铅精矿价格是很多铅精矿企业关注的重点。    2010年7月12日讯，现货铅精矿价格今报14700-14900元/吨，上涨50元/吨。美股与欧元的反弹给伦敦金属市场带来不少乐观情绪，伦铅连续7日持稳，涨势虽微，但昨日已收高至1800美元以上。国内现货市场买气回温，部分贸易商报价持平，另一些贸易商则适当调高50元/吨左右出货。伦铅小幅攀升，但国内铅精矿价格上行压力较大，下游主动接货意愿依然较低，云南铅寡淡交投于14700-14750；品牌铅在14800。隔夜伦铅以1755开盘，最高1805美元/吨，最低1754，截至收盘报1775美元/吨，涨1%。LME总持仓96551手，增加290手。LME库存减少275吨，昨日报18.93万吨。    现货市场某铅贸易商说：“因为最近希望能多出点货，我们铅精矿价格还是持平在14700元/吨，和昨天一样。最近云南铅、金沙铅都有在出，每逢周末，成交量基本都会多少增加一些，今天出了170吨左右，还算不错。”但也有贸易商告诉我们：“前一阵我们这里的成交情况很好，很多老客户都选择了那时来采购。也许正因如此，这几天的成交量就减少了不少。今天云南铅铅精矿价格14750元/吨，也有一些厂家认为价格高了点，选择持币观望。”     宏观面：美国供应管理协会(ISM)周二公布,6月非制造业指数为53.8,预估为55.0,5月为55.4，数据令人失望，尽管读数在50以上。美国近日公布的经济数据表现疲弱明显拖累美元走势，昨日美元兑欧元下跌   至 6 周低点，美元兑日元也下跌至 7 个月以来的低点。美元走弱支持基本金属大幅反弹，但毕竟投资人担心全球经济增长前景，在需求没有好转，精铅仍供应过剩的背景下，伦铅最终冲高回落。      中国目前是全球第一大铅生产国，国内2009年达到273.5万吨，占全球产量约34%；此外，中国也是出口大国，2009年精炼铅出口量高达537092吨，同比增长18%。分析师则认为，国内铅精矿短缺量并不大，只是冶炼/精炼阶段存在盈利性瓶颈；减产只能在近期内使市场短缺。目前国内铅精矿供应明显增长。根据国家统计局提供的数据，国内前5个月精炼铅产量为109.27万吨，同比增长6.7%，5月份产量同比增长14.6%，铅精矿产量为28.45万吨，同比增长10.1%，5月份同比增长22.2%。    更多关于铅精矿价格的资讯，请登录上海有色网查询。

由于目前铅精矿被广泛地运用在各行各业，所以铅精矿价格也备受业内人士的关注。我们上海有色网是一家关于有色金属方面资讯的网站，我们希望您在关注铅精矿价格的同时也能多去我们的网站了解相关铅精矿价格的信息。铅是人类从铅锌矿石中提炼出来的较早的金属之一。它是最软的重金属，也是比重大的金属之一，具蓝灰色，硬度1.5，比重11.34，熔点327.4℃，沸点1750℃，展性良好，易与其他金属(如锌、锡、锑、砷等)制成合金。锌从铅锌矿石中提炼出来的金属较晚，是古代7种有色金属(铜、锡、铅、金、银、汞、锌)中最后的一种。锌金属具蓝白色，硬度2.0，熔点419.5℃，沸点911℃，加热至100～150℃时，具有良好压性，压延后比重7.19。锌能与多种有色金属制成合金或含锌合金，其中最主要的是锌与铜、锡、铅等组成的黄铜等，还可与铝、镁、铜等组成压铸合金。  铅精矿用途广泛，用于电气工业、机械工业、军事工业、冶金工业、化学工业、轻工业和医药业等领域。此外，铅金属在核工业、石油工业等部门也有较多的用途。以上是我们网站为各位用户简单地介绍有关铅精矿价格以及基本信息，希望您还能多多关注我们上海有色网的其他金属，我们能够为您提供最新的实时金属价格。

一、浸取 依据钒渣来历及性质的不同，浸取的溶剂可所以中性、酸性或碱性。 （一）焙烧熟料的中性浸取 通过高温下化焙烧的熟料，钒现已转化为五价钒的钠盐，易溶于水。因而，大部分的钒均可溶解。因为熟猜中残留少数的碱，故溶液呈碱性，pH值约为7.5～9。一些可溶性离子如Fe2＋、Fe3＋、Cr3＋、Mn2＋、Al3＋等均将水解而构成沉积。上述各离子的水解pH值如下：离子Fe2＋Fe3＋Mn2＋Cr3＋水解pH值6.5～7.51.5～2.37.8～8.83.3～44～4.9 （二）焙烧熟料的酸性浸取 当酸度增加时，将使贱价钒酸盐如Ca（VO3）2、Mn（VO3）2、Fe（VO3）2、Fe（VO3）3部分溶解。为此残渣在第2段浸取时将选用酸性浸取，以进步钒的浸取率。 四价钒用硫酸浸取时，可生成安稳的VOSO4： VO2＋H2SO4＝VOSO4＋H2O 进步酸度虽使钒浸取率进步，但浸取液中的杂质也相应增加，给净化工序增加了困难。 （三）焙烧熟料的碱浸及碳酸化浸取 含钙高的质料及增加氧化钙焙烧的熟料可选用碱性溶液浸取钒。例如：因为CaCO3的溶度积小于Ca（VO3）2，故在上述复分化反应中，使Ca（VO3）2分化构成CaCO3沉积，而 被浸取。通过CO2则可使溶液pH值下降，更有利于Ca（VO3）2的分化与浸取。 （四）直接酸浸 含钒质料的直接酸浸，首要用于处理含钒铀矿，一起收回铀和钒。浸取时一起增加氧化剂如二氧化锰或。运用浓硫酸在挨近沸点下浸取。铀、钒的浸取率可别离到达98%、85%。 （五）加压碱浸 含钒质料的直接碱浸，可在高压下200℃左右，通入压缩空气，使贱价钒氧化为五价钒而溶解。最终以Na3VO4·（5～12）H2O的结晶收回。 含钒原猜中的钒若以五价钒的状况存在，则亦可用浸取法提取。可选用50～300℃，0.1～20MPa，NH32～8mol／L的条件进行浸取。 二、浸取设备 在焙烧进程中会发生烧结及结团现象，为此浸取时仍需细磨以进步浸取率。一般是将熟料先水淬，再进湿球磨，细磨至－100目以下，然后可明显进步钒的浸取率，缩短钒的浸取时刻。一般通过湿球磨后，浆料即已完结浸取，进而送至稠密机进行固液别离。 焙烧熟料的碱浸，湿球磨后需要碳酸化浸取，一般是在机械拌和槽内进行，在槽底鼓入CO2气体（焙烧熟料的尾气或石灰窑气）。也能够运用气体拌和槽，俗称巴秋卡槽。假如质料是疏松多孔的块矿或焙烧球团，则可用渗滤浸取器。以上均参见图1。图1  浸取槽 a－气体拌和槽（巴秋卡槽）；b－浸滤浸取槽

若浸取液为碱性，则杂质含量较低；若为中性，特别是酸性，则杂质含量较高。净化除杂质的惯例手法是水解沉积，或加沉积剂。某些情况下也运用萃取剂或离子交流树脂。 一、沉积除杂质 沉积除杂质是根据溶度积原理。金属阳离子如铁、镁、锰等大多可水解发生沉积后去除。阴离子如 等则可参加沉积剂去除。净化作用首要取决于pH值及沉积剂的品种及用量。杂质Fe2－Mn2＋水解pH值10～1210～129～109～109.5～118～9沉积剂Mg2＋Mg2＋Mg2＋，Ca2＋温度／℃9090沉积物Fe（OH）2Mn（OH）2MgCrO4MgSiO3MgNH4PO4Ca3（PO4）3①Mg2＋沉积剂过量，会生成Mg（VO3）2； ②pH值低于8， 易水解生成 ；pH值大于9，Ca2＋易水解生成Ca（OH）2，均会使净化功率下降。 二、溶剂萃取法 用溶剂萃取剂能够有用的将钒萃取到有机相，最终经反萃取而得含钒溶液。一起能够使原始低钒溶液得到浓缩富集。开始萃取提钒首要是用于从含铀溶液中提取钒。有许多萃取剂可用以提取钒，如硫酸三丁酯（TBP）、二（2－乙基已基磷酸）（D2EHPA）、胺类化合物等。其代表性反响如下： 对四价钒  nVO2＋＋m[（HA）2]＝（VO）nA2n（HA）2（m－n）＋2nh＋ 对五价钒 式中[HA]代表D2EHPA，萃取剂浓度一般在0.4mol／L，pH值＝2。因D2EHPA对四价钒选择性更高，故可在萃取前加复原剂如铁粉、Na2S、NaSH等，使五价钒复原为四价。反萃剂则运用稀硫酸或10%的Na2CO3溶液。 运用醋酸戊酯从、硫酸混合液中萃取别离钒、铀，具有很高的功率。当HCl／V的浓度比为3或6 mol／1mol时，对萃取前液配加等体积的浓硫酸，则钒对铀的别离因子可别离到达150／1、1000／1，因而可优先萃取钒，然后使铀、钒得以高效别离。 当运用胺类萃取剂时，可运用仲胺、叔胺、季胺类萃取剂。水相介质为HCl、H2SO4，酸浓度0.5 mol／L，pH＝3，金属1g／L，有机相0.1 mol／L，稀释剂为，此刻钒的分配系数大于200，故极易被萃取。 当运用阴离子型胺类萃取剂时，它只能萃取阴离子型的钒酸根，即五价钒离子。为此萃取前应运用将贱价钒悉数氧化成五价钒。胺类萃取剂能够在较宽的pH值范围内萃取钒，反萃能够运用 的性溶液，反萃后 在较高的pH值下会转变成结晶而分出。工业上常用的胺类萃取剂有叔胺（N235）、季胺（N263），它们萃取钒的功能如图1。从图中能够看出，叔胺的萃取率在pH＝2～3时最高，而季胺盐在pH＝5～9.5时坚持较高的萃取率。图1  胺类萃取剂钒的萃取率与pH的联系 三、离子交流法 运用阴离子交流树脂能够有用地吸附钒酸根。常用的树脂有Amberlite、IRA－400、IRA－401、IRA－402、IRA－410、IRA－420以及DOWEX－1、DOWEX－2等。都归于强碱性、含氯离子的高交流容量树脂。其交流反响如下：式中R代表树脂。上述反响是可逆的。当溶液中Cl－浓度较低时（例如低于1 mol／L），pH为6～7.2有利于反响向右进行。当Cl－离子浓度足够高时（例如达4 mol／L），上述反响将使树脂解吸， 将被淋洗而回来溶液。上述反响的平衡式如下： K＝[RV] [Cl]4／[S－RV] [V] 式中  K－平衡常数，对Amberlite IRA－402,K＝86；      RV－树脂上钒离子浓度；       S－树脂总交流容量；     [V]－溶液中钒离子浓度；    [Cl]－溶液中氯离子浓度。 若溶液中的钒以四价态存在，因VO2＋系阳离子，故不能被上述阴离子交流树脂吸附。为此需加氧化剂如NaClO3，使四价钒氧化成五价钒才干被吸附。然后含钒树脂的淋洗也能够使用复原剂如SO2水溶液淋洗，则五价钒被复原的一起，会从树脂上解吸下来。

1970-2009年，世界铅精矿长期增长率为0.3%，2000-2009年年均递增2.2%，2009年为385.1万吨。西方国家铅精矿产量长期处于下降趋势，中国是世界铅精矿增长的主要力量。　　世界铅精矿的主要生产国有中国、澳大利亚、美国、秘鲁和墨西哥，2009年上述国家铅精矿产量在世界总产量中占到77%。 　　世界主要铅精矿生产企业有道朗公司（Doe Run）、必和必拓（BHP Billiton）、超达（Xstrata）、泰克资源公司（Teck Resources）等。2009年，世界前10家生产企业铅精矿产量在世界总产量中占到33.6%。世界主要铅矿山有美国的韦伯纳姆矿（Viburnum）铅锌矿、澳大利亚的坎宁顿（Cannington） 银铅锌矿和伊萨山（MountIsa） 铅锌矿、加拿大的红狗铅锌矿（Red Dog）等。2009年，世界前10大矿山的铅精矿产量在世界总产量中占到26.9%。 　　世界精铅的生产 　　世界精铅生产主要集中在亚洲、欧洲和美洲三大地区，2009年，这三大地区的精铅产量达到847.8万吨，占全球总产量的96.1%；其中亚洲占比达到55.5%。 　　二十世纪八十年代以前，世界精铅产量在西方产量的增长推动下上扬。1960-1980年间，世界精铅产量的年度增幅为2.7%，其中西方国家精铅产量增幅达到2.6%。九十年代以后，中国铅冶炼产能的迅速扩张，引导中国精铅产量迅猛增长，成为世界精铅产量增长的主力军； 同期，西方国家精铅产量维持在500万吨下方。1990-2009年间，世界精铅产量年度增幅为2.5%，其中西方国家的产量增幅仅为0.2%，而中国达到了13.5%。 　　亚洲在精铅生产方面与美洲、欧洲明显不同，前者以原生铅为主，而后两者以再生铅为主。2009年，亚洲再生铅产量占其总产量的比例为41.2%，低于世界平均水平的56.4%，欧洲、美洲再生铅产量在总产量中所占比重分别高达76.4%和81.2%。 　　分国别来看，精铅生产主要集中在中国和美国，2009年上述两国精铅产量为494.5万吨，占全球总量的56.1%。但两国的生产方式截然不同，中国以原生铅为主，美国以再生铅为主。2009年中国精铅产量为370.8万吨，其中再生铅为123.3万吨，所占比重为33.2%。美国2009年精铅产量为123.7万吨，其中再生铅所占比重高达91.4%。  (miki)

