置换堆积法除铜镉钴镍    A  置换净化的热力学    在水溶液顶用一种金属替代另一种金属的进程为置换。从热力学讲，只能用较负电性金属去置换溶液中的较正电性金属。例如，用金属锌能将溶液中的铜置换出来：                               Zn＋Cu2+ ==== Zn2++Cu↓    因而，置换的次第决定于水溶液中金属的电位次第，而且置换趋势的巨细决定于它们的电位差。这一点能够经过热力学核算来阐明。    从热力学分析可知，选用锌粉置换Cu，Cd，Co，Ni均可净化得很完全，可使Cu，Cd，Co，Ni的离子活度别离为Zn离子活度的10-38，10-11.63，10-16.81，与10-17.69倍。    B  置换净化的动力学    选用锌粉置换净化Cu，Cd比较简略，而净化除Co，Ni并不是很简略。用理论量锌粉很简略堆积除Cu，用几倍于理论量的锌粉也能够使Cd除掉，可是用乃至几百倍理论量的锌粉也难以将Co除掉至契合锌电积的要求。Co难以除掉的原因，国内外较多的文献都解释为Co2+复原分出时具有高的超电压的原因，一起还有一个反响速率的问题。    置换反响的速率，能够理解为负电性金属在含有正电性金属离子的溶液中溶解速率，并可用下式标明：                                    dc      A                                 - —— = k — c                                    dt      V 式中   k——速率常数；       A——与溶液的触摸面积；       V——溶液的体积；       c——正电性金属离子的浓度；       t——反响时刻。    积分上式得到：                                       V    1     c2                                k  = - — ·— ln —                                       A    t     c1 式中  c1——为正电性金属离子反响前的浓度；      c2——为正电性金属离子反响t时刻后的浓度。    置换进程速率可能是分散操控，或者是化学反响操控。研讨证明，反响                                 Zn+Cd2+ ==== Cd+Zn2+    在50℃，当转速在250r/min以下时，置换反响速率常数k与转速n呈正比。当转速在250r/min以上时，置换反响速率坚持不变。标明当低转速时，置换反响在分散区进行，高转速时反响在动力学区进行。置换反响速率与温度的关系式：（是在25~85℃范围内）                                               1350                                 lgk = 13.54 - ———                                                 T    活化能 = 4.95 x 5650J/mol = 23.14kJ/mol，即反响没有纯分散的特征。关于锌粉置换锡而言，温度高一些，反响速率当然要大一些，可是氢的超电压会下降，即在置换的一起分出氢增多，置换反响速率就会减小。所以，一般除镉用低温操作（40~50℃），并运用3~6倍镉量的锌粉。[next]    钴属慵懒金属，用锌粉置换要更难一些。                                  Zn + Co2+ ==== Co + Zn2+    为加大锌置换钴的速率，温度要提高到80-90℃。别的因为钴的分出超电压比较大，而氢的超电压又比较低，所以假如是单独用锌粉分出钴，在电化腐蚀体系的阴极反响中会以放氢为主，置换钴的反响天然很缓慢，所以在置换钴时添加As203,CuSO4或为活化剂，复原出来的正电性金属与钴构成多元化合物以加快置换反响。别的研讨还证明，运用含Sb和含Pb的锌粉具有更大的活性，因为Sb能够下降Co的分出超电压，Pb在锌粉上构成凸凹面，能够避免钴的从头溶解。    C  置换净化工艺流程    现在国内外选用锌粉对硫酸锌溶液进行深度净化，根本上有两种类型的工艺流程，一种是先热净化（高温）后冷净化（低温）流程，又称正向净化；另一种先是冷净化（低温）后热净化（高温）流程，又称反向净化或逆向净化。一般工厂多选用两段净化流程。为了进一步抵达深度净化，国内外也有一些工厂选用三段或四段净化流程。    硫酸锌溶液的正向净化与反向净化准则工艺流程见下两图。[next]     以上两种流程都可抵达溶液的深度净化，需依据各厂的具体情况进行选用。    D  置换净化的安全问题    在置换净化中常分出剧毒气体物质AsH3或SbH3。    在锌粉置换净化条件下,AsH3或SbH3可能以元素As, Sb途径与以HAs02, HSb02途径得到分出，它们的电位是：                                 As + 3H+ + 3e ==== AsH3↑                                从上面可看出，元素As, Sb生成AsH3,SbH3的可能性比从HAsO2,HSb02生成的可能性要大得多。在锌粉置换条件下（aZn2+ = 1，PAsH3 = PSbH3 = 101.32kPa），从元素As，Sb生成ASH3，SbH3的平衡pH值为2.61，3.29,当pH值添加，平衡的PAsH3 和 PSbH3 相应下降。当pH值为5时，PAsH3 下降为1.36 x 10-5kPa，PSbH3下降为0.802kPa。而从HAs02和HSb02生成AsH3的平衡pH=9.81，生成SbH3的平衡pH = 10.5，即在实践溶液pH值条件下，肯定要生成AsH3和SbH3气体。因AsH3和SbH3是剧毒物质，对人体损害极大，故在置换作业时，必定要有严厉的防备和保护措施。    药剂除钴法    在工业出产上用药剂除Co的有黄药除Co及β-酚除Co。黄药除钴根本原理是，运用黄酸钾C4H90CSSK或黄酸钠C4H9OCSSNa与溶液中的三价钴作用，生成不溶解的黄酸钴堆积除掉。首要反响为：                     4KC4H9OCSS＋2CoS04 ←→ 2Co（C4 H9 OCSS）2＋2K2S04    在广泛应用的锌粉置换除钴工艺中，锌耗费量经常是理论量的10~20倍，作业时刻长，进程一般在高温（>80℃）下进行，且常有毒气AsH3或SbH3分出，国内外仍在寻求新的净化除钴法。因而有了四氢钠（NaBH4）复原法净化硫酸锌溶液除掉镍、钴的探究。    水溶液中NaBH4的安稳性随pH值下降及温度升高而下降。为了使NaBH4安稳和pH值在净化进程中坚持不变，应在常温下制造含有必定量NaOH和NaBH4的溶液（例如含2.2g/L NaBH4及2.3g/L NaOH的溶液）作复原剂。复原镍、钴及铜、锡、铅、锑、铁等金属离子的反响为：[next]                   4MeS04＋NaBH4＋lONaOH ==== 4Me＋4Na2S04＋Na3 B03＋7H20    这种复原法能深度净化除掉镍、钴及其他比锌电位更高的杂质，工艺简洁，在较低温度下即能敏捷进行复原反响，作业时刻仅l0min，复原堆积物中镍、钴含量高，较易处理。尽管四氢钠(NaBH4）报价较高，但堆积1t杂质仅耗费0.15t NaBH4，因而与置换法比较在经济上仍是能够考虑的。    净化除氟、氯    湿法炼锌中，氟的首要来历是在处理含有氟的氧化锌粉和提高物烟尘时，被带入到浸出液中。当锌电积液中含氟高时，将对剥离锌构成困难。为此，一般对处理含氟较高的氧化锌时，须经预先焙烧除氟后再行浸出。国内某厂选用多膛炉焙烧氧化锌除氟。现在从溶液中除氟比较抱负的办法尚少，已知的办法有如下几种。    A  运用钍的盐类从溶液中除氟    其原理是氟与钍构成难溶的化合物堆积除掉。但钍盐贵重，工业上不宜选用。    B  在浸出进程中参加少数的石灰乳除氟    其原理是氟与钙生成难溶化合物氟化钙（CaF2）。    在湿法炼锌进程中，因为处理的锌焙砂、各种烟尘、氧化锌以及其他含锌物料（如铸型渣与镀锌渣等）含有必定量的氯，这些物猜中的氯在浸出进程中，简直悉数进入溶液。一起，因为整个体系运用很多的自来水，也带入必定量的氯。氯的存在影响锌电积进程，使铅阳极和设备遭受腐蚀，电积液含铅升高，使阴极分出锌质量下降。此外，C12的分出恶化劳动条件，影响环境保护。在湿法炼锌中除氯的办法较多，其间火法一般选用多膛炉焙烧法除氯，湿法常选用硫酸银堆积法、铜渣除氯法、离子交流法以及碱洗除氯法等。    硫酸银堆积法除氯的根本原理是使硫酸银与溶液中的氯盐作用，生成难溶的氯化银堆积将氯除掉。其反响式如下：                           Ag2SO4 + 2NaCl ==== Na2SO4 + 2AgCl↓    此法除氯作用很好，但因银盐贵重，且银的再生收回率较低，因而在出产中的运用受到限制。    用铜渣除氯法的根本原理是运用铜及铜离子（Cu2+）与溶液中的氯离子（C1-）相互作用，生成难溶的氯化亚铜（Cu2C12）堆积，从溶液中除掉如：                             Cu + Cu2+ + 2Cl- ==== Cu2Cl2↓    所用的铜渣能够是两段净化铜镉时产出的铜渣，也能够用从铜镉渣中收回镉后产出的铜渣。    离子交流除氯法的根本原理是运用树脂可交流基团与电积液中待除掉的离子发作置换反响，使溶液中待除掉的离子吸附在树脂上，而树脂上相应的可交流离子进入溶液。某厂在含氯高达260~370mg/L的电积液中，选用国产717号强碱性阴离子交流树脂除氯，取得了杰出作用。    国产717号树脂，原为氯型，用1.5%的硫酸处理，使它转化成硫酸型。当用锌电积液作交流液时，其离子交流势是高价离子大于贱价离子，即SO42-＞Cl-＞F-，选用离子交流法除氟氯能够抵达满足的效果。可是用强碱性季胺型阴离子树脂在高浓度中性溶液内（含SO42-高达200g/L)时，氯离子体现出有更大的交流才能，所以用树脂交流，氯离子将替代树脂上的硫酸根（SO42-），而从溶液中将氯除掉。然后再用1.5%硫酸溶液淋洗树脂取得再生。离子交流除氯法比选用焙烧法除氯，具有设备简略、出资少、劳动条件好以及不影响稀有金属收回等长处。[next]    净化除钙、铁    湿法炼锌溶液中的钙、镁是从锌精矿和冶炼进程的辅料带入体系的。钙镁盐类进入到湿法炼锌溶液体系中，不能在净化除Cu,Cd,Co等的一般净化办法中除掉，会在整个湿法体系的溶液中不断循环堆集，直抵达饱满状态。钙镁盐类在溶液中很多存在，给湿法炼锌带来一些不良影响，如：    （1)钙镁盐类进人湿法炼锌溶液体系，相应地增大了溶液的体积密度，使溶液的乳度增大，构成浸出矿浆的液固别离和过滤困难。CaSO4和MgSO4在过滤布上结晶分出时，还会阻塞滤布毛细孔，使过滤无法进行。    （2)在溶液循环体系中，当部分温度下降时Ca2+, Mg2+别离以CaS04和MgS04结晶分出，在简略散热的设备外壳和运送溶液的金属管道中堆积，而且这种结晶会成为坚固的固体，构成设备损坏和管路阻塞，严峻时会引起停产，给湿法冶炼进程带来很大损害。    （3)锌电积液中，钙镁盐类高时，添加电积液的电阻，下降锌电积的电流效率。根据以上损害，铲除过量溶解的钙镁是每一个湿法炼锌厂遇到的一起问题，长沙矿冶研讨院结合西昌冶炼厂所用质料，对含钙镁的锌精矿预处理进行过研讨，取得了有用的效果。现在，常用的净化除钙镁的办法有两类。    其一为在焙烧前除镁。国外有些湿法炼锌厂，当硫化锌精矿含Mg量达0.6%时，选用稀硫酸洗刷法除Mg，其化学反响式为                               MgC03＋H2SO4 ==== MgS04＋H20＋CO2                                  Mg0＋H2SO4 ==== MgS04＋H20    使Mg以MgS04进入到洗刷液中扫除。这种办法能有用地除掉硫化锌精矿中的镁。但因为添加了一个工艺进程，必然会带来有价金属的丢失。假如氧化锌精矿中含有Zn0，ZnC03，这一部分锌在酸洗时也进入到酸洗液中，收回困难，也会丢失。    其次可选用溶液会集冷却除钙、镁。用冷却溶液办法除钙镁的原理根据Ca2+,Mg2+在不同温度下的溶解度不同，当钙、镁含量挨近饱满时在正常作业温度下选用强制降温，Ca2+、Mg2+就会以CaS04, MgS04结晶分出，然后下降了溶液中的Ca2+、Mg2+含量。    工业出产中，多选用鼓风式空气冷却塔，将净化除Cu、Cd,Co等后的新液，在冷却塔内降到40~50`c时，放置在大型的新液贮槽内，天然缓慢冷却，这时钙镁盐生成结晶，在贮槽内壁和槽底堆积，跟着时刻的添加，贮槽内壁四周和贮槽底构成全体块状结晶物。定时铲除结晶物，以抵达除掉钙镁的意图。    也有一些工厂，将净化除Cu, Cd、Co后的新液参加到废电积液的空气冷却塔中，与废电积液一起冷却CaS04和MgS04结晶在冷却塔的塔板上或在冷却塔底集液池中分出。也有湿法炼锌厂运用一部分新液出产硫酸锌副产品，从硫酸锌产品中可将体系中的部分钙镁分流出去。    参考文献：    1 梅光贵，王德润，周敬元，王辉编著，湿法炼锌学.长沙：中南工业大学出版社，2001         2  彭荣秋主编.有色金属提取冶金手册（锌、镉、铅、铋卷）.北京：冶金工业出版社，1992

水免除铁    铁在浸出液中以二价铁盐FeS04和三价铁盐Fe2 ( S04）3的方式存在，当浸出结尾操控在pH值为5.2~5.4的条件下，二价铁Fe2+不能水解，有必要使其氧化成三价铁Fe3+。工业上一般用自然界的软锰矿和阳极泥（含二氧化锰）作氧化剂，在酸性介质中使硫酸亚铁氧化，其反响为    由以上反响方程式能够看出，欲使Fe2+氧化反响向右进行，有必要有H+存在，即在酸性溶液中进行，从反响平衡常数Ka可知二价铁离子和氢离子活度的指数较高，对反响平衡的影响极大，故运用Mn02作氧化剂时总是在酸性较强的溶液中进行。    高铁水解反响按下式进行。                      Fe2（S04）3＋6H20 ==== 2Fe（OH）3＋3H2S04    由上述反响可知高铁水解有酸发生，且跟着水解进行酸度添加，要使反响不断进行有必要不断中和除酸，方能使溶液坚持高铁水解应有的pH值。因为现在工业上浸出液中和水免除铁是在中性浸出终了阶段进行，高铁水解发生的酸被矿浆中氧化锌及其他金属氧化物溶解时所耗费，一般不额外加中和剂即可满意结尾pH值操控的需求。    水免除砷、锑    如前所述在中性浸出阶段，工业浸出液中砷首要是以高价的配阴离子方式存在，很少有简略的阳离子；锑首要以H3Sb04,H3Sb03胶体和Sb043-存在。当浸出结尾pH值操控在5.2~5.4时仅靠其自身在浸出液中的不稳定性尚不能除掉，有必要凭借三价铁的协助才能使砷、锑很好地除掉，三价铁对除砷、锑的效果有两点：即有化学效果，使砷、锑成尴尬溶的铁及锑酸铁的复盐；一同氢氧化铁胶体将它们吸附凝集沉降分出。锑首要是以锑酸的胶体存在，故首要被Fe（OH）3胶体吸附沉降。氢氧化铁是一种胶体，因其胶体微粒带有电性相同的电荷，彼此排挤而不易沉降，Fe（OH)3在不同的酸度下因吸附的离子不同，带的电荷亦不相同，在溶液pH值5.2时带负电，定位离子为OH-，其等电点在pH = 5.2邻近。[next]因为在pH值 2时，硅胶微粒带负电,pH <2时硅胶微粒带正电，当浸出结尾操控在pH=5.2时，氢氧化铁和硅酸胶体带有相反的电荷，两者在静电引力效果下，将会聚结在一同，使其从溶液中一起分出。锌焙烧矿中性浸出时，硅胶在pH值为4.8~5.0时很多集合分出，而不是在其等电点处很多分出。实践证明，两种胶体凝集效果是相得益彰的。    明显一起凝集效果除与进程的技能条件有关外，还与两种胶体数量有关。假如一种胶体多、一种胶体少，或胶粒子电荷相差较大，则或许发生部分凝集沉降。为了使浸出矿浆易于沉降或过滤，凝集分出的胶团应当是体积较大，且有结实的结构并有较大的沉降速度。如分出的颗粒很细，结构又疏松，将给弄清浓缩构成困难，为此工业出产一般向溶液中加人聚酞胺（三号凝集剂）来改进和加快沉降进程。    聚酞胺是一种高分子化合物，属亲水性胶体，一般不带电荷，胶体的稳定性不是靠同性电荷的彼此排挤力，而是靠溶剂化来完成。参加聚酞胺，在浸出矿浆中疏水性的氢氧化铁和亲水性的聚酞胺胶体一起存在，两种胶体在相遇磕碰后，聚酞胺的烃基将被吸附在氢氧化铁胶体表面。因为聚酞胺分子主链很长，在其数量很少的状况下，每个高分子便或许粘住多个氢氧化铁胶粒，使它们结合在一同促使其凝集。从聚酸胺在矿浆沉降中所起的效果中可知，聚酞胺不能参加过多，否则会发生相反的现象。即氢氧化铁的胶粒表面将悉数被其围住构成一层膜，有碍各胶粒的彼此凝集。

