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。

矿石档次指单位体积或单位分量矿石中有用组分或有用矿藏的含量。一般以分量百分比表明（如铁、铜、铅、锌等矿），有的用克／吨表明（如金、银等矿），有的用克／立方米表明（如砂金矿等），有的用克／升表明（如碘、等化工原料矿产）。矿产档次是衡量矿床经济价值的首要目标。

怎样进步金矿档次 1：要看你的矿石，结晶体散布情况，是单一的金矿石，仍是多金属严密共生矿，你所选矿的工艺是化浸出锌粉置换仍是混提取。 矿石的磨矿细度直接影响到金粉流失率高与低。 2：金泥粗炼和电解精粹:金泥于每末会集冶炼一次。 金泥中含水37%。用30千瓦电炉进行烘干，枯燥时刻为24小时，冶炼溶剂与金泥的配比为硼砂40-45%，30-35%，工作伤心5-15%。 金泥与溶剂混均后批参加1000乘1500毫米炼金炉，炉温控制在1200-1300度，每次粗连时刻34小时，最终得到含银44%，含金40%左右的合质金。 粗炼金在中频电炉中进行熔炼，按Ag：Au=7配银，聚极板，带电解。银电解时在6个600x430x620毫米电解槽内进行，阴极选用铝板尺度为420x420x3毫米，阳极为合质金板，尺度为200x300x10毫米。电解液为溶液，电流密度200-250安每平方米，槽电压3-4.5伏，电解时刻为10-12天。 电解后的金粉与银粉均用热蒸馏水洗3-4次，然后聚锭。电解银档次99.90%，金档次为95-96% 冶炼中金的回收率在99%以上。 以上工艺为金银归纳矿。

首要：元素在矿体中的含量就是品尝，金的档次一般用克每吨 g/t 表明，一般常用1 g/t作为鸿沟档次，大于1g/t的矿体就能够作为工业矿体，其开发本钱与赢利适当。 矿床规划、矿石挖掘、选冶难度等要素因矿石的类型不同而存在差异，本钱也就不同，跟着金价的上升，0.5g/t或许更低的鸿沟档次也是存在的。所以在不同类型的金矿中，高档次金矿的档次是不同的，比方黔西南的卡林型金矿，几十上百克每吨的很少，一般10几克几十克就是高档次;胶东的许多石英脉型几百上千克都比较常见。 所以，高档次是一个定性称号，只能相对而言。一般几十到上百克能够称为高档次。 然后：金泥粗炼和电解精粹:金泥于每末会集冶炼一次。金泥中含水37%。用30千瓦电炉进行烘干，枯燥时刻为24小时，冶炼溶剂与金泥的配比为硼砂40-45%，30-35%，工作伤心5-15%。金泥与溶剂混均后批参加1000乘1500毫米炼金炉，炉温控制在1200-1300度，每次粗连时刻34小时，最终得到含银44%，含金40%左右的合质金。 粗炼金在中频电炉中进行熔炼，按Ag：Au=7配银，聚极板，带电解。 银电解时在6个600x430x620毫米电解槽内进行，阴极选用铝板尺度为420x420x3毫米，阳极为合质金板，尺度为200x300x10毫米。电解液为溶液，电流密度200-250安每平方米，槽电压3-4.5伏，电解时刻为10-12天。电解后的金粉与银粉均用热蒸馏水洗3-4次，然后聚锭。电解银档次99.90%，金档次为95-96% 冶炼中金的回收率在99%以上。

矿石经过选别、综合利用处理后，其主要有用组分富集成精矿，而其它残留物质称尾矿。尾矿中主要有用组分的含量称为尾矿品位。它是选择经济合理选矿方案，评价矿石可选性的重要参数。

矿石经过经济合理的选矿流程选别后，其主要有用组分富集，成为精矿，它是选矿厂的最终产品。精矿中主要有用组分的含量称精矿品位。精矿品位有的以重量百分比（如铜、铜、锌等）表示，有的以重量比（如金矿以克／吨）表示。它是反映精矿质量的指标，也是制定选矿工艺流程的一项参数。