在金精矿焙烧－化工艺中，砷是影响金、银化浸出率的首要因素。为此，在焙烧－化浸取金、银工艺中对砷的含量要求比较严厉，一般操控金精矿中砷的含量在0.1%以下，跟着砷含量的添加，金、银的化浸出率逐步下降。笔者曾对进步含砷金精矿焙烧－化浸取工艺金、银、铜回收率进行了研讨。本文在此基础上研讨了在焙烧金精矿中参加硫酸钠，借以进步含砷金精矿焙烧－化浸出工艺中金、银浸出率。实验成果表明，对砷质量分数为0.45%金精矿，在焙烧时参加矿样量4%～5%的硫酸钠，可使金、银的化浸出率比原工艺办法别离进步5.0%和40%以上。这不光充分利用了国家资源、拓宽了质料来历，并且进步了厂商的经济效益和社会效益，具有推行价值。     一、矿样性质     本实验选用的矿样由某黄金矿山供给。矿藏成分首要为黄铁矿、砷黄铁矿、黄铜矿、方铅矿、闪锌矿等硫化矿藏，金、银则以纤细粒状况被硫化物包裹。经分析测定，矿样的首要化学成分见表1。 表1  矿样的化学成分元素Au*AgCuPbZnFeAsS/%41.52423.361.130.5030.50.4536.6     * （Au）、 （Ag）/10-6     从表1可见，矿样中除含有较高的Au、Ag外，Cu、Pb、As、S的含量均比较高。该矿样归于含砷、铜难处理金精矿类型。选用现行的焙烧－化浸出工艺，难以获得较高的金、银化浸出率。     二、直接化浸出实验     选用直接化浸出工艺对该矿样进行实验。实验浸出条件:NaCN质量分数0.5%，液固比2:1，浸出液pH＞11(石灰调理)，浸出时刻为42h。浸出实验成果见表2。 表2  直接化浸出实验AuAg原矿档次/10-6 渣档次/10-6 浸出率/%41.5 13.60 67.23242 224 7.20         从表2可见，在惯例条件下进行化浸出，金、银的化浸出率很低，特别银的化浸出率更低，仅有7.2%。首要原因是铜、砷的含量较高，影响了金、银的化浸出，别的，很多硫化物的存在，对纤细粒的金、银包裹，使金、银的化浸出反响难以进行。     三、焙烧－化浸出实验     选用焙烧－化浸出工艺对该矿样进行浸出实验。焙烧条件:温度63℃，焙烧时刻60min。硫酸浸铜条件：硫酸质量分数2%，液固比3: 1，浸出温度70℃～80℃，时刻2h。酸浸铜后，液固别离，将浸渣洗至中性，化浸出。化浸出条件：NaCN质量分数0.2%，液固比2:1，浸出液pH≈9.5（NH4HCO3＋NaOH调理），浸出时刻36h。实验成果见表3。 表3  焙烧－化浸出实验成果AuAg原矿档次/（g·t－1） 渣档次/（g·t－1） 浸出率/%41.5 4.08 90.17242.0 178.4 26.28         从表3可见，含砷金精矿选用焙烧－化工艺处理，可进步金、银的化浸出率，但渣中的金、银含量仍很高，特别是银，其浸出率仅为26.28%，大部分银仍未浸出。     四、加硫酸钠焙烧－化浸出实验     硫酸钠是一种中性化合物，化学性质比较稳定，且报价低廉，便于购买。笔者曾在含铜金精矿中参加1% Na2SO4进行焙烧－化实验，成果表明，加硫酸钠焙烧对进步铜的浸出率有较显着的作用，但在参加相同量的条件下，对进步银的化浸出率，其作用不如添加NaOH、Na2SO3和Na2S。 实验发现，如在焙烧时加大Na2SO4用量，不光可大大进步银的化浸出率，并对金的化浸出也发生必定的作用，并且对含砷金精矿有必定的适应性。其实验成果见表4。 表4  硫酸钠用量实验Na2SO4用量 /%AuAg原矿档次 /10－6渣档次 /10－6浸出率 /%原矿档次 /10－6渣档次 /10－6浸出率 /%1 2 3 4 5 641.50 41.50 41.50 41.50 41.50 41.504.00 3.60 3.00 2.10 1.67 1.3479.00 91.33 92.77 94.94 95.98 96.77242.0 242.0 242.0 242.0 242.0 242.0138.0 99.6 88.8 75.00 70.00 65.0042.8 58.84 63.30 69.20 71.00 73.14         从表4可见，跟着硫酸钠用量的添加，金、银的化浸出率逐步添加。考虑到生产本钱，在生产实践中依据金、银的含量，可选用4%～5%的参加量。     五、加混合添加剂（Na2SO4＋NaOH）焙烧－化实验     选用为添加剂进行焙烧化浸出，可大大进步银的化浸出率。为此，选用硫酸钠＋混合添加剂进行焙烧－化浸出实验。实验成果见表5。 表5  加混合添加剂焙烧－橄化漫出成果添加剂参加量 /%NaOH 0.8Na2SO4 0.8NaOH 0.2Na2SO4 0.2NaOH＋Na2SO4 0.8＋0.2NaOH＋Na2SO4 0.2＋0.8银浸出率/%70.5045.5060.538.0072.5065.00         从表5可见，选用NaOH和Na2SO4作为添加剂进行焙烧－化，对进步银的化浸出率均有必定作用，二者比较，以参加NaOH进行焙烧作用更好。假如选用混合添加剂进行焙烧预处理，其作用更佳。这是由于在焙烧时参加了，使矿样中的砷构成可溶性的钠，在硫酸浸铜时除掉，减少了砷对化浸出的影响；别的，参加可添加矿样的流动性，使焙砂愈加疏松多孔，矿样焙烧的愈加彻底，有利于金、银的化浸出。     六、结语     （一）实验成果表明，在焙烧时，参加4%～5%矿样量的硫酸钠，关于进步含砷金精矿的金、银化浸出率是有用的，与现行的焙烧－化工艺比较，金、银的化浸出率别离进步5%和40%以上。    （二）该工艺办法操作简洁，不添加设备，药剂本钱较低，不污染环境，不影响制酸工艺和浸铜工艺，其经济效益和社会效益明显，现已在国内黄金冶炼厂推行应用。

许多矿山历年积存的尾矿多含有一定量有回收价值的铜，而且，浮选尾矿中的铜多是在氧化矿物中，许多矿山已经在利用这些资源，下面是两家公司的尾矿浸取的实际情况。  一、迈阿密铜公司 美国亚利桑那州迈阿密（Miami)铜公司从1911年开采以来堆积了大约3450万t尾矿，早期的尾矿含铜高达0.723%，晚期则仅为0.114%。大约50%小于28μm(560目），但也有许多大块矿石夹杂在其中。尾矿实际上是浆状的，含固体约80%，液体的pH值为4.5，已经含有一定量的铜。他们在尾矿堆积区钻了147个孔，取样分析，用所得的数据建立了一个包括整个尾矿坝的颗粒大小、总含铜量、氧化铜含量及堆密度的数学模型。用它可以估计铜的总吨数、品位和粒径分布等。在此基础上建立了一个小型试验厂，经多年试验，最终在1987年决定建立生产厂。 他们采用两台压力为15.8MPa的水力喷射泵每小时可采矿453t，矿浆中含固体32.4%，经筛子将大于1.6 mm的矿块筛去。矿浆进入一个搅拌槽，加酸调至pH=1.5，仅停留数分钟，而后进入一直径为l00m的浓密机继续进行浸取。溢流以190L/s的速度进入一澄清器，加絮凝剂澄清后，上清液含铜0.6～1g/L，送往萃取。底流加萃余液重新浆化，再进入第二个直径为50m的小浓密机中进行二段浸取。二次浸取的浸出液与其他溶液一起用于水力采矿。总浸取率为 54%，酸耗约5t/t（Cu)。底流浆化后以2m/s的速度通过聚乙烯管道送到7.3km之外的一个露天矿坑，沉降后，水返回使用。这个矿坑围岩十分致密，而且低于地下水位，计划填埋至地下水位即停止。 二、恩昌加联合铜业公司 利用尾矿最著名的要算赞比亚恩昌加联合铜业公司（NMCC )，他们早在70年代就利用尾矿建起年产7万t铜的浸取-萃取厂（现已达82000t/a)。每天处理45000t尾矿，一半是选矿厂的新尾矿，一半是积存的老尾矿。尾矿平均含0.86%可溶铜，粒度55％小于75μm，主要为孔雀石。浸取设备是15个（原为6个）直径10.6 m、高18m的空气搅拌槽和7个ф76m×3m的浓密机。浸取液流速50m3/min，固体含量35%～50%。在浸取槽中的停留时间是2h，浓密机中8h。富浸取液含铜约5g/L，硫酸<0.5g/L。萃余液铜为1g/L，补充酸至12～14g/L，可用作浸取液。铜总回收率63%，耗酸约3t/t（Cu）。美国阿拉马克斯公司的双峰厂（Anamax Twin Butts）采用机械搅拌槽，浸出时矿浆浓度50%。

细菌辅助的堆浸    澳洲基里朗崩（Girilambone）矿[1]上部为孔雀石和蓝铜矿，于1993年开工进行氧化矿的堆浸，年产铜14000t。矿床下部硫化矿逐渐增多，占含铜矿石的65%，主要为辉铜矿，向底部延伸主要为黄铜矿。在l00mm直径小型柱中细菌浸出的结果表明，浸取25天，辉铜矿浸取率达97%，而黄铜矿仅浸出27%,至710天才达42%。铁的浸出比铜快，25天为42%。柱浸试验还表明，即使不接种菌种，浸出液中也逐渐出现铁硫杆菌，但费时甚长，因此还是需要接种。    进而在6m高的大柱中进行试验,开始的浸取速度取决起始酸度,以含8g/L硫酸的萃余液进行浸取，155~158天时酸增加至15g/L。起始铜浸出速度较慢，微生物的作用在99天时开始明显。此时pH值为2.9，Fe（II）氧化为Fe（III）而沉淀。起始酸度为54g/L时，一开始浸取速度就很快，22天铜浸取达23%，酸度下降，此时进行接种。第74天时微生物开始起作用。但是，在后期铁依然从溶液中沉淀析出。    在设计堆浸时，考虑到黄铜矿比例的不断增加，平均浸取率定为78%。采用两段浸取，即老堆流出的低铜溶液用于新堆浸取。矿石平均含铜2.5%，远比其他矿山要高得多。矿石粉碎至-12mm，堆高5~6m。开始阶段的新堆筑在新堆场，以后要筑在旧的氧化矿堆上。喷淋速度13L/h·m2，堆中通空气，设计的堆温为30℃。新堆开始浸取时采用的酸度为50g/L,35天后降至8g/L，平均耗酸14kg/t矿石。不过，根据柱浸的结果，铁矿也部分浸出，产生硫酸。因此，酸可能会过剩，要引出一部分进行中和，所以设计了中和槽。    虽然设计期望的堆温为30℃，但在冬季实际测量的结果是12℃，浸取液才8℃。浸取速度明显下降，堆的周期比预期的要长。采用滴液要比喷淋有利于减少热量损失，但是，由于滴管口有盐析出造成堵塞，未能被采用。    分析基里朗崩矿运行中典型的铜浸取率和浸取时间的关系曲线，可以分为两个区域。第一区域上升比较陡峭，主要是酸的化学浸出在起作用，后来的浸出速度变缓慢，是细菌在浸取硫化矿。此后堆内条件的变化，如矿石粉化，塌陷导致堆的阻力增大，使浸取速度进一步降低。    一年的运转结果表明，这个矿用细菌堆浸处理高品位混合铜矿是成功的，氧化矿的浸取率达84%，硫化矿78％，年处理矿石750万t。浸取液含铜4. 8g/L，萃余液0.3g/L。    极端嗜热菌浸取黄铜矿    中温菌浸取黄铜矿也导致钝化，即产生的单质硫阻止进一步的浸取反应。但是近年报道的结果说明，中温菌和极端嗜热菌浸取黄铜矿则钝化现象很不明显。    工厂化的细菌浸取设备要求很高，因此需要较高的投资。最近有一家公司开发了一种方法，用于黄铜矿的浸取，投资和生产成本很低[2]。这种方法的核心是将黄铜矿精矿的矿浆喷在普通岩石块上，再堆浸，并在堆中接种菌种。他们没有特别说明所使用的岩石的名称，但是肯定应该是可以耐酸的岩石，要求破碎到6~25mm。包的石块外面的矿浆层厚度约为lmm，使岩石和精矿的质量比在5/1~10/1之间。    当石块从皮带输送机末端流下时，矿浆通过两个喷嘴从不同方向喷向石块，黏附在石块上。包覆了矿浆的石块直接筑成堆浸，不再搬动。据称，由于黄铜矿憎水，因此黏附在石块上的精矿在喷淋浸取液以及下雨时，并不会从石块表面被冲刷脱落。[next]    在一个柱浸试验中使用的样品含铜26.1％、铁29.7%、硫29.0%和碳酸钙0.5%，矿物分析结果是黄铜矿75.4%、黄铁矿14.5%（其中63%为磁黄铁矿）。其中酸溶铜1.5%、酸溶铁2.1%。柱高6m、直径0.144m，下面通入空气，试验中，并掺入氧气或二氧化碳。他们先在常温下接种中温菌，浸取25d，反应速度明显下降。升温至50℃接种嗜热菌，浸取至50d，铜的浸取率达到50%，反应速度再次下降。再升温至70℃，接种极端嗜热菌，浸取率不断上升，至150d，达到80%以上，还将继续升高。这个试验说明，不同菌种浸取能力存在很大差别，如下图所示。在另一项试验中，从开始即升温到70℃，并直接接种极端嗜热菌，140d时浸取率就达到97.5%。起始两个星期，细菌处于繁殖阶段，浸取速度很慢。而后达到每天铜的浸取率1.14%，80d后，随着矿石品位降低，逐渐下降，150d的日平均浸取率为0.70%。    通过多次试验结果的比较表明，铜的浸取率和矿石中硫的氧化呈线性关系。硫化矿除在起始阶段氧化为单质硫之外，以后单质硫逐渐降低。这有助于理解极端嗜热菌浸取黄铜矿时没有明显钝化作用的原因，如下图所示。[next]    最近日本学者[3]研究在65℃下,极端嗜热菌耐酸布雷尔莱菌(Acidianus Brierlay )[4］浸取黄铜矿，再次证明其浸取速度远高于其他菌种。浸取机理以吸附于矿石表面的细菌对矿石的直接氧化为主，高铁离子的氧化仅占很小的比例。这个发现可以从另一方面解释这种细菌克服单质硫阻滞浸取反应的机理。他们还根据小试验的结果建立了模型，推测了在搅拌反应器中,连续浸取的最佳条件是细菌浓度1014个/m3,固液比5~10kg/m3。    参考文献:    1.Nicholson H M,Smih G R,et al.,conf.Proc. BIOMINE'94,Sep.19-20,1994,Perth,western Australia,Paper II    2.Harvey P et al,Conf.Proc.BIOMINE'99,88-97    3.Konishi Y,et al.,Hydrometallurgy,2001,59:271-282    4.Brierlary，C.L.，Brans R.，Conf. Proc. BIOMINE'94，Sep.19-20,1994，Perth，Western Australia,Paper V

铅精矿质量标准品级Pb质量分子数不小于 %杂质质量分子数不大于 %CuZnAsMgOAl2O3一级品701.240.21.02.0二级品651.550.31.52.5三级品552.060.41.53.0四级品452.570.62.04.0注：铅精矿中金、银为有价元素，应报分析数据；其他类型铅精矿的杂质要求由供需双方商定

浸出工艺是镍钴湿法冶金的第一步，使物猜中的有价金属元素进入溶液，经过别离和净化，并终究取得制品；浸出也是一种别离手法，有利于从浸液和浸渣平分别提取方针元素。含镍钴物料的工业浸出进程首要有三类： 一、常压酸浸（硫酸和）； 二、加压氧浸或酸浸； 三、浸。 无论是氧化物料仍是硫化物料都可以选用酸浸工艺处理。在不加氧化剂条件下的浸出，曾在挪威和加拿大使用于高镍锍，镍的浸出率可高达98%以上，铜和贵金属则留在浸渣中，别离效果很好。但是硫化矿藏的简略酸浸将发生，对金属材料有激烈腐蚀效果，工业施行的难度较大。所以硫化矿藏的酸浸一定量的铜离子或铁离子，可显着加速浸出进程。硫酸和介质的挑选对浸出进程有较大影响，尤其是浸出反响器结构原料的挑选。一起，介质的不同也影响出液的别离和净化进程，以及终究产品。读者将在以下不同工业生产实践的论说中体会到这一点。 加压浸出的首要意图是进步反响温度，以此进步浸出速度、缩短浸出周期，并进步浸出率，使常压下难以进行的反响进程可有效地进行。在有氧参加的浸出反响中，加压浸出关于进步反响速度有两层效果。但是，因为在设备出资和日常保护本钱上加压浸出显着高于常压浸出，选用何种工艺较适宜，需经技术经济分析和证明。 浸可直接用于镍钴硫化矿藏，用于氧化矿藏时先要进行复原焙烧，使镍钴呈金属状况。镍钴硫化矿的浸大多在氧压下进行，镍、钴、铜的硫化物氧化溶解，金属以络离子方式进入溶液，硫则生成硫酸，而铁则生成氧化物进入浸渣。 工业上使用的含镍物料的首要浸出进程包含： 1、高镍锍的硫酸氧压浸出； 2、高镍锍的浸出； 3、高镍锍的浸出； 4、镍锍氧压浸； 5、红土矿复原焙烧料的浸； 6、红土矿的高压酸浸。 这些工艺流程将在今后各节平分别论说。某些研讨者以为，硫化矿的直接浸出工艺是现在首要研讨开发方向，特别是某些不适于火法精粹的含砷或高镁精矿。这些新浸出工艺包含硝酸催化的加压浸出、生物浸出、Fe3＋、或Cu2＋催化的氧气或常压浸出、加压氧化浸出等。

铅精矿是由主金属铅(Pb)、硫(S)和伴生元素Zn、Cu、Fe、As、Sb、Bi、Sn、Au、Ag以及脉石氧化物SiO2、CaO、MgO、A12O3等组成。为了保证冶金产品质量和获得较高的生产效率，避免有害杂质的影响，使生产能够顺利进行。

