专外三课文翻译(上)讲稿.doc

前 言提取冶金学第二版的目的是给高等院校冶金专业的学生提供一本关于从矿石生产金属的全面的预备教材。读者应当具有数学、物理和化学方面的成绩高达“A”级的足够的实用知识；并且和所有的冶金工作者一样，应当熟知相图。如果读者曾经单独正式(专门)学习过基础热力学，那么对本课程的学习也将大有裨（b，通“闭”）益，因为本书（只）强调基础热力学在工业问题中的实际应用，对该学科仅进行了简明扼要的而非缜（zhn，通“枕”）密的论述。“黑色”提取冶金和“有色”提取冶金之间存统上的区分现在已没有任何意义，因而已经被忽略了。对本学科具有化学特征的某些层面和具有物理特征或工程特征的某些层面间所做的更进一步的划分也是人为的，因而终将令人懊悔。在阐述某种提取过程时，直接相关的任一事实和观念都是同等重要的，因而应当将该过程作为一个整体来详细阐述。然而，必须承认本书的编写偏向于学科的化学特征而不是整个学科的工程特征，这种偏向即便在此增补版中也还没有找到行之有效的方法加以匡正。修订时，对本书的基本结构并没有作改动。总论之后有四章论述矿石及其主要的物理准备处理过程，称之为“选矿”；之后的四章论述化学理论关于热力学、反应动力学和反应机理以及炉渣结构；然后，新引入两章论述燃料技术和过程控制；第十二章讨论了各种不同类型的提取过程并试图就每一种过程阐明与前边各章所提出的理论的关联性；最后，简明扼要地给出了当前工业生产的大多数金属的提取工艺流程。贯穿全书，作者抓住修订的机会介绍了学科的最新进展并对过去十年间日益重要的众多论点进行了详细的、展开的论述。另外，本书收录了许多数值解析的例子，这些例子都附有完整的求解过程；并增添了一个包含热力学应用的计算实例的简短附录，因为该例子不太适宜放入到课本中。希望这些例子有助于学生很好地理解如何应用热力学知识解决冶金问题。主要兴趣在提取冶金方面的学生会希望至少在学科的某些方面进行更深入的阅读。为了帮助这部分学生，在参考书目中收集了一些著作，其中包括了当前可获得的为数不多的通用教材中的绝大部分，以及一些专题论文和若干专题研究报告，这些专题论文和研究报告通常都对相关的源文献作了很好的介绍。还有一个简短的参考文献列表，作者切实以为在学习阶段这些参考文献是本书务必要顾及的，惟有不时地求助于原始文献才是必要的。为了尽可能实用，本书以记叙体的形式编写，但是本书具有学术著作的读者都希望的（那样）能够在相关主题间前后参阅的特点，为此，课文中作了许多互见条目并准备了大量的索引。为了最大限度地从课本受益，建议读者充分利用这些索引。第12章提 取 单 元 过 程提取冶金就像一种具有横向线索和纵向线索的纵横字谜。有根据化学原理、物理原理和工程原理的基础设计的各种提取单元过程；以及各种实际上针对不同金属而采用的提取工艺流程，这些工艺流程是按特定方式组织起来的单元过程序列，组织方式主要取决于经济条件（但也部分取决于传统）。为了完成提取冶金学的学习，学生必须既要研究各种单元过程又要研究各种提取工艺流程，并亲自考察这些单元过程和工艺流程是如何组织在一起的。好的单元过程是指在资金、人力、能源和化学试剂使用方面都经济的过程。而适宜的工艺流程在任何情况下都是指通过此流程可以从可利用的矿石中以最低的总成本生产出质量合乎要求的金属的单元过程序列。本章对各种单元过程进行了分类并就每种类型的单元过程主要从先前各章已经详细阐述过的基础化学理论的角度进行了简要的讨论。虽然给出了一些单元过程的应用实例，但各种提取工艺流程要延迟到下一章才讲授。煅 烧煅烧是一种对矿石进行热处理使其分解并去除挥发性产物通常为CO2或水的过程。煅烧必须的温度可以根据相关反应的自由能温度关系计算得到。例如，对反应：CaCO3 = CaO + CO2； G0T = 177,100 158 T , J mol-1 (7.8) 及（7.13b）当CO2的压力为1 atm 时，G0T = 0，T = 1123 K或850，因此，1000的窑温将足以使矿粒内部的温度迅速升高到分解温度。正像193页所阐述的那样，分解速率很可能由向矿粒内部传热的速率控制，因此，为了提高产率甚至可以期望更高的窑温，但是要以一定程度的燃料消耗为代价。由于分解产物很可能具有多孔的、可渗透的织构，气体产物的逸出不受抑制，因此，分解前沿气体产物的压力可能稍稍高于在大气压。大多数碳酸盐的分解温度比碳酸钙低MgCO3的分解温度为417，MnCO3的分解温度为377，而FeCO3的分解温度也仅约为400。水合物（如铝土矿）也在相当低的温度就分解了，因此，如果不涉及其他目的，对典型矿物的煅烧可将窑炉控制在700下运行。煅烧可以在尽可能地应用对流原理高效传热的竖炉或回转窑中进行。焙 烧焙烧的主要目的如下：1. 氧化性焙烧：目的是从硫化物中烧掉硫并以氧化物全部或部分地取代硫化物。2. 