从国际范围看，挖掘的镍资源有硫化矿和红土镍矿两类，现在约有70%的镍是从硫化镍矿中提取的。可是，跟着国际镍硫化矿资源的日益干涸，低档次红土镍矿的开发和归纳运用逐步成为研讨热门。 红土镍矿资源为硫化镍矿岩体经风化、淋滤和堆积后构成的地表风化壳矿床，矿石天然类型以褐铁矿型和腐岩型为主，工业类型为硅酸镍矿石，镍元索首要以硅酸盐矿藏办法赋存，因而选用传统选矿工艺难以收回红土镍矿中的镍资源，这严峻约束了红土镍矿的有用运用。 红土镍矿矿床由三层组成：上层含铁较高，镍与褐铁矿共生在一起，称之为褐铁矿型红土镍矿;基层硅酸盐矿藏比较富集，镍与硅酸盐矿藏共生，构成硅镁镍矿，称之为硅镁镍矿型红土镍矿;褐铁矿和硅镁镍矿之间的部分称之为过渡型红土镍矿。因为红土镍矿的成分杂乱、矿石性质多变悬殊，现在研讨标明，选用火法冶金工艺处理红土镍矿制取镍铁产品是最有用办法，但火法冶金进程中的相变转化影响着镍铁产品的富集收回。 现在，研讨较多并得到工业运用的首要是高压酸浸(HPAL,PAL)和复原焙烧浸(CARON工艺)两种工艺，但两种工艺都存在着必定的问题。CARON工艺的浸出率低，且能耗高，大大约束了此法的开展运用。HPAL工艺关于镍的档次低、镁铝含量高和泥质含量高的红土镍矿，该工艺硫酸的消耗量比较大，处理起来并不经济;基础建设出资大、高温高压操作条件严苛，工程化方面存在一些问题，例如高压釜结垢，影响接连化出产加压浸出需用高盐度水，而高盐度水对设备、管道及阀门的腐蚀较为严峻。 针对传统焙烧工艺的缺点，近几年学者们首要做了如下研讨：(l)活化焙烧，经过活化焙烧对矿石进行预处理，使部分矿相的晶型改动，导致矿藏原有结构坍塌，使得比表面积和孔隙增加，有利于后续的浸出进程;(2)加盐焙烧，碱金属盐或氯化铵使金属氧化物的晶格点阵发作畸变，以及使复原产品发作微孔、加快复原气体的内分散，然后使得以类质同象办法赋存于铁氧化物中的镍露出出来;(3)直接复原焙烧，在红土镍矿中配加必定质量的复原剂、熔剂和其他增加剂，制成红土镍矿含碳球团，运用直接复原的办法出产含镍粒铁，有用地除去粒铁中所含的硫。 在浸出方面，首要的研讨进展为：(l)酸浸方面，除了选用传统的硫酸作为浸出剂外，选用浸出并用抗坏血酸做复原剂，镍的浸出率高达95%以上;(2)碱浸方面，探究了一次浸出两次洗刷工艺和高浓度碱浸红土镍矿提硅工艺;(3)高压浸出方面，探究了加碱预处理酸浸物料、十二烷基磺酸钠除垢、硝酸高压浸出等工艺;(4)其他方面，首要是研讨了参加高能物理场的复合能场的办法和微波水热法以及加温法。 1 焙烧工艺的开展 在镍矿的焙烧方面，研讨者们对镍矿焙烧进程中复原剂、增加剂等要素对镍矿焙烧的影响机理做了深人的讨论。在焙烧工艺方面首要是提出了参加不同增加剂的焙烧、活化焙烧和直接复原焙烧等新工艺。 A 参加增加剂焙烧工艺 不同的增加剂会对焙烧发作不同的影响，研讨者们经过热力学、动力学等的分析对增加剂的影响机理有了较清晰的论述。孙体昌选用石煤和无烟煤进行的比照实验发现，用石煤作复原剂所得镍铁精矿中镍、铁档次均高于相同用量的无烟煤所得到的镍、铁档次，但镍、铁的收回率比相同用量的无烟煤要低。石剑锋以硅镁型和褐铁矿型红土镍矿为研讨目标，选用硫酸化焙烧-水浸工艺，对硫酸钠在硫酸化焙烧进程中的影响机理进行了研讨。卢杰则研讨了硫酸钠对红土镍矿在和气氛下的复原性。此外，石剑锋等人研讨了焙烧红土镍矿的机理。经过对反响的热力学分析，发现进步低温焙烧温度能促进蛇纹石与的反响，但会按捺橄榄石与的反响。 参加增加剂可以有用地进步焙烧后镍的浸出率。史唐明研讨了增加含硫增加剂强化红土镍矿固态复原焙烧。单质硫(S)、硫酸钙(CaSO4)、(Na2S)、磁黄铁矿(FeS)、硫酸钠(Na2SO4)五种含硫增加剂可以强化红土镍矿复原焙烧-别离作用，其间硫酸钠(Na2SO4)作用最为明显。王志坚等人增加硫酸钠的硫酸化焙烧，得到了相同的抱负作用。胡宝磊等人选用硫酸铵焙烧-水浸工艺，镍浸出率为82.99%，钴浸出率为84.56%。彭俊等人针对现行镍钼矿处理工艺存在的钼镍需求别离提取的缺点，提出镍钼矿加钙氧化焙烧-低温硫酸化焙烧-水浸提取镍钼的新工艺。经过对贵州遵义镍钼矿的研讨实验，在最佳工艺条件下，钼的浸出率为97.33%，镍的浸出率为93.16%。李光芒等人发现配加钠盐焙烧可改善红土镍矿的复原-磁选作用，明显进步磁性产品的镍、铁档次及收回率。符芳铭等人运用氯化铵氯化焙烧办法处理红土镍矿完成了挑选性氯化。运用水浸时，将镍、钴和锰等有价金属浸出，而铁和镁很少浸出。为了下降焙烧本钱，阮书锋等人用烟煤作复原剂挑选性复原焙烧低档次红土镍矿可以获得较好的经济效益。 B 活化焙烧工艺和直接复原工艺 李金辉等人选用活化焙烧红土矿的处理办法，经过焙烧之后，可以在较短的时刻、较低的酸度以及较低的反响温度下到达在其他相对严苛的浸出条件下相同的镍浸出率，一起，在必定程度下按捺了铁的浸出，有利于后续的净化富集工序。 煤基直接复原工艺处理红土镍矿是红土镍矿冶炼的一个十分重要的办法，而红土镍矿的含水量很高，一般含有25%～30%(质量分数)的游离水和结晶水，使高温复原熔炼进程能耗过高，而且将导致出产进程无法顺利进行，在冶炼进程中需求对其进行枯燥处理。张建良对脱水进程机理进行了深化的研讨，发现红土镍矿在升温进程中存在4个质量丢失台阶，红土镍矿的复原进程也可分为3个阶段。此外，毛瑞等人研讨了红土镍矿直接复原出产含镍粒铁脱硫工艺。以红土镍矿为质料，配加复原剂、熔剂和增加剂MnO制成含碳球团，在高温下进行复原和熔分，制取含镍粒铁。脱硫率由51.4%增至77.6%，脱硫作用明显进步，且增加MnO对粒铁中镍、铁档次和镍、铁收回率影响较小。 2 浸出工艺的开展 关于含镍矿藏的浸出处理，依据浸出剂的挑选分为酸浸和碱浸，依据浸出办法又分为加压浸出和常压浸出。 A 酸浸 近年来，研讨者们对镍酸浸进程进行了许多的热力学和动力学分析。苏秀珠调查了微波酸浸进程的动力学，得到镍的浸出进程受表面化学反响操控，钴的浸出进程受内分散操控。王刚等人研讨了硫酸浸出蛇纹石动力学，蛇纹石的硫酸浸出属液-固多相反响进程，硫酸浸出蛇纹石矿中的镍时，硫酸浓度、浸出温度和矿石粒径对镍浸出率有明显影响，拌和速度对镍浸出率影响较小，所研讨的蛇纹石酸浸提镍进程遵从未反响缩短核模型的动力学规则，浸出进程受化学反响操控。罗伟等人对硫酸进出系统动力学进行核算得出镍和锰的活化能别离53.9kJ/mol和69.4kJ/mol。李金辉等人研讨浸出系统，经过热力学核算分析成果标明，矿藏中存在的各矿相(除Fe2O3，)常压下均能与发作反响，而且随看温度的升高反响平衡常数逐步下降。 经过对惯例酸浸工艺的改善，研讨者们获得了较好的工艺目标。在常压酸浸范畴，李建华等人针对金川表外低档次氧化镍矿提出了酸法制粒堆瓷工艺。范兴祥等人对硫酸酸浸工艺进行改善，选用稀硫酸两段逆流浸泡法从红土镍矿中浸出镍。在最佳条件下，镍浸出率在78%以上，酸耗在64t/t镍左右，作用较为抱负。罗伟等人发现，选用硫酸常压酸浸工艺处理红土矿，选用低温(90℃左右)并延伸浸出时刻有助于进步镍的浸出率。刘瑶等人选用常压硫酸()浸出工艺，很简略从腐殖土矿中溶解镍。佘宗华选用浸出-中和-沉镍工艺，处理印度尼西亚Manuran岛的腐殖土矿也是可行的。周晓文等人选用常压酸法处理定南某红土镍矿，镍的归纳收回率可到达75%以上，将氢氧化亚镍沉积参加浓硫酸蒸腾结晶，得到的结晶硫酸镍到达国家GB6392-1986二级品的要求。 R.G.McDonald对红土矿先进行磨矿和分级处理，将磨细后的矿浆与洗刷液和硫酸按必定的份额在加热的条件下反响，将矿石中的镍浸出进入溶液，再选用碳酸钙进行中和处理，往后进行液固别离。高岩研讨了常压浸出工艺提取红土镍矿中的镍钴镍、钴、锰、铁、镁的浸出率别离到达93.94%、60.5%、94%、56%、94%。符芳铭讨论了对云南沅江区域的红土镍矿进行浸出的工艺条件，镍的浸出率到达93.94%。符芳铭又用抗坏血酸作复原剂，用稀浸出红土镍矿，镍浸出率达95%。 除了处理红土镍矿，车小奎选用硫酸常压浸出硅镍矿，浸出贵液中镍的浸出率为86%左右，浸渣中含镍0.12%左右。王宝全等人对碳酸钠焙烧后的褐铁矿型红土镍矿碱浸渣选用常压硫酸浸出，镍、钴和铁的浸出率别离达99.2%、99.5%、97.8%。 B 碱浸和浸 姜波等人依据镍、铜浸出率与时刻的联系，经过拟合核算得出了浸进程的动力学方程，成果契合内分散操控模型。部分氧化镍以类质同相形状进入硅酸镁矿藏晶格中，这部分镍在-铵盐-水系统下不能浸出是镍浸出率偏低的首要原因。此外，牟文宁等人经过正交实验得到红土镍矿高浓度碱浸提硅的优化条件为浸出进程选用一次浸出两次洗刷的工艺，SiO2的提取率可达85%以上。红土镍矿经高浓度碱浸后，镍、镁、铁等元素在渣中得到了富集，其间镍含量可达2.89%。可见，选用高浓度碱浸红土镍矿提硅技能可行，为红土镍矿的高附加值归纳运用拓荒了一条新的途径。 C 加压浸出 针对加压浸出常呈现的高压釜易结垢、高酸对设备腐蚀较大等问题，研讨者们对加压浸出的工艺作了必定的改善，取得了较好的作用。高压酸浸红土镍矿的研讨，浸出温度均在250～280℃，在此温度下，压力较高，对高压釜要求较高，存在安全隐患。汪云华对传统高压酸浸(HPAL)工艺进行改善，在反响初始充入必定量的氧气，在较低温度下浸出澳大利亚干型红土镍矿。镍、钴浸出率别离为99.83%、90.44%，与250℃不充入氧气时的镍、钴浸出率大致适当。翟秀静等人研讨了红土镍矿高压酸浸进程中反响器结垢问题，发现十二烷基磺酸钠可以减小矿浆表面张力和黏度。张永禄等人选用碱性预处理办法处理红土镍矿，在混合酸介质中加压浸出，工艺具有杰出的稳定性，镍与钴浸出率别离保持在95%和80%左右。马保中选用硝酸对红土镍矿加压浸出工艺进行了中试研讨。镍、钴浸出率别离为84.50%和83.92%，而铁浸出率低至1.08%，完成了镍(钴)与铁之间的高效别离，且工艺稳定性杰出。 此外，关于镍钼矿的浸出，朱军等人在焙烧温度为500～550℃，焙烧时刻为4h的条件下，完成了钼、镍硫化物向氧化物的转化，终究镍的浸出率可达97.18%，钼的总浸出率可达92.72%。别的，张邦胜提出了一种加压酸浸-常压碱浸-萃取相结合的全湿法处理镍钼矿的新工艺。在加压酸浸时，钼的转化率可以到达98.3%以上，镍的浸出率到达98.7%。经过碱浸-萃取后钼镍归纳收回率达92%以上。 D其他浸出工艺 近年来，研讨者们经过改动浸出进程的物理条件来进步浸出作用。韩朝辉等人选用功率为40KW的高能物理场的复合能场来强化镍的浸出。 微波水热法是镍矿浸出的一种新办法。翟秀静选用微波办法浸出，镍、铁浸出率和反响系统的温度跟着微波辐射功率的进步而增加，得到镍的浸出率为99%。赵艳等人进一步研讨水热系统微波浸出工艺，微波水热浸出系统与普通水热浸出系统比较，镍、钴的浸出作用最好。 此外，张仪等人选用加温办法处理了红土镍矿极易泥化、板结，直接人堆浸出，渗透性差，镍浸出率很低的问题，薛娟琴等人在浸出系统中参加硫代硫酸盐，发现镍的浸出率跟着Na2S2O3浓度的增加而增大。跟着温度的升高，镍浸出率增大，可是当温度高于70℃后，浸出率的进步不明显。罗永吉等人经过实验，发现含镍蛇纹石矿在常压下运用硫酸拌和浸出是可行的，硫酸对镍和铁的浸出具有很好的挑选性。 3 新工艺的开展 A 离析 为了下降焙烧进程的高污染、高能耗问题，许多研讨者研讨了氯化离析提镍工艺。镍红土矿氯化离析首要是经过将其间的有价金属氯化，然后使氯化物在复原剂表面得到复原和富集。这个杂乱的化学变化进程首要是遭到复原剂用量、离析温度、离析时刻、升温准则和外界增加剂等的影响。 贺振江等人经过实验得出复原剂的用量为6%左右、氯化剂用量(以氯元素计)为8%、离析温度在1000℃、离析时刻为60min、升温进程中在600℃保温40min和增加0.1%的铁粉是最佳的氯化离析条件。肖军辉等人选用离析-磁选工艺，成果也十分抱负。陈晓鸣对元江硅酸镍矿进行了半工业实验，取得了抱负的实验目标。选用原矿粉磨增加氯化剂、复原剂团球、离析焙烧磁选的新工艺，可以得到档次10.33%、收回率87.22%的镍精矿。 B 萃取和沉积 李玲等人发现基磷酸树脂的功用团结构能较好的组成，对镍和铁的别离有明显作用，具有较好的运用远景，可以运用于离子交换法提取镍，处理收回贫杂溶液中镍的难题，该树脂很有开展远景。姜承志以Span80为表面活性剂，TBP为活动载体，Na2S为内相试剂，选用乳状液，其对镍的提取作用可达80%以上。  在沉积工艺方面，王玲等人以Na2S·9H2做沉积剂，常温常压下，对开始除铁后的红土镍矿酸溶浸出液中镍、钴等有价金属进行富集收回，镍、钴等有价金属富集收回率高，办法简略，便于操作，特别是与高浓度的镁有用别离，获得了高档次镍精矿。齐建云对某进口红土镍矿进行研讨，用硫酸在常压下浸出，操控必定条件，镍浸出率可达78.62%。

该浸出工艺采用硫铵渗浸-碳铵沉淀，能处理低品位离子型稀土矿,其特点在于克服了硫铵渗浸-草酸沉淀工艺效率低、成本高的缺点.。 它通过改善药剂制度，控制选择性浸出条件和碳铵沉淀形态，使稀土总回收率较原工艺提高5%，达到80%左右。 由于采用高浓度硫铵渗浸，低浓度硫铵淋洗的加药制度，以及采用草酸铵代替草酸液沉淀稀土，使浸出液中含铅低，不必单独净化除铅，从而获得了过滤性能好的晶形稀土沉淀，解决了碳铵沉淀工艺中存在的难题。 该工艺流程简单，操作方便，避免了草酸的毒性，而且可利用原有草酸工艺的生产设施，有利于原有工艺的技术改造，成本低，经济效益显著。 其主要技术指标为：(原矿品位0.0839%)稀土总收率76.3%，生产药剂成本2.22元/吨，稀土质量>92%。