许多矿山历年积存的尾矿多含有一定量有回收价值的铜，而且，浮选尾矿中的铜多是在氧化矿物中，许多矿山已经在利用这些资源，下面是两家公司的尾矿浸取的实际情况。 迈阿密铜公司 美国亚利桑那州迈阿密（Miami)铜公司从1911年开采以来堆积了大约3450万t尾矿，早期的尾矿含铜高达0.723%，晚期则仅为0.114%。大约50%小于28μm(560目），但也有许多大块矿石夹杂在其中。尾矿实际上是浆状的，含固体约80%，液体的pH值为4.5，已经含有一定量的铜。他们在尾矿堆积区钻了147个孔，取样分析，用所得的数据建立了一个包括整个尾矿坝的颗粒大小、总含铜量、氧化铜含量及堆密度的数学模型。用它可以估计铜的总吨数、品位和粒径分布等。在此基础上建立了一个小型试验厂，经多年试验，最终在1987年决定建立生产厂。 他们采用两台压力为15.8MPa的水力喷射泵每小时可采矿453t，矿浆中含固体32.4%，经筛子将大于1.6 mm的矿块筛去。矿浆进人一个搅拌槽，加酸调至pH=1.5，仅停留数分钟，而后进人—直径为l00m的浓密机继续进行浸取。溢流以190L/s的速度进人—澄清器，加絮凝剂澄清后，上清液含铜0.6~1g/L，送往萃取。底流加萃余液重新浆化，再进入第二个直径为50m的小浓密机中进行二段浸取。二次浸取的浸出液与其他溶液一起用于水力采矿。总浸取率为 54%，酸耗约5t/t（Cu)。底流浆化后以2m/s的速度通过聚乙烯管道送到7.3km之外的一个露天矿坑，沉降后，水返回使用。这个矿坑围岩十分致密，而且低于地下水位，计划填埋至地下水位即停止。 恩昌加联合铜业公司 利用尾矿最著名的要算赞比亚恩昌加联合铜业公司（NMCC )，他们早在70年代就利用尾矿建起年产7万t铜的浸取-萃取厂（现已达82000t/a)。每天处理45000t尾矿，一半是选矿厂的新尾矿，一半是积存的老尾矿。尾矿平均含0.86%可溶铜，粒度55％小于75μm，主要为孔雀石。浸取设备是15个（原为6个）直径10.6 m、高18m的空气搅拌槽和7个ф76m ×3m的浓密机。浸取液流速50m3/min，固体含量35%～50%。在浸取槽中的停留时间是2h，浓密机中8h。富浸取液含铜约5g/L，硫酸<0.5g/L。萃余液铜为1g/L，补充酸至12～14g/L，可用作浸取液。铜总回收率63%，耗酸约3t/t（Cu）。美国阿拉马克斯公司的双峰厂（Anamax Twin Butts）采用机械搅拌槽，浸出时矿浆浓度50%。

1、主金属含量不宜过低，通常要求大于40％。含量过低，对整个铅冶炼工艺来讲，单位物料产出的金属铅量减少，从而降低了生产效率。2、杂质铜含量不宜过高，通常要求小于1.5％。铜过高，烧结块中铜含量会相应升高，在鼓风炉还原熔炼过程中，所产生的锍量增加：一则使溶于锍中的主金属铅损失增加，二则易洗刷鼓风炉水套，缩短了水套使用寿命，并易造成冲炮等安全事故。另外，含铜太高，也易造成粗铅和电铅中铜含量超标。3、锌的硫化物和氧化物均有熔点高、粘度大的特点，特别是硫化锌。如含锌过高，则在熔炼时，这些锌的化合物进入熔渣和铅锍，会使它们熔点升高，粘度增大，密度差变小，分离困难。甚至因饱和在铅锍和熔渣之间析出形成横隔膜，严重影响鼓风炉炉况，妨碍熔体分离，故锌含量不宜过高，一般要小于5％。4、砷、锑等杂质含量也有严格的要求，通常要求As+Sb小于1.2％，如过高，则经配料烧结后，在鼓风炉中形成黄渣的量会增加，而且金属铅的流失量会相应增大，更严重的是会造成粗铅、阳极铅含砷、锑过高；此外在电解精炼过程中，使铅溶解速度变慢，并且阳极泥难以洗刷干净。这样既影响电流效率，又影响生产效率。 另外，MgO、Al2O3等杂质会影响鼓风炉渣型，故一般要求MgO&lt;2％，Al2O3&lt;4％。

1)主金属含量不宜过低，通常要求大于40％。含量过低，对整个铅冶炼工艺来讲，单位物料产出的金属铅量减少，从而降低了生产效率。  (2)杂质铜含量不宜过高，通常要求小于1.5％。铜过高，烧结块中铜含量会相应升高，在鼓风炉还原熔炼过程中，所产生的锍量增加：一则使溶于锍中的主金属铅损失增加，二则易洗刷鼓风炉水套，缩短了水套使用寿命，并易造成冲炮等安全事故。另外，含铜太高，也易造成粗铅和电铅中铜含量超标。  (3)锌的硫化物和氧化物均有熔点高、粘度大的特点，特别是硫化锌。如含锌过高，则在熔炼时，这些锌的化合物进入熔渣和铅锍，会使它们熔点升高，粘度增大，密度差变小，分离困难。甚至因饱和在铅锍和熔渣之间析出形成横隔膜，严重影响鼓风炉炉况，妨碍熔体分离，故锌含量不宜过高，一般要小于5％。  (4)砷、锑等杂质含量也有严格的要求，通常要求As+Sb小于1.2％，如过高，则经配料烧结后，在鼓风炉中形成黄渣的量会增加，而且金属铅的流失量会相应增大，更严重的是会造成粗铅、阳极铅含砷、锑过高；此外在电解精炼过程中，使铅溶解速度变慢，并且阳极泥难以洗刷干净。这样既影响电流效率，又影响生产效率。  另外，MgO、Al2O3等杂质会影响鼓风炉渣型，故一般要求MgO<2％，Al2O3<4％。

一、辉铜矿浸取 在有氯离子存在时，氧气浸取辉铜矿相同也分为两个阶段，第一阶段跟着Cu+分散到颗粒表面，阅历几个中间铜的硫化物，可以称为缺铜辉铜矿，终究变化为铜蓝CuS。这一阶段并不生成单质硫。因为存在Cl－，生成CuCl＋及CuCl2等氯配离子。 第二阶段CuS氧化生成铜离子和单质硫，在颗粒表面构成硫层，内层是未反响的矿藏。尽管与第一阶段一起进行，可是速度慢得多。扫描电镜相片显现，当有氯离子时，生成的单质硫是颗粒比较大的结晶硫，结晶之间有孔隙，答应溶液经过，对反响的阻滞比较小。只有当硫层堆集到必定厚度，才阻滞反响的进行。此刻用有机溶剂溶解硫层，能进步反响速度见图1。而在纯硫酸盐溶液中生成的是无定形或许隐晶硫，比较细密，溶液难以经过，致使反响遭到很大阻滞。这或许是有氯化物存在时，“钝化”现象不显着的原因地点。生成铜的氯配离子的影响仅是其次的要素。图1  反响生成的硫层对辉铜矿浸取速度的影响 浸取液：0.5mol/LH2SO4，0.5mol/L NaCl矿石均匀粒度42μm，温度85℃。 二、铜蓝浸取 铜蓝浸取实践上就是前述辉铜矿浸取的第二阶段，其浸取速度对氧分压、温度和氯离子浓度的相关联系非常相似。因为铜蓝CuS氧化生成单质硫和铜离子，反响进程耗费酸： CuS＋0.5O2＋2H＋＋C1－＝CuCl＋＋H2O＋S 因而开始浸取液需求含有必定酸度。 三、黄铜矿 氯化物溶液浸取黄铜矿不呈现硫酸盐溶液的那种钝化现象。即便在硫的熔点之下浸取粒径比较大的矿粉，也能到达很高的浸取率。这是氯化物溶液的极大的长处。 尽管在100℃左右，不管在氯化物或硫酸盐中，黄铜矿的氧化浸取产品都是单质硫，别的相同也都生成铜离子和亚铁离子，当然在氯化物中还或许生成亚铜离子的氯配阴离子。在0.1mol/LFeC13和0.3 mol/LHCI的溶液中，黄铜矿转盘电极的电化学溶解实验中发现，黄铜矿溶解速度（mg/cm2）与时刻简直呈线性联系。1－（1－α)1/3乃与反响时刻为直线，也即契合缩短核模型的化学反响操控机制，式中α是反响分率。前已述及，在0.05mo1/L Fe2（SO4）3和0.3mol/L H2SO4中浸取速度则与时刻呈抛物线联系，这或许是因为生成的单质硫构成了严密的膜，而在膜中的分散是反响速率的约束进程。也即硫层阻滞了反响进行。反映了两种溶液中反响机理的差异。 （一）反响活化能 在氯化物中浸取反响的活化能为41.9 kJ/mol、△H=47.2kJ/mol。而在硫酸盐溶液中的活化能为74.9 kJ/mol、△H＝36kJ/mol。 （二）铁和亚铁离子的影响 高铁离子是氧化剂，添加高铁离子浓度就会添加浸取速度，这与用氧气为氧化剂时添加氧分压的效应是共同的。高铁离子和氧气一起存在时，高铁离子直接与矿石反响，亚铁离子在溶液中又为氧气氧化再生。反响速度也依然与氧分压成线性联系，此刻实践耗费的氧化剂依然是氧气。 （三）酸度影响 因为高铁离子的存在，有必要保持必定的酸度，否则铁离子水解。最低的酸度随温度不同而不同，温度越高，要求酸度越高。45℃浸取时，自身反响速度极慢，酸度对速度的影响也很小；可是85℃时，影响就比较显着。 （四）铜离子的影响 在氯化物溶液中铜离子也具有氧化作用，乃至可以氧化黄铜矿                            CuFeS2＋3CuCl2 ==== 4CuCl＋FeCl2＋2SO 明显添加开始浸取液中的铜离子的浓度，有利于黄铜矿的浸取，如图2所示。图2  浓度对黄铜矿浸取的影响 浸取条件：0.1mol/L FeCl3和0.3mol/L HCl，85℃，外加  （五）氯离子浓度的影响 浸取液中氯离子的浓度在1mol/L以下时，浸取速度随其浓度上升而明显进步。尔后逐步变小，2mo1/L之后影响非常陡峭。有时在浸取液中参加很多氯化物，主要是确保亚铜离子氯配阴离子的安稳，或许为了添加铅、银等的溶解度，或许是为了进步溶液的沸点，而非进步浸取速度。 （六）氯化物—硫酸盐混合系统 在0.1 mol/LFeC13和0.3mol/LHCI溶液中，外加硫酸镁，调查硫酸根对黄铜矿浸取速度的影响。成果如图3所示，跟着硫酸镁浓度的进步，浸取速度逐步下降，并且呈现杂乱的曲线形状。当硫酸镁浓度进步到1～2mo1/L时，浸取速度与时刻的联系与在硫酸盐中浸取非常相似。图3  硫酸根对浸取黄铜矿的影响 浸取条件：0.1mol/L FeCl3和0.3mol/L HCl，85℃，数字为外加硫酸镁的浓度mol/L （七）浸取进程的电化学 用电池反响阐明浸取黄铜矿的进程如图4所示，阴极区发作的复原，而在阳极区黄铜矿被氧化。图4  浸取黄铜矿的电池反响图解

水胆矾Cu4（OH)6S04可溶于水生成硫酸铜溶液。其他铜氧化矿物多能与酸反应生成铜离子而溶人水中，所以它们的浸取反应主要与溶液的pH值相关。水胆矾，孔雀石，蓝铜矿的pH-稳定图如下图1所示，氧化矿的稳定性只和溶液pH值以及组成盐的阴离子有关，而与化电位无关。孔雀石的浸取反应可写为：                           Cu2（OH）2C03＋4H+ ==== 2Cu2＋＋CO2＋3H20    亚铜矿物赤铜矿与酸反应时，亚铜发生歧化，无氧化剂参与反应时仅一半铜可溶：                                Cu20 +2H+ ==== Cu2+＋Cu＋H20    硅孔雀石与酸反应生成水合二氧化硅Si02·nH20包覆在矿物颗粒外面，阻滞反应的进行。 CuSiO3·2H2O+2H+ ==== Cu2++SiO2·nH2O+（3­-n）H2O     氧化矿中往往也含有一些硫化铜矿，由于堆浸中的矿石与空气接触，有些硫化矿也被浸出。图2中的一个方形区代表了堆浸的Eh – pH范围。本节讨论的实际上是氧化矿及氧化硫化混合矿的湿法冶金。

一、大槽渗浸 大槽渗滤浸取适于品位较高的氧化矿（Cul%～2%），早先，用这种浸取方法产生高浓度浸I液，然后直接电积铜。萃取方法的出现，使槽浸的应用日益减少。 大槽渗滤操作时，将矿石破碎至－lcm，置于一底部略倾斜的大槽中，灌满浸取液，浸泡一段时间后排出溶液，再灌满，反复数次，直至可浸铜充分溶出。槽浸常采用多个槽子串联逆流的工艺。为了提高渗透性应先将细矿粉筛去，不然会影响浸取液从矿石块间均匀通过。由于空气不能充分参与反应，槽浸过程含硫化铜矿物的浸取率很低。赞比亚昌毕希厂（Chambishi）的浸出槽为14m×9m×6m，6槽串联，每槽装500t矿石。装槽时间8h，浸取96h，出槽用16h，浸取温度20～35℃。原矿含氧化铜1.9%，硫化铜0.3%，总浸出率74%，其中的硫化矿几未浸出。每天浸出铜约8t，吨矿耗酸30kg。 二、搅拌槽浸取 在尾矿浸取一文中已提到搅拌槽的应用，这种方法适用于充分磨碎的细矿粉（如90%～75μm），搅拌槽分为机械搅拌槽和空气提升搅拌槽。为了提高浸取氧化矿的速度，要有较高的起始和终了酸度。提高温度有利于加快浸取速度。不过，搅拌槽浸取投资高，运转费用也高，多用于高品位矿石的浸取。

大渗漫    大槽渗滤浸取适于档次较高的氧化矿（Cul%~2%），新近，用这种浸取办法发生高浓度浸I液，然后直接电积铜。萃取办法的呈现，使槽浸的使用日益减少。    大槽渗滤操作时，将矿石破碎至-lcm，置于一底部略歪斜的大槽中，灌满浸取液，浸泡一段时刻后排出溶液，再灌满，重复数次，直至可浸铜充沛溶出。槽浸常选用多个槽子串联逆流的工艺。为了进步渗透性应先将细矿粉筛去，否则会影响浸取液从矿石块间均匀经过。因为空气不能充沛参加反响，槽浸进程含硫化铜矿藏的浸取率很低。赞比亚昌毕希厂（Chambishi）的浸出槽为14m×9m×6m，6槽串联，每槽装500t矿石。装槽时刻8h，浸取96h，出槽用16h，浸取温度20~35℃。原矿含氧化铜1.9%，硫化铜0.3%，总浸出率74%，其间的硫化矿几未浸出。每天浸出铜约8t，吨矿耗酸30kg。    拌和槽浸取    在尾矿浸取一文中已说到拌和槽的使用，这种办法适用于充沛磨碎的细矿粉（如90%~75μm），拌和槽分为机械拌和槽和空气进步拌和槽。为了进步浸取氧化矿的速度，要有较高的开始和终了酸度。进步温度有利于加速浸取速度。不过，拌和槽浸取出资高，工作费用也高，多用于高档次矿石的浸取。拌和槽用于硫化矿浸取的条件更为严苛，详见相关文章介绍。