挥发性焙烧：用以去除其它具有挥发性氧化物如As2O3、Sb2O3或ZnO的元素，这些氧化物可以以“烟气”的形式回收。“烟气”是一种微细固体颗粒从蒸汽相中凝结出来的悬浮体（见358、359页）。3. 氯化焙烧：用于将某些金属转化为氯化物（见330页）。氯化焙烧过程可以在氧化性气氛下进行，也可以在还原性气氛下进行。4. 硫酸化焙烧：用以将某些金属硫化物转化为硫酸盐，通常在浸出之前进行。5. 磁化焙烧：通常是一个赤铁矿受控还原成磁铁矿的过程，目的是可实施磁性分离（磁选）。6. 浸出或熔炼之前将氧化物还原成金属的还原性焙烧。7. 碳化焙烧：用以制备氯化处理用的焙砂。8. 烧结或鼓风焙烧：其基本目的通常是为了改变矿石的物理性能（一般是一种氧化焙烧过程），但是也用于焙烧目的（1）即去硫。焙烧过程除了分解反应以外，还涉及化学变化通常通过与炉子气氛间的反应进行，并且受各种化学物质通过产物层向各个矿粒内的反应界面扩散的制约（见195页）。焙烧过程可以附带地实现干燥和煅烧的功能，例如：焙烧CuS的第一阶段是伴随硫的去除将CuS煅烧为Cu2S，挥发的硫以气体形式逸出到各个矿粒表面并在各个矿粒表面被氧化成SO2；然而，在第二阶段随反应Cu2S + 2O2 = 2CuO + SO2 的进行，氧必须扩散到矿粒内部而SO2必须从矿粒内部扩散出来，因此为了促进扩散必须维持通风以保持矿粒外部的气体产物分压低。简单的以“堆烧”和“坑烧”形式进行的焙烧首先被竖炉和简单的自然通风炉的使用所取代，后来又被回转窑和更复杂的机械设备如韦奇型（机械搅拌）多膛焙烧炉所取代。在韦奇型多膛焙烧炉中当矿石沿炉身向下行进并经过系列炉膛中的每一个炉膛时，传热和传质过程都应用了对流原理。在此过程中，矿石不断地被旋转耙翻动，这也促进了矿石穿过各个炉膛。然而，在许多情况下炉气与细磨矿粉颗粒表面接触的机会都是很不充分的，而且大部分的焙烧反应仅发生在当矿石从一个炉膛落入到下面的相邻炉膛的过程中。韦奇型多膛炉的一般进展是悬浮焙烧，在此过程中矿石在顶部的两个炉膛上面被干燥和预热，接着使矿石逆着氧化性的炉子气氛沿炉子的中间部分落下。这种悬浮焙烧的现代进展是闪速焙烧，在此过程中经预热的矿石和预热空气一道通过“喷枪（烧嘴）”喷入，极像粉状燃料喷吹（Pulverized Fuel Injection, PFI; e.g. PCI-Pulverized Coal Injection）（图66）。这种过程最适于硫化矿的焙烧，因为其氧化放热，无须外加燃料。这种过程称之为自热焙烧或黄铁矿焙烧。闪速焙烧过程中，对流操作的益处部分损失了。图66. 用于硫化矿精矿闪速焙烧的改进型韦奇式多膛炉示意图。上部炉膛可用于干燥矿浆或预热精矿。如果需要，下部炉膛可用于硫酸化焙烧。竟管焙烧乍看起来是一个非常简单的、清楚易懂的过程，但通常要求很严密的控制：有时需控制温度，有时需控制炉子气氛，有时需控制物料流量，往往还需要同时控制以上三种因素（见273页）。对赤铁矿磁化焙烧成磁铁矿而言，炉子气氛组成具有极其重要的意义。假定还原反应通过燃料与稍稍欠量的空气燃烧获得的CO进行的，主要反应为：3Fe2O3 + CO = 2Fe3O4 + CO2 ; G0T = -33,230-53.9T Jmol-11000时，K1273 = CO2/CO = 1.5*104，相应的CO/CO2比值为6.6*10-5。已燃气中将有约75%的氮气，因此，此CO/CO2比值相当于0.0016%的CO浓度。如果期望反应进行，必须超过此浓度；如果期望反应加速，必须大大超过此浓度。然而，必须避免磁铁矿进一步还原成浮士体，该反应是：Fe3O4 + CO = 3FeO + CO2 ; G0T = -29,616-38.3T Jmol-1对此反应而言，K1273 = CO2/CO = 6.11，相应于炉子气氛中约3.5%的CO浓度。如果想在1000时避免浮士体的形成，务必不能超过此CO浓度：如果矿石的温度仅为约800，此CO浓度可以有把握地升高到5.4%；但如果温度升高到1200，CO的上限浓度会降至仅为2.5%。在实际生产中重要的是上限。为了在总体上提高反应速率并使炉子任何部位的CO浓度不至于降至下限附近，应尽可能切实可行地使CO浓度接近上限浓度。这种特殊焙烧过程的目的是促使铁氧化物磁化以便能使其与脉石分离。并不需要完全转化成磁铁矿，根据颗粒粒度、颗粒内铁的比例以及可利用的磁场强度，部分转化1020%的转化率也许就足够了。矿石在炉内滞留时间的选择要能使最大的颗粒充分地转化并能使物料以适当的速率通过。我们将看到上面提及的三个因素互相影响。虽然气体组成的作用似乎最大，但气体的组成取决于所选择的温度而生产率则取决于气体组成和温度两者。温度越高，在任一选定的还原势下反应速率越快，但随着温度的升高，混合气体中CO的最大允许浓度降低，因此其还原能力降低，可能的最大生产能力并没有上升到可以预期的数值。当将硫化物焙烧成用于浸出的硫酸盐时，总反应可能按两步进行。