在湿法炼锌工艺中，浸出液要经过三个净化过程，第一个是焙烧料在中性浸出时，控制浸出终点pH值，使杂质元素水解，存留于浸出渣中。第二个是中性浸出液，在电解锌前必须进行净化除杂，使中性浸出液中的杂质含量符合电积锌的要求。第三个净化过程是酸浸液的除铁，这是因为在热酸浸出中，大量的铁进入溶液，要使溶液中的铁沉淀除去。    中性漫出过程的水解除杂质    这一过程是在中性浸出中完成的，即在浸出终了调节溶液pH值，使锌离子不致水解，而杂质金属离子全部或部分以氢氧化物Me（OH）n形式析出。金属离子水解按下式进行。                          Men+＋nH20 ==== Me(OH)n＋nH+                                 （10)    该反应式（10）无电子迁移、离子活度只与pH有关。反应的平衡条件是                                        1                               pH=pHө - — lgaMen+                                        n            当水溶液介质的pH大于标准pHө时，aMen+就小于1，金属离子便水解沉淀。反之，水溶液介质的pH小于标准pHө时，aMen+大于1，Me（OH）n便溶解。    所以pHө是金属离子Men+水解程度的重要数值。按上述式（10)反应计算得出的pH25ө和PH70ө值见下表。    根据pHө值便可以计算出有关金属离子水解平衡的pH值。                                        1    按反应式（10）的平衡关系，即 pH=pHө - — lgaMen+作图，见下图。由它可以看出金属离子                                        n活度在溶液中的稳定性随pH变化而变化的情况。[next]Me（OH）n生成时 pHө平衡值Me（OH）n+nH+ === Men++nH2O△Gө（25℃）/（j·mol-1）Sө（25℃）/（j·mol-1·k-1）pH25өpH70өTl（OH）3+3H+ === Tl3++3H2O51431-285-0.716-0.755Co（OH）3+3H+ === Co3++3H2O25081---0.35--FeOOH（OH）3+3H+ === FeOOH 3++3H2O22591-957.4-0.3154-0.807Cr（OH）3+3H+ === Cr 3++3H2O-106501-752.11.5330.923Fe（OH）3+3H+ === Fe 3++3H2O-115547-752.11.6170.99Ga（OH）3+3H+ === Ga 3++3H2O-134010-930.81.871.12In（OH）3+3H+ === In 3++3H2O-206595-645.32.8832.16Al（OH）3+3H+ === Al 3++3H2O-230744-731.13.222.4Bi（OH）3+3H+ === Bi 3++3H2O-267410--3.732--Sn（OH）3+2H+ === Sn 2++2H2O-3583077.60.750.717TlOH === Tl++H2O-327532522.213.912.95Cu（OH）3+2H+ === Cu 2++2H2O-219987-160.64.6043.87Zn（OH）3+2H+ === Zn 2++2H2O-279564-208.75.854.91Cr（OH）3+2H+ === Cr 2++2H2O-265507--5.49--Ni（OH）3+2H+ === Ni 2++2H2O-290938-414.56.094.96Pb（OH）3+2H+ === Pb 2++2H2O-325813-3076.826.18（5.678）Fe（OH）3+2H+ === Fe 2++2H2O-317145-221.96.655.6Cd（OH）3+2H+ === Cd 2++2H2O-329873-577.26.2Mn（OH）3+2H+ === Mn 2++2H2O-365703-134.37.6556.55Co（OH）3+2H+ === Co 2++2H2O-300971-230.66.35.29注：t=25℃，t=70℃，a=1时的数据。[next]    随着浸出过程的进行，溶液中酸度逐渐降低，由上图可知某些杂质随着pH值升高，稳定度发生变化，并能发生水解被除去。控制浸出终点的pH值愈高，杂质的水解除去则愈彻底。但硫酸锌在一定pH值下也发生水解沉淀，锌水解pH值与其浓度有关，如生产实践浸出液锌的浓度在130~140g/L,则浸出终了所能允许的最大pH值不得超过5.5~5.6。故工业生产中为了确保规定的锌浓度，浸出终点pH值取5.2~5.4。综上所述，当浸出终点pH控制在5.2~5.4时，根据上表和上图各种杂质水解除去的可能性，以及浸出后续工序的需要，在生产实践中浸出后期水解除杂质主要是针对铁、砷、锑、硅几个元素进行，由于铁与砷、锑，铁与硅之间在水解沉淀过程中有着密切的关系，这些元素水解的好坏不仅关系它们本身净化的程度，而且还成为浸出矿浆能否很好澄清、过滤的关键。

氧化铝分为三类：中性氧化铝，酸性氧化铝，碱性氧化铝&nbsp;如何将中性氧化铝活化再利用：本发明是层析中性氧化铝活化再利用方法。实现了层析中性氧化铝的再生，实现循环利用。具体工艺如下：（１）将使用后的层析中性氧化铝原料投入反应釜内，加水，再加入氢氧化钠，充分搅拌清洗，使颗粒表面吸附物脱离载体；（２）将清洗后的层析中性氧化铝用清水充分冲洗，清除吸附物，加入盐酸中和，用离心机脱水，将其取出；（３）将脱水的层析中性氧化铝投入锅中，加热，载体表面残留杂质焦化或气化，彻底清除载体表面，使孔道全部通畅；（４筛除熔烧过程中的焦炭粉尘颗粒，将其净化；（５）在氧气空间降温，使颗粒表面游离稳定．层析中性氧化铝还原成颗粒，恢复活性。本发明不但降低了生产成本。还充分考虑环保概念，生产过程基本无污染。&nbsp;以上是上海 有色 网为您提供有关中性氧化铝的内容 详细请查阅本网站

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。

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%。

新疆证券周德昕分析认为，人民币升值对钢铁行业总体影响偏中性，出口影响不大，进口压力增大；对有色金属行业的影响，大金属偏利好，小金属偏利空，贵金属偏中性。钢铁行业：短期面临三大影响首先，人民 币升值有利于钢铁企业降低成本。预计２００５年我国矿石进口量为２亿吨，需１１２０亿人民币，升值２％可以节省２２亿元的成本支出，每吨钢的成本因此下降７元，虽然成本下降有限，但对进口铁矿石依赖度较高的钢厂仍构成利好。其次，进口压力加大。我国年进口钢材在３０００万吨以上，其中７０％以上为国内无法生产或者是产能不足的冷板、镀锌等。在目前市场需求萎缩、消费不旺的情况下，本币升值引发的进口量增加将加大冷轧产品的价格压力。以进口的１ＭＭ冷轧薄板分析，７月２０日欧盟市场价格在每吨４８０欧元／吨，美国市场价格在５６０美元／吨，独联体和卡钢对出口中国报价在５４０美元／吨，加上各种税费，大致可计算出进口欧美冷板的成本在５９４３元ＲＭＢ／吨，进口独联体冷板成本为５７３８元／吨。而国内７月２２日冷板１．０＊１２５０＊２５００ｍ／ｍＳＴ１２成交价格在５７７５元／吨。人民币升值２％将使得其冷轧产品进口成本节省１１５元／吨。第三，出口方面的负面影响较小。目前，出口退税的大幅下降和控制低端钢铁的出口，已经使大部分厂商将出口转移至国内市场，因此企业的出口销售收入受人民币升值影响不会很大。２００４年我国钢材、钢坯、铁合金合计出口总额为１３３亿美元，即使２００５年出口总额维持２００４年水平，升值２％也仅使国内钢铁业减少收入２１亿元。上市公司出口业务较大的主要有鞍钢、宝钢、华菱、武钢。从中长期看，虽然“通过国际市场来转移国内过剩的钢铁产能”是２００４年政府努力的方向，但由于人民币继续升值将可能是中长期趋势，因此国内钢材的进口增加和出口减少将是不可避免的，这对本已过剩的钢铁行业会造成进一步压力。当然压力程度还要取决于未来人民币继续升值的幅度和时机。有色金属：短期影响有限出口导向型企业短期不受冲击。一般来说，完全国际化定价的国内有色金属价格将会因人民币升值２％而下跌２％。可是，虽然目前国内的沪金属对ＬＭＥ、ＣＯＭＥＸ金属有一定影响，但国际铜价受资金推动的走势较坚挺，人民币小幅升值对国际资本继续维持有色金属价格影响甚微，因此短期对出口导向的有色金属企业冲击不会很大。利好原料进口型企业。作为有色金属生产大国和资源稀缺国，中国需进口大量原料，同时将部分加工品出口。人民币升值对需要进口大量有色金属矿产品的有色金属冶炼企业是利好，它们可以在一定程度上降低生产成本，但对不同品种和公司的影响会有差异。电解铝已提前消化不利影响。值得一提的是，日前，新政策将终止氧化铝及铁合金加工贸易的税收优惠，这两项产品将不再享有８％的出口退税及免除１７％增值税的优惠待遇。该政策将使电解铝出口大幅下降，４月以来的传闻已经使得电解铝企业减少了氧化铝加工贸易和产品出口，因此人民币升值带给电解铝出口企业的负面影响已经被该政策掩盖掉了。