跟着钢铁工业的迅猛开展，我国锰系铁合金及金属锰产值快速增长，锰矿石的消费量也逐年添加。近年来，尽管我国许多省份相继发现了锰矿床，但散布不均、贫杂矿多、矿层薄、矿藏嵌布粒度细、难采、难选，富矿严峻缺少，均匀档次只需22%，因而每年须进口数百万吨的锰矿石与国内的贫锰矿调配运用。为此，针对我国锰矿资源特色及锰工业所面对的现状，研制贫锰矿合理运用的有用技能和工艺，并可节能减排，已成为学术界和厂商界一起重视的热点问题。至今国内外许多学者对贫锰矿的运用已有较多研讨，且有的作用已成功运用于工业出产。针对菱锰矿的湿法运用，其最为要害的是浸取和除杂技能及工艺，本文介绍了菱锰矿浸取除杂办法及研讨进展，并对我国锰矿资源的合理开发运用途径进行了评述。 一、菱锰矿浸取工艺的国内外研讨进展 从现在的机理研讨能够看出，影响菱锰矿浸取率的不只仅有反响温度、反响时刻、浸取剂浓度、矿石粒度等微观要素，一起还有菱锰矿藏相组成、乃至杂质元素等一些微观要素。为了进步菱锰矿的浸取率，国内外许多学者展开了浸取工艺方面的研讨。依据工艺特色，菱锰矿浸取首要可分为：预焙烧浸取法、直接酸浸取法、复原浸取法、SO2浸取法、电化学浸取法以及细菌浸取法等。 （一）预焙烧浸取法 对矿藏进行预焙烧后再浸取，是处理低档次矿石的常用办法之一。物料经高温焙烧后不只能增强活化作用，并且还能除掉某些挥发性杂质，引起有用成分的相变。浸取剂参加时，因为焙烧料本身的急热急冷而在晶格中发作热应力和缺点，在颗粒中发作裂纹，使得浸取反响变得更为可行。许多研讨标明，矿石通过焙烧分化后浸取反响功能能够得到显着改进。 靳晓珠等报导了运用铵盐在必定温度下焙烧，将矿藏中的锰转化成可溶性锰盐，以热水浸取焙烧料，并使焙烧进程中发作的气及CO2气体通人浸取液中，将锰堆积后得到锰精矿，而滤液通过蒸腾、浓缩、结晶后重复运用，锰的回收率达90%以上。该办法的特色是完成了在出产进程中质料的循环运用，无废水、废气排放；选用热水浸取法，很大程度上下降了铝、铁、钙、硅等杂质的浸出，对后续的除杂工艺也比较有利。当然该办法需处理好NH4Cl分化后逸出气体对设备的腐蚀问题。Petkov I将锰矿石在500℃高温下焙烧45min，再用SO2溶液与焙烧料反响，在液固比8∶1、温度20℃下锰的浸取率达90%以上。而所用的SO2可由黄铁矿焙烧而得，也可由硫酸厂或冶炼厂的含SO2废气而来，既可下降浸取本钱，又能有用地运用含硫废气。 总归，通过预焙烧处理，能有用地改进锰矿的质量，进步锰矿的档次，然后显着进步锰的浸取率。但该办法能耗较大、本钱较高、高温工作环境较差，且在焙烧进程中会发作一些对环境有害的气体，如SO2等。因而，如能有用处理能耗、污染等问题，预焙烧浸取法仍将是锰工业的首要运用办法之一。 （二）直接酸浸取法 直接选用硫酸浸取菱锰矿，是一种传统湿法冶金技能，也是现在国内外锰厂商广泛运用的出产办法。针对不同产地菱锰矿的直接酸浸取法，国内学者展开了许多的研讨工作，对反响温度、反响系统液固比、拌和速率、物料颗粒巨细、浸取剂浓度等要素进行了深化地讨论，通过工艺参数优化可使锰的浸取率到达80%以上，乃至高达98%。 袁亮堂等运用催化剂改进矿藏颗粒的表面活性、增大矿石颗粒对氢离子吸附作用，进步了浸取反响速率，一起使得反响能在常温下进行，在浸取温度为5～30℃、反响时刻为60min下，锰浸取率达95%，在很大程度上节省了能耗。戴恩斌在2001年提出了一种集地质、采矿、选矿、冶金于一体的原地溶浸法，即直接向矿体注入溶浸液而取得浸取液，浸取率可达96%。周罗中也于2004年发布了相似的专利，该工艺操作进程较其他办法简略，矿石无需研磨等预处理，减小了设备的出资，浸取进程中不需求升温文拌和等程序，浸取作用很好，对与矿山附近的厂商能较大起伏地下降出产本钱。但此法整个出产流程耗时长，关于小规模厂商来讲并不合算。别的，一些学者也研讨了含多种锰物相的混合矿酸浸出法，成果标明：在必定的条件下对两种不同成分的锰矿进行复配浸取，能够加速浸取速率，进步锰的回收率；总锰回收率比单一锰矿浸取时有所进步，且时刻更短。但有关混合矿石总锰浸取率进步的机理研讨还未见报导，估量是因为矿石的组份不同引起的，即当两种不同矿石相触摸时，导致了新的浸取反响活性点的发作，促进了浸取反响的进行，然后增大了单一矿石的浸取率。 作为最简略的菱锰矿的处理技能，直接酸浸法出产流程简略，技能较老练，因而在未来一段时刻内仍是湿法冶锰的首要手法。但实践出产进程中依然存在着一些值得深讨的问题，如：浸取进程中杂质元素的浸出不易操控，使得浸取液中杂质含量偏高，给后续的除杂阶段形成了很大的压力；浸取时硫酸用量很大，对设备的耐腐蚀程度要求比较高级。 （三）复原浸取法 复原浸取是指选用复原剂将矿石中不易浸取的高价锰复原成易浸取的贱价态，然后到达提取锰的意图。某些菱锰矿石中因含有较多的软锰矿以及硅酸锰等高价态锰成分，而难以取得抱负的浸取作用，这时就需选用复原浸取的办法。一般运用的复原剂有、葡萄糖、纤维素、亚等。 姚俊等在浸取进程中添加了一些有机物和无机物以进步锰的浸取率，研讨标明：酸用量、浸取时刻及添加剂是影响浸取率的首要要素；有机添加剂对浸取作用的影响更为显着。李德斌发布了一项选用稻皮与硫酸浸取含锰量大于8%锰矿石的专利：将矿石与稻皮混合均匀后放入反响池内，参加稀硫酸，在常温下进行放热反响得到硫酸锰溶液。该办法减轻了劳动强度，节省了燃料用煤，下降了出产本钱，消除了音、粉尘等污染。 复原浸取法对高价锰含量较高的菱锰矿作用显着。事实上，当菱锰矿石中软锰矿含量不高时，在浸取进程中反而要参加氧化剂，以氧化矿石中的亚铁离子，此时正好以软锰矿为氧化剂。因而，分析菱锰矿、软锰矿成分、分析浸取进程中的氧化复原机理、探究菱锰矿、软锰矿混合浸取工艺及条件，关于低档次菱锰矿和软锰矿的运用具有十分重要的含义。 （四）其他办法 孟运生针对云南建水低档次菱锰矿进行了细菌浸取试验研讨，将锰矿石投入到菌生黄铁矿浸矿剂中浸取，锰的浸取率能够到达60%以上。与传统的浸取办法比较，只需有比较少的动力和试剂就能够进行，本钱很低，经济效益比较显着，且环境污染小；但速度很慢，对出产条件有特殊要求，现在还没有工业出产的报导。Arsen'ev V.A.等在进行菱锰矿酸浸时，一起向槽中输入高能脉冲，槽中的矿石因为磕碰而得以活化，然后进步了锰矿石的可浸性。试验标明：当矿石粒度下降到－0.16 mm时，锰的浸取率挨近100%。Arsen'ev V.A课题组还研讨了通过下降浸出剂的表面张力而进步浸出率的可能性，挑选了无机硫酸盐下降了浸出剂的表面张力，然后进步了矿石与浸出剂的亲和力，使得浸出剂与矿石更简略发作反响，进步了浸出率。 二、菱锰矿除杂工艺 （一）铝、铁的净化 在菱锰矿中铁首要以碳酸铁的办法存在，一起还有FeSiO3、磁铁矿、黄铁矿等；而铝的首要存在办法为高岭土。在锰的浸取进程中，有一部分铁、铝要溶解进入到溶液傍边。现在，工业出产中除铁的首要办法有中和法、针铁矿法、黄钾铁矾法、磁铁矿法、吸附除铁法等，而除铝以中和法为主。因为针铁矿法、黄钾铁矾法、磁铁矿法等需求在较高的温度下进行，一起，除铁后溶液中依然含有必定量的铁，不适合低档次锰矿浸取液的净化除铁，因而，氧化中和法是锰矿浸取液除铁的最经济可行办法。 因为Fe3+比Fe2+更简略以氢氧化物的形状堆积，因而在实践工艺中，一般将Fe2+氧化成Fe3+，以便后续工艺的进行。一般可选用软锰矿或空气为氧化剂，以将Fe2+氧化成Fe3+，并避免引进其他杂质。在实践出产进程中，硫酸锰浸取液中锰含量约为30～40g/L，在pH为5时，溶液中的二价锰不会发作水解。而关于铝来说，因为其水解产品是一种中性化合物，在25℃、pH大于5.0时，Al(OH)3会转化成偏铝酸盐。因而，应操控pH为4～5，以脱除溶液中的高价铁和铝，且不会导致锰的丢失。但水解堆积法除铝、铁的问题也很杰出，首要是氢氧化物堆积呈胶状，不易沉降且过滤功能很差，给别离带来了不方便。 在湿法冶金中，铁、铝的有用净化问题一直是人们研讨的要点，除上面所说到的除铁工艺外，近年来跟着出产工艺的不断改进，一些新颖的净化办法被不断地提出，如萃取法、离子交换法、微生物法等，其间有些办法已在一些金属的冶炼中得到了运用，可是因为技能原因在冶锰职业中运用还没有见报导。 （二）重金属的净化 在锰矿的浸取进程中，矿石中的锌、铜、铅等重金属离子一般会伴跟着矿石的溶解进入到浸取液中，而它们的存在会严峻影响电解锰的堆积，形成电流功率的下降。现在最常用的净化法是硫化物堆积法，硫化剂一般有有机硫化剂（如SDD等）和无机硫化剂(如BaS、Na2S、(NH4)2S等）。另据文献报导，天然的锰氧化物及氢氧化物具有杰出的表面吸附活性，在不同的介质中，它们能不同程度地吸附Co2+、Ni2+、Cu2+、Zn2+、Cd2+等重金属离子。赵中 伟2004年发布了一项硫酸锰溶液深度净化的专利，在硫酸锰溶液中参加氧化剂或通电氧化，使少数Mn2+离子氧化生成二氧化锰，并使溶液中的杂质离子与二氧化锰以共堆积的办法除掉。选用的氧化剂有、过硫酸、硝酸、氧气等其间的1种或是几种组合，在该专利条件范围内，对重金属杂质的去除率一般可达90%以上。选用这种办法除重金属，操作进程中没有引进其它杂质元素，且操作简略、试剂耗量小、本钱低，对环境也无污染。关于锰浸取液而言，这是一种比较抱负的绿色除杂工艺，但因为在其除杂进程中要将Mn2+氧化成MnO2，对浸取液中锰含量有影响，因而需严格操控反响条件，避免形成丢失。2006年邹兴等发布的专利标明能够选用金属锰置换除掉溶液中大部分的重金属，且不会引进其它杂质元素。可是置换法的条件严苛，溶液中的氧气、氢氧根和氢离子都会对置换进程发作影响，在置换进程中有必要尽量避免空气与溶液触摸，避免形成锰金属的糟蹋；且跟着净化进程的进行，杂质离子和锰离子在浓度上的距离将越来越大，会使得两者的电势差变小，然后不利于置换反响的进行。因而，运用置换法除重金属杂质还需求做更多的研讨，以期到达抱负的作用。 （三）其他杂质的净化 1、磷的脱除 在已勘明的矿床中，我国锰矿石的均匀P/Mn高达0.01，归于高磷锰矿，而冶金用的锰矿石一般要求P/Mn 近年来，人们对生物技能在冶金职业中的运用越来越重视。关晓辉等提出了高磷贫菱锰矿的微生物富锰脱磷技能，为我国储量丰厚的高磷贫碳酸锰矿资源的开发运用提出了一条新的途径。微生物法脱磷具有无污染、能耗低一级其它办法无法比拟的优势，但需求很高的专业技能，试验条件也比较特殊，信任跟着技能的开展，这将是一种十分有用的途径。 2、镁、钙的脱除 锰矿浸取时，矿石中的镁、钙基本上都能进入到浸取液中，使其在浸取液中的含量很高，乃至能到达饱满，简略生成结晶体阻塞管道，成为出产进程中的一大难题。Benrath V A.等研讨了水介质中MgSO4和MnSO4对互相溶解度的影响，成果显现：跟着一种物质溶解度的升高，另一种物质的溶解度会下降。Helen E.Farrah等也对MnSO4溶液中CaSO4的溶解性进行了讨论，相同发现，当温度小于80℃时，CaSO4的溶解度跟着溶液中硫酸浓度的添加而添加，可是锰浓度的添加会导致其溶解性下降。因而，理论上能够通过进步溶液中MnSO4浓度而按捺MgSO4、CaSO4在溶液中的溶解量，以到达除镁、钙的意图。可是关于含有许多镁、钙的浸取液而言，除杂进程需求重复屡次，形成了锰的回收率下降，且添加了出产本钱；一起在这杂乱的系统中，MnSO4和MgSO4会生成共晶物或混晶物而影响两种晶体的溶解度，进而影响除镁作用。袁亮堂等在分析Benrath的MnSO4－MgSO4－H2O系相图后提出了中温硫酸锰结晶法，通过操控水分的蒸腾量来操控溶液中残留的硫酸锰，锰的丢失率只需约5%左右。别的，因为镁、钙离子简略和一些阴离子（如F－、C2O42－等）生成难溶的堆积，其溶解度比硫酸镁、硫酸钙还要小，因而，能够向浸取液中投加含此类阴离子的盐，使溶液中的镁、钙离子生成CaF2、MgF2，或是CaC2O4、MgC2O4堆积，使它们更简略从溶液中别离出来。也有人选用特效的镁试剂，常温下陈化24h后使镁与锰别离，可是比较而言镁试剂报价比较贵重，不利于推行。 三、定论与展望 湿法冶锰技能历经一个多世纪的开展，通过许多科研人员和厂商的研讨与实践，不管在理论仍是实践工艺上都现已开展得比较老练，但实践出产进程中依然存在许多问题，如锰回收率不高、杂质无法彻底脱除、电解功率低一级，有可能给厂商的正常出产形成严峻的影响。 纵观国内外有关菱锰矿的浸取研讨作用，能够看到环保、节能、工序简化是冶锰工业的首要研讨和开展方向。如高温预焙烧浸取的传统工艺因为耗能大、环境污染严峻，将会逐步淡出实践出产；而其它办法又都有着各自的缺点，有的是对浸取环境有特殊要求（如细菌法），有的仅仅针对某些特别的矿石（如复原法等），因而不能得到很好的推行，仅停留在试验室水平。就现在看来，直接酸浸工艺因为其操作过程简略、对环境污染较少而更有运用远景，但溶液中的杂质含量相对较高，对除杂工艺的要求更高。为充沛开发运用我国丰厚的低档次锰矿资源，完成我国锰冶金的可继续、健康开展，有必要要处理以下几个问题： （一）加速选矿新技能的遍及。现在我国还未能全面完成机械化选矿，使得锰矿档次良莠不齐，然后影响冶锰厂商的正常出产。 （二）加大对湿法冶锰的研讨投入。火法冶金对环境形成的污染太大，绿色环保的湿法冶金技能必将是未来冶金职业的干流，但现在湿法冶金存在的问题依然许多，需求进一步的研讨才干加以处理。 （三）加强锰产品深加工技能的研制。我国锰矿储量居国际前茅，也是国际首要的锰业出产基地。但纵观我国锰职业，依然以出产锰矿粉、电解金属锰等低端产品为主，而关于高附加值锰系深加工产品的研制、出产还极为短缺。

