钼精矿外观为黑色或稍带银灰色极细粉末，其用途为浮选所得的钼精矿，供生产氧化钼、钼铁、钼盐等用。出口钼精矿的包装，有以下两种：①内玻璃纤维袋，外麻袋、每袋 净重50kg；②内乳胶袋、外麻袋每袋净重25～30kg或50kg。质量规格及化学成分根据GB3200—89钼精矿的技术条件，共分三个品级 九个品种(见表6-6-39)。表6-6-39 钼精矿质量规格品级 种类 钼%不小于 杂 质%,不 大 于SiO2 As Sn P Cu Pb Cao特级品 一类 51 7.0 0.05 0.04 0.03 0.2 0.30 2.8二类 51 8.5 0.03 0.02 0.02 0.2 0.15 1.4三类 51 5.0 0.10 0.10 0.05 0.5 0.60 1.5一级品 一类 47 9.0 0.07 0.07 0.05 0.3 0.40 3.0二类 47 11.0 0.05 0.05 0.03 0.3 0.20 2.0三类 47 6.0 0.20 0.15 0.10 1.0 1.50 1.5二级品 一类 45 12.0 0.07 0.07 0.07 0.3 0.50 3.0二类 45 13.0 0.06 0.06 0.04 0.3 0.30 2.0三类 45 6.0 0.25 0.15 0.15 1.5 1.50 2.0注:①表中一类，二类系采用浮选方法生产的钼精矿产品，三类系钨锡 钼等多金属矿综合回收钼精矿产品；②钼精矿中铼为有价元素，供方应提供分析数据。.检验标准出口钼精矿化学成分检验按照GB/T15079—94进行。.注意事项①根据用户要求，生产单位可供Mo≥54%的钼精矿 产品；②经供需双方协议，可调整上表个别指标；③浮选钼精矿产品粒度要求通过200目筛筛下物不小于60%；综合回收钼精矿产品粒度应由供需双方协议；④钼精矿产品中水分与油 分含量之和不得大于4%；⑤精矿产品中不得混入外来杂物。

优质钼精矿与非优质钼精矿的报价不同，1975年7月1日克莱麦克斯公司所供应钼精矿的报价，优质比非优质高出2.5％～17％。     美国克莱麦克斯公司拟定的优质钼精矿标准为MoS2≥95％、Cu＜0.15％、Pb     铜-钼选厂产出的浮选钼精矿，一般含铜都超过了0.5%，铅和氧化钙含量也常超支。钼选厂产出的浮选钼精矿含杂，有时也难到达优质品标准。     为出产优质的高纯度钼精矿，常见的出产工艺有以下几种。     1、强化选矿     加拿大恩达科在精选进程取得两种产品：优质钼精矿含钼56.88％与普通钼精矿含钼51%。     北京银河化工厂选用浮选柱对钼精矿进行七段开路浮选，在获取优质钼精矿（含MoS 97%，钼回收率37％）的一起，还产出一部分钼中矿。萨尔瓦多选用九段精选，从惯例钼精矿中别离出优质钼精矿（含MoS2 97％，钼回收率65％），一起还产出一部分普通钼精矿。     笔者选用TL药剂强化浮选，从含钼47％的钼精矿，出产出含钼为57%~58％、钼回收率≥97％的优质钼精矿，一起还产出一少部分钼中矿（Mo≤2％）。     2、浸出     浮选精矿中含CaO、PbS较高时，可运用浸除。     常见含钙矿藏为方解石（CaCO3），其次为萤石（CaF2）。它们自身不易浮，一般进当选钼尾矿中。可是，连生体、受油药污染或机械搀杂等原因，往往少数进入钼精矿，使其CaO含量超支。     方解石可溶于生成可溶CaCl2：   CaCO3＋2HC1＝CaC12＋CO2↑＋H2O       加拿大恩达科对CaO含量0.4％的浮选钼精矿，过滤前参加在常温常压下浸出，使钼精矿CaO含量降到0.03％。     方铅矿（PbS）也能与反响，生成PbCl2。PbCl2不溶于水，但在加热时PbCl2与Cl-反响，生成可溶性PbCl3-： 2PbS＋6HCl＝2PbCl3＋3H2S↑       美国亨德逊钼选厂浮选钼精矿档次为：90%MoS2、0.8%FeS2、0.2%Pb、0.5%CaO、0.05%Cu、6%酸不溶物（大部分为硅酸盐）。为下降铅和氧化钙的含量，出产出优质钼精矿，选用5%浓度的HCl溶液，在80℃下浸出16h，PbCl-3进入滤液，冷却结晶出PbCl2。使钼精矿中的铅含量降到0.03%，氧化钙含量更低，取得了优质钼精矿。     杨家杖子钼选厂当氧化钙过高时，在钼精矿过滤前，向精矿溜槽中滴加工业，亦可下降产品中氧化钙的含量。     但对萤石和硅酸盐中的钙（比方栾川钼矿钙铁石榴石中的钙），用是无法浸除的。     3、氯盐浸出     氯化浸出是运用高氧化功能的FeCl3或CuCl2氧化黄铜矿或方铅矿：   CuFeS2＋4FeCl3＝CuC12＋5FeC12＋2S   PbS＋2FeC13＝PbC12＋2FeC12＋S       Fe3+离子氧化硫化物，分出S的标准电位Eo（V）为：  硫化物FeSZnSCuFeS2FeS2Cu2SCuSE0（V）0.060.2640.2640.420.560.59 [next]     实际上，硫化矿藏浸出难度次序为：磁黄铁矿＜辉铜矿＜方铅矿＜闪锌矿＜黄铜矿＜黄铁矿。