第一步产生氧化物和SO2，而且，由于反应是放热的，因而可使温度升高到1000以上。第二步是硫酸化，该反应只有在温度低于所生成的硫酸盐的分解温度时才能进行。当SO2的分压为1atm或更低（正如通常情况下体系中还有其它气体存在）时，该分解温度大约为：CuSO4和ZnSO4，850；Fe2(SO4)3，710；NiSO4，900；CoSO4，980。在实际操作中，Cu的硫酸化阶段是在约680的温度下进行的。硫酸化的两个阶段可以在一个能很容易地维持很好的温度控制的流化床反应器中同时完成。硫酸化反应的热力学可以很方便地用类似于腐蚀技术人员所用的波尔贝克斯线图的“优势区图”或“稳定性图”表示。（Pourbaix diagrams即了解腐蚀现象用的电极电位氢离子浓度线图） 以硫化钴焙烧成硫酸钴涉及的反应为例，假定低价硫化物为Co9S8, 相关的反应为：2/25 Co9S8 + O2 = 18/25CoO + 16/25SO2； G0T = -294,393 + 43.98T由此G0950 = -252,612 J mol-1因此K950 = = 7.761013及log K = 13.89 = 16/25 log log 整理，得：log = 21.7 + 1.56 log由此可见，log 是log 的线性函数。这种关系可以用一条斜率为1.56的直线表示并概括为图68中的直线A，图中直线A 是硫化物相和氧化物相稳定性区域间的边界。作为边界，直线A一直延伸到与另外的作为其它物相稳定性区域的边界的直线相交为止。图68. 950K时Co-O-S体系的优势区图，附8501050K线图。画阴影的圆圈表明了焙烧炉气氛组成的范围。（摘自Ingraham(72)）另一条类似的直线是氧化物相和硫酸盐相间的边界，该直线由下面的反应确定：CoO + SO2 + 1/2O2 = CoSO4； G0T = -384,400 50.21T ln T + 663.6 T由此G0950 = -81,030 J mol-1因此K950 = = 2.85104因此log = -4.46 1/2 log 这表明SO2与O2分压的对数间也是一种线性关系，并将这种关系概括为图68中的直线B。图中的其余线条用相似的方法绘制。图68仅在温度为950K时有效，但在其它温度下也可以作出相似的线图。为了说明温度对该图的影响，图中包括了以虚线表示的以上两个反应在850K和1050K时SO2与O2分压的对数间的关系，也存在一个阴影区域，该区域表示在焙烧窑炉中所遇到的和数值的范围。很显然，如果温度升高到1050K（777）以上，稳定相是CoO而不是CoSO4。Cu-O-S体系Fe-O-S体系在950K时的相似线图如图69a和图69b所示。 图69（背面） 950K时，Cu-O-S体系的优势区图（图a）及Fe-O-S体系的优势区图（图b）。画阴影的圆圈表明了焙烧炉气氛组成的范围。（图a摘自Ingraham(73),图b摘自Davenport和Biswas(74)）从这些图中可以清楚地看到在该温度（950K）下，Cu以及Co将会硫酸化，而Fe将继续保持氧化物（Fe2O3）状态，因此，在677（950K）进行焙烧后再通过浸出能够很好地将铜和钴与铁分离开来。在相当高的温度下焙烧的话，铜也将以一种不可溶氧化物的形式保留下来；因此，在约750下焙烧后（再浸出）就可实现钴与铜和铁的分离。如果要使这种分离有效地进行，温度必须控制得非常好。在流化床反应器中可以实现足够好的（温度）控制，但在实际操作中有更好的分离铜和钴的方法。要求严格控制的焙烧的另一种应用是氯化焙烧，特别是当实施优先氯化以产生某种金属的低价挥发性氯化物时（就更需严格控制焙烧条件）。这种挥发性的低价氯化物可以与其它金属的低挥发性化合物馏分开来（见333页）。熔炼熔炼基本上是一个熔化过程，在此过程中炉料的组元在熔融状态下分解为两层或多层，这些层次可以是熔渣、冰铜、黄渣或金属。炉料的成分中，有时含一些有价组分，这些有价组分也可能出现在炉气中。炉料中可包含熔剂，以促进通常情况下最难熔的渣相的形成。熔炼未必涉及任何精炼，但可以利用熔炼的机会来调整炉渣的组成、氧势和温度，从而使不想要的元素优先地汇集于炉渣、黄渣或者蒸汽相中。炼铁过程中硫汇集于渣中，炼铅过程中铜汇集于冰铜中，而炼铜过程中钴则汇集于黄渣中。应当明白，在熔炼所涉及的高温下，所选择的元素在各相间可以实现令人满意的分配，但不能实现完全分离。熔炼操作经常包含在同一个炉子里进行的焙烧阶段，例如，在炼铁高炉的炉身部位进行的还原焙烧，或铜镍矿闪速熔炼过程中硫化矿精矿的氧化焙烧。更普遍的情况是在熔化过程中炉子气氛将不可避免地与炉料发生反应。必须考虑到这些反应的化学效应和热效应，要使其对熔炼炉有利而不是妨碍炉子。原则上，分别进行焙烧和熔炼两种功能要好一些，但在实际操作中，仅需一个车间来取代两个车间的经济优势占了上风。