硫化矿的浸取必须用氧化剂将硫氧化为单质硫或硫酸根才能使铜溶出，因此浸取化学一方面要研究氧化剂和硫的氧化－还原作用，同时还要分析反应生成的各种中间产物。硫酸盐溶液是最重要的硫化铜矿物浸取体系，因为它比其他体系与浸取产物更加相容、一致。常压下可借助于氧化剂氧化硫，最常用的氧化剂是Fe3＋，其被还原后可由空气中的氧氧化再生，返回使用。 图1是Cu－Fe－S－H2O系的Eh－pH图，表明了各种铜、铁硫化矿物的稳定区域。这些图对于选择硫化矿的浸取条件和了解各种化合物及离子的存在的电位、pH值范围有指导意义。图1  25℃下Cu－Fe－S－H2O系的Eh－pH图 （溶液中总硫量为0.1mol/L，Cu2＋的活度0.01mol/L）硫化铜矿物多是半导体，具有不同溶出休止电位的矿物紧密接触，发生氧化－还原反应时，产生原电池作用。表1为各种硫化铜矿物及其他常见矿物的休止电位。 黄铁矿最为稳定，因此在与其他硫化矿物接触，组成原电池，它总是处于阳极，不被氧化。处于阴极的矿物则失去电子，而被氧化。 表1  硫化铜矿物及其他常见矿物的休止电位（mV对标准氢电位）FeS2CuFeS2Cu2SCuSPbSZnSFeS630460～560440420280－240－280 一、辉铜矿浸取 早期研究表明，浸取天然辉铜矿时，产生一系列的中间矿物：Cu2S→Cu1.8S→Cu1.2S→CuS。从休止电位的观点看，应该依上述顺序增加，因而稳定性增加。但是，实际上在30℃和较低的高铁离子浓度下，并不产生CuS。反应依下述步骤进行： 第一阶段A：  5Cu2S→5Cu1.8S＋Cu2＋＋2e 第一阶段B：  5/3Cul.8S→5/3Cul.2S＋Cu2＋＋2e 第二阶段：   5/6Cul.2S→5/6S＋Cu2＋＋2e 在30℃下，第一阶段的反应与矿石粒度有关，而第二阶段反应与矿石粒度无关。但是第二阶段反应氧化生成单质硫，必须在较高的温度下反应才能进行完全。对电极反应动力学的研究说明，90℃，常压下反应缓慢的原因，不是由于单质硫可能形成膜而阻滞扩散，而是由于电子在硫化矿表面的传递缓慢。这是一种电化学的观点。 用0.5mol/L Fe3＋及0.001 mol/L Fe2＋为浸取剂，浸取0.1mol/L辉铜矿，Fe3＋/Fe2＋电对的起始电位Eh为917mV，当第一阶段结束时为781mV，最后在第二阶段结束时降低到735mV。在90℃下，以0.5mol/L的高铁离子为浸取剂进行第二阶段浸取，矿石粒度210～297μm（48～65目），经2h，铜的浸取率达到90%。结果与收缩核模型相符。 辉铜矿浸取第一阶段浸取测得的活化能都比较低，因此认为是扩散控制的研究者较多。而铜蓝浸取测得的活化能普遍较高，因此认为是反应控制者较多。 二、斑铜矿浸取 斑铜矿常与黄铜矿、辉铜矿共生，使用旋转电极研究表明，在30～70℃同样条件下，斑铜矿的浸取速度仅为辉铜矿的一半左右。溶解分为两个阶段，先生成一种非计量比的矿物，反应如下， Cu5FeS＋xFe2（SO4）3 ==== Cu5－xFeS2＋2xFeSO4＋xCuSO4 第二阶段，该非计量比的矿物转化为黄铜矿并生成单质硫， Cu5－xFeS＋（4－x）Fe2（SO4）3 ==== CuFeS2＋（8－2x）FeSO4＋（4一x）CuSO4＋2S 当在35℃以下浸取斑铜矿时，反应动力学曲线呈抛物线状，反应停止于第一阶段，生成非计量比的斑铜矿。在高温下，黄铜矿继续被浸取，动力学呈直线方程。 另一项研究，在101.3kPa的氧分压、90℃的0.1mol/L硫酸中，浸取8h，粒度－45＋38μm的天然斑铜矿的铜浸取率仅28%。颗粒外面为铜蓝，核心仍然是斑铜矿。铜蓝反应生成的单质硫可能形成阻滞膜使反应难以继续进行。 三、黄铜矿浸取 A 钝化现象 氧气氧化浸取黄铜矿的速度与温度的关系如图2所示，在180℃以下时，以氧气消耗表示的黄铜矿浸取速度很慢，浸取过程可以用下列总反应式表示： CuFeS2＋4H＋＋O2 ==== Cu2＋＋Fe2＋＋2S＋2H2O 200℃以上反应速度明显加快，主要反应是：  CuFeS2＋4O2 ==== Cu2＋＋Fe2＋＋2SO42－ 在用硫酸铁浸取时也有类似现象。大多数研究者认为是生成单质硫的膜阻滞进一步的反应。也有的认为是由于铁盐水解沉淀形成阻滞膜，这在细菌浸取时，尤其重要，因为此时溶液的pH值在1.5～2之间。以上这种现象称之为“钝化”。图2  不同温度下黄铜矿氧气氧化浸取速度 （氧分压为0.69MPa，矿浆浓度为100g/L）有的试验用有机溶剂将生成的单质硫溶去，果然加快了浸取，恢复到原来的浸取速度。不过，也有不同的实验，发现溶去硫后并不能加快浸取速度。 近年采用电化学、表面分析（如俄歇能谱，X－射线光电子能谱）等新手段研究，确认在氧化浸取黄铜矿CuFeS2时，部分Fe2＋先被浸出，Fe、Cu的溶出比例是4比1。导致先生成二硫化铜，继而生成多硫化铜中间产物。因此认为整个浸取速度由多硫化铜的缓慢分解为单质硫和铜离子的速度决定。而这个速度比较慢，从而降低了浸取速度。 无论是采取高压氧气或高铁为氧化剂，或者细菌氧化，在一定条件下都产生钝化。克服钝化，提高反应速度成为黄铜矿浸取研究的中心课题。 B 浸取动力学 黄铜矿浸取的活化能普遍很高，因此认为化学或者电化学反应控制的较多。但是也有的研究者认为高活化能是孔内扩散造成的。 C 非氧化溶解 纯黄铜矿矿粉在95℃的3mo1/L的HCl及0.4mo1/L的NaCl溶液中浸取14.5h，铜未被浸出，但铁浸出率达11.45%，认为可能是发生了下列反应：  CuFeS2＋2H＋ ==== CuS＋Fe2＋＋H2S D 亚铁离子的影响 不少实验中观察到，在硫酸铁浸取黄铜矿的溶液中添加亚铁离子，会导致浸取反应的速度降低。可能是由于Fe（III）/Fe（II）电对的电位受亚铁离子浓度的影响，随着Fe（II）增加而下降。 但是，近年日本学者报道，以含0.04mo1/L硫酸亚铁的稀硫酸溶液为浸取剂，30℃下通入空气浸取黄铜矿，浸取速度甚至比含0.2mol/L硫酸铁溶液通空气的浸取速度快得多。而且，浸取速度随加入的亚铁浓度而升高。但是如果通入氮气，则不反应。他们提出的反应机理是在亚铁参与下，发生了下列反应：  CuFeS2＋3He2＋＋3Cu2＋ ==== 2Cu2S＋4Fe3＋ Cu2S为空气氧化或高铁离子氧化而被浸取，生成铜离子和单质硫。比如： Cu2S ＋4Fe3＋ ==== 2Cu2＋＋4Fe2＋＋S 在第一步反应中，亚铁离子起到了还原剂的作用。过去也有过不少研究先还原黄铜矿，而后浸取，如有人用在铜离子存在下，以二氧化硫还原黄铜矿，生成辉铜矿和斑铜矿，而后浸取。

铌钽精矿酸浸法分解(decomposition of niobium and tantalum concentrate by acid leachingmethod)铌钽精矿中的钽和无机酸作用，转变成可溶性组分与不溶性杂质分离而得以提取的过程，为含铌钽原料处理方法之一。所得浸出液用作进一步提取铌钽的原料。主要有硫酸焙烧分解法和氟氢酸分解法。硫酸焙烧分解法一般用浓硫酸焙烧分解铌钽精矿。铌钽精矿中所有金属组分在焙烧条件下几乎都能与硫酸作用，生成可溶性或不溶性的硫酸盐。焙烧产物有酸浸出和水浸出两种处理方法。酸浸出处理时，铌钽进入浸出液，浸出液可作为铌钮革取法分离等的原料。水浸出处理时，铌和钽、稀土、钍、钛、铁、铝等可溶性硫酸盐都进入溶液，可利用铌、钽、稀土等氢氧化物水解pH值的不同，用分步水解法(见沉淀)使铌、钽与其他元素分离。铌钽精矿的铌、钽和钛，在453～523K温度下焙烧，一般都分解完全。硫酸焙烧分解法适用于处理低品位铌钽精矿。由于浸出液的铌钽浓度低，浸出液处理量大，产品纯度低，硫酸消耗量大，国际上甚少采用。氟氢酸分解法用氟氢酸分解铌钽精矿的效果好，为国际所广泛采用。这种方法的特点是分解与浸出能同时进行，但几乎所有的矿物组分都与氟氢酸反应，因而氟氢酸的消耗量大。因此，氟氢酸分解法适用于处理高品位的铌钽精矿。铌钽精矿中的钽、铌和钛在氟氢酸分解过程中的主要反应为：其他的金属杂质亦生成相应的氟化物。当溶液中的氟氢酸浓度低于7%时，H2NbF7发生水解生成H2NbOF5。影响分解反应的因素主要有氟氢酸浓度和用量、精矿粒度、分解温度、搅拌速度和分解时间等。氟氢酸浓度和用量增加，分解反应速度加快。氟氢酸浓度一般以25～30mol/L为宜。在分解过程中加入硫酸，由于精矿中某些组分与硫酸反应，能提高分解反应的速度。分解反应速度与精矿颗粒总表面积成正比，而颗粒总表面积与颗粒半径成反比，减小精矿粒径有利于提高分解反应速度。一般使用粒径在0.074mm以下的铌钽精矿。分解温度高，分解反应速度快，一般在低于333K温度下加完物料，在353K温度下保温6～8h。铌钽精矿的分解速度受扩散层厚度的控制，适当增加搅拌速度可减小扩散层厚度，对提高分解速度有利。用氟氢酸分解铌钽精矿的铌钽分解率一般在98%以上，分解残渣中的铌钽含量低于1%。氟氢酸是强腐蚀性酸，加热时容易挥发，分解作业在衬铅、衬胶或钼镍合金的密封槽中进行。作业场所要备有有效的通风设施，严禁人体接触氟氢酸。在铌钽精矿氟氢酸分解的废渣中常含有铀、钍等放射性元素，根据国家放射性防护规定，比放射性活度大于7.4×104Bq/kg的废渣要按放射性废物处理，存入专用渣库，严防废渣流失，避免污染环境。氟氢酸分解铌钽精矿所产生的含氟酸性废液，用石灰处理达到国家标准后排放。

