铜精矿冶炼铜精矿冶炼加工费大幅下跌 铜企所受影响较小&nbsp;&nbsp;&nbsp; 今年以来铜价大幅反弹，但铜精矿的冶炼加工费(TC/RC)却逆向出现了大幅下跌。到底是什么原因？对铜的 期货价格 有什么影响？国内铜冶炼企业，需要大量进口铜精矿，冶炼加工费是上市公司主要的利润来源之一，加工费的暴跌对上市公司业绩有何影响？&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp; TC/RC大幅回落 对铜企三大上市公司影响较小&nbsp;&nbsp;&nbsp; &ldquo;尽管近期铜加工 现货 价已跌至20美元/吨，导致国内大多数铜企利润大幅压缩，但这对国内铜企三巨头江西铜业、云南铜业和铜陵 有色 影响都不大&rdquo;，国海证券 行业 分析师黄皓表示。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 对铜企三巨头影响不大&nbsp;&nbsp;&nbsp; 国内铜企三巨头江西铜业、云南铜业和铜陵 有色 大部分铜精矿资源都需要从国外进口，但比例不太一样。长江证券分析师葛军表示，江西铜业自给率最高为25%，但也仅有约16.7万吨属于公司内部供应，外购铜精矿今年预计在33万吨左右，大概有70%是享受长协价加工费，约为23万吨左右，铜陵 有色 和云南铜业该部分占比明显更大，大约分别为35万吨和27万吨。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 黄皓说道，&ldquo;这三家公司今年都签订了75美元/吨和7.5美分/磅的铜加工费长协价，且公司外购比例都较高。&rdquo;&nbsp;&nbsp;&nbsp; 去年铜加工长协价仅为45美元/吨，在经历去年铜价的暴跌后，国外矿企和国内大型铜企今年新签订的铜加工长协价一下猛增了66%，这对于公司铜矿的自给率仅有6％左右的铜陵 有色 来说，是最有利的，而对于云南铜业和江西铜业15%和25%的自给率来说，仍能部分增加公司的盈利能力。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 盈利有望与去年持平&nbsp;&nbsp;&nbsp; 葛军认为，目前铜正价差加上铜 现货 升水4月均值达到了4400元/吨，为近几年以来的单月最高值，在近期国内外铜持续呈现正价差 走势 下，公司进口冶炼业务单吨至少多赚1000元，如果单月销售进口铜精矿为原料的阴极铜4万吨的话，那么仅进口铜精矿产铜的单月毛利就将达到2亿元以上。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 葛军指出，公司 现货 购入的铜精矿，虽然加工费下跌较大，但在 现货 贴水的情况下，仍有部分利润，而目前看来，加工费已基本达到底部，铜精矿供应一旦恢复正常水平，加工费便会再次上涨。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 不过，黄皓同时指出，对于铜企的另一项重要收入，冶炼铜的副产品硫酸， 价格 已从去年2000元/吨的最高价跌落至如今的200元/吨左右，降幅超过90%，硫酸 价格 的暴跌部分抵消了公司的利润，综合来看，铜企的盈利基本与去年持平。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 低廉的硫酸 价格 拖累业绩&nbsp;&nbsp;&nbsp; 黄皓透露，每炼一吨铜，大概有3吨以上的副产品硫酸，其成本大约在250元左右，而去年硫酸 价格 曾一度达到2000元/吨，全年均价也在1000元以上，在去年4季度铜价暴跌的情况下，成为铜企主要的利润来源点之一。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 以铜陵 有色 为例，去年化工类产品营业收入达到17.26亿元，同比增加超过230%，毛利率高达71.40%，盈利超过10亿元以上。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 大宗商品的大跌，同样也导致副产品硫酸 价格 的大幅回落，今年 价格 也回落至成本线左右。黄皓则认为，今年长协价给铜陵 有色 带来的利润将被副产品硫酸给&ldquo;稀释&rdquo;了。黄皓认为，这样的情况同样会体现在云南铜业和江西铜业今年的利润表上。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 黄皓则认为，在铜加工费 现货价格 暴跌后，对长单加工费比重较大的铜陵 有色 业绩影响很小，对另外两个公司影响也较为有限。综合来看，三大铜企的铜加工盈利情况基本与去年持平。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 铜精矿加工费暴跌对铜价影响有限&nbsp;&nbsp;&nbsp; 年初以来在经济复苏，以及对中国需求的期待，以铜为首的 有色金属 引来了一波强烈反弹。国内铜价从2月初的25000元起步，到4月中旬 价格 已经反弹至41000元。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 与铜价大幅反弹相背离的是，铜精矿的冶炼加工费(TC/RC)却出现了大幅下跌。冶炼加工费从年初的近100美元/吨和10美分/磅，到目前 现货 加工费为30美元/3美分，而最新的消息又显示铜精矿的加工费已经降低至20美元/2美分，降幅近80%。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 铜精矿加工费缘何暴跌？&nbsp;&nbsp;&nbsp; TC/RC 价格 大幅下滑，这在很大程度上说明了目前的铜精矿是处于紧缺的状态。而造成这一紧缺现象的原因，国际 期货 分析师刘旭表示，这主要是因为海外几个主产矿区品味下降，造成了铜精矿的 产量 下滑，其次国内冶炼厂因废铜进口减少，进口了较多的铜精矿；另外就是铜价的反弹刺激了国内冶炼企业的生产积极性， 产量 大幅增长，冶炼生产企业可以通过 产量 的增加来抵消单位效益的下滑。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 铜供应仍然充足&nbsp;&nbsp;&nbsp; 虽然TC/RC 价格 下跌，代表着铜精矿的供应偏紧，但是原料的偏紧并不能说明产品&mdash;&mdash;精炼铜供应的紧张。4月份精炼铜 产量 为33.83万吨，同比增长了2.9%，环比增加6%。1月～4月，中国铜 产量 为126万吨，环比增加6%。另外，海关总署数据也显示了进口的大幅增长，以39.9万吨的进口量创出历史新高，较3月环比增长6.6%。1月～4月累计进口133.6万吨，同比增长40%。对于进口和 产量 创下新高，业内人士更是表达出对中国铜市将步入明显过剩局面的担忧。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 后期 走势 仍看消费脸色&nbsp;&nbsp;&nbsp; 从4月份以来的开工情况看，企业的开工率普遍较预期有所好转。据数据显示，4月份铜线杆企业开工率为66.9%，铜管企业开工率为81.6%，铜板带箔企业开工率为80.6%，电线电缆企业开工率为69.1%，铜冶炼厂的开工率为73%。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 金瑞<a

黄金的冶炼进程一般为：  预处理 ——浸取 —— 收回 —— 精粹 　　  1.4.1矿石的预处理办法矿石的预处理办法分为： 焙烧法、化学氧化法、微生物氧化法、其他预处理办法。 1、焙烧法焙烧是将砷、锑硫化物分化，使金粒露出出来，使含碳物质失掉活性。它是处理难浸金矿最经典的办法之一。焙烧法的长处是工艺简略，操作简洁，适用性强，缺陷是环境污染严峻。 2、化学氧化法化学氧化法首要包含常压化学氧化法和加压化学氧化法。 常压化学氧化法是为处理碳质金矿而发展起来的一种办法。常温常压下增加化学试剂进行氧化，如常压加碱氧化，在碱性条件下，将黄铁矿氧化成Fe2(SO)3，砷氧化成As(OH)3和As203，后者进一步生成盐，能够脱除。 加压氧化法具有金收回率高(90%-98%)、环境污染小、习惯面广等长处，处理大多数含砷硫难处理金矿石或金精矿均能取得满足效果。加压氧化包含高压氧化、低压氧化和高温加压氧化。如加压硝酸氧化法，用硝酸将砷和硫氧化成亚和硫酸，使包裹金充沛化离，金的浸出率在95%以上，缺陷是酸耗较高。 3、微生物氧化法微生物氧化又称细菌氧化，它是使用细菌氧化矿石中包裹了金的硫化物和砷化物而将金暴露出来的一种预处理办法。现在，细菌浸出可用于处理矿石和精矿，对精矿一般选用拌和浸出，关于低档次矿石则多选用堆浸。 4、其他预处理办法石灰一压缩空气预处理法能够代替焙烧法，用以处理含黄铁矿和砷黄铁矿的金矿石，能使砷构成慵懒组分留在残渣中。 炭浸法和炭氯法是处理碳质难浸金矿石的直接办法。炭浸法即在有活性炭存在时对矿石进行浸出。炭氯法是将和活性炭一起参加到矿浆中，金溶解并转化成金氯合作物，然后在炭粒表面还原成金属金。浸出后，从矿浆中筛出载金炭并收回金，金收回率达90%。 1.4.2浸取金的化学性质十分安稳，一般情况下不与酸、碱反响，但与混合酸和一些特殊试剂反响生成可溶性合作物。从含金矿石中提取金的办法有多种，详细挑选哪种办法取决于矿石的化学组成、矿藏组成、金的赋存状况及对产品的要求。 1、物理办法物理办法分为混法、重选法、浮选法 (1)混法：混法是收回粗粒单体金的有用办法。该办法是将含黄金的矿石与碾磨，使Au溶于中成金齐，再将蒸腾便得到粗金。混法提金收率在50%—60%之间。该法对高档次黄金矿处理比较适宜，不适于碲金矿、砷锑金矿。 (2)重选法：重选法是使用黄金与脉石的密度差异进行重力分选的办法，是人们从金矿中收回黄金的最陈旧的办法。重选法在脉金矿的选矿或提取工艺中，首要用于磨矿回路收回粗粒单体金。对砂矿的提金该法占主导，砂矿经粗选后须再选用重选、磁选、电选或由这些办法组成的联合流程精选，最终选用火法冶炼取得成色为85%一92%的制品金。 (3)浮选法：浮选法是一种重要而有用的富集金属矿的办法。该法很合适收回0.84mm的金粒。冶炼低档次金矿和金矿尾矿常用此法，该法对含金、铜、铅、锌的硫化矿也适用。浮选法关键在于捕收剂的挑选。 2、化学办法化学办法分为化法(又分：化助浸工艺、堆浸工艺)与非化法(又分：法、硫代硫酸盐法、多硫化物法、氯化法、石硫合剂法、硫酸盐法、化法、碘化法、其他无提金法)。 (1)化助浸工艺：化助浸工艺首要有富氧浸出和液相氧化剂辅佐浸出，如增加过氧化氢或，助浸，加温加压助浸，加Pb(NO3)2助浸等。 (2)堆浸工艺：一般，因为矿石均匀档次低，堆浸浸出率较低(50%～70%)，但因为堆浸为大规模出产，并且可通过改善制粒和喷淋办法，强化微生物效果，增加强化试剂、纯氧口。别的，浸出设备的改善也可进步浸出率。堆浸法工艺老练，流程简略，成本低，可是对矿石习惯性差，浸出速度慢，周期长，耗量高，废液严峻污染环境，且易受铜、铁、铅、锌、硫和砷等杂质的搅扰。 (3)法：提金办法较多，常见的有铁浆法、炭浆法、离子交换树脂法、锌粉(铝粉，铅粉)置换法、电积法、溶剂萃取法等，工业上使用较多的是铁浆法、锌粉(铝粉)置换法。用提金，溶金速度快，比化法快4—5倍，可避免浸出进程中呈现钝化现象;挑选性高，对一些难选难浸矿石浸出率高。缺陷是它不合适处理含碱性脉石较多的矿石，并且报价较贵，从贵液中收回金的工艺尚不老练比。 (4) 硫代硫酸盐法:硫代硫酸盐浸出法是根据碱性条件下，金能与硫代硫酸盐构成安稳的合作物Au(S2O3)23-。为避免S2O32-分化，常参加SO2或盐作安稳剂。研讨标明，在Cu2+催化效果下，金的溶解速度可进步17～19倍。该法特别适于处理含铜、锰、砷的难处理金矿石及碳质金矿。该法速度快，无毒，对杂质不灵敏，金浸出率高，但硫代硫酸盐耗量高，不安稳，所以至今没有推广使用。 (5) 多硫化物法: 使用含多硫螯合离子S22-、S23- 、S24-、S25-的多硫化物与适宜的氧化剂，通过多硫离子本身的岐化效果与金反响生成合作物。该法适于处理含砷、锑的含金硫化矿精矿。多硫化物的特点是挑选性强，浸出速度快，浸出周期短，金浸出率高达80%～99%。该法的缺陷是热安稳性差，分化发作和气，对环境有污染，对设备密闭性要求高。 (6) 氯化法:氯化法使用的是氯的强氧化性。在金一氯一水体系中，金被氯化而发作氧化并与氯离子合作进入溶液，故亦称水氯化法。氯化法有多种形式，如空气氧化一氯化浸金法，处理含砷碳质金矿，金浸出率达94%;焙烧一氯化浸金法，金浸出率达98%，比直接氯化浸金法高4%;炭氯浸金法，可使矿石预处理、浸出与收回在同一体系中进行;闪速氯化法，对传统的水溶化法进行改善，使通入的高度涣散，可进步6%的金提取率，并下降25%的耗费;电化学氧化法，在矿浆中参加氯化钠然后通电，使用电解发作的次氯酸盐使碳质矿石氧化。 (7)石硫合剂法: 石硫合剂法的原理是电化学一催化原理。可浸出含碳、砷、铜、锑、铅等的难处理矿石。 (8) 硫酸盐法:硫酸盐具有溶解金的才能。在酸性条件下，以MnO2作氧化剂，SCN-作合作剂，使用SCN-与Au的较强的配位才能，MnO2可先将SCN-氧化为可溶于水的(SCN)2，然后由它再将金、银氧化成可溶性配离子。此法金浸出率高，反响速率快，不污染环境。 (9) 化法和碘化法一化物浸出与氯一氯化物浸出类似。化法的特点是浸出快，金收回率高，试剂无毒，药剂费用与氯化法相差不大。 (10) 其他无提金法其他非试剂浸金法还有生物有机试剂法，如基酸类、类化合物和腐植酸类等。基酸类分子在适宜的氧化剂如效果下可使用其分子中的氮氧配位原子与金构成有利的可溶性螯合物，使金溶解。 1.4.3溶解金的收回办法溶解金的收回一般选用锌置换法和炭吸附法，树脂吸附技能也开端用于工业出产。分为：锌置换沉淀法、炭吸附法、离子交换法、其它收回办法。 1、锌置换沉淀法锌置换沉淀法也称为Merrill—Crowe法.金的收回率一般可达97.5%以上，且反响速度快，金停留量小。 2、炭吸附法包含炭吸附法(CIP)与炭浸出法(CIL)。CIP是在浸出完成后将活性炭参加专门的吸附槽中。从矿浆中吸附金，吸附时刻大约为浸出时刻的l/5;CIL则是把炭加在浸出槽中吸附金。 3、离子交换法阳离子交换树脂一般制成强碱性、弱碱性或二者的混合树脂 4、其它收回办法溶剂革取比较固体离子交换剂提金有速度快、挑选性好、抗中毒等长处。 1.4.4精粹办法首要有全湿法，它包含电解法、法、法、氯化法、还原法火法、湿法一火法联合法。

锑矿冶炼工艺概略：锑的冶炼办法有火法和湿法两种。我国用的矿藏质料，主要是硫化矿(辉锑矿)，其次是氧化矿和杂乱锑铅矿(主要是脆硫锑铅矿)。这些矿石一般要用选矿办法选出富块矿和精矿进行冶炼。 (1)火法炼锑 硫化矿经蒸发焙烧或蒸发熔炼，使Sb2S3变成Sb2O3(俗称锑氧)，再经还原熔炼和精粹，成为金属锑。还可用沉积熔炼法直接出产粗锑。 (2)锑氧出产 有4种办法：①硫化锑块矿的蒸发焙烧;②硫化锑精矿闪速蒸发焙烧;③硫化锑精矿鼓风炉蒸发熔炼;④硫化锑精矿旋涡炉蒸发熔炼。 (3)还原熔炼和火法精粹蒸发焙烧和蒸发熔炼所产锑氧含杂质很少，配入煤和少数纯碱(Na2CO3)，在反射炉内还原熔炼成粗锑。如需精粹，可持续参加纯碱，碱熔化后把压缩空气鼓入锑液，进行碱性精粹。 (4)电解精粹 选用电解办法进行精粹，能获得纯度较高的锑并能收回粗锑中的贵金属和其他有价值金属。 (5)沉积熔炼 此法适于处理富矿，不宜处理含铅的矿石。小规划出产多用坩埚炉，大规划出产用反射炉，有的厂用电炉。 (6)氧化锑矿石熔炼用鼓风炉熔炼成粗锑，鼓风炉习惯规划大，能够处理难熔矿石，对矿石档次要求不严厉，还答应氧化矿石中混有部分硫化矿。熔炼时以铁矿石、石灰石为熔剂，以焦炭为还原剂，产出粗锑。 (7)杂乱锑铅矿石熔炼这是一种难冶炼的矿石类型，广西大厂以脆硫锑铅矿为质料，选用欢腾炉焙烧，反射炉还原熔炼，所产粗合金吹炼蒸发锑、锑烟尘还原熔炼精粹出产高铅锑、精铅进行电解产精铅的办法。通过10多年的出产实践，已日趋老练，为杂乱的锑铅矿的处理积累了名贵经历。 火法炼锑是国内外传统选用的出产工艺，但由于在冶炼过程中，砷、硫污染环境严峻，因而迫使研讨使用新的湿法工艺。 (8)湿法炼锑用、溶液浸出硫化锑精矿，硫化锑与效果生成溶于水的硫代亚锑酸钠(Na3SbS3);以此溶液配制成阴极液，以溶液为阳极液，进行隔阂电积，得到含锑96%～98%的电锑。 我国对湿法炼锑的研讨使用已获得可喜的发展。80年代末，“氯化-水解法处理硫化锑精矿制取锑白新工艺实验”，已在几家厂商构成规划出产，“从浸取液中直接提取锑酸钠新工艺”研讨，也已使用于出产。氯(盐)氧化法制取锑酸钠，已在出产中选用。其特点是：质料习惯性强，含铅等杂质较高的锑矿也能处理，能归纳收回质猜中的锑和硫，基本上处理了硫烟污染问题。 (9)锑白出产锑白(Sb2O3)是锑的主要用途之一。我国用精锑出产锑白一般用反射炉。将精锑投入反射炉熔化，向锑液中鼓入一次空气，向液面上鼓入二次空气，使锑蒸气彻底氧化。氧化锑出炉后与很多冷空气集合，敏捷冷却，进入收尘体系，即得优质锑白。 (10)生锑生锑即工业用纯洁Sb2O3，是由高档次辉锑矿熔析而得，呈针状结晶，又称针锑。将硫化锑块矿破碎至粒度为20～30mm，在反射炉中增加1%～2%的纯碱助熔剂，于900～1000℃下，熔融分出，扒出残渣，出炉铸锭，即得含锑71%～73%的生锑。

增产降耗是铁合金生产永恒的话题，碳素铬铁生产亦是如此，尤其是近来铬矿资源馈乏，生产使用的铬矿往往品种杂乱，配矿单一，给工艺控制造成较大难度，稍有不慎则炉况恶化，生产不能顺行，技术经济指标难以控制。重庆铁合金(集团)有限责任公司近年来使用过十余中铬矿，在应对上述不利因素方面作了较多的探索。我们发现铬矿石中MgO与Al2O3的含量能直接反映铬矿的冶炼性能，针对不同的MgO/Al2O3值采取应对措施，效果明显，是碳素铬铁生产取得良好指标的关键。 1铬矿特性大致分类 1.1铬矿中的MgO/Al2O3值 传统上将铬矿石按粒度分为块矿和粉矿，按理化性能分为难熔矿和易熔矿。在生产实践中，我们发现铬矿的冶炼性能主要与其中MgO及Al2O3含量紧密相关。众所周知，矿石的粒度过小会影响炉料透气性，但可以通过一定的措施进行改善(如增大焦炭粒度、多加回炉渣铁等)，矿石的熔化性能也可以通过改变其入炉粒度在一定程度上得到改善。而铬矿中如果MgO及Al2O3含量严重失调，则会使炉况不顺，生态平衡产业指标下滑。在生产实践中我们以铬矿的MgO/Al2O3值作为衡量铬矿冶炼性能的一个重要指标。一般我们将MgO/Al2O3〈1称为低镁铝比矿，MgO/Al2O3〉1.5称为高镁铝比矿，MgO/Al2O3=1~1.5为中度镁铝比矿。 1.2MgO/Al2O3值与铬矿冶炼性能 MgO属碱性氧化物，在溶液中可电离成为Mg2+及O2-,具有较强的导电能力,因此,如果炉料中MgO含量过高,将会使炉料及所形成的炉渣比电阻减小,导电能力增强,电流急剧增大,电极上抬,刺火严重,反应区缩小,炉渣流动性差,产量下降,电耗上升;Al2O3属高熔点氧化物,当其含量过高时,炉料及炉渣比电阻增大,容易使符合使用不足,电极深埋,料面死火,炉温低,产量下降,回收率低,炉渣粘稠,炉衬易损坏.当炉料中MgO与Al2O3的含量达到一定的比例时,形成一种平衡,此时炉料的导电性能\熔化性能以及炉渣的熔点\黏度等都能达到一种良好的状态。在生产过程中我们注意到,无论何种铬矿进行配搭,当炉料MgO/Al2O3 1.5以后,则会呈现前述MgO过高的炉况,而MgO/Al2O3值越高情况越严重。根据铬矿中不同的MgO/Al2O3值,生产中应该采取相应的对策。 2参数选择 2.1二次工作电压 对高MgO/Al2O3矿,应选择较低的二次工作电压;对低MgO/Al2O3矿宜选择较高的二次工作电压。以500kvA电炉为例,当MgO/Al2O3>1.4,二次电压选择为105~110V;当MgO/Al2O3 2.2极心圆直径 高MgO/Al2O3矿及块矿,应选择较大极心圆直径;低错误!链接无效。及粉矿,则应该选择较小极心圆直径。 2.3炉膛深度 通过长期实践摸索我们感觉到,在碳素铬铁生产中,较深的炉膛有利于增加料层厚度,预热炉料,深埋电极,保持炉缸温度,减小热散失,取得较好的技术指标。中小型矿热炉参数一般是通过米库林斯基简易计算法来确定,在计算值的基础上将炉膛加深20%能取得较好的效果。 3渣型与碱度过控制 碳素铬铁生产为有渣冶炼,控制合适的渣型是生产的关键环节。渣型不应是一个固定的形态,不应该只按百分含量去调整其中的氧化物成分,调配渣型最直观的依据是MgO/Al2O3值和碱度。 3.1MgO/Al2O3 在矿种的搭配上,应努力将炉料的综合MgO/Al2O3值调至适中的范围内,我们的实际体会是:如果将MgO/Al2O3值调配在1.05~1.2范围内,再配以合适的碱度能取得较理想的效果,此种渣型导电性能适中,有利于电极深插而用足负荷,炉况稳定,料面火焰均匀,产量高,电耗低,各项指标良好。如果矿石中MgO/Al2O3 3.2炉渣碱度 除了MgO/Al2O3以外,炉渣碱度(MgO+CaO)/SiO2也是一个重要指标.碱度主要是以硅石的配入量来调节,但不能单纯强调碱度,必须要将碱度与MgO/SiO2值进行综合考虑,当MgO/SiO2较大时可适当控制较低碱度,而MgO/SiO2值小时应控制较高碱度,以使炉渣具有恰当的熔点\黏度和导电性能。一般情况,如果MgO/SiO2值在1.05~1.2范围内,碱度控制为1.1~1.25能取得较好效果。 4合金成分控制 合金成分控制主要是指合金中C\Si\S等杂质元素的控制,这些元素在合金中的含量与铬矿的性能及生产技术经济指标有较直接的关系。 4.1[C] 根据铬铁生产精炼脱碳机理,炉内降碳需要两大条件:①要具有较高而且稳定的炉内温度②必须在炉缸高温区存在有足够量的残存Cr2O3。必须同时具备这两个因素,精炼脱碳反应才能进行,产品的含碳量才能有所降低。因此,块矿\高MgO/Al2O3矿能生产出含炭较低的碳素铬铁,反之,粉矿\低MgO/Al2O3矿所生产的铬铁含炭都较高。而生产含炭低的碳素铬铁产品因需要保持较高的炉温和炉缸残存Cr2O3,需造高熔点渣,单位电耗都较高。 4.2[Si] 合金中硅含量与炉温及还原剂用量直接相关,[Si]含量高将使还原剂用量增加,单位电耗升高,但过低的[Si]含量不利于[C]\[S]控制,如果矿石中MgO/Al2O3低时,[Si]过低会导致负荷使用不足。因此合金中[Si]的控制应考虑矿石中MgO/Al2O3值,MgO/Al2O3值高时宜控制较低的[Si],反之,应将[Si]控制得稍高。 4.3[S] 合金中的硫主要是由焦炭代入,在生产过程中控制合金含[S]量的有效手段主要有两方面: 4.3.1调配合适的渣型。适当增加炉渣中CaO的含量,有利于增强炉渣的脱硫能力,增大硫在炉渣中的分配率,降低合金的含硫量。 4.3.2控制合适的合金成分。合金中的[Si]及[C]含量增加,会在一定程度上降低[S]含量。生产过程中的脱硫将增加冶炼的负担,需要控制较高的合金[Si],较高的炉渣(CaO),使焦耗\电耗增加,因此应严格限制入炉原材料中的硫含量。 5结束语  MgO/Al2O3值是铬矿的一个重要指标,在生产中应根据矿石中MgO/Al2O3值,对电炉电气参数\渣型及合金成分等方面采取相应的控制措施,方能取得良好的生产技术经济指标。

&nbsp; 拥有自主知识产权的红土镍矿冶炼经高炉镍铬生铁的发明专利及生产出大批镍生铁的实际成效是我国和世界镍 金属 生产技术的重大突破。技术变革及其快速进人生产应用领域，成功狙击了国际 市场 的疯狂炒作，2007年6月国际 市场 镍价大幅下降.　　在 市场 高镍价的情配下，2005年开始，国内民营企业开始利用炼钢高炉转产冶炼红土镍矿矿石生产镍生铁。经过10年试验，2006年3月由刘光火先生发明，并以其儿子刘沈杰名字向我国国家知识产权局申请的发明专利&mdash;红土镍矿经高炉冶炼镍生铁工艺技术的全部资料，由国家知识产权局予以公开发布。从海关进出口统计资料看，同年1月和2月红土镍矿进口量分别只有1.8万吨，3月以后我国民营企业开始大规模利用从菲律宾和印度尼西亚进口的红土镍矿矿石冶炼镍生铁，此后进口矿石量逐月增加，到年底利用进口矿石约300多万吨，产出镍生铁的含镍量约3万吨。2007年全国生产镍生铁的中小企业达到100多家，1~9月进口矿石1200万吨左右，目前许多矿石积压在港。　　目前我国中小企业生产的镍生铁的含镍量多在4%~8%，只能用作冶炼不锈钢的配料，在冶炼不锈钢时，尚需加人一定量的精炼纯镍。只有提高技术使镍生铁中的含镍量达到12％~15％，才能在冶炼不锈钢时完全替代纯镍。这就是产生矿石积压在港口的原因，也是今后民营企业需要攻克的技术难关。据最新资料，个别技术先进的企业已经可以生产出镍含量10％以上的镍生铁了。　　　　在众多的民营企业中，最大的、技术水平最高的企业是浙江青山控股集团。浙江青山控股集团的青浦镍生铁项目使用的生产流程为：矿石&rarr;矿石＋生水&rarr;烧结&rarr;烧结矿石冷却破碎&rarr;烧结破碎矿石+石灰石+焦炭&rarr;高炉冶炼&rarr;铸锭&rarr;铸锭精整包装。产品为镍铁（镍含量4％~7%)， 产量 18万吨／年。另外，该集团正在印尼OBI岛筹建镍生铁新项目，图谋在海外创业和发展。　　　　我国使用火法利用红土镍矿冶炼镍生铁，使不锈钢生产原料构成发生了重大变革，改变了全球不绣钢生产原料镍的供需格局，也改变了世界不锈钢 产业 的格局。低成本利用矿石质量较差的红土镍矿资源，符合资源节约型的历史发展趋势，翻开了我国不锈钢生产史的新篇章。　　目前高炉法的低品位产品 市场 容量已经饱和，加快发展10％以上品位的回转窑＋矿热炉工艺，可以进一步扩大红土矿火法镍的 市场 容量。到周边红土镍矿冶炼资源国家建立镍生铁企业，可降低运输成本，降低国内能耗，减少国内工业污染。

3月30日音讯： 高铝铁矿商场资源比较富余，本钱优势显着。日钢在成功处理高铝铁矿烧结问题的根底上，又在冶炼过程中处理造渣问题，以确保渣相组成合理，炉况顺行，完成了氧化铝负荷70～80kg/t的正常冶炼。 　　针对高铝铁矿冶炼的负面影响，日钢在炉料结构以及炉渣组戍操控研讨方面取得了以下发展: 　　(1)进步烧结矿中FeO含量。归纳入炉铁矿石FeO含量大约在8%～10%，远高于同行业界的水平，尤其是酸性烧结矿的FeO操控在12%～14%。烧结矿内FeO含量增高，尽管要进步烧结温度，添加高炉燃料耗费，但能有用操控烧结矿的低温复原粉化率。生产实践标明，RDI每升高5%，燃料比上升1%，产值下降1.5%。因而，日钢高炉考虑归纳目标，取得了非常好的效益。 　　(2)调理炉渣中氧化镁(MgO)含量，操控炉渣中MgO:Al2O3=0.65～0.80，三元碱度R3=1.50+0.05，四元碱度R4=0.95+0.05，取得合理渣相组成，改进炉渣流动性。一起，改进炉渣的脱硫才能。 　　(3)进步铁水物理热。跟着渣中Al2O3含量的添加，炉渣的熔化温度显着上升，有利于高炉炉缸的蓄热，操作时要确保铁水物理热T=1500±20℃，来改进渣动性。 　　(4)恰当进步冶炼渣量，操控烧结矿的Al2O3/SiO2比。进步烧结矿内Al2O3含量的一起考虑恰当进步SiO2含量，添加炉渣的稳定性。一般高炉冶炼高铝铁矿的经历，操控Al2O3/SiO2比为0.1～0.35，以确保烧结矿的质量，跟着Al2O3/SiO2比上升，Al2O3含量添加，烧结矿中玻璃质易于构成，烧结矿强度直线下降。日钢的高炉冶炼中炉渣Al2O3/SiO2比现已说到0.5～0.6，仍能够满意高炉操作，取得较好的效益。 　　(5)探索出不同Al2O3含量炉渣下适合的工艺办法，为完成低本钱冶炼奠定根底:ω(Al2O3)=15%～17%，操控炉渣二元碱度1.05～1.15，三元碱度1.50左右，四元碱度0.97左右，MgO/Al2O3比0.65～0.70，炉温操控ω[Si]<0.40%，能够确保物理热到达1480℃以上，冶炼顺畅。(Fiona)