我国钴资源的首要特点是贫矿多、富矿少，短少独自的钴矿床，大部分共生或伴生在铜、镍、铁矿中。现在首要从镍铜等重金属冶炼体系钴渣中提取钴，约占钴总产量的35％，其它从进口钴质料和废料中提取的钴约占总产量的65%。我国某地杂乱硫化钴矿中含有镍、铜、铁、砷等元素，钴首要以辉钴矿为主，镍以镍辉钴矿为主。选用火法工艺不能进 行有用的别离。本文选用加压湿法浸出工艺进行处理，使得钴、镍、铜进入溶液中，铁和砷构成安稳的铁进入浸出渣。 一、实验研讨 （一）实验质料 实验所用质料为我国某地杂乱硫化钴矿，原矿中硫化物首要以黄铜矿、黄铁矿、毒砂为主，其次为闪锌矿、黝铜矿、辉钴矿，少数镍辉钴矿。原矿首要成分为（％）：Co2.40，Ni0.78，Cu2.10，Fe11.30，S8.45，Zn0.98，As11.99。原矿经细磨后90％以上小于0.074mm.实验所用试剂如硫酸等均为分析纯。制造溶液用水为去离子水。 （二）实验装置 加压氧化实验在GSA－2L立式衬钛加压釜中进行。氧气为98％工业纯氧气。 将原矿、水、硫酸和添加剂按必定份额混合后参加加压釜中，密闭升温，并通入少数氧气。温度升至85～95℃时翻开通气阀门排气。到达设定温度后通入氧气并将总压调整至实验值，开端计时，实验进程中严格控制反响的温度和压力。反响完毕后通入冷却水将釜体冷却至60℃后启釜，物料用旋片式真空泵过滤别离。浸出渣用水淋洗烘干。浸出液和浸出渣别离送分析。 （三）实验原理 依据原矿组成，加压浸出实验进程首要进行下列反响： CoAsS＋13/4O2＋3／2H2O＝CoSO4＋H3AsO4 CuFeS2＋H2SO4＋5／2O2＝CuSO4十FeSO4＋H2O＋S 4FeSO4＋O2＋2H2SO4＝2Fe2（SO4）3＋2H2O Fe3＋＋H3AsO4＝FeAsO4＋3H＋ 2ZnS＋2H2SO4＋O2＝2ZnSO4＋2H2O＋S 二、实验办法和成果 （一）反响温度的影响 实验条件：L/S＝5/1，硫酸浓度0.82mol/L，添加剂A0.5g，总压0.85MPa，反响时刻2.0h。实验成果见图1。图1  浸出温度对金属浸出率的影响 由图1可看出，高温有利于铜、镍、钻的浸出，150℃时，铜、镍、钻的浸出率大于90％。铁的浸出率跟温度成正比。但160℃今后铁发作水解沉积。砷的浸出率随温度的升高而下降。但初始酸浓度较高，导致浸出液中砷浓度高于0.3g/L，因而下降初始硫酸浓度。 （二）浸出时刻的影响 实验条件：L/S＝5/1，硫酸酸度0.82mol/L，添加剂A0.5g，反响温度60℃，总压0.85 MPa。实验成果见图2。图2  浸出时刻对金属浸出率的影响 由图2能够看出钴、镍、铜、铁浸出率随反响时刻而增大。反响1.5h后，钴、镍、铜的浸出率均达90％以上，一起砷和大部分的铁被按捺在渣中。 （三）初始硫酸浓度的影响 实验条件：L/S=5/1，添加剂A 0.5g;反响温度160℃，总压0.85MPa，反响时刻1.5h。实验成果见图3。图3  初始酸浓度对金属浸出率的影响 成果标明：硫酸有利于钴、镍、铜的浸出。开始酸度为0.51mol/L时，钴、镍、铜的浸出率均达90％以上，但浸出液中铁、砷含量较高。开始酸度为0.41mol/L时，浸液中铁、砷含量低，但钴、镍、铜的浸出率偏低。 （四）氧分压的影响 实验条件：L/S＝5／1，硫酸酸度0.4 mol/L，添加剂A0.5g,反响温度150℃，反响时刻1.5h。实验成果见图4。图4  氧分压对金属浸出率的影响 成果标明：氧分压增大，钴镍铜的浸出率升高，但改变较小。一起氧分压对铁砷的浸出影’响也不大。氧分压以0.3MPa以下即可。 （五）矿浆液固比的影响 实验条件：硫酸初始酸度0.41mol/L,添加剂A0.5g，反响温度160℃，总压0.85MPa，反响时刻1.5h。实验成果见图5。图5  矿浆液固比对金属浸出率的影响 成果标明：液固比对钴镍铜的浸出影响较小，但对铁的影响较大。液固比低时，浸出液中铁含量较低。因而液固比以4/1为宜。 （六）归纳实验 实验条件：L/S=4/1，硫酸初始酸度0.61mol/ L，添加剂A0.5g，反响温度160℃，总压0.85MPa，反响时刻1.5h。实验成果标明：钴的浸出率到达93％以上，镍铜的浸出率大于90％。经过对浸出渣XRD衍射图的分析，渣中很多存在的是铁、石英以及硫酸钙。标明浸出后有价金属简直全被浸出，而铁砷进入渣相。此实验成果具有重现性。 三、定论 在低温低压下，参加添加剂，杂乱硫化钴中钴的浸出率大于92％，铜镍的浸出率大于90％，一起砷与铁构成安稳的铁进人浸出渣。

【申请号】03135210.3【申请人】昆明理工大学【公开号】CN 1462812A     【摘要】本发明涉及一种黄铜矿的浸出工艺，在低温和常压下，采用银盐作为催化剂、过硫酸铵作为氧化剂，对黄铜矿进行氧化浸出，控制温度为70-95℃，浸出5-10小时，可以得到浸出率达96%以上，铜的回收率达97%以上的硫酸铜溶液。由于不需高温、高压，所以浸出时设备防腐及压力的要求不高，对环境不造成危害，过程中使用的银盐不损耗，过硫酸铵经再生后，可循环使用，生产成本可以降低。可见，本发明是一种工艺流程简单，生产周期短，生产成本低，生产效率的浸出黄铜矿的方法。

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。

在富铂镍冰铜经浓浸出除镍后的浸出渣中，铜首要以硫化铜的方式存在。化法浸出硫化铜，是向含铜、镍的溶液和硫化铜浸渣的混合矿浆中通入。浸出进程中，为避免生成氯化亚铜沉积，浸出液中有必要含有如氯化镍或游离等氯化物。此刻，铜的氯化反响为： 2Cu＋＋Cl2 2Cu2＋＋2Cl－    （1） Cu2S＋Cu2＋ CuS＋2Cu＋    （2） CuS＋Cu2＋ 2Cu2＋＋S      （3） S＋2e S2－                （4） Cu2＋＋S2－ CuS           （5） 铜的彻底浸出取决于反响式（3）。反响式（4）和（5）只表明铜是呈硫化物沉积仍是经过调整浸出进程的氧化复原电位（用铂与饱满甘电极刺进溶液中测定）使铜进入溶液？即在高的氧化复原电位下，反响按（3）式进行；而在低的氧化复原电位和特定的温度、酸度、铜浓度条件下，会加快反响式（4）和（5）的进行，而生成很多的硫离子和硫化物。当其间的硫化铜浓度超越它的溶度积时，则会生成硫化铜沉积，这时的铜就不能彻底被浸出。 为使铜尽或许彻底浸出一切必要的最低氧化复原电位，首要取决于溶液中的铜浓度、酸度和温度。但在实践中，浸出作业的电位规模（图1）在0.35～0.45V之间。在此电位规模内铜的氧化浸出率最高，且贵金属基本不溶解。这或许因贵金属在此电位区间不发生溶解，或或许与铜的反响相同，溶解后再接式（6）、（7）反响再次生成沉积： S＋2e S2－       （6） P3＋＋S2－ PS     （7）图1  不同电位的溶解率 浸出进程中，一切游离硒，都会与贵金属离子反响〔或许像式（6）和（7）那样〕生成不溶性的硒化物沉积。 为了进步铜的浸出率和尽或许不让贵金属进入溶液，能够预先从图1的曲线中选用适宜的氧化复原电位。但应该指出，图中铜和贵金属的溶解曲线会受溶液中的铜浓度、酸度和温度改变的影响。当在高酸、低铜浓度的溶液及高温的操作条件下，曲线会略微移向左边；而在低酸度和高铜浓度以及低温的操作条件下，曲线会略微移向右侧。 水溶化法浸出富铂镍冰铜的工艺，也适用于处理该厂本来的含有贵金属、硫和硒的转炉高冰镍。当在所挑选的氧化复原电位下浸出由上述组成的高冰镍浸出渣时，浸出渣经浸出除硫后，精矿中贵金属的含量比高冰镍进步100倍。故此法能够统筹处理富铂镍冰铜和高冰镍以收回贵金属精矿。这样就能够削减工厂向鹰桥总厂运送中间产品高冰镍，并充分利用挪威厂的镍精粹才能。

挪威镍精粹厂，经改善后用于处理南非富铂镍冰铜（和转炉高冰镍）的工艺流程和产品状况如下。 一、浓浸出镍。 镍冰铜经磨细后，于橡胶面料的拌和浸出槽中浸出。镍以氯化镍方式进入溶液，硫化铜和贵金属留在浸出渣中。氯化镍液经萃取净化除掉杂质后，制成结晶氯化镍，并于欢腾反应器中转化为粒状氧化镍，再于回转窑顶用复原产出纯度98%的产品金属镍。 二、除镍浸出渣的脱铜。 浸出镍后的渣首要含硫化铜。将其于氯化镍或液中通氯化，硫和贵金属留于浸出渣中。浸出除铜亦用橡胶面料的拌和浸出槽。浸出槽装有两套各自独立的铂－饱满甘电极，所测定的数据送电子计算机处理。一套电极用于丈量浸出进程的氧化复原电位，以操控的供入最；另一套用于宣布预调的氧化复原电位规模过高或过低时的报警信号，并随时能够读出高于或低于预调电位的数值，以确保在所选定的氧化复原电位规模内操作。选用这样的设备，首要是为了确保供入的不会过量，避免因氧化复原电位的升高而导致贵金属的溶解，或因电位过低而使铜的溶解不完全。除铜停止后，经丙二醇酯板框压滤机压滤，产出含硫的贵金属精矿。向过滤出的液中通入使铜生成硫化铜沉积，送铜体系处理。 三、除铜精矿的脱硫。 压滤的滤饼，经由装有称量传感器的供料槽，接连供入由夹套直接加热的玻璃面料拌和槽中，参加热溶免除硫，溶解硫后的矿浆，由不锈钢离心泵接连泵至蒸汽外套加热的密封压滤机压滤出贵金属精矿。滤液分出硫结晶后，经离心机脱水收回硫。液经再生回来下次脱硫用。 四、贵金属精矿的富集。 脱硫后的精矿于小型焙烧炉内进行硫酸盐化焙烧。焙烧是将精矿置于炉内的钢盘中，调理空气入炉速度以操控焙烧速度。为了避免空气入炉速度过快而引起焙烧尘粒的丢失，焙烧速度不宜过快。炉温操控在约500℃。焙砂经稀硫酸浸出除掉重金属硫酸盐，过滤、洗刷、烘干，于“V”型旋转混料器（容量1000kg）中混匀排出，称重和主动取样送化验。实践中所产出的终究贵金属精矿档次，在很大程度上取决于镍冰铜质料的贵金属含量和不溶组分。在不溶组分中，以硅的含量影响最大。在通常状况下，处理含0.07%～0.08%铅的镍冰铜质料时，产出的贵金属精矿含15%～30%铂和相当量的其他贵金属。 因为出产进程系接连作业，所以要精确测定一批质料和精矿的分量与档次是很困难的。表1和表2所列为实验室分批处理富铂镍冰铜所得的分析数据，这些数据不包括出产进程中运送和烟尘等的丢失。从表中能够看出，在此处理进程中，各种贵金属在精矿中均富集到330倍以上，收回率均大于92%。终究精矿的产出率小于1%。 表1  镍冰铜和精矿的档次及贵金属富集率分类组分及富集倍数AuPtPdRhRuIr镍冰铜∕%0.00690.07320.03290.00330.00740.0013精矿∕%2.4326.5511.771.202.640.43富集率∕倍352362357363357330 表2  质料和产品的金属平衡分类质量∕g组分及富集倍数AuPtPdRhRuIr镍冰铜∕%900062165882961297666117精矿∕%25.0160866402944300660108收回率∕%0.2897.90＞10099.42＞10099.9992.30

随着铜矿资源的不断开采，易选矿石逐年减少，资源短缺加剧，低品位氧化铜矿的开发已引起高度重视。低品位氧化铜矿一般都具有氧化率高、含泥量大、矿物嵌布粒度细、多金属共生等特点，用常规选冶技术难以取得好的技术经济指标。国内外有关科研人员对氧化铜矿的处理进行了大量的研究，其中堆浸－萃取－电积工艺是应用较多的一种技术。影响氧化铜矿堆浸效果的因素有很多，如矿石性质、矿石粒度、堆矿高度、矿堆的透气性能和渗透性能、喷淋作业制度及浸出周期等。浸出的实质是溶浸液与目的矿物接触并发生化学反应，生成可溶性的目的金属离子，其过程包括内扩散、外扩散和界面化学反应等，其中内外扩散都与矿堆的渗透性能有关。对于含泥量大的氧化铜矿石，堆浸工艺尚不成熟，而矿堆的渗透性能是影响浸出效率的一个决定性因素。为改善高含泥量氧化铜矿石的渗透性能，研究人员提出了一些措施，如制粒技术等，但从现场制粒实践来看，常因配料不当、水分失控、制粒机结构及操作制度欠合理而出现成球率低、团粒强度不够等问题，使得泥质在浸出过程中又被淋洗松散而发生迁移，阻塞矿堆内部通道，造成矿堆渗透性能降低，浸出效率受到影响。 西藏玉龙铜矿是我国超大型铜矿床之一，铜储量6 500 kt，其中上部氧化铜矿带铜储量274 kt，下部硫化铜矿带铜储量3 800 kt。由于上部氧化矿特殊的矿石性质（氧化程度高，含泥含水量大，泥质为粘土矿物）和矿山恶劣的周边环境（高寒、高海拔、缺氧、多雨雪），再加上矿区交通不便，配套基础设施缺乏，使得该矿一直未能得到大规模的开发利用。玉龙铜矿的开发不仅可促进西藏地区的经济发展，而且对整个西部高海拔、高寒地区铜资源的开发有重要的借鉴意义。由于玉龙铜矿矿体的赋存标高为4 570～5 118 m，与智利的Quebrada Blanca铜矿相近，因此可采用与Quebrada Blanca铜矿相似的堆浸－萃取－电积工艺来处理氧化铜矿，但是在首期的工业生产中发现也存在着矿堆渗透性能差，浸出效率低的问题。本研究针对玉龙铜矿氧化矿石进行模拟现场堆浸过程的全粒级柱浸试验和洗矿－矿砂柱浸－矿泥搅拌浸出试验，目的是寻求该矿石的合理浸出工艺。 一、矿样 试验矿样采自西藏玉龙铜矿Ⅱ号矿体3#线和5#线。工艺矿物学研究结果表明：矿石中主要的铜矿物为孔雀石、蓝铜矿等，主要的含铁矿物为褐铁矿和赤铁矿；脉石矿物以石英、碳酸盐、金云母－绢云母、绿泥石、高岭石等为主。矿样的扫描电镜照片见图1。对矿样进行化学多元素分析、铜物相分析及粒度筛析，结果见表1～表3。图1  矿样的矿物学分析照片 表1  矿样化学多元素分析结果    %注：Ag和Au的含量单位为g/t。 表2  矿样铜物相分析结果    %表3  矿样粒度筛析结果从表2可知，矿石的氧化程度很高。从表3可知，矿石中-0.074mm粒级占21.66%，按-1mm计的粉矿比例达38.12%，而按+20 mm计的块矿比例仅25.84%，说明矿石粉化较严重。 二、试验方法 进行全粒级柱浸和洗矿－矿砂柱浸－矿泥搅拌浸出两种试验。柱浸采用高1.5 m，内径0.25 m的有机玻璃柱，搅拌浸出采用体积为5L的不锈钢搅拌罐，洗矿采用φ500mm×4500mm螺旋分级机，溶浸液采用酸度为10 g/L的稀硫酸溶液（用98%的分析纯浓硫酸配成）。 （一）全粒级柱浸。将破碎到一定粒度的矿石混合均匀后装柱，装柱时尽量使矿柱中粒度分布均匀，避免产生偏析现象，装矿高度1m。装矿完毕后用溶浸液按一定滴淋强度进行滴淋，浸出液返回到滴淋池中，形成闭路循环。浸出过程中定时测定浸出液的pH和铜离子浓度。 （二）洗矿－矿砂柱浸－矿泥搅拌浸出。将破碎到一定粒度的矿石用螺旋分级机按不同强度洗矿，得到不同产率的矿泥和矿砂。对矿砂按照与(1)相同的方法进行柱浸，浸出时间为70 d；对矿泥在转速为500 r/min，矿泥量为2 kg，液固比为4∶1的条件下进行搅拌浸出，浸出时间为3h。 三、试验结果与讨论 （一）全粒级柱浸试验 1、不同粒度矿石的全粒级柱浸试验 将矿石分别破碎到- 50，- 30和-10 mm，在10L／(h·m2)的滴淋强度下进行全粒级柱浸，矿柱浸润面的下降情况如图2所示。图2  不同粒度原矿全粒级柱浸浸润面下降曲线 ○－50mm原矿；□－30mm原矿；▲－10mm原矿 由图2可见，全粒级柱浸时，矿柱的浸润速度较慢，其中-50 mm原矿和-30 mm原矿经过24 h才被完全浸润，而-10 mm原矿被完全浸润所需时间更是高达46 h。这说明由于矿样中的细粒级粉矿含量较多，孔隙液膜相对较厚，流动阻力大，因而影响了矿样整体的渗透性能。 自浸出液流出后，定时取样分析其中的酸浓度和铜含量，结果表明，在整个试验期间(46 h)内，各浸出液中基本无酸，也检测不到铜离子存在，这意味着全粒级柱浸难以使铜顺利浸出。分析认为，出现这种情况的原因在于：矿石中粉矿多、泥量大、碱性脉石多，在滴淋过程中，溶浸液中的酸被碱性脉石和氧化铜矿物迅速消耗；溶液中的铜离子在随溶浸液向下渗流的过程中，由于溶液中的酸被进一步消耗，pH值升高，使铜离子沉淀析出，存留在矿柱的中下部，不能进入浸出液中。 2、不同滴淋强度下的全粒级柱浸试验 滴淋强度直接影响到浸出周期、溶浸液渗透速度、柱内热平衡等，是决定铜浸出效果的关键因素之一。改变滴淋强度，对破碎到-30mm的矿样进行全粒级柱浸，其浸润速度和积液情况见表4。 表4  滴淋强度对浸润速度和积液情况的影响由表4可知：在不同的滴淋强度下，浸润速度不同，随着滴淋强度的提高，浸润速度也升高。滴淋强度控制在10L/(h·m2)和12L/(h·m2)时，无积液现象出现；当滴淋强度提高到15 L/(h·m2)时，滴淋192 h后出现积液。高含泥量氧化矿浸出过程中，粉矿水分达到饱和后，溶液的扩散速率明显降低，滴淋强度过高必然造成积液现象。一旦出现积液现象，矿石极容易发生板结且很难处理，所以在堆浸过程中一定要严格控制滴淋强度，避免积液现象出现。 （二）洗矿－矿砂柱浸－矿泥搅拌浸出试验 为了改善矿石的渗透性能，将矿石洗矿脱泥后再进行柱浸，洗出的矿泥则进行搅拌浸出。 1、洗矿结果 对破碎到-30mm的矿石进行不同强度的洗矿，结果见表5。 表5  洗矿结果    %2、矿砂柱浸试验 按15L/(h·m2)的滴淋强度对3种洗矿强度下获得的矿砂进行柱浸试验，结果见图3，图4。图3  矿砂柱浸浸润面下降曲线 □－1#矿砂；-2#矿砂；△-3#矿砂图4  矿砂柱浸铜浸出率变化曲线 □－1#矿砂；○－2#矿砂；△－3#矿砂 试验结果和试验现象表明，通过洗矿脱泥，明显改善了矿石柱浸时的渗透性能，在滴淋强度为15L/(h·m2)的条件下，3种矿砂均未出现堵塞、积液现象，而且洗矿强度越高，矿砂柱浸时的矿柱结构越稳定，渗透性能越好，高洗矿强度下矿砂的浸润速度可达100mm/h，高、中、低洗矿强度下矿砂柱浸70d的铜浸出率分别为81.2%，79.4%和78.5%，浸出效果良好。 3、矿泥搅拌浸出试验 按照试验方法对3种洗矿强度下脱出的矿泥进行搅拌浸出试验，试验结果如表6所示。 表6  矿泥搅拌浸出试验结果由表6可见，洗出的矿泥在转速为500r/min，液固比为4∶1的条件下搅拌浸出3h，铜浸出率可达到96%以上，表明矿泥的搅拌浸出性能优良。 综合图4和表6试验结果，-30mm矿石在高、中、低洗矿强度下矿砂柱浸+矿泥搅拌浸出的总浸出率依次为83.84%，81.51%和80.00%。 四、结论 （一）玉龙铜矿氧化带矿石氧化程度高，主要的铜矿物为孔雀石、蓝铜矿等，呈相互共伴生状态，裸露程度高，在酸性条件下易溶解。 （二）该矿石粉矿比例大，含水量高，全粒级柱浸时渗透性能差，提高滴林强度易出现积液现象，难以顺利浸出。 （三）通过洗矿脱泥，可改善矿石的渗透性能，提高浸出效率。实验室条件下，脱泥后矿石柱浸铜浸出率可达78%以上，而脱出的矿泥经搅拌浸出，铜浸出率可达96%以上。因此，洗矿－矿砂堆浸－矿泥搅拌浸出是处理玉龙铜矿氧化矿石的合理工艺。