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

浸出是湿法冶金的度要进程之一，其实质在于运用恰当的溶剂使矿精矿或半产品中的有价成分优先溶出，得以与脉石别离。       为了使矿藏从矿石中单体别离出来以利于浸出，矿石需经破碎和磨矿再进行浸出，一般能够选用机械拌和浸出也能够选用空气拌和浸出。    一、浸出进程的热力学    原猜中各种物质在浸出进程中，什么组分优先溶解、各组分的安稳规模、反响的平衡条件以及条件改变时平衡移动的方向和极限怎么，属热力学领域，是浸出进程需求研讨的问题。    各种金属离子在水溶液中的安稳性与溶液中金属离子的电势、pH值、离子活度、温度和压力等有关，故现代湿法广泛运用电势-pH图来分析浸出进程的热力学条件。电势-pH图是将水溶液中根本反响的电势与pH值、离子活度的函数联系，在指定的温度、压力下将电势和pH值的改变联系标明在图上。    从电势-pH图上不只能够看出各种反响的平衡条件和各组分的安稳规模，还可判别条件改变时平衡移动的方向和极限。下面扼要阐明常温(25℃)下，浸出时固液相间多相反响的吉布斯自在能改变和平衡式，及φ-pH图的制作与使用。    一切湿法冶金的化学反响都可用下列通式标明：                                     aA+nH++Ze-===bB+cH2O    反响具有如下三种类型：    Ⅰ.有电子(e)千移而无H+参加反响的氧化-复原反响其反响的自在能改变为                                     aA+ze-===bB     其反响的自在能改变为    式中   φ——电极电势；             φӨ——标准电极电势(温度为25℃，aMen+=1时的φ)；             z——电子搬迁数；             aA,aB——金属离子的活度。[next]    φӨ值可查表得到，也可由反响标准自在能改变ΔGӨ求出，即：    当aB=aA=1时       ΔGӨ=-1.987·298·2.303npHӨ=-1364npHӨ    式中pHӨ称为标准pH值，pHӨ数值为    式中  n——H+=数；          Ksp——Me(OH)n的溶度积；          Kw——水的离子积。    Ⅲ.有电子搬迁，φ与pH有关的氧化-复原反响，                             aA+nH++ze-===bB+cH2O    反响的电极电势为    a=1,n=z时，电势-pH方程式为                                              φ=φӨ-0.0591pH                                                                   (7)    众所周知，水仅仅是在必定电势和pH条件下才是安稳的，水安稳的上限是分出氧，其安稳程度由下式断定。                                           O2+4H++4e-===2H2O                                    φO2/H2O=1.229-0.0591pH(Po2=101kPa时)                                    (8)    水安稳的下限是分出氢，其安稳程度由下式断定。                                           2H++2e-===H2                                    φH+/H2=0.0591pH(PH2=101kPa时)                                                (9)[next]    由表1所列有关反响的φ3Ө,φ1Ө,pH2Ө值，并假定金属离子活度等于1，令温度等于298K，依据(Ⅰ)、(Ⅱ)、(Ⅲ)类反响化学方程式便可作出Me-H2O系的φ-pH图，见图1。 表1         有关Me-H2O系φ3Ө, φ1Ө,pH2Ө数值Men+-MeMe(OH)nφ3Ө/Vφ1Ө/VpH2ӨAg+-Ag Cu2+-Cu BiO+-Bi AsO+-As SbO+-SbAg2O Cu(OH)2 Bi2O3 As2O3 Sb2O31.73 0.609 0.370 0.234 0.1520.7991 0.337 0.320 0.254 0.2126.32 4.60 2.57 -1.02 -3.05Tl+-Tl Pb2+-Pb Ni2+-Ni Co2+-Co Cd2+-CdTl(OH) Pb(OH)2 Ni(OH)2 Co(OH)2 Cd(OH)20.483 0.242 0.11 0.095 0.022-0.336 -0.126 -0.241 -0.277 -0.4113.90 6.23 6.09 6.30 7.20Fe2+-Fe Sn2+-Sn In3+-In Zn2+-Zn Cr2+-Cr Mn2+-MnFe(OH)2 Sn(OH)2 In(OH)3 Zn(OH)2 CrO Mn(OH)2-0.047 -0.091 -0.173 -0.417 -0.588 -0.727-0.44 -0.136 -0.342 -0.763 -0.913 -1.1806.64 0.75 3.00 5.85 5.5 7.65    从图1能够看出，简略Mn-H2O系划分为Mn2+和Mn(OH)2及Mn三个区域也就构成了湿法炼锰的浸出、水解净化和电积进程所要求的安稳区域。    浸出进程就是要创造条件使原猜中的锰及其他有价金属跳过Ⅰ线而进入Mn2+区。水解净化便是创造条件使Mn2+停留在Mn2+区域，一起使杂质再超越Ⅱ线进入Me(OH)n区。电积便是创造条件在阴极上施加电势，使Mn2+进入金属Mn区。    由图1可知，在锰浸出终了时，操控浸出结尾pH=6.5,一些金属能够呈氢氧化物沉积被除掉。[next]    二、浸出进程的动力学    浸出进程决定于溶剂向反响区的搬迁速度和相界上的化学反响速度。    溶剂向矿藏单位表面的分散速度，依据菲克规则，可标明如下：    在矿藏表面上，发作浸出进程的化学反响，其速度依据质量效果规则可标明如下：    式中  υk——单位时刻溶剂因为在矿藏单位表面上发作化学反响而引起的浓度下降，即化学反响速度；            Kk——吸咐-化学改变动力学阶段的速度常数；            n——反响级数。    经过一段时刻之后，安稳状况便建立起来。在此情况下，各按部就班环节的速度就持平。也就是说，进程微观速度    因而，依据方程(10)和(11)得到                                                          KD(C-Cs)=KkCns    关于大多数浸了进程来说，反响速度都遵守一级反响方程，即n=1.因而，由上式求得： [next]     现在来评论由下列两个阶段(溶剂向相界面的分散及相界面上的化学反响)所组成的浸出进程的各种情况。    ①进程为化学反响所约束，或Kk《KD。在此情况下，依据方程(12)得到：                                                                υ=KkC    对动力学区域来说，最慢的环节是化学反响，所以进程的速度遵守化学反响所固有的各种规则。    ②进程为物质搬迁(分散)所约束，或Kk》KD。在此情况下，依据方程(12)得到                                                                υ=KDC    这阐明进程的速度决定于最慢的分散环节。因而，在分散区域内，进程的速度遵守分散(传质)所物有的各种规则。    ③在上述两区域之间有过渡区存在，其间KD和Kk可相比较。在过渡区域中，进程的微观速度决定于动力学和分散的各种规则。    从以上所可知，各种下降反响速度常数和增大分散速度常数的要素，都将促进进程移入动力学区；反之，亦然。    添加或下降反响速度常数的一个重要要素是温度。    在动力学区域内，浸出速度与温度的联系可用下式标明：    式中  Ko——常数，适当于活化能E等于零时的反响速度常数；            R——气体常数；            E——反响活化能。    对大多数的反响来说，活化能在2.09×104J~8.37×104J规模内。温度对反响速度的影响也常用反响速度的温度系数来标明。如温度升高10℃，反响速度增大到2~4倍，也就是说反响速度的温度系数等于2~4。    在分散区域内，浸出速度与温度的联系可用下式标明：    式中  KO′——常数；       E′——分散活化能。    分散进程也需求活化能，因为分散质点在其运动时不断地落入和跳出溶剂质点力场的规模。分散进程是在没有彻底开裂和构成化学键的情况下发作，故进行时需求较小的活化能，4.18×103J~12.55×103J，这个数值较小的活化能，一般可用来作为判别进程在分散区进行的标志。    三、锰矿的浸出    锰矿的浸出首要选用两大类锰矿，即碳酸锰矿(MnCO3)直接用H2SO4与废电解液浸出或软锰矿(MnO2)与复原剂(硫铁矿、硫酸亚铁、SO2等)加H2SO4与废电解液一起浸出，或许MnO2经复原焙烧后得MnO再浸出，均可制得硫酸锰浸出液。[next]    1.碳酸锰矿粉(MnCO3)的浸出    我国出产电解二氧化锰首要是选用碳酸锰矿浸出工艺流程。碳酸锰矿浸出的热力学分析见图2Mn-H2O系φ-pH图。         Mn-H2O系电势-pH图中有关的反响式如下：         Mn2++2e-===Mn                                                      (1)              φ25=-1.181+0.02958lgaMn2+              φ50=-1.184+0.03206lgaMn2+         MnO+2H+===Mn2+H2O                                            (2)              pH25=8.938-0.5lgaMn2+              pH50=8.119-0.5lgaMn2+         MnO+2H++2e-===Mn+H2O                                      (3)              φ25=-0.6524-0.05916pH              φ50=-0.6638-0.06412pH        Mn3O4+2H++2e-===3MnO+H2O                                 (4)             φ25=0.2232-0.05916pH              φ50=0.2185-0.06412pH       Mn3O4+8H++2e-===3Mn2++4H2O                              (5)              φ25=1.810-0.2366pH-0.08874lgaMn2+              φ50=1.780-0.2565pH-0.09618lgaMn2+[next]       Mn2O3+6H++2e-===2Mn2++3H2O                             (6)              φ25=1.48-0.1775pH-0.05916lgaMn2+              φ50=1.461-0.1924pH-0.06411lgaMn2+       MnO2+4H++2e-===Mn2++H2O                                   (7)              φ25=1.229-0.1183pH-0.02958lgaMn2+              φ50=1.213-0.1282pH-0.03206lgaMn2+       3Mn2O3+2H++2e-===2Mn3O4+H2O                          (8)              φ25=0.8318-0.05916pH              φ50=0.8215-0.06412pH                 2MnO2+2H++2e-===Mn2O3+H2O                             (9)              φ25=0.9734-0.05916pH              φ50=0.9662-0.06412pH     MnO4-+4H++3e-===MnO2+2H2O                     (10)             φ25=1.704-0.07888pH+0.019721gaMnO4-             φ50=1.6851-0.08549pH+0.021371gaMnO4-    MnO42-+4H++2e-===MnO2+2H2O                     (11)            φ25=2.2746-0.1183pH-0.029581gaMnO42-            φ50=2.2763-0.1282pH-0.032061gaMnO42-    MnO4-+e-MnO42-                                                (12)           φ25=0.5549+0.059161gaMnO4--0.059161gaMnO42-           φ50=0.5026+0.064121gaMnO4--0.064121gaMnO42-    MnO3++e-===MnO2-                                          (13)         φ25=1.5127+0.059161gaMnO3+-0.059161gaMnO42-         φ50=1.5460+0.064121gaMnO3+-0.064121gaMnO42-    MnO2+4H++e-Mn3++2H2O                                  (14)         φ25=0.9444-0.2366pH-0.059161gaMn3+         φ50=0.8810-0.2565pH-0.064121gaMn3+    MnO4-+8H++4e-===Mn3++4H2O                       (15)         φ25=1.5122-0.1184pH-0.014801gaMn3++0.014801gaMnO4-         φ50=1.4840-0.1284pH-0.016031gaMn3++0.016031gaMnO4-    2H++2e-===H2                                                   (a)         φ25=-0.05916pH         φ50＝-0.06412pH         φ25=1.2292-0.05916pH         φ50=1.2081-0.06412pH    [next]    由图2可知锰矿浸出各种反响的平衡条件和各组分的安稳规模，可选取优化技能条件有利于MnCO3矿粉的浸出。    浸出时碳酸锰粉的参加量核算公式如下(设以浸出液要求含锰50kg/m3核算)：    硫酸参加量(kg)=锰粉参加量(kg)×矿酸比-废电解液用量(m3)×废液含量(kg/m3)    一般碳酸锰粉浸出的矿酸比为:1:0.55~0.6.    净化:在碳酸锰粉浸出进程中，除主体金属锰进入溶液外，铁与重金属等杂质也相应进入溶液中。工业出产中均选用浸出后加石灰中和水解法除铁，加BaS或Na2S硫化法除重金属，理论上与电解金属锰相相似。    工业出产中把碳酸锰粉的浸出与除铁一般称为化合工序，其首要技能条件为:浸出温度≥90℃，浸出时刻4~6h,浸出结尾pH3~5，中和结尾pH6~7，一般选用氧化钙中和，中和时刻0.5h.净化除重金属一般称为硫化工序，常用的硫化剂有:硫化、、硫化铵、福美钠[又称二甲胺基磺酸钠，简称S.D.D,分子式为(CH3)2NCS2Na)]及多硫化钙等。硫化净化的首要技能条件为:温度60~80℃，拌和时刻30~40min，硫化槽陈化时刻24~48h.    2.软锰矿粉(MnO2)的浸出    MnO2是一种氧化剂，有必要有复原剂的条件下，或许经过复原焙烧后得MnO,才干溶解于硫酸。锰矿石复原焙烧得MnO,复原剂能够用二氧化硫、、铁屑、硫酸亚铁等。这些复原剂存在一些缺陷，如二氧化硫法浸出速度快，但存在副反响，生成连二硫酸锰；法需配套的H2S气体发作设备，工艺杂乱，环境污染严峻；铁粉或硫酸亚铁法试剂耗费大，液固别离较困难，除铁工作量大。    下面介绍两种浸出MnO2较好的复原剂：    1)硫铁矿(FeS2)与MnO2浸出    钟竹前、梅光贵、蒋训雄等具体研讨了硫铁矿与软锰矿浸出的热力学、动力学，并与刘峰等进行了工业性实验，取得了杰出成果，于1987年申请了专利，专利申请号为87102046。[next]    (1)FeS2与MnO2浸出进程的热力学    为了从理论上阐明硫铁矿复原浸出软锰矿的可行性，咱们选用有关公式对Fe-S-H2O系和Mn-H2O系进行热力学核算，制作了Fe-S-H2O系和Mn-H2O系的φ-pH图(见图3)。    由图3可得出如下定论:    ①元素硫安稳区随温度升高而缩小，即温度升高有利于FeS2中的硫转化成SO42-或HSO-4,下降酸耗。    ②Fe2+的安稳区亦随温度升高而缩小，相反赤铁矿(Fe2O3)的安稳区则扩在，因而高温下进行FeS2溶出有利于其间的铁以赤铁矿(Fe2O3)方式留在渣中而下降铁的含量。    ③无论是常温或高温条件下，理论上硫铁矿复原浸出软锰矿都是可行的。选用较高温度浸出首要是出于动力学的需求，一起利于硫铁矿中的硫和铁别离转变为SO42-或H2SO4和Fe2O3，然后到达浸出速度快、酸耗低、铁溶出率低的效果。    ④不同的酸条件下，硫铁矿可别离按下列反响氧化溶出：                   FeS2+MnO2+4H+=Fe2++Mn2++2H2O+2S°                                (1)                   FeS2+7MnO2+14H+=Fe2++7Mn2++6H2O+2HSO-4                     (2)                   FeS2+7MnO2+12H+=Fe2++7Mn2++6H2O+2SO4 2-                     (3)                  2FeS2+15MnO2+28H+=2Fe2++15Mn2++14H2O+2SO42-             (4)    温度较高时，如100℃以上，反响(3)不发作，而以如下反响进行：                  2FeS2+15MnO2+26H+===Fe2O3+15Mn2++11H2O+4HSO-4        (5)    ⑤反响(1)产出的元素S°可进一步氧化生成HSO42-或SO42-,然后下降酸耗。[next]    (2)FeS2与MnO2浸出进程的动力学    ①实验质料与设备    质料:软锰矿与硫铁矿(成分见表2)。 表2                   质料成分质料含量/%成分MnFeCoNiCuSCaOMgO软锰矿40.018.500.110.120.016 ＜1＜1硫铁矿 39.57   43.41      硫酸:化学纯    实验设备与设备(见图4)。    实验在容积为1L的三口瓶中进行，恒温水浴保持温度，三口瓶上装有回流冷凝管避免溶液蒸腾。拌和器由沟通稳压电流供电，确保拌和速度安稳。    ②实验计划    往三口瓶中参加所需量的水和硫酸，开端拌和，待升温到指定温度后，将软锰矿和硫铁矿混匀后敏捷参加瓶中并计时，每隔必定时刻，取5mL矿浆分析溶液中锰，得出锰的浸出率随时刻的改变。    ③实验条件、成果与分析    a.温度实验    实验条件:m(软锰矿):m(硫铁矿):m(硫酸)=1:0.5:0.7,液固比10:1；拌和速度500r·min-1;实验温度70℃，80℃，90℃，95。    实验成果(见图5)阐明，温度对浸出速度的影响明显，在较高温度下(95℃)浸出，仅42min即可达90%的浸出率，而温度较低时(70℃),要到达90%浸出率则需100min.[next]    以1-(1-a)1/3对t作图(图6)，可见1-(1-a)1/3与时刻t成线性联系，契合Habashi表面化学反响操控的缩短核反响模型。    对1-(1-a)1/3~t联系曲线进行线性回归，求得各温度下的实验速度常数K(表3)。 表3                    各温度下的反响速度常数温度T/K343353363368K×1035.3887.3509.80011.850lgk-2.269-2.131-2.008-1.926    以lgk对1/T作图，可见lgk与1/T呈线性联系(见图7)。据图7和Arrhenius方程求得反响活化能为                                                  E=32.26KJ/mol    b.拌和速度实验    实验条件m(软锰矿):m(硫铁矿):=1:0.5:0.525,液固比10:1;温度95℃。调查拌和速度为350,500,910(r·min-1)时对浸出率的影响。    实验成果如图8所示，在所调查的拌和速度规模内(350~910r·min-1),拌和强度对浸出无影响，用缩短核反响模型处理，可得1-(1-a)1/3与时刻t成线性联系，且不同拌和强度下的1-(1-a)1/3~t联系曲线重合(图9)，即拌和强度对反响速度无影响。    温度和拌和速度实验的成果证明:浸出进程受颗粒表面化学反响操控。[next]    (3)浸出条件实验及进程优化    动力学实验成果证明硫铁矿复原浸出软锰矿受颗粒表面化学反响操控，进步温度和浸出剂浓度等有利于加速浸出速度。为寻觅最佳浸出工艺条件，进行了单要素实验。    研讨了硫铁矿用量，硫酸用量，温度，液固等到浸出时刻等要素对锰浸出率的影响。    ①液固比的影响    实验条件:m(软锰矿):m(硫铁矿):m(硫酸)=1:0.5:0.65,温度90℃，浸出时刻4h.    实验成果(见图10)标明，液固比对锰浸出率影响很小，但液固比太小，矿浆粘度增大，液固别离困难；液固比太大，浸出液锰浓度低，蒸汽耗费添加，主张液固比为2:1~5:1.    ②硫铁矿用量的影响    实验条件:m(软锰矿):m(硫酸)=1:0.75,温度90℃；液固比5:1；浸出时刻4h.    实验成果(见图11)标明，硫铁矿用量对锰浸出率的影响较大，其用量为软锰矿量的0.4倍为佳，用量过大，因为很多铁被浸出，既耗费酸，又给下步净化进程形成困难。 [next]     ③硫酸用量的影响    实验条件:m(软锰矿):m(硫铁矿)=1:0.5; 温度90℃，液固比5:1，浸出时刻4h.    实验成果(见图12)标明，硫酸用量是影响锰浸出率的重要要素之一，随硫酸用量添加，锰浸出率敏捷进步，当硫酸用量为软锰矿量的0.65倍以上时，锰浸出率改变很小。    依据上述热力学分析，在不同pH条件下，硫铁矿可别离按本节的反响式(1)~(5)式进行，其间以反响(1)耗酸最大，反响(4)最少。    设浸出进程仅按(1)式进行，即硫铁矿中的硫以元素(S°)方式产出，则求得理论配料比(质量比)为         m(软锰矿):m(硫铁矿):m(硫酸)=1:1.002:1.391    设浸出的反响仅按(4)式进行，即硫铁矿中的硫以SO42-方式产出，则求得理论配料比(质量比)为          m(软锰矿):m(硫铁矿):m(硫酸)=1:0.184:0..826    而实践配料比(质量比)为          m(软锰矿):m(硫铁矿):m(硫酸)=1:0.4:0.65    即实践配料比中硫铁矿和硫酸用量较反响(1)的理论值低，而较反响(4)的理论值高，阐明浸出进程中有适当部分以SO42-或HSO-4方式产出，下降了酸耗。    ④温度的影响     实验条件:m(软锰矿):m(硫铁矿):m(硫酸)=1:0.5:0.81,液固比5:1,浸出时刻4h.    实验成果(见图13)标明，温度升高，锰浸出率添加，浸出温度为90℃左右为宜。    ⑤浸出时刻的影响     实验条件:m(软锰矿):m(硫铁矿):m(硫酸)=1:0.5:0.65;温度90℃；液固比5:1.    实验成果如图14所示，浸出时刻以2h为宜。    ⑥归纳条件实验    依据单要素实验成果，选定三组条件进行归纳条件实验，实验成果如表4。 表4                     归纳条件实验成果序号实验条件实验成果m(软S锰矿): m(硫铁矿):m(硫酸)温度/℃干渣率/%渣成分(%)浸出率/%MnFeMnFe11:0.5:0.659062.630.7721.3898.227.321:0.5:0.89552.80.1520.199.112.331:0.45:0.7510053.91.3116.797.119.25[next]     2)Mn与MnO2的浸出    (1)浸出进程的热力学分析    从Fe-S-H2O系与Mn-H2O系φ-pH图(图3)可知，MnO2与FeS2,FeS在硫酸介质中反响可得，Mn2+,Fe2+,Fe3+,HSO-4,SO42-和S。同理，MnO2与MnS反响可得相似成果。    MnO2与MnS可能发作如下三个首要反响：                     MnO2+MnS+4H+===2Mn2++S+2H2O                                  (1)                     ΔGӨ25=-227.999KJ,ΔGӨ100=-217.979KJ                     φӨ25=1.182V      φӨ100=1.130V     mMnO2(Mn):mMnS(Mn):m(2H2SO4):m(2Mn2+)=0.5:0.5:1.78:1                     4MnO2+MnS+9H+===5Mn2++HSO-4+4H2O                        (2)                      ΔGӨ25=-765.187KJ,ΔGӨ100=-746.907KJ                        φӨ25=0.991V     φӨ100=0.968V    mMnO2(4Mn):mMnS(Mn):m(4.5H2SO4):m(5Mn2+)=0.8:0.2:1.6:1                   4MnO2+MnS+8H+===5Mn2++SO42-+4H2O                          (3)                      ΔGӨ25=-752.886KJ,ΔGӨ100=-740.200KJ                      φӨ25=0.976V     φӨ100=0.959V    mMnO2(4Mn):mMnS(Mn):m(4H2SO4):m(5Mn2+)=0.8:0.2:1.425:1    上列(1)、(2)、(3)三式ΔGӨ均为较大负值，矿从热力学分析，其反趋势大。    (2)浸出条件实验    ①反, 应温度对浸出率的影响见(, 图15).    实验条件：m(硫锰矿):m(软锰矿):m(H2SO4)=1:0.45:0.55,时刻5h.[next]    ②反响时刻对浸出率影响见(图16)。    实验条件：m(硫锰矿):m(软锰矿):m(H2SO4)=1:0.45:0.55,温度90℃.    ③反响始酸浓度对浸出率的影响(见图17)。    实验条件:温度90℃，时刻5h。    m(硫锰矿):m(软锰矿)=1:0.45.    跟着始酸度增大，浸出率进步，但始酸浓度遭到终酸浓度不能太高的约束，不然中和耗量大，不经济，一起有必要考虑硫酸铵浓度的平衡问题。    ④矿比(配料比)对浸出率的影响见(图18)。    实验条件:温度90℃，时刻5h，始酸65g/L.    图18标明硫锰矿与软锰矿质量比在1:0.25以上，锰浸出逐步下降，下降软锰矿则浸出液中有Fe2+存在，为了使Fe2+悉数氧化为Fe3+，有利于除Fe，挑选最佳矿比为硫锰矿与软锰矿之比为1:0.45.    铁离子在MnO2与MnS反响进程中起促进剂效果。                                     2Fe2++MnO2+4H+===2Fe3++Mn2++4H2O                                     2Fe2++MnS===2Fe2++Mn2++S                                    ΔGӨ25=-158.168KJ,ΔGӨ100=-221.719KJ    经过170屡次浸出条件实验，得出浸出最佳条件为:m(硫锰矿):m(软锰矿):m(H2SO4)=1:0.45:0.65,温度90℃,时刻5h，锰浸出率75%~80%。    四、浸出液的净化    锰浸出液的除铁与除重金属与电解金属锰相似。