主要的熔炼过程的目的是生产冰铜和金属。冰铜熔炼通常针对精矿进行。精矿已经经过焙烧，把其硫含量减少到相当的程度：一旦用适宜的熔剂熔化便能生产出高品位的冰铜以及包含绝大部分脉石物料的炉渣。冰铜含足够的FeS以防止更有价值的硫化物的氧化，因为FeS是常见硫化物中最容易被氧化的硫化物之一（见图70）。大部分控制发生在焙烧过程图70 某些金属硫化物氧化的标准自由能变化。标准状态为纯凝聚相的氧化物和硫化物以及1atm下的O2和S2（摘自Hopkins(75)）中（即控制焙砂中的FeS含量，不能死烧）。然而，在实际操作中，正如上面已经提到过的那样，部分甚至全部焙烧反应都可能在熔炼炉内发生。炉渣必须具有足够低的粘度以促进渣中夹带的冰铜滴的分离。这种因素通常决定了操作温度。熔渣中有价金属的损失率会高达矿石中金属含量的3%，因此可将渣保留在澄清炉中一段时间以便发生分离。磁铁矿晶体从流动渣中析出具有升高炉渣粘度的作用，会使炉渣散失流动性。可用添加黄铁矿的方法减少磁铁矿晶体并恢复这类渣的流动性。冰铜熔炼可在鼓风炉、反射炉或电弧炉中进行。鼓风炉如今已经很少用了。鼓风炉最适合用来熔炼块矿。细磨精矿粉在进鼓风炉熔炼之前必须烧结。烧结是一种焙烧作业，同时也是一种制团（造块）过程，但通常情况下其成本太高，在经济上不划算，除非是为主要用块矿冶炼的炉子提供部分炉料。鼓风炉烧的是焦炭，但炉内维持了氧化性充分的燃烧气体以使硫化物在炉身部位发生一定程度的氧化并防止渣中铁氧化物的还原。细精矿通常在反射炉中熔炼。细精矿在入炉前通常要进行煅烧，但有一种倾向于通过优先浮选调整Cu-Fe-S比之后向反射炉供生精矿的趋势。反射炉主要是用镁质耐火材料建成的。精矿加入到狭长的熔化区，（在熔化区）被来自气体烧嘴、重油烧嘴或煤粉烧嘴的火焰加热。烧嘴安装在端墙上。冰铜与渣流到长炉膛的低端并在那儿几乎连续地放出。图71 铜反射熔炼炉示意图。侧视图显示了吊挂的镁质炉顶和炉料对侧墙提供的保护（即料坡保护）。燃料可为油或者煤粉。装料设备必须可用于装转炉渣。闪速熔炼是一种将闪速焙烧和熔炼结合起来的自热熔炼过程，细精矿像粉状燃料一样燃烧，并以粉状黄铁矿（FeS2）的形式喷吹辅助燃料以产生足够的热量熔炼出冰铜和炉渣，流入到炉子底部的沉降炉膛（图72）。图72 闪速熔炼炉示意图这是一个使用氧气代替空气以增加燃烧温度并提高炉气中SO2浓度的很明显的例子。在电价便宜的地方，也对铜精矿和焙砂实施电弧熔炼。虽然并不向这些炉子内鼓入任何空气，但这些炉子在小负压下操作，通过砖砌体吸入大量的空气使部分硫化物发生氧化并产生了富含SO2的炉气。各种熔炼过程产生的SO2都必须加以收集并转化成某种有市场价值的形式元素硫、硫酸或液化SO2。如果SO2不能使用或出售，则将其还原为可以贮存的元素（即硫磺）。很显然，炉料和炉子气氛间总有某种形式的交互反应，这种反应必然影响到产品质量。燃烧气体中有少量过量的氧，当燃烧气体通过炉子时，由于与硫化物及炉渣组元反应，这部分过量氧减少。如果过量氧约为1%，那么Patm，于是从图60可以看到炉渣中的铁在与炉气接触的表面处将会被氧化到接近磁铁矿的组成。可以料想只要有FeS存在就会减少这种Fe3O4，而且在氧化条件下渣中的确极少有硫化物存在。氧从富磁铁矿的表面扩散到渣冰铜界面，并在界面处将冰铜中的铁氧化，使冰铜中的O/Fe比升高，超过1（O/Fe=1，冰铜中的铁以FeO的形式存在；若O/Fe1，说明有一部分FeO被氧化成Fe3O4了）。在渣冰铜界面处也可以期望发生硫的一定程度的氧化，但这可能受SO2（气泡）形核动力学的限制。这个复杂体系的热力学还没有研究清楚，但在实际生产中，冰铜中的O/Fe比会升高到足以析出磁铁矿晶体的程度。这首先出现在温度较低的部位在炉膛底部，此处Fe3O4的溶解度最低。然而，在极端情况下，磁铁矿晶体的析出几乎可以随处出现即便在渣冰铜界面处也可发生，这表明渣、冰铜两相中的Fe3O4都已经饱和了。磁铁矿晶体难于重熔，因此它的析出会使炉子的连续操作非常困难。必须通过维持稳定的高温以及将燃烧气体中的过量氧保持在尽可能低的水平等手段避免或至少延迟Fe3O4的形成。鼓风炉内的氧气分压比反射炉中的低，因而磁铁矿问题没有（反射炉中的）那么严重。这些熔炼过程（鼓风炉、反射炉、电炉）得到的冰铜的氧含量各不相同，鼓风炉冰铜中的氧含量会低到甚至能（直接）生产出部分金属的程度。金属的熔炼涉及到还原，通常用碳（以煤或焦炭的形式）还原，但有时用硅铁还原。还原过程可在鼓风炉、坩埚炉、反射炉或电弧炉中进行。鼓风炉起作煤气发生炉的作用，因为它燃烧焦炭生成CO2，CO2进一步与碳反应产生CO。上升煤气流预热沿炉身下降的固体炉料并把金属氧化物还原成“海绵”状金属。炉身反应包括干燥、煅烧和还原焙烧。在正好位于燃烧带上方的炉腹区域，金属熔化，脉石和熔剂形成炉渣，两相在燃烧带下方的炉缸分离，并按规定的时间间隔从炉缸放出。