而使钴的收回率达75%～85%。详细情况见图2。图2  从转炉渣提钴的准则流程 高冰镍精粹的各种办法尽管都可以收回其间的钴，但以羰基法和常压溶浸法中钴的收回率较高。

冶炼办法： 现代出产镍的办法首要有火法和湿法两种。依据世界上首要两类含镍矿藏(含镍的硫化矿和氧化矿)的不同，冶炼处理办法各异。含镍硫化矿现在首要选用火法处理，经过精矿焙烧反射炉(电炉或鼓风炉)冶炼铜镍硫吹炼镍精矿电解得金属镍。氧化矿首要是含镍红土矿，其档次低，适于湿法处理;首要办法有浸法和硫酸法两种。氧化矿的火法处理是镍铁法。 工艺操作： 硫化镍精矿的火法冶炼 其首要工艺特色如下： (1)熔炼。镍精矿经枯燥脱硫后即送电炉(或鼓风炉)熔炼，意图是使铜镍的氧化物转变为硫化物，产出低冰镍(铜镍锍)，一起脉石造渣。所得到的低冰镍中，镍和铜的总含量为8%-25%(一般为13%-17%)，含硫量为25%。 (2)低冰镍的吹炼。吹炼的意图是为了除掉铁和一部分硫，得到含铜和镍70%-75%的高冰镍(镍高硫)，而不是金属镍。转炉熔炼温度高于1230℃，因为低冰镍档次低，一般吹炼时刻较长。 (3)磨浮。高冰镍细磨、破碎后，用浮选和磁选别离，得到含镍67%-68%的镍精矿，一起选出铜精矿和铜镍合金别离收回铜和铂族金属。镍精矿经反射炉熔化得到硫化镍，再送电解精粹或经电炉(或反射炉)复原熔炼得粗镍再电解精粹。 (4)电解精粹。粗镍中除含铜、钻外，还含有金、银和铂族元素，需电解精粹收回。与铜电解不同的是这儿选用隔阂电解槽。用粗镍做阳极，阴极为镍始极片，电解液用硫酸盐溶液硫酸盐和氯化盐混合溶液。通电后，阴极分出镍，铂族元素进入阳极泥中，另行收回。产品电镍纯度为99.85%-99.99%。 用火冶法处理氧化镍制取镍铁和金属镍硅酸氧化矿能够用火冶法熔炼，经复原、熔化和精粹得到镍。复原时要争夺使氧化镍彻底变为金属镍。熔化时风言风语镍铁将同较轻的渣分隔。镍铁的含镍量取决于部分复原进程的挑选才能。选用焦炭作复原剂，也可选用硅铁作复原剂。为了除掉粗镍铁中的杂质碳、硫、磷和铬，有必要进行精粹。在电炉顶用碳直接部分复原炼制镍铁 在矿热炉中选用碳热法将矿石复原成镍铁，随后进行精粹。

硫化物在常压下不加氧化剂的直接酸浸反应会产生H2S，难以达到工业化。                    ZnS＋2H＋ ==== Zn2+＋H2S↑    在20世纪50~60年代，有了用硝酸作为氧化硫化物精矿催化剂的报道，1978年澳大利亚电锌公司（EZ)的实验室对此做了大量的研究，研究结果表明，氧化氮、氧气混合物很容易与悬浮在稀硫酸中的硫化锌精矿反应，澳大利亚里斯顿冶炼厂已成功地完成了硫化锌精矿用NOx浸出的小型试验和扩大试验，不但获得了有关技术基本参数，并且证明了NOx气体可以重复利用，残余的NO3-可以全部从浸出液中除去，浸出液经过净化进行电积时电流效果很好。

硫化铜的强氧化熔炼，是在强化传质传热条件下的精矿自然溶炼。早期处理硫化铜矿时，也属于自热造锍熔炼。那时，开采出来的矿石品位高，含铁和硫高（黄铁矿型铜矿石）。块状矿石在鼓风炉内熔炼，只需加2%～4%的焦炭补充热量和支撑料柱。过程进行所需要的热主要来自黄铁矿的氧化反应。随着铜消费和生产的增加，这样的块矿相当少了。熔炼处理的原料逐渐转为粉状精矿，其设备也相应地以反射炉为主。无论是熔化粉状精矿的反射炉，或是先经结制块的鼓风炉以及电炉等这一类传统熔炼方法，均难以实现自热溶炼。能源紧张和环境保护的压力推动了新冶炼技术的研究与开发；制氧技术的进步使氧气成本大大下降，在冶金工业中使用工业氧气已是非常普遍现实的事；以喷射方式强化固－液－气相互之间的反应，在理论和实践上都取得了巨大的进展。