九、钛液的安稳性及其对出产的影响    安稳性又称安稳度，就是在钛出产中，铁液在条件改变的情况下，有发作前期水解而分出白色胶体粒子的倾向，这种倾向的强弱程度称为钛液的安稳度。表明这种倾向强弱的特性称为钛液的安稳性。钛液的安稳性是以每毫升钛液，用25℃的蒸馏水稀释到刚呈现白色污浊时，所需求蒸馏水的毫升数来表明：    安稳性是衡量钛液质量好坏的重要目标。一般颜料级加压水解钛液的安稳性操控在K≥350;常压水解钛液能够放宽到K≥300。要是呈现安稳性差的钛液，则会对钛出产带来下列不良影响：    ①钛液简单呈现前期水解而生成胶体微粒悬浮于钛液中，形成沉降和压滤的困难，以至于影响产值的进步；    ②钛液发作的含钛胶体微粒，终究要跟残渣一同沉降而被除掉，使钛的回收率下降；    ③钛液归于非颜料级钛液，只能出产出等级低的珐琅钛，这种钛报价较低；    ④钛液后期水解所生成的偏钛酸，有一部分粒子较小，简单形成水洗穿滤丢失，直至锻烧时从烟囱飘散不少，使回收率下降；    ⑤这种钛液自身就现已发作前期水解而生成有胶体微粒，这种胶体微粒极易穿过滤层而存在于钛液中，到后期水解时，成为不良的结晶中心，使水解得到的偏钛酸粒子巨细不均匀，简单吸附较多杂质，不只使水洗时刻延伸而影响产值，还使产品带色影响白度。一起不规则的小颗粒多，还会形成锻烧时易烧结，而使产品的白度、消色力和涣散功用下降，影响到产品的质量。    十、钛液的前期水解及影响钛液安稳性的要素    一般来说，从酸解后到未进行后期正式水解之前，钛液中不该含有偏钛酸和正钛酸这两种胶体粒子，可是有时在钛液的浸取、复原、运送和寄存过程中，由于操作不妥或条件改变，而在钛液中呈现上述两种白色胶体物质，这种现象称为钛液的前期水解。    要想了解影响钛液安稳性的要素，还得从钛铁矿的酸解和钛液的水解中去找原因。    1.由酸解的反响式(1)、反响式(2)比较可知，在相同的钛铁矿下，反响式(1)用酸多，得到的是安稳的硫酸钛，而反响式(2)用酸少，得到的是不安稳的硫酸氧钛，阐明酸解时用酸多对进步铁液的安稳性有优点。[next]    钛液水解的首要反响式如下：    从反响式(7)、反响式(8)、反响式(9)可知，三个水解反响都生成新硫酸，阐明钛液中酸多会使水解反响可逆，能够按捺前期水解的发作。所以酸解时用酸较多或浸取时加废酸较多，使钛液中含酸浓度增大，对进步钛液的安稳性有优点。    从实验可知，取浓钛液1mL,测得其安稳性为400；若取相同的浓钛液1mL，再加人浓硫酸1滴，成果测得其安稳性为450，阐明多加酸其安稳性会进步。    2.从水解的反响式(7)、反响式(8)、反响式(9)可知，水是反响物，按化学反响规则，添加反响物会使反响向右进行，添加了水，就添加了反响物，就有利于水解的进行，而使钛液不安稳，阐明水多没有优点。    由反响式(8)、反响式(9)比较可知，在平等的硫酸氧钛的情况下，反响式(9)加水多，反响式(9)在冷的条件下也能发作水解反响。由此可见，在相同的条件下，钛液越稀（水越多）其安稳性就越差。    3.从反响式(7)、反响式(8)、反响式(9)三个水解反响式可知，钛液的水解是吸热反响，因而加热会使反响向右进行，会促进钛液发作前期水解而使钛液不安稳。从实验可知，同是1mL钛液，在12℃，K=500；在25℃，K＝400；在65℃，K＝200；在100℃，K=0。由此可见，温度上升，钛液的安稳性下降，加热对钛液的安稳性晦气。    综上所述，影响钛液安稳性差的首要原因是酸少、水多、加热。那么要进步钛液的安稳性，就有必要针对钛液的酸度、浓度、温度这三个首要要素进行分析研究并加以操控。    1．酸度    酸解用酸多既可进步钛液的安稳性，又可使酸解反响较彻底而进步酸解率，可是用酸过多，既会添加硫酸的耗费，增大钛的出产成本，又会增大后工序钛液后期水解的困难，由于从水解反响式可知，酸多会使水解反响可逆，偏钛酸粒子难以长大，水解率下降，水洗时由于偏钛酸粒子细而呈现穿滤丢失形成丢失。因而要权衡利弊，优化出一个既使钛液安稳，不至于呈现前期水解，又要有利于后期水解的最佳用酸量。    依据酸解反响式核算，要想得到安稳性高的硫酸钛，则要按反响式(1)反响，这样其酸矿比是1. 932：1,也就是说，1吨钛铁矿要用1. 932吨的硫酸；要想得到安稳性差的硫酸氧钛，则要按反响式(2)反响，这样其酸矿比是1.29：1，也就是说，1吨钛铁矿要用1. 29吨的硫酸。除此之外，其他化合物特别是铁的氧化物也要耗费必定量的酸。一般来说，酸矿比越大，用酸越多，钛液就越安稳；酸矿比越小，用酸越少，钛液就越不安稳。从理论分析和实践运用证明，加压水解流程选用酸矿比在(1.50-1.60)：1为最佳比值；常压水解流程选用的酸矿比在(1.45-1.55)：1为最佳比值。终究选用多少才适合，还要视钛铁矿的质量、工艺要求的酸度和浸取时是否加废酸及废酸加人量而定。[next]      2.浓度    ①酸的浓度  运用硫酸的浓度和操控反响时硫酸的浓度，对铁液的安稳性影响较大。运用时硫酸其浓度大于96％时，酸解反响所得到的固相物结实，多孔性差，浸出时很难溶解，所得钛液的安稳性会下降，当然酸解率也低；若运用的硫酸浓度小于92％，则酸解后的固相物不易固化，乃至呈糊状，反响不彻底，浸出所得的铁液安稳性也差，还会形成沉降等净化的困难，酸解率也不高。一般运用硫酸的浓度在92％-96％之间为宜。现在许多供应商都探索并把握了浓酸反响的规则而直接选用98％的硫酸进行酸解。    反响时硫酸的浓度大于90%，则反响温度高，使反响初期的生成物在反响完毕时已发作前期水解而使钛液不安稳；反响时硫酸的浓度小于85％，浸取所得铁液的安稳性也差，一般操控反响时硫酸的浓度在85％-90％之间。实践证明，运用越浓的硫酸，反响时稀释的浓度要偏低限；运用较稀的硫酸，反响时稀释的浓度要偏高限。不过运用稀酸时，由于酸解加水较少，水与硫酸效果发作的热量少，常常需求用加蒸汽的办法来进步引发热，才干取得较好的酸解效果。    ②钛液的浓度  较少、钛液的Ti02浓度较高，溶液不简单分出胶体颗粒，安稳性较好；水太多，浸取的浓度太低，则钛液不安稳，简单发作前期水解，一起对后期水解产品偏钛酸的颗粒巨细和结构也会发作不良影响，还会添加浓缩的工作量。为此在加水浸取时，有必要严格操控，相对密度一般操控在1. 5-1. 55之间，即总Ti02含量要≥120g/Lo为了削减水分，在将钛液结晶时，除掉大部分硫酸亚铁的一起，也带走了许多的结晶水，使钛液的总Ti02浓度得到进步，有利于钛液安稳性的进步。为了削减水分，还有必要将钛液进行浓缩，使其持续除掉一部分水，使总Ti02含量到达(200±5) g/L（加压水解）或215-230g/L（常压水解），以利钛液浓度增大、安稳性进步和后期水解时制出具有优胜颜料功用的钛。    依据酸度小、浓度低（水多）会引起钛液安稳性差，易呈现前期水解现象，因而洗残渣、洗硫酸亚铁晶体、洗设备的水，尽量不用许多的自来水，而用少数的废酸水。    3.温度  温度上升，钛液的黏度下降，这对杂质颗粒的沉降有利，可是对钛液的安稳性却晦气。由于温度过高，钛液的安稳性下降，会呈现前期水解。钛液要采纳负压蒸腾浓缩的原因，一就是由于常压蒸腾温度高，钛液安稳性下降，很快就会呈现前期水解。而钛液水解的临界温度为80℃，选用真空浓缩，沸点能够下降到80℃以下，这样既确保了水分的许多蒸腾，又确保了不会呈现前期水解。由此可见，温度上升，钛液的安稳性下降，温度下降对钛液的安稳性有利。一般浸取时操控温度要小于75℃，净化时操控温度在（60士5）℃。[next]    若钛铁矿中三价铁含量高，其酸解浸取所得的钛液其安稳性会差一些。原因之一是三价铁含量高，其酸解反响放出的热量多，温度高，反响剧烈，有时乃至呈现冒锅现象，极简单呈现前期水解而使钛液不安稳；原因之二是三价铁含量高，酸解反响自身就需求多耗费硫酸，何况制出的钛液需求许多铁屑（或铁粉）来将三价铁复原成二价铁，而多耗费铁屑复原，也需求多耗费硫酸，这些耗费的硫酸归于无效酸。在定量的酸中，无效酸多了，相对来说有用酸就少了，即游离酸少了，这样钛液的安稳性就会下降。    影响钛液安稳性的三个要素效果次序为：温度＞酸度＞浓度。在较低的温度和较弱的酸度下，浓度高，含水少，钛液较安稳；浓度低，含水多，钛液安稳性差。可是在温度高、酸度大的情况下，钛液浓度的凹凸影响钛液的安稳性居次要位置。在80℃以下，钛液的安稳性随酸度的增大而进步。可是在80℃以上乃至更高的温度下，酸度偏大的钛液也不安稳，也能进行热水解而生成偏钛酸，只不过酸度大，水解将遭到必定程度的按捺，乃至难以水解，水解得到的偏钛酸粒子偏小，水解率也偏低。当然酸度很大的话，那就不是按捺水解的问题了，而是反响可逆，生成的偏钛酸被溶解的问题了。    十一、酸解锅的结构及酸解操作    酸解锅的结构是：外壳为钢板，锅内先搪一层铅，然后用耐酸胶泥砌上两层耐酸砖；烟囱用钢衬两层耐酸砖，或用厚的硬聚氯乙烯塑料板制成，要大一些，使反响发作的许多水蒸气、S02、S03等气体能及时排出；锥底的散布板用铅或耐酸陶瓷制成，开孔的视点要确保紧缩空气能均匀地吹到反响锅的四周而不留死角，好让固相物溶解彻底，大型酸解锅的散布板常规划成泡罩形，有利于紧缩空气散布均匀和防止杂物阻塞孔眼；放料阀既要耐温、耐腐蚀，又要能满意放料、通紧缩空气、通蒸汽的功用；国内一般运用的容积为12-50m3，国外一般为90m3，引入国外的3套设备的容积都为130m3，酸解每锅投矿为27-30吨。酸解锅的高度（含锥底部分）是直径（圆柱部分）的两倍。锥底夹角a为60°。酸解锅的结构如下图所示。    酸解的操作：在我国引入的技能中，酸解前遍及选用质料硫酸预稀释和矿酸预混合。酸解是在酸解锅中进行的。在锥底通人紧缩空气激烈地拌和下，先按配方投人硫酸，然后投人矿粉，使矿粉与硫酸充沛混合，再加定量的稀释用的废酸水，持续拌和，由于废酸中的水与硫酸发作水化效果而生成许多的热，使锅内物料的温度上升很快。再用蒸汽直接加热（若水化热已满足引发主反响，就不用外加热）。当锅内反响物温度升高到80-120℃时，当即中止加热，一般加完稀释废酸水后10-20min，即发作剧烈反响。由于反响是放热反响，反响物的温度会急剧上升，在数分钟内到达最高温度（约250℃）。在这一阶段内，反响十分剧烈，酸解锅会呈现能够察觉到的震动感，一起排出许多的SO2、SO3和水汽，反响通过黏稠阶段而逐步凝结成多孔的蜂窝状固相物。主反响完毕后，中止鼓人紧缩空气，让其熟化一段时刻，使其持续反响而反响得更彻底，有利于进步酸解率。熟化时刻往后，即通人紧缩空气进行助冷，当冷却到90-120℃，即加废酸、淡钛液和自来水进行浸取。然后加铁屑（或铁粉）进行复原，即得到钛液。有时加铁屑复原时，反响剧烈，有气泡冒锅，可撒人少数洗衣粉消泡。[next]    国内钛厂的浸取，大都是从锅顶一次性加人，这样浸取液自上而下地渗人固相物，遭到从底部上升的用来拌和的紧缩空气流阻遏，渗人的速度较慢，坐落固相物上部的浸取液的酸度不能很快进步，加水量又大，溶液浓度稀，酸度小，就会或多或少地发作前期水解，导致沉降效果的恶化。    国外有选用将少数废酸加人洗渣水和洗硫酸亚铁晶体的淡钛液中，然后将其从酸解锅的底部加人，这样，简单将固相物空地中的空气排出，并且酸水在上升的过程中，酸度逐步进步，当酸水充溢固相物时，开端用紧缩空气拌和，这时固相物上部的温度可达80℃，但不会发作前期水解现象。原因是温度高的浸取液，酸度也高，随着水的持续加人，温度很快降到70℃以下。    十二、酸解率和进步酸解率的办法    溶液中可溶钛总量（以Ti02计）占所投铁铁矿中所含钛总量（以Ti02计）的百分比，称为酸解率：    能够从下列八方面进步酸解率。    1.恰当延伸熟化时刻    酸解反响后要进行熟化，其意图是让固相物逐步冷却，在这个冷却过程中，让一部分未酸解的矿粉持续与存在的游离酸效果，以利进步酸解率。熟化时刻长，酸解率得到进步，但固相物温度低，浸取速度慢；熟化时刻短，固相物温度高，浸取时刻短，但酸解率抵。一般依据酸解锅容积的巨细、投矿量多少、室温凹凸而操控在1-6h,投矿量大，熟化时刻要长，投矿少，熟化时刻要短。笔者做过这样的实验，在12m3的酸解锅中，熟化时刻由3h缩短到1h,其酸解率并未见下降。对此笔者以为，在酸解剧烈反响阶段，硫酸浓度大、反响温度高，能起反响的矿都应该起反响了。而反响后，特别是再经熟化1h后，酸度和温度都大为下降。这样，寄望于延伸熟化时刻来进步酸解率是有困难的。延伸了熟化时刻，只能延伸酸解周期，影响到产值的进步。    2.恰当进步反响硫酸的浓度    硫酸是一种生动的强酸，能够任何份额溶于水，一起放出许多热，硫酸浓度对酸解反响影响较大，在酸矿比必守时，恰当进步反响硫酸浓度，有利于加速酸解速度和进步酸解率。大于96％的硫酸比92. 5％的硫酸反响急剧，这不只由于将其稀释至工艺要求时放出的热量多，并且由于浓度增大时，H+离子和S02-4离子渗人钛铁矿物表面裂缝中的概率增大，使H+-SO2-4离子对的偶极效果和固体表面的在位效果加强而使钛铁矿的分化速度加速。[next]    3.恰当进步酸矿比    酸矿比越高，反响越彻底，酸解率也越高。但过高的酸矿比使硫酸单耗上升，而酸解率的进步却不明显。    4.恰当进步酸解温度    钛铁矿粉与硫酸的分化反响，自身会放出许多的热，反响式如下：    一般情况下，开端时物料需求恰当加温，以引发酸解反响，这种引发热，常常是在加人稀释的废酸时，由于水与浓硫酸效果而发作必定量的热，若所发作的这些热没有到达引发热的要求，则要外加蒸汽加热；若这些热已足以到达引发热的要求，则不用再加热。    一般来说，温度越高，反响越剧烈，也越彻底，酸解率也越高，可是酸解反响是放热反响，当引发反响开端时便放出许多的热，使反响温度敏捷上升，短时刻内到达200℃以上。要是事前估计不足，加热过多，物料温度过高，例如＞130℃，则会使主反响来得过早，不只会使反响过于强烈而发作冒锅或前期水解现象，还使酸解率下降，乃至生成的固相物难以浸取；假如加温过低，例如＞60℃，则引发主反响的时刻长，反响不剧烈，简单生成难溶的固相物，酸解率也低。主反响完毕，当即中止吹风，持续坚持高温，有利于进步酸解率。    5.矿粉粒度小而均匀    矿粉粒度越大，反响越慢，乃至有些粗颗粒不反响，而使酸解率下降；矿粉粒度不均匀，有粗有细，在反响时，细粒先反响，细粒反响后，硫酸浓度下降了，粗粒反响不彻底，酸解率也低。    6.拌和要均匀    反响前拌和不均匀，有未分散的矿粉团，会影响酸解率。拌和得太猛，物料过多地溅在锅壁上，无法反响，也会下降酸解率。    7.选用好矿    选用酸溶性好的矿，钛溶出率高，酸解率也高；由于金红石型矿极难被硫酸分化，因而有必要选用金红石成分少的矿，方能进步酸解率。    8.防止发作前期水解和呈现不溶的固相物。由于呈现这些现象都会使酸解率下降。

一、酸解方法    根据参与反应的硫酸浓度和最终反应产物的状态，钛铁矿酸解的方法有液相法、两相法和固相法三种。    1.液相法    采用55%-65％的硫酸，酸解反应在液相进行，反应温度为130℃-140℃，反应时间为12-16h,为了防止早期水解，酸比值（F）控制在3-3.2，直接得到硫酸钛溶液。    2.两相法    采用65%-80％的硫酸，反应温度为150-200℃，反应时间为6-8h，F值控制在1.8-2. 2，加热至有沉淀析出为止，所得产物呈糊状，加水浸取后，生成悬浮溶液，反应率达85％一90％。    3.固相法    采用80％以上的硫酸，反应剧烈迅速，在5-30min内完成，反应最高温度达250℃，由于硫酸的沸点为338℃，所以能够适应这一要求。所得产物为固相物，然后加水浸取为溶液，控制F值在1. 6-2. 0，最高酸解率可达97％。    二、固相法酸解的优点    液相法和两相法酸解的反应时间长，耗用硫酸多，钛铁矿的分解率低。与这两种方法比较，固相法具有下列优点：    ①耗用硫酸量最少；    ②反应最迅速，可减少加温时间，缩短生产周期，提高设备利用率和产量，节约燃料；    ③酸解率最高；    ④溶液F值比较低，有利于后期水解的进行；    ⑤设备强度大，生产能力高。    正是由于固相法酸解的优点多，所以工业生产一般都采用固相法。    三、酸解发生的化学反应    钛铁矿的化学组成是偏钛酸亚铁(FeTi03），它是一种弱酸弱碱盐，能与强酸反应，并能进行得比较完全。硫酸分解铁铁矿的反应一般认为是按下列反应式进行： [next]     酸解后生成的硫酸钛和硫酸氧钛之间的比例，由酸解条件而定，从反应式(1)、反应式(2)可以看出，每生成lmol的硫酸钛，需要2mo1的硫酸，而每生成lmol的硫酸氧钛，只需要1 mol的硫酸。由此可见，硫酸过量得越多，越有利于反应的进行，且生成硫酸钛。    四、有效酸    在酸解产物浸取所得的钛液中，硫酸主要以三种形式存在：①与钛结合的硫酸；②与其他金属（主要是铁）结合的硫酸；③未被结合，过剩的游离酸。由于无法单独测定与钛结合的酸和游离酸，只能测定这二者的总和，因此就把这两者的总和称为有效酸。                有效酸=与铁结合的酸＋游离酸    同样的钛液，如果经过浓缩或稀释，其浓度变化了，但其性质仍没有变化。    五、酸比值及其影响因素，酸比值的高低将产生的影响    钛液中有效酸与总钛含量之比值称为酸比值，酸比值又称酸度系数，通常用F来表示：    从公式看，游离酸、与钛结合酸和总TiO2含量等三个因素会影响F值。但是F值只是一个酸比值，它在很多情况下，并不能说明一些本质的问题。例如，钛液经过浓缩或稀释后，其总TiO2浓度和有效酸浓度变化了，但其性质和F值是保持不变的，溶液中硫酸氧钛与硫酸钛的比值改变时，游离酸也随之而变，但是其F值却不会改变；有效酸的测定由于终点不够明显，也容易出现误差，因此F值只能作为生产参考，对其数值要结合工艺过程进行具体分析。    F值的高低，除了能显示钛液中钛的组成、能评价酸的效果与质量外，还会影响水解速率、水解率和水解产物偏钛酸的结构。    六、固相法酸解所得钛液可用硫酸氧钛表达 [next] 中，既有硫酸钛，也有硫酸氧钛。可以认为，如果全部是硫酸钛，则其F值应为2. 45，再加上铁液中尚有一定量的游离酸，那么，其F值更应该大于2. 45。但是固相法浸取所得的钛液的F值，一般只有1.6-2.0，其F值远远没有达到2. 45，更没有超过2.45，因此铁液中硫酸钛的含量不会很多，而铁液的F值＜2. 45时，都说明其含量是以硫酸氧钛为主。固相法钛液的F值只有1.6-2.0，就可以用硫酸氧钛表达。在酸解反应的200℃以上，反应物水和反应生成的水都已蒸发了，具备生成Ti(S04)2的条件，但是用酸矿比为(1. 45-1. 55)：1，不足以将钛变成Ti (S04）2，所以在固相物中还存在TiOS04。Ti (S04）2只存在于固相物，一旦浸取遇水即水解生成TiOS04，因此钛液的钛均以TiOS04的形式存在。    七、与钛结合酸和游离酸的计算    固相法酸解得的钛液，一般F值在1.6-2. 0之间，则FOA值就在30. 45％-63. 07％之间。F值每相差0.1，则FOA值相差8.15％，使用FOA值来表示，更易于控制。