鹰桥（Falconbridge）镍公司挪威精粹厂原处理含贵金属总量0.002%的转炉高冰镍，是先将高冰镍磨细，再用浓挑选性浸出镍，使硫化铜和贵金属留于浸出渣中。浸出渣经溶剂萃取除上杂质后产出结晶氯化镍，再于欢腾反响器内转化为粒状氧化镍，继而在回转窑顶用复原，产出含98%镍的产品镍。浸出渣经焙烧除硫后，用废的铜电解液浸出铜。再从除铜浸出渣中收回贵金属。 当该工厂用此法处理来自南非的富含铂族金属（1～2kg∕t）的镍冰铜时，发现在焙烧、浸出工序中贵金属丢失较大，严重影响经济效益。故将浓浸出镍后的浸出渣改用水溶化法浸出除锅，产出不到镍冰铜分量1%的贵金属精矿。 一、富铂镍冰铜和高冰镍的化法浸出 在富铂镍冰铜经浓浸出除镍后的浸出渣中，铜首要以硫化铜的方式存在。化法浸出硫化铜，是向含铜。镍的溶液和硫化铜浸渣的混合矿浆中通入。浸出进程中，为避免生成氯化亚铜沉积，浸出液中有必要含有如氯化镍或游离等氯化物。此刻，铜的氯化反响为： 2Cu＋＋Cl2 2Cu2＋＋2Cl－    （1） Cu2S＋Cu2＋ CuS＋2Cu＋    （2） CuS＋Cu2＋ 2Cu2＋＋S      （3） S＋2e S2－                （4） Cu2＋＋S2－ CuS           （5） 铜的彻底浸出取决于反响式（3）。反响式（4）和（5）只表明铜是呈硫化物沉积仍是经过调整浸出进程的氧化复原电位（用铂与饱满甘电极刺进溶液中测定）使铜进入溶液？即在高的氧化复原电位下，反响按（3）式进行；而在低的氧化复原电位和特定的温度、酸度、铜浓度条件下，会加快反响式（4）和（5）的进行，而生成很多的硫离子和硫化物。当其间的硫化铜浓度超越它的溶度积时，则会生成硫化铜沉积，这时的铜就不能彻底被浸出。 为使铜尽或许彻底浸出一切必要的最低氧化复原电位，首要取决于溶液中的铜浓度、酸度和温度。但在实践中，浸出作业的电位规模（图1）在0.35～0.45V之间。在此电位规模内铜的氧化浸出率最高，且贵金属基本不溶解。这或许因贵金属在此电位区间不发生溶解，或或许与铜的反响相同，溶解后再接式（6）、（7）反响再次生成沉积： S＋2e S2－       （6） P3＋＋S2－ PS     （7）图1  不同电位的溶解率 浸出进程中，一切游离硒，都会与贵金属离子反响〔或许像式（6）和（7）那样〕生成不溶性的硒化物沉积。 为了进步铜的浸出率和尽或许不让贵金属进入溶液，能够预先从图1的曲线中选用适宜的氧化复原电位。但应该指出，图中铜和贵金属的溶解曲线会受溶液中的铜浓度、酸度和温度改变的影响。当在高酸、低铜浓度的溶液及高温的操作条件下，曲线会略微移向左边；而在低酸度和高铜浓度以及低温的操作条件下，曲线会略微移向右侧。 水溶化法浸出富铂镍冰铜的工艺，也适用于处理该厂本来的含有贵金属、硫和硒的转炉高冰镍。当在所挑选的氧化复原电位下浸出由上述组成的高冰镍浸出渣时，浸出渣经浸出除硫后，精矿中贵金属的含量比高冰镍进步100倍。故此法能够统筹处理富铂镍冰铜和高冰镍以收回贵金属精矿。这样就能够削减工厂向鹰桥总厂运送中间产品高冰镍，并充分利用挪威厂的镍精粹才能。 二、富铂镍冰铜化浸出的工艺流程 挪威镍精粹厂，经改善后用于处理南非富铂镍冰铜（和转炉高冰镍）的工艺流程和产品状况如下。 （一）浓浸出镍。镍冰铜经磨细后，于橡胶面料的拌和浸出槽中浸出。镍以氯化镍方式进入溶液，硫化铜和贵金属留在浸出渣中。氯化镍液经萃取净化除掉杂质后，制成结晶氯化镍，并于欢腾反响器中转化为粒状氧化镍，再于回转窑顶用复原产出纯度98%的产品金属镍。 （二）除镍浸出渣的脱铜。浸出镍后的渣首要含硫化铜。将其于氯化镍或液中通氯化，硫和贵金属留于浸出渣中。浸出除铜亦用橡胶面料的拌和浸出槽。浸出槽装有两套各自独立的铂－饱满甘电极，所测定的数据送电子计算机处理。一套电极用于丈量浸出进程的氧化复原电位，以操控的供入最；另一套用于宣布预调的氧化复原电位规模过高或过低时的报警信号，并随时能够读出高于或低于预调电位的数值，以确保在所选定的氧化复原电位规模内操作。选用这样的设备，首要是为了确保供入的不会过量，避免因氧化复原电位的升高而导致贵金属的溶解，或因电位过低而使铜的溶解不彻底。除铜停止后，经丙二醇酯板框压滤机压滤，产出含硫的贵金属精矿。向过滤出的液中通入使铜生成硫化铜沉积，送铜体系处理。 （三）除铜精矿的脱硫。压滤的滤饼，经由装有称量传感器的供料槽，接连供入由夹套直接加热的玻璃面料拌和槽中，参加热溶免除硫，溶解硫后的矿浆，由不锈钢离心泵接连泵至蒸汽外套加热的密封压滤机压滤出贵金属精矿。滤液分出硫结晶后，经离心机脱水收回硫。液经再生回来下次脱硫用。 （四）贵金属精矿的富集。脱硫后的精矿于小型焙烧炉内进行硫酸盐化焙烧。焙烧是将精矿置于炉内的钢盘中，调理空气入炉速度以操控焙烧速度。为了避免空气入炉速度过快而引起焙烧尘粒的丢失，焙烧速度不宜过快。炉温操控在约500℃。焙砂经稀硫酸浸出除掉重金属硫酸盐，过滤、洗刷、烘干，于“V”型旋转混料器（容量1000kg）中混匀排出，称重和主动取样送化验。实践中所产出的终究贵金属精矿档次，在很大程度上取决于镍冰铜质料的贵金属含量和不溶组分。在不溶组分中，以硅的含量影响最大。在通常状况下，处理含0.07%～0.08%铅的镍冰铜质料时，产出的贵金属精矿含15%～30%铂和相当量的其他贵金属。 因为出产进程系接连作业，所以要精确测定一批质料和精矿的分量与档次是很困难的。表1和表2所列为实验室分批处理富铂镍冰铜所得的分析数据，这些数据不包括出产进程中运送和烟尘等的丢失。从表中能够看出，在此处理进程中，各种贵金属在精矿中均富集到330倍以上，收回率均大于92%。终究精矿的产出率小于1%。 表1  镍冰铜和精矿的档次及贵金属富集率分类组分及富集倍数AuPtPdRhRuIr镍冰铜∕%0.00690.07320.03290.00330.00740.0013精矿∕%2.4326.5511.771.202.640.43富集率∕倍352362357363357330 表2  质料和产品的金属平衡分类质量∕g组分及富集倍数AuPtPdRhRuIr镍冰铜∕%900062165882961297666117精矿∕%25.0160866402944300660108收回率∕%0.2897.90＞10099.42＞10099.9992.30

关于铝挤出工艺  铝挤出是一种采用迫使材料从一个高压出口通过而生产和制造具有相同横截面的工件的工艺。一般要有一个铝挤出模具来规范 金属 材料，并把它挤压到一个想要的形状。许多 金属 材料都可以用挤出工艺来加工，而挤出工艺中，使用最广泛的就是 金属 铝，因为铝的一些特定的属性，铝挤出或铝挤压产品占所有挤出工艺的 金属 总量的一半。  建筑 行业 是使用铝挤出产品最多的 行业 之一。门窗的框，屋顶，和外层，商店卷帘门等等都是使用铝挤出产品的例子。当然汽车制造，火车车厢，和海运业业大量地使用铝挤出产品。  铝挤出工艺实际上增强了铝的特性，它为生产和制造比其他零件强度更高，耐用程度更好的零件提供了便利，设计师们可用它来设计各种尺寸的东西，同时还能灵活变动和增加设计。  铝锭在炉子中加温到750度或900华氏度，这个温度是铝的可锻点，铝在这个温度下呈软体，可以通过压力使它通过一个模具，这个过程称为挤出，挤出后，通过冷却装置，成型。冷却过程可使用吹风，喷水，或浸水的办法。铝挤出工艺的优点：  高强度/重量比，铝是最合适使用铝挤出工艺的 金属 ，因为它很轻，其他 金属 如铜，黄铜，钢材等最起码要重三倍，所以铝制零件可以是产品更轻量化。耐腐蚀性，自然界中，铝会被一层氧化物覆盖，使得铝制品比较耐腐蚀。铝挤出工艺本身也会使得耐腐蚀性更好。费效比好，铝挤出工艺比较省钱。  灵活性好，铝本身比较容易加工，而铝挤出模具的费用也不高，安装和维护也很容易。  高温特性好，在高温下，铝 金属 不释放挥发气体，对工人和操作人员很安全。  导热和导电性能好。铝制品经常被用来做热交换器。  生产周期短。  更多有关铝挤出工艺请详见于上海 有色 网 

近年来国内自主开发和从国外引入的锌氧压浸出工艺已相继完成工业化，该工艺的首要特色是锌精矿在高压釜内经过加温、加压并在稀硫酸介质中通入氧气，硫化锌中的锌成为可溶硫酸锌，硫氧化成单质硫，其他杂质也相应得到浸出。该工艺的矿浆具有温度高、腐蚀性强，矿浆机械磨损性强等特色。国内针对该工艺中管道材料运用的论说不多，怎么结合该工艺针对不同工况挑选适宜的管道材料是该工艺管道规划的首要任务。 一、首要工艺管段的矿浆参数，腐蚀特色和防腐材料 （一）首要工艺管段的矿浆参数 首要工艺管段的矿浆参数列于表1。 表1  首要工艺管段矿浆参数表管段溶液首要成份∕g·L－1温度∕℃含固量∕%操作压力H2SO4Fe2＋MnCu高压釜矿浆排料管9.3～61.381.0～7.576.1～6.20.22～0.24110～1501.2～6.47450～1600闪蒸槽矿浆排料管9.5～66.711.09～7.776.26～6.740.23～0.26100～1201.25～6.54101～200稠密机矿浆排料管9.63～71.211.16～7.836.31～7.190.23～0.288535～40101浸出上清溶液液管9.63～71.311.16～7.836.31～7.190.23～0.2850～85－101废酸加热管175－6.88－70－101 注：1.依据锌精矿成分不同，溶液含Cl－400mg／L，F－５0～100mg／L；2.除上述成格外还含较多的Zn2＋。 （二）腐蚀特色 由表1可知，表中各类矿浆归于稀硫酸系统。硫酸对金属的腐蚀视其氧化性和还原性有很大的不同。电化学腐蚀首要反响如下： 阳极：M→M2＋＋2e          （1） 阴极：2H＋＋2e→H2        （2） 4H＋＋4e＋O2→2H2O        （3） Mn＋＋e→M（n－1）＋         （4） 依据电荷守恒定律，阳极反响和阴极反响的速率应持平，假如其间某一极反响遭到约束，全面腐蚀就减缓或中止。一般说来，浓度大于70%的硫酸具有氧化性，它能促进金属表面钝化，从而使反响（1）减慢。而浓度低的硫酸属非氧化性酸，不具备上述加快化作用，因而阳极极化不是首要操控要素，因为硫酸中氢离子浓度很高，金属的电位比氢低，因而反响（2）阴极反响速率是首要的操控环节。金属的电极电位比氢电位越低，腐蚀越严峻。腐蚀现象既然是一种电化学反响，当然浓度和温度影响，特别是不锈钢从钝态往活化态改变时尤为显着。据研讨，大都不锈钢的腐蚀率是随硫酸的浓度添加而增大的，硫酸浓度为60%～70%时不锈钢腐蚀最严峻。更浓的硫酸因有氧化性，加快了不锈钢表面钝化故腐蚀下降。 在稀硫酸系统中，温度对金属的腐蚀影响十分显着，跟着温度的升高，氢的过电位削减。一般来说，温度每升高1℃，过电位削减2mV。所以温度升高，去氢极化腐蚀加重。一般来说，金属腐蚀速度与温度的联系可用下式表述： Ct1＝Ct0（t1－t0）xi 式中Ct0和Ｃt1为温度t0和t1时的腐蚀速度（mm／a）；Xi腐蚀为腐蚀指数，当70≤t≤85℃时，Xi＝0.25。据研讨经典稀硫酸用不锈钢904L，在室温任何浓度的稀硫酸下均有杰出的腐蚀功能，但温度进步到100℃时，硫酸浓度＝10%时，腐蚀速度大于5mm／a。 除了上述要素外，杂质对稀硫酸的腐蚀有着加快或钝化的作用。稀硫酸中含有Cu2＋、    Fe2＋等离子时能按捺稀硫酸对金属的腐蚀。相反地含有F－、Cl－等还原性离子时，能加重金属的全面腐蚀。 （三）防腐材料 1、金属材料 （1）钛及钛合金 钛在质量分数为5%～98%的硫酸中不耐蚀，只能用于室温，质量分数为5%的溶氧硫酸中，但存有重金属离子（如Fe3＋、Ti4＋）时能显着地进步耐蚀性，钛在硫酸中的腐蚀率：浓度为10%的硫酸（氯饱满），在室温条件下，年腐蚀厚度0.0015mm，浓度为10%硫酸（氯饱满），在190℃下，年腐蚀厚度0.05mm。耐蚀钛合金比工业纯钛有更优秀的抗蚀性。如可用含A12.5%的合金钛作制造泵的叶轮和泵壳，用以运送含有必定的硫酸和固定物料的矿浆，运用作用较好。在湿法冶炼要求较高的换热器，拌和浆以及高压釜的内衬都有钛合金的运用。但钛及合金的报价较高，约束了它们在这些范畴的运用。 （2）不锈钢 国内湿法冶炼用的钢大多是304，316L型钢。一般来说普通的304型不锈钢不宜在还原性的稀硫酸中运用。在稀硫酸中可用的普通奥氏体不锈钢最少是316型。316L与304最大的区别是前者加入了钝化才能极强的合金元素钼。一起为坚持奥氏体结构还加入了更多的镍。在20%浓度的纯洁硫酸中，316L不锈钢只能在室温下运用，经典稀硫酸用的是904L型不锈钢，在国内外得到广泛的运用，904L因含有较高的铬、镍和钼，一起又选用铜辅佐合金化，具有较好的抗蚀性，在温度小于40℃浓度在0%～98%的纯硫酸能够很好地运用。硫酸浓度小于5%时，运用温度可达100℃。不锈钢的腐蚀还受介质中所含杂质的影响，实践运用时还需结合详细工况条件，316L和904L不锈钢在硫酸系统中有重金属离子存在的状况下可运用到比上述更高的温度。 除了这三种不锈钢外，还有超级奥氏体不锈钢926，美国Carpenter公司的20Cb～3、瑞典的Sandvik公司的Sanicro28等不锈钢以及瑞典研讨开发的2304、2205、2507等双相钢能很好地反抗稀硫酸的腐蚀，但因为此类产品存在报价高、制成管道或管件的产品少，暂不能大规模地运用到详细工程实践上来。 2、非金属材料 这类材料常常用到的有PP管（聚）、PVC管（聚氯乙烯）、玻璃钢管，以及衬氟复合管。PP管、PVC管和玻璃钢管化学性质十分安稳，耐蚀，无电化学腐蚀，但运用温度不高，不耐磨，不宜用于矿浆的运送，常用于常温酸、碱液的运送，衬氟复合管最高运用温度虽可到达150℃，但也存在不耐磨，也常用于温度较高的酸碱液运送。 二、管道材料的选用 锌氧压浸出工艺的流程包含氧压浸出、溶液净化、锌电积等首要工序，管道包含矿浆管、溶液管、蒸汽管、氧气管、排气管等。其间溶液净化和锌电积工序与惯例湿法炼锌工艺相差不大。现就该工艺中最具有代表性几个工艺管道的材料挑选加以介绍。 （一）高压釜矿浆排料管 高压釜排料管是高压釜排料至闪蒸槽的的管段，介质的工况最为杂乱，温度和压力高，温度为110～150℃，压力在450～1600kPa之间，含硫酸1%～7%，还有±5%的含固量。非金属材料不能习惯此种工况，部分供应商也据此挑选钛材。依据外方供给的资料和此种介质的腐蚀特色，选用了904L质料管道和管件。按904L质料在稀硫酸中的腐蚀研讨，温度进步到100℃后，在硫酸浓度为10%时，腐蚀速度大于５mm／a，阐明904L不锈钢也较难担任此类工况，但据资料介绍哈德逊·巴伊矿山冶炼有限公司用904L材料制造的高压釜排料管运用寿命可达5年。经分析这是或许矿浆里含有高价重金属离子添加了904L不锈钢的抗蚀性，所以要求尽量削减进入高压釜矿浆内的F－、Cl－量，以延长排料管的运用寿命。 （二）闪蒸槽矿浆排料管 高温、高压矿浆在闪蒸槽内降温到100～120℃，压力降为101～200kPa，矿浆的酸度、重金属离子含量、含固量没有什么改变，此介质的温度较高，依据腐蚀特色选用了904L型不锈钢管，外面做了特殊处理。 （三）稠密机矿浆出口管 矿浆经过闪蒸槽、调理槽自流到稠密机中，温度和压力进一步下降，其间一段稠密机和二段稠密机出口含硫酸分别为1%和7%，依据含酸的状况，参照相似出产经历并按腐蚀特色计算了316L随温度改变的腐蚀速度，一段稠密机出口管选用316L质料的不锈钢管，二段稠密机出口管仍选用904L不锈钢质料。 （四）浸出上清液管 浸出上清液管首要是指稠密机溢流管和各储槽放液管、各溶液泵的运送管道等，此类溶液含硫酸1%～7%，温度已降为85℃以下，依照腐蚀特色和腐蚀曲线选用了316L管。 （五）废酸加热管 废酸是来自于锌电积车间的电解废液，在废酸储槽中还需弥补浓硫酸，废酸含硫酸15%～20%，含锌50g／L，废酸需加热到85℃，依据316L和904L腐蚀状况对照，挑选了904L，为加强904L的抗蚀性，在废酸储槽加入了硫酸亚铁溶液。 三、结语 （一）锌氧压浸出工艺在国内尚归于一种全新的湿法炼锌工艺，国内对其高温、高腐蚀性、高磨损性的矿浆所能习惯的管道挑选尚处于探索阶段，各种质料的管道还需经过出产实践的查验来总结经历。 （二）文章挑选了锌氧压浸出工艺中几个具有代表性的工艺管段的介质状况分述了管道材料的选用，结合国外的实践经历在该工艺中最极点的工况下挑选了904L不锈钢管道，其他管段选用了316L不锈钢管道。这种挑选可保险地保证锌氧压浸出工艺能完成管路顺利。 （三）用于出产904L管道的钢胚国内尚不能进行大规模的出产，需要从国外进口，质料费用较贵，且交货周期较长，影响了904L型不锈钢在此类工艺中运用，主张国内钢厂赶紧研发出产904L钢材或能找到一种能代替904L的非金属材料来加快锌氧压浸出新工艺在国内的大规模的推广运用。