浸液中除或外，往往还须参加碱金属的氯盐（如NaCl）或碱土金属的氯盐（如CaC12），它们既可以进步浸液的沸点，使浸出能以在100~110℃高温下进行；又能为PbCl2、CuCl供给很多C1-离子，使难溶的PbCl2、CuCl生成可溶的络离子进入液相，Cu、Pb浸除得以完成：   PbCl2＋Cl- → PbC13-   CuCl＋CI- → CuCl2-       浸液还要参加HCI以坚持必定酸度。     钼精矿的氯化浸出早已在布伦达施行，投产。该工艺也常称布伦达法。     布伦达铜钼矿是国际范围铜-钼档次较低的选厂，原矿含铜0.183%、含钼0.049%。矿石中的铜矿藏首要为黄铜矿。     布伦达的浮选钼精矿均匀含钼54.97％、含铜0.32％、含铅0.38%（1974年）。明显铜、铅含量都较高，1974年布伦达选厂选用了诺兰达公司研究中心研究出的氯盐浸出工艺后，钼精矿档次上升到55.89%Mo、0.054%Cu、0.033%Pb。其质量之高在其时是国际罕见的。     浸液配方一般为：CuCl2 1％、FeC13 10％、CaCl2（或NaC1）30%、HCl 10％。浸出在常压加温下进行，浸出温度一般控制在100~110℃。浸出为接连作业，每次2~3h，浸出后，经过滤将CuCl2-与PbCl3-别离出来。滤液中含反响产品CuCl2-、PbC13-、FeC12…，还含有未效果完的药剂。一般抛弃30％滤液，避免Cu、Pb等在浸液中堆集，其他滤液通入，使FeCl2再生为FeCl3后循环运用。     浸出本钱约9~11美分/kg钼，价格进步95美分/kg钼。布伦达年增赢利约300万美元。     智利安迪那、加拿大海蒙特、美国西雅丽塔等选厂也都选用了相似的氯盐浸出工艺，将钼精矿的铜含量降至0.1％以下。     氯盐加温浸出工艺，原则上适用脱除简直一切的硫化杂质。但因药耗高、能耗大，一般只用于浸出、化浸出难于脱除的黄铜矿。当然，当脱除黄铜矿时，天然也浸除了其它硫化杂质。     4、化浸出     能与硫化铜表面的铜离子反响，生成可溶性铜络离子，使硫化铜矿藏溶解。辉钼矿不与反响，不溶于溶液。根据这个原理，可用化浸出来进行铜-钼别离。     铜矿藏不同，在化溶液中溶解度不同，见下表。   表  几种硫化铜在化液中溶解度①  矿藏 溶解率 （%） 温度（℃）辉铜矿 （Cu2S）斑铜矿 （Cu5FeS4）硫砷铜矿 （Cu3AsS4）黝铜矿 （Cu12Sb4S13）黄铜矿 （CuFeS2）23 4590.2 100.070.0 100.065.8 75.121.9 43.75.6 8.2        ①0.1%NaCN，24h [next]     明显，辉铜矿等次生铜矿藏在化液中溶解度很高，在常温、常压下也可很好地浸出，黄钼矿在化液中溶解度很低，很难浸出。化浸出法也只适合浸除钼精矿中的次生钼矿藏。     浸出是在常温、常压下进行。用量为1~1.5kg/t。     智利的几个大型铜-钼矿山正挖掘次生富集铜矿带，当选矿石中，首要铜矿藏为辉铜矿（Cu2S）。经铜-钼别离后，所获钼精矿含铜约在0.5%~1.0%，为将铜含量降至0.3％以下，大多选用了简单易行的化浸出工艺。     智利丘基卡马塔浮选钼精矿含钼52.5％、含铜1.5％（辉铜矿）。当经接连和分批两段化浸出后，终究产品含钼54％、含铜0.1％．榜首段浸出耗0.8kg/t、第二段浸出耗0.4kg/t。     智利萨尔瓦多、夸琼、帕克帕拉等铜-钼矿山也都选用化浸出工艺浸除浮选钼精矿里的辉铜矿，使终究产品含铜低于0.3%。     化浸出药耗低，可在常温、常压下作业，浸液腐蚀性小，易于施行。但毒性太大，严峻影响到它的推行。     5、氟化浸出     浮选钼精矿（甚至高纯钼精矿）还往往含必定量的石英或硅酸盐，在制取MOS2润滑剂时，还须参加使其脱除。     浸除硅类杂质的机理在于生成可溶性盐：   SiO2＋6HF＝H2SiF4＋3H2O   Ca3Fe2（SiO4）3＋8HF＋6HCl＝3CaSiF6＋2FeC13＋12H2O       HF是一种中强酸，电离度较低（3.53×10-4）。为进步F-离子浓度，加速反响。1978年罗马尼亚专利改用（NH4F）替代HF。     HF或NH4F都要添加HC1（H2SO4），在加温下进行。因为F-对硅酸盐的溶解效果，使惯例搪玻璃反响釜遭到应战。     上海某化工厂在每产出1t含MoS2 97％产品时，需耗费50%350kg，30%2t。终究产品含SiO2＜0.5％，     笔者氟化浸出在玻璃钢（粉醛树脂）反响釜内进行，浸液中HF浓度3%~5%、HC1浓度1％、反响液固比1：1，反响温度：75~80℃。在加温浸出3~4h后，产品中SiO2含量降至0.0275%，钼含量达59%以上。     氟化浸出无法脱除钼精矿中非钼硫化杂质，出产MoS2润滑剂（Molykote）时，有时还须在氟化浸出前添加氯化浸除硫化铜、铁的工艺。     由化浸出、氯化浸出、氟化浸出等化学选矿手法，一般可出产出由浮选工艺无法到达的高纯度钼精矿。