这一切导致了硫化精矿的自热熔炼在一个新的高度上重新出现。研究工作广泛深入。在实践上日益显出高的经济效益。表1列出了现代铜火法冶炼技术的发展情况。 表1  现代铜火法冶炼技术发展序 号工 艺发明国或首先使用国开始工业应用年代国 家公司名称1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11奥托昆普闪速溶炼 因科氧气闪速熔炼 三菱法炼铜 诺兰达法溶炼 白银炼铜法 瓦纽可夫溶炼法 特屁恩特溶炼法 顶吹沉没熔炼（Ausmelt及IS）法 氧气顶吹旋转炉 氧气顶吹自热熔炼 反射炉氧气喷洒溶炼荷 兰 加拿大 日 本 加拿大 中国白银 俄罗斯 智 利 澳大利亚 加拿大 俄罗斯 美 国奥托昆普公司 国际镍公司 三菱金属公司 诺兰达矿业公司   哈萨克斯坦某公司 特屁恩特公司 芒特艾萨公司 阿费顿矿业公司 中国（金川）公司 莫伦西公司1949 1953 1974 1973 1977 1977 1977 1991 1974 1994 1984     硫化铜精矿的自热熔炼是基于精矿中以下矿物的氧化反应和造渣反应。      实际冶金计算中，一般按精矿中硫量直接计算，1kg硫放出热为9283kJ。     在铜精矿闪速熔炼冶金计算时，按精矿中铁含量[Fe]精、硫含量[S]精和铜含量[Cu]精计算：      表2列出了一些溶炼方法的能耗、烟气二氧化硫浓度比较。     表2  各种溶炼方法的能耗、烟气中SO2浓度比较熔炼方法产出铜锍品位/%能耗/J·t－1（阳极铜）烟气中SO2/%反射炉熔炼生精矿 反射炉熔炼热焙砂 电炉熔炼干精矿 奥托昆普闪速炉1000℃热风加少量O2 奥托昆普闪速炉200℃热风 因科闪速炉 三菱法连续炼铜（熔炼炉） 诺兰达连续炼铜 顶吹沉没熔炼炉（ISA）①35 43.5 35 59.0 61.4 54.3 65.5 75.0 54．122.154×1010 1.818×1010 2.834×1010 1.80×1010 1.388×1010 1.160×1010 2.468×1010 1.433×1010 1.964×1010约1 约1 小于2.5 大于13 大于15 80 14～15 17 14～15.7     ①云南铜业股份有限公司2003年生产指标（能耗指标是在尚未配套余热发电系统条件下的数据）。

赞比亚的奇布卢玛钴厂用火法处理浮选铜钴精矿，产出钴冰铜送比利时奥兰精炼钴厂用湿法进一步处理得到氧化钴和金属钴。这是处理硫化铜钴精矿的火法－湿法联合流程的典型。前半部火法流程见图1。图1  硫化铜钴精矿的火法－湿法联合流程的前半部 硫化铜钴精矿成分为（%）：Cu3.0、Co3.5、Fe34、S43、SiO212，约1∕3的精矿经浆化加入沸腾炉进行氧化焙烧脱硫，一般控制温度约700℃、线速度0.2～0.3米／秒，过剩空气50%。溢流焙砂与旋风收尘器烟尘的比例为7∶1，一起送去电炉造锍熔炼。 电炉炉料组成为（%）：干精矿∶焙砂∶焦粉∶石灰石＝30∶60∶5∶5。经圆盘混合的炉料加入3500千伏安的电炉内，经电炉熔炼产出钴锍（%：Cu11，Co11）和炉渣。加入焦粉和石灰石是为了造金属化钴镜和降低渣损。

盛产铜、钴矿的非洲地区多采用这种流程。现列出卢依卢钴厂流程为例(图1)。图1  卢依卢铜钴厂流程