作为当今最重要的提金办法，化法具有工艺老练、流程简略、回收率高、对矿石适应性强以及本钱低一级长处。可是，化法也有浸出周期过长的缺乏之处。这首要是因为化浸金进程中充任浸出剂的CN-和O2由液相分散抵达金粒表面的速度比较慢，然后形成整个进程的反响速度缓慢。     近年来，机械活化在强化湿法冶金进程中的作用逐步被人注重。矿藏经机械活化后，反响性增强，可大大强化浸出进程。一起，过氧化氢、作为助浸剂在国内外也有研讨报导。本研讨依据对机械活化浸金工艺的知道，以某含铜浮选金精矿为目标进行了实验研讨，旨在对化浸金进程中的强化措施进行一些探究，然后为进步浸金功率寻觅一些新的突破口。     一、质料性质与实验研讨办法     化浸金试料为某浮选金精矿，Au、Ag档次比较高。浮选金精矿多元素分析成果见表1。此外，较高含量的磁黄铁矿、白铁矿和辉铜矿、斑铜矿别离归于快速氧化铁和化易溶铜，对化进程有严重损害。 表1  含铜金精矿多元素分析成果(%)元素AuAgCuFeSZnPb含量57.8g/t1020g/t1.0531.1038.201.370.47         实验中所用试剂首要有、生石灰、过氧化氢和。为化学纯试剂，运用时配成必定浓度的溶液添加。生石灰为分析纯试剂，经研钵研磨后运用。为化学纯试剂，NH3含量25%～28%，浓度0.9g/mL。过氧化氢为分析纯试剂，浓度30%左右，密度1.1g/mL。     本实验的主体设备是XMQ－150×50锥型球磨机和XJT型拌和机。球磨机的转速112r/min，容积1L，入料粒度要求小于3mm，出料粒度小于0.074mm。辅佐设备有pHS－3C型酸度计、真空抽滤机、FH－1型烘箱等。     实验时，称取质料100g，置于球磨机内，参加适量的生石灰(调pH至l1左右)和必定量的和(或)过氧化氢和(或)。然后依据实验要求，磨浸必定时刻，浸出后过滤，滤液进行无毒处理，滤饼选用电热枯燥箱枯燥。选用原子吸收光谱法对浸出渣和滤液进行分析。经过核算承认金属平衡后，按下式核算金的浸出率： 金的浸出率(%)=(1－浸出渣量×渣中金的档次/原矿分量×原矿中金的档次)×100     二、成果与评论     （一）惯例化法浸金     称取100g矿样置于球磨机内，加200mL水，磨矿细度至99.50%～200目。然后取出放入拌和槽内拌和浸出，浸出条件为NaCN浓度0.25% 、pH值l1左右。实验成果见图1。惯例浸金浸出时刻比较长，功率比较低，拌和浸出24h，浸出率才达47.74%。    （二）机械活化浸出     依据文献报导，机械活化能够增强矿藏的反响性，强化浸出进程。若在化浸金中选用机械活化法，或许能处理其浸出时刻长的问题。依据此，作者对金的机械活化浸出进行了必定的研讨。     1、基准磨浸实验     磨浸时刻对机械活化浸金的影响见图2。跟着磨浸时刻的延伸，金的浸出率添加。磨浸3 h金浸出率可达53.37% ，比惯例浸出24h(浸出率47.74%)高出了5.6% 。这是因为磨浸使矿粒变细，金粒充沛露出，金的总表面积增大，且其表面总是坚持新鲜，消除了不溶杂质或固体反响物膜的阻止作用，CN-和O2简单分散到金粒表面与之反响，使金浸出进程大大强化，进步了浸出功率。    矿浆浓度对浸金的影响见图3。矿浆浓度对浸金影响较大，随矿浆浓度的减小金浸出率增大。这是因为溶液浓度减小，溶液黏度减小，有利于CN-和O2分散，金浸出率就进步。但进步液固比，就需要大容积的浸出设备，且液固别离困难。所以，在今后的实验中液固比选为2：1。    浓度与金浸出率的联系见图4。浓度的增大，对金浸出率影响并不显着。据文献报导，化浸出剂中根浓度与溶解氧浓度的比值为4.6～7.4时，金的溶解速度达最大值。由此可知，在实验所选用的浓度范围内，浓度较氧的浓度高，操控要素是氧浓度，要持续进步金浸出率，就要弥补氧化剂。    2、助浸剂的研讨     为了加快金浸出率，德国Degussa公司在1987年提出了以H202为化浸出的液体氧化剂的PAL工艺。实验经过调查过氧化氢在磨浸中的运用作用发现，见图5。矿浆中参加适量过氧化氢能够大大进步磨浸功率，缩短磨浸时刻。可是因为H202的强氧化性，过量的H202会将溶液中的CN-氧化成无用的酸盐，下降CN-的浓度，使金溶解速度减慢，且金浸出后，还有少数的H202过剩，这些过剩的H202会将Au(CN)2-损坏，导致金的浸出量削减。可见，怎么操控好H202浓度是该法助浸的要害。    因为矿样中含有很多的黄铜矿，以及少数的斑铜矿和辉铜矿。它们都归于化易溶铜，在化进程中，既耗费，又耗费溶解氧，下降了溶液中和氧的浓度，然后使金溶解速度下降，金浸出率也下降。研讨和实践证明：－系统可从含铜金矿石中选择性浸出金，即与铜反响，而根离子CN-直接与金反响，然后加快了金的溶解。     矿浆中初始浓度对浸金的影响见图6。从图可知，矿浆中参加适量能够大大进步磨浸功率。这是因为NH3优先与铜发作络合反响，使得根离子直接参与金的浸出反响；又加上Cu(NH3)42+的电化学催化作用，进步了金的浸出速度及金的浸出率。但浓度过高，使得矿浆pH增大，然后影响金的浸出。    从以上实验成果能够看出，参加适量的或过氧化氢都有利于金的浸出。假如二者一起参加化系统，有或许一起完成二者的助浸作用，进一步进步金的浸出率。     图7示出了不加助浸剂、只添加过氧化氢以及和联合助浸时，初始浓度对化浸金的影响。当用H202助浸时，浓度添加，金的浸出率进步。这阐明参加H202后，进步了氧的浓度，分散速度又受根离子浓度操控，所以跟着浓度的升高金的浸出率升高。联合助浸时，其规则同不运用助浸剂时根本相同，但金的浸出率高出了50%左右。结合过氧化氢助浸下浓度改变规则阐明，铜与反响然后释放出与之反响耗费的根离子，浓度相应进步，加上Cu(NH3)42+的电化学催化作用，所以金的浸出率大大进步。    （三）磨浸－拌和浸联合浸金研讨     磨浸2h后，尾矿中金的档次还较高(10.5g/t)，约有30%的金未被浸出。这时，再持续磨浸，金的浸出速率就比较小，浸出率的添加也不显着，并且细化越凶猛，矿浆黏度越大，形成贵液与尾渣难以别离。所以，作者提出了磨浸－拌和浸联合浸出工艺。磨浸－拌和浸联合浸金实验成果见图8。由边磨边浸1h和只磨1h不加浸出剂的成果比照可知，磨浸对磨浸－拌和浸联合浸金出影响特别显着。只磨不浸，拌和浸时金粒表面失去了机械活化作用，矿藏反响性剧烈下降，下降了浸金动力学速度，所以金浸出率低。    从图中还可看出，磨浸2h，拌和浸出速率最小，磨浸1h，拌和浸出速率最大。这阐明磨浸与矿粒细度有关。当矿粒越细(即磨浸时刻越长)，金充沛露出且总表面积增大，浸出速率进步；浸出时刻增大，相应浸出率就高(从拌和时刻为零的浸出率能够看出)，因而，磨浸时刻越长越好。但当拌和浸出时，矿粒越细，反而影响金的浸出速率和浸出率。这是因为磨浸时刻越长，矿粒越细，杂质离子也溶解越多，拌和浸出时与CN-和O2反响的速度大大削弱了与金的反响，且细化后，黏度增大，然后增大了CN-和O2的分散阻力，所以溶金速度下降。因而，在磨浸－拌和浸联合选用时，必定要注意磨矿细度，避免过度细化给拌和浸金带来的损害。     三、定论     （一）把机械活化技能运用于化浸金中，强化了浸出进程，然后进步了浸出速率，大大缩短了浸出时刻。     （二）在矿浆中参加适量过氧化氢和能够进步金的浸出速率，强化了机械活化浸出作用。     （三）磨浸－拌和浸联合浸金，既消除了机械活化浸金时刻的缺乏，又克服了拌和浸时刻长的缺陷。大大进步了浸金功率。但在时刻匹配方面必定要慎重。

在水溶液中，金可与氯化合生成易溶性氯化金,由此提出了金矿石的氯化浸出法。金矿石氯化浸出剂是氧气。氯化浸出法的进一步开展是运用电解氯化钠溶液得到的氯浸出矿石中的金。运用这种电化学浸出办法从矿石中浸出金并由溶液中分出金的办法也称电氯化浸出法，简称电氯化法。    金矿石的电氯化浸出进程，多年来得到不断改进，其金的浸出速率比化法快，已进行了半工业实验，没有到达工业运用阶段。由于原子氯和对金的强氧化性和强络合才能，人们在处理难处理金矿石时，对电氯化法给予特别注意，经常在一些小设备中进行小规划加工处理。    1)电氯化法浸出金进程的一般原理    金矿石的电化学浸出进程在悬浮矿浆食盐溶液中通直流电进行，经过电解氯化钠溶液发作氯的氧化和络合作用，使金浸出，转入溶液。    在隔阂电解浸出槽中电解氯化钠溶液时，H+在阴极上放电分出气态氢，C1-在阳极上放电分出气态氯。在阳极上OH-也或许放电分出02。尽管OH-放电分出的氧的可逆电位[Eө(OH-）＝+0.82 V，18℃NaCl溶液］比C1-放电可逆电位［Eө(Cl-）＝-36 V］低，但其超电位数值大（见下表），实践分出电位比C1-高得多，在电流密度为1 000 A/m2下，Eө（OH-）＝1.911 V，Ee（C1-）＝ 1.611 V。氧和氯在软石墨阳极上超电位电位/V离子电流密度/（A·m-2）102001000200050001mol/L KOH溶液Cl-——0.2510.2980.417饱满NaClOH-0.5250.9631.0911.1421.186     所以，电解中性氯化钠溶液时的首要反响为：    在铁板阴极上                                 2H20＋2e- === H2↑＋20H-    在石墨阳极上                                    2Cl- ==== Cl2↑＋2e-    总反响式为：                              2H20＋2C1- ==== C12↑＋H2↑＋20H-    进程发作的原子氯或分子氧对金都有强的氧化作用。氯溶解在食盐溶液中生成次氯酸，当溶液呈碱性时，则生成易分化的次氯酸盐。C10-的放电电位比C1-小得多，如下图所示，即便次氯酸盐浓度适当小，C10-与C1-也能一起放电。[next]                                  2ClO--2e- ==== 2Cl- + O2↑                                     2C1- - 2e- ==== Cl2↑    分出的氧也是一种强氧化剂。    金的标准电极电位为＋1.50 V，在氢以上，意味着金的溶解只能在含氧溶液中进行，特别需求那些电极电位高的活性氧化剂，如次氯酸、次氯酸盐和Cl-（见下表）。金在碱金属氯化物中与氯离子生成氯化络合物，使金的标准电极电位变小，促进金浸出。含氯氧化剂和贵金属的氧化复原电位电极ClO-/Cl-HClO/Cl2（液）Au+/AuAu3+/AuCl2/Cl-Pt4+/Pt氧化复原电位/V1.7151.5941.581.51.3951.2电极Ir3+/IrPd2+/PdAg+/AgRu3+/RuRh3+/Rh　氧化复原电位/V1.150.980.80.490.81　     在金矿石电化学浸出进程中，由于食盐电解进程中所耗费的气态氯和氧不断得到弥补，促进浸出反响敏捷进行。电氯化浸出时金的溶解进程也是一种分散进程，金的浸出速率受拌和强度和温度影响，一般，温度升高对金浸出有利，可是，当温度高于40℃今后，金浸出速率就明显下降。拌和强度过大，剧烈拌和会使氯渗透到阴极液，碱渗透到阳极液，或使分子氯很多蒸发，导致溶液中氧过量，构成矿石中的金部分钝化。[next]    2)电氯化法浸出金的运用实例    ①有隔阂电解槽的电氯化浸出。金矿石在装有隔阂的电解浸出槽中浸出。电解浸出槽是铁制的或木制的圆形槽，槽底和槽盖用石棉钢筋混凝土或生铁制作，槽内涂石油沥青或煤沥青。阴极室与阳极室用隔阂离隔。阴极是带孔铁质圆筒，外套隔阂。阳极是石墨板，依环形排列于底部与槽底绝缘。阳极室内装机械拌和器，转速120～150 r/min。经过充沛磨细的矿石与NaCl溶液混合后加到阳极室，运用不断拌和，使矿石颗粒坚持悬浮状。    电氯化浸出运用的矿石是磁黄铁矿型的金精矿，精矿所含的硫化物首要是磁黄铁矿，此外还有少数黄铁矿和硫砷铁矿。精矿的化学组分为：SiO2 3.44%，A1203 0.16%，CaO 7.92%，MgO 4.0%，Mn2O3 1.06%，CuS04 0.O1％，CuS 2.06%，Fe 38.96%，As0.14%，总S 31.88%，Au 52 g/t, Ag 98 g/t。精矿中银和铁，在电氯化浸出时进入溶液。溶液中的银发作堆积，并在金颗粒表面构成氯化银薄膜。铁以硫酸亚铁方式存在，硫酸亚铁将金的氯化物中的金复原成金属金，使金从溶液中堆积出来。据此拟定含金磁黄铁矿精矿的电氯化浸出工艺流程如下图所示。    磨细矿石浮选精矿粒度为74% -200目,用浓度为2.5 moVL的NaCl溶液混合制浆,并参加2%,矿浆液固比1.4：1。将该矿浆加到阳极室,2.5 moVL NaCl溶液加到阴极室,进行榜首段电氯化浸出.电氯化阳极电流密度为750 A/m2，容积电流密度为5500 A/m3，时刻为15 min。榜首段浸出后的精矿再磨细到91.5%-200目，在相同条件下进行第二段电氯化浸出。经过两段电氯化浸出金的金总浸出率为82.7%。用电氯化法处理每吨精矿需耗费3100 g NaCl，其电能耗费为45 kW·h。[next]    浸出进程中参加少数。对金颗粒表面的氯化银薄膜有溶解作用,使金浸出率得到进步。在榜首和第二阶段浸出之间，需对精矿再磨细，以损坏金颗粒表面的氯化银薄膜，进步金浸出率。硫酸亚铁的有害影响，可选用敏捷氧化的办法加以消除，也能够在阶段浸出间精矿再磨操作时用水冲刷除掉二价铁离子。    ②无隔阂电解槽的电氯化浸出。无隔阂电解浸出槽不存在矿泥阻塞问题。在无隔阂槽中运用电解氛化钠水溶液分出的原子氯，从矿石中浸出金，已进行了半工业规划实验。晏庄金矿是“铁帽型”含金氧化矿，以褐铁矿为主，金呈次显微状赋存在褐铁矿孔隙里，粒度为0.001～0.005mm，单个的为0.074～0.06 mm。矿石含金量9g/t。由于磨矿后细微的金粒进入矿泥中，故曾先后选用混-摇床、混-浮选、混-浮选-渗滤化等流程处理，金的收回率仅为63％左右。后在电氯化一树脂矿浆法实验中，金的收回率大大进步。这是由于矿石电氯化浸出时，金颗粒表面的铁、锰薄膜简单被损坏，可获得较高的金浸出率。    电氯化是经过电解碱金属氯化物（NaCl）,使水溶液中放出活性氯将矿石中的金氧化生成AuC13,进而成为HAuC14及其复盐NaAuC14，并在水中离解成离子：                              　　HAuC14 —→ H+＋AuC14-                            　  NaAuC14 —→ Na+＋AuC14-                           　　   AuC14- —→Au3+＋4C1-    生成的AuCl4-被阴离子交流树脂吸附，进程中离解生成的Au3+，有极少数堆积于阴极板上成阴极泥。向电解槽中参加，除为在电解进程中能分出一部分氯外，首要是用来避免氛化钠离解生成的氛被碱或水吸收而损耗活性氯。    半工业实验设备选用ф900 mm×1000 mm铁制元隔阂电解浸出槽。电解浸出槽内装有螺旋搅碎桨，螺旋桨直径为300 mm，转速为374 r/min，阳极为250 mm×700mm石墨板，每槽5块，沿槽的四周固定在拌和轴与槽壁之间，并与槽底绝缘。阴极为槽的内壁。阳极与阴极的间隔为200 mm。实验条件是：矿石粒度71.92%-200目,矿浆浓度22.25%,电流密度285 A/m2,槽电压13V,矿浆温度50℃。按质料配入氯化钠30 kg/t，20 kg/t制成矿浆，pH值为20再参加-16～+50意图717型湿树脂10 kg/t,在接连拌和下通电氯化和吸附8 h。经144 h的实验，所得的平均指标为：树脂含金量83.80 mg/g，尾液含金质量浓度为1.69 mg/L，除掉阴极上少数的阴极泥（含金6.26g/t)忽略不计，金的吸附收回率为99.10%。    为了调查含金硫化物矿（首要是黄铁矿）对电氯化的影响，还进行了含30%硫化物矿的混合矿样的实验，结果表明，在此条件下含金硫化物矿对金的浸出和吸附几乎没有影响。    选用筛选-筛分-摇床联合流程从矿浆中别离载金树脂获得了好的别离作用。载金树脂中的金用静电淋洗收回、静电淋洗在拌和珐琅桶内进行，拌和转速为252 r/min，螺旋桨直径70 mm。阴极为铅板，阳极为石墨板，南北极距离80 mm。金的淋洗剂由4%硫脉和2%制造。在槽电压2V和阴极电流密度400 A/m，条件下，运用7倍于载金树脂质量的淋洗剂，进行8h淋洗，金近于彻底淋洗。    金矿石的电氯化浸出作用遭到诸要素的影响。明显,影响金浸出的要素都与初生态氯的产值及运用程度有直接关系,氯产值高又能充沛运用,金的浸出作用就好。电氯化浸出作为一种强化浸出办法,对含少数硫化物的金矿加工是可行的，即便矿石中硫化物含量高达30%,金浸出率仍可到达88%。    金的电氯化浸出与金在矿石中的赋存状况、矿石化学成分以及矿藏成分有关,它们对电氯化进程的影响很大。合适电氯化浸出的矿石有：金呈游离态而无氯的吸附剂的石英矿石；金粒表面的铁、锰薄膜易氧化进入溶液的铁帽型氧化矿石；黄铁矿和其他硫化物含量少的金矿石；磁黄铁矿、黄铁矿精矿；含金方铅矿、闪锌矿、黄铁矿、毒砂混合矿石或精矿以及含铜金矿石等。不合适电氯化浸出的金矿石有：含很多CaC03或MgCO3的碳酸盐矿石，碳酸盐匆溶解抓相互作用增大氯的耗费,并发作很多细泥阻塞隔阂的孔隙；高砷金矿和高锑金矿，砷化物和锑化物在电氯化进程中发作二次反响，耗费溶解的氯；含碲和硒的金矿，某些碲化物和硒化物对氯化金发作复原作用，阻碍金的电氯化浸出；含石墨和炭的金矿石，碳质物对氯化金发作抢先吸附，大大削减金的有用浸出。