较多铁选矿厂由于自己没有矿山，选矿工艺落后、设备陈旧粗糙、厂商规模小，精矿档次低、供应报价低、供应困难等原因，使这种类型选矿厂处于薄利与亏本的边际。怎么使这类厂商有所发展，有利可图，有竞争才能，是摆在这类选矿厂领导面前的重要课题。 原材料破碎和磨矿体系存在的问题 小规模选矿厂的磨前破碎矿石粒度，在25mm左右，这使磨机的磨矿功率大大下降。由于磨机是细磨设备，由于磨机的粗破碎功率低，当把25毫米(mm)的矿石，磨碎到80微米(um)以下时的磨矿功率是很低的。这时1吨中等硬度的矿石，需求耗电在25KWH左右。先进的破碎工艺，现已把矿石破碎到10mm以下的粒度，这时磨机磨1吨矿石的耗电量只在13KWH左右。其办法是在质料粗破碎体系上，添加一台细碎破碎机，使磨机前矿石的粒度由25mm降到10mm，细破碎机破碎1吨矿石需求耗电量5KWH。改为磨前用细破碎设备对矿石进行细破碎，这样破碎和磨矿两个体系1吨矿石的耗电量可下降7KWH。并且磨前细破碎设备耗费的锤头衬板的耗费费用，要显着低于球磨机钢球和衬板的耗费费用。一个年处理矿石10万吨的选矿厂，在破碎磨矿工艺流程中选用先进的技术，就能够节约电费和材料耗费40万元。 挑选节能、高产的破碎设备 矿石的细破碎设备较多，用户可挑选的抱负的设备较少，据首要用户所反映的缺陷是，破碎机内的锤头和衬板耗费量、替换频频，台时产值低、耗电高，保护修理困难、时刻长，设备工作率低。比方锤式破碎机，不管是立轴式锤式破碎机，仍是卧式锤式破碎机，都存在锤头运用寿命短，最短的有三五天替换一次的，最长的才半个月替换一次。锤头和衬板的耗费，1吨矿石需求1元之多，破碎1吨矿石的电耗需求7KWH。这儿他们给用户引荐一种磨损件耗费低、运用时刻长、产值高、排料粒度安稳、电耗小的节能型轴承圆锥破，电耗能够由其它细碎机7KWH/吨矿石，下降到5KWH/吨矿石。衬板耗费材料的运用周期，由一周能够进步到半年时刻，破碎1吨矿石耗费的衬板、锤头号耐磨钢材0.2公斤/吨矿石左右，下降到0.01公斤/吨矿石，下降了将近二十倍之多。 挑选节能、高产的磨矿设备 1、现在市场上运用的普通式磨矿球磨机，主轴承都是巴氏合金瓦轴承，工作阻力大、耗油量高，大型磨机的轴承还需装备光滑站，修理保养困难，磨1吨矿石的电耗在25千瓦时(KWH)左右;现在节能型球磨机主轴承选用的滚动轴承，磨1吨矿石的电耗在18KWH左右。选用干油光滑，年节约光滑油80%以上。大型磨机去掉了主轴承的光滑站，修理保养一年只需一次，设备工作率能够到达100%。 2、普通式球磨机的衬板，选用的是条形、阶梯形、浪型，这几种衬板的缺陷是衬板磨损到必定厚度时，就发生曲折、变形，导致不能运用;另一个缺陷是衬板的表面形状简略，钢球与衬板的触摸面积小，研磨才能不行，磨矿功率低，致使磨机的产值低。这儿引荐用户选用双U型衬板，这种衬板的长处是沿磨机筒体圆周方向有波纹;沿磨机轴线方向有沟槽。磨机在工作时，使研磨体进步高度大，与衬板之间的触摸面多进步了研磨功率，这种衬板比普通磨时机进步产值在6%以上。 进步精矿粉磨后的分级功能，削减过磨现象，进步精矿粉档次 有些选矿厂经细磨后的矿粉，直接进入磁选机进行磁选。如山西交城的某家选矿厂，球磨的矿粉不经过分级直接进行磁选，成果该矿粉的粒度粗细不均。粗颗粒的矿粉档次低;过细的矿粉档次虽高，可是磁场强度低，吸附才能差。跟着水流进入尾矿，使铁精矿粉的档次低，跑尾现象严峻。提示这种选矿工艺的供应商，磨后的物料必定要经过分级挑选，再进行磁选。由于不同的矿石，有它所不同的档次最高时的单体解离粒度。粒度过粗，矿石中的杂质别离不出去，会呈现矿石的档次过低;如果粒度磨的过细，首要会糟蹋磨机的磨矿才能和磨矿时刻。由于10μm以下的矿石粒度，在矿粉中每添加1%，其磨矿时刻就要添加2%，电耗和钢球衬板的磨损，都相应添加2%;因而，想方设法下降过磨矿藏的含量，是进步磨机产值、下降电耗进步铁精粉回收率的最有用办法。选用分组筛分办法之后，使粒度未达要求的矿藏回到磨机进行再磨，粒度到达要求的矿藏及时送去选分，这样既进步了精矿档次，又进步了磨机的磨矿功率。 矿藏分级的办法较多，其间螺旋分级机是最原始的分级设备。分组办法简略，分级精度略差，一般应用于一段磨矿排矿产物的分级。在要求铁精矿终究产品粒度负80μm筛下量到达100%时，榜首段分级可选用螺旋分级机;二段分级能够选用高频细筛。假如要求铁精矿粉终究产品粒度负80μm含量低于100%时，其大颗粒的矿粒所占份额比较少，对高频筛的筛片磨损不严峻的前提下，可选用高频震动筛进行分级，筛下的中矿进行磁选;筛上的粗矿，回到磨机重磨。还有一种分级设备是水力旋流器。现在有较多的大型选矿厂，去掉了一段、二段磨机后的螺旋分级机设备，改用了水力旋流器。这种办法是既起到了对矿粉的粗细分级，又进步了磁选前的矿浆浓度，削减了一级脱水设备。该设备还用在无磁矿粉复选前矿浆的分级浓缩，起到了杰出的作用。   综上所述，低水平的选矿厂经过进行工艺技术改造，使产品的档次进步66.5%以上，使其得到一个杰出的供应报价。再经过设备技术改造，使其出产电耗下降25%以上，产值进步30%左右。衬板、锤头、钢球等钢材的耗费量下降15%以上，使归纳经济指标到达国内先进水平，进步了厂商经济效益，添加了厂商的竞争才能，为厂商往后的不断发展和强大，发明了杰出的条件