B  锌精矿加压酸浸中有关硫化物的行为    硫化锌加压浸出的基本反应是                                     1                         ZnS＋H2S04＋——02 —→ZnS04+H20＋S                                     2    当系统内缺乏传递氧的物质时，上述反应进行得很慢，但锌精矿中铁溶解后，铁离子即是一种很好的传递氧的物质。通过铁离子的还原、氧化来加速ZnS的浸出过程。                         ZnS＋Fe2（S04）3 —→ZnS04+2FeS04+S                                     1                       2FeS04＋H2SO4 ——02 —→Fe2（S04）3＋H20                                     2    在正常情况下，精矿中含有足够的酸溶铁，完全可以满足浸出过程的需要。磁黄铁矿（Fe7S8）或者铁闪锌矿（ZnFeS)中铁的氧化反应与硫化锌氧化反应类似。黄铁矿是惰性的，较难浸出，它的氧化与浸出参数有关，在高温和强氧化条件下，黄铁矿将被氧化成硫酸。    锌精矿中铜通常以黄铜矿的形式存在，可大部分被浸出。                     CuFeS2＋O2＋2H2S04 —→CuS04＋FeS04＋2S＋2H20    方铅矿比较容易浸出生成硫酸铅。                                    1                       PbS＋H2SO4＋——O2 —→PbS04＋S＋H20                                    2    在加压浸出时精矿中非黄铁矿的硫化物一般情况下仅有5%被氧化成硫酸盐。                                  MeS＋202 —→MeS04    生成硫酸铅后会再生成铅铁矾、草铁矾等矾类物质，以及水合氧化铁，由溶液中析出，并使部分硫酸获得再生。    由此可见浸出的结果是锌精矿中的锌转入溶液，铅、元素硫、铁的水解产物留在渣中。硫在浸出时的行为比较复杂，其转化产物主要形式是元素硫、硫酸和HS04-。元素硫的转化率与操作条件有关，酸度高时易生成元素硫，降低酸度使反应向生成SO42-和HS04-方向进行，通常当pH    进入浸出高压釜的物料主要有: 锌精矿矿浆、废电积液和氧气三种物料。该厂的锌精矿主要成分:Zn 49 %，Fe 11%，Pb 5%，S 32%。其粒度80%为-44μm。[next]    首先将锌精矿用球磨机细磨，球磨机与水力旋流器（内衬橡胶）连接闭路循环，旋流器的溢流进入浓缩槽加入少量絮凝剂浓缩后，得到含固体量68%～70%，粒度95%为-44μm的矿浆原料。在矿浆搅拌槽里向矿浆加入表面活性剂，最后用泵送入到高压釜第一室。    废电积液配入浓硫酸，将浓度调到含硫酸165 g/L，与矿浆闪蒸排料槽产出的蒸汽进行热交换，将酸的温度由30℃左右提高到70℃。加压浸出用的氧气纯度为98%，由制氧装置提供。    浸出高压釜如下图所示，直径3.7m，长15.2m，容积103m3，壳体为低碳钢，内衬铅、耐高温涂料和耐酸砖。高压釜有四个室，每个室均有一个搅拌器和隔板。    浸出时进行搅拌，固体颗粒保持悬浮状态，使氧气与矿浆充分混合，锌精矿矿浆和大部分废电积液被泵入第一室，经耐酸砖溢流堰依次由上一室进入下一室，最后进入闪蒸槽。    