在钼的开发中，矿石必须经过选矿富集，生产出含钼量较高，有害杂质很少的合格钼精矿。然后，再去生产所需产品。从钼精矿开始，到各种含钼钢材、钼基合金和钼的各种化工产品。其间，必须经过一个初级加工过程，生产出一系列初级钼产品。     钢铁的钼添加剂，主要以钼铁、氧化钼和钼酸钙形式出现。     钼及钼基合金的基本原料是高纯三氧化钼。     固体润滑剂基本成份是高纯二硫化钼粉。     催化剂、颜料及其他化工产品的基本原料通常为钼酸铵、钼酸钠或高纯三氧化钼。 由钼精矿生产这些初级加工产品的工艺流程见下图。   图  钼精矿深加工原则流程

1. 概述 　　钼在我国储量居世界前列，辽宁锦西、陕西金堆成、吉林、山西、河 南、福建、广东、湖南、四川、江西等省均有钼矿，且储量大，开发条件好，产值在全国占有重要位置。具有工业价值的钼矿藏首要是辉钼矿(MoS2),约有99%的钼矿是以辉钼矿(MoS2)状况挖掘出来的。现在，我国钼精矿首要对俄罗斯、日本以及西方国家出口。               2.性质 　　MoS2为铅灰色，与石墨近似，有金属光泽，属六方晶系，晶体常 呈六方片状，底面常有斑纹，质软有滑感，片薄有挠性。比重4.7～4.8，硬度为1～1.5 ，熔点为795℃，MoS2划在陶瓷板上的条痕为浅绿灰色或浅绿黑色，加热至400～500℃时MoS2很简单氧化而生成MoS3，硝酸和都能使辉钼矿(MoS2)分化。 　　3.用处 　　MoS2用于出产钼铁合金、金属钼、钼酸钙、钼酸铵、润滑剂等。 　　4.产制 　　辉钼矿(MoS2)是简单浮选的矿藏，浮选法是MoS2精选的首要办法。用浮选法可得到含85～95%的钼精矿，总回收率达90%。 　　5.包装 　　出口钼精矿的包装，有以下两种：①内玻璃纤维袋，外麻袋、每袋 毛重50kg;②内乳胶袋、外麻袋每袋毛重25～30kg或50kg。 　　6.质量规格及化学成分 　　依据GB3200—89钼精矿的技能条件，共分三个等第九个品种(见表)。 表： 钼精矿质量规格等第品种钼%不小于杂 质%,不 大 于SiO2AsSnPCuPbCao特级品一类517.00.050.040.030.20.302.8二类518.50.030.020.020.20.151.4三类515.00.100.100.050.50.601.5一级品一类479.00.070.070.050.30.403.0二类4711.00.050.050.030.30.202.0三类476.00.200.150.101.01.501.5二级品一类4512.00.07

反射炉或电炉熔炼铜精矿时，为了调整铜铳品位以减轻转炉吹炼负担并回收铜精矿中的一部分硫制酸，通常先经过半氧化焙烧。       图1  为流态化焙烧设备连接图实例。    图1  流态化焙烧设备连接图实例   1－桥式抓斗起重机；2－粗矿仓；3－精矿斗；4、5－胶带运输机； 6、9－精矿斗；7－圆盘给料机；8、10－皮带秤；11－流态化焙烧炉； 12－废热锅炉；13－φ1200旋风收尘器；14－φ650旋风收尘器； 15－排烟机；16－电收尘器；17－鼓风机

焙烧产物有炉子溢流口出来的焙砂、从烟气出口出来的烟尘和烟气。焙砂与烟尘的成分略有差别，后者含硫较高，两者合并起来叫做焙烧矿。       表1焙烧矿化学成分及物理性质实例。   表1  焙烧矿化学成分及物理性质实例厂别化学成分，％物理性质CuFeSSiO2Zn其它堆积密度 t/m3安息角，°比热 kJ/（kg·℃）白银－冶 铜山 阿纳康达16.86 18.20 30.9030.55 34.60 22.604.16 15.30 18.05.83 16.80 7.603.36 2.70  39.24    1.18    25～27    0.74           表2为白银－冶焙砂及烟尘筛分析实例。   表2  白银－冶焙砂及烟尘筛分实例，％粒度,mm焙砂竖管烟尘大旋烟尘小旋烟尘电收烟尘0.3518.510.6750.37  －0.351～＋0.2465.930.0530.148  －0.246～＋0.1755.930.0270.74  －0.175～＋0.10422.533.3060.020.4310.241－0.104～0.07418.9410.8886.641.5351.239－0.07415.7084.2292.597.9498.52       表3为流态化焙烧炉出口烟气实例。   表3  流态化焙烧炉出口烟气实例厂别烟气量 km3/h烟气含 尘量g/m3烟气成分，％烟气温度 ℃备注SO2SO3H2OO2N2白银－冶  12.7～14.7300～350     750～800炉床36m210.8～13.722612.460.545.371.9379.70750～800炉床22.5m2博尔22.16113712～14 23～28微 600湿法进料