在炉缸也会产生冰铜，正如在铅熔炼过程中那样，加入适量的黄铁矿将以冰铜的形式降低（铅中的）铜及某些杂质的含量。在此阶段，除了控制进入金属中的某些杂质（有时是一些期望的元素）的数量以外，极少进行真正的精炼。在炼铁过程中，通过调节炉料组成及炉缸温度，将铁中的硅和锰保持在控制范围之内；对硫而言，通过调节炉渣组成及炉缸温度，铁则得到了部分精炼。在炼铅鼓风炉中，通过维持炉子气氛中CO/CO2的比率使气氛对铁呈氧化性而始终对铅呈还原性，即使此值约等于1（见图45）来抑制渣中铁的还原。在锡熔炼过程中，这不起作用（即：不能抑制铁的还原），因为锡氧化物既起酸性渣组分的作用又起碱性渣组分的作用，以非常稳定且难还原的形态存在，因此，开发了两步法。第一步产出相对较纯的锡和富锡及铁氧化物的炉渣，而第二步则是对该渣进一步处理产出一种含铁约5%的铁锡合金（硬头）及低锡渣。很显然，必须对该合金做进一步处理。湿法冶金多种数量巨大、价值极大的金属都是全部或部分地用湿法冶金技术生产的，包括大部分铜，几乎所有的铝、金和铂族金属以及部分基金属（贱金属）铅、锌和镍。（湿法冶金的）基本步骤包括：矿石中有价金属的溶解或浸出；母液中不期望元素的去除；有价元素的浓缩及其从溶液中的析出或者用化学沉淀法以化合物的形式析出，或者用化学法（置换）或电解法还原金属。沉淀出的化合物可以用任何适宜的方法作进一步处理。（湿法冶金的）基本条件是有价矿物必须溶于水或某种类似于硫酸的其它廉价试剂中，再或是能促使有价矿物具有类似的溶解性。为了促使有价矿物易于进入溶剂并能够溶解于其中，通常需要（对矿石）进行预处理，即破碎和研磨，可能还需要（将矿石）焙烧成硫酸盐或者氯化物。浸出也越来越多地作为一种中间过程应用于熔炼作业的破碎产物。这种浸出作业的目的可以是从可溶卤化物型炉渣中离解出金属产品，也可以是在用湿法冶金方法进行预精炼（净化、浓缩等）之前使金属溶解入溶液。（浸出就地浸出，Para.2, P.23）浸出可以用若干种方式进行。就地浸出，即在矿山原址浸出，已经应用于美国俄亥俄州一个大型极贫铜矿下陷矿床，并且至少曾一度在经济上取得了成功。然而，（就地浸出的）条件必须格外地有利，岩石必须充分地碎开并具有可渗透的结构，矿体要具有适宜的形状。有时值得使地表水改道使其渗滤过旧矿坑并将有价元素吸收进向下流入集水坑的溶液中，于是就可从集水坑中泵出溶液并回收其中的有价元素。在另一种称之为五孔法的技术中，将数个钻孔钻到矿体的上表面，而将另一钻孔钻到接近矿体最低水平的另一位置。水通过浅孔注入，而母液从最深点泵出。这种技术仅能用于沉积在不可渗透的岩石上的极易溶解的氧化矿。需要频繁地用炸药震碎矿体以使其具有足够的渗透性。这种技术通常可用于被认为品位太低而不值得用传统采矿方法开采的矿床，这种矿床的位置很浅且与其它较大的已开采矿坑有关联，因此钻孔及泵送成本低且所需的附加处理设备极少。纯粹的未受扰动矿床的就地浸出从来都是不大可能成功的。（浸出堆浸，Para.3, P23）堆浸原先应用于西班牙，现在应用于美国。在西班牙，由于所处理的矿石含FeS2极高，如果（直接）熔炼造渣负担很重。在野外，将原矿（200mm）在内部建有排水涵洞的粘土基础上码成堆。用来自电解车间的富含硫酸铁的氧化性尾酸溶液有规律地喷淋矿堆。矿堆必须通风良好，以提供充足的空气来防止温度升高从而抑制FeS2的氧化及硫酸化。在众多循环中的每一周期的开始阶段，尾酸渗入矿块内部，与铜矿物发生反应并溶解部分铜。接着，使矿堆干燥，所溶解的盐借助反向的毛细作用缓慢移动到矿块表面。下一次喷淋时将这些盐洗入排水沟中，从而到达回收车间。这种机制比扩散快，但在西班牙的Rio Tinto消耗10万吨的矿堆仍然需要2年的时间。如果没有一种称之为氧化铁硫杆菌（Thiobacillus ferroxidans）的微生物的碰巧存在，所需时间甚至还要长许多。事实上，这种细菌对硫化物的氧化有催化作用。氧化铁硫杆菌从Fe2+氧化成Fe3+的过程中获得能量，由此保证了维持硫化铜转化成可溶性的硫酸铜所需的氧化剂的充足供应。所幸的是，这种微生物在所需要的地方通常都能天然地旺盛繁殖。堆浸也用于氧化矿浸出，此时反应速度要快一些，而且无需细菌。废石堆浸出是一种类似堆浸的过程，应用于铜品位太低而不值得用传统方法处理的矿山废弃物，废石堆的规模达数百万吨，浸出历时若干年。（浸出槽浸，Para.2, P.24）更普遍的情况下，矿石被破碎到约6mm以下，在大型混泥土槽中用渗滤浸出的方法浸出。浸出槽能容纳约10000吨矿石。将浸出液注入到每一个浸出槽中，停留数小时后排出。每一个槽都用一系列的、可能多达10来次的溶液渗滤，每一次溶液的酸度都比先前的溶液酸度高，最后一次用的是新溶剂。而且，每一次浸出后溶液都流过受浸次数少的矿石，直到其浓度高到足以送至回收车间为止。以此方式，浸出操作是一种不连续的对流过程。五天之内能浸完约10000吨的槽负荷。