铅锌矿冶炼办法：硫化铅精矿是炼铅的首要矿藏质料，其冶炼办法有火法和湿法两种。现在以火法为主，湿法处于实验研讨阶段。火法炼铅选用烧结焙烧 -鼓风炉熔炼和反响熔炼、沉积熔炼等办法。铅的精粹首要选用火法精粹，其次是电解精粹。 硫化锌精矿是炼锌的首要矿藏质料，也有火法和湿法冶炼。火法冶炼选用竖罐蒸馏、平罐蒸馏或电炉;湿法炼锌，近 20年来开展很快，已成为炼锌的首要办法。火法炼锌所得粗锌选用蒸馏法精粹或直接使用;而湿法炼锌所得电解锌，质量较高，无需精粹。 关于难分选的硫化铅锌混合精矿，一般选用一起产出铅和锌的密闭鼓风炉熔炼法处理。关于极难分选的氧化铅锌混合矿，我国有共同的处理办法，即用氧化铅锌混合矿原矿或其富集产品，经烧结或制团后在鼓风炉熔化，以便取得粗铅和含铅锌熔融炉渣，炉渣进一步在烟化炉烟化，得到氧化锌产品，并用湿法炼锌得到电解锌。此外，还可用回转窑直接烟化取得氧化锌产品。 我国铅、锌精矿产品中含有丰厚的伴生组分，在冶炼进程已归纳收回，经济效益非常可观。冶炼铅时归纳收回的有铜、硫、锌、金、银、铂族金属、铋、、镉、硒、碲等产品。冶炼锌时归纳收回的有硫、铅、铜、金、银、铟、镓、锗、镉、钴、、等产品。

我国的镍矿类型首要分为硫化铜镍矿和红土镍矿。红土镍矿的镍含量低于硫化镍矿，曩昔不受注重，但跟着可挖掘的硫化镍矿资源的日益干涸和镍需求的报价举高，厂商开端把注意力转向红土镍矿，国内乃至有些钢铁厂商计划很多进口印尼红土镍矿，以加工下降出产成本。跟着红土镍矿资源不断地开发，红土的镍矿冶炼工艺也越来越遭到人们的重视。 一般来说，现在咱们将红土镍矿的冶炼工艺分为三类，即火法工艺、湿法工艺以及火法-湿法结合工艺。下面我国矿产商业网专家就为您详细解说各个冶炼工艺的处理流程。 1、火法工艺 红土镍矿的火法冶炼工艺还能够分为：镍铁工艺、镍硫工艺以及复原焙烧-磁选法三类。 (1)镍铁工艺 镍铁是选用火法工艺处理镍红土矿的产品，其工艺流程为：首先将矿石破碎到50-150mm，在回转窑煅烧，700℃产出焙砂，将其加电炉，再参加10-30mm的挥发性煤，经过1000℃的复原熔炼，产出粗镍铁合金，再经过吹炼产出制品镍铁合金。 (2)镍硫工艺 该工艺是在出产镍铁工艺的1500-1600℃熔炼进程中，参加，产出低镍硫，再经过转炉吹炼出产高镍硫。出产高镍硫的主见工厂有：法国镍公司、印尼的苏拉威西.梭罗阿科冶炼厂。 (3)复原焙烧-磁选法 该法是使用粉煤灰作为复原剂，在450℃高温下激烈复原固相氧化镍和氧化钴，使焙砂中的镍和钴100%呈金属状况，然后经过湿式磁选收回镍和钴。 2、湿法工艺 红土镍矿的湿法冶炼工艺可分为：复原焙烧-浸工艺和常压酸浸工艺，此外还有加压酸浸工艺、微波加热-FeCl3氯化法、生物浸出工艺等。 (1)复原焙烧-浸工艺 该法是由Caron教授创造，最早在古巴得到应有。工艺为：将红土700℃温度复原焙烧成镍、钴合金，再经过多级逆流浸。镍、钴等金属进入浸出液。浸出液经硫化沉积，沉积母液再除铁、蒸，产出碱式硫酸内，煅烧后转化成氧化镍，也可经复原出产镍粉。 (2)常压酸浸工艺 该法是现在红土矿处理工艺研讨较为抢手的方向。工艺为：对镍红土矿先进行磨矿和分级处理，将磨细后的矿浆与洗涤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，过滤进行固液别离，得到浸出液用CaO或Na2S做沉积剂进行沉镍。 3、火法-湿法结合工艺 火法-湿法结合工艺的工厂，现在世界上只要日本冶金公司的大江山冶炼厂。首要工艺进程为：原矿磨细与粉煤混合制团，团矿经枯燥和高温复原焙烧，焙烧矿团再磨细，矿浆进行选矿别离得到镍铁合金产品。   信任跟着硫化镍矿资源的日益匮乏，镍产值的扩大将首要依托与红土镍矿。红土镍矿的冶炼工艺也将成为镍职业能否快速开展的关键所在。

创建铁矿粉综合品位性价比计算法 2014年初以来，由于铁矿资源供大于求的局面出现，铁矿石价格大幅度下滑，迅速由卖方市场转变为买方市场。在这一情况下，钢铁企业如何采购铁矿资源，优化配矿结构?总的认为，优化配矿结构降低炼铁成本应该转变为建立新的主矿体系和实行铁矿资源性价比的最优化。 面对我国钢铁企业布局的现实，沿海港口企业和内地企业在配矿结构和铁矿资源优化问题上，应有所区别。沿海港口企业基本零运费，内地企业要考虑运费对成本的影响，其与铁矿资源高价时代相比，运费占成本的比例大大升高了，内地企业更需要精料，不能把成本花费在负价值的酸性脉石和水分上。但不论港口企业还是内地企业，都应该用铁矿资源冶金价值的性价比作为降低炼铁成本的主要措施。配矿结构的优化应让位于性价比的优化，但不等于没有配矿结构优化的问题了，优化配矿仍然是降低炼铁成本的一项重要内容。 优化铁矿粉性价比和配矿结构的思路 一些企业的采购和配矿部门，直接采用进矿单位比上表观品位。例如，购进铁矿粉的价格为干吨480元，表观品位为62%，单位品位的性价比即为480/62=7.74元/百分比。这样的计算方法与实际差别很大，它缺少了两大步：一是没有根据其脉石含量和有害元素评定和计算综合品位，二是没有依据表观品位价与综合品位价计算岀综合品位性价比。而这两者恰是优化铁矿粉性价比的新思路和新概念。 现在与2014年以前相比，铁矿石价格的大幅下滑造成配矿结构状态变化：内地企业运输费占矿价的比重大大增加了，低价矿等经济炉料在混合矿中的性价比大大降低了。配矿结构的这种状态变化说明，SiO2和Al2O3等脉石含量和有害元素高的铁矿粉占烧结、炼铁成本的比例大大升高了，即矿价大幅下滑后配矿结构的思路和理念须要调整，高品质矿的品位性价比已呈现相对合理的状态，低品质矿的性价比已不如高品质矿。如此，优化配矿结构就回到高品位、低SiO2和Al2O3的赤铁矿或磁铁矿与高、中水化程度的褐铁矿的合理搭配上。 铁矿粉综合品位性价比评价更科学 铁矿粉综合品位评价与计算。众所周知，铁矿粉的不同脉石含量和S、P、K2O、Zn等有害元素对其造块和高炉冶炼都有不同程度的消耗和影响。所谓铁矿粉综合品位价，即扣除不同脉石含量、烧损和有害元素后的实际品位，铁矿粉综合品位评价法是根据前苏联科学院院士M.A.巴洛夫提出的铁矿石冶金价值的计算方法经修正得出的用于粉矿的计算方法：TFe =TFe/(1-LOI)×[100+2R2(SiO2+Al2O3)/(1-LOI)-2(CaO+MgO)/(1-LOI)+2(S+P)/(1-LOI)+5×(K2O+Na2O+Pb+Zn+Cu+As+CL)/(1-LOI)]-1×100%。式中，R2为炉渣二元碱度，其余均为铁矿粉的化学成分，LOI为烧损值。 根据表1数据，买进表观55.7%品位的马来西亚矿粉，由于其含酸性脉石和有害元素，经综合计算后的品位仅为41.84%。41.84%品位的铁矿粉用于烧结和高炉炼铁，依据不同品位铁矿石冶金价值理论，不但没有效益，而且会造成负的经济损失，这就是铁矿粉综合品位评定的价值。 铁矿粉综合品位性价比的计算法。铁矿粉用于造块和高炉冶炼，由于品位高低不同和铁矿石的酸碱度不同，会造成高炉炼铁渣铁比、吨铁用矿量和燃料比不同。品位低的铁矿石，用于高炉炼铁，不仅吨铁用矿量大，而且渣铁比大，造成高炉冶炼的效率低、产量低和燃料比高。因此，不同品位铁矿石的冶金价值是不一样的，不同含铁品位铁矿石的冶金价值列于表2。65%品位的铁矿粉，单位品位的价值为9.23元，而50%品位的价值为2.22元，当品位低于46%后不仅没有价值而且成了负值。 1%品位价格低不等于综合品位性价比高，企业采购铁矿粉应选择综合品位性价比高的采购。同时还应遵循不同品位的冶金价值和配矿结构的合理性，由于综合品位≤45%的冶金价值为负值，企业采购品位低于45%的铁矿粉不会给企业带来降低成本的效果，反而由于高炉指标的恶化和燃料比的升高，会提高生产成本。 由表3和表4各项计算结果可见： 企业采购铁矿粉决定成本的依据不是到厂价和1%品位的价格最低(俗话说最便宜)。硫酸渣的到厂价最低，但由于硫酸渣的综合品位仅有48.12%，在15种铁矿粉中性价比排名第10位，也就是说综合品位性价比是很低的，不值得采购。以此类推，水洗粉、马来西亚粉和巴西粗粉(低)也是由于它们的综合品位性价比低，企业采购这些矿粉，经济效益会很低，甚至会是负效益。特别是水洗粉和马来西亚粉，它们扣去了酸性脉石和有害元素的影响，综合品位均低于45%，不会给企业创造效益。 决定铁矿粉综合品位的因素主要是其酸性脉石(称负价元素)、碱性脉石(称有价元素)和有害元素(也是负价元素)的含量。如外蒙粗粉本身品位并不高(58%)，但其酸性脉石(SiO2+Al2O3)低，两项之和仅为3.2%，而其有价元素含量高，CaO+MgO之和为7.2%，形成实际品位高于表观品位，它的性价比达到>1.00的程度，其性价比排序为第1;若其硫含量不是3%，而是 由以上分析可见，综合品位性价比不仅反映了表观的品位和到厂价，同时还包含了其综合品位及其价格，它是评价铁矿粉性价比的一种科学计算法。 如何优化配矿结构 在低矿价的现状下，烧结、高炉炼铁再吃低价矿和经济炉料，应采用科学的计算方法，算算它们的综合品位和性价比去采购。这样采购来的铁矿粉，烧结不能采用单一的铁矿粉生产，而需要建立主矿体系和配矿结构。企业建立主矿体系和配矿结构应有合理的战略举措和实施方案。 优化配矿结构的两大战略举措。烧结是高炉的主料，降低炼铁成本首先要抓降低铁料采购和烧结的成本。降低铁料的采购成本，其战略举措：一是降低采购成本，不降低入炉料的质量，建立长期稳定的主矿体系，确保烧结生产的产、质量稳定;二是坚持低燃料比的战略举措。虽然铁矿石的价格大幅度回落了，但燃料的价格变化不大，焦炭的价格还在1100元/吨徘徊，燃料比占炼铁成本的比重已由以往的30%上升到目前的40%。同时，高燃料比不符合节能减排的大方针，也不符合低成本和环境保护要求。 优化配矿结构的3项实施方案。执行降低采购成本、不降低入炉料质量的战略举措，依据新日铁的经验，建立企业长期稳定的主矿体系，可采用以下3个实施方案： 一是以高水化程度褐铁矿(杨迪矿和罗布河矿)作为原料(其用量为40%~70%)，其余部分配入高品位、低SiO2、低Al2O3的赤铁矿(巴西矿或南非矿)或相应的国产磁铁矿粉相配合，所得到的烧结矿与采用全优质赤铁矿粉具有同样优良的成品率和性能。 二是以中等水化程度的马拉曼巴褐铁矿粉(西安吉拉斯粉、麦克粉、何普当斯粉)作主要原料时，由于其粒度细，料层透气性差，可以采用比生石灰更优的黏结剂强化制粒，改善料层透气性和提高成品矿强度。 三是同时以高水化程度的褐铁矿和马拉曼巴矿为主要原料的烧结技术，以粗粒作制粒的核心，以几种微粒作包裹料强化制粒，改善烧结料层的透气性，确保生产率不下降。 实施以上3个方案，提高褐铁矿的使用比例，可降低采购成本，不降低入炉料的质量。 坚持低燃料比的原则。烧结和高炉炼铁的低燃料比战略，既是低成本战略，也是节能减排、改善环境保护的战略。依据国外和我国宝钢的经验，降低高炉炼铁的渣铁比，主要通过优化高炉炉料结构和改善烧结矿质量两个方面来实施。当前，优化高炉炉料结构应适当提高烧结矿碱度，增加高品位球团矿和块矿的入炉比例，而不是降低烧结矿碱度，增加烧结矿的比例;改善烧结矿的质量首先应掌控烧结矿1.9～2.4的最佳碱度范围和提高烧结矿的含铁品位，将影响烧结矿的主要化学成分掌控在合理的范围内，合理的炉料结构和高而稳定的烧结矿质量是高炉炼铁低燃料比的重要基础。

铅从原矿开端，经过采矿和选矿，得到含铅45%-70%的铅精矿，然后送入冶炼厂进行冶炼。 炼铅质料 炼铅质料大部分是硫化铅精矿，小部分是铅锌氧化矿，其间所含有价金属简直都可在冶炼进程中收回。我国硫化铅精矿中常含有以下有价金属：铅、锌、铜、砷、锑、铋、镉、、金、银、硒、碲、铟、锗、。在烧结进程，95%以上的进入烟气;70%的，30～40%的镉、硒、碲，以及一小部分砷、锑、铋等金属进入烟尘;其他留在烧结块和返粉中。在鼓风炉熔炼进程中，简直悉数的金、银和大部分铜、砷、锑、铋、锡、硒、碲进入粗铅，95%以上的锌、锗，50%以上的铟进入炉渣，80～90%的镉进入烟尘。在火法开端精粹进程，粗铅中的铜、锡、铟大部分进入浮渣，金、银、铋等金属留在铅中。在铅电解精粹进程，比铅更正电性的金属如金、银、铜、锑、铋、砷、硒、碲等不溶解而留在阳极泥，比铅更负电性的金属如铁、锌、镍、钴与铅一道溶解，进入电解液，但不在阴极分出。 从烧结机烟气中可收回，烟尘一般回来配料，经循环富集后收回镉和。处理鼓风炉烟尘可收回镉、锌、铟、等金属。 浮渣熔炼时产出粗铅、冰铜(包含砷冰铜)、炉渣和烟尘，可从冰铜和炉渣中收回铜、铅，从烟尘中收回铟和砷。处理含锡较高的粗铅时，高锡浮渣可经重选得到铅精矿和锡精矿，别离收回铅、锡。 我国低档次铅锌氧化矿在鼓风炉化矿进程中，一部分铅、锌、镉、锗蒸发进入烟尘，一部分进入粗铅，大部分留在熔渣。熔渣经烟化炉蒸发，铅、锌、镉、锗进入烟尘，再从烟尘中收回。 精粹 经过初级冶炼后得到的粗铅进一步精粹，有火法和湿法两种。现在世界上以火法为主，湿法炼铅尚处于实验研讨阶段。国外以火法为主，我国以电解精粹为主。电解法的特点是能更好地收回金、银、铋等有价金属，并得到纯电铅。火法精粹则较灵敏，可依据粗铅中杂质状况和商场的需求安排出产，出资也省。首要冶炼工艺介绍 基夫塞特(Kivcet)炼铅：1967年前苏联有色金属矿冶研讨院开端实验;1988年完结了工业化连续出产。该工艺是由原苏联的莫斯科有色研讨院和哈萨克斯坦一起研发完结的。意大利萨米公司购买了该项专利权并在威斯麦港(VesmePort)建设了一座8万吨/年粗铅厂。许可证和根本设计费高达1000万美元，出资巨大。基夫塞特法炼铅对物料的制备要求严厉，入炉炉料经配料后要求充沛枯燥至水份0.5%以下，粒度要求100目左右。终渣含铅3%以上，仍有低空污染问题，出产能耗高。 QSL炼铅：由德国鲁奇公司等研发的，已在我国、德国、韩国建厂，该工艺对质料制备要求相对较为宽松，物料水份、粒度组成不受严厉的约束。因为氧化与复原在同一个设备中完结，终渣含铅为5%-10%，氧耗高、电耗高。 富氧顶吹浸没熔炼法(ISA和Ausmelt炼铅)：是澳大利亚联邦科学工业研讨安排(简称CSIRO)在20世纪70年代初开端研讨开发的顶吹浸没喷技能衍生出来的熔炼办法，属熔池熔炼领域。20世纪70年代末澳大利亚MIM与CSiRO协作开发熔炼技能直接炼铅，并以艾萨炼铅法获得专利权。20世纪80年代初顶吹浸没喷技能发明人组建了Ausmelt公司并在喷和一些新的运用领域进行了开发，至此MIM和Ausmelt两家公司均获得了该项技能的转让权。该技能选用两台相同结构的竖式炉子别离进行氧化、复原熔炼。现在，ISA法氧化段出产已趋正常，氧化炉产出的SO2烟气可供制酸，但复原段出产稳定性较差。一起，该工艺氧替换频频，一般4-7天需替换一次，作业率低，换组织杂乱，且出资较大。 卡尔多转炉炼铅：由瑞典波立登公司开发的技能，是氧气冶金在顶吹转炉上的一种运用，也属熔池熔炼领域。 炼铅工艺分两段进行：富氧熔化并氧化，熔融物料复原熔炼，渣含铅可依据复原剂用量和复原时刻断定，渣含铅也在3%左右。但氧化和复原产出的烟气，二氧化硫含量有较大差异。氧化段烟气，二氧化硫浓度高达16%，复原段产出烟气二氧化硫浓度低于400PPm。为了酸厂的连续出产，氧化段烟气先经紧缩冷凝使50%的二氧化硫液化，剩下的烟气中的二氧化硫制酸。 ISA和Kaldo实践意义上都不是一步炼铅，只要Kivcet和QSL法属一步炼铅，前者要不是两个炉子别离氧化复原，要不分阶段进行。 鼓风炉法炼铅：该工艺铅冶炼出产能耗高，发生SO2浓度低，不能完结两转两吸制酸，污染较为严峻，劳动条件差。依据设备不同又分为烧结锅-鼓风炉、烧结机-鼓风炉和密闭鼓风炉ISP。烧结锅-鼓风炉国家已明确规定在2000年前有必要筛选。现在大部分现在出产的厂商首要用的是烧结机-鼓风炉工艺。ISP技能能够运用混合铅锌矿质料进行冶炼，具有质料习惯规模广，工艺本钱低一级长处。 氧气底吹炼铅(SKS)：1998年，多家单位出资协作使用水口山底吹炼铅实验车间，展开了氧气底吹熔炼-鼓风炉复原炼铅(即SKS法)验证实验作业，经两个多月的实验证明，工艺牢靠、目标可行。完结了用底吹熔炼替代传统炼铅工艺中的烧结和返粉破碎工序。因为底吹炉烟气SO2浓度高，利于制酸，硫的收回率高达95%～96%，一起因为取消了烧结返粉破碎，彻底根治了SO2和铅扬尘污染。底吹熔炼进程不需外加燃料，彻底自热并可使用部分余热发电节能。 更首要的是底吹进程约有50%的铅经过交互反响直接产出粗铅，进入鼓风炉的高铅渣含铅40%～45%，与烧结块含铅平起平坐，因而鼓风炉熔炼的物料与烧结工艺比相应削减约50%，因而，焦炭耗量显着下降，从而使炼铅本钱低于传统工艺，加上硫酸的赢利，可获得杰出的经济效益。该工艺质料习惯性强，既可直接处理各种档次的铅精矿，也能够处理各种含铅物料、次生料，如铅极板、废旧蓄电池等。

一、前言 我国属于铬矿资源贫乏地区，大部分铬矿依靠国外进口。因此，研究供应充足、价格便宜的粉状铬矿生产高碳铬铁的工艺流程具有重要意义。 目前，粉状铬矿冶炼高碳铬铁的工艺流程主要有直接入炉冶炼和预处理－冶炼两种。前一种根据冶炼设备不同，有矿热炉冶炼和等离子扩冶炼两种不同工艺；后一种根据预处理方式不同，有烧结－冶炼、制球－冶炼和压块－冶炼三种不同工艺。 比较而言，烧结铬矿的热稳定性和还原性较好，烧结－冶炼流程的工艺成熟，矿耗和能耗低，经济效益好，各广家采用较多。对烧结工艺和烧结矿的物化性能进行了详细的论述；本文着重介绍不同配比方案的试验情况。并旦在此基础上。对烧结铬矿冶炼高碳铬铁的炉内状况作一分析。 二、矿热炉冶炼高碳铬铁炉内基本状况 （一）炉内物料特征区域 在正常的冶炼情况下，矿热炉冶炼高碳铬铁炉内有八大物料特征区域。从上至下分别是散料层、融熔层、残熊层、带焦渣层、炉渣层、残矿层、出炉金属层和积铁层。各区域的化学反应类型强度，炉料和炉气的组成、状态不同，并且在一个冶炼周期内其变化是时间的函数。 （二）炉内主要化学反应 矿热炉冶炼高碳铬铁所涉及的主要化学反应可概括为三种类型：它们是矿物氧化成份的还原反应、成渣反应和金属液的脱碳、脱硅反应。 1、还原反应2、成渣反应3、脱碳、脱硅反应（三）炉料和炉气运动规律 在矿热炉内炉料和炉气相向运动，互为阻力，彼此依存，互为消长。 1、炉料下降取决于如下力学关系     P＝P有效－△P     式中P为决定炉料下降的力；         P有效为有效重力，由下式决定：         P有教＝P料－（P摩＋P液）         P料为炉料拄本身重力；         P摩为炉衬对炉料和料块内部之间的磨擦阻力；     △P为炉气通过炉料的总压差，近似表示上升炉气对炉料的阻力或支撑力，其影响因素可概括为如下通式：f为阻力系数，在矿热炉条件下，其为无因次常数； w为一定温度和压力下，炉气通过炉料层的实际流速，m/s； ρ为气体实际密度，Kg／m3； H为炉料层的高度，m； D为散料颗粒间通道的当量直径，由下式决定： D＝4ε/s，(m) S为单位容积散料总表面积，即此表面积： ε为料层空隙率，即料层空隙体积与散料堆体积之比。 2、炉气上升是因为炉料柱存在着上下压差△P。由式(3)变形可知，炉气上升的影响因素有炉科的当量直径D和炉料层的高度H等。 三、试验 （一）试验条件  1、 设备主要参数 生产试验在3000KVA的矿热炉内进行 表1  电炉设备的主要参数变压器容量一次测电压二次电压电极直径极心圆直径炉膛直径炉膛高度3000KVA10KV105V600mm1400mm3070mm1552mm 2、原料化学成份和粒度 表2  试验所涉及的主要原料的化学成份和粒度原料化学成份（%）粒度（mm）名称Cr2OaFeOSiO2CaOMgOAl2O3固定碳水份矿151.1714.366.392.6311.6711.83-2.5≤50矿250.1712.366.442.8017.339.43-3.0≤30矿331.3720.8413.41.1215.649.18-3.2≤30矿451.6714.446.42.5411.5811.88-11.5粉状焦炭------83.8119.86～18 注：矿1、矿2、矿3和矿4分别为烧结铬矿、高品位块状铬矿、低品位块状铬矿和粉状铬矿。 （二）试验方案 表3  按因素转换法安排试验，方案方案精矿配比（kg）入炉铬矿综合成份（%）矿1矿2矿3矿4Cr2OaFeOSiO2MgOAl2O3CaO一3000200043.2516.959.1913.2610.772.03二3500150045.2516.308.4312.3611.042.18三300010010047.3114.067.7912.4511.312.31四010919020043.6413.199.0714.3812.652.06 注：铬矿配比以500kg为基准。 （三）试验过程参数 表4  试验过程的主要操作参数及炉渣平均成份方案平均有功功率kwh平均视在功率kwh焦矿比t/t功率因子%炉渣情况Cr2OaSiO2CaOMgO碱度一277639600.19190.146.8730.012.5327.801.01二275537870.17691.0410.3026.622.7526.101.08三264937190.19690.8213.0522.592.7323.871.16四272333810.10089.117.2524.672.1123.461.24 （四）试验结果 表5  各方案的合金平均成份和技术经济指标方案合金主要成份平均百分比技术经济指标CrSiC日产电耗回收率矿耗焦耗成本一59.943.067.8319.2863333.788.801.9090.36522582二61.262.517.8518.5203373.778.832.1010.36992282三62.861.858.2921.9242786.993.511.6530.32422282四61.761.878.2318.2533400.488.651.9020.37812362   注：1、成本指每吨铁的电耗、矿耗和焦耗的费用之和，即工艺成本。  2、日产、电耗、矿耗、焦耗和成本的单位分别为吨/天、kws/t、t/t、t/t和元/t。 四、讨论 （一）烧结铬矿冶炼高碳铬铁的特点 矿热炉冶炼高碳铬铁过程充满着矛盾。例如炉料下行与炉气上行的矛盾；炉温与反应速率的矛盾；焦矿比与电极有效工作端的矛盾；冶炼强化与顺行的矛盾等等。在一定的设备和原料条件下，这些矛盾制约着冶炼的强化、生产率和综合效益的提高。 烧结铬矿结构疏松多孔，表面积大，反应性能好，同时其具有一定的残焦含量（见表2）。因此，在烧结铬矿冶炼高碳铬铁时，焦炭的利用率高、配入量小，焦矿比低，有利于冶炼负荷的控制。 同时，烧结铬矿具有一定的高温强度且内部存在着大量的微孔隙，料层空隙率占大，由式(4)可知，其散料颗粒间通道的当量直径D大，料层透气性能好，在强化冶炼条件下，有利于炉况的稳定。 烧结铬矿的这些性能特征为提高入炉铬矿的综合品位进行强化冶炼提供了可能性。根据试验情况，由于烧结铬矿的加入冶炼，在保持较低的视在功率和较高的功率因素的情况下，与方案四比较，方案一、方案二和方案三入炉铬矿的平均综合品位和平均日产分别提高1.62%和9.08%．冶炼强化效果明显。 另外，烧结铬矿表面积大，根据传热方程： Dq＝a×F×△T×d 在一定的初始温度差△T的奈件下，炉气和炉料单位时间内交换的热量Q大，排出炉外的炉气的温度低，能量利用率高，冶炼的负荷要求和电耗低（见表4、5）。 （二）烧结铬矿的配入量问题 方案一和方案二试验结果表明，在铬矿配比中烧结铬矿的比例不能过大。烧结铬矿透气性能好，颗粒间通道的当量直径D大。由式(3)可知在矿热炉冶炼条件下，D增大，则炉气的流速w提高，炉气在炉内停留时间变短。这导致炉气和炉料热交换不充分，排出炉外的炉气的温度高炉气带走的热能总量多，电耗增加。 同样，由式(3)可知，烧结铬矿的用量增加。炉气的速率W提高，炉气的密度ρ减小。加上炉气与炉料热交换不充分，上部炉料的温度过低。主要在散料层和融熔层上部进行的反应，实际分下面二步进行： 3（FeO－Cr2O3)＋3CO＝3Fe＋3Cr2O3)＋3CO2 3CO2＋3C＝6CO 其在温度低、炉气(主要成份为CO)密度小的情况下，反应的速率和限度大大降低。此加重了残焦层等区域的反应负担，甚至大量残矿和残焦到达炉子下部反应区，使带焦渣层、炉渣层和残矿层成为一个混合渣层。 因为大量的呈固体颗粒状的残矿和残焦的存在，混合渣溶点高，流动性差，下部反应区的反应条件恶化，矿和焦大量流失，矿耗增加。 另外，由于烧结矿具有一定的C含量且表面积大反应性能好，其配入量过大，入炉的焦矿比降低，比较而言，负荷给不足，视在功率和有功功率都有所降低（见表4）。 （三）有关搭配铬矿的问题 方案三在：方案一的基础上，使用高品位的粉状铬矿代替50%的低品位块状铬矿，日产和回收率分别提高13.68%和4.71%，电耗下降16.40%，获得好的技术经济指标。这表明方案一的透气性能指标较其炉内反应强度过剩。 与方案一比较而言，方案三入炉铬矿的综合品位提高4.06%，这有利于提高炉内反应强度，增加单位时同内的炉气流量，从而使冶炼强化透气性能指标的过剩量减少，有利于炉况的活跃和稳定。同时，入炉铬矿的综合品位提高，层渣量减少，炉渣带走的铬元素总量和热量减少，矿耗和电耗下降（见表5）。 粉状铬矿代替块状铬矿，散料颗粒间通道的当量直径D减小，炉气速率下降，炉气和炉料热交换充分，有利降低电耗。另外，低价位的粉状铬矿的加入，在保证炉况正常的情况下，亦有利降低成本，提高综合效益。 五、结论 （一）烧结铬矿冶炼高碳铬铁是可行的。 （二）烧结铬矿冶炼高碳铬铁，搭配一定量的块矿、粉矿是获得好的经济效益所必需的。