一、焙烧矿       焙烧矿的浸出率是衡量焙烧矿质量的主要标准。半硫酸化焙烧要求铜的水溶率为50％左右，全硫酸化焙烧时则高达90％。酸溶率一般要求为97％以上。铁的酸溶率越低越好，以1％～2％为宜。烟尘中铁的酸溶率比焙砂高，因为烟尘中含氧化铁较高，粒度又较细，容易浸溶出来。       焙砂的颗粒较粗，堆积密度约为1.5～1.6t/m3。烟尘的颗粒较细，几乎全部在0.074mm以下，堆积密度约为1～1.2t/m3。       表1为焙砂与烟尘质量实例。表2为焙烧矿化学成分实例。表3为焙烧矿粒度组成实例。   表1  流态化炉焙砂和烟尘质量实例，％精矿产地焙烧矿 产出率烟尘率焙砂烟尘铜的酸溶率铜的水溶率铁的酸溶率全硫铜的酸溶率铜的水溶率铁的酸溶率全硫大冶87.544.398.644.321.566.399.475.33.97.7德兴105159588 7.59695 9.6小寺沟1093394.252.1  94.1571.2  二密10830.695.892.21.58.996.696.03.110.6中条山  9890  9796.0  东风1144088.8559.966.78.17         ①东风为焙砂烟尘混合取样数据。   表2  流态化炉焙烧矿化学成分实例，％名称CuFeS总AsAl2O3CaOMgOSiO2Ag,g/t焙烧矿14.9925.697.690.630.560.0981.0511.20 焙烧矿12.0733.757.740.021 0.501.106.4839.05焙砂13.5635.668.970.0025 2.930.752.87 烟尘11.9335.268.510.0023 3.650.292.90 焙砂12.2615.967.880.1145.051.290.9229.3727.5烟尘11.6021.169.780.3123.930.990.7217.0735.0   表3  流态化炉焙烧矿粒度组成实例，％名称粒度，mm＋0.175－0.175～＋0.124－0.124～＋0.104－0.104～＋0.074－0.074～＋0.062－0.062～＋0.053－0.053～＋0.043－0.043烟尘  0.991.8997.12   焙砂0.98513.326.6915.1743.45   焙烧矿8.7514.922.66.767.0   焙砂27.28.118.915.230.6   焙砂25.2328.7317.596.7521.7   烟尘    0.0730.14610.53889.243       二、烟气       铜精矿硫酸化焙烧炉所产烟气含SO2一般为3％～5％。表4为烟气成分实例。   表4  硫酸化焙烧烟气成分实例，％精矿产地SO2SO3O2大冶5.201.726～7德兴4.251.776～7二密4.41.406～7中条山2.5～3.50.8～1.26～7

含银的硫化物能为溶液所分化，但分化速度却很缓慢。如将精矿加食盐焙烧使银转化为氯化银后，就很易被溶液所分化了。焙烧的食盐参加量，一般为精矿分量的5%～15%，并要求精矿含硫到达2%～3%，以满意自热焙烧的条件。如含硫量过低时，可按核算量参加黄铁矿。氯化焙烧时因为贱金属杂质的存在而发作许多杂乱的反响。但就银而言，它按下列反响生成氯化银： Ag2S＋2NaCl＋2O2 2AgCl＋Na2SO4 银精矿的氯化焙烧一般在多膛焙烧炉内约600℃条件下进行。

河南陕西小秦岭一带挖掘含金多金属硫化物石英脉金矿，一般出产混合精矿。其档次金98.89g/t、银150g/t、铜1.45%、铅2.5%、锌1.2%、硫26%、铁31%。针对这种杂乱金精矿原国家黄金局于三门峡市建成华夏冶炼厂，专门冶炼豫陕两地黄金矿山出产的金精矿，处理才能250t/d，归纳收回金、银、铜、铅与硫，1991年建成投产。     金精矿在竖式欢腾炉中进行硫酸化焙烧，其烟气进入制酸体系。焙砂在温度70℃，矿浆浓度40%，含硫酸15g/L条件下浸出1h。经液固别离其液体含铜13.19g/L，用铁置换得含铜75%的海绵铜直接出售。除铜后浸渣调浆至液固比2.9时并参加食盐与，坚持pH=2在50℃浸出5 h，通过固液别离得到的浸出液含铅9.51g/L、银34.2mg/L、铁12.72%。加热至90℃后用铁粉置换而得含银海绵铅。除铅后的浸渣再次调浆至液固比2.9。在浓度0.08%，pH=10.5～11条件下浸出36h，固液别离后用锌粉置换金，金浸出率达98.17%，铜收回率84.15%。铅收回率89.10%。    湖南湘西金矿挖掘含金锑钨多金属石英脉型或石英网脉型矿床。在出产中独自别离出两种精矿即钨精矿与含锑金精矿。该矿自建有一套冶炼车间别离处理该两种精矿。其间含锑金精矿采纳如下三个过程完成锑金别离：一是高温焙烧，二是电解别离，三是二次氧化，别离冶炼出精锑与合质金出售。