渗滤浸出最成功的应用一直是对于仅需简单溶解无需氧化过程的氧化矿的浸出。智利的浸出操作规模最大，该国的矿石为碱式硫酸铜，很容易溶于硫酸中，而硫酸又不断地在后续的（相关的）电解车间再生。（浸出搅拌浸出，Para.1, P.25）虽然进一步细磨对利用所有矿粒是必要的，但是矿石太细反而不利于渗滤浸出，或许用于下一步的浮选会更可取。然而，更可能的是搅拌浸出，在此过程中矿粒悬浮于浸出槽（瓮）内的浸出液中并用机械搅拌或压缩空气射流搅拌。接触（浸出）时间减少到约2天。母液与细矿粒的分离需要分级机和浓缩池或压滤机。搅拌（浸出）的效率较高，因为它浸出金属盐类的速度较快，但是在所有方面搅拌浸出的成本都要比渗滤浸出高，因此并不非常普遍地实施。（浸出剂，Para.2, P.25）浸出剂应当是廉价的、水溶性的。常用的浸出剂为硫酸和硫酸铁，氨水和碳酸铵(NH4)2CO3)。浸出硫化物矿物（与硫化物矿物起化学反应）需要用氧化性的三价铁盐；纯酸用于氧化物矿物或氧化矿；氨水溶液用于天然铜或预还原到金属态的铜和镍；铝氧化物用氢氧化钠浸出；金和银用氰化钠浸出；而铀矿则用碳酸钠溶液浸出。硫酸化之后，水本身可足以作为浸出剂。（优先浸出，Para.3, P.25）在大多数情况下，浸出的化学原理都很简单，但是会涉及到一些知之甚少的络合物如Ni(NH3)6SO4或NaAu(CN)2的形成。在严格选择的条件之下，可以进行优先浸出。例如，在堆浸时，如果保持低的矿堆温度，铁的溶解就会最小化。在铝的预精炼过程中（即制备氧化铝时），铝土矿在150C下用NaOH溶液加压浸出，为了确保Al2O3的迅速和完全溶解，需要高的温度（见355页）。加压浸出使得较高温度的使用成为可能，在此温度下，（矿物）溶解（速度）比在通常条件下的（即比常压下的）要快。高压也使得气态浸出剂（尤其是氧）能以比在环境温度和压力下的溶液中所能获得的活度更高的活度而被利用，这就加速了溶解过程并有利地调整了反应的平衡位置。有氧加压浸出可以用于金的氰化（见368页）及硫化镍的硫酸化，或许其最重要的应用是用氨和氧浸出NiCuCo混合硫化矿，使这三种金属的氨络物进入溶液而将共生的铁以不可溶的状态留下。净反应大约是NiS + 2O2 + 6NH3 = Ni(NH3)6SO4但是可以改变条件以产出结合氨较少的的氨络物（如：Ni(NH3)6SO4，硫酸六氨镍；Ni(NH3)4SO4，硫酸四氨镍；Ni(NH3)，二价氨络镍离子）如果需要的话。（金属的回收，Para.2, P.26）从浸出液中回收金属可以用多种方法实现。可以用电解方法（将在下一节论述），可以用化学沉淀法，或者通过用另一种金属或氢气（将金属离子）还原成金属状态的方法。首要的是把浸出液与脉石残渣分开并进行一切必要的初步净化处理。（母液净化，Para.3, P.26）浸出液在可以回收金属之前所需净化和浓缩的程度随情况不同变化很大。悬浮的固体颗粒通常都必须去除，可以通过沉降去除，或用浮槽式分级机去除，甚至可以用过滤的方法去除。几乎无处不在的铁离子一般都必须去除，去除的方法是用石灰或苏打粉把溶液的pH值调整到约3.5并鼓入空气以沉淀出Fe(OH)3而不带出其它重金属。其它少量存在的金属在此阶段通常都会比后期容易去除，它们可以以氢氧化物的形式沉淀析出，在适宜的pH值下，它们甚至可以以很特殊的硫化物形式沉淀下来。最后，不期望的阴离子也要去除，如在电解之前除氯，就是用沉积铜作为试剂以形成不可溶的氯化亚铜。（浸出液的浓缩，Para.4, P.26） 待收集的金属的浓缩可以用溶剂萃取（或液液萃取）技术来实现。这种技术是为了从极稀溶液中提取铀而开发的，直到最近（也）仅仅用于某些少见金属。然而，现在该技术正用于铜的提取，在不远的将来很可能应用于其它基金属。该技术也用于铂族金属的分离。溶剂萃取具有（独特的）潜能，即在比较不纯的溶液中分离出金属的同时提高金属的浓度，但是这种性能的有效性取决于所涉及到的具体金属和杂质种类。现代萃取剂的作用（已经）可以做得非常明确。（溶剂萃取，Last Para. P26）“溶剂”通常是一种有一个氢原子可取代的有机络合物。其中有些溶剂是磷酸的有机衍生物，但现在最常用的溶剂看来似乎是以专用商品名称“LIX”和“KELEX”销售的螯合物，专用商品名后通常附有一个数字。LIX萃取剂是羟基肟，而KELEX萃取剂是羟基喹啉，它们的萃取（操作、工作）模式图示说明如下：例子为一种羟基喹啉型萃取剂（的萃取机理），当氢离子浓度低时反应将向右进行，当氢离子浓度高时反应则向左进行。（*烷基羟基喹啉Ashland化工公司以KELEX 100的专用商品名销售）使用时，萃取剂溶于通常是煤油基的载体中（成为溶剂）。用相似体积的浸出液（如有必要浸出液需经部分净化）和浓度约为0.5%的硫酸溶液与溶剂搅拌均匀。浸出液中的所有的铜离子都被螯合并进入到煤油相中。煤油相上升并与水层分离。