此法是向硫酸酸性（pH1.5～2.5）矿浆中鼓风拌和进行金、银浸出的惯例疗法。矿浆中的已溶金一般选用过滤和屡次洗刷，并从滤液和洗液顶用置换、吸附或电解法收回金。它与化法的CCD工艺类似。但由于矿浆是强酸性介质，铜、铅、锌、铁等贱金属会和金、银一道溶解生成络离子，它不光使矿浆中的离子浓度过高，也会耗费很多。特别是用来处理硫精矿时，硫进入溶液会生成H2S、S0、SO42－、HSO4等硫化物。它们的彼此转化又可使矿浆中H2S（液）的平衡浓度约达0.1M，它会使金属离子很多生成硫化物沉积。其间尤以金、银被硫化而沉积于矿浆中，或许S0粘附于矿粒表面而发生钝化，都会下降金、银的浸出率，并使浸出作业结尾过早呈现，浸渣中含金过高而形成丢失。但由于对银的浸出率比化法高得多，故1982年以来墨西哥科罗拉多金银矿山就选用法替代化法从含银尾矿中浸出银，获得了很好的作用。 一、从辉锑矿精矿中浸出暴露金 澳大利亚新南威尔士的希尔格罗夫（Hillgrove）锑矿是一个前期挖掘的矿床，现存锑矿带均匀宽只300～400mm。1969年，新东澳大利亚矿业公司（NEAM）又在这儿运营一个小矿山和选厂。 该矿为石英脉型含金辉锑矿床，首要共生矿藏为黄铁矿、磁黄铁矿、毒砂、白钨矿和绿泥石等，矿石含Sb～4.5%、Au～9g∕t。采出的矿石经磨矿、重选和浮选，产出锑精矿售给冶炼厂。精矿中含金30～40g∕t、冶炼厂不交给任何酬劳。为了提取其间的金，选厂曾用化法实验，作用欠好。后在实验其他溶剂时，发现能快速地浸出精矿中的暴露金。而于1982年3月树立一座1t∕h的小型分批作业浸出车间。 该车间处理锑精矿仅仅收回其间的单体解离金，并不希求更高的金收回率。故选用较高的和Fe3＋浓度，并将浸液与精矿预先混合制浆，可使每批精矿的纯浸出时刻缩短至不超越15min。浸出贵液中的金用活性炭吸附，产出含金6～8kg∕t的载金炭直接出售。吸附金后的液加H2O2调整氧化复原电位后回来浸出进程循环运用。 选用浸出的开始几个月，曾呈现已溶金沉积丢失，经查明，它是吸附在精矿中的绿泥石上形成的。故又在浮选时添加空气按捺剂633以按捺绿泥石，并在浸出前向矿浆中参加少数柴油。采纳这些办法后，暴露金得以浸出，精矿中金收回率达50%～80%，耗费一般在2kg∕t以下。 该公司还发现，浮选尾矿中的毒砂含有很多金，故又添加了毒砂浮选回路，产出的砷精矿含As15%～20%、Sb5%、Au150～200g∕t，尾矿中金的收回率～70%。为此，又于1983年建成一座600t∕d的前期尾矿再处理工厂，可从每吨尾矿中收回金1～2.5g。 二、含银质料制取纯银 为了探究用含银质料制取纯银的新工艺，张箭等进行了含银质料的浸出、络合物结晶和灼烧结晶体制取纯银的新工艺研讨。实验成果，银的直收率91%以上，产品银纯度达99.84%。 实验所用质料组分为（%）：Ag 0.9l、AgCl 0.29、SiO2 61.00、CaO 15.76、MgO 0.78、Fe2O3 1.81、Al2O3 1.75、K2O 1.16、Na2O 0.47、H2O 3.30、挥发物11.05、其他1.72。 小型实验将质料磨细至－2mm，称样100g置于500mL烧杯中，参加二次蒸馏水和试剂纯药剂制造的浸出液300mL进行各条件单因子实验，并依据单因子实验成果进行归纳条件实验，选定的最佳条件为：SCN2H4 0.52mol∕L、H2SO4 1.18mol／L、Fe2（SO4）3 0.004mol∕L、温度60℃、拌和速度700r／min、浸出时刻2.5h，经过滤、洗刷、洗液和滤液兼并，渣弃去。银的浸出率为98.50%。 扩展实验在上述条件下，改用自来水和工业纯药剂进行扩展10倍的实验，成果，银的浸出率分别为97.23%～98.91%，重现了运用二次蒸馏水和试剂纯药剂小试的成果。 硫脉浸出液中银呈Ag（SCN2H4）3－络离子状况。络合物的结晶经单因子实验成果显现：温度由15℃降至2℃，结晶率由70%上升至95%以上；pH0.5～3之间，结晶率都在80%以上，pH的上升结晶率只略有添加。当pH＞3.5时刚呈现黑色沉积。溶液含银浓度0.6～3.6g∕L时，结晶率都略高于80%。跟着银浓度的升高，结晶率略有下降趋势，但无显着影响。在此基础上选定的结晶条件为温度2℃、pH＝3、原液含银0.78g∕L，银的结晶率达93%。在三要素中、经方差分析标明，影响结晶率的首要要素是温度。 产出的结晶于100℃左右枯燥后，升温至1100℃灼烧产出99.84%的纯银。若将母液中别离的结晶用低温水洗刷除掉可溶杂质，产品纯度还可进步。别离结晶后的母液，可回来再用于浸出银。 本实验虽为0.1～1.0kg规划小型探究性实验，但生产流程短、工艺简略、设备出资少、产品纯度高，且可用来处理不纯金属银、氯化银、硫化银、辉银矿、角银矿及其混合原科，具有工业使用远景。

1金矿堆浸 堆浸技能在我国的使用，开始于1980年，但在其时的投入使用中，受技能设备生产工艺、生产规模等多个方面的影响，导致黄金浸出率低，在严峻糟蹋黄金资源的一起，还给环境造成了严峻的污染。但跟着低档次金矿堆浸工业研讨的不断深入，在很大程度上推动了我国黄金选冶技能的开展，使我国低档次金矿堆浸水平上了一个新阶段。 跟着金矿档次越来越低，惯例重选-化流程或浮选-化流程提金收回率以不能满意充沛使用资源的要求。堆浸技能，特别是全泥化浸出技能，对处理低档次金矿有很有优越性。金矿的堆浸，就是将低档次金矿石破碎到必定粒度，然后将矿石筑堆，使用化浸出液喷淋矿石的办法，使与矿石中有用组分充沛触摸反响，使金以溶液方式进入含金贵液，再收回金的办法。  2金矿拌和浸出 金矿拌和浸出与金矿堆浸，在原理上类似，不同在于拌和浸出可使矿藏更好的与触摸，进步浸出率与金的收回率。拌和浸出要求矿藏磨碎到指定粒度，使包裹金露出出来，更易浸出，一般磨矿费用在选矿工艺流程中占很大份额。拌和浸出用于充沛收回金矿资源和含金量高的富矿。 进步浸出率的办法有加压浸出、加温浸出和强化拌和。

锑阳极泥成分：Au3.37%，Cu9.66%，Ni4.40%，Pb26.72%，Sb33.40%，As0.70%。        实验是先将试料置于介质中，等速参加次进行贱金属浸出，过滤别离后，再将浸渣进行选择性溶解并用钠沉金，取得产品金。滤液进入贱金属收回和废液排放处理工序。准则流程如图1所示。        一、浸出图1  锑阳极泥提金新工艺流程         实验成果表明：电位在430～450mV，有98%以上的贱金属转入溶液，金则较少溶解。浸出条件是：操控液固比10∶1，温度80℃，酸度6mol/LHCl、NaCl量80g/l。取得的浸出成果列于表1。   表1  浸出实验成果浸出物电位/mV渣率/%成   分/%AuCuNiSbPb浸渣1 浸出率400～420  5.268 0.551.6 98.80.35 99.14.26 99.30.44 99.5浸渣2 浸出率450～470  5.170 0.701.3 99.80.34 99.54.57 97.40.50 99.0       二、金复原       按金：复原剂=1∶2用量，在80℃，在不同酸度及不同复原剂的复原实验，成果见表2，从 果能够得知：用钠作复原剂，金复原彻底。酸度控 控在2.4mol/LHCl以下，复原率99.9%；用硫酸亚铁作复原剂金沉积不彻底；草酸和作复原剂会使贱金属共沉，影响金纯度。故钠作复原剂比较抱负。   表2  不同复原剂沉金成果  复原剂操控酸度残液含金/(g·L-1)金的收回率/%钠 草   酸硫酸亚铁1.5mol/L pH2 pH1 1.4mol/L pH10.001 0.005 0.005 － －＞99.9 ＞99.9 ＞99.9 67.2 84.5       三、溶液处理       （一）氢氧化钙中和别离锑       锑阳极泥浸出液一般酸度4mol/LHCl左右，先用Ca(OH)2中和至pH=1.5～2.0，则97%～99%锑沉积分出，过滤后，溶液再加氢氧化钙至pH=7，则铜、镍、铅淀淀分出。       （二）硫酸浸出别离铅        含铜、镍、铅的沉渣用10%硫酸浸出，则铜、镍溶解，铅在渣中经过过滤别离。稀酸用量由调查沉积物的产色来判别，当沉积物色彩由果绿转入白色时，证明铜、镍浸出彻底。       （三）氢氧化钙中和沉出铜、镍       含铜、镍溶液经氢氧化钙中和至pH=7，过滤，则铜、镍留于渣中。       （四）溶液净化排放       因为沉铜、镍、铅的滤液含铜，铅量达不到排放标准，所以采碳酸钠调整溶液pH值到8，使铅进一步沉出，再用5%的Na2S沉积铜，则排放合格。沉铜、镍滤液为酸性溶液，铅排放合格，铜挨近合格。       可见操控电位选择性氯化浸出工艺，能将98%以上的贱金属有效地浸出别离。金留于渣中。此渣用操控电位630～650mV，酸度2mol/LHCl加NaCl80g/L,温度80℃，固液比1∶10，加次量为浸渣料的40%～50%，溶解1h至溶液呈黄色，金浸出率达98.38%。       昆明贵金属研究所曾对成分分为：Au0.81%，Cu2.35%，Ni0.36%，Pb14.10%，Sb71.73%的高锑阳极泥进行实验，选用的流程与此类似，定论也附近。

镍电解系统净化产出的钴渣，主要元素组成列于表1。 表1  钴渣的主要金属元素的含量Co、Ni、Cu、Fe等金属在钴渣中主要以氧氧化物形式存在，在液固比为（3～4）∶1及机械或鼓风搅拌条件下，用硫酸调pH＝1.5～1.7，通入SO2还原溶解。但在初期未通入SO2之前，因Cl－被氧化而放出氧气，还原浸出期间Ni、Co和Cu呈二价离于进入溶液，在鼓空气搅拌浸出时部分Fe氧化成三价。主要化学反应可表示为：在鼓空气搅拌情况下，可发生亚铁离子的部分氧化，如：还原浸出液的成分列于表2。 表2  钴渣还原浸出液主要成分

不管是运用浸出金矿仍是选用新式的无毒浸出药剂进行浸出金矿出产，都必须进行或具体或简略的浸出选矿实验。进行浸出金矿实验的意图是：具体查清该金矿石的矿石性质，为选矿归纳收回供给科学依据。供给该矿石的最佳选矿工艺流程及计划，为节省工艺流程改造出资、合理操控选矿出产成本、进步经济效益等，供给最佳平衡点工艺计划，供给金最佳浸出目标，为选矿厂工艺改造及新建选矿厂供给科学的规划依据。 (一)原矿矿石性质研讨 对该矿石进行岩矿判定，具体了解矿藏的组成、结构、结构、嵌布粒度及矿藏与脉石及有害元素之间的联系。了解该矿的矿藏特征，及有用矿藏、脉石矿藏的品种及相对含量。了解该矿的有用矿藏的粒度特性，包含矿藏的嵌布粒度巨细和粒度散布特征。了解该矿的有用矿藏和脉石矿藏结构特征和结构特征，包含矿藏的嵌布粒度巨细和粒度散布特征。了解该矿的有用矿藏和脉石矿藏的嵌布特性和镶嵌联系及有用矿藏和首要脉石矿藏的粒度组成。 (1)原矿光谱分析 (2)原矿多元素分析，断定一切可收回使用的元素及有害元素。 (3)对金进行物相分析，辅导选矿工艺及选矿目标的断定。 (4)对原矿进行真密度及假密度测定。 (5)对原矿进行硬度测定。 (6)对原矿进行x衍射分析测定。 (7)对原矿进行可磨度测定。 (8)磨矿细度曲线测定。 (9)对原矿进行不同粒度筛析，断定矿石中不同粒度的组成份额，为规划改造供给依据。 (二)选矿工艺具体条件实验 进行具体的磨矿细度实验，依据出产成本、选矿出资、选矿目标等要素，断定最佳的磨矿细度，找出磨矿细度对浸出的影响规则。 (1)进行具体的用量实验，断定的最佳用量。 (2)进行具体的石灰量实验，断定的最佳石灰用量。 (3)进行具体的浸出时刻浸出时刻实验，断定最佳的浸出时刻，找出浸出时刻和浸出率的影响规则。 (4)进行具体的无浸出实验，断定无药剂浸出替代化浸出的可行性。 (5)进行具体的无毒浸金药剂用量实验，断定无毒浸金药剂的最佳用量。 (6)关于含碳含砷等难浸出矿石进行具体助浸剂用量实验，断定的最佳助浸剂用量。 (7)进行具体的无毒浸出时刻实验，断定最佳的浸出时刻，找出浸出时刻和浸出率的影响规则。 (8)进行具体的浸出浓度实验，断定的最佳浸出浓度。 (三)对尾矿进行性质分析 尾矿多元素分析 ，尾矿中的金的物相分析。经过对尾矿性质的研讨，查明尾矿的成份，研讨分析尾矿中的金是否还有使用可收回价值。若具有收回价值，持续对尾矿进行加以收回使用实验，到达最佳的收回效益。 选矿实验对现场出产建设有着极其重要的效果，经过简略的选矿实验断定合理的无毒浸金药剂，使经济效益最大化。