氧气由前面三个室加入，惰性气体如N2, C02随蒸汽从第一室连续排出以防止其积累。特列尔锌厂高压釜典型操作参数如下：    精矿处理量                         190t/d    精矿／电积液                       145g/L    总压                              1300kPa    温度                              140～155℃    精矿停留时间                       100min    排气中氧含量（干量）                85%    浸出终液H2SO4                      含量30g/L    浸出终液含Fe量                     5g/L[next]    这里的精矿处理量指设计能力，该厂20世纪80年代中期已达到设计能力的250%。浸出温度主要由精矿反应热提供，为了维持高压釜中的热平衡，进入第一室的废电积液进行预热，不预热的废电积液加入第二室。    闪蒸槽的作用有：使高压釜矿浆降至大气压；使闪蒸蒸汽与热矿浆分离以及回收闪蒸蒸汽热量用以预热进人高压釜的废电积液。闪蒸槽与热回收系统如下图所示。    高压釜排出矿浆的温度约115℃，蒸汽经除雾器后送往换热器与配好的酸进行热交换。闪蒸后矿浆的体积约减少8%，再进入调节槽，矿浆用蛇管冷却到80℃，元素硫此时由无定形转变为单斜晶体。    调节槽中矿浆经水力旋流器分级，溢流主要为硫酸锌溶液及铅铁矾和少量元素硫（小于lg/L)等物质，送焙砂浸出系统。旋流器的底流为富硫矿浆（浸出矿浆中有98%的硫均入底流），用浮选法选出精矿，浮选的尾矿与主矿浆系统合并。    硫精矿经过滤洗涤之后与脏硫一起装入锥形熔锅，熔锅中的熔体排入一个装脏硫的地坑，最后由压滤机过滤得到元素硫（S99.7%）及一些残渣。

近几年来，因为硫化物精矿的物质组成杂乱和环境保护作业的加强，促进硫化物精矿的湿法冶金处理办法不断发展起来。经过广泛地研讨，呈现了许多新的工艺计划。关于在金-砷精矿中与细粒伴生的黄铁矿和砷黄铁矿的浸出来说，电化学氧化就是其间的一个办法。    砷黄铁矿和黄铁矿是在化学性质方面比较安稳的矿藏，不适合用酸溶液和碱溶液进行直接浸出。只要在存在氧化剂（因为它们能使其电位向正值方向改动）下，它们才干分化。对砷黄铁矿和黄铁矿在酸性和碱性溶液中氧化电化学条件作了研讨。成果证明，砷黄铁矿和黄铁矿的化学安稳性在很大程度上取决于所用溶剂的性质。在碱性溶液中可以构成氧化这两种矿藏的最有利条件。在这种溶液中进行氧化时，电极电位的改动最小和所需的电耗最低。在这种情况下，因为对砷黄铁矿和黄铁矿氧化的电化学条件不同，就有可能在处理硫化物精矿时，使困难最大的砷黄铁矿得到优先浸出。    用电化学浸出金-砷精矿时，选用苛性钠溶液来处理是最理想的。苛性钠在所有的碱中是最廉价的，苛性钠溶液具有很高的导电性。用苛性钠溶液时也不会发作能使金转入液相的二次进程，而用溶液和氯化物溶液时就会发生这种二次进程。金的溶解会导致金在液相，阴极沉淀物和浸渣之间的从头散布，成果使下一步收回金的进程更为杂乱；对用苛性钠溶液电化学浸出砷黄铁矿和黄铁矿的动力学研讨标明，在温度超越50℃时，浸出进程是在动力学范围内进行的。在50~80℃范围内，依据氧化条件的不同，所核算出的矿藏氧化的体现活化能的数值为：对砷黄铁矿来说为6.1~14.4千卡/克分子，对黄铁矿而言为8.1~16.3千卡/克分子。