浮选金精矿档次偏低，既构成资源的丢失，又严峻影响供应报价，太低卖不出，而“库存”会阻滞资金的活动和周转。笔者从事浮选工艺技术10年来，不管内部出产实践，仍是外部资源开发、矿企收买整合重组，不管训练沟通讨论，仍是承受咨询、作用辩论申报，都不同程度地触及金精矿档次问题。某矿企主矿体金的当选档次为1.62克/吨，浮选后所得金精矿档次为10.79克/吨，无法直接供应。所以以金精矿档次为题，对症下药分析、研讨以致进步它，事关黄金矿企的资源使用、选矿技术水平和运营管理效益。 矿藏组成与矿石氧化泥化程度 当矿石中金档次低及采矿围岩混入较高时，加强手选废石，或按份额调配较高档次的矿，都可进步当选档次。某黄金矿企对手选废石按1吨奖赏50元并严把验收关，使1.4克/吨的当选档次进步0.2克/吨。并按1:3配6—7克/吨矿，使蚀变岩与石英脉混合选别，金精矿档次由10克/吨上升至60克/吨。 某些矿石中金矿藏粒度散布粗细不均，应选用阶段磨浮流程; 当意图矿藏单体解离度不行时，可经过进步磨矿细度或增设精矿再磨作业处理; 当磨矿作业中发生很多过破坏物料使精矿档次下降时，可经过增加球磨机处理量和分级机返砂量，削减磨机小球等方法处理，问题严峻时要经过实验进行以球磨机规格型号为内容的技改，特别是球磨机筒体长度的优选; 多种矿藏附近的可浮性，也会导致精矿中互含高而影响精矿质量，对此可选用有用的按捺剂来按捺一种矿藏，浮选另一种矿藏，可使用矿藏可浮性差异，改动选矿流程，削减矿藏互含，在优先或等可浮浮选流程中，对榜首、二种矿藏选用捕收力较弱、挑选性较好的捕收剂或实施饥饿式给药的弱捕收准则，最大极限地削减无用矿藏的上浮，以便进步榜首种矿藏的精矿质量。 含金多金属矿石的浮选，以金为主，银、铅、锌伴生，或合理而有用的药剂准则，或合理的工艺流程，或参加中间选别作业收回粗粒金单体，又用重选设备(短锥旋流器、摇床等)从浮选混合精矿中收回单体金，还有预选收回金、从浮选尾矿中收回金以及把金收回到黄铁矿精矿中去。某矿企含银铅低档次金矿石，经过小实验优选出捕收剂乙硫氮及单耗69.82克/吨，流程未作任何改动，就完成了金属单选改多选，尽管原矿、精矿金档次分别为1.0克/吨、8.8克/吨，金精矿掺配每吨三五十克的磨后富矿，仍可供应给冶炼厂。 氧化泥化严峻的矿石，浮选前可用高压水、低堰式螺旋分级机或水力旋流器进行预先脱泥，必要时增设洗矿流程，加少数起泡剂可脱出易浮泥，当泥中含金属时，则需独自浮选或送水冶处理。此类矿石浮选最好选用稀矿浆，增加矿泥涣散剂，像水玻璃、六偏磷酸钠、苏打与苛性钠等，水玻璃可在矿表生成亲水性薄膜，减轻矿泥的絮凝罩盖，削减捕收剂的吸附，六偏磷酸钠可与钙、镁及多价金属离子生成络合物，然后按捺含这些离子的矿藏，苏打和苛性钠能按捺钙离子，活化被石灰按捺了的黄铁矿。还可分段分批加药，在经过当地环评的前提下，推重收回率高、能就地产金的全泥化——炭浆法工艺技术。 流程设备与药剂操作 浮金流程比较简单，跟着愈低档次的当选和矿石性质的杂乱化，浮选流程也应多样化。优先富集作业，还有适于低档次浮选的分支浮选流程已获得成功并广泛使用，当选矿浆流分支，将其中一支的富集产品给入另一支浮选作业，可进步后一支的当选档次，由富集比金精矿档次随之进步。如富集比为6—7的某金矿选厂，当原矿金档次经过分支浮选流程由1.5克/吨进步到2.5克/吨后，金精矿档次会由9—10克/吨进步到15—18克/吨，这一改动非常明显。选用新式浮选设备应巨细并重、粗细选分，特别是适于粗粒浮选的新式浮选机在粗磨矿机与分级机间替代混与重选收回粗粒金，可战胜污染、不稳定的重选、中矿多流程长金丢失大的问题。用改进的新式浮选柱收回细粒矿藏、细粒金也得到完成。 选矿药剂使用不妥也会构成精矿档次不高。或松醇油用量过大，泡沫发粘，构成机械地搀杂脉石，或捕收剂挑选性差乃至过期、用量缺乏等，还有介质调整剂挑选或用量不妥，都应对应地调整过来。有时调整矿浆的酸碱度也会获得出其不意的作用。