桂林冶金地质学院分析了FeC13溶液浸出金的热力学。浸出金是氧化复原反响进程。因为反响：                                    Fe3+ + e-====Fe2+的标准复原电极电位E1ө ＝0.771 V。而                                   Au3+ + 3e- ==== Au的E2ө=1.420 V。因而，用Fe3+不能将Au氧化为Au3+。假如溶液中存在C1-，C1-可与Au3+络合生成AuC14-：                                 AuCl4-＋3e- ==== Au＋4C1-E3ө=0.994 V，因而在氯离子存在的条件下，Fe3+将Au氧化为AuC14-就较简单了。经过操控系统中参与反响有关物质的浓度，就能使浸出金得以完结，浸出反响为：                              Au＋3Fe3++40- ==== AuC14-＋3Fe2+    该反响对应的原电池电动势为：                                              RT         α（AuC14-）·  α3（Fe3+）         E = Eө（Fe3+/Fe2+）-Eө（AuC14-/Au）- ——In ———————————                                                                                3F            α4（Cl-）·α3（Fe3+）要使该反响从左向右自发进行，E有必要大于零。若取a (AuC14-）＝10-2, a (Cl-）＝10,不难算出，当a（Fe 3+）/a（Fe2+）＞101.80时，E大于零。    在实际操作进程中这些条件是不难满意的，比方，在298 K下，当参加FeCl3使[Fe3+]＝3 mol/L，调理［Cl-]＝10 mol/L（FeC13电离C1-，浓度缺乏部分参加HCl或NaCl )。溶液中AuC14-浓度可达10-2.28mol/L。在整个反响进程中[Fe3+ ]／「Fe2+]＞102.80。这样的成果关于工业生产是有价值的。热力学分析标明，只需操控必定的热力学条件，坚持满足的Fe3+和C1-浓度，在常温(25℃）下，pH为1.0时，即可用FeCl3溶液来浸出金。    相同，某些金属（Fe, Sn, Pb, Cu, Ag）硫化物、砷化物均可与反响，耗费FeC13，一起生成的S附在矿粒表面，构成一层硫膜，阻止浸出反响。再者，有机物质和粘土的存在对浸出也是晦气的。    近年来，美国呈现了200t/d规划的堆浸场，其工艺办法十分简洁，只需在地上挖一些平行的槽坑，堆一层矿石，喷一层浸出溶液，再堆一层矿石，喷一层浸出溶液，如此循环往复，直至堆淋作业完结，最终从槽中取出富液并从中收回金。这种办法适于处理低档次的金矿，但因为矿粉空隙小，渗透性差，因而金的浸出率不高。    别的，湖南有色金属研究所对龙山砷锑金矿渣焙砂选用FeCl3浸出，金浸出率达98%-99%。电堆积率为98% -99%，金总的收回率达96.54％。与化法比较，浸出率高出4%-6%，总收回率高出5.34%，浸渣中的含金量也从3-5g/t降至0.75-1.5g/t。

次溶液浸出进程属氧化碱浸进程，也是碱法氯化进程。ClO -/Cl- 电极复原电位为1.715 V，比金「E（Au+ /Au)＝1.58V」和银［E（Ag+/Ag）＝0.80V」等贵金属高，故可用于从矿石浸出金银。从电位-pH图（见相关图）看出，在所有pH范围内，HC10, ClO-的电位都高于Au，都可用次溶液浸出金。    用次浸出碳质金矿时，有必要预先通氧进行氧化，以消除某些复原性物质。矿浆液固比7：1，加碳酸钠调理pH为8-13，在49-98℃温度下通氧，氧化4-6h,然后在20-60℃温度下用次浸出数小时，用活性炭吸附收回溶出的金，金的浸出收回率达90%以上。    在酸性条件下用溶液浸出金，有必要增加适量氯化络合剂，如食盐。含金泥制浆，并酸化至pH约为2,然后用浸出数小时，金浸出率超越95%。溶液中的金用溶剂萃取法收回。    含磁铁矿、结合态氧化铜以及透辉石和云母等碱性脉石矿藏的浸铜渣，不宜酸浸，因为试剂消耗量太大。在碱性条件下用次浸出，金浸出率达92%，因为铜渣中含有剩余，与银激烈络合生成银络离子进人溶液，银的浸出率达76%。金溶解的热力学数据指出，系统pH大于9.7时，溶解金发生水解而分出Au（OH) 3 或AuO2。尽管矿浆中含对银浸出有利，但有必要操控系统pH不高于9.7,确保取得高金浸出率。NaClO和C1- 既是浸出剂，又是氧化剂和络合剂，因而，保持必定的氯离子浓度，使反响物生成络合阴离子，能够进步金的溶解度，消除钝化，加快溶解反响。    次受热简单分化：                          3NaC1O ==== 2NaCl＋NaClO3    所以，浸出温度不宜过高，以45-50℃为宜。    国内某地难选氧化铜浸渣含金8.37g/t 、银21g/t。 用质量浓度为8.4g/L的NaC10和质量分数为8%的NaCl混合溶液浸出，浸出矿浆液固比3：1，系统pH为9.7，浸出温度53℃，浸出矿浆时刻7.5h，浸渣含Au 0.27g/t, Ag5g/t，金、银浸出率别离达96.7%和76.2%。部分浸出溶液补加适量浸出剂可回来浸出浸铜渣，适用于多段逆流浸出。

早在1851年，普拉特内提出运用使金转变成氯化金，然后再用水提取氯化金。这一办法后来在西里亚被选用。艾伦首要认识到氯化金的蒸发效果。氯化金的蒸发问题曾引发一系列研讨,1964年由谢弗以及许多苏联学者提出有价值的研讨，并以1970年末黑格和希尔在科罗拉多矿业学院所作的研讨工作到达高潮。美国矿务局最近依据艾斯尔、海南和费希尔等人所做的金矿石氯化的实验，在约翰·黑格的论文基础上提出了金的各种氯化物、它们的安稳区及生成这些氯化物的最新的热力学数据。本节不再重复这些推导，而是介绍斯图尔特·克罗斯德尔对霍姆斯特克型的金矿石列出的工艺流程和焙烧、氯化器以及冷凝体系的规划；以及苏联对4种不同精矿的氯化蒸发实验成果及我国辽宁冶金研讨所的扩展实验。    1)霍姆斯特克金矿的氯化蒸发流程    氯化工艺流程如下图所示。破碎后的矿石给入流态化焙烧炉中，发生的SO2气体送往触摸法制硫酸车间。焙烧矿进入两段式氯化器中，并往氯化器中通入循环运用的。从氯化器放出的气体进入冷凝室，在那里与氯化钠触摸和反响，生成盐-金氯化物的熔体（已从气流中提取了金），再进一步处理，以便收回金。及失效了的物质经冷却和用硫酸洗刷后送到紧缩机中再加压。从回来的气流中取出一部分进行液化，以便使能够蒸馏并除掉失效的物质    ①焙烧炉。为阐明含中等数量黄铁矿的硅质含金矿石氯化进程，已画出了包含操作温度和流速在内的简略的工艺流程，如图所示，在铁的含量为5%时，焙烧进程中不需要再弥补碳，就能发生满足的热量完成矿石的焙烧。焙烧进程中终究运用氧气仍是空气，或许两者结合运用，经实验决议仍是运用氧气，因为这时尽管会增加动力耗费和出资费用，但可缩小焙烧炉的体积，并可得到SO2浓度更高的气体送往硫酸车间，因而就可抵消制氧所需的那部分附加费用。[next]    焙烧的规划应依据终究是运用氧气仍是空气而决议，一同还要考虑到最佳的焙烧温度。为了便利起见，假定焙烧温度627℃是比较适宜和可行的,但在更低的温度（下降100℃）也是彻底或许的。在焙烧温度下降，也就是在527℃的反响器中焙烧时，或许会使给料冷却和彻底裸壳(bareshell），但仍处于热平衡状况。    为加速氯与金的反响，有必要进步氯化器的操作压力，但焙烧炉的压力还要高于氯化器的操作压力。单就为触摸法制硫酸供给S02这一点来说，也期望进步氯化器的压力。    ②氯化器。这种抓化器肯定要规划成二段或三段式的反响器，而且这几段或许都设置在同一个炉壳内。最适宜的操作温度约为350℃。尽管活动会使反响器冷却，而且不会有很多的反响热发生，但仍有必要对焙烧后的矿石给料进行冷却。因为金-铁氯化物的络合物会堆集在炉壁上，并使很多的金留在炉子里（这些金只能在每年或两年清洗一次反响器时才干收回），因而氯化反响器应尽或许规划成有耐火材料的内衬，以避免它在器壁处堆集金的络合物。因为这些反响的条件比较适度，所以不会呈现耐火材料的腐蚀问题。    为考虑到热量和质量的平衡问题，选用的流速为61 cm/s，这也就是为使固体物料能到达很好的搅动的最低的流态化速度，也是最低的安稳态气流。的脉动式活动也是能够运用的，它能削减流进反响器和整个冷凝阶段的量，别的，规划自身就不计划使一切的氧气都得到运用，而是经过的再循环效果使之坚持较高的压力，以保证能以很快的反响速度生成金的络合物。    实验证明，在没有任何促进剂存鄙人进行的金矿直接氯化，-200目矿样最大能以颗粒数每分钟3.45%的速率氯酸盐化。在有存在（它能使氯化反响速度至少进步25倍）并有必定的氯压（它可使氯化反响速度进步13.5-18倍）的条件下进行操作，反响动力学似乎是很快。估计霍姆斯特克的金矿破碎到-20目，在氯化器中逗留1h就可使金彻底转变为氯化金。但为了保证在一段氯化器中能到达很高的转化率，该反响床有必要在适当低的均匀床浓度下操作。选用两段氯化时，榜首段可在较高的金浓度下操作，最终的精加工阶段在十分低的金浓度下操作，这样就可使金到达很高的总转化率。    这一流程标明，往每段氯化器中增加少数的铁粉，是很有必要的。因为平衡核算标明，在氯化器的反响温度下，光靠氧化铁与的反响还不能供给必要数量的FeC13络合物。    ③冷凝体系。在氯化器中形成了金的络合物今后，蒸气状的络合物就以它在氧气中的很低浓度的方式从反响器中逸出。在金的络合物冷凝曾经，从挨近氯化器温度的气流中先经旋流集尘器除尘，然后使这些气体与含有熔体的氯化钠触摸，以使蒸发性的金-铁络合物能转变成四氯铁酸钠适当的NaAuC14。    NaAuC14络盐的键能强度足以使金的氯化物从气相的AuFeCl6络合物中分离出来，而且在低于150℃时，以含有这种络合物的液态熔体的方式存在。    这个反响和气体的冷却进程是在直径0.46 m高30m的水平或立式的高速烟道中进行的，必要时，这种烟道能曲折180o。这种液态盐的络合物可用旋流器在烟道结尾搜集，而气体（温度约为150℃）经过与洗刷旋流器的硫酸触摸而进一步冷却到80℃。然后将氧气在轴流式紧缩机中紧缩，并在80℃时回来氯化阶段。为到达高度紧缩和蒸馏，需放出一部分气体，用以避免失效了的气体的堆集。这种金络合物与盐的反响，虽或许会放出很多的热，但就到达热平衡来说仍是太小，所以热的传递就成为重要因素。[next]    能够坚信，用盐使气相的含金氯化物络合的办法是可完成的，并能供给一种比活性炭吸附更有用的办法，到达从氯化器逸出的气流中收回金。运用低温氯化法处理金、银矿石，以使矿石中的金和银蒸发，到达提金和银的意图。    2)氯化蒸发法从难溶的金精矿中收回金    氯化蒸发法是将精矿与氯化剂一同加热，使金、银、铜、铅、锌等金属氯化生成具有蒸发性的物质提高并捕集于烟尘中，然后经过湿法冶金从烟尘中分步收回这些金属。    氯化剂NaCl或CaCl2的用量一般为精矿质量的10%~15％。当质料为硫化物精矿时，应预先进行不彻底氧化焙烧，使焙砂中残留3％~5%的硫,以便于氯化进程中发生一部分氯化催化剂效果的S2Cl2,使精矿能在1 000℃下氯化蒸发，但精矿不含硫时，氯化蒸发温度有必要不低于1150℃。此刻氯化剂的用量可削减到精矿质量的5%。精矿常与质量分数为10%~15% NaCl一同加水于圆盘制球机中制球，经150~200℃烘干后筛去粉末，再于竖式炉中进行氯化蒸发。当运用的物料为粉料（不制球）时，可选用回转窑进行氯化蒸发。苏联4种难溶金精矿焙砂的氯化蒸发实验成果见下表。 难溶金精矿焙砂的化蒸发实验条件及目标精矿特性氯化剂用量/%氯化温度/℃氯化时刻/h渣含金/（g·t-1）金收回率/%金与硫化物严密共生，前含很多碳5115030.8~396~99金与砷黄铁矿共生5115020.8~396~99金与黄铁矿共生10115030.199.7含铜品10115030.499.4     我国曾对某矿的浮金精矿进行了高温氯化蒸发扩展实验。金精矿组分：Cu 0.20%，Pb 0.29%，Zn 0.29 %，Fe 32.00%，S 30.96%，Si02 26.30%，CaO 0.48%，MgO 0.49%，A1203 0.89%，Au 76.38 g/t,Ag 41.83 g/t。因为精矿含硫高,故先经欢腾焙烧脱硫。焙砂经磨矿后和70.6%140~180目烟尘兼并，于圆盘制粒机上喷洒相对密度为1.29~1.30的氯化钙液，制成直径10~12 mm的球粒。经竖式枯燥炉枯燥至含水1％左右，此刻球粒含氯化钙8%~10%，抗压强度为10~15kg/t，经振动筛去粉料后，送回转窑进行氯化焙烧。    实验用的回转窑生产能力为0.98 t/（m3·d），窑体倾斜度1.85%，转速1.42 r/min,矿球在窑内的充填系数10.3%，逗留时刻80 min 。加热用柴油，每吨矿球耗油250~300 kg。窑内高温区（氯化蒸发区）温度1040~1080℃，烟气含5%~9%氧，烟气排出速度1.5~2 m/s。经氯化蒸发焙烧后，矿球失重率10%左右，抗压强度达31 ~ 95 kg/t，所含的铁和杂质均契合炼铁要求，可直接入高炉熔炼生铁。收尘运用沉降斗、冲击洗刷器、内喷式文氏管和湿式电收尘器等组成的湿式快速收尘体系。    氯化蒸发烟尘中的金悉数呈金属状况，将其于磁球磨机中参加液，并向液中参加漂和硫酸，使其分化放出活性氯来氯化金：[next]                                   2Au＋Cl2 —→2AuCl                                   AuCl＋Cl-—→AuC12                                 AuC12-＋C12 —→ AuC14-     其总反响式为：                              2Au＋3Cl2＋2HCl —→2HAuCl4    因为烟法中含金较多(12 kg/t),故选用两次浸出。浸出前先将烟尘磨碎至-0.15mm（100目）。一次浸出条件为：固液比1:2,参加10%、5%漂、4%硫酸,浸出时刻4h,金的浸出率可达96.70 %。二次浸出条件为：固液比1:1.5，参加10%、3%漂、4%硫酸，浸出时刻4h，可使剩余金的79.80%进入溶液。两次浸出金的总浸出率达99%以上，浸出渣含金小于100g/t。    二次浸出渣用质量分数为2%洗刷两次，一次洗液回来作二次浸出用，二次洗液回来作一次洗刷用。洗刷渣过滤后送收回银、铅。二次氯化浸出液回来作一次浸出用，以便于取得富含金的浸出液。    一次浸出的富金溶液，在0.7 moV/L浓度下加钠复原金：                      2AuCl3＋3Na2S03＋3H20 ==== 2Au↓＋6HC1＋3Na2SO4    钠的用量为理论量的1.2~1.8倍，一般按每克金参加1.5 g。金的复原率达99.9%，液中含金的质量浓度在0.01g/L以下。复原的金粒经过滤后，用质量分数为1%的洗刷两次，再用水洗刷两次，取得的金纯度大于98.5%，然后分别用氯化铵液和稀硝酸处理除掉银、铅等杂质，金的纯度可进步到99.7%~99.8%。    浸出金的渣，用pH为1的酸性食盐水洗刷后送去收回其他金属。