在较低温度条件下，因为矿藏表面生成的氧化产品。密度的进步，浸出进程则在内部分散区域中进行。用人工极化法研讨了单晶上的氧化动力学，其方程式如下；    在相同的氧化条件下，当温度为70℃，苛性钠浓度为  3.75克分子/升时，依据上述方程式得出的砷黄铁矿和黄铁矿氧化速度之比为VFeAsS/VFes2=0.345[△φ]。按上述份额可得出结论；砷黄铁矿的氧化速度比黄铁矿快。跟着氧化条件的增强，这两种矿藏氧化速度的不同也会增大。例如，在电位改动50毫伏时，砷黄铁矿的氧化速度为黄铁矿的1.98倍，而当电位改动100毫伏时，则为2.62倍。    对砷黄铁矿和黄铁矿的单矿藏部分在电解槽中氧化所进行的研讨标明，关于磨碎的物料来说，这两种矿藏氧化速度的差异比较小，仅为1.4倍和2倍。磨碎物料的砷黄铁矿和黄铁矿氧化速度的差异减小的原因在于：电解槽中氧化剂和阳极表面对被氧化颗粒的作用非常杂乱以及与物料的分散性有关的-些非必须要素的影响等。[next]    对单矿藏部分的研讨还证明，在实践中，砷黄铁矿和黄铁矿的浸出动力学不只取决于某些已知的规则，并且还与悬浮液，的组成和溶液的盐浓度有关。在多种矿藏悬浮液中，砷黄铁矿的氧化速度会进步，而黄铁矿的氧化速度反而会下降。进步溶液中硫酸钠的浓度（硫酸钠是某些矿藏的分化产品）会下降这两种矿藏的浸出速度。黄铁矿，特别是砷黄铁矿的矿泥部分具有很高的反响才能。    在苛性钠溶液中，砷黄铁矿和黄铁矿的电化学浸出机理是建筑在许多接连反响阶段基础上的。电化学氧化作用是从OH-离子被吸附在硫化物表面时开端的。依据有关溶剂的阴离子对砷黄铁矿和黄铁矿在碱性和酸性溶液中浸出的进程和氧化的电化学特性的影响性质判定，在矿藏表面上构成的吸附络合物能使电子由硫化物向氧化剂传递更简单些，并能促进在较为《平缓》的氧化条件下进行浸出。    在硫被氧化的开端阶段，硫转入液相后，便与氧生成了许多化合物。可是因为电解槽有氧化介质，故其间大多数化合物的存在时刻是很短的。依据氧化条件和氧化时刻的不同，80~90%的硫被氧化成为硫酸根离子。砷则以三价和五价离子方式转入溶液。在开端阶段三价与五价离子之间的份额大致持平，然后，大部分砷则被氧化成五价。    对硫和铁之间份额的研讨证明，在较平缓的氧化条件和低温下浸出时，硫优先被浸出。跟着溶液的电位和温度的进步，硫浸出的选择性则下降，而硫、铁之比到达原始矿藏中化学核算值。砷也有相似的行为。可是砷转入溶液的速度要比硫低些。    在氧化开端时期，固相为两价铁的氢氧化物。这些氢氧化物是在它们的电位向正值方向移动时，被吸附的OH-离子与矿藏晶格中铁离子牢固地结合而成的。在有氧化剂条件下，碱性介质中两价铁的氢氧化物被氧化成三价氢氧化物，然后转为更安稳的化合物Fe2O3。    电化学氧化进程可用下列反响方程式阐明：    2FeAsS+10NaOH+7O2=Fe2O3+2Na2SO4+2Na3AsO4+5H2O，    2FeS2+8NaOH+7.5O2=Fe2O3+4Na2SO4+4H2O。    此刻，除了生成硫酸钠之外，还有钠Na2S03，硫代硫酸钠Na2SO2，以及其它化合物Nan（SxOy）。在砷黄铁矿浸出进程中，与钠Na3AsO4一起生成的还有NaAsO2。在这个进程中，还发作了能生成硫酸铁和磁铁矿的反响。但这些反响所得产品的产率-般不超越2~5%。    依据对砷黄铁矿和黄铁矿电化学氧化进程的动力学和机理研讨的材料来看，当苛性钠浓度为2.5~3.75克分子/升和溶液温度不低于50~60℃时，这两种矿藏的浸出速度最佳。