石灰与水构成的呈碱性的矿浆酸碱度调整剂，加快黄药的解离，使之发生更多的黄原酸阴离子，掩盖在有用成份表面，使其疏水上浮，一起按捺黄铁矿和表面微氧化的方铅矿，使其脉石部分亲水进入尾矿。作为调整剂，石灰乳还可消除有害离子的影响，涣散聚会矿泥。某黄金矿企在相同的原矿档次下，经过吨矿1.5—2.0公斤石灰的加量，使矿浆PH值由中性7上升至碱性8—8.5，就这一小小地改动，使金精矿档次由每吨20克以下上升至50克，月增产1.26公斤，削减精矿外销运输量节资7.2万元，月加价供应其时创效15.6万元，创出了可观的经济效益。甘肃某多金属矿从尾矿中浮选硫，一向收效甚微，当用稀释后5%的硫酸把矿浆PH值由中性7降至3时，成效非常明显。 选金药方比较简单，有的已不能适应杂乱矿石的需求。混合用药的杰出作用与矿藏表面的不均匀性及各种药剂之间的相互作用有关，可增加矿藏表面捕收剂的掩盖密度，使各种捕收剂间相互作用发生共吸附，然后改进浮选作用，进步浮选目标。别的浮选工艺中要增加对某些脉石矿藏有按捺作用的水玻璃、六偏磷酸钠、羧甲基纤维素等药剂，对很多易浮脉石矿藏和矿泥、对非金属矿藏绢云母和白云石可浮性很强的，都要采纳强有力的按捺技术办法。操作中精矿作业质量分数大，粗精矿出量大，还有精矿刮出量大、产率大，浓度过大，都会使精矿档次下降。充气过量，泡沫增多，槽中矿浆不平稳，影响精矿质量。精选槽液面过低或过高引起泡沫层太厚或太薄，也会影响精矿档次。都应采纳相应的办法加以战胜。  各黄金矿企一定要结合各自的矿石性质、矿石可选性实验和出产实践经验灵敏使用上述技术办法，切莫照抄照搬，否则会拔苗助长。只要这样，才干使浮选金精矿档次得到程度不同乃至大幅度地进步，才干归纳收回有用使用矿产资源、进步浮选工艺技术水平、增创明显的运营效益。

一、前语 锰以各种化合物方式广泛散布于自然界中。自从1770年被人从含水软锰矿中发现以来，人们用各种办法出产金属锰，锰合金，及锰的化合物，广泛用于工农业及军事等方面。 用湿法冶金的办法从含锰质料中提出锰，十九世纪末就有人研讨过，距今已有近百年的前史，在此期间，跟着料学技能的前进，出产设备的不断更新，各种处理锰矿石的传统工艺已得到很大程度的改善，但也跟着对锰矿的挖掘，使得富矿资源日益贫泛，怎么选用化学冶金办法处理贫锰矿，归纳运用锰矿材料，这是一个很吸引人的研讨办法，特别是就我国的实践情部而言，富锰矿占总储量的小部分，约为9.6%，大部分为贫锰矿，归纳运用贫锰矿资源的研讨课题则越来越显重要了。 选用化学办法，运用化学试剂处理贫锰矿石提取锰的办法有许多，首要是挑选恰当的化学试剂使矿石中的锰转变为可溶性的形状进入溶液，与脉石矿藏别离，然后净化溶液除掉与锰一同溶解的杂质Fe、Al、Si、P、Cu、Co、Ni等，终究用电堆积、沉积或结晶等办法制取所需的锰产品，如电解锰、氧化锰和各种锰盐。处理贫锰矿石的化学办法可以依照浸出进程中所构成的可溶性锰盐进行分类，如硫酸盐法、硝酸盐法、氯化盐法、基四酸盐法等。其间每一类办法可依照所用试的不同进一步加以区别。 二、处理低档次锰矿的办法 （一）硫酸盐法 在硫酸盐法中，可直接用硫酸对碳酸锰矿或经过复原的氧化锰矿进行浸出，这种办法是处理锰矿石最传统的湿法冶金办法，关于即有高价又有贱价锰的中间锰矿石，如褐锰矿、黑锰矿可以用硫酸－联合浸出，关于二氧化锰矿可直接用浸出，用SO2浸出软锰矿的工艺特点是用MnO2矿浆作吸收剂，吸收溶于水的SO2气体，直接转化为硫酸锰和连二硫酸锰，连二硫酸锰不稳定，遇热分化，离解为MnSO2和SO2；美国矿业局E.S.Leaver曾报导，在适当低的温度下，二氧化硫经过两个旋转圆筒逆流经过低档次矿浆出产硫酸锰溶液；R.Blumberg和T.D.Morgan在较高的温度下做过相同的实验，出产出的硫酸盐溶液中含有很少数的铁，而且没有锰和连二硫酸离子；M.Ahanna公司的一个子公司锰矿公司于1943到1944年将日处理1000吨的工厂投入出产，在反响塔内用SO2浸出锰矿，因为里边反响杂乱，以及设备等问题，不能出产满足纯的产品，在到达其设计才能50%时而封闭；化学工程公司发明晰一种化学处理办法，在氧存在和高压下用二氧化硫浸出锰矿石矿浆，以此来进步浸出率和氧化连二硫酸，从溶液中收回硫酸锰，而且烧结为氧化物和二氧化硫，产出的二氧化碗可在体系中循环运用；运用二氧化硫浸出海底锰结核在国外有适当多的文献报导，用二氧化硫处理锰结核除了能提取锰还能收回其间的镍、钴、铜等多种有价金属。 