硫化铜精矿硫酸化焙烧分全硫酸化焙烧和半硫酸化焙烧两种。      我国采用流态化硫酸化焙烧的湿法炼铜厂目前多数已停产。      国外硫化铜精矿采用流态化硫酸化焙烧的湿法炼铜厂有扎伊尔的卢伊卢和希土鲁、赞比亚的查姆比希和钦戈拉以及美国的湖岸等，但近年来新建厂不多。      图1为硫化铜精矿硫酸化焙烧一般流程图，图2为设备连接图实例。    图1  硫化铜精矿硫酸化焙烧一般流程    图2  硫化铜精矿流态化焙烧设备连接图实例   1－反击式破碎机；2－胶带输送机；3－斗式提升机；4－振动筛； 5－胶带给料机；6－干燥窑；7－第一旋风收尘器；8－第二旋风收尘器； 9－风机；10－鼓泡器；11－圆盘细碎机；12－斗式提升机； 13－干精矿仓；14－螺旋给料机；15－斗式提升机；16－炉前料仓； 17－圆盘给料机；18－流态化炉；19－集尘斗；20－第一旋风收尘器； 21－第二旋风收尘器；22－电收尘器；23－罗茨鼓风机；24－焙烧矿仓

到笔者发稿停止，该矿山的大规模出产探究可简略概括为四个不同的出产阶段，榜首出产阶段是仅收回一个钼精矿产品，选得钼精矿含钼27%～32%，含铜大于2.5%，钼收回率约为55%左右；第二出产阶段是优先浮钼，浮钼的尾矿经一次磁选作业收铁，得到钼精矿和铁精矿两个产品，得到钼精矿含钼29%～34%，含铜大于2.5%，钼收回率进步到65%左右，铁精矿含铁大于60%；第三出产阶段是先经过磁选除铁，并增加二次开路磁精选作业，磁粗选的尾矿和二次磁精选的中矿一起浓缩后再浮钼，仍然是得到钼精矿和铁精矿两个产品，得到钼精矿含钼36%～38%，含铜大于2.5%，钼收回率进一步进步至70%左右，铁精矿含铁进步到63%以上；第四阶段出产工艺同三，只是是浮钼加药工艺的进一步调整，使钼的浮选收回有了新的打破，钼收回率高达82%以上，别的磁选作业下降了给矿浓度，加大了冲刷水量，铁精矿档次也稳中有升，各项选矿目标均相应进步，出产工艺逐步走向老练，仅有缺乏之外是钼精矿档次仍在38%～40%徜徉，针对摆在厂商面前的这一严峻课题，我所受厂商托付展开了体系的小型实验研讨，实验成果标明，使用高效调整剂TZK－3可有用处理这一难题，能在安稳进步钼精矿主档次的一起，有用下降钼精矿中的含杂率。笔者收到矿样时正值现场出产的第二阶段。 本文介绍一种新式高效环保型调整剂TZK－3，是株洲选矿药剂厂科研所近期根据药剂在矿粒表面的作用机理，改动分子结构，增加有用官能团复合而成的一种新式高效低毒、环保型调整剂，毒性实验研讨标明，小白鼠服用TZK－3的半致死量D50=2000.46mg/kg，而丁基黄药比照实验D50=332.6mg/kg，阐明调整剂TZK－3毒性远远低于丁基黄药，属低剂。选矿小型实验研讨标明，使用TZK－3高效调整剂在促进其它有价金属选矿收回的前提下，可显着进步钼精矿主档次，钼精矿主档次可安稳在48%以上，完结了质的腾跃，一起有用下降钼精矿中铜、铅、锌等杂质的含量，铜档次可安稳控制在0.5%以下，也显着改痒钼的浮选收回作用，有用地进步了矿产资源的归纳利用率，具有显着的经济效益和社会效益。 一、矿石性质 实验矿样取自选矿出产现场，经二段一闭路破碎至－2mm，均匀混样后，缩分出每个所需的样品供实验研讨用。 （一）试样的矿藏组成 矿石中首要金属矿藏有磁铁矿、辉钼矿、黄铁矿、黄铜矿、方铅矿、少数闪锌矿和微量辉铋矿。脉石矿藏首要有绿泥石、硅灰石、石榴石、方解石等。矿石硬度7～10。原矿含铁39.41%、钼0.69%、铜0.20%、铅0.37%、锌0.18%、硫6.79%、砷0.17%、二氧化硅4.74%、氧化镁0.45%、氧化钙2.17%。（二）实验矿样的工艺矿藏学特征 辉钼矿是该原矿中最首要的收回目标之一，呈粗、细不等粒不均匀嵌布，常以自形、半自形结构产于磁铁矿边际，或为磁铁矿与硫化矿触摸裂隙中，或为磁铁矿与脉石矿藏裂隙中，或产于黄铁矿等硫化矿晶体裂隙中，或存在于金属硫化物与脉石矿藏之间。总归，钼矿藏嵌镶联系比较复杂，嵌布粒度粗细不均匀性显着。 铁矿藏首要为磁铁矿，多以自形、半自形或他形粒状集合体呈细密块状、斑块状，条带状、粒状、脉状等与硫化矿或脉石矿藏严密嵌布。 二、实验研讨 （一）磨矿细度实验 众所周知，磨矿细度是决议浮选作用好坏的首要因素之一，磨矿细度不行，有用矿藏没有充沛解离，无法进行有用分选，磨矿细度过细，导致有用矿藏过磨，意图矿藏有用上浮的难度增大，收回作用变差，该原矿中辉钼矿具有易过破坏特色，因而在必定范围内，跟着磨矿细度的进步，钼收回率有下降趋势，铁精矿中搀杂显着加强，铁精矿档次亦出现下降态势，因而把握好原矿当选的细度条件十分要害。总结现场一、二阶段出产经历及后续小型实验标明，磨矿实验流程确定为优先选铁，除铁尾矿浓缩后再浮钼的准则实验流程，见图1，小型实验以钼矿藏的有用上浮目标为首要参照根据，现将细度实验成果列于表1。