在实践精矿中，这两种矿藏的浸出速度取决于电解槽的结构、单位体积溶液中所需的氧、阳极的电流密度、物料的粒度特性和悬浮液的组成等等。    曾对砷黄铁矿和黄铁矿含量不同的三种金-砷精矿进行了电化学浸出的工艺研讨。研讨成果标明，这-办法的作用很好（见工艺流程图）。在最佳条件下，对这种精矿进行氧化，能使砷黄铁矿的浸出串达72~87%，黄铁矿浸出率为45~53%。因而使化后的尾矿中金晶位与依照焙烧--焙砂化工艺流程处理精矿时的尾矿金档次大致相同。    在除掉砷和硫之后，电化学浸出液可回来运用，而不下降其工艺目标。用石灰处理溶液时，砷呈微溶的：钙方式脱除，而经过用苛性钠使溶液增浓到150克/升和冷却到16~17℃后，硫呈无水的硫酸钠方式脱去。因而，对金-砷精矿进行电化学氧化浸出进程的研讨、实验和技能-经济评价成果证明应当对这-办法进跋涉-步的扩展实验，并且在处理含有毒砂杂质的多种有色金属选矿产品时，选用化学选矿办法有可能使矿藏到达分选。

近几年来，因为硫化物精矿的物质组成杂乱和环境保护作业的加强，促进硫化物精矿的湿法冶金处理办法不断发展起来。通过广泛地研讨，呈现了许多新的工艺计划。关于在金-砷精矿中与细粒伞伴生的黄铁矿和砷黄铁矿的浸出来说，电化学氧化就是其间的一个办法。     砷黄铁矿和黄铁矿是在化学性质方面比较稳定的矿藏，不适合用酸溶液和碱溶液进行直接浸出。只要在存在氧化剂（因为它们能使其电位向正值方向改动）下，它们才干分化。对砷黄铁矿和黄铁矿在酸性和碱性溶液中氧化电化学条件作了研讨。成果证明，砷黄铁矿和黄铁矿的化学稳定性在很大程度上取决于所用溶剂的性质。在碱性溶液中可以形成氧化这两种矿藏的最有利条件。在这种溶液中进行氧化时，电极电位的改动最小和所需的电耗最低。在这种情况下，因为对砷黄铁矿和黄铁矿氧化的电化学条件不同，就有可能在处理硫化物精矿时，使困难最大的砷黄铁矿得到优先浸出。 用电化学浸出金-砷精矿时，选用苛性钠溶液来处理是最理想的。苛性钠在所有的碱中是最廉价的，苛性钠溶液具有很高的导电性。用苛性钠溶液时也不会发作能使金转入液相的二次进程，而用溶液和氯化物溶液时就会发生这种二次进程。金的溶解会导致金在液相，阴极沉淀物和浸渣之间的从头散布，成果使下-步收回金的进程更为杂乱； 对用苛性钠溶液电化学浸出砷黄铁矿和黄铁矿的动力学研讨标明，在温度超越50℃时，浸出进程是在动力学范围内进行的。在50~80℃范围内，依据氧化条件的不同，所计算出的矿藏氧化的体现活化能的数值为：对砷黄铁矿来说为6.1~14.4千卡/克分子，对黄铁矿而言为8.1~16.3千卡/克分子。在较低温度条件下，因为矿藏表面生成的氧化产品。密度的进步，浸出进程则在内部分散区域中进行。用人工极化法研讨了单晶上的氧化动力学，其方程式如下；           温度为70℃时计算出的反响速度常数为：    在相同的氧化条件下，当温度为70℃，苛性钠浓度为  3.75克分子/升时，依据上述方程式得出的砷黄铁矿和黄铁矿氧化速度之比为VFeAsS/VFes2=0.345[△φ ]。按上述份额可得出结论；砷黄铁矿的氧化速度比黄铁矿快。跟着氧化条件的增强，这两种矿藏氧化速度的不同也会增大。例如，在电位改动50毫伏时，砷黄铁矿的氧化速度为黄铁矿的1.98倍，而当电位改动100毫伏时，则为2.62倍。 对砷黄铁矿和黄铁矿的单矿藏部分在电解槽中氧化所进行的研讨标明，关于磨碎的物料来说，这两种矿藏氧化速度的差异比较小，仅为1.4倍和2倍。磨碎物料的砷黄铁矿和黄铁矿氧化速度的差异减小的原因在于：电解槽中氧化剂和阳极表面对被氧化颗粒的效果非常杂乱以及与物料的分散性有关的一些非必须要素的影响等。 对单矿藏部分的研讨还证明，在实践中，砷黄铁矿和黄铁矿的浸出动力学不只取决于某些已知的规则，并且还与悬浮液的组成和溶液的盐浓度有关。在多种矿藏悬浮液中，砷黄铁矿的氧化速度会进步，而黄铁矿的氧化速度反而会下降。进步溶液中硫酸钠的浓度（硫酸钠是某些矿藏的分化产品）会下降这两种矿藏的浸出速度。黄铁矿，特别是砷黄铁矿的矿泥部分具有很高的反响才能。