广西玉林区域某含铜呈微细粒嵌布的金矿石属难选金矿石，矿石的首要金属矿藏为黄铁矿、硫化铜矿和少数Pb、Zn、Sb的矿藏。原矿含金档次15～32g/t，含铜1.4%～2.5%，含硫20％～28%。矿石中金首要以天然金产出，首要呈纤细状被硫化铜、黄铁矿所包裹，不适于捕集或惯例化提金。    矿石磨至-200目，在650～800℃下焙烧4～6h。焙砂用质量浓度为15g/L的H2S04,在80～90℃、液固比（1.5～2）:1下浸铜4h。浸铜后的残渣，若铜量低于0.5%即选用氛化法浸出金；若超越0.5%即用化法浸出金。    通过探究试验，选用5%、饱满氯水作为浸出剂，浸出固液比为1：（3～5），密封拌和浸出1h（确保停止时有游离氯存在），金的浸出率可达95%以上（原矿Au 32.8g/t,焙砂浸渣Au 43.7g/t，用饱满氯水酸度5%，固液比1：3，间歇半小时通氯共2h，残渣Au 1.53g/t，Au浸出率为94.5%）。    用含5%～10%的饱满氯水浸出金的贵液，通过滤除掉游离氯后，水洗烘干，放人耐火坩埚中，参加少数硼砂和纯碱，在炭炉中渐渐加热，然后升温熔炼出锑、金合金块。金的收回率98%。    最近，美国还报导了氯化物氧气加压浸出硫化物、氧化物和金属废料的工艺。研发的工艺包含用C12-O2、HC1-O2、FeC12-02、CaC12-02、H2S04-CaC12-02，在温度95～102℃，压力207 ～345 kPa条件下进行浸出，从杂乱的硫化物精矿、废金属、熔炉废料和金属氧化物等物猜中提取Cu, Pb, Zn, Ni, Co, Hg, Au, Ag和其他金属，美国矿务局还着重空气能够用作O2的来历，随后的金属收回办法决议了是C12, HCl, FeC12仍是CaC12适宜于返回到反应器再用。含砷金矿，金的收回率在99%，作为不溶成分留在浸出渣中的元素有A1、As、Cr、Fe、S、Sb和Si。    氯化物一氧气浸出是一个从各式各样的杂乱物猜中浸出金属的最有用和环保上答应的办法。由于不发生有毒的气体、液体或固体废物。此技能已在工厂得到验证，是很有远景的办法。

在自然界中已知的含锰矿藏约有150多种，别离属氧化物类、碳酸盐类、硅酸盐类、硫化物类、盐类、钨酸盐类、磷酸盐类等。但含锰量较高的锰矿却较少。我国贫锰矿储量在锰矿总储量中占93.6%，而富锰矿（碳酸锰矿含锰大于25%、氧化锰矿含锰大于30%）储量仅占6.4%，在这些富矿中仍有部分锰矿需求经过选矿或其它赋集办法才能在工业上运用。在我国锰矿储量中占有很大比重的是含有伴（共）生金属以及高磷、高铁锰矿石。特别是低档次锰矿伴共生有许多有价金属组分，如金、银、铁、铅、锌、铜、钴、镍、铋、硫、磷、硼、镓、铟、等，这种锰矿石因为含杂质高、档次低、成分杂乱、粒度细，工业加工功用较差。锰矿工艺矿藏学研讨成果表明，我国锰矿首要产区湖南、贵州、广西、云南、福建等地的绝大多数锰矿床属细粒或微细粒嵌布，选别难度很大。因而需求加强锰矿石尤其是低档次锰矿石有价金属的浸出工艺研讨，以进步锰矿石的归纳使用率，节省资源，保护环境，完结循环经济。     本文选用两矿加酸法对低档次铁锰型金银矿进行浸锰处理，提取金属锰，锰的均匀收率到达94.26%，一起系统的氧化复原电位下降，矿石的原有矿藏结构被损坏，使金、银在低档次锰矿藏中的赋存状况得到显着改进。以为配位体直接浸出金、银，在优化条件下金、银的浸出率别离到达98%和45%。浸渣可作为铁精矿选矿质料，这样真实做到了矿产资源使用的最大化，进步了该矿的经济效益，减少了矿渣对环境的污染，为低档次锰矿中有价金属的归纳使用供给了一条可行的技能道路，具有广泛的实用性、显着的经济效益和社会效益。     一、试验质料及试验办法     （一）仪器与质料     仪器：JM－3型拌和式球磨机（长沙天创化工有限公司）、JJ－l型电动拌和器（江苏晓阳电子仪器厂）、PHT－P型酸度计（上海伟业仪器厂）。     质料：选用湖南某矿区的低档次氧化锰矿－铁锰型金银矿作为试验用矿，该矿是典型的低档次锰矿，其间含有有价金属金、银等多金属矿，有价元素含量低，成分杂乱，代表性矿样的多元素分析成果见表1。 表1  矿样多元素分析成果（质量分数）/%1)单位为g/t。MnFeAu1)Ag1)MgAlPb7.5616.801.37610.451.351.24     1）单位为g/t     以硫铁矿作为试验用复原剂，成份是：Fe：35.86%，S：35.7%；其他试验用试剂均为化学纯。     （二）试验办法     首要将矿样用拌和式球磨机磨细至100目（0.15mm），在拌和和加热的条件下，在1000mL烧杯中，参加复原剂硫铁矿和浓硫酸浸出矿样中的锰，浸锰反响完结后进行固液别离，得到的滤液进行除杂处理，溶液经浓缩可出产硫酸锰或用于其它锰盐出产。提取锰元素后的矿则直接用浸出金银，试验顶用钠调理反响系统的氧化复原电位，选用PHT－P型酸度计检测系统电位，以便取得最佳的金银浸出率。     二、成果与评论     （一）锰的浸出试验     矿样是典型的低档次多金属氧化锰矿，其间含有有价金属金、银、铁等。这种低档次多金属氧化锰矿含锰一般在7%～10%，独自使用没有经济价值，经过对该矿样进行物相分析得知，矿藏中的有价金属银首要呈微细涣散状况存在，其首要载体是氧化锰矿；金首要呈胶体吸附状况赋存于氧化锰矿及其他粘土矿表面，其次呈阳离子、络阴离子状况及不均匀的显微包裹、次显微状况存在。假如选用传统金、银浸出工艺，因为矿石中金银首要被二氧化锰等矿藏所包裹，不只本钱高，浸出率低，并且构成许多矿产资源糟蹋。例如矿样直接用浸出时，金、银浸出率别离只要45.85%和18.77%，浸出作用差且本钱高。这首要是因为铁锰矿藏包裹金银，金银无法直接与浸出载体发作电化学腐蚀反响，一起反响系统为强氧化系统，许多被二氧化锰的硫酸系统氧化为二硫甲脒，使失掉与金银络合的才能，构成耗费量大，因而有必要首要损坏这种矿藏结构，将包裹的金、银开释出来。试验选用两矿加酸法，即在复原剂硫铁矿存在的条件下，矿样中的锰用浓硫酸浸出，然后到达损坏矿藏结构，开释金、银的意图。浸锰反响方程式如下：    选用正交试验办法研讨矿样中的锰，因为影响锰浸出的要素许多，依据曩昔选用两矿法浸取软锰矿的试验成果，挑选硫铁矿用量、硫酸用量和反响时刻作为3个因子来规划正交试验，一起固定矿样量为200g，液固比为5∶1，反响温度为95℃，进行正交试验，每个因子取3个不同的水平，正交试验各因子的水平规划及试验成果见表2、表3。 表2  正交试验要素水平水平要素A（FeS2用量）/gB（H2SO4用量）/mLC（时刻）/h110182.0212204.0315226.0 表3  正交试验规划及成果与分析序号ABC浸取率/%1A1B1C174.02A1B2C283.83A1B3C367.34A2B1C292.55A2B2C394.66A2B3C181.77A3B1C383.48A3B2C182.99A3B3C278.5K1225.1249.9238.6K2268.8261.3254.8K3244.8227.5245.3k175.083.379.5k289.687.184.9k381.675.881.8R14.611.35.4    从表3可知，A因子中，k2＝89.6，A2水平最好，相同，在B因子和C因子中，B2水平缓C2水平最好。因而，A2B2C2为较优水平，即硫铁矿参加量为12g，硫酸参加量为20Ml，反响时刻为4h。从R值看出，对浸出率影响的要素主次为A＞B＞C。     依据上述试验成果，在矿样用量200g，反响温度95℃，液固比5∶1，硫铁矿加人量为12g，硫酸参加量为20mL，反响时刻为4h的条件下，进行循环试验，得到锰的均匀浸取率为94.26%。成果表明金银在矿藏中的赋存状况得到显着改进，浸锰后系统的氧化复原电位由810mV降为580mV，为浸出金银发明了条件。     （二）硫服法浸出金银试验     硫服法提金是一项低毒环保的提金工艺，红外光谱分析证明，其结构式为：    在酸性条件下，浸出金银归于电化学腐蚀进程。从结构式看出，分子中S原子与C原子之间的π键与N原子上的孤对电子构成大π键，电子云散布是S原子带负电荷，N原子上带正电荷，向金表面阳极供给空轨迹，供给孤对电子，金原子与吸附的一个分子间发作电荷转移，构成Au［CS(NH2)2］＋，新构成的Au[CS(NH2)2］＋持续承受一个分子，构成安稳的Au[CS（NH2）2］2＋；然后，络阳离子向溶液中分散，完结浸出金银的进程。金、银与构成络合物的结构如下所示。    依据浸出金银的电化学原理，在固定试验参数为：矿样200g，液固比3∶1，pH值为1.5的条件下，进行氧化复原电位、浸出时刻、用量试验。     1、氧化复原电位试验     从浸出金、银的电化学原理可知，系统的氧化复原电位是影响金银浸出的关键要素。要加速金银的浸出速度，就有必要进步系统电位。但系统电位太高又会使氧化生成二硫甲脒等氧化态较高的物质，使配位体失掉功用，导致用量添加，浸出率下降。试验选用钠作为复原剂，调理系统的电位凹凸。固定浸出时刻为4h，用量为1.2g，调理系统电位，金银的浸出率见表4。 表4  氧化复原电位试验成果系统电位/mV金浸出率/%银浸出率/%20088.5122.0525091.3528.3030094.1732.2835084.3235.4640073.6539.53     从表4看出，金的浸出率随电位升高而进步，电位到达300mV时浸出率最高，当电位超越300mV时浸出率呈现快速下降。银的浸出率则随电位升高－直进步，考虑金的浸出率更有价值，选取适宜的系统电位为300mV。     2、浸出时刻试验     固定浸出系统的电位为300MV，用量为1.2g，进行浸出时刻试验，试验成果见表5。 表5  浸出时刻试验成果浸出时刻/h金浸出率/%银浸出率/%174.5021.63290.2634.82395.6042.58498.1545.21598.2048.36     从表5能够看出，跟着浸出时刻的添加，金银的浸出率也进步，至4h时，金的浸出率到达98%左右，再延伸浸出时刻时，浸出率改变不大，考虑浸出本钱，挑选浸出时刻为4h比较适宜。     3、用量试验     是浸出金银的配位体，它的用量直接影响金银的浸出率，一起也影响浸出本钱。固定浸出系统的电位为300mV，浸出时刻为4h，进行用量试验，试验成果见表6。 表6  用量试验成果用量/g金浸出率/%银浸出率/%0.881.503.751.090.3635.601.295.8041.271.495.6645.251.694.7847.23     从表6能够看出，跟着用量的添加，金银的浸出率均进步，但当用量添加至1.2g时，浸出率的增幅下降，相同以金的浸出率为选取标准，的用量断定为1.2g。     4、优化工艺条件下金银的浸出经过以上工艺     条件试验，断定低档次锰矿在提取锰元素后，选用硫脉浸出金银的优化工艺条件是：矿样200g，液固比3∶1，pH值为1.5，系统氧化复原电位为300mV，浸出时刻为4h，用量为1.2g。在此工艺条件下进行了3次重复试验，试验成果见表7。 表7  优化工艺条件试验成果序号金浸出率/%银浸出率/%197.5644.86298.2745.39398.3845.62     优化工艺条件下重复试验，金、银的浸出率别离到达98%和45%，重复性奶好。     三、定论     （一）含有有价金属金、银的低档次氧化锰矿，因为锰含量低，独自提取锰没有经济价值。选用传统工艺直接提取金、银，提取率很低，构成资源糟蹋，相同没有经济价值。选用两矿加酸法首要从该矿中提取金属锰，一起到达损坏原有矿藏结构，改进金、银在矿藏中的赋存状况的意图，对提搞金、银的浸出率作用显着。     （二）选用低毒环保的法浸出金银，优化工艺条件为：液固比3∶1，系统pH为1.5，氧化复原电位300mV，浸出时刻4h，用量6kg/t，金、银的浸出率别离到达98%和45%，浸渣可作精铁矿选矿的质料。

砷黄铁矿归于难处理金矿之一，金首要呈细粒和极微细粒状天然金嵌布于硫化物中，特别是毒砂中，平江金矿归于此种类型。金精矿含金约100g/t，砷、硫各约20%,金绝大部分（80%以上）存在于硫化物包裹体中，这就给浸出金工艺带来了困难。经过一系列的试验与分析，已根本弄清了浸渣中含金高的原因，首要是原嵌布在毒砂黄铁矿中的极细微粒金，经焙烧后，又部分地被焙烧产品—铁氧化物包裹着。经过电位-pH热力学分析以为，用化法浸出金是可行的。    1）从高含硫焙砂中直接浸出金    硫对化浸出金的影响试验可知，氯能将铁硫化物溶解，这就是说，溶液中保持有较高的氧化电位，即有必定过剩氯存在时，可使铁（Fe2+）充沛氧化为Fe3+，而金则可到达最大极限的溶解。下表1为该物料工业回转窑焙砂（含Au 146g/t，S6.07%）的直接化浸出金的成果。表1        高含硫焙砂直接化浸出金成果条件成果阐明液固比时刻/h通氯进展浸渣/%浸液/（g·l-1）Au/（g·t-1）S渣率金浸出率HClClSO42-Fe3+Fe2+Au/（mg·L-1）　4慢1434.1487.514.339.561.931.9726.93—10.44滤液无氯味26快21.00.8465.7390.653.71143.273.0474.390.2266.14微有氯味　8快20.00.2067.0790.818.36171.682.0593.831.1266.28微有氯味     表中后两种浸渣中含金约14g/t，焙砂经第2次浸出后，便降为10.8g/t，这与低硫焙烧浸出金成果适当，金总浸出率达92.6%。    2)硫酸浸铁一化浸出金    为调查残渣中酸溶物包裹金与铁氧化物之间的联系。将这些浸渣混匀后用硫酸浸铁，再将酸渣氯化浸出金。成果见表2和表3。 表2                     一次氯化浸渣酸浸铁-化浸出金成果酸浸条件酸浸成果二次氯浸总作用（相对于焙砂）酸料比液固比温度/℃时刻/h渣率/%Au/（g·t-1）Fe/%铁浸出率/%总渣率/%总浸出率/%折合焙砂AuFeAu/（g·t-1）Fe/%12901057.7920.522.3861.1154.3895.4766.65.112.041.59542.18306.3592.5739.3197.3293.23.542.45[next]表3                        渣中金的嵌布状况试样称号含量/（g·t-1）试金/（g·t-1）铁物相/%m单体金硫化物包裹体金酸溶物包裹金难溶物包裹金算计Fe2O3Fe3O4硫化铁硅酸铁算计一次氯化渣1.120.75100.9512.821334.720.130.114.1339.092.86×10-5酸浸渣25.250.7513.7530.75303.770.10.0452.486.4　二次氯化渣3.50.7513.68.8593.320.10.0452.936.42.92×10-5     注：表中m为酸溶物包裹金、铁氧化物。    酸浸，每次用1 kg一次氯化浸渣；该渣含Au 13 g/t, Fc 36.04%。经酸浸法浸出后，金浸出率显着进步。当酸料比降至接近于理论值（按Fe203耗酸量2.625 g H2SO4/g Fe计，该理论值为0.973 5）时，金浸出率便跟着铁溶解率显着下降而显着下降，这就阐明残渣中金与铁氧化物是密切相关的。    由表3可知，经酸浸之后，酸溶物包裹金露出出来，因为1，2次氯化浸渣之m值很附近，便可推断出该酸溶物包裹的金处在铁氧化物之中。    由此可知，即便砷黄铁矿焙砂中含硫化物硫的质量分数达5%以上，金的化浸化率仍能达90%以上。化浸出金对这类固执金来说，是一种有用的办法，其速度特快，只需浸出1h，约160g/t的焙砂中的金就能最大极限地溶解下来。但此进程也存在缺乏：①耗氧气量大（理论耗量Cl : S＝10）；②将导致浸出金速度显着地减慢；③进入溶液中的杂质—铁将大大地增加等问题，然后给下一步沉金带来晦气。