一、导言 我国归于钼资源大国和出产大国，每年钼出口量占总产量的一半以上，产品以钼铁、钼精矿、钼酸铵为主。因为选冶工艺相对落后，大部分产品中杂质超支，因而急待开展钼工业的选冶研讨，特别是钼提取工艺的研讨，具有十分重要的经济和社会含义。提取钼的首要质料为辉钼矿，处理钼精矿的工艺首要分为火法工艺(焙烧-浸)和全湿法工艺两大类，其间占主导地位的是火法工艺。 二、火法工艺 该工艺是将辉钼矿进行焙烧得到钼焙砂，然后经过进步法或湿法制得三氧化钼，再经氢复原出产金属钼粉。依据焙烧设备或添加组分的不同，可将辉钼矿的焙烧工艺分为回转窑焙烧工艺、反射炉焙烧工艺、多膛炉焙烧工艺、流化床焙烧工艺、闪速炉焙烧工艺。 （一）传统焙烧工艺 现在国内大部分中小厂商均选用回转窑焙烧工艺。与多膛炉比较，回转窑出资小，设备及工艺简略。回转窑焙烧工艺的首要问题是出产才能小，炉体寿命短，出产率低，焙砂含MoO2高，影响后续浸工序钼的提取率，因而国外很少用这种工艺。 反射炉是一种陈旧的工艺办法，现在国内部分小厂商仍选用反射炉出产MoO3。辉钼矿焙烧时的加料、出料及炉料的拌和都是人工操作，焙烧热量由煤重油或煤气焚烧供应，结合炉门操控焙烧温度。 国外厂商多选用多膛炉焙烧工艺，climax公司较早选用多膛炉焙烧工艺处理辉钼矿，我国现在最大规划的多膛炉为金堆城钼业公司的12层四耙臂多膛炉。多膛炉的缺陷是处理量有限，可移动部件太多，炉子寿命短，温差大。 钼精矿的流态化焙烧被认为是现在较为抱负的焙烧办法。流化床焙烧是一种较先进的焙烧技能，具有氧化脱硫率高的长处，广泛用于硫化矿的冶炼出产。1998年堤岸化学公司规划并出产出由振荡给料、气流分配设备、流化气预热设备和胀大器等构成流化床焙烧炉。该炉已替代了运用了60多年的多膛炉，获得了好的作用，氧化钼转化率可达99%。 不少学者进行了辉钼矿闪速炉焙烧的实验研讨，获得了满足的成果，但未见工业化的报导。选用闪速焙烧的办法处理钼精矿是选用闪速炉焙烧出产MoO3。钼精矿经预热(650～750℃)后从顶部参加闪速炉中，与预热的富氧空气或氧气和二氧化硫混合气逆流触摸。焙烧进程中经过炉膛中的冷却水管调理反响带的温度为550～650℃，以便操控辉钼矿的氧化速度，确保物料中大部分铼的进步，并尽可能避免钼的蒸发，并经过烟气收回铼。钼、铼的收回率均很高，其间铼的收回率在95%左右。因为焙烧进程氧气运用较充沛，烟气中二氧化硫可以经过液化制备液态二氧化硫，然后避免了含硫烟气的环境污染。 焙烧工艺的研讨首要会集在改善焙烧炉或焙烧办法，运用焙烧工艺处理硫化钼精矿得到MoO3，该工艺存在许多问题：⑴钼精矿焙烧进程中发生很多烟气，严峻污染环境。烟气中含很多SO2，且浓度低不易收回。此外，还含有很多金属粉尘。⑵在焙烧进程中，约有3%左右的钼以粉尘方式从烟气中丢失，在后续浸进程中又有5%以上的钼以渣方式丢失掉，整个出产进程钼收回率仅为85%～90%，辉钼精矿中伴生的稀有元素铼简直悉数随烟气跑掉，现在国内只要很少数供应商进行收回，且铼收回率仅在70%左右。⑶传统工艺不适合处理低档次矿石和杂乱矿，跟着钼工业的开展，高档次和简略处理的含钼矿石会越来越少，而低档次和杂乱矿的比例会逐步添加。 （二）改善的焙烧工艺 为处理以上问题对焙烧工艺进行了改善，首要有以下几个方面： 1、添加碱性物质焙烧工艺。为处理辉钼精矿在焙烧进程中含SO2烟气环境污染和铼的收回问题，在焙烧时添加石灰，使钼和铼别离转化成为钼酸钙和高铼酸钙。精矿中的硫元素转化为硫酸钙，从烟气中排放出来的SO2大为削减，且得到的焙砂可以选用稀硫酸浸出，然后方便地完结钼(铼)与杂质(硫酸钙、不溶残渣)的别离。 针对石灰焙烧工艺中生成不溶于水的钼酸盐CaMoO4，而选用苏打灰焙烧则一步生成可溶性的钼酸盐Na2MoO4。因而简略用酸或碱进一步处理，得到三氧化钼(MoO3)。添加Na2CO3焙烧辉钼矿，能挑选性地将钼和铼转变成可溶的钠盐，焙砂经水浸出后可完结钼和铼与其他不溶性杂质的别离，浸出液净化后用活性炭吸附别离钼和铼，精矿中的硫转入硫酸钠中，可按捺部分SO2的生成。添加纯碱焙烧工艺适宜于处理低档次钼精矿，既可从钼焙砂碱浸渣中收回钼，也可从废催化剂中收回钼。 石灰强化复原工艺运用H2、CO和C作为复原剂，将辉钼矿复原成钼金属。MoS2的石灰强化碳热复原工艺具有一系列的长处，包含强化该反响在热力学上的可行性;改善动力学和硫的固定，以致于不会有SO2逸散到大气中。因而，它在从钼的硫化物或硫化矿石中提取钼和其他多种贱金属(例如铜、镍、锌)均具有吸引力。 2、部分复原焙烧工艺。运用软锰矿的氧化性和硫化矿的复原性， 20世纪70年代开展了硫化矿藏(如黄铁矿、闪锌矿、黄铜矿)与软锰矿的联合浸出工艺。软锰矿来历广，且报价低廉，曾用于含硫烟气的湿法脱硫工艺，它松懈多孔且疏水，在辉钼矿中涣散均匀，利于气体的传输，增大有用反响面积和反响活性中心;别的，MnO2氧化性极强，在较低温度下能直接或促进辉钼矿的氧化分化，发生的SO2气体能被MnO2氧化转化成为较安稳的硫酸锰。该工艺具有流程短、设备简略、环境污染小的特色，已成功地完结工业化出产，该工艺有望成为能归纳收回钼、铼、锰的一种资源化、短流程的洁净冶金工艺。 还可运用锰铁作为复原剂，参加到辉钼精矿中混匀制粒，在石墨坩埚中熔融拌和，得到的焙烧产品为钼铁，铜、硫含量别离小于0.05%、0.1%。该工艺能使钼的总收率进步1%～2%。添加的氧化铁具有如下作用：①催化作用，传递氧源加快氧化脱硫反响;②涣散焙烧物料，按捺MoO3熔化而发生的烧结现象;③生成部分钼盐，可避免MoO3在焙烧和冶炼进程中的高温进步。 3、氯化(氧化)分化法。氧化可在固定床中进行，也可在流化床中进行。在火法冶金工艺中，氯化法选用的氯化剂是或许氯与氧的混合物，它们别离将钼精矿中的钼转化成MoC15和MoO2C12。选用在流化床中氯化低档次辉钼矿精矿收回钼工艺存在环保问题，该工艺释放出的S2Cl2和SO2气领会污染空气，因而需求进行冗杂的废气处理，工业上更倾向于选用有氧存鄙人的混合氯化氧化法，其原因在于产品MoO2Cl2较MoCl5具有更低的沸点，可以更好地和别离，别的MoO2Cl2很简略溶入水中。 4、直接热解工艺。该工艺运用含硫化钼纯度很高的纤细颗粒钼精矿加填充剂形成小球，将小球放在高温真空条件下充沛反响，分化硫化钼，并抽出硫等蒸发性物质，在高温文真空条件下通入流持续热处理，提纯多孔隙的金属钼并提取残留硫，尔后得到的热处理过的小球含有不少于90%的金属钼。真空冶金对环境无污染或很少污染，流程短，金属收回率高，占地少，耗费少，效益好，能完结一些常压冶金处理不了的问题。 三、湿法 20世纪70年代末80年代初，钼的全湿法氧化浸出工艺研制成功，并在工业出产中得到日益广泛的使用，现在已研制出的有硝酸氧化工艺、强酸性(或强碱性)介质中氧压煮工艺、电氧化工艺及其他强氧化剂氧化工艺。辉钼矿的湿法工艺是在矿浆状况下将MoS2氧化浸出，进程不会发生任何烟气，且有利于归纳收回多种有价元素，对当时愈来愈火急的低档次杂乱矿石的冶炼具有较强的优势。使钼的浸出率和终究收回率大为进步，且相对能改善车间出产劳动条件，完结连续出产和浸出进程的自动化。 （一）酸性碱性条件下氧化 无论是酸性条件仍是碱性条件下的氧压法都是在高压釜内使MoS2氧化为可溶性钼酸盐。 氧压煮法和硝酸氧化法首要耗费廉价的氧化剂——空气或纯氧，但进程需求高温高压，对反响设备要求很高，反响条件严苛，出产技能难度较大，浸出进程中的工艺条件也较难操控，且出产中存在必定的安全隐患，一般较难使用于中小型出产供应商，现在国内已有供应商停用该法。 考虑到软锰矿(MnO2)为强氧化剂，而工业出产中为从软锰矿制取硫酸锰需复原焙烧后再浸出，若将它作为氧化剂处理MoS2，则在MoS2自身被氧化的一起，MnO2将直接转化成MnSO4，获得两全其美的作用。 （二）次法 在处理低档次钼矿藏质料时，次是一个很有用的氧化浸出剂。在氧化浸出进程中，次自身也会缓慢分化分出氧，其他的一些金属硫化物也会被次氧化，这些金属的离子或氢氧化物又会与钼酸根生成钼酸盐沉积，使进入溶液的钼又返回到渣中。操控恰当的进出条件，可以削减其他金属硫化物的氧化浸出。反响式如下： MoS2+9OCl-+ 6OH-→MoO42-+9Cl-+2SO42-+3H2O 次法虽然反响条件温文，出产易操控，对设备要求不高，设备出资本钱低，但质料次耗费量大而形成出产本钱过高，该法常用于低档次中矿、尾矿的浸出，其改善工艺———氯碱法虽可恰当下降药剂本钱，但存在氯源供应约束及氯污染问题。 （三）电氧化法 电氧化法处理辉钼矿是由次法改善而来，即在电解槽中集NaOCl的生成和辉钼矿的氧化为一体。将现已浆化的辉钼矿藏料参加到装有氯化钠溶液的电解槽中，在电氧化进程中，电解槽南北极电化学进程如下： 阳极电化学反响： 2Cl-→Cl2+2e 阴极电化学反响： 2H2O+2e→2OH-+H2 阳极产品Cl2又与水反响，生成次氯酸根OCl-。OCl-再氧化矿藏中的硫化钼，使钼以钼酸根形状进入溶液中。 电化学办法可提供极强的氧化、复原才能，并能经过改动电化学要素，如电流密度、电极电位、电催化活性及挑选性等，较为方便地操控、调理反响的方向、极限、速率。它承继了次法浸出率高、反响条件温文、无污染的特色。 为进步电氧化法的电流效率、下降能耗，进程中引进超声波强化浸出。超声场可显着削减电极表面的掩盖物，进步电解电流，促进MoS2氧化分化。一起在强酸介质中，前言Mn3+/Mn2+氧化才能很强，能将MoS2氧化分化为MoO3和硫酸，且锰离子可以循环运用。符剑刚选用Mn3+/Mn2+间接电氧化法湿法分化辉钼矿，钼的浸出率为88.5%。以上办法进步了经济效益、下降了能耗，一起反响设备易处理、出资小，条件易操控，操作简略。但现在仍处于实验阶段，没有可以完结工业化。 四、结语 就现在而言钼工业多选用焙烧工艺，但焙烧才能依然处于缺少状况，焙烧才能的缺乏使氧化钼和钼铁求过于供，焙烧才能的瓶颈会使氧化钼和钼铁报价高居不下。传统的焙烧-浸工艺首要朝以下三个趋势开展：⑴焙烧阶段经过添加固硫剂或添加烟气处理工序(柠檬酸吸收法、双碱法等)来削减SO2烟气污染，别的经过进步焙烧进程中的自动化程度，来下降能耗，进步焙砂的质量。⑵因为矿的档次日趋贫、杂，在焙砂浸出前经过添加HCl+NH4Cl或HNO3+NH4NO3溶液浸取的预处理工序，来下降杂质含量，进步金属收回率及质量，下降处理本钱方向。⑶将焙烧工艺与离子交换法、溶剂萃取法相结合，来下降劳动强度与出产本钱，完结自动化出产。如最近一些焙烧厂对焙烧作业进行了改善，可出产出“高溶性工业氧化钼”(在液中具有高溶解度)，深受钼酸铵出产商的重视与喜爱，显着进步了浸时钼的收回率。 全湿法工艺其浸出本钱及设备问题是限制全湿法工艺开展的首要要素，因而现在全湿法工艺开展的趋势是寻觅更为优秀廉价的氧化剂，削减工艺流程，下降对出产设备的要求及出产本钱，并与溶剂萃取法、离子交换法相结合开展计算机操控的智能化现代出产工艺。

一、前语受经济危机影响，镍价在2008年急速下滑，国内成交价一度降到8万元／t，红土镍矿报价也随之狂跌，1.8％档次红土镍矿的港口价跌至每1千吨180～500元。现在水泥、钢材和机电设备的报价处于低位，这正是建造现代化镍铁厂的好时机。镍的表观消费量中，不锈钢消费约占总消费量的50～65％，电镀职业约占20％，在研讨镍的消费量时首先要分析不锈钢的出产、消费所发生的影响。二、我国原生镍商场巨大（一）不锈钢消费量的快速添加将拉动镍消费量的进步跟着我国经济的展开和人民生活水步，不锈钢出产消费快速添加。铬镍系不锈钢是消费镍的首要不锈钢种类，因为其优异的归纳功能，得到广泛运用，占不锈钢总产值的60～75％。近年镍价和铬价高启，不锈钢厂商着力开发铁素体不锈钢和节镍不锈钢，已取得必定效果。但业界普遍以为，300系不锈钢仍将占有不锈钢总产值50％以上。估计2010年我国不锈钢粗钢消费量将达1100万t，其间Cr－Ni系不锈钢占600万t以上。不锈钢产值的添加将拉动镍金属消费量添加。不锈钢出产所需镍金属首要来历于金属镍、镍铁和不锈钢废钢。跟着不锈钢产值添加，我国镍金属依托进口的局势短期内不会改动。据海关计算，2007年我国净进口镍金属量15万t(包含精粹镍、镍铁、不锈废钢中含镍等)，加上国内镍金属产值13万t，镍铁200万t，不锈废钢182万t，三者算计折合镍金属直销量约26万t，总的镍直销量约41万t。（二）估计2010年，镍金属直销将持续依托进口1、20l0年将比2007年增产150万t铬镍系锈钢，镍需求量将添加10～15万t。2、我国不锈钢社会积存量低，并且不锈钢出产周期长，国内不锈废钢资源难以快速添加，不锈废钢进口也不行能很多添加，不锈钢废钢紧缺的局势将持续存在。3、现在国内多家厂商在海内外筹建镍(铁)厂，将会添加镍的直销。但总体上看，因为遭到基础设备、技能、资金、人文环境等方面的约束，展开较慢，规划偏小。我国还没有现代化镍铁厂，不锈钢厂年耗费约8万t低档次含镍生铁，首要产自高污染的小高炉和低功率、高能耗的小型矿热炉，产品质量不契合ISO6501标准。跟着环保方针执行和商场竞赛加重，这种工艺将在近年内筛选。 三、国家方针积极支撑“开发低档次红土镍矿高效运用关键技能”长时刻以来，我国镍的出产以金川公司为主，其质料是当地产硫化镍矿，是不行再生资源，资源量渐少、挖掘难度增大，从国家战略储藏考虑，应对金川镍矿这一名贵资源进行保护性开发，而从国际商场购买硫化镍矿处理国内缺少的可能性很小，因而应学际上老练的镍铁冶炼技能，开发适宜国内质料和动力条件的技能，运用国际上简单购得的氧化镍矿出产镍铁，满意经济展开要求。2008年发改办高技【2008】301号《国家发革委办公厅关于安排施行2008年度严峻工业技能开发专项的告诉》第三条中清晰指出：“资源归纳运用关键技能方面：开发杂乱多金属共伴生矿高效开发运用技能、冶炼进程中稀有稀散元素提取技能、低档次红土镍矿高效运用关键技能、金属矿山二次资源中有价元素高效捕收技能”。将高效运用低档次红土镍矿关键技能列为国家严峻工业技能开发专项内容之一。国家《有色金属工业长时刻展开规划(2006～2020年)》中也指出：“因为硫化镍矿资源紧缺，开发镍土矿具有重要意义”。可见，运用国外氧化镍矿资源，学际上老练先进、节能环保的火法冶炼镍铁技能，开发适宜国情的红土镍矿高效运用技能，建造现代化镍铁厂，是受国家方针支撑、商场潜力大的好项目，也是我国镍工业展开的必然趋势。四、学际上老练的RKEF工艺，开发低档次红土镍矿高效运用技能湿法冶炼工艺适宜高镍、高钴，低镁的红土镍矿，以液态酸(或)作浸出剂，提取Ni和Co，其他很多的铁和少数的铬悉数成为固体废弃物。浸出剂仅部分收回运用，其他经处理后以液态方式排入江河或废液池，湿法冶炼中还发生很多Co。这些废固、废液、废气无法循环运用，环境危害大，现在咱们还没有把握相关的无害化处理技能。以低档次红土镍矿为质料，选用高压酸浸工艺出产镍硫，进而出产电解镍的工艺在国际上现已老练，可是受出资、技能引进、环境保护措施的约束，在国内建造这种工艺的镍厂还需进行技能开发和研讨，建厂条件还不老练。实际的做法是消化国外先进老练的火法冶炼镍铁的技能，按我国的动力条件对这种工艺技能进行改善。建造适宜我国国情的现代化镍铁厂。（一）国内以红土镍矿为质料的镍(铁)冶炼工艺现状我国的现代化镍铁冶炼还处于空白状况，现在出产低镍生铁的小高炉和小矿热炉工艺因为高能耗、高污染，在剧烈的商场竞赛下正逐步退出历史舞台。1、鼓风炉(小高炉)工艺鼓风炉工艺是最早呈现的红土镍矿冶炼镍铁的技能，1875年，在新喀里多尼亚小高炉就已运用，后法国也有选用，但该法因耗费很多优质焦炭、污染严峻而为人诟病。终究该工艺在商场竞赛和环保压力下中止，1985年日本矿业公司佐贺关冶炼厂的最终一座镍铁高炉熄火，标志着鼓风炉冶炼镍铁技能在欧美、日本等发达国家与世长辞。前几年我国快速展开的不锈钢出产拉动了镍铁需求，在高镍价、贱价焦炭、低环保门槛的条件下，部分出资者运用钢铁工业方针筛选的炼铁高炉冶炼镍铁，取得暴利。但跟着焦炭价位回归合理、镍价跌落和环保方针执行，现在高炉镍铁厂大部分已停产。高炉冶炼镍铁技能必将被筛选的首要原因是：(1) 质料适应性差、高炉无法大型化红适用“高铁低镁(低镍)”红土镍矿，当红土矿含镍1.5％、含铁35％时可得到含镍约  4％的低镍生铁。假如用低铁高镁(高镍)矿，高炉渣量大、粘度大炉况顺行难以确保。因为炉料强度低，只能选用小型高炉(矮高炉)出产镍铁。(2) 产品质量难以契合炼钢要求高炉含镍生铁档次低，一般在2～8％，大多在5％以下，冶炼不锈钢时需求协作参加较多的镍板，这进步了单位质料镍的本钱。该工艺焦炭、熔剂的用量大，P、S大部分进入产品，镍铁档次低、ω   (S)、ω(P)含量高，添加了不锈冶炼的担负。(3) 出产工艺不安稳镍铁的成分动摇大，不易操控，难以大批量安稳供货。(4) 焦比高出产含镍2％的镍铁，每吨镍铁的焦炭耗费大于1.0t；出产含镍5％的镍铁，每吨镍铁的焦炭耗费量约2.0t。(5) 污染严峻除掉传统高炉污染，氟化物的污染更严峻。为坚持高炉顺行，有必要参加萤石以进步炉渣流动性，萤石参加量占炉料总量的8～15％，国内镍铁小高炉没有脱氟设备，悉数放散，对人和环境损伤巨大。2、冷料入炉“烧结机－矿热炉”镍铁工艺因为焦炭提价和用户要求高含镍量的镍铁，国内建造了一些用烧结机出产红土镍矿烧结矿，冷却后入矿热炉冶炼镍铁的工厂。其间很多是改造旧的铁合金电炉来出产镍铁，变压器容量多为6.3MVA、9MVA和12.5MVA，最大的为25MVA。该工艺不必焦炭，质料适应性比小高炉好，产品镍含量更高，但仍存在能耗高、功率低的缺点。某厂用2％档次的镍矿，出产含镍11～14％的粗镍铁，每吨粗镍铁冶炼电耗(1～1．2)×104kWh/t，折合吨金属镍电耗8.8万kWh，是RKEF工艺的2倍多。原因在于：“烧结机－矿热炉”工艺无法为矿热炉供应预复原的高温料。 25MVA矿热炉4h出一次铁，每次出铁量约15t，折合lMW功率年产镍金属量仅140t。高电耗和低功率与冷料入炉相关，很多时刻和电力用于炉料升温。笔者所见的“烧结机(有的还选用土法烧结工艺和烧结锅工艺预备矿热炉用质料)－矿热炉”工艺的产镍铁厂都没有完善的环保设备，特别是矿热炉为敞开式或许半密闭的小烟罩式，不能收回煤气，不光污染环境，还形成煤气糟蹋。烧结机也悉数没有设备余热收回运用设备，这类工厂不具备现代化、大规划的镍铁出产条件。有的工厂运用电弧炉处理烧结矿，出产镍铁，效益更差，基本上已停产。3、复原造锍工艺 开始在鼓风炉内进行出产，因为能耗高遭到筛选。现在有些厂商在电炉内进行造锍熔炼，得到低钢冰镍。该工艺与传统硫化镍处理工艺相同。因为红土矿档次低，低冰镍产品含镍少，渣量巨大，并且能耗高，使得该工艺无法与硫化镍矿传统处理流程进行竞赛。选用该工艺的厂商不多。（二）RKEF工艺技能老练，在镍铁冶炼范畴占主导方位RKEF工艺技能(“回转窑－矿热炉”法)始于20世纪50年代，由Elkem公司在新喀里多尼亚的多尼安博厂开发成功，因为产品质量好、出产功率高、并且节能环保，RKEF工艺很快代替了鼓风炉工艺。跟着冶金科学技能的展开，RKEF工艺也吸纳了包含自动化、清洁出产在内的很多最新技能效果，在规划制作、设备调试和出产操作上日臻老练，已成为国际上出产镍铁的干流工艺技能，占有操控方位。现在全球选用RKEF工艺出产镍铁的公司有十几家，出产厂广泛欧美、日本、东南亚等地，其间最大年产能达7～8万t金属镍，在长时刻的运营中，虽然国际镍职业风云变幻、镍价大起大落，但这些镍铁厂大都坚持着杰出的成绩。2005年美国金属学会查询了国际红土镍矿冶炼厂及年产值，见表1。 表1   2005年美国金属学会查询的国际红土镍矿冶炼厂及年产值这13家镍冶炼厂的年产值总计约36.5 万t，约占国际原生镍总产值的30％，占红土矿火法冶炼镍铁产值的8l％(2007年国际总产镍量142万t，氧化镍矿的奉献为42％，以镍铁方式出产金属镍量约45万t)。可见，在国际规模，以廉价的红土镍矿为质料，选用RKEF火法冶炼镍铁的工艺技能具有很强的适用性和经济性。（三）RKEF工艺介绍1、对质料的要求关于“回转窑(RK)－矿热炉(EF)”流程，矿石成分很重要，有3个目标是选用RKEF工艺应该关怀的：(1) Ni档次，期望在1.5以上，最好 2.0以上。(2) Fe／Ni，期望在6～10，最好挨近6，中Ni档次高；假如Fe／Ni>10，则很难冶炼出含20％的镍铁，因为质猜中Fe过高，很难在回转窑中操控氧化铁的复原度。(3) MgO/SiO2，在0.55～0．65较适宜，少数参加熔剂就能够得到低熔点的炉渣结构。以上3个条件仅仅适宜的条件，而不是有必要的条件，在矿石条件不契合上述要求时，能够出产档次较低的镍铁，技能经济目标将遭到影响。复原剂（烟煤或无烟煤均可)和石灰石也是RKEF工艺所必需的，这两种质料在我国资源丰富，简单得到。2、典型工艺流程、主体设备结构(1) 出产流程质料场→筛分、破碎和混匀配料→回转窑→矿热炉→铁包脱硫→精粹转炉→浇铸。在这个基础上，展开了对质料预枯燥、质料制球、回转窑节能和余热发电、矿热炉高效冶炼和低熔点渣系配料、选用底吹或侧吹精粹转炉代替顶吹转炉、镍铁粒化等技能，适用于不同条件的工厂。(2) 典型工艺配备组成2台5.0×100m回转窑、2台63MVA的密闭矿热炉、40t的底吹精粹转炉，造粒和铸块设备。年产镍铁10.12万t(镍金属2～2.2万t)。鉴于国产设备的老练度和运送条件限制，为下降出资，国内的在建工厂选用4座回转窑、2台48MVA矿热炉的计划将能够缩短建造周期，收到好的经济效益。(3) 工艺概述矿石、石灰石、复原剂在质料场、备料间加以筛分破碎后，混匀配料送入回转窑。在回转窑中，质料经枯燥、焙烧、预复原，制成约1000℃的镍渣，回转窑烟气经余热锅炉、除尘、脱硫化后排放，粉尘与质料混合后再次入窑。镍渣在关闭隔热状况下(高架送料小车)参加矿热炉料仓(内衬耐火砖)，依据工艺要求经过不同方位的下料管分配到矿热炉内。矿热炉为全关闭式，自焙电极，埋弧冶炼，复原并熔分粗制镍铁和炉渣，一同发生含Co约75％的矿热炉荒煤气，荒煤气经过净化送到回转窑烧嘴，与煤粉一同作为燃料，除尘灰经处理后，回来到质料场。矿热炉炉渣经过水淬后可作为建筑材料，用于路途建造、制砖。矿热炉的产品是粗制镍铁，出铁前预先在铁水包加脱硫剂，出铁一同脱硫，粗制镍铁含Si、C、P等杂质，需求持续精粹，扒渣后，兑入酸性转炉，吹氧脱硅，一同参加含镍废料以防铁水温度偏高，脱硅后扒渣(或许挡渣出铁)，兑入碱性转炉，吹氧脱磷、脱碳，一同参加石灰石造碱性渣，碱性转炉精粹后的镍铁水送往浇注车间，铸成合格的产品镍铁块或许制成粒状镍铁。(4) 工艺特色①质料适应性强。可适用镁质硅酸盐矿和含铁不高于30％的褐铁矿型氧化镍矿，以及中间型矿。最适宜运用湿法工艺难以处理的高镁低铁氧化镍矿石。②镍铁档次高，有害元素少。相同的矿石，RKEF工艺出产的镍铁档次高于高炉法和“烧结矿－矿热炉”工艺。该工艺的脱硫和转炉精粹工序能够将镍铁的有害元素下降到ISO6501标准所要求的规模内，为炼钢用户所欢迎。③节能环保，循环运用。质料水分较多，料场和筛分破碎运送的进程中不发生粉尘，回转窑烟气余热可收回蒸汽用于发电，经过烟气脱硫满意环保要求后排入大气，回转窑和矿热炉烟尘回来料场；矿热炉煤气经除尘后送回转窑作燃料，炉渣水淬后成为建筑工业原材料。转炉烟气余热收回蒸汽，煤气收回运用，炉渣磁选回炉，尾渣可铺路或制作水泥。从含水炉料进入回转窑直到矿热炉出铁出渣的整个进程产中，炉料处于全关闭，环保节能。④镍渣热料入矿热炉。回转窑产的镍渣在900℃以上的高温下入炉，相关于“烧结矿－矿热炉”的冷料入炉，节省了很多的物理热和化学热，明显下降了电能和复原剂的耗费，进步了出产功率。我国是不锈钢出产和消费的大国，镍铁需求巨大，十分有必要把握运用RKEF技能，以低本钱高功率地出产镍铁，满意国民社会展开需求的一同发明杰出的经济效益。该工艺的大多数设备为冶金工业常用设备，以我国冶金设备制作才能，均可国产化，大大下降出资。RKEF氧化镍矿火法冶金技能由日本、加拿大和前苏联所具有。2005年以来经过与前苏联专家触摸，讨论协作的可能性，并调查了由前苏联建造、地处乌克兰的帕布什镍铁厂。现在已有中钢沿海公司、福建德胜镍业、天津荣程钢铁公司购买了该技能，这些项目都在进行中，估计l～2年内将建成投产。五、对RKEF技能进行改善和立异 虽然RKEF是老练技能，但因为各国各地的外部条件不同，比方电和动力结构，将影响出产本钱。国内选用该技能有必要进行改善。首先要研讨配料模型。国内氧化镍矿资源贫乏，要依托进口，进口矿来历杂乱，缺少安稳的质料基地，使得配料模型的开发更为重要。配料模型断定后，还要进行小型工业试验，以取得炉渣熔点、渣铁熔分特性和适宜的烧结温度等数据，以辅导出产。其次，展开对回转窑的余热运用和烟气脱硫的研讨。因为天然气资源紧缺，国内建造项目的回转窑多用煤粉为燃料，为保护环境，有必要清晰回转窑烟气特性，脱除烟尘和硫分，一同研讨回转窑低温余热运用问题。再次，矿热炉是镍铁冶炼出资最大的工序，关于炉型、耐火材料、电极直径、极心圆直径、电极电流密度及电压调整等需求进行研讨，断定最适宜的参数，完成节电和延伸炉衬寿数。最终，转炉的问题。在国内看到的几座镍铁精粹转炉沿用了炼钢用顶吹转炉的规划，喷溅严峻，原因是镍铁精粹转炉的渣量大，约是炼钢转炉渣量的10倍。别的，粗制镍铁是高硅镍铁水，普通炼钢转炉处理起来很困难。国内建造中的镍铁厂选用氧气底吹转炉将很好地处理以上问题。转炉炉渣收回运用和镍铁粒化工艺也是重要的研讨内容。六、典型RKEF流程工厂的出资和首要技能经济目标 1、出资预算项目的设定：建造一个年产10万t镍铁(镍含量20％、镍金属量2万t)，产品契合ISO650l标准的镍铁厂。出资预算内容：(1) 质料场。包含装卸料的抓斗机、胶带运送机，给料机、除铁器等，贮存量由质料直销条件决议，能够满意1个月正常出产的用料。(2) 筛分破碎工段。包含胶带运送机、板式给料机、锤式破碎机、格筛、吊钩桥式起重机等。(3) 备料工段。圆盘给料机、计量皮带、悬挂式起重机等。(4) 回转窑工段。回转窑，自行卸料小车等。(5) 矿热炉工段。密闭式矿热电炉。(6) 精粹工段。喷吹脱硫设备，精粹转炉。(7) 浇铸工段。铸铁机或环形浇注机。(8) 公辅设备、厂区路途：总降、制氧、动力中心、安全供电设备、烟气净化、余热(煤气)收回设备、渣处理、喷吹煤预备、水处理、机修、制品库等。出资预算费用见表2。                    表2  出资预算表（单位：万元）上述预算是大略的，项目所在地不同会有必定改变。2、首要技能经济目标和本钱计算 镍矿转运到工厂料场后的含水量25～30％(物理水)，经堆存配料天然枯燥后，入回转窑时的含水量为22～25％。表3中的1.7％是指干基的镍矿含镍量。表3  首要技能经济目标   在上述条件下，RKEF工艺本钱计算见表4。 表4  镍铁本钱预算   3、本钱和盈余才能分析由表4可见，在国内选用RKEF工艺出产镍铁的本钱低，赢利空间大。RKEF工艺的本钱对红土镍矿和电的报价改变最灵敏，其次是复原剂、燃料(煤)报价。矿价、电费和煤价对出产本钱的影响见图一。图一  国内条件下RKEF工艺的出产本钱取红土镍矿报价动摇规模为200～1600元/t干矿。电价考虑了0.4元／kWh、0.6元/kWh，0.8元/kWh三种状况，煤价考虑了700元/t、1000元/t、1300元/t三种状况，做出该质料条件下典型RKEF工厂的出产本钱曲线。电价和煤价动摇20～30％的状况下，镍的出产本钱上下起浮约1000美元；质料、动力较贵时，RKEF工艺的出产本钱约11000美元/t金属镍，质料、动力廉价时，RKEF工艺的出产本钱不到10美元／t金属镍。经过计算2001～2007年的国内镍价和 1.8～1.9％之间的红土镍矿报价进行对数趋势分析，得到图一中的弧线，可见，当镍价低于10000美元／t时，RKEF法出产镍铁是不经济的，当镍价在10000～11000美元时，RKEF法出产镍铁处于微利，当镍价高于11000美元时，RKEF法出产镍铁是盈余的。七、结语  经过上述分析，以为短期内国内镍的供应仍将小于需求。国家方针支撑低档次红土镍矿高效运用技能的开发，为我国镍铁业的展开发明了机会。 国内小高炉镍铁工艺和“烧结机－矿热炉”镍铁工艺都存在高能耗、高污染、质量差的问题，正在被逐步筛选。 RKEF工艺广泛用于镍铁冶炼，技能老练、节能环保，是国际上镍铁出产的最首要办法。研讨我国特定的质料条件和动力结构，打破配料模型，回转窑以煤粉为燃料的焙烧和复原，底吹氧气转炉冶炼等关键技能，开发适宜我国国情的RKEF工艺将为我国镍铁职业的展开做出奉献。  虽然镍价处于历史上的低位，可是本钱分析标明，选用先进的镍铁冶炼工艺，充分运用设备和建筑材料贱价时期的优势，建造现代化的镍铁厂，仍有很好的经济效益。