表1  磨矿细度实验成果/%从表1实验成果比照可知，磨矿细度选定81.05%－74μm为宜。 （二）准则工艺流程比照实验及出产实践目标比照 计划一选用优先浮钼，浮钼流程是一次粗选、五次精选、三次扫选、中矿次序回来，浮钼尾矿进入磁选收铁，选铁为一次粗选、两次精选全开路流程，磁粗选的尾矿和二次磁精选的中矿一起为终究尾矿。计划二首要选用磁选除铁（选铁实验流程同计划一），选铁的尾矿再浓缩浮钼（浮钼实验流程亦同计划一），浮钼的尾矿即为终究尾矿。两计划比照实验成果见表2，两种不同工艺条件下的出产比照目标见表3。表2  准则工艺流程比照实验成果/%表3  出产目标比照1%表2实验成果标明，计划二选矿目标显着优于计划一，钼金属收回率和精矿档次均显着进步。也正是科研成果的推广使用，出产实贵中各项选矿技术目标均获得显着进步，详细目标比照见表3。出产实践标明，出产工艺的简略调整，大起伏进步各项选矿经济技术目标。 （三）调整剂比照实验 现在，现场出产钼精矿档次偏低，多元素检测数据显现，首要是钼精矿中铜、铅、锌、铁等杂质含量居高不下，针对这一实际情况，株洲选矿药剂厂科研所选矿研讨室使用最新研发的高效调整剂TZK－3，环绕怎么进步钼精矿档次，怎样下降钼精矿中铜、铅、锌、铁等杂质含量进行了体系的实验研讨，获得了许多可喜信息，现将成功使用高效调整剂TZK－3的实验成果与现场用药条件的比照成果列于表4。 表4  不同用药条件下的比照实验成果/%实验数据标明，使用高效调整剂TZK－3，钼精矿档次完结了质的进步，钼精矿含杂可大起伏下降。两种不同用药计划条件下所产出钼精矿多元素检测成果列于表5。 从表5数据比照不难知道，增加调整剂TZK－3加强选钼，产出钼精矿含杂显着下降，现在，出产现场正值流程整改建造期，有待出产工艺流程整改建造完结，再进行出产实践验证。 表5  选用不同调整荆钥精矿多元素分析成果/%三、定论 （一）高效调整剂TZK－3对该原矿适应性较强，在钼浮选收回率根本相等的前提下，可有用进步钼精矿主档次，显着下降钼精矿中杂质的含量，在现场推广使用只是是以药换药，简单施行。 （二）经过出产工艺流程和加药准则的合理调整，可显着进步矿产资源的归纳利用率，为矿山厂商寻觅到了新的经济增长点，对推进厂商的开展有活跃的促进作用，收到提质降杂、增产增收的两层作用，具有显着的经济效益和社会效益。

与毒砂（FeAsS）共生的金矿床，经浮选产出的精矿含有许多砷，一般先经焙烧脱砷后，再用化法处理。 砷金精矿的焙烧一般在欢腾焙烧炉内进行，蒸发的砷经布袋收尘以（As2O3）方式收回，硫以二氧化硫方式收回。其总反应式为： 2FeAsS＋5O2 As2O3＋Fe2O3＋2SO2 从焙烧炉烟气冷却液中除掉砷的办法是将溶液pH调整至9，此刻砷和其他重金属即沉积。参加亚铁或三价铁盐使砷沉积相同有用。前苏联选用通氯和加硫酸亚铁相结合（与净化含废液类似）的办法除掉含砷溶液的砷也有用。 依据И.А.日什可夫等的材料，砷金精矿在450～1100℃焙烧时，砷、硫的脱除率列于下表。从下表中看出，焙烧温度为530℃时，砷、硫的脱除率别离为98%和94%；而炉温由530℃进步到1100℃时，砷、硫脱除率的上升幅度却不大。阐明毒砂的焙烧脱砷并不需要很高的温度。И.А.日什可夫等还指出：在较低温度下焙烧砷金矿产出的焙砂中，残留的砷多为各种铁盐。这类盐在加温至940℃以上时，便可分化成Fe2O3和As2O3。 表  不同焙烧温度砷硫的脱除率焙烧温度∕℃砷硫脱除率∕%AsS4504.40.053098.394.4110099.499.5 欢腾焙烧过程中生成的As2O3具有很强的蒸发性，当温度高于120℃时即开端进步进入炉气中。但因为炉内氧化剂（空气及易被复原的SO3和Fe2O3等）的作用，会使没有蒸发的As2O3氧化生成蒸发性小的As2O5。跟着炉温的增高，三价砷更易氧化成五价砷。当炉猜中存在碱金属氧化物时，生成的五价砷便与碱金属氧化物化组成盐： As2O3＋3CaO＝Ca3（AsO4）2 因而，炉猜中含有碱金属氧化物会使焙砂中的砷含量增高。为了进步砷的脱除率，可往炉猜中参加少数复原剂（如炭粉等）促进五价砷复原成三价后蒸发掉，以下降焙砂中的含砷量。 由此可见，高价砷的生成和复原程度，与焙烧温度、炉内气氛和炉气排出速度及炉猜中碱金属含量等要素有关。为了操控前三个要素，砷金矿的焙烧多分两段进行。即先在550～650℃且空气直销缺乏的弱氧化气氛中脱砷，后在略高的温度和空气过剩的强氧化气氛中脱硫，以进步砷的蒸发率，下降焙砂中的含砷量。这种处理办法也契合美国一专利所遵从的准则，即砷金矿的焙烧脱砷“在许多情况下，适宜在焙烧过程中残留一部分未被氧化的硫，以发明砷进入气相的抱负条件”。 砷金矿欢腾焙烧脱砷存在的另一个首要问题是金的丢失。金的沸点高（2860℃），金矿石在不高于1300℃的一般条件下熔炼，金的“蒸发”丢失是微缺乏道的。但在砷金矿焙烧时，虽然温度较低，金的丢失却很大。