运用二氧化硫浸出软锰矿在国内也有研讨，长沙化工厂用锰矿吸收硫酸出产进程中尾氧中的二氧化硫，用湿法制成制品硫酸锰，其出产进程是，首要用四层衬铅泡沫塔吸收SO2废气，再将料浆净化，析晶，母液处理，由离心别离机出来的粉将结晶进入枯燥炉于400～500℃枯燥，其产品到达一级品要求，实践证明，软锰矿含量为45～60%，料度－100目，二氧化硫含量对SO2吸收影响不大，尾气中含SO2的浓度为0.4～0.5%，矿浆固液比为1∶4，温度为70～80℃，锰的浸出率达90%，二氧化硫的浸出率达97%，排放废气中含SO2在0.03%以下，完全符合环境保护要求；南宁铝厂选用软锰矿吸收炼铜车间铜精矿欢腾炉排放的SO2烟气出产金锰；云锡公司在出产锡矿中随同出产许多的锰结核，因为锰结核中的锰首要以链子土状况存在，并含有铅，选用机械选矿收效不达，经过多年的研讨实践，证明运用二氧化硫浸出锰并归纳收回铜，作用杰出。 运用软锰矿吸收有色冶炼厂和一些化工厂所排出的含有二氧化硫的烟气，这些办法具有流程简略归纳运用合理，有利于环境保护等长处。但该工艺存在的首要问题是质料耗费大，因为废气中的二氧化硫浓度一般较低，故浸出时刻长，出产功率低。 早在1940年，美国曾用二氧化硫、氯化钙浸出软锰矿，生成，后来在这实验基础上加以改善，参加石灰，便展开了连二硫酸法的新工艺，根本原理为将锰矿粉配成矿浆，在浸出槽中通入二氧化硫，生成硫酸锰及连二硫酸锰，硫酸钙与残渣一同过滤除掉，滤液中参加石灰乳，得到氢氧化锰产品沉积，过滤后的滤液含有连二硫酸钙，可循环运用。，美国进行了该出产工艺的扩展实验，美国矿业局于1951年到1953年、对阿提拉里矿山含锰为10%的贫锰矿进行了连二硫酸钙法的半工业实验，其处理才能为每日535公斤氢氧化锰产品，终究精矿含锰55～60%，锰收回率为89%；前苏联米哈诺布选矿设计院于1959年对恰图拉和尼科波乐的锰矿泥用连二硫酸法处理的成果表明，可取得含锰为52～61%的氢氧化锰精矿，锰的收回率为83～84%。国内对连二硫酸法也做了许多研讨工作，1964～1965年对氧化锰矿－松软锰进行了一系列的实验，并做了投料为500公斤的半工业实验，实验室与半工业性实验成果根本共同，当原矿含锰23%左右时，可取得含锰54～60%的锰精矿，锰的收回率为84～85.3%；运用连二硫酸钙法对去锡锰结核进行半工业实验，当处理含锰20%的锰结核进可取得含锰60%的锰精矿；贵州贫氧化锰矿含锰8.55～26%，选用连二硫酸法处理后，精矿含锰可达51.87～54.14%，收回率为78.83～78.70%。 连二硫酸钙法所得的产品纯度高，杂质少，可作为冶炼金属锰和中低破锰铁的优质质料，且出产成本较其它化学处理办法低，是一种较有出路的处理办法。 （二）基盐法 基盐法能很好地处理贫锰矿，据报导，K.M.Leute于1943年转让了一项专利给Electro Manganese Corp，美国矿业局的R.S.Dean于1956年取得一项改善专利，美国矿业局而且进行了中间扩展实验，后来被Manganese Chemicals Corp展开成为工业出产规划，起先氧化锰矿破碎为－3/4寸，在450℃的温度下，用含有饱满水蒸气的在焙浇炉内将二氧化锰复原为一氧化锰，将矿石中的铁转变为Fe3O4，复原矿磨成－30目，用含18mol/L和二氧化碳3mom/L的溶液浸出，矿石中的Fe3O4不溶解，锰则依照下式发作反响：浸出的温度应控制在不能使生成的络合物分化为宜，净化的清液，直接用范汽加热以除掉，使得锰络合物分化并分出碳酸锰和气，气用水吸收并参加二氧化碳可循环运用，碳酸锰可用于制作各种化学产品，也可烧结为冶金用锰质料。 （三）硝酸盐法 美国矿业局曾广泛地研讨选用浸出二氧化锰粉矿浆终究锰方式收回，并加热分化为二氧化锰和，气体可循运用，所得到的二氧化锰简直到达化学纯；E.S.Nossen发明晰一品种似的工艺，矿石中的锰首要复原为氧化亚锰，再用硝酸浸出；Bradley－Fitch CO的Wilson Bradley在90℃时用硫酸铵浸出液处理锰铁矿，得到硫酸锰并收回释放出的气；A.T.Sweet同亲用硫酸铵浸出碳酸锰矿，浸出进程中释放出的气和二氧化碳构成碳酸铵用来处理含有硫酸锰的浸出液，锰以碳酸锰沉党政方式取得；硫酸铵则可循环运用；W.S.Stringhan和G.N.Summers运用过理的铵盐在450℃～550℃焙烧锰矿，放出的气和二氧化碳结合去沉积生成的硫酸锰和，或许独自沉积，使之变成碳酸锰沉积，铵盐可循环运用。 （四）氯盐法 运用氯盐法处理贫锰矿也是用得较多的办法，用浸出碳酸锰矿或许复原焙烧后的氧化锰矿是其间一种氯化物法，另一种是用直接对锰矿石进行氯化，前一种办法与用硫酸或许硝酸浸出的办法相似，后一种办法是在碳的存鄙人，对贫锰矿或含锰冶金炉渣用氯化；有人在25～175℃（最好75～90℃），pH值小于1的状况下用浓浸出海底锰结核，用浸出法加工海洋锰结核，在常温下，Ni、Co、Cu、Fe、Mn等元素溶解，选用萃取法从浸出液中除掉，经处理后可得到二氧化锰和，用金属锰处理去铁后的溶液并得到混合沉积物，混合的沉积物可在碳酸铵溶液中溶解癜萃取收回铜和镍，然后从分级萃取后的精粹制品中萃取收回同和镍，然后从分级萃取后的精粹制品中萃取钴，置换沉积后剩余的水溶液经过凝集并收回二氧化锰，运用铝作复原剂，将其在1273K的温度下熔炼，得到金属锰，本办法不足之处是整个流程均需选用耐腐蚀材料，但因为此法可收回和两次运用，然后较硫酸法更为经济；前苏联学者也曾在碳酸锰矿石处理工艺进程顶用浸出锰。 I．P．Whitehouse和M.E.Graham转让了一项专利给Republic Steel Corp，用水范气和氯化体的混合物去矿石中的锰，锰以氯化物的形状浸出，相对地别离铁；W.E.Morshall转让了一项专利给Armco Steel Corp，用水蒸气和氯化体的混合物去矿石中的锰，锰以氯化物的形状浸出，相对地别离铁；W.E.Morshall转让了一项专利给Armco Steel Corp，这个办法是在980℃的高温下，运用氯化体和铁，并使之蒸腾出来；还有好几种办法可以用来别离这些金属化合物，R.T.Mcmillon，T.L.Tumer和J.E.Conley关于固体氧化剂例如CaCl2作了广泛研讨，将固体CaCl2与矿石在1000℃下混合，锰和铁变成氧化物，用湿法冶金的办法将其别离；有人将MnO或MnCO3与CaCl2混合，在900℃～1200℃温度下，在实验室规划大的反响器内进行反响，发现当温度到达1100℃时，MnCl2蒸腾较大，但CaCl2蒸腾也随之增大，当增加SiO2并将温度降到950℃，CaCl2蒸气压下降许多，而碳酸锰在950℃与CaCl2反响，这个反响进行比较好，一些铁、锰和CaCl2被蒸腾出来，冷凝的蒸气在MgCl2－NaCl－KCl熔盐熔池内坚持500℃，经过电解可从熔盐中收回99.9%的锰；运用氯化盐法处理贫锰矿及海底锰结核，在许多材料中都有报导。 （五）软锰矿直接海浸出法 现在国内有好几个供应商选用黄铁矿与硫酸直接浸出软锰矿制备硫酸锰或电解二氧化锰，桂阳电解锰厂选用软锰矿和黄铁矿为质料，常压硫酸浸出出产一水硫酸锰，首要将软锰矿和黄铁矿别离磨成100～200意图矿粉，将水和破酸先参加化合桶，通范气加热使温度稓到70～90℃。参加所需的MnO2、FeS矿粉，浸出3～4小时，分析铁离子合格后进行液固别离，再用MnCO3或石灰水中和，冷却除掉钙镁然后再过滤，可得到合格的硫酸锰溶液，直接蒸腾得到合格的一水硫酸锰产品，用这个办法处理锰矿石。 （六）硫酸亚铁－硫酸复原浸出去 用轧钢厂酸洗废液浸出贫锰矿是一种研讨较多的办法，钢铁厂出产规划巨大，产出的酸洗液数量许多，Richard.D.Hoak和James Coull运用酸洗废液处理从档次14.7%到26.9%的氧化锰矿，锰的收回率可达98%；用亚铁处理软锰矿，氧化过得的亚铁离子，pH值至5～5.5，沉积Fe（OH）3，可得到一水硫酸锰产品；印度的S.C.Das，D.K.Sahoo和P.K.Pao对用硫酸亚铁浸出软锰矿，在温度为90℃时，浸出时刻为一小时，锰浸出率为90%以上，当参加一定量的硫酸，可防止胶体的生成；用酸洗废液处理二氧化锰矿是一种有适当宽广出息的办法。 （七）细菌冶金法 运用细菌从锰矿石中浸出锰，国内外都有适当多的报导，五十年代，美国矿业局的Perhims用芽孢杆菌对内华达州和明尼苏达州的低档次锰矿的四个矿样进行锰的浸出研讨，均匀浸出率为97.5%，并于1962年宣布了扩展实验报告，实验规划为203～360公斤矿样；日本学者从1962年开端用氧化硫杆菌浸出锰，浸出的矿石含有部分碳酸锰，在细菌浸出液中参加粉做为细菌动力，使锰矿石中的锰呈可溶性硫酸锰溶浸出来，锰浸出率达97%；1979年，毛钜凡等人运用氧化亚铁硫杆菌把硫酸亚铁氧化成硫酸高铁用于浸出硫锰矿和菱锰矿，关于在矿山展开贫锰矿的运用和低二氧化硫的归纳运用，消除公害等进行了新测验；近十年来，美国、前苏联、印度等国学者展开了异养微生物浸锰，将其复原成易溶于水的二价锰，有的异养菌可以发作有机酸使氧化锰转变为离子状况或金属有机络合物进入溶液，以到达浸出意图，有些学者以为锰结核的生物提取法比之非生物湿法冶金提取法的速度慢，但生物法可以半连续性每天进行，只要求比较少的动力和试剂，成本低，因而有工业出产的可能性，但至今未见报导。 （八）硫酸化焙烧法 处理矿石除了液相浸出也可以用硫酸化焙烧的办法将矿石中的锰转变为硫酸锰，然后用水将其浸出。据报导用二氧化硫气体和空气混合去焙烧含锰矿石，构成的硫酸锰用水浸出，用固定床可提取75.62%的锰，用欢腾床则只要65.70%，其最佳条件是：固定床粒度小于60目，700℃，二氧化硫为每分种60毫升，空气为分钟340毫升，焙烧的时刻为120分钟；欢腾床粒度小于10目、700℃、焙烧时刻为40分钟，二氧化硫流量每小时15升，空气流量为分钟85升。运用硫酸化焙烧处理贫锰矿，可将矿石中的锰变成可溶性的硫酸锰，而铁以不溶性的习化铁形状存在，这就可将焙烧矿直接用水浸出，免去除铁工序，直接出产硫酸锰或电解锰产品；有人运用含200ppmSO2、3%O2、10%H2O，剩余为N2的废气处理锰结核，铁的溶出适当低，其它的金属如Mn、Cu、Ni、Co的溶出率为20～50%。有材料报导，在400℃时，用SO2－O2混合气体处理枯燥的锰结核，运用X射线分析可知锰、铜、镍、钴的氧化物都被硫酸化转变为相应的硫酸盐，但矿石中的首要成分铁则没有硫酸化，而由a－FeOH（针铁矿）转变为a－Fe2O3(赤铁矿)，因而铁就能与其它金属别离，对氧化锰矿进行硫酸化焙烧时，可直接参加黄铁矿或其它含硫剂。 （九）其它化学办法 H.A.Hancock，D.J.Fray运用碳或煤把二氧化锰溶于酸性溶液中，在碳或煤的存在条件下，矿石中的二氧化锰复原为二价锰，并溶于酸性溶液，这个反响对温度要求很强，最好接近于溶液的欢腾温度，锰的收回率可到达90%以上。 在糖或淀粉存鄙人，酸浸氧化锰矿或锰结核可收回锰，10克含锰21.4%的锰结核，粒度小于100目，在糖浆存鄙人，用3M浓度的硫酸于90～100℃浸出60分钟，每克结核需求0.2克糖浆，Mn、Ni、Co、Cu的收回率几手可到达100%，铁的收回率也达98%，而不选用糖浆，则Mn、Ni、Co、Cu和Fe的收回率别离为51%、79%、36%、93%和72%。 J．C．Agarwal，H.E.Barner等人用含有一价铜离子、、碳酸铵的海水溶液浸出锰结核发作的反响： MnO2＋2Cu（NH3）2＋＋2NH3＋（NH4）2CO3→MnCO3↓＋2Cu（NH3）42＋＋2OH－生成Cu（NH4）42＋与通入的CO发作下列反响 2Cu（NH3）42＋＋CO＋2OH－→2Cu（NH3）2＋＋2NH3＋（NH4）2CO3总的反响为：MnO2＋CO→MnCO3，亚铜离子在此反响中是一种中间产品，选用此法可将矿石中98%的锰复原为二价状况。 有人选用地下浸出法对地下二氧化锰矿进行直接浸出，选用地下浸出法可省去采矿作业进程，对节约成本是非常有利的。 在工业出产对二酚进程中，硫酸锰可作为一种副产品收回，此法是国外工业硫酸锰的首要来历之一，在出产对二酚进程顶用软锰矿作氧化剂，使氧化对二酚，副产品废液中含有硫酸锰、硫酸铵和游离酸，可用石灰中和其间的游离酸，过滤溶液，除掉未反响的二氧化锰和硫酸钙等不溶物，蒸腾溶液至饱满，结晶、枯燥得硫酸锰产品。 三、结语 综上所述，处理贫锰矿石的办法有许多，终究选用何种办法，取决于经济效益，可根据所需处理矿石的品种和性质，矿石产地，各种化学试剂直销的状况和报价，以及所需求的品种加以挑选；我国的钢铁产值规划巨大，轧钢厂排出许多的酸洗废液，充分运用这部分废酸处理氧化锰矿，能消除废酸对环境的污染，有利于环境保护，又能归纳运用低档次锰矿资源，关于相似的状况应安排力气赶紧研讨，以期可以出产价廉质优的锰冶金化工产品。