银矿的选矿技术：对以银为主的矿石常采用重浮联合流程或单一浮选流程把银矿物富集而后银精矿再用化学法等化学提取。银矿的选矿技术浮选实例：我国某银矿是低温热液含多金属银矿床、矿石中金属矿物以辉银矿，螺状硫银矿为主，自然银次之。银矿的选矿伴生有少量铜、铅、锌、硫等硫化物及氧化物，金属矿物占1.16%，脉石主要为石英，还有少量长石、绢云母等，占全部矿物的98.84%，矿石中铜、铅、锌、硫矿物嵌布粒度较粗，而银矿物嵌布粒度较细，一般在0.074～0.005mm之间，与硫化矿物及脉石的关系都很密切，要获得较好的银浮选指标，必须细磨采用浮选—浮选精矿再*的联合流程回收银，银矿的选矿技术浮选工艺流程简单，采用带控制分级的一段磨矿流程，控制分级溢流细度为-200目占70%～80%，浮选为一粗一精二扫作业，浮选精矿脱药再磨后送浸出。

我国的砂金资源首要散布在东北和西北各省，一半以上的砂矿资源正在开发利用。砂金矿中金档次一般为0.2 g/m3,金矿藏多是密度大和化学慵懒的天然金。其粒度散布规模很宽，从大金块（历史上入类采到的10 kg以上的金块约有8000-10000块，最重的285 kg)到毫米级粒状、到数微米至数十微米的弥散微细状都有。重选是从砂矿中提金的首要办法。但惯例的重选办法，很难高效、高收回率地收回细粒度（< 200μm）及呈薄片状的金粒。因而，重选时，往往还辅以化、混等办法以进步金的收回率。化可有用收回＜200μm细粒金，混可收回70μm~1.5mm的金粒。    混法是一种陈旧和简略的物理提金办法，在水介质中可选择性的滋润金属状况的金、银，并构成“齐合金”将金银从矿石中捕集出来。混时有必要使与涣散的金粒充沛触摸，可将参加磨矿机中在磨矿的一起进行混（称为内混），或磨矿后在别的的混器（如溜槽、研磨混器、冲力振荡摇床、干式混设备等设备）中进行混（称为外混）。混产出的齐合金密度大，沉于矿浆底部，其他矿砂则被水流冲走。搜集的齐合金再用水冲刷除掉杂质及重砂，用帆布织物压滤别离剩余的，然后在420-800℃下蒸馏别离收回，残余物即为海绵状粗金。    因为的毒性及环境和劳动保护的严格要求，该法已约束运用。

（一）重选及混    砂铂矿的特点是：①铂族金属以铂、铱、锇的天然金属或合金矿藏为主，有时还含少数天然金。天然铂类矿藏是以铂为主含少数铁的天然合金，含铁>12%叫铁铂矿（密度12-15g/cm3),含铁6%-11%叫粗铂矿（密度14-19g/cm3),含铁更少叫天然铂（密度约19g/cm3)，含铁越高磁性越强，都溶于。锇铱矿藏是以锇铱两种金属为主，含少数钉、铂、铑的天然合金，含锇高(41％-86％）时称为铱锇矿（密度20-22.5g/cm3），含铱高(44%-77%）时叫锇铱矿（密度17-21g/cm3)，化学性质非常安稳，中都不溶解；②铂族金属矿藏都已单体解离；③大都砂铂矿中天然铂矿藏占80％以上，阿拉斯加及塔司马尼亚砂矿中锇铱矿藏含量较多，别离达54％和28％。天然铂矿藏粒度多在0.1-3mm规模，但不规矩。一切砂铂矿中天然铂矿藏都比锇铱矿藏粗大，在乌拉尔找到的最大天然铂矿块重达9.61 kg。    与砂金矿相似，砂铂矿也都用溜槽、跳汰机、摇床等重选收回铂矿藏。磁性强的铁铂矿较多时还辅以磁选，磁铁矿多而铁铂矿少时，则用磁选别离磁铁矿。砂铂矿坐落水面下时，用采金船作业，取得粗精矿。    大都砂铂矿的铂族金属矿藏粒度粗，可用系列重选流程直接选出铂精矿。以乌拉尔砂铂矿为例，重选精矿成分规模见表。 乌拉尔砂铂矿重选精矿成分规模元素PtOsIrIrPdRhFeCuNi含量69.1~82.32.0~17.60.6~4.50.3~1.00.5~0.76.1~14.00.8~2.8痕~0.4     重选的粗精矿以天然铂、天然金矿藏为主，矿藏粒度较细且泥质包裹严峻时，可用混法提取铂、金。如乌拉尔泥质粗精矿（含铂+金155-350g/t）的混条件是：在2-2.5mol/L NaCl溶液顶用NaHSO4调pH＝3-3.5，拌和使矿泥疏松分化，参加捕集铂、金，齐蒸馏后再用硫酸溶解铁，即可取得含铂+金50％以上的精矿。    南非威特沃特斯兰德陈旧超蜕变砾岩中的金铀砂砾矿床中含饿铱矿藏（档次约0.03g/m3，粒度0.04-0.19mm)。因为该矿是国际最大的黄金矿山，年产黄金最高时达1000t（1971年），副产饿铱精矿可达数百千克。金铀砂砾矿重选精矿先用混法收回金，残渣再用摇床或绒面溜槽重选～硝酸溶解铁矿藏～苛性钠溶解硅铝氧化物，即可取得含锇33%-36％、铱29％-36％、钌12％-15％、铂8％-13％的铂族精矿。[next]    我国内蒙达茂旗多金属共生矿，上部已风化蚀变为褐土型、氧化一角闪岩型矿石。首要脉石为角闪石、石英、斜长石及氧化铁矿藏（褐铁矿、磁铁矿）。铂族金属矿藏首要是砷铂矿（0.1-1mm粒级占80%），把矿藏很细（0.013 mm占70%）。原矿铂档次4.9g/t,把1.9g/t，磨矿至约74μm占60％后旋流器脱泥一两段摇床重选→磁选别离磁铁矿→取得含铂7.8%的重选精矿，铂收回率80%。把因粒度太细，70%以上丢失在旋流器脱泥的细泥中。    （二）从重选精矿中提取铂    重选铂精矿用煮沸溶解，铂及贱金属转入溶液，溶解铂的反响为：                      Pt＋2HNO3＋8HCI====H2PtCl6＋2NOCO＋4H2O    存在把时也按上式溶解。若天然铂矿藏粒度较粗，层层剥蚀溶解的速度较慢，需屡次补加新鲜直至反响彻底。过滤后，从溶液中别离精粹铂、钯，不溶残渣以锇铱矿藏为主，含少数其他铂族金属。    （三）锇铱矿处理    砂铂矿溶解提取铂后残留物为化学慵懒的锇铱矿藏，经典办法是用氧化碱熔法从中别离及提取锇、铱。即锇铱矿颗粒物料与（或过氧化）、（或碳酸钠）混匀后置于镍或铁坩埚中加温至600-700℃熔融，锇铱矿藏分化，锇被氧化为锇酸钠：                  Os＋6Na2O2＋2NaOH====2Na2OsO4＋5Na2O＋H2O    精矿中含钌时，也氧化生成钌酸钠Na2RuO4 ,铱被氧化生成IrO2。熔块用冷水浸出取得含锇、钌酸钠的碱性溶液。熔融-水浸可能要重复屡次才能将锇铱矿藏彻底损坏转化彻底。碱溶液再用氧化蒸馏办法提取锇、钌，即向溶液中参加氧化剂（如、、酸钠等），使用反响发生的新生态氧使锇、钌酸钠分化，进一步氧化为低沸点的高价和四氧化钌蒸发，再从头别离用碱液和液吸收并精粹产出金属锇和钌。用氧化蒸馏吸收锇的反响如下：                       蒸馏    Na2OsO4＋Cl2====2NaCl＋OsO4↑                    吸收    2OsO4＋4NaOH====2Na2OsO4＋O2＋2H2O    反响非常剧烈，操作有必要非常当心。    碱熔一水浸后的残渣以IrO2为主，再用溶解后精粹产出金属铱。    也可用锌、铝屡次熔融“碎化”，熔融物酸溶贱金属后使贵金属转化为微细活性状况，再用强酸及强氧化剂溶解贵金属。最先进的办法是锍熔一铝热还原法。

岩金矿是20世纪国内外最首要的提金资源。大都岩金矿除金及少量银外，很少有其他有价金属或有害矿藏共生，用化技能能有用地提取金和银。另一些则很难用化法提取金银。化提金进程包含矿石碎磨、浸出溶解金、含金溶液（“贵液”）富集、精粹金等进程。矿石碎磨是溶金的重要预处理进程，要使金矿藏充沛解离露出。    （一）从矿石中溶金    从矿石中溶金有氯化、化、含硫化合物溶解等多种办法。“溶金”技能是国内外提金的首要技能。我国60％以上的金用化法出产。    1．化法    (1)原理及特色金很难溶于单一的硝酸、硫酸、等强酸，但却易溶于一个很弱的氢酸的钾钠盐中，曾有许多观念解说其机理，现在比较共同的观点是：“溶金”并非直接溶解黄金，而是一个电子搬运的氧化复原进程，CN-的效果是使金离子生成可溶性合作物，而不是生成不溶的AuCN。溶解需在氧化剂和碱性溶液中进行，防止AuCN生成。空气中的氧不能直接氧化金，但在含有CN-及OH-的水溶液中，O2却能发作“动力”使Au失掉电子转化为Au+。发作如下化学反响：              2Au＋4NaCN＋O2＋2H2O→2NaAu（CN）2＋2NaOH＋H2O2                  2Au＋H202＋4NaCN→2NaAu（CN）2＋2NaOH    总溶解反响：                  4Au＋8NaCN＋O2＋2H2O→4NaAu（CN）2＋4NaOH    反响的平衡常数很大。反响可进行到一切的耗尽或一切的金溶完停止。    依据矿石特性断定的浓度，一般运用的NaCN浓度为0.05%-0.2%（用量约0.5-2kg/t矿石），浸出时向矿浆中鼓入空气即可。    溶金进程首要受氧的分散速度（即溶液中氧的浓度）操控，进程中应尽量防止一同发作亚铁离子、硫离子氧化耗氧的副反响。工业上运用加压化法前进化速度和溶金功率，如高压釜化、管道加压化。2205kPa压力管道化含金20g/t的矿石，15min的化率即可达95％以上。[next]    浸出进程有必要在碱性溶液中进行，一般用石灰作调节剂以促进矿浆沉降，pH 10.5-11.50若pH 12溶金速度将下降。    矿石中的磁黄铁矿、贱金属的硫、砷、锑化合物及一切贱金属阳离子都耗费，砷、锑化合物还会吸附在金粒表面阻挠金的化。特别硫化物极端有害，乃至5×10-6％以下的硫离子也将大大减缓金的溶解速度。当矿石中有害杂质含量较低时，矿浆可在化前充沛鼓气氧化预处理，使硫离子和亚铁离子氧化和使硫化物尽量转化为可溶硫酸盐，经过滤、洗刷后再化。实践还标明，少量铅、、铋等金属离子对化进程有利，可部分战胜砷、锑、硫的损害及加速金的溶解。必要时可在磨矿中参加少量氧化铅。    在激烈充气及拌和条件下，实测的溶金速率为3.25mg/(cm2•h)，即一粒0.37μm厚的金片约需11h溶解彻底。因而大粒金应在化前用重选或混法预先收回。化前矿石细磨，化时激烈拌和，是前进溶金速度和功率的基本条件。用微波辐照矿石（内焙烧）或在矿浆中导入超声波或微波，可促进矿石解离决裂或部分前进浸出温度，有利于露出及活化纤细金粒的表面，加速金的溶解速度。    (2)办法及设备化法处理不同档次的金矿石或浮选金精矿，首要选用渗滤、槽浸或堆浸。“全泥化法”直接处理矿石，即在磨矿时参加化剂、pH调整剂，然后在浸出槽中拌和鼓气浸出。一般选用多槽串联阶梯装备，矿浆顺流经过每个浸出槽确保预订的浸出时刻。为了前进浸出功率，现遍及运用重复多段浸出，浸出后矿浆用浓缩、倾析、过滤等办法固液别离，并细心洗刷收回贵液。过滤设备首要是大型圆筒真空过滤机及水平带式真空过滤机。如我国某矿全泥化含金5.26g/t的原矿，用贫液补加回来磨矿，磨至-200目占85%-90%（磨矿时即有50％金被浸出），后在5个串联槽中接连浸出10h以上（浓度0.037%~0.042%，pH 10-11），金浸出率87％-93%,四段浓缩逆流洗刷率98.07％。    堆浸一无过滤化工艺是20世纪60年代开展的技能，工艺简略、本钱低、见效快，对矿石档次、性质及矿床规划习惯性强。将含金＜2g/t的低档次矿石和石灰混合，均匀堆置于预先处理后不渗漏的底垫上，矿石量可达数百吨至数十万吨规划。化液组成与槽浸相似，但需均匀地喷淋在矿堆顶部，喷淋中一同增氧。浸出液均匀顺畅地浸透经过矿层溶解金银，防止“短路”。贵液最终流入沉积池，上清液送去提金，贫液弥补化剂后回来喷淋。[next]    2．其他溶金办法    剧毒，且很难溶解某些“难处理金矿石”，长期以来入们一向在研讨和探寻更安全有用的溶金新试剂。先后发现、硫代硫酸盐、硫酸盐、腐植酸盐、氯硫化物（如S2Cl2、SCl2）、、多硫化物、石硫合剂、含卤素（氯、）溶液等许多无机和有机试剂（大都为含硫试剂），都能以不同的反响机理在不同的条件下溶解黄金，但至今只要法远景看好，其他办法的经济本钱、运用条件及对矿石的习惯性、贵液的后处理等方面仍难与化法竞赛。    (1)法  是无毒的有机化合物CS(H2N)2 ,简写代号TU,水中溶解度达142g/L。TU在水溶液中也并非直接溶解黄金，而是在酸性介质中金被“适合的”氧化剂氧化为Au+后构成可溶性的配位的配阳离子。当用Fe3+作氧化剂时反响表明为：                      Au+Fe3++2TU→Au（TU）2++Fe2+    也被氧化生成一个中间产品二硫甲眯RSSR[R为C(NH)NH2]，并参加溶金进程。但它也易被持续氧化为无用的基、、元素硫等，不只增大耗费，还阻止溶金进程。因而适合的氧化剂一般用Fe3+或H2O2，溶液的氧化电位不超越140mV。与化法比较，不同如表1。表1  法与化法的比较项目化法法试剂NaCN，CaOTU，H2SO4，SO2，NaHSO4氧化剂空气中的O2Fe3+，H2O2，O2介质Ph10.5~1.5，碱性1~2，酸性运用规划大都矿石或精矿，可用于堆浸特殊矿石或精矿，不用于堆浸反响速度慢，数十小时块，数小时产品金的阴离子合作物Au（CN）2-金的合作物阳离子Au（TU）2+[next]     现在以为法污染小，速度快，铜、锌、砷、锑等元素搅扰不严峻，对化法难处理的高档次精矿，法有运用优势。但安稳性差，耗量大且报价贵，又约束了该法的广泛推广运用。    我国研讨的“铁浆法”，在浸金时置入铁板一同置换出金泥。浸金时导入5-7V直流电压（又称“电浆法”），以强化铁板或铅板阴极的复原效果，下降硫酸耗费。浸出时无铁板耗费，由铁板上刮下的金泥档次1％-2%，工艺进程进一步简化。    (2)硫代硫酸盐溶金  长处是试剂毒性小，耗费少，反响速度快，适于处理含铜的物料。缺陷是浸出时需加温，能耗大。溶金反响为：              2Au＋4S2O32-+H2O＋0.5O2→2Au（S2O3）23-＋2OH-    (3)多硫化铵法  多硫化铵是一种赤色溶液，含NH3 8%, S 22%, (NH4)2S 30%,处理含砷、锑高的金矿方面有必定的长处。常温常压下浸出矿石后生成NH4AuS及(NH4)3SbS4可溶化合物，砷留在渣中。但试剂耗费大，金浸出率低，直接处理矿石不经济。    (4)石硫合剂提金  我国研讨的无毒石硫合剂LSSS,系石灰和硫黄经简略化学合成，含S2~52-及S2O32-的枣赤色通明试剂，溶金、银速度快，对含砷、锑、铅的金矿石习惯性强。首要缺陷是试剂安稳性差，进程较难操控。    (5)卤素浸出近代离子交流及萃取技能的开展，从头引起了卤素浸出的爱好，如用电解食盐溶液发作新生态氯浸出，浸出的余氯吸收回来运用，氯化剂直接在地下浸出贫矿；溶金，即在弱酸至中性溶液中加氧化剂及或化物，可使金生成易溶的金酸盐MAuBr4（M为NH4+或碱金属阳离子），反响快且挑选性好。但转化为从矿石中提金的有用技能不多。    除氯化介质外，其他大都溶剂都能一同溶解矿石中的金、银。固液别离后的溶液——“贵液”一同含有金、银。    （二）从贵液中提金    浸出矿石取得的含金银溶液中金的浓度都很低，一般小于10g/m3。需再用置换、活性炭吸附、离子交流、溶剂萃取等办法从贵液中二次富集。[next]    1．置换法    用电负性金属从碱性溶液或酸性溶液中置换出金银的进程，常用置换剂是锌和铝，置换速度快而彻底。置换时要求细心过滤贵液，将固体悬浮物降至小于5mg/L,前进金沉积物的金档次，还需严厉操控贵液中溶解的氧及游离量，以下降锌的耗费。一般，贵液在9kPa真空塔中经两段真空脱氧可将氧浓度降至0.1g/m3以下。为减轻硫离子对置换进程的阻止效果，常参加少量（0.5-2g/gAu）溶液。锌粉耗量约5-10g/g Au,置换率99%-99.9%。贫液合金0.01-0.02g/m3。贵液中的银与金一同被置换，一般金泥含金银20％-40％、锌20％-40％、少量铜、铅硫化物及二氧化硅。    锌置换出金泥首要用10％-15%浓度的硫酸溶解夹藏的锌，铅也一同转化为不溶的PbHSO4。过滤后滤渣用15% NaOH溶液在90℃下溶摆脱铅。过滤后的金泥再用稀硫酸和氧化剂（如二氧化锰）溶摆脱铜。脱铜后的金泥烘干后在1200-1300℃下熔炼，熔炼时用硼砂、石英、苏打作熔剂造渣，加少量硝石氧化硫、铅、锌使之蒸发脱除，最终取得金银含量80%-90%及少量铜的合金。    我国研讨运用操控电位挑选氯化技能湿法处理金泥，即在4mol/L HCl溶液中定量供入，并操控溶液氧化电位0.4-0.45V（Pt-甘电极），90℃下使99%以上的铜、铅、锌挑选性氯化溶解。过滤后溶液冷却至室温即结晶别离PbCl2，再用铁置换铜。控电氯化渣从头在溶液中通入溶解金，过滤后溶液中和至pH l.5-2用草酸复原为粗金。不溶渣中的银用浸出后，用水合膦复原为海绵银。    2．活性炭吸附    用活性炭从贵液中富集收回金是一种与化溶金技能配套的办法。进程包含3个首要环节：活性炭制备及从化的贵液中吸附金、银；从载金炭上洗提重溶金、银及别离精粹为产品；活性炭再生复用。现在该技能已开展为直接从化矿浆中富集收回金的先进工艺-“炭浆法”和“炭浸法”。    活性炭是一种具有很大比表面积、多孔结构的吸附剂，用密实的含碳物质，如煤、椰壳、果核等在适合的氧化气氛及800-1000℃下缎烧活化制得。从氯化或化溶液中吸附金、银的机理至今没有结论。但存在钙、钠阳离子对吸附至关重要。过滤后的贵液流过充填活性炭的炭柱，金、银被吸附。活性炭对金的吸附容量可达数十毫克／克炭，但一般用到10mg/g以内。    从载金炭中提取（洗脱）金有Zadro法，Duval法，Murdoch法，AARL法等。    (1) Zadro法  是最简略通用的办法，首要用水洗，接着用约90℃的稀溶去钙及其他贱金属，然后用0.1％-0.2％NaCN和1％NaOH溶液于85-95℃下流过炭柱溶金、银，取得含金150mg/L的溶液。[next]    (2) Duval法  是现在最好的办法，用含乙醇10%、NaOH 1%、NaCN 0.2%的溶液在80℃及100kPa下加速洗提重溶速度，时刻可从Zadro法的24-60h缩短至6-10h。溶液金浓度同上，但乙醇有易燃和易蒸发丢失的缺陷。    (3) Murdoch法  用含40%, NaOH 1% , NaCN 0.2的溶液在70℃及100kPa压力下洗脱金、银的法，时刻缩短为4-6h,溶液金浓度可高达4g/L。    (4) AARL法  用5% NaCN及2% NaOH溶液在95-100℃及100kPa下洗脱8h，可取得含金0.8g/L的溶液。在高温（160℃）高压（350kPa）下洗提，则更快，但添加了设备出资。    洗提金银后的活性炭含金约150g/t,首要用稀洗去碱性氧化物，然后在回转窑中于600-800℃下锻烧康复活性，挑选后复用。洗提液多用锌置换法收回金。也可用电积法处理，金沉积在钢纤维或碳纤维阴极上，取出后熔炼为金锭。    3．离子交流、萃取法    用阴离子交流树脂从贵液或矿浆中交流吸附金，具有简略调整和操控树脂的物理性能及交流容量、交流速度快、能一同收回溶液中其他有价金属、不吸附钙离子、淋洗再生温度低、耐磨等长处。但也有挑选性较差、价贵（重复运用后需燃烧收回金）、树脂颗粒密度低及质软等缺陷。除最早在俄罗斯，后来南非及我国少量厂直接处理金矿外，未能遍及推广运用。    许多种有机萃取剂可从酸性氯化物溶液中萃取收回金的氯配阴离子，并已在贵金属别离精粹工艺中成功运用。入们一向在研讨从碱性溶液中萃取收回金的办法。    4．含废水的处理    贵液提金后的废液含0.5-1g几，有必要处理到达我国政府规则的答应排放浓度0.5mg几的水平，或收回循环复用，或损坏转化为无毒。首要办法是：在密闭体系顶用硫酸酸化废液，逸出的HCN气体从头用NaOH溶液吸收转化为NaCN复用；或废水中参加硫酸锌固，沉积出白色化锌，再用硫酸溶解逸出化体经碱液吸收为复用。最终含约0.1g几的废水，在碱性条件下参加强氧化剂-漂、次、等使CN-转化为无毒的CO2和N2。最新办法是在调整溶液pH 7-10的条件下，向废水中鼓入含SO2 1%-3%的空气或参加碳酸氢钠，使CN-转化为无毒的CNO-。0.5h即可使废水含CN-从500mg/L降至0.5mg/L以下。[next]    （三）无过滤氛化法    湿法冶金中的固液别离是一个高耗低效的进程。化矿浆过滤时要防止固体微粒穿滤，又要细心洗刷残渣收回贵液，功率很低。因而无过滤提金技能开展很快，并成为衡量提金技能先进性的重要标准。除堆浸法外，还有碳浆法、碳浸法、树脂矿浆法等，将化溶金及活性炭或树脂直接从矿浆中吸附金结合为一个进程，免去了过滤工序，还因及时吸附并下降溶液中金配离子活度而加速化溶金速度。前两个办法已获工业运用。    (1)碳浆法将含金、银的矿浆送入多级串联的吸附槽，与逆向活动的活性炭进行多级直接交流吸附。每个吸附槽用双桨叶机械拌和，矿浆用管道提升至槽上部，经过筛子别离矿浆和炭，载金炭从第一个吸附槽排出。炭在每槽的吸附时刻约1h。    (2)炭浸法将炭直接参加到化槽一同进行化和吸附，比炭浆法更简略。    两个办法对活性炭都有较严厉的要求，有必要有均匀适宜的粒度（一般为6-10目）及满足的强度，以削减载金炭被固体磨损后构成金的飘浮丢失。送入化槽的矿浆也应严厉别离砂砾、木屑、塑料等杂物。一般入矿浆浓度50%，活性炭用量10g/L。当原矿金档次约5g/t时，载金炭含金可达12-15kg/t，活性炭耗费量约0.015 kg/t矿。载金炭随后经洗提重溶一电积一熔炼为金锭。吸附率、洗提解吸率、电积率等目标皆大于99％，金的总收回率可达90%以上。还可将炭预先处理使之带磁性，加磁场收回以削减载金炭丢失。    树脂矿浆法的本质是用阴离子交流树脂替代活性炭直接从化矿浆中交流吸附金，载金树脂用溶液淋洗解吸金，最早运用于俄罗斯。    （四）难处理金矿的选冶    世界上1/3的金矿资源，用惯例化工艺处理时浸出率很低，被称为“难处理金矿”。难处理的原因是：①天然金以微细粒为主，多被黄铁矿、砷黄铁矿、氧化铁等矿藏严峻包裹，或浸染在微晶石英、燧石中，还有恰当份额的金呈难溶的AuSb2、Au2Bi、AuTe2等类矿藏存在；②矿石含沥青、腐殖酸等有机碳化物或许多黏土可从化液中从头吸附已溶解的金；③矿石含辉锑矿、雄黄、雌黄、辉铋矿、黄铜矿、磁黄铁矿等矿藏较高，化时耗及氧，或它们在化时的反响产品掩盖包裹金粒，阻止化的进行。这类资源的有用运用已成为黄金冶金范畴重视的热门。研讨的办法许多，一类是经预氧化处理后再用化或其他老练的办法提金，另一类是先浮选选出金精矿再处理。[next]    1．预氧化处理    意图是损坏“劫金”的有机碳及阻止化的硫、砷化物，尽量将金粒露出便于化。有焙烧、化学浸出、加压氧浸、催化氧化、细菌氧化、矿浆中电化学氧化等办法。    (1)焙烧法是国内外运用较早的办法。在空气中550-750℃下将矿石中有机碳氧化为二氧化碳，将黄铁矿(FeS2)和砷黄铁矿(FeAsS)等矿藏氧化为Fe2O3，硫、砷氧化为蒸发性氧化物。缺陷是硫、砷烟气严峻污染环境，能耗高，物料或许烧结反而包裹金粒等。近年来该法在技能及设备两方面都取得了严重前进，如将空气焙烧改为富氧焙烧，前进蒸发物浓度便于吸收；操控温度及氧量，添加烧碱或石灰使硫、砷转化为不蒸发且可溶解的硫酸盐和盐（“固硫”和“固砷”），便于从溶液中收回硫、砷；又如严厉操控空气量及温度（620-650℃）下焙烧，生成无毒的硫化砷：                  16FeAsS＋12FeS2＋45O2====14Fe2O3＋4As4S4＋24SO2    焙烧设备已由最早运用的回转窑、多膛炉开展为欢腾炉和闪速焙烧炉。    (2)化学氧化法向矿浆中直接参加强氧化剂（如硝酸、、氯酸盐、锰酸盐、铬酸盐等）进行常压化学氧化，或再加直流电场的电化学氧化，如直接用浓度约200g/L的硝酸溶液在75-85℃下浸出浮选金精矿中的硫、砷化物，过滤后的滤渣再化提金。硝酸单耗约200kg/t矿，该法有用性的关键是从浸出液中经济高效的脱硝并再生硝酸复用。    (3)加压氧化法是20世纪50年代开展的新技能，长处是：对矿石中硫、砷、锑、铅等有害元素含量的习惯规划宽，可综合运用，功率高，污染小。将矿石磨细后配成固体浓度40%-45%的矿浆，依据矿石性质调整矿浆为酸性或中性至弱碱性，接连或接连地注入密闭耐压反响釜中，在高温（170-225℃）下通入空气（1500-3000kPa）或纯氧（350-700kPa)，使硫、砷化物别离氧化为硫酸盐和盐，并部分氧化有机碳化物，使包裹金充沛游离露出而利于化。若在矿浆中预先配入石灰或氯化钙，可使砷转化为不溶的钙。至今已有几十家运用该技能。    （4）催化氧化法在浸出进程中参加硝酸起传递氧的“催化”效果，即HNO3氧化硫化矿藏后被复原为NO，并敏捷被气相中的氧氧化为N2O3或NO2，溶于水后再生出硝酸持续氧化硫化物。如在约90℃及常压下的“NITROX’法，约100℃及高压（0.4-0.8MPa）下的“ARSENO”法，约200℃及0.4-0.8MPa下的“Redox”法及我国开展的“COAL”法等。Redox法系用硫酸和硝酸（各70-110g/L）混合介质高温、高压浸出，速度很快，进程可自热保持，8min即可达90％-99％的硫、砷氧化率，并生成安稳的铁和硫酸钙，可用不锈钢管道浸出，后续金化率大于90％。我国创造的“催化氧化酸浸-化（COAL）法”，在100℃及0.2-0.4 MPa总压的氧气气氛下进行，矿浆浓度20％-25％，用硫酸调整矿浆pH≈l，硝酸浓度小于10g/L，参加占矿重0.05％-0.2％的木质磺酸钠作硫的表面活性剂，预处理后金的化率也达90％以上。当金矿石含许多砷黄铁矿及雄黄（As2S2）、雌黄（As2S3）时，可先用浸脱砷再用硝酸催化氧化。[next]    （5）细菌氧化法依托铁硫杆菌、硫化裂片菌、钩端螺旋铁氧菌等菌种，在酸性（pH≈1-2）环境中使黄铁矿、砷黄铁矿缓慢分化并氧化为硫酸盐和盐。有两种机理：经过菌内特有的铁氧化酶及硫氧化酶直接氧化金属硫化物；或细菌将Fe2+氧化为Fe3+后再由Fe3+氧化金属硫化物，构成氧化一复原循环浸出。硫化矿区中这些细菌天然存在，收集菌种后在含氮、磷酸盐、微量钙、镁、钾的培育液中恒温繁衍，针对待处理矿石经中间实验后运用。一般矿石需磨细至约35μm，浸出时参加细菌繁衍必需的营养液并恰当充气，细菌分化硫、砷化物更有利于包裹金的露出。缺陷是速度太慢（20-40天），细菌的活性对温度太灵敏。温度低于15℃细菌繁衍很慢。温度超越40℃大都细菌就失掉活性。热天处理含硫较高的矿石，因为氧化进程放热会导致部分温度过高，有必要采纳降温办法。挑选和培育对温度习惯规划更宽的菌种，缩短氧化时刻（如我国的7-10天氧化技能已进入半工业实验规划），堆浸预氧化后直接转为化等方面开展很快。    以上几种预氧化处理办法各有好坏，各种不同的办法都有不同的运用条件和有用规划，工艺的挑选和拟定有必要针对详细矿石经过实验断定。国外针对同种矿石，用不同工艺处理，首要目标比较如表2。表2  各种工艺办法的比较首要目标工艺办法直接化焙烧-化细菌氧化-化加压氧化-化金收回率/%32778797设备出资（相对）130100200出产费用（相对）130100100     显着，细菌氧化和加压氧化一化两种工艺在金收回率和出产费用方面有优势。但近几年因为焙烧法在操控硫、砷污染及高效设备方面的发展，使其康复了显着的竞赛条件。1996年还有大型焙烧厂（7200t/d）投产。[next]    2．浮选富集    当金矿石中金的赋存粒度细并被铁及有色金属硫化物包裹，或呈固溶体存在于硫化物晶格中时，常用浮选法富集产出金精矿。要到达较高的富集率和收回率，有必要对矿石进行工艺矿藏学研讨，查清矿藏组成及连生联系、嵌布特色和粒度组成规划，断定适宜的磨矿细度和矿浆浓度，挑选恰当的介质调整剂、活化剂、起泡剂、捕收剂，拟定合理的磨-浮工艺流程。现在首要是移植和运用重有色金属硫化矿的浮选技能和设备，侧重处理含砷矿藏（毒砂）的有用按捺，下降金精矿的含砷量。    金精矿的产率、成分及金档次首要取决于原矿中铁硫化物的含量。如北美一含黄铁矿1.5%的金矿石浮选，精矿中含FeS 25 %，金收回率可达90%-95%。但我国的浮选收回率多低于90％。我国对浮选金精矿的质量规则如表3。表3  我国对浮选金精矿的质量规则等级特123456789金档次>/(g/t)36032028024020016014012010080含砷≤/%0.10.10.20.20.30.30.40.40.4     金精矿中硫、砷含量较高，有必要预氧化处理，然后可用针对金矿石的一切溶金办法提取金、银。但现在首要用于铜冶炼厂，在铜锍转炉吹炼除铁时作为熔剂，运用其间的二氧化硅参加铁造渣，金则捕集在锍中，并从铜电解阳极泥中收回。但因含砷，会添加冶炼厂砷害，配矿量受到约束，就地处理办法研讨一向十分活泼。