电镀工业发生很多的含Cu, Ni, Zn, Cr, F等重金属的电镀污泥,因为电镀出产工艺、镀件品种、废水处理工艺的不同而各有差异,成分十分杂乱。电镀污泥对环境和人体健康构成的损害现已引起人们的极大重视,电镀污泥含有多种金属成分,其档次往往高于金属富矿石,性质杂乱是国内外公认的公害之一,但其自身也是一种廉价的二次可再生资源。现在首要经过污泥的固化安稳化及其资源化使用等办法到达无害化处理的意图。固化/安稳化首要是参加一些固化剂以固化污染源。电镀污泥的资源化使用近年来的研讨方向和资源化使用办规则比较多,如:收回电镀污泥中的有用金属,堆肥农用或加工成工业原料这类办法在消除电镀污泥损害的一起也能取得必定的经济收益,因而污泥的资源化使用及其相关技能将成为含重金属污泥处理技能的研讨要点。 我国电镀厂点多、小而涣散,出产技能落后。现在,用化学沉积法处理电镀废水是最为简略有用的办法,为大多数电镀厂所选用,产泥率一般为2.2×10-3左右。依照对电镀废水处理方法的不同,可将电镀污泥分为混合污泥和分质污泥两大类:前者是将不同品种的电镀废水混合在一起进行处理而构成的污泥;后者是将不同品种的电镀废水别离处理而构成的污泥,如含铬污泥、含铜污泥、含镍污泥、含锌污泥等。依据电镀废水处理的条件不同,电镀污泥首要分为铬系污泥和非铬系污泥两种:前者除含铬外尚含铁、锌、镍、铜等金属的氢氧化物,而后者不含铬,首要成分则为铁、锌、镍、铜等金属的氢氧化物。但实际上大多数电镀小厂商的废水经过处理后得到的多是混合污泥。现在针对电镀污泥的管理和资源化使用也是以混合污泥为首要目标。 铜的浸出 浸出是溶剂挑选性地溶解固体废物中的某中意图组分，使该组分进入溶液中而到达与废物中其他组分相别离的工艺进程。 含铜电镀污泥经过必定的预处理后，选用、硫酸或生物法浸出其间的铜。 浸出挑选性好，但具有刺激性气味，对浸出设备密封性要求较高,并且当NH3的浓度大于18%时，的蒸发较多，构成的丢失及操作环境的恶化。硫酸浸出反响时间较短，功率较高，但硫酸具有较强的腐蚀性，对反响器防腐要求较高。生物法浸出本钱很低，但反响时间很长，一般需求20天以上，因而需求更大的反响器容积。采纳哪种浸出方法要依据污泥的来断定。 ①浸出法 浸出常用于含金属铜等金属及其氧化物的废物的浸出，归于金属电化学腐蚀进程。因为铜能与构成安稳的可溶性络合物，扩展了铜离子在浸出液中的安稳区，下降了铜的复原电位，使其较易转入浸液中。浸铜及其矿藏的首要反响为：②酸浸直接法 酸浸出法首要是使用硫酸等常用酸浸出含铜污泥以及铜矿，并将其间的铜等金属以离子方式浸取到溶液中。其原理首要是使用酸碱及酸盐反响。 酸浸铜及铜矿的首要反响如下：③生物浸出法 生物法浸出电镀污泥中的铜尽管未见研讨报导，但对含铜矿石的生物法浸出己经进行了很多的研讨，并在出产实践中有所使用。含铜矿石有很大部分是以CuS的方式存在的，电镀职业处理废水部分选用Na2S沉积法相同发生CuS方式的沉积，这种相似性关于电镀污泥进行生物法浸出有很大学习含义。并且微生物经过生命活动中使周围环境的pH值下降，电镀污泥的酸浸出就是依托下降pH值来完成的。江西德兴铜矿于1981年与中国科学院微生物研讨所协作，进行了细菌培育及细菌摇瓶实验，结果标明：含铜档次为0.117%,粒度为-0.076mm占90%的矿石，浸出2个月，浸出率可达55%。1985年又进行了1000吨级的工业实验，现己完成了大规模出产。实践标明，微生物浸矿技能工艺简略、出资少、出产本钱低，可有用挖掘和充分使用低档次矿产资源，一起有利于环境保护，具有杰出的经济效益和社会效益。跟着生物浸矿技能的开展及使用，对浸矿微生物的研讨也得到了长足的开展。已从开始的发现到根本把握了其生理特性、浸矿机制、培育基浸出温度和浸出酸度等要素对细菌成长、浸出的影响规则，开始完成了对浸矿微生物的监控。 结语 电镀污泥选用本文工艺处理,能够收回大部分的铜,一起也使污泥中的有害成分在堆积期间向土壤和水体的迁移扩散得到有用操控,可发生显着的社会效益和必定的经济效益。

20世纪以前，世界上部分的金属锌是从氧化矿中冶炼的，当时美国、比利时、法国等国家的炼锌厂通常都是用氧化矿的富矿炼锌。对氧化锌矿而言，主要是指硅酸锌矿Zn2 Si04和异极矿Zn4(Si207）（OH）2·H20，这些矿常伴有菱锌矿ZnC03。    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Si02。几十年来人们围绕着为获得易于过滤的矿浆，做了大量的工作，从而对矿浆中硅的危害已取得突破，已有一些处理硅酸锌矿的酸浸技术用于工业生产。    浸取过程中Si02的行为及控制    硅酸锌和异极矿均易被稀硫酸溶解，在锌溶解的同时SiO2也进入溶液，反应为                  Zn2Si04＋2H2S04 → 2ZnS04＋Si（OH）4（或H4Si04）              Zn4（Si207）（OH）2·H20＋4H2S04 → 4ZnS04＋2Si（OH）4＋2H20    进入溶液的硅酸很不稳定，分子间将发生聚合作用形成多聚硅酸，由硅酸聚合成硅溶胶，硅溶胶再经胶凝形成水凝胶。其聚合过程首先是单分子硅酸聚合成双分子聚合物、三分子聚合物，最后形成多分子聚合物而变为稳定的胶体溶液。如果溶液中Si02浓度足够大，在放置过程中就会自动地进入胶凝过程而成为水凝胶。水凝胶中溶液含量通常在95%以上，呈半固体状态失去流动性，给液固分离带来困难。    硅酸是带电的，通常认为原硅酸的等电点在pH＝2附近，pH大于等电点时，原硅酸可按下式离解。                              H4Si04 ←→ -H3Si04-＋H+        而在pH低于等电点时，H4Si04可与溶液中H+结合。                              H4Si04+ H+ ←→ H5Si04+        对硅酸的聚合过程，戴安邦教授等作了大量研究，提出了不同pH值范围内硅酸聚合的两种机理，他们认为在溶液内有两种负离子H2Si042-和H3Si04- ,二者在溶液内随着外加酸浓度的增高逐渐与H+结合。[next]        此二聚体又可进一步与硅酸H4Si04作用生成三聚体、四聚体等多硅酸或支链多硅酸。多硅酸再聚合形成胶态Si02质点即Si02溶胶。    在pH＜2的酸性溶液中，硅酸根的配位数为6，此时硅酸分子和带正电的硅酸离子H5Si04+进行羟联合反应形成双硅酸。由双硅酸、三硅酸……多硅酸一直聚合下去，生成硅溶胶或硅凝胶。    A  影响硅溶胶、胶凝作用的因素    影响硅溶胶、胶凝作用因素如下：    (1)浓度在一定温度和pH值条件下，硅溶胶溶液中SiO2浓度大则胶凝快，浓度小则胶凝慢，一般认为浓度小于1％时则不易胶凝。    (2)温度温度对胶凝的影响与硅胶溶液的pH值有关，在酸性溶液中升高温度胶凝速率增大，在碱性溶液中情况正好相反，升高温度胶凝速率反而减小。    (3)电解质浸出液中含有大量的电解质，对溶胶的稳定性不利，会使胶凝速率增大。    (4) pH值pH值对硅溶胶的胶凝速率影响最大，当溶液接近中性时，胶凝速率最大；在酸性或碱性溶液中则胶凝速率较小。    在碱性介质中，Si02主要以前述的原硅酸根离子（A）和（B）存在，且二者均荷负电，不易发生凝聚。当溶液中呈酸性时，将生成一部分原硅酸（C)，此时溶液中硅酸主要以（B)、（C)两种形式存在，且易发生聚合反应，故胶凝速率最大，当pH值愈来愈低时，原硅酸（C)的浓度愈来愈小，聚合速率随之变小。因此胶凝曲线上应有最低点。    赫尔(Her)认为，胶凝时间和pH值的关系如以胶凝时间为纵坐标,pH值为横坐标作图，得N型曲线，最低点pH值为5.5，最高点pH值等于2。戴安邦教授从理论和实验上得到的N型曲线如下图所示。曲线的最低点为pH＝7~8，最高点为pH=1.5~2.0。[next]    由此可见，对硅酸聚合速率影响最大的是pH值，而pH值的影响表现为：   （1)在硅酸的等电点pH=2附近硅酸最稳定，聚合速率最小；   （2)当 pH＞2和pH＜1时硅酸聚合的速率增大，并随pH值的升高或降低聚合速率增大，直到生成体积庞大、疏松网状结构的水凝胶。人们可以依据硅酸这种特性，设法使其在胶凝之前形成易于过滤的形态，而不聚合成凝胶，给矿浆液固分离创造有利条件。    B  氧化锌矿浸出时防止硅酸危害的途径    防止硅酸危害的途径如下：   （1)设法在氧化锌矿浸出时不产生胶质Si02，即使产生也应使其尽量减少到最低限度。   （2)氧化锌矿浸出时不控制Si02溶解，但设法控制矿浆中硅酸的聚合作用，使硅酸在胶凝前除去以改善矿浆液固分离的性能。    氧化锌矿酸浸工艺    A  老山（Vieille一Montagne）工艺    操作程序是：先将矿料磨细到80μm，加入到硫酸锌中性溶液中,在不断搅拌的情况下，加热到70~90℃，然后缓慢（不少于3h）加人含游离酸100~200g/L的废电积液，使溶液的酸度逐步提高，待pH值达到1.5左右、溶液含酸1.5~15g/L即达到浸出终点。保持70~90℃的温度继续搅拌2~4h，可使已溶解的硅几乎全部以不溶的晶体硅析出。操作结束时，矿浆中含有硫酸锌溶液、悬浮的晶体SiO2及残渣。在70~90℃和搅拌的情况下，硅酸的聚合速率很大，可使溶液中胶质Si02的浓度较浸出达到终点时溶液中要求的含硅量还要低，Si02浓度从0.487~0.762g/L减到搅拌结束时的0.147~0.291g/L，矿浆的过滤性能较好，经浓缩后过滤速度可达125 ~652kg/（m2·h)干渣。由于矿浆含酸较高(1.5~15g/L H2SO4)，在送净化前需中和降酸，这一过程可在过滤后或过滤前进行。[next]    泰国利用老山法与比利时合资建成了达克（Tak Zinc Smelter）锌冶炼厂，设计能力为6 x 104t/a电锌，1984年11月投产，1985年达产。该厂的原料硅酸锌氧化矿来自泰国西北部，平均含锌品位为20%~25%，矿石中主要含锌矿物为：异极矿60%、菱锌矿30%、水锌矿10%。该厂的主要生产工艺为：矿石由堆场运到矿石车间，磨矿采用球磨机与水力旋流器闭路进行湿磨，粒度要求-80μm，细磨后的矿浆用泵送到浸出车间，浸出用5台浸出槽、3台中和槽连续作业，浸出槽为机械搅拌空气提升，浸出时间8~12h，采用水平真空带式过滤机过滤。    B  中和凝聚法和EZ工艺    我国昆明冶金研究院研制中和凝聚法和澳大利亚电锌公司创造的顺流连续浸出法（EZ法）工艺相近，均是在氧化矿酸浸后再进一步进行中和凝聚的方法。EZ法进行了规模为5t/d的工业试验之后即告停顿。昆明冶金研究院的中和凝聚法在进行了2t/d扩大试验后，在国内建设了多座规模为电锌200~2000t/a的小型湿法炼锌厂，处理的氧化矿成分一般含Zn 30%左右。   中和凝聚法工艺由浸出和硅酸凝聚两段组成，凝聚段主要是处理溶解在矿浆中的Si02，通过中和并加入Fe3+，A13+凝聚剂，使胶质Si02在高pH 值,高Zn2+浓度和足够的反离子Fe3+ , A13+凝聚剂存在的条件下聚合成颗粒相对紧密，易于过滤的沉淀物。

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。

在国外常用于向矿堆上喷洒溶液的喷发器有巴格达（Bagdad）摇晃喷发器、“雨鸟（Rainbirds）”喷发器、纳尔逊（Nelson）喷发器和旋鸟（Whirlybirds）喷发器。后来又研发出一种存喷头上加装主动调理设备的旋转喷头。但在有些国家也多有运用农用喷灌喷头的。 在我国，前期运用的喷头多不是专用型的，特别是中小矿山，运用固定塑料淋浴喷头、摇晃农用喷头和医用乳胶管克己喷头的都有。前几年，长春黄金研讨所研发的旋转摇晃式塑料喷头，具有结构简略、体积小、质量轻、喷洒均匀、寿命长等长处，它经过进入喷头偏疼分液槽液流的水平分力，使喷洒头受逆时针方向的扭矩而旋转喷发，一起发生摇晃。此喷头的喷洒半径与溶液进入喷头的压力和流量成正比添加。在工作压力0.01～0.5MPa、流量0.5～1.1m3∕h时，喷淋半径可达3～7m。这种塑料喷头经二道岭、八里沟等矿山运用，作用满足。 为了进步堆浸法的布液作用，除上述外，国外还在研讨“滴灌（淋）法”和在矿堆内布管的“渗灌（淋）法”等布液办法。不久前还研讨了一种“蓄水法”并据此开展成为一种新式渗滤浸出工艺“槽浸法”。 浸出液含浓度多为0.3～1g∕L，并按先浓后稀准则，开端选用0.8～1g∕L，中期0.5～0.8g∕L，最终阶段用0.3～0.5g∕L。喷液量一般为15L／（m2·h）。如一座10000t的矿堆，浸出液总流量约为150L∕min。新矿堆从开端喷液起，一般需3～5d才有浸出液从堆底流出。在正常情况下，每吨矿石约吸收喷淋液50～80L，初始排出液pH值和NaCN浓度显着下降，液中含金约达（0.3～15）×10－6，5～6d内浸出液含金可达最高值，然后逐步下降。当浸出液含金降至0.1mg／L后停止浸出。过程中，因为浸液被矿石吸收和蒸腾，应酌情适量加水弥补。 停止浸出的矿堆，先喷水洗刷几回。如条件答应，在每次洗刷后，最好待洗出液排完再进行下一次洗刷。用于洗刷的水量依据蒸腾量和尾矿含水量决议。排出的洗液其间含有微量金和，会集储存于贫液槽中供下次洗刷或制造浸出液运用。 经水洗后的尾矿堆能够选用多种办法损坏其间残存的，其间运用漂的办法较为简洁。漂的用量一般按矿堆总残存量化学核算量的1.5～2倍参加。依据某堆场的经历，按矿堆总NaCN残存量加漂16倍，用水化开洗堆7d，可根本除尽残存的。有的矿山则将漂参加废矿中一起运走，在废石堆场天然脱毒。 供屡次运用的堆场，废矿经脱毒处理后运送废矿场，再在原地堆矿和浸出。只运用一次的堆场，废矿经脱毒后多不适走，而成为“永久”废石堆。