一、导言跟着黄金开采业的开展，在易处理金矿资源日趋削减的今日，深入研讨难处理金矿石的选冶工艺，对开发利用这类资源有很大的现实意义。 笔者对西北某地的含砷锑碳低档次难处理金矿石的性质及处理工艺进行了一些研讨，开始把握了该矿石的特性，并探讨了用堆浸法处理该矿石的适合工艺条件。 二、矿石性质 （一）矿石的矿藏组成 该矿石属褐铁矿化、绢云母化、石英网脉化砂岩型金矿石。地表矿石氧化程度高，风化破碎，泥化较严峻。矿石中首要矿藏有石英、褐铁矿、黄铁矿、毒砂、辉锑矿及碳质物等。 （二）矿石的化学成分 矿石的首要化学成分见表1。 表1  原矿的首要元素分析成分Au﹡Ag﹡CuPbZnAsSbSCCO2Hg﹡/10-22.0250.00.0030.0080.060.350.480.170.431.560.40﹡ /10-6 由表1成果可知，矿石中影响金化浸出的杂质元素As、Sb、C的含量较高。 （三）矿石的粒度特性 对粒度为-40mm、档次为2.05g/t的原矿样进行了筛析，其间－200目粒级的产率为10.76%，金档次为6.57g/t，金的散布率为34.42%。而-0.9mm等级的产率达37.20%，金档次为3.52g/t，金的散布率为63.78%。这阐明矿石破碎后，金富集在细粒级中。矿石中矿泥含量较高，影响堆浸时矿堆浸透性。 （四）矿石中金的浸出特性 -200意图原矿样焙烧后用溶矿，测出金的档次为2.02g/t。-200意图原矿样未经焙烧直接用加热浸出1h，金的浸出率为58.42% ，尾渣金档次为0.84g/t。当-200意图原矿样未经焙烧直接用逆加热浸出1h，金的浸出率为78.71% ，尾渣金档次为0.43g/t。 以上浸出成果表明，该矿石归于难浸类型。-200目未焙烧物料用热浸出时，金的浸出率只要58.42% ，还有41.58%的金或被包裹在毒砂及辉锑矿中或被矿石中的碳所吸附，留在尾渣中。逆浸出时，金的浸出率也只要78.71%，阐明有20.29%被硫化物包裹的金得到了浸出，仍有21.29%的金因为矿石中的碳等要素的影响未能浸出。由此看来，该矿石的惯例化浸出率难于超越58%。 （五）毒砂、辉锑矿及碳对金浸出的影响 毒砂能被氧化生成Fe2(SO4)3、As(OH)3、As2O3等，而As2O3能与效果生成HCN然后耗费了。 As2O3＋6NaCN＋3H20==2Na3AsO3＋6HCN↑ 此外，砷、锑的硫化物能很好地溶于碱，生成亚盐、硫代亚盐、亚锑酸盐及硫代亚锑酸盐，如： Sb2S3＋6NaOH==Na3SbS3＋Na3SbO3＋3H20 2Na3SbS3＋3NaCN＋3H20＋1.5O2==Sb2S3＋3NaCNS＋6NaOH 这些反响产品都会在金矿藏表面上生成薄膜，然后严峻地阻止了金与O2和CN－离子之间的相互效果，使金化反响难于进行。 三、矿石的全泥化浸出实验 对档次为2.02g/t、细度-200目质量分数为95%的原矿样，经不同的预处理后，进行了全泥化浸出实验。实验的条件及成果见表2。 表2  原矿全泥化实验条件及成果实验内容实验条件金 浸出 率/%补白矿浆 浓度 /%pH值(NaC N)/%浸出时刻/h直接化 焙烧化 化炭浸 加化 预处理后化 柴油预处理后化 加化（BrCN）助浸过氧化氢预处理28.6 40.0 40.0 40.0 40.0 28.6 28.6 28.611 11 11 10.5 13 11 10.5 110.08 0.13 0.13 0.13 0.13 0.08 0.08 0.0820 21.5 12 18 12 21 20 2045.54 70.30 60.38 55.94 54.46 50.50 50.00 47.52  600℃，焙烧1h 炭的密度为35g/L 加0.5kg/t，拌和3h后化 2%NaOH预处理12h后化 240g/t柴油，50%矿浆浓度，搅2h后化 化用量0.5kg/t H2O2参加量2ml/L,预氧化13h 表2成果表明，矿样焙烧后化及炭浸，金的浸出率有较大起伏的进步，别离进步了24．76%和l4.84%；矿样经加或化或用预处理后化，金的浸出目标都得到了改进；但总的说来拌和化浸金目标不高。 四、矿石柱浸实验 对粒度为-40mm、档次为2.02g/t的原矿样，进行了加水泥制粒和加石灰的柱浸实验。实验条件及成果见表3。 表3  柱浸实验条件及成果实验编号实验条件实验成果水泥用量/(kg·t-1)石灰用量/(kg·t-1)耗量/(g·t-1)浸出时刻/d浸透速度/(L·m-2h-1)原矿金档次/(g·t-1)尾渣金档次/(g·t-1)金浸出率/%1 2 3 4 55 8          5 3 584.7 42.5 50.7 66.8 80.816 18 22 17 18/5084 15729 497 385 6782.09 2.02 2.12 2.06 1.470.81 0.82 0.85 0.86 0.6061.24 59.41 59.91 58.25 59.18注：实验后期用0.01%NaOH及H202用量为2ml/L的水溶液洗刷柱矿样ld 无论是加水泥制粒仍是用石灰作维护碱进行柱浸，金的浸出率都在58%～61%之间，均高于拌和化浸出成果。 五、实验成果评论 矿石焙烧后化及炭浸，金的浸出率大起伏进步，是因为矿石中碳的“劫金”得到消除或削弱。溶液对矿石预处理，使砷、锑硫化物表面溶解，部分包裹金被露出出来，然后进步了金的浸出率。化溶液中参加铅盐，它不光消除矿浆中的S2-对浸金的晦气影响，并且又能加快金表面构成的硫代亚盐和硫代亚锑酸盐等薄膜的氧化，使钝化了的金粒表面康复活性。柴油的参加使碳表面构成一层维护膜，减轻其“劫金”效果。 实验成果表明，柱浸目标明显地高于惯例全泥化，首要原因是在柱浸过程中，含金溶液与矿石中碳的触摸时刻短，碳的“劫金”现象没有那么严峻。此外，柱浸中加了过氧化氢并进行过碱洗。而过氧化氢对金表面构成的硫代亚盐和硫代亚锑酸盐薄膜也有氧化效果。 关于含少数碳的低档次金矿石，选用低成本的堆浸工艺是比较适宜的。为了进步金的浸出率，应尽或许地削减贵液与矿石中碳的触摸时刻。在堆浸生产中可采纳以下办法：经过对矿石制粒来进步其浸透性；在筑堆的过程中避免筑堆机械对矿堆的压实；在堆场的底垫上铺设0.2～0.3m厚的粗粒矿石做透水层，并在矿堆下面铺设集液管，以削减贵液在矿堆中的停留时刻；下降喷淋矿堆化液的金档次，也能够削减矿石中碳的“劫金”效果。对浸出贵液选用“二次吸附”工艺，不仅能进步载金炭的档次，又能为喷淋作业供给低档次金的化液。 对砷、锑含量较高的矿石，在浸出期间，恰当增加碱洗作业并增加适量的过氧化氢，对进步金的浸出率也有必定的效果。

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。

关于载体难被酸溶解的废催化剂，用此办法处理比较简略。因为催化剂表面的铂族因为催化剂表面的铂族金属处于高度涣散状况，其溶解比相应的纯金属简略得多。如铂、钯等金属一般不需要用溶解，用就可使其进入溶液，的浓度为0.1～12mol/L，一般为2～9mol/L。 实践证明，如用单一的难以获得满足的浸出作用，往往需要向液中参加恰当的氧化剂，以促进铂族金属的溶解。常用的氧化剂有硝酸、、、等。关于载体为易被酸溶解的γ-Al2O3，用加氧化剂的办法处理废催化剂时，往往是铂族金属和载体都可进入溶液，极易发作铝盐水解成脱体的现象。为了仅溶解废催化剂中的铂族金属，而不溶解载体中的氧化铝，废催化剂首要有必要进行煅烧处理，以除掉积炭和将酸溶性γ-Al2O3转化为酸难溶的α-Al2O3。 用于石油重整和二异构化的催化剂为含铂的γ-Al2O3载体催化剂，废催化剂含Al2O396.5%、Fe0.4%、SiO20.7%、Pt0.35%。金属铂以微细粒(小于500mm占70%～80%)吸附在载体表面或载体空地中。废催化剂吸附有很多有机化合物和表面炭，先在1000～1100℃下煅烧，消除积炭并将γ-Al2O3转化为慵懒的α-Al2O3。然后在70℃下用6mol/L的溶液，用作氧化剂的条件下浸出废催化剂1～2h。 浸出液含(g/L)：Pt0.263，Al1.2，Fe0.07，HCl1.9mol/L，溶液的成分简略，可用置换或萃取进行铂族金属的富集。如催化剂中含铑，高温煅烧时会部分转化尴尬浸的氧化物状况，有用的预处理办法是运用碱性溶液浸泡进行复原，以进步浸出率。

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%。

选用高压氧替代压缩空气进行拌和浸出，或向机械拌和浸出槽中供入高压氧的富氧浸出工艺，早巳在国外受到重视，它能进步金的浸出速度，缩短浸出时刻，改善浸出目标。 在我国，富氧浸出工艺和应用研究也取得了重大进展，并已应用于出产实践中。如河北东坪金矿是一个全泥化厂，1994年将压缩空气拌和改为富氧浸出。在原有浸出设备不变的条件下，只添加一台PASO制氧机组替代原用的S2－3型空压机。改善后的实践标明：浸出时刻由本来的36～42h缩短至20h左右，金的浸出率创立矿以来的最好水平，NaCN消耗量由2.5kg∕t降至2.23kg∕t。因为浸出时刻的缩短，原浸出设备的出产能力由300t∕d进步到643t∕d。为此，又对破碎、筛分、磨矿、浓缩及置换体系进行了扩展改造，以习惯浸出作业的需求。 经判定核算，选用富氧浸出建造一个相同规划的新厂，可节省出资210万元。投产后年节省电费及维修费160万元，浸出功率的进步可年增效益54万元，算计增效节支214万元。它对老厂的改造和新厂的建造都具有指导意义。

细菌浸出可用于处理硅酸盐型或碳酸盐含量较少的氧化铜矿、混合矿、贫矿、表外矿、废石、尾矿、含铜炉渣和采空区及废矿井中的残矿等。     一、细菌浸矿剂的制备与再生     目前用于铜矿浸出的细菌主要有氧化铁硫杆菌、氧化铁菌的氧化硫杆菌等多种。在酸性条件下，它们都能很快将硫酸亚铁氧化为硫酸高铁（其氧化速度比自然氧化高112～120倍），将元素硫及低价硫氧化为硫酸。     工业上制备细菌浸矿剂一般包括下列步骤：     （一）准备一定数量的亚铁培养液，其主要成分为硫酸亚铁，可以利用含亚铁离子的酸性矿坑水，铁置换铜以后的母液或用硫酸溶液解废铁等方法制取。此外，培养液中必须加入一定量的培养基，对氧化铁硫杆菌而言，主要加（NH4）2SO4和K2HPO4。     （二）用10%的硫酸将pH值调至1.8～2.0。     （三）接菌种，为保证一定氧化速度，一般接种量应不少于溶液量的1/10，若采用连续培养法则不受此限制。     （四）在适宜的温度条件（20～35℃）下不断鼓入空气，直至溶液中的高价铁含量达到要求时为止。     浸矿剂再生有两种方法，即间断培养方法和连续培养方法。间断培养是将培养完毕的菌液的70%～80%用于浸矿，20%～30%的菌液（称老液）作为菌种留在培养池中，重新加入尾液进行再生。连续法是使尾液从培养池的一端源源不断地流入，而培养好的浸矿剂则从培养池的另一端不断流出，再生过程是连续的。再生时一般保持pH=1.5～3.0，温度30℃左右，不断鼓入空气，并加入适量的培养基。     二、细菌浸出工艺     细菌浸出工艺一般包括下列作业：     （一）矿石准备作业。根据矿石特性和后续作业工艺要求，将铜矿石碎磨至一定粒度，然后堆成矿堆或装入浸出槽中。若采用就地浸出的方法，则需选择布液和集液的方法，开挖一些沟槽，以利于浸矿剂和浸出液的流动。     （二）浸出。细菌浸矿法一般用于处理贫矿，常用渗滤出法，根据具体条件可用堆浸、槽浸或就地浸出，可直接获得供后续处理的澄清出液。某些富矿等也可用细菌搅拌浸出的方法，浸出矿浆经固液分离才能得到澄清含铜浸出液。     （三）回收有用成分。从浸出液中提铜，可用铁置换法，沉淀―浮选法或萃取―电积法等多种。      细菌浸出工艺流程，按照处理的矿石性质、处理的方法及要求的不同，细菌浸出流程亦有所不同。图1列举了利用氧化铁硫杆菌循环浸出铜的混合矿的流程。    图1  用氧化铁硫杆菌浸出混合矿的流程图     三、细菌浸出生产实践     国内某矿属沉积铜矿床，原生铜矿经后期次生渗滤富集形成可采矿体。铜矿体以次生硫化铜为主，次生硫化铜矿物主要为辉铜矿占79%，原生硫化铜占9%，氧化铜占12%。脉石矿物以石英、长石为主。     该矿采用氧化铁硫杆菌进行渗滤池浸，生产流程为细菌浸出―萃取―电积工艺。生产实践表明，约50%的铜浸出速度较快，其余50%的浸出速度较慢。为适应这一特点，生产中采用浸出初期大量放液以加速浸出，浸出后期采用休闲和翻晒矿的方法以加速硫化铜矿物的氧化，同时为满足后续萃铜要求，浸出后期相应降低浸矿剂的酸度以提高浸液的pH值。采用9个渗滤轮流渗浸以保证浸液中铜含量较恒定，浸矿周期为60～90d，铜浸出率79.5%，其中原生硫化铜为42.9%，次生硫化铜为77.4%，氧化铜为93.6%。     浸液经澄清砂滤后用7%N－510的200号溶剂油溶液进行四级逆萃，萃取率为85%。负载有机相铜含量为1.4g/L，采用含硫酸200g/L和含铜40g/L 的废电解液进行三级反萃，反萃率达99%。富铜液组成：铜45g/L，硫酸200g/t，铁6.5g/L。     电积时以含锑8%的铅锑合金板为阳极，不锈钢板为阴极，槽压为1.9～2.1V，电流密度为111A/m2，同极距为100mm，富铜液流量为5.6L/min。     由于细菌浸出时，浸出周期长，浸出率低，因此在生产中推广和应用受到一定限制。但对于一些贫矿，细菌浸出还是有其优势所在。

在整个浸出过程中，跟着浸出时刻的添加，金的浸出率不断提高，可是浸出速度却在不断下降，而且浸出率逐步趋近于某一极限值。    跟着时刻的延伸，金的浸出速度逐步下降的原因如下：    1. 在浸出过程中，因为金不断溶解，金粒的体积和数目在不断削减。    2. 跟着金的浸出，使化药剂、溶解氧和金的归纳物的扩散距离越来越大。    3. 在金溶解的一起，矿浆中的杂质元素不断添加和堆集，有些杂质还会在金粒的表面成有害的薄膜。

电解金属锰过程 是阴极上析出Mn产品。由于锰电势很负(-1.18V),且Mn2+水解pHӨ25为7.655，pHӨ70为6.65，为了提高其水解pH值与提高电流效率电解液必须维持高的(NH4)2SO4含量，其作用是:①生成锰馆配离子，提高Mn2+水解pH值，使Mn2+不易水解，见下图；②起缓冲作用；③增加溶液导电性能。不加(NH4)2SO4不能维持正常电解作业。    (NH4)2SO4含量的要求与电解使用抗氧剂品种有关，如用SeO2作抗氧剂，(NH4)2SO4含量为100~120g/L，如用SO2作抗氧剂，(NH4)2SO4含量需130~140g/L.     MnCO3矿浸出主要反应式为                                MnCO3+H2SO4===MnSO4+H2O+CO2↑                                Fe3O4+4H2SO4===FeSO4+Fe2(SO4)3+4H2O                                FeO+H2SO4===FeSO4+H2O                                CuO+H2SO4===CuSO4+H2O                                CoO+H2SO4===CoSO4+H2O                                NiO+H2SO4===NiSO4+H2O                                MgO+H2SO4===MgSO4+H2O    以浸出液要求含Mn40kg/m3计算，碳酸锰矿粉加入量的计算公式为    一般MnCO3矿粉浸出的矿酸比(质量比)为1:0.55~0.6。MnCO3矿浸出的主要技术条件：    温度：①不外加热，利用H2SO4反应热可使矿浆升温至55~65℃。②外加热至80℃    液固比：8~10:1    浸出始酸：70~80g/L    浸出终点pH:1.5    浸出时间：2~3h