由于矿产资源的大量开发利用，可供资源量不断减少，造成原矿开采品味日渐降低，冶炼等后续加工对选矿产品质量要求也日益提高。同时，人类的环保意识日益加强。这些现实对选矿设备提出了越来越高的要求，促使选矿设备不断向更大、更优和高效节能的方向发展。选矿设备和选矿工艺的发展是同步的，工艺是主导，设备是基础。一种新型选矿设备的诞生，往往带来选矿工艺的变革。设备的技术水平不仅是工艺水平的前提，也直接影响着生产过程的畅通和应用。科学技术的进步，各科学门类间相互渗透和各行业间的相互融合，新结构、新材质、新技术和新加工工艺的层出不穷，机电一体化和自动控制技术的广泛应用，有力的促进了选矿设备的不断创新和向高效节能方向发展。银矿选矿设备的重选法：重选法是根据矿物相对密度（通常称比重）的差异来分选矿物的。密度不同的矿物粒子在运动的介质中（水、空气与重液）受到流体动力和各种机械力的作用，造成适宜的松散分层和分离条件，从而使不同密度的矿粒得到分离。银矿选矿设备的浮选法：浮选法是根据矿物表面物理化学性质的差别，经浮选药剂处理，使有用矿物选择性地附着在气泡上，达到分选的目的。有色 金属 矿石的选矿，如铜、铅、锌、硫、钼等矿主要用浮选法处理；某些黑色金属、稀有金属和一些非金属矿石，如石墨矿、磷灰石等也用浮选法选别。银矿选矿设备的磁选法：磁选法是根据矿物磁性的不同，不同的矿物在磁选机的磁场中受到不同的作用力，从而得到分选。它主要用于选别黑色金属矿石（铁、锰、铬）；也用于有色和稀有金属矿石的选别。银矿选矿设备的电选法：电选法是根据矿物导电率的差别进行分选的。当矿物通过电选机的高压电场时，由于矿物的导电率不同，作用于矿物上的静电力也就不同，因而可使矿物得到分离。电选法用于稀有金属、有色金属和非金属矿石的选别。目前主要用于混合粗精矿的分离和精选；如白钨和锡石的分离；锆英石的精选、钽铌矿的精选等。银矿选矿设备包括：球磨机，破碎机，粉碎机，颚式破碎机，反击式破碎机，圆锥破碎机，超细细碎机，磁选机，干式磁选机，湿式磁选机，双力环高梯度磁选机，磁铁矿选矿设备，浮选机，矿用浮选机，分级机，螺旋分级机，高堰式螺旋分级机，烘干机，回转窑，摇床，提升机， 高频筛， 成品筛 ，高效浓缩机 ，螺旋溜槽，圆盘造粒机，槽式给矿机，节能球磨机。磁选的处理量最大，其次是电选，再次是重选，浮选最低。磁选环境控制容易，电选次之，重选需要的选矿场面积太大，浮选污染厉害。本文为转载稿，仅代表作者本人的观点，与本网立场无关。上海有色网信息科技有限公司不对其中包含或引用的信息的准确性、可靠性或完整性提供任何明示或暗示的保证。对于任何因直接或间接采用、转载本文提供的信息造成的损失，上海有色网信息科技有限公司均不承担责任。媒体合作事宜， 敬请联系info@smm.cn 或 021-6183 1988 转 5009。

银的收回技能首要有浮选、重选和化以及这几种办法的联合。 化法首要针对档次较高、邻近没有冶炼厂、交通不便的厂矿，为添加效益，选出银金精矿，然后就地化产出金银，关于含泥高的氧化矿也可选用全泥化-碳浆法收回。与金的全泥化不同之处是天然银，特别是硫化银矿藏比金溶解速度慢得多，往往只好选用高浓度、长期、激烈拌和等强化措施，所以本钱较高，有时作用也不太好。 浮选是最首要的收回伴生银的办法，用来处理细粒嵌布和与硫化矿严密共生的银矿藏，除较粗的银外，简直一切单体解离的银都可以收回，并且收回银矿藏的流程简略、紧凑，尾矿一般无毒。 重选是用来处理单体解离的银矿石，即嵌布粒度粗且以游离态存在的银，它包含纳尔逊离心选矿机、短锥水力旋流器、离心机。重介质预选、跳汰、摇床、螺旋分级机、赖布切特圆锥选矿机组成。重选收回银时无污染，磨矿粒度粗，磨矿费用低，不足之处是银收回率低，水耗大。所以重选时常常合作浮选办法。

银矿石依据矿藏成分及挖掘状况粗分为两类 一类是以银为主，一起伴生有金，或含少数铜、铅、锌。它们多是由原生银金矿，或铜、铅、锌硫化矿氧化蚀变后次生的氧化矿，含银档次低至数十、高至数千克/吨。银矿藏首要是银金矿(AgAu)，辉银矿(Ag2S)，锑银矿(Ag3Sb)和角银矿(AgCl)。我国已有罗山、桐柏、贵溪等十多个大中型银矿建成投产，矿石可直接或浮选为银精矿后冶金处理。 另一类多是铅、锌、银共生硫化矿床或是铅，锌矿床中一些银档次较高(可达数千乃至数万克/吨)的富银矿体或富集地段，这类资源矿点多，散布广，规划都较大。共生矿床的特点是：①矿床的工业类型比共生金矿杂乱，共生金属多达9-12种，除铅、锌、银外，常含金、稀有及稀散金属镓、铟、、锗、镉及铁、铜、锡、砷、锑等，有较大归纳利用价值;②矿藏品种多，铅、锌矿藏各有十多种，但首要是方铅矿(PbS)及闪锌矿(ZnS)，银矿藏品种也许多但首要是辉银矿(Ag2S)，还有淡红银矿(3Ag2S·As2S3)、深红银矿(3Ag2S·Sb2S3);③银的首要载体矿藏是方铅矿，但当含砷高时也常与毒砂连生，含铜较高经常呈黝铜矿(Cu·Ag·Fe)12Sb4S13。 这类矿石有必要浮选别离和富集。浮选工艺有混合浮选、分步浮选、分支串流浮选等各种流程，浮选的产品一般为铅精矿及锌精矿。矿石中锌高铅低时往往还含铜(0.3%-0.6%)，则需先铜铅混合浮选后再分选出铜精矿。因为浮选是一种物理选别办法，选择性不高，在所有浮选产品中各种有价金属都有涣散。有的选矿工艺还分选出一种富银精矿，含铅低时可独自冶金处理，但含铅高时又不如与铅精矿兼并处理。 铜、铅精矿一般都用火法熔炼富集，银的收回率较高，而锌精矿不管用湿法或火法提取锌，银都残留在渣中，进一步处理收回率较低。因而共生矿优先浮选工艺都力求使银富集在铅、铜精矿中，尽量削减在锌精矿及尾矿中的涣散。下表为我国几个大型选矿厂浮选主产品中银的收回状况。 当矿石中含有较粗粒度银矿藏时，在浮选流程中添加重选过程可进步银收回率。银矿山曩昔堆集的浮选尾矿中每吨仍含数克至数十克银(如桐柏的尾矿含银52g/t)，用螺旋溜槽或摇床等重选办法从尾矿中进一步收回银，已引起重视。重选银精矿可进步银收回率2%-3%。

银矿石依据矿藏成分及挖掘状况粗分为两类。    一类是以银为主，一起伴生有金，或含少数铜、铅、锌。它们多是由原生银金矿，或铜、铅、锌硫化矿氧化蚀变后次生的氧化矿，含银档次低至数十、高至数千克／吨。银矿藏首要是银金矿(AgAu),辉银矿(Ag2S),锑银矿(Ag3Sb)和角银矿（AgCl）。我国已有罗山、桐柏、贵溪等十多个大中型银矿建成投产，矿石可直接或浮选为银精矿后冶金处理。    另一类多是铅、锌、银共生硫化矿床或是铅，锌矿床中一些银档次较高（可达数千乃至数万克／吨）的富银矿体或富集地段，这类资源矿点多，散布广，规划都较大。共生矿床的特点是：①矿床的工业类型比共生金矿杂乱，共生金属多达9-12种，除铅、锌、银外，常含金、稀有及稀散金属镓、铟、、锗、镉及铁、铜、锡、砷、锑等，有较大归纳利用价值；②矿藏品种多，铅、锌矿藏各有十多种，但首要是方铅矿(PbS)及闪锌矿(ZnS)，银矿藏品种也许多但首要是辉银矿（Ag2S），还有淡红银矿（3Ag2S•As2S3）、深红银矿（3Ag2S•Sb2S3）；③银的首要载体矿藏是方铅矿，但当含砷高时也常与毒砂连生，含铜较高经常呈黝铜矿（Cu•Ag•Fe)12Sb4S13。    这类矿石有必要浮选别离和富集。浮选工艺有混合浮选、分步浮选、分支串流浮选等各种流程，浮选的产品一般为铅精矿及锌精矿。矿石中锌高铅低时往往还含铜（0.3％-0.6％），则需先铜铅混合浮选后再分选出铜精矿。因为浮选是一种物理选别办法，选择性不高，在所有浮选产品中各种有价金属都有涣散。有的选矿工艺还分选出一种富银精矿，含铅低时可独自冶金处理，但含铅高时又不如与铅精矿兼并处理。    铜、铅精矿一般都用火法熔炼富集，银的收回率较高，而锌精矿不管用湿法或火法提取锌，银都残留在渣中，进一步处理收回率较低。因而共生矿优先浮选工艺都力求使银富集在铅、铜精矿中，尽量削减在锌精矿及尾矿中的涣散。下表为我国几个大型选矿厂浮选主产品中银的收回状况。[next]我国大型铅、锌、银共生矿浮选品中银的档次和收回率选厂原矿Ag/（g/t）准则流程主产品中银档次/（g/t）铜精矿铅精矿锌精矿硫铁矿尾矿水口山70优先选铅，锌硫混选再分选　1190110308-68-13-10-7八家子180铜名混选再分选，锌硫混选再分选4916165359120641-4.5-54-11-11-20栖霞山194先脱碳后铜铅混选，锌硫混选别离分选5386165333017724-18-27-10-35-6凡口105铅锌异步混合浮选　6272323116-40-43-10-6注：括号中数字为收回率（%）     当矿石中含有较粗粒度银矿藏时，在浮选流程中添加重选过程可进步银收回率。银矿山曩昔堆集的浮选尾矿中每吨仍含数克至数十克银（如桐柏的尾矿含银52g/t），用螺旋溜槽或摇床等重选办法从尾矿中进一步收回银，已引起重视。重选银精矿可进步银收回率2％-3％。

现在，我国已探明的银矿储量分为两部分，一部分是银档次到达工业目标具有独立挖掘价值的银矿储量，另一部分是指银档次低于工业目标，随主元素挖掘而趁便归纳收回的伴生银矿储量。那么我国是怎么对这些银矿资源进行选矿加工的呢? 我国以出产银为主的独立银矿的选矿基本上都选用浮选法选银，而共、伴生银矿则选用：单一浮选法和浮-重选法、浮选-化法的联合流程来进行选矿，其间以浮选最为重要。 为了进步独立银矿浮选的收回率，我国也采取了三方面的办法：一是针对银矿藏嵌布粒度的粗细特色，尽可能使银矿藏充沛解离，进步银的收回率;二是挑选中性或弱碱性的浮选矿浆碱度和选用碳酸钠作浮选矿浆的调整剂，进步银的浮游性;三是调配运用黄药与黑药，增强对银的捕收才能。 银矿石通过选矿进程之后，所得到的产品有银精矿、银泥和各种有色金属的含银精矿。现在对前两者一般选用火法熔离(反射炉、电炉、坩埚、鼓风炉、闪速炉)，或许用湿法冶金别离提取，再行电解精粹;后者主要是在冶炼有色金属进程中，半银富集到阳极泥(主要是铜、铅阳极泥)中归纳收回。在我国98%的白银是从各类有色金属矿的冶炼阳极泥中收回的。 近年来，在国家一系列优惠政策鼓舞下，我国在共、伴生银矿的归纳选矿收回方面得到了加强，许多矿山和炼厂注重了银的收回，选矿技能设备有了必定的开展，银的收回率也不断进步。