这首要是因为砷的存在，在高于700℃温度下焙烧时，砷与金会生成低沸点的砷金合金而蒸发。当焙烧温度低于650℃时，含砷矿藏则会首要分化蒸宣布砷，而不会生成易蒸发的砷金合金，然后可削减金的蒸发丢失。依据前期实践，将砷金矿直接加进温度802℃的焙烧炉中焙烧时，因为温度过高，焙砂中金的丢失可达33.7%，这样的丢失率是适当惊人的。跟着焙烧工艺的改善，金的这种丢失逐步下降。据1961年加拿大黄刀金矿的欢腾焙烧实践，金在烟尘中的丢失为5.5%。1969年前苏联外贝加尔达拉松矿床的欢腾焙烧实践标明，焙砂中金的收回率为96.1%～97%，产出的产品中含金l～2g∕t。 归纳上述情况能够以为：砷金矿的欢腾焙烧脱砷，最好在弱氧化气氛中和较低的温度（650℃）下进行，更不应将炉料直接参加高温炉中焙烧，且炉猜中应配入少数复原剂。假如需预先制团、制粒后焙烧，则应尽量不运用含氧化钙等碱金属物质作粘结剂。 黄金洞金矿尴尬处理的含砷金矿之一。天然金呈显微粒级，80%以上包裹于黄铁矿和毒砂等硫化矿藏中。经浮选产出的精矿含金100g∕t，砷、硫含量都在20%左右。该矿曾于1975年和1978年别离选用隧道窑和回转窑进行焙烧，虽可完成S、As的部分脱除，但作用欠安，且收回的供应困难。后又进行多种实验，作用都不能令人满意。为探究焙烧－氯化法提金对此精矿的作用，在湖南冶金研究所等单位的参加下，该矿首要用MOM导数图仪对精矿进行了热差分析，测得DTG曲线在515（改变规模435～535）℃和550（改变规模535～655）℃处各有一吸热峰值。依据黄铁矿的分化温度低于毒砂的特色及测定的分量丢失揣度：该精矿中黄铁矿和毒砂的特征分化温度别离为515℃和550℃，毒砂的最高热分化温度为655℃。 当实验选用655℃对此精矿进行氧化焙烧2h后，焙砂中S、As残存量别离降至0.45%和0.26%，到达了很好的水平。将此焙砂进行化法浸出，金的浸出率到达93%。

含钼大于57%的钼精矿（含MoS2大于95%）首要使用于化工行业，国内外常用湿法冶金提纯，不只本钱高，并且污染环境。金堆城钼业集团有限公司（下称金钼集团）卅亩地选矿厂出产的钼精矿档次已到达52%以上，处于国内领先水平，但与世界商场上档次为54%的钼精矿比较，还有必定的距离。别的，该公司加工二硫化钼粉需求档次为56%的钼精矿，而原有浮选工艺不能满意出产需求，致使二硫化钼产量受限。为了进步金钼集团甚至我国钼选矿技能水平和钼产品竞争能力，进行了用浮选法出产钼档次为57%的钼精矿的工艺研讨与工业出产。       一、工艺矿藏学研讨       （一）矿石性质       金堆城钼矿矿石类型分为花钢斑岩型、角页岩化型、黑云母化型、石英岩化型及绿泥石化型，矿石中金属矿藏首要有辉钼矿、黄铁矿、黄铜矿、磁铁矿，非金属矿藏首要有长石、石英、云母等。矿石多元素分析效果（%）为：Mo 0.135，Cu  0.038，Pb  0.004，S  3.06， TFe  6.56， SiO2  58.53，CaO  2.89，MoO3  0.005， P2O5  0.25， TiO2  0.87，CaF2  1.16，Al2O3  11.98。       辉钼矿首要以鳞片状、片状、板条状赋存于各种矿脉中，与石英、长石、白云母、黄铁矿、黄铜矿关系密切，首要散布在－0.592mm粒级，属细粒嵌布。其嵌布粒度在花岗斑岩中最粗，在角页岩化、绢云母化和绿泥石化安山玢岩中较粗，在黑云母化安山玢岩中最细。欲取得高档次的钼精矿，有必要使辉钼矿充沛单体解离，一起又不能过磨。       （二）原出产钼精矿藏理化学性质分析       1、钼精矿多元素分析       钼精矿多元素分析效果见表1。   表1  原出产钼精矿多元素分析效果元素MoSiO2CuPbCaOPAsTFe质量分数51.895.040.0580.0300.5000.010＜0.011.23       由表1看出，原出产钼精矿中首要杂质化学成分为SiO2和铁。SiO2由石英和硅酸盐带入，铁首要由黄铁矿和黄铜矿带入。别的，CaO含量也比较高。要使这些杂质矿藏与辉钼矿有用别离，有必要增加有用的调整剂。因而，运用有用按捺剂完成辉钼矿与杂质有用别离是该研讨的技能难点之一。       2、原出产钼精矿粒度组成及单体解离情况       钼精矿粒度组成及单体解离情况见表2。   表2  钼精矿粒度组成及单体解离情况粒级/μm产率档次金属散布率补白＋74 －74＋48 －48＋40 －40＋38 －38 合 计2.38 16.54 4.46 5.94 70.68 100.051.84 50.67 50.30 49.27 52.05 51.892.39 16.25 4.35 5.68 71.33 100.0单体解离度为96.30%       由表2看出，原出产钼精矿的细度为－38μm占70.68%，粒度比较细。