传统烧结－鼓风炉熔炼工艺中，按硫化铅精矿中硫的质量分数为12％～24％计算，每冶炼1t粗铅有0.6～1.1t的SO2排空。     新的炼铅技术的共同特点是将焙烧与熔炼结合为一个过程，实现铅精矿直接处理，充分利用硫化铅氧化放出的大量热将炉料迅速熔化，产出液态铅和熔渣。直接炼铅仍需要将冶金过程分为氧化和还原两个阶段，在氧化段充分氧化获得低硫铅，在还原段充分还原产出低铅炉渣。本实验探讨熔池熔炼还原段，利用铅精矿和富铅渣之间的交互反应，考察还原段的终渣含铅量、铅回收率（按渣计）、烟气烟尘率、粗铅产率等各工艺指标的影响因素及条件。对其反应机理进行了初步的探讨。     一、试验理论基础     铅精矿和富铅渣之间的主要交互反应如下： PbS＋2PbO→3Pb＋SO2（1） PbS＋PbSO4→2Pb＋2SO2 （2）     这两个反应在一般高温1000℃时，△G已经很负了。随着温度的升高，△G越来越负，说明从热力学角度来说，交互反应很容易发生。渣中铅化合物的溶化温度低，其熔体的流动牲好，而且与SiO2结合的Pb0挥发性要比纯Pb0小。PbS溶化后流动性大；PbSO4在800℃便开始分解，至950℃以上分解进行的很快。反应式(1)在860℃时的平衡压力达101325Pa；反应式(2)在723℃时的平衡分压为98000Pa。即在较低温度下，两个反应可以剧烈的向右进行。从动力学角度看，熔渣的熔点一般为1200℃左右，试验温度只要能高于渣熔点，则在渣熔融状态下，各种化合物之间接触良好，反应能很好的进行。     二、试验原料及方法     （一）试验原料     本试验所用原料为某厂艾萨炉出来的富铅渣和铅精矿。铅精矿为黑色粉末，粒度小于1mm。化学成分（％）：Pb 45.44、Zn 6.46、Fe 8.82、SiO25.34、CaO 1.57、MgO 0.48、Al2O3 1.00、S 17.86、Cu 2.43、Ag 0.266。定性物相分析结果表明：铅精矿主要含PbS、ZnS、FeS、SiO2、FeS2、PbSO4。     富铅渣为浅粉色块状，化学成分（％）：Pb53.97、Zn 6.46、Fe 8.64、SiO2 8.31、CaO 3.07、MgO 0.75、Al203 1.78、S 0.17、Cu 0.73、Ag0.0197，堆密度3.05 g/cm3。XRD分析表明：铅物相以PbZnSiO4、PbO、Pb存在。其中PbZnSi04在高温下发生如下反应分解成PbO： PbZnSiO4→PbO＋ZnO＋SiO2     故本试验可将富铅渣中的Pb看做以Pb0形式存在，并以此进行配料计算，确定各种料的加入量。     试验所用熔剂为：石灰石(CaO 51.2％，MgO3.17％）；石英砂（SiO2 93.83％）。     （二）试验方法     根据可能发生的交互反应方程式，先计算出富铅渣和铅精矿所需的理论量，再以富铅渣与铅精矿中FeO成分含量的总和为渣型选择的计算基础，然后根据选定的渣型计算所需各溶剂的质量。将富铅渣、铅精矿、石灰石、石英砂分别先经破碎，磨细后，再充分混合均匀，加水湿润后制团，最后烘干12h以上。每次称2kg左右的混合料加人高15cm，内径14 cm的碳化硅坩埚中，从电炉底部进料。用一个Pt/Pt－13%Rh型热电偶检测炉内试验样料的温度，通人高纯氩气排除炉内空气并起轻微的搅拌作用；通过调节电炉的程序参数，设定好每次试验反应温度和时间；反应结束后，观察形成的铅渣表面现象，判断是否产生了泡沫渣，再称量铅渣和粗铅，并分析各主要成分含量。由于试验条件有限，未能检测SO2浓度和烟尘率，本试验将烟气烟尘率看做一个技术指标，计算式为：     烟气烟尘率＝（加入坩埚的炉料总量－反应后粗铅和铅渣的量）÷加入坩埚的炉料总量     三、试验结果及讨论     （一）渣型对终渣含铅量和烟尘率的影响     炼铅炉渣是个非常复杂的高温熔体体系，它由SiO2、FeO、CaO、MgO、Al2O3、ZnO等多种氧化物组成，并且它们之间可相互结合形成化合物、固熔体、共晶混合物。为了讨论渣型与结晶相的关系，将多元系简化为三元系：FeO－CaO－SiO2。将渣中该三相的成分换算为100％，再查看FeO－CaO－SiO2三元系相图，根据图中渣温度1 100～1 300℃区域，选择试验3个成分含量。A Perillo提供了维斯麦港基夫赛特法炼铅厂的投产与生产指标，炉渣的化学成分：FeO39％，SiO2 38％，CaO 23％。     试验条件：固定温度1250℃，时间5h，配料比1.0。试验编号分别为（1）－FeO 40％，SiO2 35％，CaO 25％；（2）－FeO 37.5％，SiO2 37.5％，CaO25％；（3）－FeO 35％，SiO2 40％，CaO 25％；（4）－FeO 35%，SiO2 37.5％，CaO 27.5％；（5）－FeO35％，SiO2 35％，CaO 30％。     试验结果表明CaO含量保持为25％，相应的SiO2含量减小时，试验（1），(2），(3)的渣含铅分别为3.48％，4.76％，5.87％；烟气烟尘率分别为36.9％，32.6％，28.1％。FeO含量固定为35％时，相应的SiO2含量减小时，试验(3)，(4)，(5)的渣含铅分别为5.87％，1.41％，3. 86％；烟气烟尘率分别为28.1％，42.25％，35.6％。     根据熔渣结构的离子理论，适当增加碱性氧化物有利降低炉渣黏度。但碱性氧化物过高时可能生成各种高熔点化合物，使炉渣难熔，渣黏度升高。对于FeO－CaO－SiO2三元系炉渣，但CaO含量超过30％时，黏度将随CaO含量的增加而迅速加大。SiO2/Fe过大，黏度高，排放困难，提高Ca0/SiO2，可降低渣的黏度。从试验结果数据可看出：当炉渣组成为FeO 35％、SiO2 37. 5％、CaO 27. 5％时，烟气烟尘率为42.25％，渣含铅1.41％为最低。     （二）配料比对终渣含铅量和烟尘率的影响     渣型FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，保温时间定为3h,温度为1250℃的条件下。以100 g富铅渣为计算基础，理论需要消耗铅精矿71.297g，试验中铅精矿用量分别为理论量的0.9、0.95、1.0、1.05、1.1、1.15和1.2倍。     从图1可看出，在其他条件不变的情况下，随配料比增加，渣含铅呈先减小后增大的趋势，在配料比为1.0有最小值；烟气烟尘率呈先增大后减小的趋势，与渣含铅趋势相反，即渣含铅低时则烟气烟尘率高。鉴于两者的矛盾关系，折中取定试验条件，故此后试验定配料比为 1.1，此条件下渣含铅2.61％，烟气烟尘率33.63％，能基本满足工业上对工艺指标的要求。图1  配料比对终渣含铅和烟尘率的影响     （三）反应温度对终渣含铅和烟尘率的影响     为减少烟尘量，必须严格控制炉内温度。如果能抑制铅及化合物的挥发，烟尘中氧化锌含量就会提高，就可以进入氧化锌系统进行处理。从沸点和平衡蒸气压分析，锌的挥发要比铅容易得多。如果试验中还原温度真正控制在1150～1200℃，Pb和PbO的蒸气压都只有1.3～6.7kPa，铅的挥发率不会如此高。     渣型FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，保温时间5h，配料比1.1。试验结果见图2。图2  反应温度对降低终渣含铅量，烟气烟尘率的影响     从图2可看出，其它试验条件不变时，渣含铅随温度的升高而降低，在1250℃有最小值，1300℃时反而渣含铅比其高。观察1300℃的试验现象，渣孔（从粗铅到渣表面）多，推测温度较高于渣熔点时，渣熔体流动性大，反应产生的气体更容易从渣孔隙跑出液面，同时使得渣中的铅及其化合物未能很好的沉降分离，所以渣含铅偏高；烟气烟尘率随温度升高而逐渐增大，1300℃时，烟气烟尘率高达48.82％。烟气烟尘率太高，对后续的收尘系统是个负担，会导致生产成本增加，严重时，会造成烟尘积压。综合考虑后选定温度为1250℃。     （四）反应时间对终渣含铅量和烟尘率的影响     渣型FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，温度1250℃，配料比1.1。试验结果见图3。图3  反应时间对终渣含铅量和烟尘率的影响     从图3可以看出，随着反应时间的延长，交互反应进行得越彻底，渣、铅分离沉降时间长，分离效果更好，则渣含铅逐渐减少；而烟气烟尘率逐渐增加。反应时间短，能缩短排渣周期时间，能提高床能率。试验时间为3h条件下，渣含铅2.61％，烟气烟尘率33.63％。     （五）反应温度对粗铅产率和渣产率的影响     渣型FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，时间3h，配料比1.1。试验结果见图4。图4  反应温度对粗铅产率和渣产率的影响     从图4可看出，随反应温度的升高，各种化合物和金属的挥发量增多，粗铅产率从27.23％降至14.62％，产渣率也逐渐减小。故反应温度不易过高，折中选择1250℃为较好，此条件下，粗铅产率22.76％，产渣率43.61％。     （六）反应时间对粗铅产率和渣产率的影响     固定渣型FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，温度1250℃，配料比1.1。反应时间对粗铅产率（占点炉料）和渣产率的影响结果见图5。图5  反应时间对粗铅产率和渣产率的影响     从图5可以看出：(1)随着反应时间的增加，粗铅产率从19.23％升至25.83%。时间长有利于渣铅沉降分离，同时能让其它各种金属化合物有足够时间发生还原反应，再以金属状态进入粗铅；(2)渣产率逐渐减少。时间长，渣中易挥发的化合物及被产出的气体气泡带走的物质则更多的进入烟气烟尘中，增加了收尘负荷。时间为3h时，粗铅产率22.76％，渣产率43.61％。     （七）其它反应效果的比较及分析     不同试验条件下，反应后，其它各成分含量变化不大。粗铅中的铅含量95.01％～96.12％；Ag含量0.28%～0.36％；S含量0.11％～0.19％；铜含量0.31％～0.56％。铅渣其它成分含量：S含量1.89％～2.37％；Zn含量2.47％～6.33％。且呈现渣含铅低，则含Zn亦低的试验现象。推测在相同工艺条件下，原料中铅化合物和锌化合物与其它物质之间发生的反应机理相似，故两者在铅渣和烟尘中呈正比例含量关系。随着反应时间的延长和反应温度的提高，各种化合物逐渐分解，易挥发物更多的进人烟尘，渣中较难挥发物SiO2、FeO、CaO的含量都有稍微增加的趋势。在渣含铅     四、结论     在熔池熔炼还原段采用铅精矿和富铅渣的交互反应可满足工业实践的各项经济技术指标。最优工艺条件：渣型三主要组成含量折算为FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，温度1250℃，时间3h，配料比1.1。在此条件下可得到渣含铅2.61％，铅的回收率（以渣计98.21％，脱硫率91.5％，烟气烟尘率33.63％，粗铅产率22.76％，渣产率43.61％。

铅精矿在被鼓风炉熔炼之前必须把铅精矿在熔炼前进行预备作业即烧结焙烧，其目的：（1）除去铅精矿中的硫，如含砷及锑较多也须将其除去；（2）将细料烧结成块。     因此，在焙烧过程中，除进行氧化反应外，还必须使细料结块。这种同时完成两个任务的焙烧法，称为烧结焙烧或简称为烧结，而呈块状的焙烧产物称为烧结块或烧结矿。当用鼓风炉还原熔炼法处理块状富氧化铅矿时，不需要进行烧结焙烧，只要将矿石破碎至一定的块度，就可送往鼓风炉直接熔炼。如果要进行处理的不是块矿而是细碎的氧化铅精矿，仍须先行烧结或制团，然后才加入鼓风炉熔炼。铅精矿的烧结焙烧是强化的氧化过程，即将炉料装入烧结机中，在强制地鼓入或吸入大量空气的条件下，加热到800－1000℃，使之着火并继续燃烧，其中金属硫化物便发生氧化，生成各种金属氧化物和硫酸盐。

3.防止四价钛的过量复原    钛的出产进程中，为了按捺钛液的二价铁氧化成三价铁，必须用铁屑或铁粉将悉数三价铁复原为二价铁，而且还要将少数四价钛复原为三价钛。其复原反响式如下：    一般常压水解的钛液要求含有三价钛1-3g/L,加压水解钛液含有三价钛为2-5g/L.超越这个量就归于复原过量。依据核算，每复原过量2g/L,则1吨钛就要多耗费硫酸16. 4kg,多糟蹋钛13. 4kg.原因是这些多耗费的硫酸是无效酸，这些复原过量的三价钛在水解时不能水解为偏钛酸沉积，而随废酸排放掉了。不过有些供应商在水解前用三价钛很低的钛液来分配，使之得以拯救。    4.防止氧化过量    在酸解时将熟化好的热料冷却，需求鼓人空气将其吹冷；在浸取时为了加快固相物的溶解，需求鼓人空气进行拌和；在加铁屑或铁粉复原时，相同需求鼓人空气进行拌和，直到放料前才中止拌和。鼓入空气的进程，也是空气中的氧气氧化钛液中的二价铁成三价铁或将三价钛氧化成四价钛的进程。这个氧化进程也需求耗费一定量的硫酸。其氧化反响式如下：    依据这个氧化反响的核算，每鼓人空气1L,就要耗费硫酸1. 84g,这种酸归于无效酸。一起被氧化成的三价铁终究又要用铁屑或铁粉将其复原为二价铁，这个铁屑复原也需求耗酸。由此可见，出产进程中过多地鼓人空气是有害的。酸解每锅需加人等量的硫酸和等量的钛铁矿，而每锅终究的有用酸不同，乃至有些距离很大。这首要是因为每锅鼓人的空气量不相同，其所耗费硫酸的量不相同所造成的。