图1的热力学分析标明，辉铋矿的络合酸溶反响在实验条件下能够发作。实验标明，没有氧化剂存在时，反响速度较慢。图1  恒电位电解槽电压和阳极电位随时刻的改变 王成彦、邱定蕃等研讨了矿浆电解时辉铋矿的氧化浸出机理，以为辉铋矿的氧化能够经过下面几种不同的反响进程而得以完成。   （1）   （2）   （3） 反响式（1）是辉铋矿与阳极的直接受阻触摸氧化。反响式（2）是三价铁与辉铋矿的直触摸摸氧化。反响式（3）是辉铋矿首要经络合酸分化反响生成硫化氲，而氧化剂主要是和的氧化复原。式（2）和式（3）的差异就在于此。微观上，能够借助于对进程浸出渣样的物相结构的分析，来判明辉铋矿浸出反响的机理进程。 一般来讲，元素硫系硫化物在湿法冶金进程的相变产品。在低于硫的熔点（386K）浸出时，元素硫通常以三种方式嵌布（图2）：（a）在硫化矿周围呈疏松多孔状；（b）呈细密细粒状吸附在硫化矿周围；（c）呈细粒单体散布在提出渣中，与硫化矿自身无关。前者为金属阳离子分散进溶液后而残留下来的结构；后两种是硫化矿首要经酸分化生成H2S今后被氧化的结构；究竟是（b）仍是（c），则取决于浸出进程的许多影响要素。浸出渣中元素硫的嵌布状况直接联系到对浸出进程的解说。图2  元素硫的几种嵌布形状 对辉铋矿浸出进程分阶段取样渣的显徽镜调查发现，浸出15min时，辉铋矿改变甚微，此刻渣中有很少数的细粒状单体元素硫生成，散布在浸出渣中。当浸出时刻到达30min时，部分辉铋矿鸿沟已出现被腐蚀的痕迹；元素硫的生成数量较前者略有添加，基本上以细粒单体存在。浸出时刻到达60min，辉铋矿的溶蚀愈加显着，锯齿型鸿沟随时可见，元素硫大部分呈单体外，少数呈细粒状吸附在辉铋矿颗粒的鸿沟。90min时，辉铀矿颗粒鸿沟附着元素硫的状况愈加遍及，构成粒度显着增大，渣中已不易发现细粒的辉铋矿。浸出时刻达130min，辉铋矿周围的硫珠越来越多，简直连成一个硫珠环，一起渣中呈单体的硫珠也显着添加，残存的辉铋矿随浸出时刻的改变已不非常显着。 归纳以上的分析，能够以为，辉铋矿在实践的矿浆电解进程中的浸出反响，不是简略的硫化物金属阳离子的分散进程。从浸渣中存在着很多与硫化物无嵌布联系细粒细密的单体元素硫的状况看，它绝非是硫化物中金属离子分散进溶液后的残留物，而是一个从头构成的产品。也就是说，在辉铋矿的浸出进程中必定存在着一个成硫反响，也必定存在着辉铋矿的酸分化反响。依浸渣中的矿藏改变能够以为酸浸进程存在着如下反响跟着辉铋矿的不断分化，成硫反响也在不断进行；跟着H2S生成量的添加，部分H2S与溶液中的三价铁反响，产出元素硫嵌布在辉铋矿周围，部分H2S远离辉铋矿颗粒而与三价铁反响，构成单件的硫珠。 理论浸出电解时刻今后，辉铋矿浸出挨近彻底，二价铁也简直悉数转换为三价铁，析氯析氧反响开端发作。 由此能够得出如下的定论： （1）在阳极浸出进程中，辉铋矿首要进行的是酸分化反响（2）阳极生成的三价铁主要是与辉铋矿酸分化生成的H2S进行氧化复原反响，而与辉铋矿直触摸摸进行的氧化复原是非必须的。（3）对浸出渣的物相分析标明，元素硫的构成不是简略的金属阳离子分散进程产品，而是的氧化产品。因此在实践的酸浸进程中既存在着硫化矿的酸溶解反响，也存在着一个成硫反响；产出的硫大部分呈细粒单体，少数吸附在辉铋矿周围。 张英杰从电解质溶液中固液界面双电层结构与矿粒的机械运动动身，推导了必定超电位下（阳极析氯反响没有发作）影响阳极反响速率（电流密度）的要素，得出阳极电流密度（i）与矿浆浓度（Cs）、拌和转速的平方（NR2）呈线性联系，与矿粒粒度无关。进而核算出在任一会儿附着在1cm2阳极表面上的矿粒的总表面积为： S0＝3Cs／ρ 式中S0－矿粒的总表面积；     ρ－矿粒密度，g∕cm3；     Cs－矿浆浓度，g∕mL。 据此核算，假如取Cs＝0.lg／mL，ρ（辉铋矿）＝6.4g∕cm3，则S0＝0.046。这就是说当矿浆中一起含有Fe2＋时，在1cm2阳极表面上只要0.046cm2的面积在进行矿藏与阳极的磕碰触摸氧化，其他的面积进行的是Fe2＋的氧化。这就很好地解说了矿浆电解时，在有Fe2＋存在时，辉铋矿与阳极的磕碰触摸氧化并不占主导地位的原因。

1.磨矿细度实验 金的单体解离或暴露金的表面，是化浸出或许新式无毒浸出的必要条件，因此恰当进步磨矿细度可进步浸出率。可是过磨不光添加磨矿费用，还添加了可浸杂质进入浸出液中可能性，形成或许浸金剂和已溶金的丢失。为了挑选适合的磨矿细度，为此有必要首要进行磨矿细度实验。 2.预处理剂挑选实验 金矿浸出需求进行预处理剂挑选实验，一般需求进行常用的、次、、、柠檬酸、等预处理剂与惯例情况下不加预处理剂进行比照，意图是断定是否需求预处理作业。 、次、都是十分安稳、运用广泛的多功能无机过氧化物，且具有长时刻放氧的特色，在浸出矿浆中可长时刻缓慢释放出氧气，有利于进步金的浸出率。 、柠檬酸在浸出的进程中供给满足的氧气，是造氧的首要试剂，的铅离子(适量)在化浸出进程中能够损坏金的钝化膜，加速金的溶解速度，下降化时刻，进步金的浸出率。 3.维护用量实验 为了维护溶液或许无毒浸金剂的安稳性，削减浸金剂的化学丢失，在浸出中有必要参加适量的碱，使其保持矿浆具有必定碱度。碱度在必定范围内，跟着碱浓度的添加，金浸出率不变条件下，而浸金剂用量相应下降，若碱度过高，金的溶解速度和浸出率反而下降，为此需断定适合的维护碱用量及矿浆pH值。实验和出产一般都选用来历广、报价低廉的石灰作为浸出维护碱。以便断定其具体的运用量，为实践出产做供给辅导。 4.浸金剂用量实验 在浸金工艺中，浸金剂的用量和金浸出率在必定范围内成正比联系，但当浸金剂用量过高时，不光添加出产本钱，并且金的浸出率改变也不大。为此，在磨矿细度实验的基础上，为进一步下降浸金剂用量和出产药剂本钱，进行浸金剂用量实验以断定适合的用量。 5.浸出时刻实验 浸出进程为到达高的浸出率，可选用延伸浸出时刻，使金粒充沛溶解来提金浸出率，跟着浸出时刻延伸，金浸出率逐步进步，终究到达一安稳值。但浸出时刻过长，矿浆中的其它杂质也不断溶解和堆集，阻碍金的溶解。为断定适合的浸出时刻，进行浸出时刻实验。 6.矿浆浓度实验 在浸出时，矿浆浓度大小会直接影响金的浸出率和浸出速度，浓度越大，矿浆粘度大，流动性差，金的浸出速度和金的浸出率就越低。当矿浆浓度过低时，金的浸出速度和浸出率尽管高，但会添加设备体积和设备出资，一起亦会成份额添加浸金剂等药剂用量，相应进步了出产本钱。为断定适合的浸出矿浆浓度，进行浸出矿浆浓度实验。 7.活性炭预处理实验 关于炭浸法有必要运用坚固耐磨的活性炭，避免在拌和浸出进程中因磨损发生细粒炭进入浸渣中，形成金的丢失而下降金的收回率。实验一般选用椰壳活性炭，粒度范围在6～40目。活性炭预处理，条件为：水:炭=5:1，拌和4小时，拌和速度1700转/分。将拌和4小时后的活性炭，再用6目和16目筛子进行筛分。除掉筛下细粒炭。即选用粒度为6～16目活性炭进行炭浸和炭吸附实验。 8.底炭密度实验 金矿浸出实验，一般断定运用粒度6-16目椰壳活性炭，吸附收回浸出的已溶金，产出载金炭后，选用老练的活性炭解析、电解制品金。底炭密度的凹凸，直接影响炭吸附率，为选用适合底炭密度，将进行底炭密度实验。 9.炭吸附时刻实验 为断定适合的炭浸(炭吸附)时刻，削减载金炭的磨损，在断定总浸出时刻后，需求进行预先浸出和炭浸(炭吸附)时刻实验。 10.炭浸工艺流程归纳条件平行实验 为验证炭浸实验安稳性、实验成果重复性，需求进行炭浸实验全流程归纳条件平行实验，也就是在断定了以上9个具体条件实验之后，需求进行终究每个条件实验的最佳条件的归纳验证实验。 至此一个完好的炭浆浸出金矿实验选矿工艺实验研讨就算是完好的了，当然有时候还要依据实践出产的需求进行炭浸工艺流程尾水(贫液)回来使用实验、炭浸渣沉降速度测定等。

化法提金是从金矿石中提取金的首要办法之一。对金溶解效果机理的解说现在尚不共同，大都以为金在化溶中有氧存在的情况下能够生成一种金的络合而溶解其根本反响式为： 4Au+8KCN+O2+2H2O－4KAu(CN)2+4KOH 金的表面在溶液中逐渐地由外至内地溶解。溶液中氧的浓度与金的溶解速度有关. 浸出时浓度一般为万分之十五以上，金的溶解速度随浓度的进步而呈直线上升到最大值。然后缓慢上升，当浓度达时，金的溶解速度和浓度无关，乃至下降。合理的浓度要根据实验成果来辅导出产，保证效益最大化！ 金的溶解速度随氧浓度上升而增大，选用富氧溶被或高压充气化能够强化金的溶解。化试剂溶解金银的才能为：化铵＞＞。的报价最贵，现在大都运用。 物料性质影晌金的浸出率。化法虽是现在提金的首要办法，但某些含金矿藏质料不宜直接选用化法处理，若矿石中铜、砷、锑、铋、硫、磷、磁铁矿、白铁矿等组分含量高时将大大添加耗量成耗费矿桨中的氧。下降金的浸出率，矿石中含碳高时，碳会吸附已溶金而随尾矿丢失。预先氧化焙烧或浮选办法可除掉有害杂质的影晌。水解反响为：KCN+H2OyKOH+HCN因此会蒸发出有毒的HCN；参加石灰是水解削弱，上式反响向左方向进行，削减的丢失。石灰还有中和酸类物质效果并可沉积矿浆中得有害离子，使金的溶解处于最佳条件，常用石灰作维护碱。石灰参加量使矿浆值到达11～12为宜，矿浆lang=EN-值过高时对溶金晦气。金粒巨细首要影晌化时刻，粗拉金（>74微米）的溶解速度慢。所以化前选用混、重选或浮选预先收回粗粒金是合理的。在磨矿进程中使细金粒充沛单体解离仍是进步金的浸出率重要因素。 化时矿泥含量和矿浆浓度直接影晌组分分散速度。矿浆浓度应小于40%。矿泥多时矿浆浓度应小于30%，但浓度不宜过低，不然添加的耗费，缩短浸出时刻导致出产成本的添加。因一般矿山都选用零排放标准，高浸出对今后出产晦气。 化时刻取决于物料性质、化方法及化条件而异。一般拌和化浸出时刻常大于24小时，一般48小时左右，化碲时需72小时，渗滤化浸出需五天以上. 现在有的矿山合理的选用，精矿研磨选用贵液磨矿，摒弃机械拌和选用空气拌和浸出，运送矿浆选用空气提高，将缩短浸出时刻大大进步浸出率。

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%。

浸出液中首要杂质元素是铁和铜，非有必要的有铅、锌、锰、砷等。铁选用黄钠铁矾法除掉，铜用硫化沉积法除掉，其他杂质用水解沉积法除掉。 一、黄钠铁矾除铁 黄钠铁矾除铁的基率原理是生成难溶盐。黄钠铁矾[Na2Fe6（SO4）4（OH）12]是一种淡黄色晶体沉积，具有杰出的过滤性和洗刷性，生成进程比较复杂，需求较严格操控生成条件，首要影响要素有碳酸钠溶液的浓度、温度和pH值、晶种的参加等。详细操控条件如下： （一）碳酸钠的浓度 7%～8%的浓度，且有必要均匀参加，常用办法是使用低压风使碱液呈雾状喷入铁矾生成槽内。碳酸钠浓度高时，易生成胶状氢氧化铁，形成渣含有价金属上升，且过滤困难：浓度过低则对整个系统的体积平衡晦气，下降溶液浓度。 （二）温度、氧化和pH值 除铁前溶液需经氧化，使Fe2＋氧化成Fe3＋，氧化剂一般为NaClO3，氧化温度≥85℃，铁矾生成温度≥90℃时，呈颗粒状，具有杰出过滤功能；除铁前溶液的pH值操控在1.5～1.7，氧化时刻操控在1.5～2.0h，结尾pH值操控在2.5～3.0，除铁率可达99%，溶液中Fe≤0.05g∕L；终究pH值操控在4.0～4.5时，除铁后溶掖中Fe≤0.001g∕L。 （三）晶种 湿铁矾渣作晶种参加，即在除铁压滤时，在反应罐底留必定渣量，可大大加速黄钠铁矾除铁速度。 洗后铁渣成分为：0.5%～1% Co，1%～3% Ni，0%～0.4% Cu，Fe≥24%。 二、沉积除铜 除铜的基本原理是生成难溶的硫化铜沉积。除铜作业在机械拌和的珐琅釜中进行，用量为Cu2＋∶Na2S＝1∶5。先配成饱和溶液，常温下缓慢参加釜内，初始pH＝2.0～3.0，终究pH＝3.5～4.0，由于为碱性。除铜停留时刻约30min。溶液中的铜含量可降至0003g∕L以下，一起可除掉铅。除铜的缺陷是或许部分生成NiS和CoS沉积，形成铜渣含镍钴过高，且使溶液中带入钠离子。   (miki)