锑矿一般工业要求：鸿沟档次，含Sb 0.7%;工业档次，含Sb 1.5%;可采厚度≥1m;夹石除掉厚度≥2m工业利用价值的合适如今选冶条件，含锑在20%以上的锑矿藏仅有10种，即辉锑矿(含Sb 71.4%)、方锑矿(含Sb 83.3%)、锑华(含Sb 83.3%)、锑赭石(含Sb 74%～79%)、黄锑华(含Sb 74.5%)、硫氧锑矿(含Sb 75.2%)、天然锑(含Sb 100%)、硫锑矿(含Sb 51.6%)、脆硫锑铅矿(含Sb 35.5%)、黝铜矿(含Sb 25%)。其间，辉锑矿是锑的选冶最主要的矿藏质料。锑氧出产 有四种办法：①硫化锑块矿的蒸发焙烧。其反响为：2SbS+9O—→2SbO+6SO气态SbO随炉气排出,冷凝、收尘即得锑氧。未蒸发的SbO可进一步氧化成不蒸发的SbO，留在渣中。为削减这种丢失，焙烧时可参加碳质还原剂。现代焙烧设备为回转窑，我国有些厂运用我国式竖炉。竖炉的进料粒度为20～200毫米,6～7%,3～3.6吨/(米日),渣含锑1～2%,收回率90～93%。②硫化锑精矿闪速蒸发焙烧。将80%为-200意图精矿枯燥至含水0.5%，随空气从回转窑头喷入，悬浮于气流中。在高温文湍流条件下，硫化锑敏捷氧化成氧化锑，随炉气从窑尾排出，进入收尘体系(见)，锑收回率约96%。大部分脉石落入窑内,与烟气反向活动,从窑头排出。窑头还装有弥补热量用的喷油嘴。③硫化锑精矿鼓风炉蒸发熔炼。我国锡矿山矿务局研讨开展的低料柱、热炉顶操作的，既能处理硫化锑精矿球团，也能处理硫化锑和氧化锑的混合精矿球团以及泡渣等含锑物料。处理硫化精矿时,[kg02]大部分SbS氧化成SbO而蒸发，小部分熔融的SbO和SbS直接效果生成金属锑，其反响为：2SbO+SbS—→6Sb+3SO还生成少数冰锑(锑锍)和金属锑一同从炉底流出，冰锑可直接或焙烧后回来配料。假如精矿中含有金银，而产出的金属锑较少，常向鼓风炉前床内参加一定量的锑，以捕集金银，捕集了金银的锑称为贵锑。鼓风炉的床能率为28～30吨/(米?日)，锑收回率95～99%,渣含锑1%左右,焦率约35%左右。④硫化锑精矿旋涡炉蒸发熔炼。将氧化铁矿石、石灰石、石英石和木炭磨细，与硫化锑精矿混合参加旋涡炉，进行蒸发熔炼。锑的蒸发率可达97%以上。原熔炼和火法精粹 蒸发焙烧和蒸发熔炼所产锑氧含杂质较少,配入煤和少数纯碱(NaCO),在反射炉内还原熔炼成粗锑。锑氧中的脉石，煤的灰分以及部分砷、锑的氧化物与纯碱反响所生成的多泡质轻的“泡渣”，浮在锑液表面。扒出泡渣，即得粗锑。如需精粹，可持续参加纯碱，碱熔化后把压缩空气鼓入锑液，进行碱性精粹。锑液中的砷、硒、碲等杂质被氧化生成相应的钠盐，硫铜生成硫化铜和进入碱渣除掉。含铁高时,可降温,使铁以SbFe、SbFe形状分出,剩余的少数铁,加硫除掉。一般须进行屡次精粹才干得到合格精锑。铸锭前把低砷优质锑氧参加炉内，锑氧熔化后再铸锭，使锭块外包一层熔融锑氧，俗称“衣子”，维护精锑不再氧化，并使锑锭缓慢冷却，表面可构成美丽的凤尾草状结晶斑纹，这是享有盛名的我国优质锑锭的特征。(见彩图[驰名世界的有凤尾草状结晶斑纹的锑锭，湖南锡矿山矿务局产品])电解精粹 选用电解办法进行精粹，能取得纯度较高的锑并能收回粗锑中的贵金属和其他有价金属。电解液为和硫酸的水溶液,电流密度100～110安/米，槽电压约0.9伏,电能耗费约550～590千瓦?时/吨。金、银富集于阳极泥。沉积熔炼 此法适于处理富矿。硫化锑和金属铁一同加热发作如下反响：SbS+3Fe—→2Sb+3FeS可得粗锑。熔融的硫化铁的比重与熔锑附近，须参加碳酸钠、硫酸钠、氯化钠等熔剂，以下降硫化铁熔体的比重，便于熔锑沉降。此法不宜处理含铅的矿石，因进入粗锑的铅用一般精粹法不能除掉。小规模出产多用坩埚炉，大规模出产用反射炉，有的厂用电炉。氧化锑矿石的鼓风炉熔炼 鼓风炉习惯规模大，能够处理难熔矿石，对矿石的档次要求不严厉，还答应氧化矿中混有部分硫化矿。熔炼时以铁矿石、石灰石为熔剂，以焦炭为还原剂，产出粗锑。美国用鼓风炉处理含锑25～40%的氧化矿、混合矿和富渣等。湿法炼锑 用、溶液浸出硫化锑精矿，硫化锑与效果，生成溶于水的硫代亚锑酸钠(NaSbS);以此溶液配制成阴极液,以溶液为阳极液，进行隔阂电积，得到含锑96～98%的电锑