三、含银矿石的选矿    （一）银的出产概略    现在国际白银的年产值在1.1万吨左右,散布在50多个国家和地区。其间年产值在1000吨以上的国家有墨西哥、苏联、加拿大、美国和秘鲁，其产值占国际总产值的60%左右。1975～1983年国际各国的银产值列于表14。    现在国际白银的矿产储量估量为25万吨(不包括前景储量)。其间储量最多的美国达4.7万吨,占18.8%；苏联4万吨,占16%；墨西哥2.64万吨,占10.5%；澳大利亚2.5万吨,占10%；加拿大2.2万吨,占8.8%；波兰2万吨占8%。这六个国家的白银储量占国际总储量的71.7%。国际上有75～80%的白银是铅、锌、铜、钼和金等矿床的副产品,独自挖掘白银的矿床仅是少数。    图7  250升采金船选金工艺流程图 表14  1975～1983年国际各国白银产值，t国家197519761977197819791980198119821983皮利维亚 秘鲁 摩洛哥 墨西哥 波兰罗马尼亚 巴布亚新几内亚 南非 朝鲜 南朝鲜 阿根廷 澳大利亚 西班牙 智利 瑞典 土耳其 捷克斯洛伐克 英国 芬兰 南斯拉夫 法国 德意志民主共和国 德意志联帮共和国 苏联 美国 希腊 赞比亚 洪都拉斯 扎伊称 印度尼西亚 缅甸 爱尔兰 加拿大 意大利 日本 菲律宾203.6 1172.4 93.6 1181.9 230.0 43.5 40.0 42.4 95.9 55.0 46.5 78.8 726.2 89.0 194.0 140.4   40.0   22.0 168.3 46.3 55.0 33.6 1550.0 1086.7 29.8   118.3 71.0 29.5 24.9 39.2 1234.6 36.4 271.6 50.4158.4 1186.0 84.9 1326.2 250.0 34.2 40.0 45.4 87.7 50.0 57.2 74.0 780.6 100.2 226.6 146.2   40.0   24.1 144.0 82.9 50.0 32.0 1500.0 1065.0 56.8 31.1 99.0 76.9 23.4 23.0 26.2 1271.7 48.5 289.4 46.1183.0 936.1 69.8 1642.3 55.1 40.3 38.9 59.2 97.3 47.7 63.4 56.0 852.9 110.1 237.9 149.9   37.0   25.3 145.5 96.4 49.8 30.2 1399.5 1187.0 11.6 33.2 99.8 84.9 13.2 28.8 29.1 1330.0 37.5 300.0 50.7195.5 1151.4 97.4 1579.2 67.4 58.0 32.0 52.3 96.8 47.7 43.1 67.3 812.4 73.8 255.4 159.7 6.8 40.4 0.3 33.2 159.4 87.5 49.8 24.8 1430.6 1244.0 42.3 28.4 86.7 135.6 12.1 11.7 19.1 1266.8 27.7 300.6 50.1178.6 1220.4 102.1 1536.6 101.9 65.5 30.0 44.4 100.7 47.7 70.8 68.7 832.1 71.3 263.4 175.7 7.8 40.4 0.3 32.8 162.2 74.9 48.2 32.3 1430.6 1178.6 54.5 23.8 75.7 121.0 11.5 10.6 32.9 1146.9 33.1 270.0 57.2186.9 1337.7 98.1 1472.4 76.7 67.5 28.0 36.7 170.0 47.7 71.3 71.7 789.2 140.8 298.5 190.9 6.2 40.4 1.6 44.5 146.1 53.0 47.0 32.3 1430.0 1005.4 52.0 22.2 54.9 85.0 11.4 18.3 24.0 1036.9 42.5 267.6 60.7198.9 1459.8 77.6 1654.6 64.0 58.0 26.0 42.4 235.3 47.7 95.2 78.0 743.2 166.3 361.1 166.0 7.8 40.4 1.6 37.8 148.0 53.0 45.0 39.3 1446.2 1265.3 49.8 27.6 56.7 93 17.3 14.0 21.8 1128.0 55.0 280.3 62.6170.0 1668.2 92.3 1550.1 65.5 87.5 26.0 43.1 215.3 47.7 93.3 68.4 908.0 171.1 366.9 175.0 6.8 40.3 3.0 37.3 104.0 24.9 43.5 46.7 1458.2 1251.4 46.7 27.7 68.4 93 14.4 16.4 9.3 1203.8 52.9 305.7 59.1180.5 1716.7 95.3 1772.7 65.3 98.0 26.0 49.8 205.9 46.7 93.3 62.2 1041.8 171.1 447.8 159.9 6.8 37.1 3.0 25.5 122.6 15.9 43.5 52.9 1576.8 1350.2 52.9   68.4 80.9 14.3 16.2 10.9 1219.1 56.0 307.9 65.3[next]     白银的耗费量，绝大部分用于工业以及银饰和银制品，而用于钱银的白银则比曩昔有很大下降。国际上白银耗费最多的国家是美国、西欧各国和日本。1980年这些国家和地区的耗费量估量达1.04万吨，占资本主义国际耗费总量的86%左右。其间工业用白银占40%，摄影业占39.3%，银饰和银器占17.2%，钱银和奖品占2.9%。    白银的直销首要有两个来历，一个是矿山出产的矿产银，另一个是收回废品等出产的再生银。矿产银只能满意年需要量的70%左右。    我国的银矿资源很丰厚，储量列国际第六位,银产值占国际第七位。国家对白银出产非常注重，制订了优惠政策，正在新建一批以白银为主矿山，如桐柏银矿、陕西银矿等。但现在银产值首要靠黄金矿山和有色金属厂商归纳收回，其间从铅锌铜矿石中收回的银占70%。往后几年我国的白银产值估量会有较大的添加。    （二）银的性质、用处及其工业矿藏    银是一种白色金属,具有特殊的柔性、耐性和化学稳定性。银的延展性极好,它能够压成简直通明的3×10-5厘米厚的叶片;一克银可拉成近两公里长的细丝。银在各种金属中具有最好的传热和导电功能,其导电率为100,熔点960.5℃。银在地壳中的含量为1×10-5。在天然界中呈涣散状况，首要存在于方铅矿中。    银在历史上曾作为钱银流通，在金融方面起过重要作用；自1839年照像术创造以来，一向离不开银及其化合物；银仍是医疗器械、望远镜以及太阳能电池设备的首要材料；银丝用在最活络的物理仪器上；各种继电器的重要线接头以及无线电体系的首要部件也都用银制作或焊接；各种自动设备、火箭和潜水艇、计算机和核设备、通讯和信号体系的接头,一般都用银制作；此外，银还用于制作首饰、牙科医疗,以及作为涂料、节约空调能耗方面都有其共同作用。    在天然界中,银和含银矿藏品种恰当繁复，特别是在表生条件银还能构成一些次生矿藏。银的首要工业矿藏见表15。 表15  银矿藏表矿藏称号化学分子式密度 g/cm3硬度 (莫氏)天然银(silver) 锑银矿(dyscrasite) 辉银矿(argengtite) 硫铜银矿(stromeyrite) 淡红银矿(proustite) 深红银矿(pyrargyrite) 辉锑银矿(miargyrite) 辉铜银矿(jalpaite) 硫锑铜银矿(polybasite) 脆银矿(stephanite) 辉锑铅银矿(diaphorite) 硫锑铅银矿(andorite) 硒铜银矿(eucairite) 硒银矿（naumannite) 碲银矿(hessite) 针碲金银矿（krennerite） 碲金银矿(petzite) 角银矿(cerargyrite) 银矿(bromyrite) 碘银矿(todyrite) 黄碘银矿(miersite) 脆硫锑银矿(owyheeite) 硫砷银矿(billingsleyite)Ag常见杂质Au; Hg; Sb; Bi Ag3Sb Ag2S (AgCu)2S 3 Ag2S·AS2S3 3 Ag2S·Sb2S3 Ag2S·Sb2S3 Ag3CuS2 （Ag,Cu）16Sb2S11 5` Ag2S·Sb2S3 4PbS·4 Ag2S·3 Sb2S3 Pb(Ag,Cu)Sb3S6 Cu2Se·Ag2Se AS2Se Ag2Te (Au,Ag)Te2 Ag3AuTe2 AgCl AgBr Agl (Ag,Cu)l 5 PbS·4 Ag2S·3 Sb2S3 Ag7(As,Sb)S10.1～11.1 9.6～9.8 7.2～7.4 6.1～6.3 5.5～5.8 5.8～5.9 5.1～5.3 6.8～6.9 6.3 6.2～6.3 5.9 6.2～6.3 7.6～7.8 7～8 8.2～8.4 8.6 8.7～9.4 5.5 6.3 5.5 5.6    2.5～3 3.5 2～2.5 2.5～3 2～2.5 2.5～3 2～2.5 2.5 2～3 2～2.5 1～2 2.5 2.5 2.5 2～3 2.5 2.5～3 2.5 2.5～3 1～1.5 2.5    [next]     （三）含银矿石的分类及其选矿办法    含银矿石首要分为银金类矿石和铅锌铜伴生银矿石两大类,其产银量占总产值的99%以上。银金类矿石的选矿办法,首要用浮选或化法。决议选用浮选或化的首要因素是银矿藏的组成。当银矿藏以辉银矿和天然银为主时，浮选和化均可；但当矿石中含有多量深红银矿、淡红银矿、硒银矿等难化矿藏时，就只能用浮选。浮选与化的收回率是有不同的，一般化的收回率高。    铅锌铜伴生银矿石因为其矿藏组成较为杂乱,共生联系、嵌布特性、以及氧化程度等各不相同，选别作用亦有很大差异,但就选矿办法而言，浮选是遍及选用的办法。总的说来,铅锌铜伴生银矿石的选矿收回率要比银金类矿石低,一般在50~70%之间。    （四）银金类矿石选矿实例——十里铺银矿    十里铺银矿坐落山东省招远县境内，设计才能100吨/日，现实践出产才能比设计才能高。选用浮选—化工艺,出产金锭和银锭。    1. 矿石性质    金属矿藏有方铅矿、闪锌矿、黄铁矿及白铅矿、菱锌矿等,含量都不高。铅、锌、铁矿藏均严峻氧化。首要银矿藏为辉银矿×螺状硫银矿,占79.32%，其次为天然银，占20.68%。首要脉石矿藏有石英、还有少数长石、绢云母等。    银矿藏中的天然银首要赋存在脉石矿藏中及其裂隙处,其量占80.56%，其他首要赋存在闪锌矿、黄铜矿、黄铁矿、铅的硫化矿藏与氧化矿藏中。而辉银矿×螺状硫银矿首要赋存在金属硫化矿藏中,占48.54%,在铅锌氧化矿藏中占17.61,在脉石矿藏中占33.85%。银矿藏与脉石矿藏联系密切,尤其是有部分细粒天然银愈加显着。天然银比辉银矿×螺状硫银矿嵌布粒度粗些,大于0.037毫米粒级天然银占68.89%，辉银矿-螺状硫银矿占62.55%，在0.037~0.005毫米粒级中，天然银占30.18%，辉银矿-螺状硫银矿占32.73%，角银矿占55.38%。矿石密度2.72 吨/米3 ，矿石硬度为中等可碎性矿石。    2. 选矿、化工艺    破碎筛分:两段一闭路流程。一段用400×600毫米颚式破碎机,二段为ф900毫米中型圆锥破碎机与1250×2500毫米双层振动筛组成闭路。给矿最大块度为350毫米，终究产品粒度为25~0毫米，并有洗矿设备。    磨矿、浮选:ф1500×3000毫米球磨机与ф500毫米单螺旋分级机和旋流器(操控分级)组成一段闭路磨矿流程。旋流器溢流浓度37~39%,细度60%--—200目，矿浆pH值7~8。浮选为一次粗选、两次精选、两次扫选的混合浮选流程,选出混合银精矿，经浓缩、过滤两段脱水脱药，滤饼送化车间。    化：混合银精矿的滤饼经调浆由ф900×900毫米球磨机磨至85%-325目,进入三台ф2500×2500毫米拌和槽进行一次浸出，然后由ф6米浓缩机进行一次洗刷得出贵,浓缩机底流再经ф900×900毫米球磨机再磨至90%-325目后,进入另三台ф2500×2500毫米拌和槽二次浸出，二次洗刷用ф7米三层洗刷浓缩机,二次洗刷的次贵液回来一次洗刷。渣通过滤作为硫精矿外销。一次洗刷所得贵液经45米2真空吸滤槽净化ф700×3000毫米脱氧塔脱氧，20米2板框压滤机锌粉置换得出金银泥。置换得出金银泥。置换贫液回来二段磨矿。    3. 金银冶炼    酸洗、烘干：酸洗是以1:2的固液比在拌和槽中拌和，硫酸浓度10%,拌和1小时后加水稀释至固液比为1:5～7,再持续拌和、洗刷、弄清、弃水。经酸洗后的金银泥送电阴炉烘干，炉温操控在600℃左右，烘干时刻6小时 。    冶炼：选用转炉为熔炼炉。经酸洗、烘干的金银泥，配以30%的硼砂，当金银泥中泥含量高时，恰当参加石英粉，经混匀后送至转炉熔炼。每炉熔炼时刻48小时，炼出金银合质金铸成阳极板(500×500×10毫米)，送电解精粹别离金和银。炉渣堆存，再经破碎、磨矿用重选办法收回金银。    电解及精粹：电解槽由塑料板焊制。电解槽尺度（长×宽×高）1000×700×1000毫米。电解槽分为两组，每组5槽，每槽安设7块550×550×3毫米不锈钢阴极板，6块500×500×10毫米合质金阳极板，极板距离70毫米。每组电解槽装电解液2.5米3，含银5克/升，硝酸浓度2当量；电解电压1伏,电流80安。电解得出的金粉、银粉通过蒸馏水洗刷后，用坩埚进行精粹，铸成金条和银锭。    电解废液处理：电解废液排至废液池，参加适量的氯化钠生成氯化银沉积，并参加碳酸钠送至坩埚精粹同收银。在尾液顶用铁收回铜，尾液经石灰中和后排至尾矿池。    选冶出产工艺流程见图8。    4. 选冶出产技能目标（见表16）    （五）铅锌铜伴生银矿石的选矿     依据地质查询材料,我国银矿首要伴生在铜、铅、锌的各种热液充填交代型矿床、触摸交代型矽卡岩矿床、层状或似层状型矿床、黄铁矿型和硫化铜镍矿床中,据初步统计,银伴生在铅锌矿床中的占57.4%、在铜矿床中的占34.9%、在石英脉状矿床中占1.7%，其他占6%。[next]    现在对铅锌铜伴生银矿石的选矿，一般是按其主金属的工艺条件和药剂准则进行选别，并不选出单一银精矿，通常是将银富集于铅、锌、铜精矿中，然后通过冶炼收回。但在冶炼过程中,铅精矿中的银随主金属进入粗铅；铜精矿中的银进入冰铜，其收回工艺简略，本钱低，收回率高。而锌精矿中的银，无论是选用火法仍是湿法工艺，均进入渣中,用烟化法收回工艺杂乱，本钱高，收回率低。因而，选矿应尽量将银富集于铅、铜精矿中。    1. 铅锌铜矿石中银矿藏的赋存状况及特性 图8    十里铺银矿选冶工艺流程图 表16  选冶出产技能经剂目标（1986年1～5月）项目单位1986.11986.21986.31986.41986.5处理矿石量 原矿档次t/d 9/t123.36 286.92125.31 450.86125.35 263.58125.08 300.60125.57 242.81浮选作业：精矿产率 精矿档次 收回率% g/t %2.934 8967 91.73.504 11682 90.82.533 9448 90.83.008 9163.71 91.73.583 6248.12 92.2化作业：贵液档次 贫液档次 化档次 浸出率 洗刷率 置换率 化总收回率g/m3 g/m3 g/t % % % %220.22 10.74 223.34 98 99.9 99.9 97.8208.12 19.18 222.5 98.2 99.9 99.9 98526 544.44 273.42 97.7 99.7 99.8 97.2245.09 13.96 194.2 97.9 99.9 99.9 97.7421.83 34.46 184.09 97.9 99.9 99.9 97.7选矿,化总收回率%89.78983.389.690.10每吨原矿首要耗费钢球 衬板 黄药 黑药 松醇油锌粉 絮凝剂滤布 胶带 电耗Kg/t Kg/t Kg/t Kg/t Kg/t Kg/t Kg/t Kg/t Kg/t m2/t m/t kW·h/t2.84 0.03 0.07 0.09 0.01 1.35 0.33 0.03 0.03 0.063 0.03 36.73[next]     银首要呈独立的银矿藏方式存在。银与硫、铜、铅、锡、锑、碲、硒、砷等元素构成的各种化合物在各种矿床中呈现,常见的有：辉银矿" 螺状硫银矿、辉铜银矿、深红银矿、脆银矿、淡红银矿、硫锑铜银矿、硫锑铅银矿、辉锑铅银矿、碲银矿、硒银矿等。有小部分银呈单质矿藏赋存在矿石中，如天然银。还有少部分银在矿石中没有独立的形状,而是在其他矿藏的晶格中构成类质同象,如银金矿、银黝铜矿等。银以各种不同的矿藏形状赋存在各种不同类型的铅锌矿或含铜铅锌黄铁矿中。    各种银矿藏与铅、锌、铜等硫化矿藏严密共生，并多呈微细粒嵌布，其粒度简直都在0.04毫米以下，绝大多数银矿藏的粒度为0.04~0.02毫米,最细者只要0.001毫米,颗粒微细的银矿藏以连生体、包裹体、显微体等方式散布在方铅矿、闪锌矿、硫化铜矿藏中。在浮选过程中，那些与银矿藏联系密切的硫化矿藏便成为其载体，将银富集到各种精矿产品中。因而，银矿藏的赋有状况、嵌布特性对银的归纳收回有严重影响。    2. 进步铅锌铜矿石中银收回率的实践    近年来,因为白银需要量的敏捷添加和银价的上涨，引起了人们对铅锌铜多金属硫化矿伴生银归纳收回的广泛注重。为了获得选矿归纳收回的最佳技能经济目标,人们加强了银矿藏工艺学的研讨，不断改善选矿工艺流程和药剂准则,使铅、锌、铜等硫化矿的选矿目标保持在原水平或有所进步的基础上,伴生银的收回率由30~50%进步到60～80%,伴生银的产值和归纳收回技能水平有了较大的进步。    （1）变革磨矿工艺、进步磨矿细度是进步伴生银收回目标的首要办法之一。各种银矿藏在铅锌铜多金属矿中多呈微细粒嵌布，严密共生，现有的磨矿条件多是从收回铅锌铜硫化矿藏的视点考虑的，难以使银矿藏充沛单体解离。为了进步伴生银的收回目标，有必要变革原有磨矿工艺，进步磨矿细度。当然磨矿工艺流程和细度的挑选，既要考虑技能的或许性和工艺的科学性，更要考虑经济上的合理性。现在已有些选厂在技能条件或许的情况下进步了磨矿细度,使各项目标均有进步。例如：八家子铅锌矿原矿由一段磨矿改为两段磨矿，磨矿细度由65%进步到80%-200目，银总收回率进步3.61%；栖霞山的磨矿细度由55%进步到65%-200目,银收回率进步1.24%,铅收回率进步3.37%。有些选厂添加了铜铅或铅中矿再磨,如水口山铅锌矿将铅浮选回路中的粗扫选和精扫选的泡沫分级再磨后回来铅粗选作业，可使伴生金银的收回率别离进步6.23%和3.40%，一起铅锌选矿目标也得到了进步。佛子冲铅锌矿河三分矿,采取了铜铅混选、中矿再磨,使铅、锌、银收回率别离进步3.99%、2.31%和4.71%,铅精矿含锌由5.15%下降到4.50%。    （2）选用无或微工艺。在浮选工艺流程中,不必或少用对银矿藏或载体矿藏有抑制作用的,对伴生银的收回有利。例如西林铅锌矿,选矿取消了原用的并削减一半以上的石灰用量,铅精矿中银的收回率到达71.6%,比少(10克/ 吨)和多(150 克/ 吨)浮选时别离进步5.6%和10.99%,而银在尾矿中的丢失别离下降3.67%和11.83%。又如栖霞山铅锌矿，1979年选用了预先脱除易浮矿藏、无浮选工艺，使铅精矿中银的收回率进步了5%左右，一起铅锌硫的收回率均有不同程度的进步。八家子铅锌矿于1979年将浮选工艺流程由有工艺改为微工艺,用量由300克/ 吨下降到3~5克/ 吨，使伴生银的收回率由37%进步到52%,一起低档次的铜也得到了收回，并处理了尾矿水的污染问题。总归，选用无或微工艺，对进步银的归纳收回目标有利，这一工艺遭到广泛注重，已有60%以上的铅锌铜矿山运用，并获得较好的作用。    （3）添加捕收剂品种及多种捕收剂合作运用。曩昔，我国铅锌多金属硫化矿的浮选，常用的捕收剂是黄药(乙基、丁基)和黑药（25号、31号）。近年来，丁基铵黑药已逐步成为铅锌多金属硫化矿浮选的首要捕收剂之一。它不光具有较好的挑选性，并且还显示出对银矿藏具有较强的捕收才能。别的，选用丁基铵黑药与黄药、乙硫氮、酯类等多种捕收剂合作运用对伴生银和铅锌等选矿目标的进步具有较好的作用。在浮选实践中已得到遍及运用。例如：八家子铅锌矿，铜铅混选作业选用丁基铵黑药替代31号黑药，银总收回率进步6.75%；香夼铅锌矿以丁基铵黑药和黑药1:1的份额混合运用，在天然pH值的条件下，进行铜铅混选，伴生银的总收回率进步了21%，铜的收回率亦有进步：西林铅锌矿，1980年开端在低碱度下运用丁基铵黑药，并选用了硫酸锌、碳酸钠抑锌浮铅的工艺流程,使银在铅精矿中的收回率进步10.99%，一起金也得到了部分收回。    （4）改善选矿工艺流程。选矿工艺流程的挑选，既要考虑到主金属铅、锌、铜的高选别目标,又要统筹伴生银的归纳收回，使有用矿藏均得到最大极限地收回。对含银的铅锌多金属硫化矿，假如单从伴生银的嵌布特性考虑，选用混合浮选或部分混合浮选流程，有利于伴生银的归纳收回。但浮选流程确实定是由各种因素决议的,矿石性质是依据。因而各选厂应通过实验，重复出产实践,逐步改善现有流程。现在,处理铅锌矿或铅锌黄铁矿类型的选厂，有选用以铅为主的等可浮工艺流程，如东波有色矿野鸡尾选厂、黄沙坪铅锌矿等；也有选用优先浮选工艺流程，如凡口铅锌矿、孟恩套力盖、银山铅锌矿、东波有色矿柴山选厂等；水口山铅锌矿则选用优先选铅、锌硫混选—别离的工艺流程。处理铜铅锌黄铁矿类型的选厂，是以部分混选—别离或部分混选—优先的工艺流程为主。前者如八家子、栖霞山、香夼铅锌矿等；后者如铜山岭有色矿、佛子冲铅锌矿河三分矿等。小铁山铅锌矿则是全浮选流程。出产实践标明，依据矿石性质改动工艺流程，有利于选矿归纳收回目标的进步。[next]    3. 现在国内首要铅锌铜多金属硫化矿收回银的概略（见表17）。 表17  铅锌（铜）多金属硫化矿伴生银归纳收回概略矿山 或选 厂原矿银档次g/t首要金属矿藏首要银 矿藏及嵌 布粒度首要脉石矿藏磨矿细度及浮选准则流程首要捕收剂及抑制剂1983年(近期)金银选矿目标产品档次 g/t收回率, %银金银金水口山70 金档次 1方铅矿闪锌矿 黄铁矿磁黄铁矿银黝铜矿, 车轮矿, 硫锑碲银矿,碲银矿, 螺状硫银矿,银矿藏细粒嵌布, -37μm  占89.57%, -5μm占43.57%方解石 石英 长石 石榴 子石-200目60%左右铅中矿再磨,94～97-200目优先选铅,锌硫混选再别离黑药、乙硫氮、黄药(乙基、丁基)、硫酸锌、碳酸钠、、石灰铅精矿 锌精矿 硫精矿 尾矿 原矿1190 110 30 8 686.9 1～1.5 1.5～2 0.3～0.5 0.8～168.87 13.22 10.66 7.25  30～35 8～10 35～45 17～20  小铁山94.7 金档次 1.8黄铁矿闪锌矿 方铅矿黄铜锌矿辉银矿,螺状硫银矿,辉铜银矿,硫铜银矿,黝铜矿,银金矿等。 银矿藏粒度大部分小于43μm石英,斜长石,绿泥石,绢云母,方解石,重晶 石72%-200目,铜、铅、锌硫全浮选。混精再磨94%,-200目混精脱硫。脱硫尾矿再磨99%-200目,铜-铅锌别离丁黄药、石灰、、(无)铅锌 精矿 铜精矿 硫精矿 尾矿 原矿          96          1.381.2  74.2  黄沙坪50～90方铅矿铁闪锌矿黄铁矿 黄铜矿辉锑铅银矿,嵌布粒并极细,约1μm左右石英,方解石,萤石,绢云母,绿泥 石65%-200目,以铅为主的等可浮,锌硫混选—别离硫氮九号黄药(乙基丁基)、石灰、硫酸锌(无)铅精矿 锌精矿 硫精矿 尾矿 原矿750 69 56.7 10.0 47.33 57.8 13.29 19.28 9.63   铜山岭100 金档次 0.2～1.2黄铜矿方矿辉铅铋矿闪矿黄矿磁黄铁矿毒砂天然银,呈 细粒或微粒嵌布,均在40μm以下,-10μm 占53.5%石英,方解石和矽卡岩矿藏透辉石,石榴子石,符山石78%-200目，铜铅混选-别离,锌浮选丁基铵黑药、黄药(乙基、丁基)、硫酸锌、、石灰、 (少)铜精矿 铅清矿 锌精矿尾矿 原矿831 2869 95 20 116 17.51 62.15 1.36 18.98   柴山80方铅矿 闪锌矿 黄铁矿磁黄铁矿黝铜矿-银黝铜矿、浓红银矿、天然银。银矿藏呈微粒嵌布,+10μm占33～73%石灰石,方解石,萤石,石英-200目68%，铅、锌优先浮选乙硫氮黄药(乙基、丁基)、硫酸锌、、石灰、 (有)铅精矿 锌精矿 尾矿 原矿1426 385 21 80 53.35 20.99 25.66   野鸡尾76方铅矿闪锌矿 铁闪锌矿 黄铁矿以天然银为主还有脆硫锑铅银矿。 细粒嵌布石英,萤石,蔷薇辉石,绢云母,方解石以铅为主等可浮，寻硫混选—别离黑药、乙黄药、丁黄药、硫酸锌、(有氧)铅精矿 锌精矿硫精矿 尾矿 原矿1728 134 64 15 76 63.73 6.23 15.52 14.52   张公岭40方铅矿闪锌矿黄铁矿黄铜矿毒砂天然银,银金矿,深红银矿,淡红银矿,碲银矿,辉砷铜银矿,细粒嵌布,-10μm占80%石英为主,绢云母次之,少数绿泥石,长石,方解石65%-200目,铜铅混选-别离,锌浮选,硫浮选丁基铵黑药、硫酸锌、、钠、 (少)铜精矿 铅精矿 锌精矿 硫精矿 尾矿 原矿6682 675 370 157 11.6 46.7 18.26 34.25 17.54 24.82 21.83   河三56方铅矿铁闪锌矿闪锌矿黄铁矿磁黄铁矿黄铜矿 透辉石,石英,方解石70%-200目,铜铅混选中矿再磨90%-200目,铜铅混选-别离,锌浮选乙硫氮、丁基铵黑药、柴油、 硫酸锌、、水玻璃,CMC(微)铜精矿 铅精矿 锌精矿尾矿 原矿1970 1710 91.25 6.5 43.75 2.13 75.04 7.14 15.65   八家子180方铅矿闪锌矿 黄铁矿黄铜矿黑硫银锡矿,天然争,银金矿,辉银矿,脆银矿,银矿藏呈微细粒嵌布,-40μm占80%,有22.61%的银呈类质同象存在方解石,白云石,石英,透辉石,长石80%-200目,铜铅混选粗精Ⅱ再磨95%-200目,锌硫混精再磨90%-200目,铜铅混选-分暾,锌硫混选-别离乙硫氮、丁基铵黑药、丁黄药、硫酸锌、、、重、(微)铜精矿 铅精矿 锌精矿 硫精矿 尾矿 原太916 3161 591 206 41 184 4.51 53.39 11.06 11.45 19.59   孟恩 套力盖112方铅矿闪锌矿 黄铁矿黑硫银锡矿,深红银矿,银黝铜矿,天然银。一般在20μm以下石英,长石,云母65%-200目,铅锌优先浮选流程磷胺四号、丁黄药、Z—200、硫酸锌、碳酸钠或石灰(无)铅精矿 锌精矿 尾矿 原矿4473.4 774.1   112.3 74.8 20.08 5.12   栖霞山120方铅矿闪锌矿黄铁矿菱锰矿辉银矿,深红银矿,螺状硫银矿,含银天然金,含银黝铜矿,银矿藏一般都在10μm以下石英,方解石,锰方解石,白云石,滑石,重晶石,萤石,绿泥石,有机炭65%-200目,首要除炭,铜铅混选-别离,锌硫混选 -别离磷胺四号,丁基铵黑药,丁基黄药,水玻璃,,钠,石灰硫酸锌(无 )炭质物 铜精矿 铅精矿 锌精矿 硫精矿 尾矿 原矿216 5386 1653 330 177 24 194 3.44 18.31 26.67 10.49 34.65 6.44   香夼50方铅矿闪锌矿黄铁矿黝铜矿硫锑银矿,碲银矿,金银矿,锌砷黝铜银矿,天然银,银矿藏细粒嵌布-15μm占95%方解石,石榴子石,绿廉石,绿泥石,石英,绢云母63%-200目铜铅混选,中矿再磨90%-200目,铜铅混选-别离,锌硫混选-别离磷胺四号, 丁基铵黑药,丁基黄药,硫酸锌,,硫酸亚铁,硫代硫酸钠(微)铅精矿 铜精矿 锌精矿 硫精矿 尾矿 原矿2194.3 891.3       49.47 73.59 8.89          银山55～62黄铁矿方铅矿 闪锌矿铁闪锌矿黄铜矿银黝铜矿,深红银矿,辉银矿,螺状硫银矿,银矿藏呈微细粒嵌布石英,绢云母63%-200目优先浮选丁黄药, 乙硫氮, 石灰, 硫酸锌铅精矿 锌精矿 尾矿 原矿1940 439 12.5 54.1   62.41 15.74 22.25 凡口108方铅矿闪锌矿 黄铁矿深红银矿,银黝铜矿,硫锑铜银矿,硫锑铅银矿,黝铜矿,银矿藏粒度小于20μm占82%以上方解石,白云石,石英80%-200目铅,锌,硫优先浮选,铅粗精再磨90～95%-325目丁基黄 药,石灰, 硫酸锌铅精矿 锌精矿 硫精矿 尾矿 原矿627.5 2322.5   31.5 16.5 105.6 40.25 43.30 10.12   6.22