水口山矿务局柏坊铜矿，地表堆积着大量含铜和稀有金属的贫矿和尾矿。近年来，在中国科学院微生物研究所的帮助和指导下，发展了用硫酸细菌浸出回收尾矿中的铜和稀有金属的研究工作，并于1972年正式投入生产。　　 几年来的生产实践证明，硫酸1 细菌浸出贫矿石的工艺，可以综合浸出矿石中的铜和稀有金属，回收率较高、操作简便、设备少、成本低，是一个变废为宝、化害为利、综合利用矿产资源的有效途径。该矿含铜尾砂的特点是：除铜外伴生有稀有金属，矿石呈酸性，但脉石碳酸盐含量较高，粒度细（1毫米），呈粘性，渗滤性能差。　　 含铜尾砂有浮选昆砂、重选尾砂和矿泥三部分，均是目前处理的对象。浮选尾砂，粒度为99％ -20目，渗滤性好，可直接单独溶浸。重选尾砂，粒度为-2毫米者约占95％，渗滤性更好，可直接单独处理。　　 矿泥，系浮选尾砂与重选尾砂的细粒冲刷下来堆积而成，呈细粒状，无法单独渗滤溶液，故采取与重砂混合（ 1:1）处理。　　 (1)细菌培养　　 菌种是采用铜官山铜矿分离筛选出的氧化铁硫杆菌9号菌株，细菌培养采用列仁无基亚铁培养基. 　　(2) 渗滤浸出　　　　 浮选尾砂含铜0.11～0.2％,重选尾砂含铜　1.25～1.5％,两种尾砂都含有稀有金属．　　由于尾砂粒度细、难渗滤，故采用浸出池进行生产，先加酸化水中和矿石中的碱性脉石，待溶液PH 值达2.0 左右时，加入含菌高铁（Fe2+ ）的浸矿剂或浸出贫液（指含铜和稀有金属降低，Fe2+ 较高的浸出液）进行循环浸出，直至浸出液铜、稀有金属较低为止。然后，加铜稀有金属含量极低的细菌高铁液，当浸出液浓度更低时，再用水洗两三天排料。尾砂浸出时间为二十天．　　 (3)铜的回收　　 经吸附稀有金属后的尾液含铜约2～1.5（克/升），采用铁或废铁置换沉积法使铜呈海绵铜回收。置换过程的操作条件为：A. 置换液含铜越高越好，含铁应尽可能减少，pH=1.8～2.0。 　　 B .当溶液pH 在1.5 左右，铜浓度在2 ～4（克/升）时，耗铁比为铜的1.5 倍。当pH为2左右，铜浓度较高时，耗铁比铜的1.5 倍。　　 C. 置换时间与温度、废铁质量和数量、溶液酸度及置换式有关，一般在温度>200C通气情况下，9 小时即可置换完毕. 　　 D. 置换后立即排放尾液，调节尾液中Fe2+浓度和酸度回作细菌培养液用。　　 (4)主要技术经济指标　　 稀有金属的总回收率75～80％，铜的总回收率70～75％（出率75～80沉淀率90～95％）。海绵铜含铜60～65％，每吨矿料耗硫酸40～45公斤，每吨铜耗铁2.5吨折算纯金属每吨铜的成本为2000元。

前言 随着锌用途范围的扩大，世界各国锌产品消耗逐年增加。硫化锌矿日渐供应不足，氧化锌矿的开采利用逐渐引起人们的重视。氧化锌矿主要是含有硅酸锌矿Zn2SiO4，异极矿Zn4(Si2O7)(OH)2·H2O和菱锌矿Zn2CO3的含锌矿物，有些氧化锌矿含锌品位高达20%～30%，其特点是： 1、氧化矿很难通过选矿富集； 2、含可溶硅高，浸出矿浆很难实现固液分离。在未解决浸出矿浆难过滤问题之前，一般采用火法冶炼处理，但在能源日益紧张和环保要求日益严格情况下，氧化锌矿火法冶炼逐渐被湿法冶炼工艺取代。 湿法处理氧化锌矿的最大难点是浸出时生成难以过滤的胶质SiO2。几十年来人们围绕着如何获得易于过滤的矿浆，做了大量的工作，经过长期的研究，在应对矿浆中硅的危害方面取得了突破，已有一些处理硅酸锌矿的酸浸技术用于工业生产。 2004年笔者参加国外某氧化锌矿湿法冶炼半工业试验，对当地矿石的浸出脱硅工艺进行多方案探索，提出新的浸出脱硅工艺，并将新工艺在半工业试验厂实施。新工艺与原工艺对比，锌回收率提高9.4%，酸碱消耗降低50%。本文详细介绍了浸出脱硅流程的选择，半工业试验情况及取得的技术经济指标。 一、工艺流程选择 由于成矿条件不同，不同地区高硅氧化锌矿的性质差异较大。为适应原矿特性，世界上开发出了多种湿法处理工艺。本试验原料特性及较成熟的处理工艺简述如下。 （一）原料特性 本试验所用的氧化锌矿含有大量的碱性物质及大量碳酸根，浸出过程中产生大量二氧化碳且耗酸量大。小型试验表明，在低酸条件下，浸出时间30 min，终点pH 1.5时，锌浸出率高达95.3%，主要杂质Fe，Al和Si浸出率很低。其化学成分及物相组成分别见表1和表2。（二）工艺流程 目前工业上应用的3种较成熟的工艺是:V.M法；EZ法；Radina法。 1、老山工艺（Vieille－Montagne) V.M工艺是比利时老山公司发明的，其特点是将浸出槽串联起来，在严格控制浸出温度7090T条件下，缓慢加酸，逐步提高酸度，经8－10h终点pH达到1.5后，继续搅拌2h使SiO2呈结晶形式沉淀。 2、EZ工艺 EZ法是澳大利亚电锌公司发明的，其特点是:先进行氧化锌矿酸性浸出，再进一步中和凝聚。浸出控制在自热(较低)温度40～45℃下进行，终点pH1.8～2.0，凝聚温度控制在6070 9C，加人Fe3＋，A13＋凝聚剂及中和剂，终点pH 5.2～5.4。全过程4-6 h，从而使胶质SiO2凝聚成易于过滤的沉淀物。 3、Radina法 Radina法是巴西工商公司研制的方法，该法的关键点在于浸出过程胶质SiO2浓度低，用已沉淀析出的SiO2作晶种，在硫酸铝凝聚剂存在下，使胶质SiO2结晶沉淀下来。其操作程序如下： 将硫酸铝、废电积液(10% H2SO4)加人浸出槽中，加热到90℃左右。用过量的氧化锌矿石中和至pH=4左右，再加人一批废电积液，其量与第一批相同，浸出0.5 h，然后用氧化锌矿中和槽中的废电积液，至少要加3次废电积液及相应量的矿石使浸出槽装满。 抽出三分之一已中和浸出好的矿浆送去过滤，再加人新电积液。因为浸出槽只有三分之一的体积是有效的，Radina法也被称为“三分之一”法。 以上3个方法均采用稀硫酸直接浸出氧化锌矿，使锌和硅分别以硫酸锌和硅酸形态进人溶液，但解决矿浆的过滤问题则分别采取不同措施。M.V法与Radina法都是在浸出过程中使二氧化硅形成结晶沉淀，EZ法则分为浸出和硅酸凝聚两段组成，SiO2在中和絮凝段聚合成颗粒紧密易于过滤的沉淀物。 M.V法与Radina法浸出结晶时间长达8～10 h使用原矿作中和剂，浸出中和渣含锌较高(Zn5.0%～9.0%)，锌浸出率较低。 EZ法浸出絮凝时间较短(3. 5～6.0 h )，使用石灰作中和剂，浸出中和渣含锌较低(Zn 3.5%～5.0%)，但浸出过程酸耗增加。 外方选择了生产能力相对较高的，用石灰中和的EZ法，工艺流程见图1。二、中和絮凝法(EZ)的基本原理 （一）氧化锌矿浸出过程中SiO2的行为 氧化锌矿的主要成分均易被稀硫酸溶解，在锌溶解的同时SiO2也进人溶液，其反应式如下： 硅酸锌 Zn2SiO4＋2H2SO4→2ZnSO4＋H4SiO4             （1） 异极矿 Zn4(Si2O7)(OH)2·H2O＋4H2SO4→4ZnSO4＋2H4SiO4＋2H2O    （2） 菱锌矿 ZnCO3＋H2SO4→ZnSO4＋CO2↑＋H2O      （3） 进人溶液的硅酸很不稳定，分子间将发生多次 聚合作用，形成多聚硅酸、硅溶胶、水凝胶。当溶液中SiO2浓度足够大时，在放置过程中就会自动进人胶凝过程而成为水凝胶，呈半固体状态失去流动性，使固液分离完全停顿。 硅酸是带电的，通常认为原硅酸的等电点在pH=2附近。 在pH>2时，部分原硅酸按下式离解:： H4SiO4 H3SiO4－＋H＋                         （4） 原硅酸与带一个负电荷的H3SiO4－作用，生成带一个负电荷的硅酸的二聚体，此二聚体又可与原硅酸作用生成三聚体、四聚体等多硅酸，进而生成SiO2溶胶。 在pH H4SiO4＋H＋ H5SiO4＋                              （5） 原硅酸与带正电荷的 H5SiO4＋进行经联反应形成双硅酸，进而生成三硅酸、四硅酸等多硅酸，生成硅 溶胶。 因此，在pH>2的溶液中是原硅酸与一价阴离子的缩合作用；而在酸液内是原硅酸与一价阳离子的聚合作用。 （二）硅酸在溶液中的聚合形态 硅酸在溶液中由于其聚合程度不同，以α、β、γ三种形态存在。α形态接近于单分子状态(即原硅酸或简单的偏硅酸)，不致影响溶液的澄清过滤，即pH=2左右的溶液，此时溶液最稳定。β形态的硅酸聚合程度略高，约大于α形态的350倍，这种胶凝物难于沉淀，即当pH>2或pH 因此，浸出溶液含二氧化硅较高时，会出现下列现象： 1、在pH=2左右时，以稳定的胶体溶液存在； 2、在较高pH时，聚集成一种巨大的疏松网状结构，即凝胶； 3、在迅速聚集的条件下(高温、高pH值、高离子强度、絮凝剂和相反电荷等)就絮凝成胶体颗粒紧密堆积的沉淀物。 通过控制特殊的工艺技术条件，保证生成二氧化硅沉淀而不发生胶凝，从而改善矿浆的澄清与过滤问题。 三、半工业试验 外方按小试方法选择了EZ法作为半工业试验方案，并设计了半工业试验厂。中方专家根据原矿性质及现场小试结果提出新工艺流程并修改试验厂设计。半工业试验采用两个试验流程完成浸出脱硅过程试验。 （一）工艺流程 1、原工艺流程 原工艺流程见图1。在控制Fe、A1、Si较低的浸出率条件下，常温加人石灰石、絮凝剂进行中和絮凝，使矿浆易于沉降。此工艺与E.Z法很相似，但在中和絮凝段未加温，未加人含Fe3＋、A13＋的絮凝剂。该工艺优点在于工艺流程简单，锌浸出率较高 (约94%)；其缺点为:①浸出后液含酸高，溶液量大，中和溶液中残酸消耗大量的石灰石和可再利用的酸同时增大了中和渣量；② 中和渣量大，含锌较高(6.2%～8.5%)，中和段锌损失率高。 2、新工艺流程 新工艺流程见图2。在分析原小试工艺流程优缺点后，结合矿石及原方案中和渣特性，对原工艺作如下修改:(1)用部分原矿代替石灰作中和剂； (2)增加脱硅渣二次酸浸工序； (3)二次酸浸液(含Fe3＋、Al3＋)返回二次酸浸，达到降低弃渣含Zn量，降低酸、碱消耗量，提高全流程经济效益的目的。 （二）试验过程 1、浸出工序 浸出工序两种工艺相同，设备为3个串联连续浸出槽。 球磨后矿浆底流进1#浸出槽，同时加入废电解液、二次酸浸浓密机溢流液、滤液及洗水在常温下浸出1h,1#、2#浸出槽加人浓硫酸控制浸出pH=1.5,3#浸出槽pH=1.8～2.0。浸出矿浆自流进中和脱硅槽。 2、中和脱硅工序 中和脱硅工序设备为3个串联连续中和槽及中和浓密机。 浸出矿浆进入1#中和脱硅槽，同时加人原矿矿浆控制中和pH=3.6～3.8,3#中和脱硅槽加人CaCO3矿浆控制中和pH=4.5～4.8。中和脱硅温度85～90℃，中和时间2.5～3h。中和后矿浆加人絮凝剂后流人中和浓密机。中和浓密机溢流液部分返回磨矿，其余去净液工序，底流进行二次酸浸。原工艺中和浓密机底流进过滤洗涤工序。 3、二次酸浸工序 二次酸浸工序设备为一个二次酸浸槽和酸浸浓密机。 中和浓密机底流泵人二次酸浸槽，加浓硫酸和二次洗水，常温下进行二次酸浸。二次酸浸时间:60min，液固比1.6:1，酸浸pH=1.0～1.5。经二次酸浸后矿浆泵人酸浸浓密机，酸浸浓密机溢流返回浸出工序，底流洗涤过滤后堆存。 4、过滤洗涤工序 过滤洗涤工序设备为真空吸滤盘及滤液、洗水贮槽。 二次酸浸后渣泵人吸滤盘过滤、洗涤。滤液及部分洗水进滤液贮槽，返浸出工序，一次洗水返二次酸浸工序，二次洗水返磨矿工序。 （三）试验结果 试验在国外某试验厂进行了3个月，共处理矿石30t。两种工艺同时进行，取得的指标见表3。从表3中看出，新方案锌实际回收率比原方案高近10个百分点。 四、结束语 在新工艺流程与原工艺流程都经过充分试验后，双方均认为:新方案利用当地高硅氧化锌矿石的特性，合理选用工艺流程，大幅度降低原辅材料消耗，提高锌回收率，是本半工业试验的最佳方案。其优点如下: (一)用原矿取代石灰作中和剂，酸耗降低约50%，碱耗减少约75%； (二)通过增加中凝聚渣的二次酸浸工序，提高锌回收率约9%。

挪威镍精粹厂，经改善后用于处理南非富铂镍冰铜（和转炉高冰镍）的工艺流程和产品状况如下。 一、浓浸出镍。 镍冰铜经磨细后，于橡胶面料的拌和浸出槽中浸出。镍以氯化镍方式进入溶液，硫化铜和贵金属留在浸出渣中。氯化镍液经萃取净化除掉杂质后，制成结晶氯化镍，并于欢腾反应器中转化为粒状氧化镍，再于回转窑顶用复原产出纯度98%的产品金属镍。 二、除镍浸出渣的脱铜。 浸出镍后的渣首要含硫化铜。将其于氯化镍或液中通氯化，硫和贵金属留于浸出渣中。浸出除铜亦用橡胶面料的拌和浸出槽。浸出槽装有两套各自独立的铂－饱满甘电极，所测定的数据送电子计算机处理。一套电极用于丈量浸出进程的氧化复原电位，以操控的供入最；另一套用于宣布预调的氧化复原电位规模过高或过低时的报警信号，并随时能够读出高于或低于预调电位的数值，以确保在所选定的氧化复原电位规模内操作。选用这样的设备，首要是为了确保供入的不会过量，避免因氧化复原电位的升高而导致贵金属的溶解，或因电位过低而使铜的溶解不完全。除铜停止后，经丙二醇酯板框压滤机压滤，产出含硫的贵金属精矿。向过滤出的液中通入使铜生成硫化铜沉积，送铜体系处理。 三、除铜精矿的脱硫。 压滤的滤饼，经由装有称量传感器的供料槽，接连供入由夹套直接加热的玻璃面料拌和槽中，参加热溶免除硫，溶解硫后的矿浆，由不锈钢离心泵接连泵至蒸汽外套加热的密封压滤机压滤出贵金属精矿。滤液分出硫结晶后，经离心机脱水收回硫。液经再生回来下次脱硫用。 四、贵金属精矿的富集。 脱硫后的精矿于小型焙烧炉内进行硫酸盐化焙烧。焙烧是将精矿置于炉内的钢盘中，调理空气入炉速度以操控焙烧速度。为了避免空气入炉速度过快而引起焙烧尘粒的丢失，焙烧速度不宜过快。炉温操控在约500℃。焙砂经稀硫酸浸出除掉重金属硫酸盐，过滤、洗刷、烘干，于“V”型旋转混料器（容量1000kg）中混匀排出，称重和主动取样送化验。实践中所产出的终究贵金属精矿档次，在很大程度上取决于镍冰铜质料的贵金属含量和不溶组分。在不溶组分中，以硅的含量影响最大。在通常状况下，处理含0.07%～0.08%铅的镍冰铜质料时，产出的贵金属精矿含15%～30%铂和相当量的其他贵金属。 因为出产进程系接连作业，所以要精确测定一批质料和精矿的分量与档次是很困难的。表1和表2所列为实验室分批处理富铂镍冰铜所得的分析数据，这些数据不包括出产进程中运送和烟尘等的丢失。从表中能够看出，在此处理进程中，各种贵金属在精矿中均富集到330倍以上，收回率均大于92%。终究精矿的产出率小于1%。 表1  镍冰铜和精矿的档次及贵金属富集率分类组分及富集倍数AuPtPdRhRuIr镍冰铜∕%0.00690.07320.03290.00330.00740.0013精矿∕%2.4326.5511.771.202.640.43富集率∕倍352362357363357330 表2  质料和产品的金属平衡分类质量∕g组分及富集倍数AuPtPdRhRuIr镍冰铜∕%900062165882961297666117精矿∕%25.0160866402944300660108收回率∕%0.2897.90＞10099.42＞10099.9992.30