我国氧化铜矿石除石英脉型选用离析—浮选工艺外，基本上选用硫化浮选工艺；现在，酸浸—萃取—电积法在大中型选厂正处于工业实验阶段，一些当地小厂已用于出产。双峰铜选厂（美国） 一、概略 双峰（Twin Buttes）铜矿坐落美国亚利桑那州土桑以南约32公里处。阿纳康达公司于1965年开端建造该矿山，1969年11月建成日处理才能为3万吨的硫化矿选厂，1970年选钼车间投产。1973年安纳马克斯采矿公司组成后，对双峰进行扩建，新建一座处理氧化矿的水冶厂，年产电解铜3.6万吨。硫化矿体系扩建第四系列，悉数工程完成后，每年将出产铜12.6万吨。其间硫化矿选厂出产9万吨，氧化矿选厂出产3.6万吨。 二、矿床及矿石性质 双峰铜矿主要为原生矿石，以黄铜矿为主，还有次生斑铜矿，和其他硫化物，并伴生有很多的黄铁矿。围岩主要为石灰石、矽化灰岩、触摸蜕变碳酸盐及石英二长岩等，氧化深度一般在30~60米以上。矿体埋藏很深，上部掩盖8~15米厚的坚固砾石，再上部为120~180米厚的第四纪表土。 三、酸浸—萃取—电积工艺 将氧化矿矿石破碎、磨矿后，用硫酸浸出，浸出液用有机相（一般萃取剂为Lix64N与火油的混合物）萃取铜，使浓度很低的铜转入有机相中，再用硫酸反萃含铜的有机相，将荷铜为50克/升的反萃液，送入电解车间电解，取得阴极铜。其流程如下图所示。 双峰选厂有两部分：一是日处理原矿36000吨的硫化矿选另一个是氧化铜矿处理厂，1975年投产，是世界上最大的浸出—萃取—电积厂。按规划每天处理一万吨氧化矿矿石，均匀含铜1.35%，包括1.02%的酸溶铜，日产阴极铜100吨，1976年实践出产阴极铜3万吨（纯度为99.995%），处理矿石290万吨，均匀含铜1.3%，1977年到达规划才能产铜3.6万吨。美国双峰氧化铜浸出—萃取—电积厂流程 原矿用2.67米3电铲从矿堆装到50或100吨的运矿卡车上，把矿石运到破碎厂，用颚式碎矿机1.22*1.52米一台，破碎到小于200毫米，然后用一台2100毫米标准型圆锥碎矿机破碎，产品进入两台2100毫米短头碎矿机与两台2.44*6.09米双层筛组成的闭路流程。终究破碎产品粒度为13毫米，粉矿仓的有用容积为15000吨。 磨矿有两个平行系列，每系列由一台ф3.5*5.64米棒磨机和一台直径3.81*6.14米球磨机组成，开路磨矿的产品粒度为-48目占95%，矿浆浓度为60%。选用开路磨矿的原因是它比闭路磨矿作业可取得更高的浸出给矿浓度。磨矿才能为440吨/时。 四、酸浸 磨矿产品的固体浓度为60%，经过分配箱分红两股矿浆，一股进入浸出，另一股用作调整pH值。 浸出是在五个串联摆放的，内衬橡胶的，直径为9.14米，高为9.45米的机械拌和式浸槽内进行的，浓度为93.2%的硫酸从储酸槽加到第一个浸出槽，硫酸的储槽有四个，总容积为21000吨，硫酸耗量为113公斤/吨。按每天处理一万吨氧化矿计，浸出pH值为1.5。 浸出后矿浆浓度为50%，进到四台直径为122米浓缩机，用萃取厂的废液回来进行逆流洗刷。固体由1号浓缩机流向4号浓缩机，最终到尾矿坝。萃取厂的废液则相反，由4号浓缩机流向1号浓缩机，作为母液溢流到pH调理槽，为习惯溶剂萃取，向1号浓缩机溢流母液，增加未反响过的磨矿矿浆，把pH值由1.5调到2.5。矿浆在三台机械拌和式pH调理槽内的停留时间为45分钟。 矿浆由pH调理槽出来时的浓度约含固体10%，经二段浓缩机净化、按规划第一台直径122米的净化浓缩机的溢流含固体30~80ppm,这两台浓缩机的沉砂回来拌和浸出槽，从第2次净化浓缩机溢流出来的液体，即称为含铜母液，经弄清后进入调整槽，用蒸汽调温到20℃，然后进到压滤机。 五、溶剂萃取 过滤后母液含铜2.5克/升，总的流量为26.6米3/分。萃取分两排体系平行进行，每体系四次萃取。用有机萃取剂Lix64N按12%的体积百分数溶于火油中，萃取后剩余水相含铜约0.08克/升，回来浸出作业，负载铜的有机相含Cu约25克/升。分两个平行体系用硫酸进行两段反萃取，荷铜的反萃取液含铜50克/升。 六、电积 荷铜的反萃取液含铜50克/升送往电解，得阴极铜，其纯度约为99.995%。一般状况，每升萃取混合液能萃取25克铜，萃取率到达95%以上。

金的浸出是化法提金工艺过程中的重要作业。关于某种金矿石来说，能否选用化法处理，或许化回收率的凹凸，在大多数情况下，主要是取决于浸出作业的作用。 影响化浸出的要素许多，主要有： 1.       及氧浓度； 2.       矿浆的温度； 3.       矿石中金粒的巨细和形状； 4.       矿浆的浓度和矿泥的含量； 5.       在金粒表面构成的薄膜； 6.       浸出的时刻。

老矿山早期遗留的废矿堆，当其含有浸出价值的金，且浸出溶液能被控制而不会发生明显流失损失时，就可以进行就地浸出回收其中的金（图1）。因为废矿堆的下部没有构筑人工防渗透垫层，所以完全靠天然隔水层来阻止溶液渗入地下。废矿堆的就地浸出作业与筑堆浸出法作业本质上是一样的，关键在于浸出液能否从废石堆底部的地表面流入集液池。目前只有卡琳金矿公司的布特斯特拉普矿山一家采用此法来提取金、银。图1  老废矿堆的就地浸出

加压浸出富集铂族金属(concentration of platinum group metal by pressure leaching) 在高于大气压力下，用空气或纯氧浸出含贵金属物料的铜、镍、铁、硫，使贵金属残留在浸出渣而成为贵金属精矿的进程，为重要的铂族金属富集办法之一。 加压浸出富集铂族金属是在氧化条件下于密闭的耐压、耐腐蚀的压煮器中完成的。浸出时通入压缩空气或纯氧，使氧分压到达0．3～1MPa，并加温至393～453K。在此条件下可加速贱金属的浸出，并使常压下难以浸出的贱金属硫化物或氧化物转变为可溶性硫酸盐。20世纪70年代以来，加压浸出广泛用于处理含铂族金属铜镍共生硫化矿冶炼的中间产品，如高镍锍，高镍锍磨浮产出的铜镍合金，镍、铜电解阳极泥等。加压浸出按所用介质分为加压硫酸浸出、自变介质性质氧压浸出和浸出三类。浸出时铂族金属溶解丢失较大，不宜用于处理含铂族金属的物料。别的，对设备腐蚀严峻，一般不用作浸出介质。 加压硫酸浸出 在硫酸介质中加压浸出含贵金属物料时，贵金属富集在浸出渣中，贱金属及其硫化物转变为可溶性硫酸盐。南非英帕拉(Impala)铂矿公司三段加压浸出含贵金属0.15％的高镍锍，马太一吕斯腾堡(Matthey Rustenbury)铂矿公司加压浸出高镍锍磨细磁选出的含贵金属约1.5％的铜镍合金，前苏联加压浸出含贵金属约2.5％的粗镍电解阳极泥，均选用硫酸介质。 高镍锍加压浸出 高镍锍含Ni49％、Cu29％、S 20％～22％、铂族金属和金共1250～1550g／t。－0.04mm粒级占60％～90％的高镍锍用含Cu 18～22g／L、Ni 23～27g／L、H2SO4 80～100g／L的铜电解母液浆化，泵入四格室卧式机械拌和压煮器内进行一段浸出。矿浆在408～418K温度和空气压力约0.5MPa下接连活动浸出3h。浸出时首要依托Cu2＋的氧化作用使高镍硫中的Nb3S2、Cu2S、NiS转化为NiSO4和CuSO4。浸出液含Nn 100～110g／L、Cu%26lt；10g／L、Fe2g／L。贵金属残留在浸出渣中。浸出渣中残留的NiS、CuS用硫酸溶液进行第二段浸出，硫酸用量按S：(Ni＋Cu＋CO)=1.2(摩尔比)核算，终究浸出液含铜75g／L。第二段浸出在408K温度和140kPa氧分压下进行4h。两段浸出算计浸出率(％)为：Ni 99.9，Cu98，CO 99，Fe 93。贵金属在浸出渣中的收回率在99％以上。当贵金属精矿达不到所要求的档次(%26gt；45％)时，可进行第三段强化浸出。第三段浸出条件是：温度423～453K，浸出液含剩余硫酸0.5～1.0mol／L，氧分压0.5～1MPa。也可根据第二段浸出渣的成分经过试验断定最佳浸出条件。第三段浸出时，铂族金属，尤其是钯、铑、钌会有溶解丢失。但浸出液中的贱金属浓度低，可重复循环用于浸出新料。浸出液中的贵金属终究单独用置换法收回；或回来第二段浸出，靠原猜中较多的贱金属及其硫化物将其置换入浸出渣中。影响贵金属富集的要素除物料所含的贱金属外，还取决于高镍锍中所夹藏不被硫酸浸出的硅酸盐(炉渣、砂石)。当原高镍锍夹藏的硅酸盐到达0.3％时，即便加压浸出了悉数贱金属和硫，因渣中硅石含量高，贵金属档次仅能达30％。 .铜镍合金加压浸出转炉吹炼出产高镍锍时适当过吹脱硫，使铜镍除呈Ni3S2和Cu2S状况外，还构成部分铜镍铁合金(一般占10％～15％)，90％以上的贵金属富集在铜镍合金中。液态高镍锍缓慢冷却结晶时分出磁性的铜镍铁合金颗粒。缓冷高镍锍经破碎磨细，铜镍合金被砸成片状，磁选别离出铜镍合金片和非磁性的铜镍硫化物。经此处理能够削减加压浸出的物料处理量和浸出段数。马太～吕斯腾堡铂矿公司用加压硫酸浸出的铜镍铁合金含贵金属1.5％～2％，硫酸用量按使铜镍铁合金中铜、镍、铁溶解的理论需要和使浸出液坚持含游离硫酸小于0.5mol／L核算，矿浆液固比(8～10)∶1，装入压煮器后升温至393～423K，通入压缩空气使氧分压达0.2～0.5MPa，浸出3～5h。浸出渣即为档次超越45％的贵金属精矿。与高镍锍比较，铜镍铁合金粒度粗、密度大，浸出进程需激烈拌和。硫酸溶解贱金属组分并放出，须接连通入压缩空气导出，避免氢爆。镍阳极泥加压浸出 所处理阳极泥成分(质量分数%26omega;／％)为：Nn7.8，Cu25．6，Fe7.1，S1.3，Pt 0.71，Pd 1.84。其间贱金属组分首要呈金属、氧化物、铁酸盐状况。用含硫酸0.5mol／L溶液按液固比(8～10)∶1浆化，参加压煮器后升温至393K，通入氧气使氧分压到达1MPa，机械拌和浸出1h，铜浸出率达99％，镍63％，原猜中的Ni和铁酸盐难于浸出彻底。浸出渣中的贵金属富集3～4倍。 自变介质性质氧压浸出 在酸性介质中浸出贱金属硫化物经常分出元素硫，它氧化成硫酸根的速度很慢；且熔融硫(硫熔点385.75K)常包裹其他物料，影响贱金属的浸出。当物猜中元素硫含量较高时，先用溶液或水浆化物料，或在矿浆中参加可耗费硫酸的中和剂如氢氧化镍、碳酸镍、海绵铜等。矿浆参加压煮器后升温、通入氧气，使浸出进程的介质性质靠化学反应从碱性过渡为中性，终究变为酸性，将硫和呈硫化物和金属状况的贱金属组分逐渐氧化为可溶性硫酸盐，而贵金属则富集在浸出渣中。这是我国首要研讨和使用的办法。如一种含Cu3.14％，Ni 4.14％，Fe 0.49％，S 67.8％，铂、钯、金、铑、铱、锇、钌合量5％的贵金属富集物，用含2.1mol／L溶液浆化，矿浆浓度12.5％，装入压煮器后升温至403～423K，通入氧气操控氧分压在0.5～0.7MPa，机械拌和浸出5～6h。浸出开端，热溶液溶解部分元素硫生成和多(一般为Na2S4)，加压氧浸出使之氧化为硫酸钠。在碱性和中性介质中贱金属硫化物也被快速氧化为碱式硫酸盐，硫的氧化终究使介质转变为酸性，将碱式盐转变为可溶性硫酸盐并溶解呈金属状况的贱金属。操控参加的碱量使终究浸出液的酸度不超越0.5mol／L，浸出渣中贵金属档次在40％以上，渣中贵贱金属比可达10∶1。 避免贵金属在加压浸出进程中化学溶解丢失的关键是酸度和温度不能操控过高及介质不能含Cl－。浸出液终究酸度超越2mol／L、浸出温度高于453K、氧分压大于1MPa时，部分钯、铑、钌都会发作溶解，锇、钌会氧化蒸发。介质中的Cl－不只会腐蚀压煮器，并且在较低的浸出温度和压力下还会溶解贵金属。Cl－浓度越高，贵金属溶解丢失份额越大，其间钯最易溶解丢失，其他依次是铑%26gt；钌%26gt；铂%26gt；铱。

化法提金是从金矿中提取金的首要办法之一。                     图1   金矿堆浸       对金溶解效果机理的解说现在尚不共同，大都以为金的化溶液中有氧存在的情况下能够生成一种金的络合物而溶解，其根本反响式为：一般以为金被溶解发作两步反响：金的表面在化溶液中逐渐地由外至内溶解，溶液中氧的浓度与金的溶解速度有关。 化时金的浸出率的影响要素有：和氧的浓度、矿浆pH值、金矿藏的质料性质、浸出温度、矿泥含量、矿浆浓度及浸出时刻等。 浸出时浓度一般为0.03%～0.08%，金的溶解速度随浓度的进步而呈直线上升到最大值。然后缓慢上升，当浓度达0.15%时，金的溶解速度和浓度无关，乃至下降(因水解)。 金的溶解速度随氧浓度上升而增大，选用富氧溶液或高压充气化能够强化金的溶解。 化试剂溶解金银的才能为：化铵>>>。的报价最贵，现在大都运用，的耗量取决于物料性质和操作要素，常为理论量的20～200倍。 物料性质影响金的浸出率。化法虽是现在提金的首要办法，但某些含金矿藏质料不宜直接选用化法处理，若矿石中铜、砷、锑、铋、硫、磷、磁铁矿、白铁矿等组分含量高时将大大添加耗量或耗费矿浆中的氧，下降金的浸出率。矿石中含碳高时，碳会吸附已溶金而随尾矿丢失，预先氧化焙烧或浮选办法可除掉有害杂质的影响。 的水解反响为：因而蒸发出有毒的HCN;参加石灰使水解削弱，上式反响向左方向进行，削减的化学丢失。石灰还有中和酸类物质的效果，并可沉积矿浆中的有害离子，使金的溶解处于最佳条件，常用石灰作维护碱。石灰参加量使矿浆pH值到达11～12为宜，矿浆pH值过高时对溶金晦气。 金粒巨细首要影响化时刻，粗粒金(>74微米)的溶解速度慢。所以化曾经选用混、重选或浮选预先收回粗粒金是合理的。在磨矿进程中使细金粒充沛单体解离仍是进步金的浸出率的重要要素。 化时矿混含量和矿浆浓度直接影响组分分散速度。矿浆浓度应小于30%～33%，矿泥多时矿浆浓度应小于22%～25%，但浓度不宜过低，不然添加的耗费。 化时刻因物料性质、化办法及化条件而异。一般拌和化浸出常大于24小时，有时长达40小时以上，化碲化金时需72小时，渗滤化浸出需5天以上。