（五）化炭浆法提金    人们早在1880年就开端用活性炭从含金溶液中收回金银。但作为一种提金的新工艺直到20世纪70年代才得到迅速开展并臻于完善。1973年美国霍姆斯特克炭浆厂投产以来,炭浆法工艺在全世界规模内得到广泛运用,已有40多个厂投产,许多新建的大型黄金矿山都选用了炭浆法工艺。    炭浆法工艺是在惯例的化浸出、锌粉置换粉基础上变革后的收回金银的新工艺。首要由浸出质料制备、拌和浸出与逆流炭吸附、载金炭解吸、电积电解或脱氧锌粉置换熔炼铸锭及活性炭的再生活化等首要作业组成。准则工艺流程见图4。    图4  化炭浆法准则工艺流程图     1. 浸出质料制备：一般是将原矿经两段(或三段)一闭路碎矿、两段磨矿,制备成适合化浸出的矿浆。依据我国含金矿石的特性和出产实践,磨矿细度一般为80～90%-200目。磨好的矿浆一般经浸前浓缩机脱水,以进步浸出浓度。    2. 拌和浸出与逆流炭吸附：浸出条件与惯例化法相同，一般用5～8段浸出。炭的逆流吸附有两种办法，一种是在浸出槽添加活性炭进行逆流吸附，边浸出边吸附，一般称为炭浸法（CIL），张家口、潼关、红花沟等金矿的炭浆厂选用这种办法；另一种是在化浸出之后再加几个炭吸附槽进行4～6段逆流炭吸附,一般称为炭浆法（CIL）,灵湖、赤卫沟金矿炭浆厂选用这种办法。活性炭的添加量为每升矿浆15～40克，粒度6～16目。选用空气进步器或串炭泵守时进行逆流串炭。炭吸附的总时刻一般为6～8小时，金的吸附率在99%以上。炭载金为3～7千克/吨。    炭吸附槽的规划十分要害，其好坏直接景响到炭的磨损程度,然后影响到炭浆厂的技能经济指标。单纯就炭的磨损而言,当然是空气拌和槽最好,但它功率耗费高,添加出产成本。对机械拌和槽来说，要害是断定叶轮的形状、转速和线速度,要尽量削减叶轮的剪切力,以使炭的磨损削减到最小程度。据有关材料报道,现在国内外比较抱负的吸附槽是双叶轮、中空轴进气的机械拌和槽。张家口金矿引入的炭吸附槽的技能功能列于表5。 表5  炭吸附槽的技能功能规格，mmФ5150×5650进风道，mmФ59有用容积，m2 叶轮直径，mm 叶轮数量，个 叶轮原料 拌和槽规格，mm118 Ф1900 2 中碳钢橡胶外套 Ф73×4680叶轮转速，r/min 叶轮线速度，m/s 电动机： 功率，KW 转速，r/min28 2.8   3.7 1970[next]     为了使矿浆与活性炭别离，在炭吸附槽内设置桥式筛、周边筛或振动筛等，国内炭浆厂一般选用桥式筛。    桥式筛网长度的决议，按国外材料每米筛网长经过的矿浆量为6.5升/秒,依据吸附槽经过的矿浆量即可算出筛网的长度。若选用周边筛，则要求筛网为槽子周长的12.3%。    桥式筛需求用低压风(3500帕)拌和矿浆,以防止筛网阻塞。低压风量的定额为每米筛长每分钏1.0标米3。浸出需求的中压(10000帕)风量为每米3矿浆0.002标米3。    3. 载金炭解吸：解吸工艺现在有四种办法：（1）苛性长时刻解吸法，解吸液浓度NaCN1%，NaOH1%，温度85℃解吸时刻24～60小时,美国霍姆斯特克金矿选用这种办法。因为长时刻解吸需求占有许多容器设备，已被新规划值业所扔掉。（2）低浓度苛性加醇类解吸法,解吸液浓度NaCN0.1%，NaOH1%，参加20%酒精，温度85℃，解吸时刻5～6小时。低浓度苛性钠及短时刻解吸是该法的杰出长处,但添加了酒精的收回工序,并且酒精蒸发丢失大,带来了防火问题。（3）力温加压解吸。解哪液浓度NaCN1%，NaOH1%,温度135℃,的34.3×104帕压力下解吸6～12小时，张家口和潼关金矿选用这种解吸办法。（4）高浓度苛性解吸法。解吸液浓度NaCN4%,NaOH2%，解吸温度90℃，浸泡4～8小时,然后用4倍床窜积低浓度苛性热溶液洗刷5小时,再用3倍床容积的热水洗4小时，灵湖和赤卫沟金矿选用这种解吸办法。    解吸的首要设备是解吸柱、电加热器、热交换器、过滤器及解吸液贮槽等。解吸柱一般规划为圆柱体,其高度与直径之比为6：1,柱内解吸液的体积流量一般为每小时2个床容积,其流速应小于3.4毫米/秒，以使炭不会活动。依据每天所要解吸的载金炭量即可计算出解吸柱的直径和高度。张家口金矿每天解吸载金炭700千克,解吸柱规格为ф700×4800毫米。    4. 电积电解:这是因为炭浆法流程能取得高达600克/米3的高档次贵液而选用的,固然,也可用惯例的锌粉置换法。电积电解的首要设备是电积槽，它一般用有机玻璃或塑料作为槽体，选用不锈钢间隔作阳极，以装有钢棉的结构作阴极,对含金溶液进行电积。阴极电流密度6～10安/米2，电压3～3.5伏，电积时刻8～12小时。阴极选用逆向移位，终究从第一个槽中取出阴极钢棉送熔炼。钢棉含金40%左右，电积收回率在99.5%以上。第家口金矿引入的电积槽规格和技能功能列于表6。 表6  电积槽规格和技能功能规格，mm 结构材料 电流量，A 槽电压，V 槽流量，L/s 停留时刻，min 阳极规格，mm 阳极材料2440×610×762 聚塑料 最大1000 1.5～3 0.44 34 610*762 不锈钢冲孔板槽内阳极数，个 阴极规格，m 阴极结构材料 每个阴极装钢棉，g 槽内阴极数量，个 整流器类型 最大输出A/V 输入功率，kW/V21 610×660×50.8 聚塑料 454 20 SC10006AV 1000/6 8/380     5. 炭再生：解吸后的炭先用稀硫酸（硝酸）酸洗，以除掉碳酸钙等聚积物，经几回循环后，有必要进行热力活化，以康复炭的活性。热力活化是在回转窑里进行，在阻隔空气的条件下将炭加热到700℃左右，坚持30分钟,然后倒入水淬槽中冷却，经16目筛筛出细炭后，回来炭吸附回路。    炭浆法工艺的中心是活性炭,对其活性、孔径、表面积、孔容积、强度等都有严厉的要求。国外炭浆厂悉数选用椰壳炭,其适合的炭粒度为6～16目,堆浸法选用12～30意图炭粒度。国内除椰壳炭外，对杏核炭、核桃壳炭等进行了广泛的研讨。灵湖和赤卫沟金矿选用国产GH-17型杏核炭，炭粒度8～20目。国产杏核炭的功能同椰壳炭大体相当,但在强度方面还需经过长时刻调查。[next]    炭浆法省去了逆流洗刷和贵液净化作业,取消了多段浓缩、过滤、置换设备。一同因为载金炭与浸渣的别离能用简略的机械筛分设备进行，即可冲刷也易于别离，扫除了泥质矿藏的搅扰，因此炭浆法工艺对各类矿石有更广泛的习惯性。对含泥多的矿石、低档次矿石以及多金属副产金的收回，能较大起伏地进步金的收回率。如张家口金矿曩昔选用混-浮选工艺流程，金的收回率仅75%，改建成炭浆厂今后，金的收回率进步到90%以上。    我国对炭浆法工艺的出产实践时刻还不长，但近十多年来开展很快,现已投产的炭浆厂有张家口、潼关、红化沟、灵湖、赤卫沟等金矿,正在缔造的还有峪耳岩、金厂沟梁、戴家冲等炭浆厂。引入的张家口和潼关两个炭浆厂,工艺先进,自动化水平高，计量检测手法齐备，设备先进，促进了我国炭浆法工艺的开展。    （六）堆浸法提金    早在1752年西班牙就用堆浸法来处理氧化铜矿，20世纪50年代末一些铀矿用来处理低档次矿，1967年美国开端用于处理低档次金矿。因为堆浸法具用工艺简略，设备少，出资省，出产成本低一级长处,使前期以为无经济价值的许多小型金矿或低档次矿石,现在都能用堆浸法处理。堆浸技能已在美国、加拿大、南非、澳大利亚、印度和苏联等国的金矿广泛运用。    堆浸是将发掘出来的矿石转运到预先备好的堆场上筑堆，或直接在堆存的废石或低档次矿石上,用化浸出液进行喷淋或渗滤,使溶液经过矿石而发生渗滤浸出作用,化浸出液屡次循环,重复喷淋矿堆,然后搜集浸出液,再用活性炭吸附法或金属锌置换法处理。国外用堆浸法处理的矿古金档次一般为1～3克/吨,金的收回率50～80%,银收回率30～50%,国外堆浸出产典型工艺流程见图5。    我国在70年代末开端实验研讨含金矿石的堆浸技能,并相继在虎山、石山、小秦岭区域等几十个矿点进行了含金矿石的堆浸出产实践，取得了较好的作用。现在国内堆浸场（点）的规划还不大,一般每堆为1000～10000吨,金收回率50～75%。国内堆浸出产的典型工艺流程见图6，其首要出产进程由下列几部分组成。    堆浸场构筑：堆浸场址一般挑选在接近采矿、运送便利的缓坡山地(天然斜度10～15°)，先用堆土机铲除掉杂草和浮土,然后夯实，构筑成斜度为5°左右的地基，两头高,中间稍低,便于浸出液会集流入贮液槽。堆浸场上铺两层聚乙烯塑料薄膜，其上再铺一层油毛纸，以使场所绝对不渗漏。堆浸场四周构筑高0.4米左右的土埂并作排水沟,防止雨水流入场内。在堆矿石之前，先人工堆砌约0.3米厚的大块贫矿石。     图5  国外堆浸出产典型工艺流程图     图6  国内堆浸出产典型工艺流程图[next]     矿石筑堆：先将矿石破碎到-50毫米，然后人工转移到堆分层筑堆，块矿和粉矿要散布均匀,防止粉矿会集,影响矿堆的渗透性，筑堆高度视规划巨细一般为2.5～5米。    喷淋浸出：在喷淋之前先要洗堆，即用饱满石灰水洗刷，中和矿石中的酸性物质，待从矿堆底部流出的溶液pH值到达9以上时，开端喷淋浸出液。浸出液浓度0.03～0.10%，PH值10～11，浸出液喷淋量65升/吨•日，喷淋时刻45～60天，喷淋浸出选用三班作业，每隔1小时喷淋1小时。    活性炭吸附：炭吸附与喷淋浸出构成闭路，每天将待吸附的含金贵液分次用泵扬至吸附高位槽，经过弄清，运用位差给入吸附柱。液体从下部给入，经过炭床，从上部流出,然后回来浸出。炭吸附选用4台ф300×1300毫米吸附柱,每柱装杏核炭30千克，炭粒度0.03～0.1毫米，贵液经过吸附柱的均匀流速为2.5～3.0升/分，一般以每小时经过2～3个炭床容积为宜。炭的吸附率可到达100%，炭-载金量可达8千克/吨。    载金炭的解吸电解：解吸炭的再生活化以及金泥熔炼,与惯例的炭浆厂完全相同。值得指出的是,并非每个堆浸场(点)都要设置载金炭的处理车间，可在一个区域或一个县设置载金炭处理车间,或送邻近大型炭浆厂代为处理,堆浸场可将载金炭作为产品出售。我国某些堆浸场（点）的出产指标列于表7。 表7  国内堆浸场（点）出产指标堆浸场点称号出产才能 t/堆堆浸粒度 mm原矿档次 g/t收回率 %耗费 Kg/t辽宁虎山辽宁石山 河南老湾 河南毛堂 河南灵湖 河南洛宁 河南樊岔 北京平谷刘店 河北席林湾 河北东望山 山东牟平磷肥厂700 360 1100 3000 1500 1500 1200 1000 1000 3000  ＜65 ＜40 ＜30 ＜20 ＜30 ＜20 ＜14       10～303～4 2 2.24 2.04 3 4.44 3.68 3.23 2.50 4.80 2.6969.54 61.90 75.44 55.04 63.76 75.0 59.2 51.4 62.07 63.0 61.220.64 0.49                       二、砂金矿的选矿    （一）砂金矿床的工业类型及其特色    砂金砂床散布甚广,品种繁复,按其转移间隔的远近一般可分为五种：残积、坡积、洪积、河槽冲积和滨岸砂金矿床,其间以河槽冲积型为多见。按转移营力的性质可分为风成砂金矿床,冰成砂金矿床和水成砂金矿床。按转移的年代不同又可分为深藏砂金矿床、阶地砂金矿床和河滩砂金矿床。    砂金矿床的宽度一般为50～300米或更宽,长度可达数公里乃至数十公里,埋藏深度一般为1～5米,也有深至20～30米或更深。砂金矿床的含金矿层厚度一般为1～5米，单个可达10米。    砂金矿石中除含金外,还含有多种重矿藏。与金伴生的重矿藏按其常见程度依次为：磁铁矿、钛铁矿、金红石、石榴石、锆英石、赤铁矿、铬铁矿、铂矿、铱铁矿、辰砂、钨锰铁矿、白钨矿、锡石、刚玉、金刚石、膏、方铅矿等,砂金矿中重矿藏的含量一般不超越1～3千克/米3,其他为各种粒径的砾石、卵石、砂和泥土。粘土对细粒金的收回晦气,在选金进程中应设法扫除。    金在砂金矿中多呈粒状、片状、枝状等形状存在。金的粒径一般为0.5～2毫米，但也有重达几公斤的大块金及呈粉状的微粒金。金的成色一般为50～90%，密度均匀为17.5～18克/厘米3。金的成色与密度的联系列于表8。 表8  多的成色与密度联系淡色，%10095908580757065605550密度g/cm319.318.517.817.116.515.915.314.814.313.913.4[next]     (二)砂金矿选矿工艺    砂金矿的选矿准则是先用重选法最大极限地从原矿砂中收回金及其伴生的各种重矿藏,糨而用重选、浮选、混、磁选和静电选等联合作业将金和各种重矿藏互相别离，以到达归纳收的意图。砂金矿选别一般分为碎解与筛分、脱泥和选别等进程。    1. 碎解与筛分    许多砂金矿含有胶结泥团，其粒径有的大于100毫米，这种泥团如不碎解，将在筛分进程中随废石一同扫除，形成金的丢失。别的，胶泥还能胶结在砾石或卵石上，如不碎解也要在筛分进程中形成金的丢失。    在采金船上,碎解与筛分作业是一同在圆筒筛内完结的。圆筒筛内装有臆断的螺旋角钢。操作时，圆筒筛内的洗刷水压应不低于35千帕，在陆地固定选厂，则设轩洗进行碎解与筛分。选用平桂50型或平桂1—100型水两台,按对角线方向重复冲刷。水出口压力不低于20千帕。    筛分作业能扫除20～40%的废石（砾石、卵石）,是砂金矿不行短少的作业。合理筛分参数的断定有必要依据原矿砂中金的粒度组成的测定材料。现在我国砂金矿山挑选的筛孔一般为10～20毫米，如用固定溜槽做粗选设备时筛孔可大些,但不能超越60毫米。固定选厂的筛分设备多为格筛、振动筛,采金船则用圆筒筛。筛上冲水不但能进步筛分功率,还能进一步碎解胶泥，所以砂金矿的筛分作业多为水筛。水筛冲水量依据洗矿要求断定,并应尽量满意下段选别作业对浓度的要求，如系溜槽粗选则冲水量应为砂矿量的8～14倍（体积比）。    2. 脱泥    砂金矿中小于0.1毫米的物料一般不含金或金甚微。例如珲春金矿的砂金矿中小于0.1毫米的金只占0.15%,桦南金矿局的砂金矿中小于0.1毫米的金占0.18%,而同粒级矿泥却占原矿砂的13.77%。小于0.1毫米的金俗称漂浮金，在选别进程中很难收回,而同一粒级的矿泥却对选别进程,特别是机械选别进程起搅扰作用。所以在砂金矿机械选矿厂内，总是设法将小于0.1毫米的矿泥脱掉。出产上常用的脱泥设备为各种规格的脱泥斗。而溜槽选金答应的物料粒级宽,且处理量大,因此溜槽选别之前多不脱泥。    3. 选别    实践证明，重选法是处理砂金矿最有用、最经济的办法。因为砂金矿中金的粒度组成不同,各种重选设备处理物料的有用粒度边界也不同，所以合理的砂金矿选别流程应是几种重选设备的联合作业。    粗选段得出的含金精矿，金档次100克/吨,重砂矿藏多在1～2千克/吨以上，关于含金粗精矿的处理现在有三种办法：（1）用淘金盘人工淘出金粒后重砂丢掉；（2）用混筒进行内混,取得膏后重砂扔掉；（3）用人工淘洗或混提取金后，重砂会集送精选厂处理，用磁选、电选等办法别离收回各种重砂矿藏。    砂金矿的选金收回率：两段溜槽选别为70～74%，溜槽粗选，跳汰扫选、摇床精选流程为75～80%。    （三）采金船的出产实践    砂金矿床用采金船发掘较其他发掘办法具有机械化程度高、出产才能大、发掘成本低和出产劳动条件好等长处。自1870年新西兰初次运用采金船发掘法以来,美国、苏联、澳大利亚、加纳、马来西亚等许多国家相继运用.采金船首要适于发掘坐落地下水位以下的宽河谷砂金矿床、斜度不大的小溪砂金矿床以及含水的厚层海边和湖滨砂金矿床。    我国砂金资源丰富，采金历史悠久。解放后,我国采金工作者自行规划和制作了各品种型采金船。现在采金船发掘也成为我国砂金矿床发掘的首要办法，其产值约占砂金总产值的60%。现在已有斗容别离为50、100、150、250、300升的链斗式采金船数十只，散布在黑龙江、吉林、四川、湖南等省区。我国砂金矿发掘运用的采金般，其首要技能功能列于表9。 表9  采金船首要技能功能采金船规格，L59100150250300挖斗容量 水下发掘深度，m 出产才能，m3/d 装机容量，kw 分量，t50 6 500 138 100100 7.5 1800   420150 10 3000～4000 620 500～600250 15 6600～8300 1300 1350～400300 11 8100 1050  [next]     1. 采金船的选金工艺及首要设备    采金船的出产进程是：从挖斗卸下的含金矿砂,饱尝矿漏斗给入圆筒筛进行洗矿、碎解与筛分。筛上砾石用胶带机或砾石溜槽排至船尾的采空区；筛下矿砂则经过密封分配器给当选别设备进行粗扫选,取得的粗金矿有的在船上精选和人工淘洗直接取得产品金，大都则送到岸上精选厂会集处理。    现在国内采金船上的选金工艺流程有：单一固定溜槽流程，榴槽—跳汰—摇床流程和三段跳汰流程等。    单一固定溜槽流程即选用横向固定溜槽粗选，纵向固定溜槽扫选,精矿定时由人工整理并淘洗。小型采金船遍及运用该流程。据调查,这种流程的选金收回率在%/ 0 +%5之间。收回率的凹凸同给矿量巨细、矿浆浓度改变、溜槽的单位负荷及当选矿砂中细粒金的含量有关。50升和100升采金船上固定溜槽的技能功能、溜槽单位负荷与收回率的联系以及金粒度与收回率的联系，别离见表10表12。 表10  固定溜槽技能功能类别50L100L横向槽纵向槽横向槽纵向槽长度，m 宽度，m 倾角，° 溜格高度，mm 溜格距离，mm 矿浆层厚度，mm 矿浆流速，m/s3～4 0.6 6 40～50 50～60 40 1～1.24～8 0.8 4 30～40 40～50 45 1.2～1.44～5 0.6 6 40～60 50～70 45 1～1.26～10 0.8 5 40～50 50～60 50 1.3～1.5 表11  溜槽单位负荷与收回率的联系  溜槽单位负荷，m3/m2·h0.35～0.50.6～11～1.51.5～2收回率，%71.2～63.465.8～60.158.5～51.351.2～46 表12  金粒度与收回率的联系金粒度，mm﹥11～0.420.42～0.2﹤0.2收回率，%918260.519     珲春金矿250升采金船选用溜槽—跳汰—摇床流程，设备为1000×1000毫米四室与二室尤巴型跳汰机、6-S摇床及ф900×1200毫米混筒。跳汰机结构简略、易于操作办理、给矿粒度规模宽（-16毫米）。可是，它在固定溜槽尾矿扫选中,因为给矿液固比（10：1）习惯其当选条件（6～8：1），故其选别作用欠佳。摇床具有富集比高、选别作用好、操作便利及耗水、耗动力低一级长处，但其单位面积出产率低、占地面积大、选别作业条件要求高。尤其是船体在出产中常常摇摆、歪斜，对其选别形成的影响，是它难以克服的弊端。这种流程的选金收回率在78～84%之间。    呼玛金矿局从荷兰MTE公司引入的300升采金船用三段跳汰流程，它包含一段两组九室圆形跳汰机，三段三室圆形跳汰机及三段二室一组矩形跳汰机。我国在汲取国外先进技能的基础上规划缔造的150升采金船,其选金工艺流程：一段为一组九室圆型跳汰机,二段为二台矩形跳汰机,三段运用典瓦尔跳汰机,精选用摇床。这种工艺流程比较完善先进,选金收回率在90%以上。采金船用跳汰机技能功能见表13。[next] 表13  采金船用跳汰机技能功能参数跳汰机称号类型典瓦尔型尤巴型梯形荷兰圆形荷兰矩形作业室尺度,mm     室数 床层总面积，m2 冲程,mm 冲次,次/min   给矿最大度，mm 处理才能，m3/h 耗水量，m3/h 给水压力，kPa 设备功率，kW 传动办法300×450     2 0.27 0～26 322;420   12 1～2 2～4 10 1.1 机械1000×1000     4 4 3～30     16 10～15 21.6～43.2 6   机械1000×   1000 2 2 8～30     16 4～5 14.4～36 6   机械1200 ×3600 2400 8 5.7 0～50 130;200 270;350 10 10～15 30～50 10 2×2.2 机械      9 31.275 20～25 50～140   25 112～225   3 7.5 机械/液压1070×1070     2 2 15 50～140   25 6～15   3 4 机械     2. 采金船选金工艺存在的问题及其改善途径    现在我国采金船出产因为工艺流程简略且为开路选别,当选作业条件欠安,圆筒筛的洗矿、碎解和筛分才能不强,没有大粒金捕收设备,金的丢失达10～40%,其间在圆筒筛筛上砾石中丢失6～30%，在选别作业尾矿中丢失4～20%。跟着采金船出产的开展，结合我国详细实践，吸收国外先进技能,采金船选金工艺将会有较大开展；一是洗选设备逐步习惯配套；二是工艺流程逐步趋于完善，发明适合的选别条件，以最大极限地进步选金收回率。    （1）工艺流程:小型采金船应以可动溜槽或离心盘选机为主。可动溜槽和离心盘选机均能完成机械化整理粗精矿,且单位选别面积处理量大，收回率高；从工艺装备上看，也比固定溜槽削减空间方位与占地面积，它无疑将替代以单一固定溜槽为主的疏程。而对大、中型采金船，则用三段跳汰流程较为适合。这种疏程设备装备紧凑,合理地运用了采金船空间和天然高差，完成矿浆的自流回来，然后简化了选金工艺；加之精选作业闭路选别,削减了金的丢失。这种流程终究会替代溜槽—跳汰机流程。别的，采金船大将增设块金捕集与脱水、脱泥的工艺；在船上只取得含金重砂,终究产品在岸上精选厂提取，这样可简化采金船（2）上选金工艺，削减金丢失，进步选金的收回率。    洗选设备：洗矿圆筒筛应进一步强化碎解和筛分，加强机械和水力作用，延伸物料在筛内停留时刻，添加有用筛分面积(25%以上),对筛内环形阻料环、螺旋破碎齿以及纵向扬板等,要针对矿砂性质进一步研讨,以增强碎解作用。对含泥量超越10%的难洗矿砂，应选用新式擦拭筒筛。    圆形跳汰机是一种适于采金船上选别细粒金的高功率重选设备，与尤巴型、梯形跳汰机等比较，在处理量、选别深度、给矿办法、耗水耗电量以及占地面积与空间装备等均占有优势。圆形跳汰机在外形上是梯形跳汰机的组合体,除具有梯形跳汰机的特色外，还选用了机械+ 液压传动,其脉动曲线是锯齿形的,显着差异于普通跳汰机的正弦脉动曲线,有利于细粒金的收回。圆形跳汰机在工艺装备上更适用于采金船的特色，无疑将替代其他跳汰机。    离心盘选机将逐步运用在采金船上。国内研发的ф368毫米离心盘选机已用于砂金矿的选别。其技能功能:转数120转/分,处理量5米3/台•时，电动机功率2.2千瓦。该设备具有结构简略，操作便利,处理量大、耗水少及选别作用好(作业收回率达95%)等特色，尤其是设备高度小，精矿产率低，富集比高，然后可简化采金船上的选矿进程,便于在船上装备。    3. 采金船的出产实例———珲春金矿!×$ 升采金船    250升采金船于1974年在吉林珲春金矿正式投产,珲春金矿属第三纪含金砾岩砂矿和第四纪河谷冲积砂矿床，含金矿砾层厚度4.5米,混合矿砂含金0.19～0.23克/米3,砂金颗粒以中粒为主,大于0.5毫米者占65.41%,砂金成色83.3%，在矿砂中含泥很少，一般在1.2～1.5%，归于易洗矿砂。伴生矿藏首要有钛铁矿、磁铁矿、褐铁矿、锆英石、金红石等。    该船挖斗链由84个挖斗组成,每个挖斗容量为250升,挖斗链工作速度26～36斗/分，水下发掘最大深度9米，平底船尺度(长×宽×高)为24.81×20×2.7米，吃水深度2米。采金船出产才能240～280米3/时，总耗水量2660～3000米3/时。采金船总重1524吨。    选金工艺流程:先用横向溜槽收回粗、中粒金,随后从横向溜槽尾矿顶用粗选跳汰机收回微细粒金,所得粗精矿用跳汰机和摇床再精选,终究用混筒提金。出产实践标明：最好在粗选跳汰机之前安设脱水设备,以使横向溜槽尾矿的浓度适合于跳汰作业要求。采金船金总收回率为75～80%,其间横向溜槽金收回率为52～55%,粗选跳汰则为23～25%。    首要设备：圆筒筛规格ф2.7×10.8米,倾角8°,转速7.5转/分，筛孔分五段,别离为8；10；12；14；16毫米,筛内水压45千帕。    溜槽设备视点7.5°,长4.3米,宽0.6米。圆筒筛两边各19个,全船共38个,总面积96米2。作业的液固比为12：1。    跳汰机为尤巴型1000×1000毫米四室笔直隔阂式,共10台。跳汰作业矿浆浓度40～60%。摇床为6—S型。混筒为ф900×1200毫米，一次装料350～400公斤，混时刻1.5小时。    250升采金船选金工艺流程见图7。

一、脉金矿的选矿    国内开发的脉金矿石类型繁复,首要可概括为:含金石英脉或含金黄铁矿石英脉型；含金钠铁矿蚀变花岗岩型；含金鑫金属硫化矿石英脉型，含金氧化矿石英脉型和含金钨砷矿石英脉型五类。依据各类型矿石的特色，选用重选、混选、浮选、化、、炭浆和树脂吸附等办法中的一种或多种归纳性的工艺进行选别，有时还辅经水冶、热处理法等。    （一）重选法选金    重选是选金最陈旧、最遍的办法之一。在砂金矿中，金一般是呈单体天然金形状存在,密度一般大于16吨/米3，与脉石密度差大，因而重选是选别砂金矿最首要、最有用、最经济的办法。但在脉金选厂,重选则很少独自运用，多干什么为联合提金流程的一部分,一螌在磨矿与分级回路中,选用跳汰机或螺旋溜槽与摇床合作,提早收回已解离的粗粒单体金,以利于这以后的浮选或化作业，并可或得合格的金精矿。这种办法在小型金矿和当地群采矿山用得较遍及，如内蒙的金厂沟梁、洪流清等金矿。    重选选金的首要设备是各种形式的溜槽、跳汰机和摇床。除惯例重选设备外，依据我国金矿的出产特色,在消化、吸收国外先进设备基础上,我国研发了皮带溜、罗斯溜槽、圆形跳汰机、砂金离心洗选机组等新式重选设备,在黄金出产中已取得杰出效果。如山东金矿金场选厂在磨矿分级回路设置软覆面（毛毯）溜槽,金的收回率可达70%。软覆面溜槽还用来处理浮选或混尾矿、以进步金的收回率。    （二）混法提金    混法按其出产方法可分为内混和外混。在砂金砂山普通用混法别离金矿与重砂矿藏；而在脉金矿山，混一般作为联合流程的一部分与浮选、重选、化等合作，首要用来捕收粗粒单体金。    内混是在混筒或磨矿机内进行，可以较好操控的污染。    外混的首要设备是混板，它由支架、床面、板三部分组成。板材料有紫铜板、镀银铜板、纯银板等，以镀银铜板的混效果最好。为了镀银和出产上替换便利,常将电解铜板裁成宽400~600毫米,长800~1200毫米的小块,镀银后，按支架的歪斜方向一块块铺设在床面上。    板面积的断定与处理矿石量、矿石性质和混作业在选金流程中的效果有关。一般，在板面上矿浆流深度为5~8毫米,流速0.5~0.7米/秒的条件下,处理1吨矿石所需的板面积为0.05~0.5米2/吨•日。若混只为捕收大颗粒游离金,其尾矿需求浮选、重选或化时，板定额可定为0.1~0.2米2/吨•日。各种条件下的板定额列于表1。 表1  板出产定额混在选金流程中的方位矿石含量，g/t﹥10~15﹤10细粒金粗粒金细粒金粗粒金混，作为独立作业 混，然后溜槽扫选 混，这以后有浮选或化0.4~0.5 0.3~0.4 0.15~0.20.3~0.4 0.2~0.3 0.1~0.20.3~0.4 0.2~0.3 0.1~0.150.2~0.3 0.15~0.2 0.05~0.1     混作业条件：给矿浓度10~25%，给矿粒度3~0.4毫米，矿浆矿速0.5~0.7米/秒。清耗量为3~8克/吨。    毒防护：能以液体、盐类和蒸气的形状皮肤、粘膜或呼吸道浸入人体。游积于、肝、脑、肺、骨骼等器官中使人中毒。尤其是蒸气对人的损害最大,可以引起急性或缓慢中毒。我国规则空气中含量不允许超越0.01~0.02毫克/米3，工业废水中及其化合物的最高容许浓度为0.05毫克/升。[next]    为了维护环境不爱污染,维护工人的身体健康,混应约束运用。国外有些国家已制止运用混，我国仅仅单个金矿和一些当地小型矿山还在运用混。关于设有混作业的选厂,有必要做好毒的防护:(1)拟定严厉的混操作准则。装器皿要密闭，谨防蒸腾逸出；进行混操作时有必要身着防护用品，防止与皮肤直接触摸；在有的房间内不寄存食物、吃东西、吸烟。(2)混车间和炼金室要加强通风，膏洗刷等作业应在具有抽风设备的密闭操作橱内进行。(3)凡具有带作业的厂房地上应挑选不吸的材料砌筑，地上做成1~3%的斜度，墙与地上应坚持润滑,定时用肥皂水或溶液(1：1000)洗刷。(4)操作橱下、室外的污水井内都应有集设备,尽量不使丢失。(5)带操作的车间庆定时用二氧化锰吸收法净化，该法对空氧中的蒸气的吸收率可达99%。    （三）浮洗法选金    浮选是黄金选矿厂处理脉金矿石运用最广的办法之一。在大大都情况下,浮选法用于处理可浮性很高的硫化矿藏含金矿石,效果最明显。因为经过浮选不只可以把金最大极限地富集到硫化矿藏精矿中,并且可抛弃尾矿,选矿成本低。浮选法还用来处理多金属含金矿石,例如金-铜、金-铅、金-锑、金-铜-铅-锌-硫等矿石。关于这类矿石,选用浮选法处理可以有用地别离选出各种含金硫化物精矿,有利于完结对矿藏资源的归纳收回。此外，关于不能直接用混法或化法处理的所谓“难溶矿石”,也需求选用包含浮在内的联合流程进行处理。当然浮选法也存在局限性；对粗粒嵌布、金粒度大于0.2毫米的矿石,对不含硫化物的石英质含金矿石，调浆后很难取得安稳的浮选泡沫，选用浮选法就有困难。    近年来，金矿石的浮选工艺有很大发展,首要表现在工艺流程的改造、研发新药剂、改善规划等方面。选用阶段磨矿、阶段选别流程是现在浮选选金的发展趋势，国外大都选金厂选用二段乃至三段,我国遂昌金矿、湘西金矿选用两段磨矿、两段选别流程、金的收回率进步2~6%；改动药剂准则，选用多种药剂混合增加,也可改善选金效果遂昌金矿和金厂峪金矿用丁胺黑药与黄药混合增加，金的收回率进步2~5%。    因为浮选法只能将金最大极限地富集到各种硫化矿藏精矿中,不能终究取得制品金，因而选用单一浮选流程的选金厂为数不多,一般是将浮选作为联合流程的一个进程选用。现在我国选用单一浮选流程的选金厂有遂昌、岫岩等金矿，以及一些当地群采小金矿。    （四）、化法提金    化法自1887年运用于矿山提取金银以来,已有近百年的前史,工艺比较老练。因为其收回率高，对矿石适应性强,能就地产金，所以至今仍是黄金出产的首要办法之一。    化法可分为拌和化和渗滤化。拌和化用以处理重选、混后的尾矿和浮选的含金精矿,或用于全泥化；而渗滤化用于处理浮选尾矿和低档次含金矿石的堆浸等。    惯例化法是一种很成塾的工艺，它包含浸出质料的制备；拌和化浸出；逆流选涤固液别离；浸出液净化和脱氧；锌粉置换和酸洗；熔炼铸锭等首要作业。其准则工艺流程见图1。 图1  惯例化法准则工艺流程图[next]     1．浸出质料制备：一般是将采出矿石经破碎、磨矿(或选矿),制备成合适化浸出的矿浆。磨矿细度视天然金的嵌布特性而定。对含金石英脉矿石，一般磨至60~70%-200目；而对硫化矿藏含金矿石，多选用浮选富集，精矿再磨至90~95%-325目；对含砷或磁黄铁矿高的矿石，则采纳浮选精矿焙烧脱硫脱砷后,焙砂进行化；此外尚有含碳高而搅扰化浸出的矿石，需进行加氯氧化后进行浸出等。    2. 拌和化浸出：在矿浆浓度35~50%，pH值10~10.5，浓度0.03~0.06%的条件下，充沛拌和浸出24小时以上。使95%以上的金被溶解为金络合物。其反响式为 4Au+8NaCN+O2+2H2O→4NaAu（CN）2+4NaOH     拌和浸出槽有机械拌和式和空气拌和式两种。我国的黄金化厂曩昔选用浮选调浆用的拌和槽作浸出槽,种类规格少,功耗高,现在已逐步被筛选。跟着黄金出产的迅速发展，在消化、吸收国外先进设备的基础上,已研发了几种大型新式节能型浸出槽，如ф3000×8500毫米空气拌和浸出槽，ф3000×5000轴流式机械拌和浸出槽等，尤其是双叶轮中空轴进气机式拌和浸出槽，容积大，功耗低，中空轴进气，使空气经过叶轮能更好地涣散到矿浆中,可进步浸出效果，并可下降供风体系的压力和风量,然后又削减了空压机的设备功率。因而，它是现在国内外公认的比较先进的浸出槽。北京有色冶金规划研讨总院规划的双虽轮、中空轴进气机械拌和浸出槽系列产品的规格和技能功能列于表2。 表2  双叶轮中空轴进气机械拌和浸出槽规格及技能功能 类型规格有用容积 m3叶轮直径 mm电动机类型功率，kWФ2000×2500 Ф2500×3150 Ф3150×3550 Ф3550×4000 Ф4000×4500 Ф4500×5000 Ф5000×56006 13 24 35 50 71.5 100Ф740 Ф925 Ф1160 Ф1320 Ф1550 Ф1750 Ф1900Y100L-6 Y112M-6 Y132S-6 Y132M1-6 Y132M2-6 Y160M-6 Y160M-61.5 2.2 3 4 5.5 7.5 7.5       所需浸出槽的总容积核算与浮选槽核算类似。    式中  V—所需浸出槽的总容积，m3;          Q—日处理矿量，t/d;          t—所需浸出时刻，hr;          δt—矿石密度，g/cm3或t/m3;          R—浸出矿浆液固比；          K—浸出槽容积利用系数：浮选金精矿化K=0.8～0.88；合泥化K=0.9～0.95。    依据核算出来的总容积挑选浸出槽，然后核算浸出槽的台数。应当指出，一般化浸出为4～8段，因而浸出槽台数不该少于4台。[next]    浸出槽按其槽容积的充气量定额m空气拌和槽为0.013～0.025米3/米3•分；机械拌和槽为0.002米3/米3•分。     3. 逆流选涤固液别离：为使化浸出液与浸渣得到充别离离，一般选用多台单层或多层浓缩机组成多级逆流洗刷；选用过滤机进行多级过滤工洗刷；选用多台浓缩机和过滤机组成联合洗刷。后者国外比较常见,而国内则首要是选用单层或多层浓缩机进行多段逆流洗刷。    三层浓缩机可以接连操作，作业牢靠，办理便利,动力耗费省,可削减占地上积,因而得到广泛运用。三层浓缩机的核算与一般选矿厂运用的单层浓缩机相同。三层浓缩机因为结构上的原因,只要中心传动式一种。现在出产上运用的三层浓缩机的技能规格列于表3。 表3    三层浓缩机技能规格型 号内径 m深度 m沉积面积 m2耙架转速 r/min传动电动机运用矿山类型功率，kWФ7m三层 Ф9m三层 Ф11m三层 Ф12m三层   Ф15m三层  7.0 9.0 11.0 12.0   15.0  2.4×3 2.0×3 2.3×3 2.55 2.2；2.48 2.7；2.35 2.7538.5 63.5 95 113   186  0.246 0.221 0.154 0.2   0.15  Y112M-6 Y132M1-6 Y160M-6 Y132M2-6   Y160M2-6  2.2 4 7.5 5.5   5.5  金厂峪茅坪 焦家新城 五龙 三山岛   海沟       多级逆流洗刷流程的核算:假定各级洗刷作业的排矿量与给矿量持平；洗水和各级洗刷的溢流所含固体忽略不计；在洗刷作业中没有浸出效果，液体金不发生沉积。依据逆流洗刷流程的液体量平衡，液体含金量平衡原理,可推导出各级逆流洗刷功率的公式： [next]     式中  E1、E2、E3、E4、E5——各级洗刷功率，%;          F—洗刷水与给矿量之比（洗水比）；          R—各级浓缩机排矿的液固比；          L—浸出后矿浆的液固比；                      a洗——洗水含金档次;；a1——榜首级浓缩机中液体含金档次。    实例：已知化原矿含金52克/吨，浸出率96.15%，浸出浓度33.33%，洗刷浓缩机排矿浓度50%，稀释到20%再进入下级浓缩机，新水不含金。    依据已知条件，L=2，R=1，K=0，F=3，用上列方法核算的各级洗刷功率、贵液档次，排液档次成果列于表4。 表4  各级洗刷功率、贵液档次、排液档次洗刷级数二三四五洗刷功率，% 贵液档次，g/m3 排液档次，g/m394.12 11.765 2.9498.11 12.264 0.94599.38 12.423 0.3199.79 12.474 0.105     4. 浸出液的净化和脱氧：从洗刷作业得到的浸出液（贵液），一般含有70～80PPm乃至更高的固体悬浮物。为了给锌粉置换作业预备条件,有必要使贵液中的悬浮物含量降到5～7ppm。含氧量降到1ppm以下，因而要对贵液进行净化和脱氧。    现在出产上运用的贵液净化设备有板框式真空过滤器和管式过滤器，脱氧用真空脱氧塔来完结。    板框式真空过滤器：它是一个长方形槽，内装若干片过滤板框，板框一端与槽外真空汇流管相接，板框外套滤布袋。出产时要在滤布外涂上1～2毫米厚的硅藻土做助滤剂，当贵液给入槽内时，液体经过滤布被吸到脱氧作业，固体悬浮物则留在滤布表面，到达净化意图。当滤片上阻力增大，流量削减到不能坚持正常出产时，就要用高压水冲刷滤布,或用稀（5%）洗掉滤布上的结垢。    依据某些化厂的出产实践材料,板框式真空过滤器的出产定额为2.7米3/米3•日板框式真空过滤器结构简略,制造便利,净化效果好，但滤饼整理不方便,每周都要逐片取出用水冲刷,工人劳动强度大。在新规划的化厂较少运用。    管式过滤器：它是现在出产中用得最广泛和较好的贵液净化设备，首要由下锥圆桶形过滤罐体和36根过滤管组成(见图2)。多孔的过滤管外套滤布袋，过滤时，溶液由罐体下部旁边面进液管压力给入，经过滤布进入滤管,滤渣留在滤布上,净液由滤管上部经聚流管排出，然后到达溶液净化的意图。卸渣时,以压缩空气从聚流管的排液口向滤管内反吹,使滤饼从滤布上卸下并从锥底的排渣口排出。    现在出产上运用的管式过滤器只要20米一种规格。     图2  管式过滤器    1—罐体；2—过滤器；3—聚流管；4—衔接支管；5—支架[next]     脱氧塔：它是一底锥圆柱形塔体，塔内上部装有溶液喷淋器，中部为塑料点填料层，填料堆由塔下部的筛板支承,筛板下方是脱氧液储存室，并设有液面操控设备(见图3)。脱氧塔内的溶液是由真空吸入塔的顶部,由喷淋器淋洒到填料层上,在真空效果下,液体内溶解的气体被脱出,到达脱氧意图。脱氧液由锥底的排液口由泵吸出并压入置换作业。     图3  脱氧塔1—淋液器；2—外壳；3—点波填料；4—进液管；5—液位调理体系；6—蝶阀；7—真空管；8—真空表；9—液位指示器；10—入孔口     出产中脱氧塔真空度一般为9.06～9.6×104帕，脱氧率可达95%以上,脱氧液含氧量在0.5克/米3以下。现在化厂运用的脱氧塔有ф1000×3000；ф1200×3600；ф1500×3600；ф1800×4000毫米等几种规格。脱氧塔的配套真空设备一般选用水喷射泵。    5. 锌粉置换和酸洗：用锌粉置换溶液中的金络合物使金沉积分出。为了使锌粉取得更有用的置换反响，在溶液中应坚持0.005%左右的铅盐和0.05%左右的浓度。    锌粉置换的首要设备是板框式压滤机。出产时,要将压滤机的滤框和滤板的压紧面清洗洁净、涂上黄油、套以双层滤布,压紧后，先在滤布上挂上一层2～3毫米的硅藻土作助滤剂，然后再挂上一定量的锌粉，最终才压力给入加有锌粉的贵液，当贵液经过滤布上的锌粉层即完结置换反响。压滤机每半月或一月卸一次滤饼(即金泥)。金泥含水30～40%。    金泥中含有很多的残锌和其他溅金属，选用酸洗除掉，以得到高档次的金泥。    6. 熔炼铸锭：金泥与熔剂一般按1：0.8～1的配比,即硼砂30～40%,硝石25%,石英砂15～20%，萤石5～10%,其他为苏打、氧化锰等。在1000～1100℃的炉温进行3小时左右的熔炼除渣，可取得含金银为85%以上的金锭(合质金)。    我国黄金化厂始建于60年代,20多年来在工艺流程的改善和新设备的研发方面均有较大发展。金厂峪、招远金矿选用两浸、两洗工艺，进步了金的收回率；选用ф6～15米三层洗刷浓缩机作多级逆流洗刷，节约出资和占地上积；改锌丝置换为锌粉置换，用管式过滤器净化贵液,进步了产品质量；在含污水处理上用硷氯法和酸化法替代曩昔的漂白汾法,大大节约了污水处理费用以及合质金的进一步电解完结金银别离等等。    现在我国的化首要是处理与硫化物共生关系密切的石英脉含金矿石、石英-黄铁矿石、石英-黄铜矿-黄铁矿石，这类矿石经浮选将金富集到硫化矿藏精矿中后,再用化法处理。如金厂峪、小巧、新城、焦家、五龙等金矿归于这种类型。    全泥化首要用来处理低硫化物含金的氧化矿石英脉矿石吸含泥高的矿石,如赤卫沟、联合沟、海沟、柴胡栏子、达茂旗金矿等。