接着，用较少体积的水溶液与煤油相搅拌均匀，这一次，水溶液含约15%的硫酸，反应倒转。铜从螯合物中逸出并进入水溶液中。如果选择了最大萃取效率的溶液体积比，（那么）浓缩液（富集液）中的铜离子浓度会高达浸出液中铜离子浓度的50倍，这种浓缩液就适合作为电解槽的电解液（原料）了。（萃取过程的）物料流图解示意于图74。图74 包括浸出、溶剂萃取和电沉积的提取过程工艺流程图萃取设备除了两个不相溶混的相在其中逆向通过的各种类型的萃取塔以外，使用中的还有大规模连续操作的混合/沉降装置。在多孔板萃取塔（筛板塔）中必须加以某种形式的脉动以使轻相（煤油相）以适宜粒径的液滴穿过板孔，从而在体系内维持大的相间界面面积。要充分认识到萃取剂是不断地被再生而重复使用的。（离子交换，Last Para. P28）离子交换是与溶剂萃取起着相同作用的另一种技术。离子交换基于与溶剂萃取相似的原理，该技术的一个常见的例子是用沸石软化水。离子交换依赖的是某些人造树脂的独特性质，这些人造树脂用无机酸处理可产生“离子交换结点”，这些结点可以在RX中表示出来。这里，X为NO，Cl或SO3H。在与含有（某些）适宜阳离子的溶液反应时，磺基中的H可以被其中的一种阳离子取代，例如：CuSO4 + 2RSO3H = 2(RSO3 )Cu + H2SO4CuSO4copper sulphate，硫酸铜；RSO3Hsulphonic acid，sulpho-acid，磺酸；2(RSO3 )Cucopper sulphonate，磺酸铜；H2SO4sulphuric acid，硫酸。在与含有某些适宜阴离子的溶液反应的过程中，NO或Cl可以被取代。（离子交换的）主要应用是用于回收会以硫酸溶液中的络合阴离子形式出现在浸出液中的铀，因此，与硝酸脂（RNO3）的反应是UO2(SO4)3+ 4 RNO3 = R4 UO2(SO4)3 + 4NO3UO2(SO4)3uranyl sulphate anion，硫酸双氧铀离子；RNO3nitrate resin，硝酸脂；R4 UO2(SO4)3uranyl sulphate resin，硫酸双氧铀脂；NO3nitrate ion，硝酸根离子。当所有可利用的交换结点都被占据时，被捕集到的离子可以通过用含X离子（本例中即硝酸根离子）的浓溶液洗涤而释放出来，树脂同时被再激活。在这个特例中，铀与其它以阳离子形式存在的金属分离得非常理想。将该技术延伸（应用）到其它金属仅仅受制于成本。（化学沉淀，Para.3, P29）通过加热、改变pH值、稀释或加入适当试剂等手段都可以产生化学沉淀。用蒸汽蒸馏的方法馏去氨可以使氨络物分解从而沉淀出已经被络合的镍和钴。在少数情况下，金属以盐的形式的最终分离可以通过结晶实现。这些都是大规模实施的简单的无机化学过程，在第13章关于铍、铝、铂及铀等节中可以看到（相关的）例子。（金属还原置换，Para.4, P29）用另一种金属还原的方法称之为置换（沉积）。置换沉积的主要应用是用于铜和金的沉积。由于浓度原因，堆浸浸出液不适于用溶剂萃取回收铜时，过去总是把堆浸浸出液中的铜制成沉积铜。使含硫酸铜的浸出液流过撒有钢屑的长流槽时，按以下反应，铁将铜从溶液中置换出来：CuSO4 + Fe = FeSO4 + Cu铜形成一种被残余钢屑严重玷污的凝乳状沉淀，必须经过火法精炼才能出售，而电解铜在浇铸之前仅需重熔而已。现代设备可实现连续地置换沉积铜。金的置换沉积是通过向经过净化和脱气处理的氰化物浸出溶液中加入锌粉实现的。所得到的产品外观像沉积铜，是一种金和锌的泥状物，需要进一步处理。很显然，越是惰性的金属越是容易用这种方法还原。（氢气还原，Para.2, P30） 从溶液中用氢气还原金属在化学上与置换沉积相似，但技术上要困难得多。其主要应用是用于从浸出溶液，特别是从用氨加压浸出后得到的浸出液中回收镍和钴。该法也较小规模地应用于制取金属粉末。转炉吹炼过程转炉在炼钢过程中用于氧化去除高炉铁水中的杂质，以及用于氧化冰铜（铜锍、镍锍）中的硫。氧化是通过向熔融炉料内部或表面吹入空气或氧气实现的。所涉及的反应都是强放热的，因此吹炼过程都是自热的。冰铜或铁水以液态装入，而熔剂和所有废金属料都是以固态装入的，因此必须有热量用来熔化这些固体炉料。反应器称之为转炉，具有紧凑的圆筒体外形，其表面积与体积比低，这使得炉壳的热损失最小。（转炉过程的）反应速率高，工艺时间短，因此节省能量。产物为钢水或冰铜（如镍冰铜吹炼得到的高冰镍）以及炉气。金属产物的温度通常高于入炉温度。气体产物通常都须经过净化处理。其他一些向熔融金属内部吹入空气或氧气的吹炼过程，如铅的软化或用100%的废钢炼钢，并不产生足够的热量使过程自保持，因此必须在能够通过燃烧燃料弥补热量不足的炉子中进行。能够在很大的比率范围内输送燃料和氧气的喷枪和风嘴的开发可望能够扩展转炉的应用范围。冰铜熔炼过程中的能量来自硫化物（FeS、Cu2S 等）的氧化，而炼钢过程中的能量则来自高炉铁水中的碳、硅、磷和锰等的氧化。