十三、浓硫酸和废硫酸参加量的核算    酸解时浓硫酸和废硫酸的加人量能够选用下列核算公式进行核算：式中  x—浓硫酸加量，kg;      y—废硫酸加量，L；      f—酸矿比；      C1—浓硫酸浓度，％；      C2—废硫酸浓度，％；      p—废硫酸密度，kg/L；      C3—反响时硫酸浓度，％；      G—矿粉投料量。    【例】试核算，投矿粉3100kg,酸矿比为1.55：1，浓硫酸浓度为95％，废硫酸浓度为21％，废硫酸密度为1. lkg/L,反响时硫酸浓度为87. 5％，求应加浓硫酸和废硫酸各多少？    解：设应加浓硫酸为xkg，应加废硫酸为yL    十四、影响浸取的要素    1.固相物的多孔性    若固相物为多孔物，则遇水易渗人微孔内部，触摸面大，极易溶解；若固相物结实少孔，则难以浸取。    2.固相物的温度    固相物温度高有利于浸取。可是>80℃，易使钛液安稳性变差，乃至发作前期水解。    3.浸取的浓度    浸取钛液的浓度越高，则浸取越慢，但浓度不能过低，过低会发作前期水解，会添加浓缩的工作量，乃至对水解产品偏钛酸的结构发作不良影响。[next]    4.是否发作前期水解    固相物如发作不同程度的前期水解，浸取时就有许多僵块，溶化不掉，影响浸取速度。    5.加浸取水的速度    加浸取水的速度要与固相物的溶解速度相适应。一般来说，设备大加水速度要快，设备小加水速度可慢些。    十五、固相物的浸取操作    依据影响钛液安稳性的酸、水、热的联系，在铁铁矿与硫酸进行酸解今后，对固相物浸取时，一开端溶液浓度低、酸度小、温度高，易发作前期水解，即易由其热敏性而发作胶体物。或一开端加水多，刚加到固相物表面的那部分含钛少，部分到达稀释度而发作前期水解。为了避免发作这种缺点，应先加人大流量的收回废酸和有必定酸度的洗残渣、洗硫酸亚铁晶体的淡钛液，使其添加酸度，一同加人大流量的水。并加大冲气、加速浸取，要是加浸取水的速度太慢、量太少，则浸取初期的温度太高，浸得的钛液安稳性会下降，亦简单发作前期水解。因而要严格操控浸取时的温度、酸度和浓度，尽量避免钛液发作前期水解，避免影响钛液沉降、净化和后期水解。水洗，进而构成钛产值和质量的下降。    十六、钛液的复原    铁在钛铁矿中以二价和三价两种不同状况存在，因而在浸取的钛液中既有硫酸亚铁(FeS04），又有硫酸高铁「Fe2(S04 )3〕。这两种铁盐在必定条件下，会发作水解而生成沉积，其水解反响式如下：    上述两个反响只要在到达必定的pH值时才会发作。硫酸亚铁在酸性溶液中是安稳的，只要在pH值大于6.5时才开端水解，因而在钛液水解过程中，因为钛液酸度大，它始终保持溶解状况，待到偏钛酸洗刷时才得以除掉。而硫酸高铁在溶液中的危害性比较大，因为它在pH值为1.5的酸性溶液中即开端水解，生成氢氧化高铁沉积。在偏钛酸洗刷时，当pH值到达1. 5就会水解生成氢氧化高铁沉积稠浊在偏钛酸中，待到媛烧时即变成红棕色的三氧化二铁混在钛中，而影响产品的白度。为了避免这种现象的发作，在钛液中就不允许有三价铁的存在，因而有必要把三价铁复原成二价铁。    铁屑或铁粉是一种廉价的复原剂，加人铁屑或铁粉的意图主要是将钛液中的三价铁复原成二价铁。其复原反响的反响式如下：[next]    终究复原到什么程度才算将三价铁复原结束呢？钛液中高价态的有三价铁和四价钛，因为三价铁的被复原势大于四价钛的被复原势，有必要将三价铁悉数复原结束，才轮到四价钛的被复原，也便是说，当钛液中呈现三价钛，阐明钛液中现已没有三价铁了，三价铁现已悉数复原成二价铁了。其四价钛复原为三价钛的反响式如下：    加铁屑的另一个意图是能够将一部分重金属离子复原为金属随残渣而被除掉。    因为在生产过程中钛液常常遇到与空气触摸或以压缩空气拌和等氧化条件，要是没有三价钛存在，则二价铁很快被氧化为三价铁。可是，因为三价钛的被氧化势大于二价铁的被氧化势，有氧化条件的话，其必定先将三价铁悉数氧化完，才轮到二价铁的被氧化。因而在钛液中保持有必定量的三价钛，能够确保二价铁不被氧化，使钛液始终保持没有三价铁的存在。不过，过多的三价钛存在是晦气的，因为在水解时，三价钛不会发作热水解生成偏钛酸沉积，冷水解也要在pH值>3才干水解，故其留在母液的废酸里，若废酸不加以收回运用，则会构成钛的丢失。    十七、酸解、浸取和复原需求操控的目标    ①硫酸浓度＞92.5％。    ②钛铁矿的质量要求。    ③蒸汽压力≥0. 5MPa。    ④空气压力≥0. 3MPa。    ⑤酸矿比为（1.50一1.60）：1（加压水解法），或（1.45～1.55）：1（常压水解法）。    ⑥反响时硫酸浓度85％-90％。    ⑦预热引发温度80-120℃。    ⑧老练时刻1-6h。    ⑨助冷时刻10 - 30min o    ⑩浸取温度 。这90kg硫酸是与非钛杂质起反响而耗费的，是白白浪费了的，归于无效酸。因为总有用酸基本上是操控在必定规模的，无效酸多了，相对来说有用酸就少了。为了使钛液确保含有必定量的有用酸，就有必要多用酸·要对错钛杂质少了，一就能够少用酸，然后能够节省硫酸，而且能够削减生产上除杂质的困难程度。为此，有些供应商将买回的矿砂在破坏之前进行一次磁选。    2.选用含Fe203少的矿和铁屑    在钛铁矿含总铁大体相同的前提下，其间含Fe203越多，其耗费硫酸就越多；在运用铁屑或铁粉时，铁锈（含Fe203）越多，其耗费酸也越多。其反响式如下：    从上述反响式可知，1 mol Fe2O3（相当于2mo1 Fe)，需求耗费3mo1硫酸，而1 mol FeO或lmol Fe,只需求耗费l mol的硫酸，阐明钛铁矿或铁屑中Fe2O3含量高，耗费的硫酸就多。别的，Fe2O3与硫酸效果生成的是三价的硫酸铁，终究要用铁屑或铁粉悉数复原成二价的硫酸亚铁，复原越多，耗用的硫酸和铁屑都多。因而，为了节省硫酸和铁粉，生产上就应该选用含Fe2O3较少的钛铁矿和铁屑。

钴是一种十分重要的有色金属，常以钴粉、氧化钴和钴化合物等办法应用于电池、石油化工、机械制造、陶瓷、油漆等职业。我国是钴资源贫乏国家，钴首要是从铜、镍、铁等矿藏资源归纳利用中以副产品的办法得到收回。现在，我国首要是靠进口钴精矿、钴渣等质料来出产钴产品。自2000年以来，国内钴的年均年消费增速到达19.7%，估量到2010年，我国钴消费量将到达1.85万t，居世界第一位。钴消费量的陡增引起钴资源的直销缺少，近年来，从废催化剂、废旧电池和冶炼渣等二次资源中收回钴引起了世界各国的广泛重视。含钴的催化剂广泛用于石化职业的粹处理进程，催化剂在运用中因中毒而形成永久失效，成为废催化剂而被排放。因为含有许多的有价金属，废催化剂成为钴等金属的重要二次资源。废催化剂中钴的收回首要选用酸溶−沉淀法，得到的钴产品首要为氧化钴，其次还有钴粉和环烷酸钴。选用这些办法在必定程度上收回钴、镍等金属，但对钒、钼、铝等其他有价金属的收回不抱负；有些工艺流程杂乱，本钱过高，不利于工业化。现在，人们对收回进程中钴浸出动力学方面的研讨较少。在此，本文作者在对某废催化剂中归纳收回铝、钒、钼、镍、钴等有价金属进行研讨基础上，以废催化剂处理进程中得到的镍钴渣为目标，研讨硫酸浸出进程中相关工艺条件对钴浸出的影响，并对浸出钴的动力学进行评论。 一、试验 （一）质料和试剂 试验运用的质料来源于石化职业出产进程中抛弃的固体催化剂，载体是刚玉型氧化铝。将该废催化剂按如下办法进行处理：废催化剂与必定量的烧碱混合后，在高温下焙烧反响一段时刻，再用热水浸取焙烧产品。过滤后，铝、钒、钼等进入浸出液，而镍、钴则富集在水浸渣(镍钴渣)中，物猜中首要成分的含量如表1所示。在焙烧−水浸进程中，镍、钴向氧化物的转化以及大部分氧化铝的溶出为后序硫酸浸取镍钴渣发明了极为有利的条件。试验中所用的硫酸为分析纯，产自株洲市化学工业研讨所，浓度为18.4mol/L，密度为1.84g/mL。试验前，先制造几种不同浓度的硫酸。 表1  物料的首要化学组成（二）试验办法 浸出试验在500mL三颈瓶中进行。将三颈瓶置于恒温水浴中，并与电动拌和机相连。按固液比1׃10参加必定浓度的硫酸溶液，敞开拌和并加热，到达预订温度后，敏捷参加30g镍钴渣。在浸出进程中，温度动摇规模为±1℃，拌和速度操控在0～1500r/min规模内。每隔一段时刻从取样口汲取上层清液2mL，定容后用PS−6真空型ICP−AES分析液体中的Co2+浓度。为坚持三颈瓶内液体体积不变，每次取样后弥补相同体积的水。钴的浸取率按下式核算：式中：x(Co)为钴的浸出率，%；ρi为第i次取样液的钴质量浓度，g/L；i为取样次数；m为镍钴渣的质量，g。 二、成果与评论 （一）镍钴渣的硫酸浸出 镍钴渣的硫酸浸出属液−固相非催化反响，在浸出进程中，发作的首要化学反响有：影响钴浸出率的要素有许多，本研讨首要考察物料粒度、拌和速度、硫酸浓度、反响温度及时刻对钴浸出率的影响。 1、物料粒度对钴浸出率的影响 在浸出进程中，粒度是一个十分重要的要素。本研讨制备了3种粒径的镍钴渣：(0.100～0.200)mm、(0.074～0.100)mm和(0.043～0.074)mm。图1所示为物料粒度与镍钴渣中钴浸出率的联系，浸出条件是：硫酸浓度为4mol/L，温度为60℃，拌和速度为800r/min。图1  物料粒度对钴浸出率的影响 由图1可看出：粒度对钴的浸出有很大的影响，钴的浸出率与质料的粒度有很好的对应联系，粒度为(0.043～0.074)mm的质料具有最佳的浸出作用，但是，在这种条件下浸出系统的固液别离较为困难，因而，在后续的试验中选用(0.074～0.100)mm作为浸出的适合粒度。 2、拌和速度对钴浸出率的影响 许多细粒物料的浸出进程都需求经过拌和来涣散悬浮颗粒并使浸出液充沛混匀。拌和速度对钴浸出作用影响的试验按以下条件进行：镍钴渣粒度为(0.074～0.100)mm，硫酸浓度为4mol/L，温度为60℃，拌和速度操控在400～1200r/min，试验成果如图2所示。从图2可看出，钴的浸出率与拌和速度的联系不大，这表明反响物H2SO4和产品CoSO4在溶液和颗粒表面的外分散速度较快，因而，钴的浸出率与转速无很大联系。为确保拌和速度的一致性，选用拌和速度为800r/min。图2  拌和速度对钴浸出率的影响 3、硫酸浓度对钴浸出率的影响 硫酸浓度对钴浸出率的影响如图3所示，浸出条件是：镍钴渣粒度为(0.074～0.100)mm，温度为60℃，拌和速度为800r/min。由图3可知：硫酸浓度对钴浸出率的影响较大，钴浸出率跟着硫酸浓度的升高而明显添加；当反响时刻为180min,硫酸浓度为2，4，6mol/L时，镍钴渣中钴的浸出率则别离为24.3%，63.0%和85.7%。因而，挑选硫酸浓度为6mol/L。图3  硫酸浓度对钴浸出率的影响 4、反响温度对钴浸出率的影响 考察温度对浸出作用的影响能够估量反响的表观活化能、活化焓及反响的活化熵。反响温度对钴浸出率的影响如图4所示，浸出进程选用的质料粒度为(0.074～0.100)mm，硫酸浓度为6mol/L，拌和速度为800r/min，浸出温度的改变规模为40～80℃，浸出的固液比为1׃10。从图4能够看出：反响温度对钴浸出率有必定影响，钴的浸出率跟着反响温度的升高而有所添加。反响时刻对钴浸出作用的影响较大；在同一温度下，钴浸出率随反响时刻的延伸而添加。当浸出温度为80℃，反响时刻为180min时，钴的浸出率可达94.2%。图4  反响温度对钴浸出率的影响 （二）镍钴渣硫酸浸出动力学 1、反响速率操控模型 在液−固反响系统中，反响速率通常是由以下过程中最慢的一步操控：液膜表面的外分散、产品/反响物表面的内分散或反响粒子表面的化学反响。在化学反响中，首要有3种操控模型：粒子表面的化学反响操控模型、分散操控模型和混合操控模型。 液−固相非催化反响最常见的反响模型为缩芯模型(Shrinkingcoremodel)。缩芯模型又分为粒径不变缩芯模型和颗粒缩小缩芯模型。粒径不变缩芯模型的特点是有固相产品层生成，反响进程中颗粒粒径不变。颗粒缩小缩芯模型的特点是在反响进程中，反响物颗粒不断缩小，无固相产品层，产品溶于溶液中。在镍钴渣与硫酸反响进程中，以刚玉办法存在的铝不参加反响，一起还有固体产品CaSO4生成。可选用粒径不变缩芯模型研讨其反响动力学。 当化学反响为操控过程时，缩芯模型动力学方程为：式中：x(Co)为钴的浸出率；t为反响时刻；tf为彻底反响时刻；ρ为镍钴渣密度；r为镍钴渣颗粒初始反响半径；k为反响速率常数；b为氧化钴计量系数；M为氧化钴相对分子质量；k'为反响速率常数；c为流体反响物(硫酸)浓度。关于某一固定系统，且流体反响物浓度近似不变时，tf可视为常数，1/tf则可表明为表观反响速率常数k。 将图4中的数据代入式(4)，制作出不同反响温度下1−(1−x(Co))1/3与反响时刻的联系曲线，如图5所示。由图5能够看出：图中的数据与式(4)的线性联系不明显且直线都不经过原点，因而，揣度该浸出反响不符合化学反响操控模型。图5  不同反响温度下1−(1−x(Co))1/3与反响时刻的联系 当固体产品层内分散为操控过程时，缩芯模型动力学方程为：式中：D为钴离子在多孔介质中的分散系数。将图4中的数据代入式(6)，制作出不同反响温度下1−2/3x(Co)−(1−x(Co))2/3与反响时刻的联系曲线，如图6所示。由图6能够看出，图中的数据与式(6)呈杰出线性联系，且相联系数R2均大于0.999，这表明镍钴渣硫酸浸出反响受产品层内分散的速率操控。图6  不同反响温度下1−2/3x(Co)−(1−x(Co))2/3与反响时刻的联系 2、反响活化能的核算 在化学反响中，反响速率常数k是温度的函数，温度对反响速率常数的影响可用阿累尼乌斯公式表明：图6中求出的各直线斜率即为不同温度下的反响速率常数k。以lnk对1/T作图，成果如图7所示。依据图7求出直线斜率，由式(8)可得表观活化能E为16.34kJ/mol，阐明该浸出反响受分散操控，与前面操控模型揣度成果相一致。反响速率常数k与温度的联系式为：k=0.334exp(−1965.7/T)图7  lnk 与1/T 联系图 （三）钴镍的收回 经过对镍钴渣的硫酸浸出条件试验，断定浸出的适合条件如下：H2SO4浓度为6mol/L，反响温度为80℃，反响时刻为180min，质料的粒度为(0.074～0.100)mm，拌和速度为800r/min，固液比为1׃10。浸出进程中，镍也随钴一同被浸出。由分析成果核算得知，在该浸出条件下，钴和镍的浸出率别离到达94.2%和93.5%。得到的镍钴酸性浸出液可选用惯例的溶剂萃取技能使镍钴别离，这在工业上已是比较老练的工艺。 三、定论 （一）镍钴渣硫酸浸出进程中，物料粒度、硫酸浓度和反响温度等要素对钴浸出率有较大影响，而拌和速度为400～1200r/min时对钴浸出率的影响十分小。 （二）选用硫酸浸出镍钴渣，当反响温度为80℃，反响时刻为180min，质料的粒度为(0.074～0.100)mm，H2SO4浓度为6mol/L，拌和速度为800r/min，固液比为1׃10时，钴的浸出率为94.2%，镍的浸出率则为93.5%。 （三）镍钴渣中钴的浸出受产品层内分散操控，该浸出反响的表观活化能为16.34kJ/mol。

本发明公开了一种稀土精矿分化办法，特别是触及反浸除杂稀土精矿分化办法，工艺过程包含：过滤、烘干、焙烧、磁选。其特征在于：先反浸除杂，用稀将水溶性物质先行溶出，而将稀土元素留在浸渣中；然后将浸渣过滤烘干后，进行氧化焙烧；再用磁选法在恰当的磁场强度下选出稀土矿藏。本发明意图是供给一种质料耗费低、出产成本低、稀土回收率高的稀土精矿分化办法。

实验研讨了选用石硫合剂法浸取抛弃线路板中的金。取抛弃线路板粉末5 g,在固液比为1∶3、钠浓度为0. 1 mol/L、硫酸铜浓度为0. 03mol/L、浓度为0. 5 mol/L、反响时间为2. 5 h、反响温度为40 ℃、pH = 10条件下,金的浸出率可到达85%以上。与、化等浸金办法比较,石硫合剂法具有无毒、廉价易得、工艺简略、操作便利等长处,是一种具有开发潜力的浸金技能。