现在，我国已探明的银矿储量分为两部分，一部分是银档次到达工业目标具有独立挖掘价值的银矿储量，另一部分是指银档次低于工业目标，随主元素挖掘而趁便归纳收回的伴生银矿储量。那么我国是怎么对这些银矿资源进行选矿加工的呢? 我国以出产银为主的独立银矿的选矿基本上都选用浮选法选银，而共、伴生银矿则选用：单一浮选法和浮-重选法、浮选-化法的联合流程来进行选矿，其间以浮选最为重要。 为了进步独立银矿浮选的收回率，我国也采取了三方面的办法：一是针对银矿藏嵌布粒度的粗细特色，尽可能使银矿藏充沛解离，进步银的收回率;二是挑选中性或弱碱性的浮选矿浆碱度和选用碳酸钠作浮选矿浆的调整剂，进步银的浮游性;三是调配运用黄药与黑药，增强对银的捕收才能。 银矿石通过选矿进程之后，所得到的产品有银精矿、银泥和各种有色金属的含银精矿。现在对前两者一般选用火法熔离(反射炉、电炉、坩埚、鼓风炉、闪速炉)，或许用湿法冶金别离提取，再行电解精粹;后者主要是在冶炼有色金属进程中，半银富集到阳极泥(主要是铜、铅阳极泥)中归纳收回。在我国98%的白银是从各类有色金属矿的冶炼阳极泥中收回的。 近年来，在国家一系列优惠政策鼓舞下，我国在共、伴生银矿的归纳选矿收回方面得到了加强，许多矿山和炼厂注重了银的收回，选矿技能设备有了必定的开展，银的收回率也不断进步。

金银矿的浮选实例：     1、曙光金矿的选矿     该矿金属矿藏首要有天然金和黄铜矿，其次有褐铁矿、磁黄铁矿和黄铁矿。脉石矿藏以石英为主，其次为绢云母、绿泥石、斜长石、黑云母、碳酸盐等。矿石中有用成分为金、铜和银。     金以天然金为主，其粒度散布为:     粒级/ mm  +0.074  0.074~0.053  0.053~0.037  0.037~0.01   - 0.01     相对/%        5.79           8.94             7.58              61.27        16.42    出产工艺流程如图11-3 所示。这个重浮联合流程，重选部分用于收回粗粒和中粒的金，浮选部分用于收回细粒的金。因为原矿档次较低，易浮矿藏(包含云母和绿泥石) 较多，故采用了四次精选。4000t/d 选矿厂用XCFⅡ /KYFⅡ浮选机。浮选捕收剂先后用过单一黄药、丁铵黑药、黄药+丁铵黑药，终究只用Z-200,首要出产指标见表11-2 所列。     2 、某碲铋金矿浮选    该矿床是一个比较特殊的矿床。它是碲、铋与金、银伴生的矿休。碲为半导体元素，在电子、军工和医药范畴有广泛的用处。原矿首要成分(%) 如下:   金属矿藏有辉碲铋矿、磁黄铁矿、黄铁矿、黄铜矿、针铁矿和天然金等。脉石矿藏以铁白云石为主，其次为白云母，还有少数绿泥石等硅酸盐矿藏。辉碲铋矿多呈脉状、网脉状及块状散布，呈浸染状者少，其粒度一般为0.1~ 1mm。天然金多为明金。    浮选实验中从前实验过九种捕收剂: 乙基铵黑药、异丙基铵黑药、乙基酯黑药、25 号黑药、丁基铵黑药、35 号捕收剂、156号捕收剂、乙基黄药和丁基黄药。但终究以为乙基黄药(EX) 最好，丁基黄药次之。起泡剂用松醇油。实验断定的流程和药剂准则，如图11-4 所示。选别成果列于表11-3.

一、前语    受经济危机影响，镍价在2008年急速下滑，国内成交价一度降到8万元／t，红土镍矿报价也随之狂跌，1．8％档次红土镍矿的港口价跌至每1千吨180～500元。现在水泥、钢材和机电设备的报价处于低位，这正是建造现代化镍铁厂的好时机。    镍的表观消费量中，不锈钢消费约占总消费量的50～65％，电镀职业约占20％，在研讨镍的消费量时首先要分析不锈钢的出产、消费所发生的影响。    二、我国原生镍商场巨大    （一）不锈钢消费量的快速添加将拉动镍消费量的进步    跟着我国经济的展开和人民生活水步，不锈钢出产消费快速添加。铬镍系不锈钢是消费镍的首要不锈钢种类，因为其优异的归纳功能，得到广泛运用，占不锈钢总产值的60～75％。近年镍价和铬价高启，不锈钢厂商着力开发铁素体不锈钢和节镍不锈钢，已取得必定效果。但业界普遍以为，300系不锈钢仍将占有不锈钢总产值50％以上。     估计2010年我国不锈钢粗钢消费量将达1100万t，其间Cr-Ni系不锈钢占600万t以上。    不锈钢产值的添加将拉动镍金属消费量添加。不锈钢出产所需镍金属首要来历于金属镍、镍铁和不锈钢废钢。跟着不锈钢产值添加，我国镍金属依托进口的局势短期内不会改动。    据海关计算，2007年我国净进口镍金属量15万t(包含精粹镍、镍铁、不锈废钢中含镍等)，加上国内镍金属产值13万t，镍铁200万t，不锈废钢182万t，三者算计折合镍金属直销量约26万t，总的镍直销量约41万t。    （二）估计2010年，镍金属直销将持续依托进口    1、20l0年将比2007年增产150万t铬镍系锈钢，镍需求量将添加10～15万t。    2、我国不锈钢社会积存量低，并且不锈钢出产周期长，国内不锈废钢资源难以快速添加，不锈废钢进口也不行能很多添加，不锈钢废钢紧缺的局势将持续存在。    3、现在国内多家厂商在海内外筹建镍(铁)厂，将会添加镍的直销。但总体上看，因为遭到基础设备、技能、资金、人文环境等方面的约束，展开较慢，规划偏小。    我国还没有现代化镍铁厂，不锈钢厂年耗费约8万t低档次含镍生铁，首要产自高污染的小高炉和低功率、高能耗的小型矿热炉，产品质量不契合ISO6501标准。跟着环保方针执行和商场竞赛加重，这种工艺将在近年内筛选。     三、国家方针积极支撑“开发低档次红土镍矿高效运用关键技能”    长时刻以来，我国镍的出产以金川公司为主，其质料是当地产硫化镍矿，是不行再生资源，资源量渐少、挖掘难度增大，从国家战略储藏考虑，应对金川镍矿这一名贵资源进行保护性开发，而从国际商场购买硫化镍矿处理国内缺少的可能性很小，因而应学际上老练的镍铁冶炼技能，开发适宜国内质料和动力条件的技能，运用国际上简单购得的氧化镍矿出产镍铁，满意经济展开要求。    2008年发改办高技【2008】301号《国家发革委办公厅关于安排施行2008年度严峻工业技能开发专项的告诉》第三条中清晰指出：“资源归纳运用关键技能方面：开发杂乱多金属共伴生矿高效开发运用技能、冶炼进程中稀有稀散元素提取技能、低档次红土镍矿高效运用关键技能、金属矿山二次资源中有价元素高效捕收技能”。将高效运用低档次红土镍矿关键技能列为国家严峻工业技能开发专项内容之一。    国家《有色金属工业长时刻展开规划(2006～2020年)》中也指出：“因为硫化镍矿资源紧缺，开发镍土矿具有重要意义”。    可见，运用国外氧化镍矿资源，学际上老练先进、节能环保的火法冶炼镍铁技能，开发适宜国情的红土镍矿高效运用技能，建造现代化镍铁厂，是受国家方针支撑、商场潜力大的好项目，也是我国镍工业展开的必然趋势。    四、学际上老练的RKEF工艺，开发低档次红土镍矿高效运用技能    湿法冶炼工艺适宜高镍、高钴，低镁的红土镍矿，以液态酸(或)作浸出剂，提取Ni和Co，其他很多的铁和少数的铬悉数成为固体废弃物。浸出剂仅部分收回运用，其他经处理后以液态方式排入江河或废液池，湿法冶炼中还发生很多Co。这些废固、废液、废气无法循环运用，环境危害大，现在咱们还没有把握相关的无害化处理技能。    以低档次红土镍矿为质料，选用高压酸浸工艺出产镍硫，进而出产电解镍的工艺在国际上现已老练，可是受出资、技能引进、环境保护措施的约束，在国内建造这种工艺的镍厂还需进行技能开发和研讨，建厂条件还不老练。    实际的做法是消化国外先进老练的火法冶炼镍铁的技能，按我国的动力条件对这种工艺技能进行改善。建造适宜我国国情的现代化镍铁厂。    （一）国内以红土镍矿为质料的镍(铁)冶炼工艺现状    我国的现代化镍铁冶炼还处于空白状况，现在出产低镍生铁的小高炉和小矿热炉工艺因为高能耗、高污染，在剧烈的商场竞赛下正逐步退出历史舞台。    1、鼓风炉(小高炉)工艺    鼓风炉工艺是最早呈现的红土镍矿冶炼镍铁的技能，1875年，在新喀里多尼亚小高炉就已运用，后法国也有选用，但该法因耗费很多优质焦炭、污染严峻而为人诟病。终究该工艺在商场竞赛和环保压力下中止，1985年日本矿业公司佐贺关冶炼厂的最终一座镍铁高炉熄火，标志着鼓风炉冶炼镍铁技能在欧美、日本等发达国家与世长辞。    前几年我国快速展开的不锈钢出产拉动了镍铁需求，在高镍价、贱价焦炭、低环保门槛的条件下，部分出资者运用钢铁工业方针筛选的炼铁高炉冶炼镍铁，取得暴利。但跟着焦炭价位回归合理、镍价跌落和环保方针执行，现在高炉镍铁厂大部分已停产。    高炉冶炼镍铁技能必将被筛选的首要原因是：    (1) 质料适应性差、高炉无法大型化红    适用“高铁低镁(低镍)”红土镍矿，当红土矿含镍1.5％、含铁35％时可得到含镍约  4％的低镍生铁。假如用低铁高镁(高镍)矿，高炉渣量大、粘度大炉况顺行难以确保。    因为炉料强度低，只能选用小型高炉(矮高炉)出产镍铁。    (2) 产品质量难以契合炼钢要求    高炉含镍生铁档次低，一般在2～8％，大多在5％以下，冶炼不锈钢时需求协作参加较多的镍板，这进步了单位质料镍的本钱。    该工艺焦炭、熔剂的用量大，P、S大部分进入产品，镍铁档次低、ω   (S)、ω(P)含量高，添加了不锈冶炼的担负。    (3) 出产工艺不安稳    镍铁的成分动摇大，不易操控，难以大批量安稳供货。    (4) 焦比高    出产含镍2％的镍铁，每吨镍铁的焦炭耗费大于1.0t；出产含镍5％的镍铁，每吨镍铁的焦炭耗费量约2.0t。    (5) 污染严峻    除掉传统高炉污染，氟化物的污染更严峻。为坚持高炉顺行，有必要参加萤石以进步炉渣流动性，萤石参加量占炉料总量的8～15％，国内镍铁小高炉没有脱氟设备，悉数放散，对人和环境损伤巨大。    2、冷料入炉“烧结机-矿热炉”镍铁工艺    因为焦炭提价和用户要求高含镍量的镍铁，国内建造了一些用烧结机出产红土镍矿烧结矿，冷却后入矿热炉冶炼镍铁的工厂。其间很多是改造旧的铁合金电炉来出产镍铁，变压器容量多为6.3MVA、9MVA和12.5MVA，最大的为25MVA。    该工艺不必焦炭，质料适应性比小高炉好，产品镍含量更高，但仍存在能耗高、功率低的缺点。某厂用2％档次的镍矿，出产含镍11～14％的粗镍铁，每吨粗镍铁冶炼电耗(1～1．2)×104kWh/t，折合吨金属镍电耗8.8万kWh，是RKEF工艺的2倍多。原因在于：“烧结机-矿热炉”工艺无法为矿热炉供应预复原的高温料。     25MVA矿热炉4h出一次铁，每次出铁量约15t，折合lMW功率年产镍金属量仅140t。    高电耗和低功率与冷料入炉相关，很多时刻和电力用于炉料升温。    笔者所见的“烧结机(有的还选用土法烧结工艺和烧结锅工艺预备矿热炉用质料)-矿热炉”工艺的产镍铁厂都没有完善的环保设备，特别是矿热炉为敞开式或许半密闭的小烟罩式，不能收回煤气，不光污染环境，还形成煤气糟蹋。烧结机也悉数没有设备余热收回运用设备，这类工厂不具备现代化、大规划的镍铁出产条件。    有的工厂运用电弧炉处理烧结矿，出产镍铁，效益更差，基本上已停产。    3、复原造锍工艺     开始在鼓风炉内进行出产，因为能耗高遭到筛选。    现在有些厂商在电炉内进行造锍熔炼，得到低钢冰镍。该工艺与传统硫化镍处理工艺相同。因为红土矿档次低，低冰镍产品含镍少，渣量巨大，并且能耗高，使得该工艺无法与硫化镍矿传统处理流程进行竞赛。选用该工艺的厂商不多。    （二）RKEF工艺技能老练，在镍铁冶炼范畴占主导方位    RKEF工艺技能(“回转窑-矿热炉”法)始于20世纪50年代，由Elkem公司在新喀里多尼亚的多尼安博厂开发成功，因为产品质量好、出产功率高、并且节能环保，RKEF工艺很快代替了鼓风炉工艺。跟着冶金科学技能的展开，RKEF工艺也吸纳了包含自动化、清洁出产在内的很多最新技能效果，在规划制作、设备调试和出产操作上日臻老练，已成为国际上出产镍铁的干流工艺技能，占有操控方位。现在全球选用RKEF工艺出产镍铁的公司有十几家，出产厂广泛欧美、日本、东南亚等地，其间最大年产能达7～8万t金属镍，在长时刻的运营中，虽然国际镍职业风云变幻、镍价大起大落，但这些镍铁厂大都坚持着杰出的成绩。2005年美国金属学会查询了国际红土镍矿冶炼厂及年产值，见表1。 表1   2005年美国金属学会查询的国际红土镍矿冶炼厂及年产值    这13家镍冶炼厂的年产值总计约36.5 万t，约占国际原生镍总产值的30％，占红土矿火法冶炼镍铁产值的8l％(2007年国际总产镍量142万t，氧化镍矿的奉献为42％，以镍铁方式出产金属镍量约45万t)。    可见，在国际规模，以廉价的红土镍矿为质料，选用RKEF火法冶炼镍铁的工艺技能具有很强的适用性和经济性。    （三）RKEF工艺介绍    1、对质料的要求    关于“回转窑(RK)-矿热炉(EF)”流程，矿石成分很重要，有3个目标是选用RKEF工艺应该关怀的：    (1) Ni档次，期望在1.5以上，最好 2.0以上。    (2) Fe／Ni，期望在6～10，最好挨近6，中Ni档次高；假如Fe／Ni>10，则很难冶炼出含20％的镍铁，因为质猜中Fe过高，很难在回转窑中操控氧化铁的复原度。    (3) MgO/SiO2，在0.55～0．65较适宜，少数参加熔剂就能够得到低熔点的炉渣结构。    以上3个条件仅仅适宜的条件，而不是有必要的条件，在矿石条件不契合上述要求时，能够出产档次较低的镍铁，技能经济目标将遭到影响。    复原剂（烟煤或无烟煤均可)和石灰石也是RKEF工艺所必需的，这两种质料在我国资源丰富，简单得到。    2、典型工艺流程、主体设备结构    (1) 出产流程    质料场→筛分、破碎和混匀配料→回转窑→矿热炉→铁包脱硫→精粹转炉→浇铸。在这个基础上，展开了对质料预枯燥、质料制球、回转窑节能和余热发电、矿热炉高效冶炼和低熔点渣系配料、选用底吹或侧吹精粹转炉代替顶吹转炉、镍铁粒化等技能，适用于不同条件的工厂。    (2) 典型工艺配备组成    2台5.0×100m回转窑、2台63MVA的密闭矿热炉、40t的底吹精粹转炉，造粒和铸块设备。年产镍铁10.12万t(镍金属2～2.2万t)。鉴于国产设备的老练度和运送条件限制，为下降出资，国内的在建工厂选用4座回转窑、2台48MVA矿热炉的计划将能够缩短建造周期，收到好的经济效益。    (3) 工艺概述    矿石、石灰石、复原剂在质料场、备料间加以筛分破碎后，混匀配料送入回转窑。    在回转窑中，质料经枯燥、焙烧、预复原，制成约1000℃的镍渣，回转窑烟气经余热锅炉、除尘、脱硫化后排放，粉尘与质料混合后再次入窑。    镍渣在关闭隔热状况下(高架送料小车)参加矿热炉料仓(内衬耐火砖)，依据工艺要求经过不同方位的下料管分配到矿热炉内。矿热炉为全关闭式，自焙电极，埋弧冶炼，复原并熔分粗制镍铁和炉渣，一同发生含Co约75％的矿热炉荒煤气，荒煤气经过净化送到回转窑烧嘴，与煤粉一同作为燃料，除尘灰经处理后，回来到质料场。矿热炉炉渣经过水淬后可作为建筑材料，用于路途建造、制砖。    矿热炉的产品是粗制镍铁，出铁前预先在铁水包加脱硫剂，出铁一同脱硫，粗制镍铁含Si、C、P等杂质，需求持续精粹，扒渣后，兑入酸性转炉，吹氧脱硅，一同参加含镍废料以防铁水温度偏高，脱硅后扒渣(或许挡渣出铁)，兑入碱性转炉，吹氧脱磷、脱碳，一同参加石灰石造碱性渣，碱性转炉精粹后的镍铁水送往浇注车间，铸成合格的产品镍铁块或许制成粒状镍铁。    (4) 工艺特色    ①质料适应性强。可适用镁质硅酸盐矿和含铁不高于30％的褐铁矿型氧化镍矿，以及中间型矿。最适宜运用湿法工艺难以处理的高镁低铁氧化镍矿石。    ②镍铁档次高，有害元素少。相同的矿石，RKEF工艺出产的镍铁档次高于高炉法和“烧结矿-矿热炉”工艺。该工艺的脱硫和转炉精粹工序能够将镍铁的有害元素下降到ISO6501标准所要求的规模内，为炼钢用户所欢迎。    ③节能环保，循环运用。质料水分较多，料场和筛分破碎运送的进程中不发生粉尘，回转窑烟气余热可收回蒸汽用于发电，经过烟气脱硫满意环保要求后排入大气，回转窑和矿热炉烟尘回来料场；矿热炉煤气经除尘后送回转窑作燃料，炉渣水淬后成为建筑工业原材料。转炉烟气余热收回蒸汽，煤气收回运用，炉渣磁选回炉，尾渣可铺路或制作水泥。从含水炉料进入回转窑直到矿热炉出铁出渣的整个进程产中，炉料处于全关闭，环保节能。    ④镍渣热料入矿热炉。回转窑产的镍渣在900℃以上的高温下入炉，相关于“烧结矿-矿热炉”的冷料入炉，节省了很多的物理热和化学热，明显下降了电能和复原剂的耗费，进步了出产功率。    我国是不锈钢出产和消费的大国，镍铁需求巨大，十分有必要把握运用RKEF技能，以低本钱高功率地出产镍铁，满意国民社会展开需求的一同发明杰出的经济效益。该工艺的大多数设备为冶金工业常用设备，以我国冶金设备制作才能，均可国产化，大大下降出资。    RKEF氧化镍矿火法冶金技能由日本、加拿大和前苏联所具有。2005年以来经过与前苏联专家触摸，讨论协作的可能性，并调查了由前苏联建造、地处乌克兰的帕布什镍铁厂。现在已有中钢沿海公司、福建德胜镍业、天津荣程钢铁公司购买了该技能，这些项目都在进行中，估计l～2年内将建成投产。    五、对RKEF技能进行改善和立异    虽然RKEF是老练技能，但因为各国各地的外部条件不同，比方电和动力结构，将影响出产本钱。    国内选用该技能有必要进行改善。首先要研讨配料模型。国内氧化镍矿资源贫乏，要依托进口，进口矿来历杂乱，缺少安稳的质料基地，使得配料模型的开发更为重要。配料模型断定后，还要进行小型工业试验，以取得炉渣熔点、渣铁熔分特性和适宜的烧结温度等数据，以辅导出产。    其次，展开对回转窑的余热运用和烟气脱硫的研讨。因为天然气资源紧缺，国内建造项目的回转窑多用煤粉为燃料，为保护环境，有必要清晰回转窑烟气特性，脱除烟尘和硫分，一同研讨回转窑低温余热运用问题。    再次，矿热炉是镍铁冶炼出资最大的工序，关于炉型、耐火材料、电极直径、极心圆直径、电极电流密度及电压调整等需求进行研讨，断定最适宜的参数，完成节电和延伸炉衬寿数。    最终，转炉的问题。在国内看到的几座镍铁精粹转炉沿用了炼钢用顶吹转炉的规划，喷溅严峻，原因是镍铁精粹转炉的渣量大，约是炼钢转炉渣量的10倍。别的，粗制镍铁是高硅镍铁水，普通炼钢转炉处理起来很困难。国内建造中的镍铁厂选用氧气底吹转炉将很好地处理以上问题。转炉炉渣收回运用和镍铁粒化工艺也是重要的研讨内容。    六、典型RKEF流程工厂的出资和首要技能经济目标    1、出资预算    项目的设定：    建造一个年产10万t镍铁(镍含量20％、镍金属量2万t)，产品契合ISO650l标准的镍铁厂。    出资预算内容：    (1) 质料场。包含装卸料的抓斗机、胶带运送机，给料机、除铁器等，贮存量由质料直销条件决议，能够满意1个月正常出产的用料。    (2) 筛分破碎工段。包含胶带运送机、板式给料机、锤式破碎机、格筛、吊钩桥式起重机等。    (3) 备料工段。圆盘给料机、计量皮带、悬挂式起重机等。    (4) 回转窑工段。回转窑，自行卸料小车等。    (5) 矿热炉工段。密闭式矿热电炉。    (6) 精粹工段。喷吹脱硫设备，精粹转炉。    (7) 浇铸工段。铸铁机或环形浇注机。    (8) 公辅设备、厂区路途：总降、制氧、动力中心、安全供电设备、烟气净化、余热(煤气)收回设备、渣处理、喷吹煤预备、水处理、机修、制品库等。    出资预算费用见表2。表2     出资预算表（单位：万元）    上述预算是大略的，项目所在地不同会有必定改变。    2 、首要技能经济目标和本钱计算     镍矿转运到工厂料场后的含水量25～30％(物理水)，经堆存配料天然枯燥后，入回转窑时的含水量为22～25％。表3中的1.7％是指干基的镍矿含镍量。表3   首要技能经济目标       在上述条件下，RKEF工艺本钱计算见表4。 表4    镍铁本钱预算       3、本钱和盈余才能分析    由表4可见，在国内选用RKEF工艺出产镍铁的本钱低，赢利空间大。RKEF工艺的本钱对红土镍矿和电的报价改变最灵敏，其次是复原剂、燃料(煤)报价。矿价、电费和煤价对出产本钱的影响见图一。                          图一     国内条件下RKEF工艺的出产本钱     取红土镍矿报价动摇规模为200～1600元/t干矿。电价考虑了0.4元／kWh、0.6元/kWh，0.8元/kWh三种状况，煤价考虑了700元/t、1000元/t、1300元/t三种状况，做出该质料条件下典型RKEF工厂的出产本钱曲线。    电价和煤价动摇20～30％的状况下，镍的出产本钱上下起浮约1000美元；质料、动力较贵时，RKEF工艺的出产本钱约11000美元/t金属镍，质料、动力廉价时，RKEF工艺的出产本钱不到10美元／t金属镍。    经过计算2001～2007年的国内镍价和 1.8～1.9％之间的红土镍矿报价进行对数趋势分析，得到图一中的弧线，可见，当镍价低于10000美元／t时，RKEF法出产镍铁是不经济的，当镍价在10000～11000美元时，RKEF法出产镍铁处于微利，当镍价高于11000美元时，RKEF法出产镍铁是盈余的。    七、结语    经过上述分析，以为短期内国内镍的供应仍将小于需求。国家方针支撑低档次红土镍矿高效运用技能的开发，为我国镍铁业的展开发明了机会。    国内小高炉镍铁工艺和“烧结机-矿热炉”镍铁工艺都存在高能耗、高污染、质量差的问题，正在被逐步筛选。    RKEF工艺广泛用于镍铁冶炼，技能老练、节能环保，是国际上镍铁出产的最首要办法。研讨我国特定的质料条件和动力结构，打破配料模型，回转窑以煤粉为燃料的焙烧和复原，底吹氧气转炉冶炼等关键技能，开发适宜我国国情的RKEF工艺将为我国镍铁职业的展开做出奉献。    虽然镍价处于历史上的低位，可是本钱分析标明，选用先进的镍铁冶炼工艺，充分运用设备和建筑材料贱价时期的优势，建造现代化的镍铁厂，仍有很好的经济效益。

天然界银为主（主要是银的硫化物、硫锑化物）的矿床较少，75%～80%的白银产于Cu，Pb，Zn，Mo，Bi等硫化矿床和金矿床。     矿石中的银主要与硫化物共生。黄铁、黄铜、闪锌、方铅。毒砂等硫化矿藏中常含有银。 天然界的银矿藏有80多种，常见有40多种。主要有辉银矿（Ag2S）、深红银矿（3Ag2S·Sb2S3）、浅红银矿（3Ag2S·As2S3）、角银矿（AgCl）和天然银。     辉银矿可浮性较差。因具有延展性而难于破坏，粗粒级浮选速度慢，丢失大，特别在精选中易从泡沫中掉落，辉银矿易被按捺而不易被SO2按捺。黄药、黑药是银矿藏常用捕收剂。 银的特性及收回办法见表1       表1  银在矿石中的特性及其收回办法  银的特性收回办法粗粒（大于0.1～0.2mm）的天然银和天然合金重选化呈游离和连生体的细粒（小于0.1～0.2mm）的天然银和天然合金化浮选与下一步对精矿进行化比较呈游离或连生体的角银矿颗粒化呈游离和连生体的银的简略硫化物浮选与浮选精矿进行化及熔炼化呈游离和连生体的银的碲化物，硒化物和杂乱硫化物以及银铁矾颗粒氧化焙烧或氯化焙烧，对焙烧进行化浮选、精矿进行熔炼或焙烧，焙砂用化法处理银包裹在方铅矿、黄铜矿、辉铜矿和其他有色金属硫化物中浮选、精矿进行熔炼银包裹在铁的硫化物中浮选、精矿进行氧化焙烧或氯化焙烧以及对焙烧进行化 矿藏的粗粒部分可用重选法加以收回

(1)浮选回收银的主要方法。从多金属矿石中回收伴生银，常把银富集在浮选精矿中，待冶炼中回收银。 对以银为主的矿石常采用重浮联合流程或单一浮选流程把银矿物富集而后银精矿再用*法等化学提取。 (2)浮选实例。我国某银矿是低温热液含多金属银矿床、矿石中金属矿物以辉银矿，螺状硫银矿为主，自然银次之。伴生有少量铜、铅、锌、硫等硫化物及氧化物，金属矿物占1.16%，脉石主要为石英，还有少量长石、绢云母等，占全部矿物的98.84%，矿石中铜、铅、锌、硫矿物嵌布粒度较粗，而银矿物嵌布粒度较细，一般在0.074～0.005mm之间，与硫化矿物及脉石的关系都很密切，要获得较好的银浮选指标，必须细磨采用浮选—浮选精矿再*的联合流程回收银，浮选工艺流程简单，采用带控制分级的一段磨矿流程，控制分级溢流细度为-200目占70%～80%，浮选为一粗一精二扫作业，浮选精矿脱药再磨后送*浸出。