炉料的组成必须恰当，即炉料能提供与吹炼过程所须之热量恰好相等的热量。 图76示出几种类型的转炉。转炉可在耳轴式安装座上旋转到几种工作位置分别用于装炉、吹炼、取样，出炉及补炉。一些特殊类型的转炉也可以轴向旋转。（转炉）可安装有用于将渣与冰铜或金属分离的装置，或者安装有用于倒出金属而将渣留在炉内的装置。转炉可以是顶吹、低吹或侧吹的。顶吹时，空气或氧气通过单支水冷氧枪输送，该氧枪可有数个喷口。侧吹转炉有一排风口可将空气吹向炉料表面，或者在吹炼期间风口处于沉没状态因而空气能够进入冰铜或熔融金属内部。在底吹转炉中，空气经过转炉底部的组合风口（透气砖）进入并通过炉料。透气砖一般有为数众多的小风口，但一个新近设计仅采用了四个小风口。透气砖周围的耐火材料遭受严重的侵蚀，因而必须能够很方便地定期更换。炉衬则无需频繁更换内衬约一周更换一次，而炉底耐火材料约每班更换一次，但是，各种不同用途的转炉的内衬寿命差异很大。炼钢转炉是贝塞麦（Bessemer）于约1850年发明的。其最初的设想是在铁水上方吹入空气，但可得到的热量不足以将温度升高到所炼钢种的熔化温度之上。贝塞麦转炉是空气底吹转炉，其热量来自于硅、锰、碳的依次氧化以及部分铁的氧化，这部分被氧化的铁也进入炉渣。三十年后发现用碱性渣操作，在碳已氧化去除之后的“后吹”过程中铁水中的磷也可以被氧化去除。这种碱性炼钢方法从1880年到1960年一直用于对从高磷矿石得到的铁水的吹炼。这种炼钢过程还产出一种可作为化肥的极有价值的含磷渣，遗憾的是钢含氮高，因此人们通过调整转炉几何尺寸、吹入氧气和水蒸气以及氧气和二氧化碳的混合气体取代空气等种种方法试图消除这种使钢材变脆的元素。这些方法在技术上都是成功的，但是向铁水表面上方吹入氧气的应用最终证明在经济上比其他方法更可取。（it）氧气顶吹转炉炼钢法的生产率高，耐火材料消耗低，对铁水的质量要求不高。氧气顶吹转炉炼钢法现在被称为L-D法、BOS法和BOF法或碱性氧气炼钢法等各种不同的名称，已经作为将铁水吹炼成钢的标准方法被世界各地广泛采用，目前已经发展到可以用一座转炉在40分钟的时间间隔内生产出批量高达300吨钢的程度。这要求要以每分钟1500m3级的速率通过单支氧枪供应氧气。氧枪伸入到距铁水表面1米的范围之内。氧气和铁水间的物理作用变得非常重要，因此必须调节氧枪高度和氧气流速以使溅入渣中的铁水滴和炉渣形成具有很大的相间界面的乳化状态，保证钢渣间极快的反应速率。考虑氧枪的高度时，必须恰当地兼顾溅入到渣中的铁水量和渣中可用于使铁水脱碳的氧气量间的平衡。如果枪位低，铁被迅速地吹溅到渣中。如果枪位高，则炉渣被激烈地氧化。吹炼过程中枪位调节的原则是：起初枪位低以使铁氧化而造渣，往后枪位高以维持渣中足够高的氧含量从而保证迅速地将磷脱除到低水平。这种炼钢方法有几点变化，包括低压吹氧。（由于氧压低）炉渣中几乎始终进行着氧化过程。这使得脱磷可在脱碳之前进行，但反应速率低，因此为产生搅拌必须同时进行某种形式的底部喷吹。在另一种工艺中，石灰和氧气一起喷入，直到炉渣形成为止。最新进展是回归到底吹，但将喷头用一层环状的还原气体比如甲烷包裹，这充分地延缓了铁和氧在风口前端的反应，使风口周围的耐火材料免遭严重侵蚀。因为仅使用了约四个底吹风口，这些风口的布置要保证在熔池中产生最大的搅动。这种称之为“Q-BOP”的炼钢方法已经申报了相当多的请求权限（即专利）。据报道其生产率甚至比BOP法的还高，磷和硫可以脱到更低水平，铁、锰的损失更低，耐火材料的侵蚀轻微，风口可用来吹氩（见第335页）以减少熔体中的氢和氮含量。这种炼钢方法有朝一日会取代现行的BOS炼钢法。冰铜的吹炼传统上一直在侧吹的皮尔斯史密斯转炉中进行，因为在吹炼后期空气必须进入到冰铜层内部而不是通过金属层，否则，金属反而会被空气激冷，因为金属并不与空气发生反应。冰铜吹炼通常不必使用氧气，因为硫化物的氧化是充分放热的，但顶吹氧工艺已经应用于处理镍冰铜，在此场合（此时），热力学上期望获得1600以上的高温。铜冰铜的吹炼按两个阶段进行。首先，硫化铁被吹炼成铁氧化物和二氧化硫，铁氧化物进入炉渣而排出。以相同的方式逐次加入部分粗冰铜吹炼直到转炉内充满了硫化亚铜或称“白铜”的炉料为止。接着，吹炼白冰铜将硫氧化产出含硫仅约为0.1%但含氧接近1%的“泡铜”（或称粗铜）。转炉渣含一定量的铜必须加以回收。转炉炉气含有大量的粉尘和烟气，向大气排放之前必须将其去除。BOS法产生的炉气携带微细的Fe2O3烟尘，可能是铁蒸汽氧化产生的，极难收集。来自冰铜吹炼转炉的SO2很显然是必须加以回收的，然而BOS炉气的显热及其中的CO也是有价值的（见第251页）。转炉吹炼过程是按热平衡设计的（转炉吹炼过程被设计成热平衡的），其产物具有理想的终炼温度（精炼温度）。像272页所讨论的那样，在热平衡的基础上，转炉吹炼过程可由复杂的计算机控制系统控制。