碘化提金化法呈现的100多年来，得到了极大的开展，在黄金工业中占控制位置。化提金工艺简略，适应性好，金收回率高，是这种办法长生不衰的首要原因。但下列的首要缺点一直伴随着化工艺：①浸金速度慢，浸出进程易受铜、铁、铅、锌、锑、碲、砷和硫等杂质的搅扰；②剧毒性，矿山环保费用大，对生态环境有害；③对细粒包裹金、高砷、高硫、含有机炭的难处理金矿石直接浸出效果很差，须经杂乱的预处理工序再选用化法或选用杂乱的强化浸出手法，有时提金效果仍不行满足。因而，研讨者们不断研讨非工艺和非浸出剂。非无毒无污染提金技能开发及运用，将成为今后攻关的要点。 一、非化提金技能的研讨进展 （一）浸金 20世纪40年代前苏联开端对浸金研讨以来，浸金成为最有期望代替化法的一种办法。（HzNCSNH2）是一种有机化合物，在酸性和有氧化剂存在的条件下，与金构成阳离子络和物，反响为：作为一种配位体和金属以离子键结合，可以经过其间氮原子的孤电子对或硫原子与金属离子挑选结合。在浸金进程中，可氧化成多种产品，先生成的是二硫甲脒，它可作为金银的挑选性氧化剂。假如溶液电位过高，二硫甲脒将会被进一步氧化成基、硫化和元素硫，所以运用浸金有必要严厉控制浸出液的电位。 据文献报道法国从1977年开端用法从锌焙砂中提取金银；墨西哥科罗拉多矿从1982年起选用法处理含金尾矿；澳大利亚新英格兰锑矿从1984年开端用法处理含金锑精矿；俄罗斯等国近年来也开端将法用于黄金出产中。我国研发的铁板置换工艺经屡次工业实验后，已在广西某矿经过国家判定转入工业出产。因而可以以为，提金新工艺已开端由研讨阶段进入工业出产阶段，其工艺进程也在日臻完善。 的特点是：①无毒性；②挑选性比好，对铜锌砷锑等元素的灵敏程度显着低于化法；③溶金速度快，比化浸出快4－5倍以上；④溶金在酸性介质中进行，它适用于已经过可发作酸的预处理的难浸矿藏浸出；⑤溶液中生成的金合作物在本质上是阳离子，适宜于用溶剂萃取法和离子交换法来。收回金。但报价昂贵，耗费量大（本身被氧化20%，80%被矿石吸附耗费），不如安稳，且因为在酸性介质中浸金，简单腐蚀设备。而且近年来有些材料将列为可疑的致癌物。因而可以肯定地说，法近期内还很难代替化法。 （二）卤素及其化合物法浸金 19世纪中叶，人们就开端用浸黄金，后因化法呈现后而停止运用。这种工艺自20世纪70年代始从头被人们注重起来，并开展了高温氯化蒸发焙烧法、电氯化浸出法等。氯化法提金的化学反响为：因为氯的活性很高，不存在金粒表面被钝化的问题，因而在给定的条件下，金的浸出速度很快，一般只需1～2 h。这种办法更适于处理碳质金矿、经酸洗过的含金矿石、含砷精矿等。 美国Freerport矿业公司的Jerrit Canyon选金厂选用空气氧化，氯化浸金法处理含砷的碳质金矿石，氯化时刻18 h，矿浆浓度55%左右，温度49～54℃，均匀耗量为17.5 kg／t，金浸出率达94%。 Newmont公司1988年改构成闪速氯化系统，进步6%的金提取率，并下降25%的耗费。 最近，秘鲁和法国报道了一种金的盐水浸出法新工艺，即用高浓度的NaCl作氧化剂，在溶液中发作元素氯。在水溶液的效果下后者就能很快溶解金。 美国研讨的名为炭氯浸的办法是将粗粒活性炭与碳质难浸金矿一同拌和。在酸性条件下与矿浆效果。金溶解为金氯合作物，然后在炭粒表面还原成金属金。浸出完成后，载金炭从细磨矿浆中筛出，进行金收回处理。该法的特点是：难浸矿石的预处理、浸出与收回金在同一系统中进行。美国还创造晰一种与之附近的办法，选用氯化物浸出、离子交换树脂提金，适用于处理碳质矿石或碳质矿与氧化矿的混合矿石。 南非投产了一座大型水氯化法处理重选金精矿实验厂，精矿在800℃下氧化焙烧脱硫，焙砂在通气的溶液中浸出，金的浸出率高达99%。 北京矿冶研讨总院对从贵州苗龙砷、锑、硫、碳含量较高的细粒嵌布金矿石中所得的含Au为65g／t的浮选金精矿，焙烧脱除杂质后的焙砂选用水氯化法浸出，金浸出率达91.48%，浸出时刻仅为化浸出时的5%。 用及其化合物作为浸金试剂同用氯相同，因为卤素变为卤离子时氧化电位高，足以溶解金，而且卤离子（x－）是Au＋和Au3＋的强配位体，从热力学上来说，有利于浸金反响的发作。 早在1881年Shaff就宣布了用提金工艺的专利，但直到近10年因为环保和矿石性质改变等原因，才开端从头进行仔细的研讨。 1990年前后，加拿大和澳大利亚等国相继宣布了许多文章，声称要以生物浸出－D法和K－法等化浸出法与化浸出法相抗衡，着重这些新办法具有不污染环境的长处。 在生物浸出－D法中，选用了一种称之为Bio－D的浸出剂，它是一种由化钠与氧化剂装备的浸出剂，可用来浸出贵金属，对密度较大金属的亲和力大于对密度较小的金属，可用于弱酸性至中性溶液中，其稀溶液无毒，试剂易再生，并具有生物降解效果，大都矿石浸出2.5 h浸出率就可到达90%。但因在反响进程中会有相当多的蒸汽由溶液中逸出，这样不只增加了试剂耗费，而且还会构成严峻的腐蚀和健康问题，故现在仍处于实验室与半工业实验阶段。 K－浸出法是由澳大利亚Kalias公司创造的，本质是运用一种选用化物作浸出剂的新工艺，可在中性条件下从矿石中浸金，但现在仍处于开发实验阶段，工业上推行运用尚有必定困难。 另据报道，美国亚利桑那州的Bahamian精粹公司于1987年开发了一种浸出金银矿石的新办法，用于代替化法。运用的浸出剂本质上就是化钠和卤素。它除了具有浸出速度快的长处外，还能在较低的温度下浸出。 化法提金工艺的长处可概括为：浸出速度快、无毒、对pH改变的适应性强、环保设备费用低。对难浸金矿处理时，因为能在酸性介质中溶解金，所以在加压氧化后可将直接加人矿浆中，省去了预先中和处理工序。 （三）硫代硫酸盐提金 硫代硫酸盐一般为硫代硫酸的钠盐和铵盐，它们报价便宜，浸金速度快，无毒，对杂质不灵敏，浸金目标高。 巴格达萨良等人对硫代硫酸钠溶液溶金动力学研讨标明，温度在45～85℃范围内，金的溶解速度与温度呈直线联系，但为了防止硫代硫酸盐剧烈分化，浸出温度应控制在65.75℃。罗杰日科夫等人用含和氧化剂的硫代硫酸盐溶液从矿石中浸金的动力学研讨中得出另一种定论，即只需在热压浸出器中较高的温度条件下（130～140℃），才干到达满足的速度和收回率。卡科夫斯基等人还发现，铜离子对硫代硫酸盐溶金有催化效果，可使金的溶解速度进步17～19倍。我国的姜涛、曹昌琳等人对硫代硫酸盐提金的机理进行了较为具体的研讨。 但因为硫代硫酸盐法要求得太高，且硫代硫酸盐化学上不安稳，此法至今未得到推行运用。 （四）多硫化物法浸金 多流螯合离子对金离子有很强的络合才能，在适宜氧化剂的合作下，或许借助于多硫离子本身的岐化，多硫化合物能有用地溶解金。假如浸出进程能发作元素硫，硫化物也能浸金，因为硫化物和元素硫很简单转化为多硫化物。多硫化物一般有多、多硫化钙、多硫化铵等，它们适用于含砷、锑的含金硫化精矿的处理。多硫化物的特点是挑选性强，浸出速度快，几个小时为一个浸出周期，浸出率高，也适用于低档次金矿石。 多硫化物浸金进程（以多硫化铵为例），是将40%的，在常温下浸出1～24h，金以NH4AuS的办法进入溶液，锑以（NH4）2SbS3的办法进入溶液，砷固定在渣中，然后用活性炭从溶液中收回金。溶液热分化生成Sb2S3和硫，放出气和气体，并与进步硫一道再生为多硫化铵。此法金的浸出率达80%～99%，得到的含砷只需0.07%。 我国龙炳清等人进行过用多硫化物浸金的研讨。张箭等人研讨了石硫合剂，本质就是多硫化物和硫代硫酸盐的混合体，他们以为，运用石硫合剂，金银浸出率可别离到达96%、80%以上，金浸出周期为惯例化法的1／8～1／2。 多硫化物法的首要缺点是本身的热安稳性差，分化发作和气，恶化出产环境，工业出产时对设备的密闭功能要求严厉。 （五）其它非试剂浸金 其它非浸金试剂首要有基酸类、类化合物和腐植酸类等。 基酸类分子的特点是分子中含有氮氧两个配位原子，从热力学上看，它们可以与金构成有利的可溶螯合络合物，因而可以作为浸金试剂。基酸浸金也有必要在适宜的氧化剂存在的条件下进行。一般情况下基酸浸金的最好氧化剂是，它可以使基酸部分氧化为胺类化合物，而且损坏阻挠金溶解的碳水化合物。基酸浸金的浓度有必要高于5g／L，的最佳浓度为2～4g/L，最佳的pH值、温度、矿浆浓度别离为9～10.5、90～95℃、20%～25%。 类化合物药剂有、、硫、基酸钙等。这些药剂的毒性比要小，虽如此，人们对这类药剂研讨得不多，在我国根本无人研讨。 腐植酸类浸金试剂来历广泛，报价便宜，一般在pH值为10以上的碱性条件，在有氧化剂存在的条件下，浸金液中金浓度可达10mg／L。经磺化或硝化后的改性腐植酸比天然腐植酸的浸金容量高15～16倍，金浸出率可达87%。此法研讨的人尽管不多，但不失为一种经济的浸金办法之一。 二、碘化提金办法及实验研讨 （一）国外碘化提金研讨现状 1、理论研讨  碘是一种氧化性很强的氧化剂。用碘作浸出剂和用作浸出剂的浸金进程应该是相同的，但碘化浸金的报道很少，更没有工业运用的实例。但据俄罗斯贵金属勘探研讨院对金的阴离子络合物[AX2]（X为阴离子）的安稳性比较标明：CN－＞I－＞Br－＞Cl－＞NCS－＞NCO－，金的碘络合物强度比金－络合物差，但比、氯、硫、类酸盐的要强。而且同比较，碘是无剂，因而，研讨用碘一碘化物溶液从矿石中浸金是适宜的。 在卤素元素中，AuI2－络离子在水溶液中最安稳。碘能以较低的浓度从矿石中浸出金。 Marun等人运用Davis、Pourbaix和Latimer等人的热力学数据制作了Au－I－H20系统的Eh－pH联系图，提出在水的安稳性极限内金构成了2种安稳的络合物：AuI4－和AuI2－。其间AuI4－是最安稳的，2种络合物在整个pH范围内安稳，且碘浓度的改变影响不大，而当碘浓度下降，pH值较高时呈现金的氧化物种，金，碘络和区域变小。一起，与Au－Cl－H20系统、Au－Br－H20系统的Eh－pH联系图进行比较发现，无论是AuCl4－仍是AuBr4－在水安稳极限内仅仅很小的区域内安稳。由此可以说，AuI4－和AuI2－是进行热力学条件分析的最适宜的卤化物。Marun等人还依据Angelidis和Davis等人的研讨，核算了Au－I－I－－H20系统首要反响的平衡常数 Davis等人经过对平衡系统的解说，发现了在不同碘、碘化物浓度下的最安稳物种。在pH＜8，I2与I－的摩尔比为0.1或0.35时，最安稳的是I3－、AuI2和I－；在pH＞10时，最安稳的是IO3－。假如I2与I－的摩尔比为0.5时，在pH＜8时会构成不溶的碘化金，它会钝化金的表面、阻挠AuI2－的生成。因而，实践工作中应使I2与I－的摩尔比小于0.5。 2、实验研讨  Marun等人进行了2个试样的碘化浸金实验研讨，他们的目标矿样别离为：A试样含Au为8.29g／t、Ag为5.0g／t、Cu为0.01%，首要缔合矿藏金、明矾石、赤铁矿、金、赤铁矿、黄铜矿－重晶石、金－硅、硫砷铜矿和金－硅－重晶石，在15nln时存在单体金；B试样为浮选精矿，含Au为57.69g/t、Ag为39.49g/t、Cu为0.15%，首要矿藏为黄铁矿、闪锌矿、方铅矿和黄铜矿，金与石英缔合，石墨为脉石。2个试样都磨到－0.074l砌粒级占95%。用碘和碘化钾试剂浸金。实验条件断定为：初始碘、碘化物摩尔比低于0.3，pH值3～5，标准反响时刻定为4h。文献没有给出金的浸出率数据，仅仅在和化浸出作比照时得出了化浸出的金浸出率高，浸出时刻长的定论。一起对浸出富液进行了金的电解堆积实验，金的堆积率90%以上，电流效率为0.12%～0.13%，并与碘和碘化物初始浓度根本无关。 Ce,Xenbnnxos F B等人用碘化物对乌拉尔一个矿山的含金氧化矿石进行了浸出研讨。矿石的化学组成如下（%）：50.4 SiO2、15.8 Al2O3、16.4 Fe2O3、0.75 MnO、2.46 MgO、1.5 CaO、0.63 Na20、2.73 K20、0.21 C、0.03 S、0.08 As、3.5g／t Au、9.0其他，金根本上处于天然状况但粒度微细（0.01～0.03mill）；用I2与I－的摩尔比为0.1的碘溶液溶金，pH在5.5～7.5之间，固液比1∶5最佳。反响平衡时金的收回率达95%，平衡速度比溶液浸金慢；电解堆积时，金的浓度越高，电解速度越快，金的最大堆积率可达95%（电解槽金浓度大于40mg／L时）。 （二）作者对碘化提金的研讨 碘化浸金的研讨起步较晚，无论是理论研讨仍是浸金工艺研讨，都很不完善、很不系统。针对存在的问题，作者对碘化浸金理论与工艺进行了比较系统的研讨。1、理论研讨  作者经过热力学核算画出了实践浸金系统（有助氧化剂参加）Au－I－H2O的Eh－pH图，比国外文献中报道的Au－I－H2O系统Eh－pH图更完善、更具实用价值。一起画出了旨在调查是否有AuI堆积为意图的Au－I－H2O系统的Eh－pH图，研讨标明，碘、碘离子浓度很高时溶液中会呈现AuI堆积，但在正常浸金进程中，因为金的含量较低、碘离子和碘的浓度较低，溶液中不会呈现AuI堆积。 对碘化浸金动力学研讨时，推导出碘化浸金进程中金溶解的动力学公式，公式中反映出了金的溶解速度与I－、I3－、氧化剂浓度及拌和强度之间的联系，对碘化浸金实践有理论指导含义。经过热力学核算对碘化浸金机理进行了分析，提出了碘化浸金进程中，I－和I3－有必要一起与金效果的观念，而且生成的金碘络离子的类型为AuI，一致了碘化浸金化学反响式和反响生成物。 对碘化浸金系统中杂质的反响行为进行了分析，指出，对化法浸出损害大的硫化矿藏、铜矿藏、锑矿藏和碳质矿藏，在碘化进程中，它们的损害要小得多，碘化法对矿藏品种的适应性强。 碘化进程中，只需氧化剂的氧化电位大于0.58V，就可以在金的碘化进程中，进步浸出速度和浸出率；推导出了反响能否顺利进行的平衡常数判据和反响自由能判据公式，并据此判别出作为碘化浸金进程的氧化剂，可以使反响顺利进行；分析了促进金溶解反响进行的原因是涣散均匀、涣散快，而且可以氧化其他矿藏，按捺耗试剂反响的进行。 2、实验研讨  作者对贵州戈塘金矿碳质氧化矿样和碳质原生矿样进行了分选和碘化浸出工艺条件实验。该矿样中载金矿藏涣散，既有硫化物、氧化物、有机物载金，又有脉石矿藏载金，金的嵌布粒度极细。经过浮选实验证明，浮选精矿的金档次不能得到有用富集，尾矿档次没有显着下降，只能选用原矿宜接浸出或焙烧浸出。化直接浸出金的浸出率缺乏80%，用碘和碘化物（碘化钾、和碘化）溶液浸出，氧化矿样金的直接浸出率最高可达95%，均匀可达91%左右，高于化浸出时的75.70%。浸出时刻4h，液固比3∶l～5∶1，在常温条件下、中性和酸性矿浆中浸出。 含碳原生矿直接浸出时金的浸出率78%左右，目标不能满足要求。经过实验和核算，断定了650℃的焙烧温度，焙烧后浸出，浸出率到达92%以上，比原矿直接浸出时高出近15%，到达了焙烧处理的意图。相同温度焙烧用化法浸出，浸出率为89.16%。最佳浸出时刻4h，在常温条件下的酸性、弱酸性矿浆中浸出。 经理论分析和实验研讨标明，从碘化浸出贵液中收回金，锌置换法理论上是可行的，但锌的耗量要大于化系统耗锌。用椰壳碳吸附的办法，金的吸附收回率可达93%以上。金的初始浓度应大于40mg／L，金的电解堆积收回率可以到达95%以上，但金浓度低时（＜40mg／L），一步电解金的收回率较低。用SO2、NaI－ISO3、Na2SO5等酸性还原剂可以把溶液中的金碘络合物还原成单体金。碘化浸金抱负的金收回办法为：活性炭吸附一解吸液电解。 三、结语 金的非化浸出是黄金提取技能的开展趋势，世界上许多学者都在积极探究金的非浸出剂。现在，比较有出路的浸出剂有、和碘等，但还有待于进一步完善，尤其是进行工业实验研讨。经不断研讨、探究，必定可以找出环保型的黄金浸出剂和适于工业运用的非提金办法。