在苛性钠溶液中，砷黄铁矿和黄铁矿的电化学浸出机理是建筑在许多接连反响阶段基础上的。电化学氧化作用是从OH-离子被吸附在硫化物表面时开端的。依据有关溶剂的阴离子对砷黄铁矿和黄铁矿在碱性和酸性溶液中浸出的进程和氧化的电化学特性的影响性质判定，在矿藏表面上构成的吸附络合物能使电子由硫化物向氧化剂传递更简单些，并能促进在较为《平缓》的氧化条件下进行浸出。 在硫被氧化的开端阶段，硫转入液相后，便与氧生成了许多化合物。可是因为电解槽有氧化介质，故其间大多数化合物的存在时刻是很短的。依据氧化条件和氧化时刻的不同，80~90%的硫被氧化成为硫酸根离子。砷则以三价和五价离子方式转入溶液。在开端阶段三价与五价离子之间的份额大致持平，然后，大部分砷则被氧化成五价。 对硫和铁之间份额的研讨证明，在较《平缓，的氧化条件和低温下浸出时，硫优先被浸出。跟着溶液的电位和温度的进步，硫浸出的选择性则下降，而硫、铁之比到达原始矿藏中化学核算值。砷也有相似的行为。可是砷转入溶液的速度要比硫低些。 在氧化开端时期，固相为两价铁的氢氧化物。这些氢氧化  物是在它们的电位向正值方向移动时，被吸附的OH-离子与矿藏晶格中铁离子牢固地结合而成的。在有氧化剂条件下，碱性介质中两价铁的氢氧化物被氧化成三价氢氧化物，然后转为更安稳的化合物Fe2O3。电化学氧化进程可用下列反响方程式阐明：     2FeAsS+10NaOH+7O2=Fe2O3+2Na2SO4+2Na3AsO4+5H2O，     2FeS2+8NaOH+7.5O2=Fe2O3+4Na2SO4+4H2O。     此刻，除了生成硫酸钠之外，还有钠Na2S03，硫代硫酸钠Na2SO2，以及其它化合物Nan（SxOy）。在砷黄铁矿浸出进程中，与钠Na3AsO4一起生成的还有NaAsO2。在这个进程中，还发生了能生成硫酸铁和磁铁矿的反响。但这些反响所得产品的产率-般不超越2~5%。 依据对砷黄铁矿和黄铁矿电化学氧化进程的动力学和机理研讨的材料来看，当苛性钠浓度为2.5~3.75克分子/升和溶液温度不低于50~60℃时，这两种矿藏的浸出速度最佳。在实践精矿中，这两种矿藏的浸出速度取决于电解槽的结构、单位体积溶液中所需的氧、阳极的电流密度、物料的粒度特性和悬浮液的组成等等。 曾对砷黄铁矿和黄铁矿含量不同的三种金-砷精矿进行了电化学浸出的工艺研讨。研讨成果表明，这-办法的作用很好（见工艺流程图）。在最佳条件下，对这种精矿进行氧化，能使砷黄铁矿的浸出串达72~87%，黄铁矿浸出率为45~53%。因而使化后的尾矿中金晶位与依照焙烧--焙砂化工艺流程处理精矿时的尾矿金档次大致相同。 在除掉砷和硫之后，电化学浸出液可回来运用，而不下降其工艺目标。用石灰处理溶液时，砷呈微溶的：钙方式脱除，而经过用苛性钠使溶液增浓到150克/升和冷却到16~17℃后，硫呈无水的硫酸钠方式脱去。因而，对金-砷精矿进行电化学氧化浸出进程的研讨、实验和技能-经济评价成果证明应当对这-办法进跋涉-步的扩展实验，并且在处理含有毒砂杂质的多种有色金属选矿产品时，选用化学选矿办法有可能使矿藏到达分选。