但钼精矿档次比较低，其间－38μm粒级的档次仅占52.05%，阐明矿粒表面被剩余药剂和矿泥污染，选别过程中还存在机械搀杂现象，这是影响钼精矿档次的首要原因。因而，选用新的再磨或擦拭工艺，磨剥清洗掉矿粒表面吸附的油药和污染物，翻开泡沫聚团，是进步钼精矿档次的技能难点之二。       别的，原出产钼精矿的单体解离度虽然已到达96.30%，但从＋38μ各粒级的钼档次均显着低于－38μm粒级来看，有必要对再磨工艺进行研讨，使＋38μm粒级的连生体进一步单体解离。       二、原精选工艺改善研讨       通过深化体系的实验研讨，对卅亩地选矿厂原精选工艺进行了一系列改造，首要有：（1）对粗精矿再增加一次精选，甩掉很多的微细粒矿泥，进步粗精矿档次至12%～13%；（2）榜首段再磨方位断定在低档次粗精矿进行一次精选之后，磨矿细度为－38μm80%；（3）第二段再磨与榜首段再磨之距离3次浮选作业，磨矿细度为－38μm85%。通过以上改善，使有用矿藏充沛单体解离，流程结构愈加合理，工艺条件愈加优化。       三、深度精选工艺研讨       （一）实验计划的断定       对原精选工艺改善后，可以出产出档次为57%的钼精矿，但产率仅为5%～6%，回收率低，金属丢失严峻。为了确保回收率，对现场出产出的钼精矿进行了深度精选工艺研讨，拟将钼精矿再浮选，分选出两种产品，一种是档次为57%的钼精矿，另一种是普通钼精矿。依据钼精矿粒度组成及首要杂质赋存情况，断定实验计划如下：（1）选用再磨和擦拭工艺，使细粒连生体进一步单体解离，擦拭矿粒表面，削减机械搀杂；（2）增加水玻璃按捺石英及硅酸盐矿藏；（3）用调理浮选矿将pH值，按捺黄铁矿；（4）增加TGA、P－Nokes按捺黄铜矿，方铅矿等硫化矿藏。       （二）首要工艺条件实验       1、药剂用量实验       依据前期实验研讨效果，断定TGA和P－Nokes的用量为700kg/t（按钼精矿计）。经实验研讨，断定水玻离和的用量为10kg/t。       2、再磨细度实验       研讨效果标明，钼精矿若不进行再磨而直接选别，因为油药对矿粒表面的严峻污染，以及辉钼矿单体解离粒度较低一级原因，钼精矿档次难以大起伏进步。当再磨细度到达－38μm88%时，精矿档次显着进步，但细度再进步将导致精矿产率下降，这与微细粒泥化，选别效果变差有关。归纳考虑，钼精矿再磨细度断定为－38μm90%左右。       3、擦拭实验       据材料介绍，擦拭首要是铲除矿藏表面的污染物，翻开微细粒聚团，还有必定的磨剥效果，然后康复矿藏表面原本的物理化学性质，进步分选功率。实验效果标明，擦拭后浮选，钼精矿档次可进步1%～2%。因而，擦拭技能可用于钼的精选作业中。擦拭方位与再磨距离2～3次选别作业较为合理。       4、浮选浓度实验       实验标明，浮选浓度对精矿档次有显着影响。浮选浓度越小，精矿档次越高，但产率越低，反之亦然。阐明浓度越大，杂质随泡沫机械搀杂愈严峻。归纳分析，断定适合的浮选浓度为12%左右。       （三）流程结构实验       首要流程计划有三：一段再磨；两段再磨；一段再磨、一段擦拭。实验效果为：一段再磨精矿产率较大，但档次较低，难以确保高品质钼精矿的安稳出产，故不宜选用；两段再磨精矿档次虽高，但产率较小；一段再磨、一段擦拭流程效果最好，不光精矿档次高，并且精矿产率也大。因而断定选用一段再磨、一段擦拭、一次粗选、五次精选的工艺流程。       （四）闭路实验       依据研讨断定最佳工艺条件，进行了闭路实验。实验流程为一段再磨、一段擦拭、一次粗选、五次精选。实验效果为，高品质钼精矿档次可达58.14%，产率为51.60%，尾矿档次为45.26%，可作为普通钼精矿产出。       四、精选浮选机结构及参数研讨       浮选技能经济目标的好坏，与所用浮选机的功能密切相关。为了寻求适合于钼精选的浮选机，体系地进行了精选浮选机结构、参数、类型等实验研讨。研讨效果标明，射流浮选机可减轻微细粒脉石的机械搀杂，进步精矿档次，但运转情况受给矿动摇的影响较大，在现场操作不易控制，目标不安稳；JF－1.5型精选浮选机也能使精矿档次有必定程度的进步，但运转过程中，泡沫喷淋设备很难正常运转，又因为精选泡沫较黏、流动性差，泡沫自溢式不可行；BF型浮选机经改善后，其功能优越，进步精选档次起伏相对较大，操作便利、运转安稳，但动力耗费和一次性投入较大；WCF浮选柱进步档次也较为显着，运转情况较射流浮选机安稳，但操作不便利，目标动摇较大。归纳分析比较，BF型浮选机为最佳机型。       五、工艺规划       （一）规划思路       1、改造原精选工艺，使用深度精选工艺。精选作业精矿档次到达54%左右，深度精选作业确保高品质钼精矿档次57%以上。       2、工艺具有灵敏性。正常只开精选作业，需求57%以上档次的产品时，开动深度精选作业。       3、工艺上采纳增加粗精矿浓缩脱药，调整再磨方位，增加水玻璃和，调整作业浓度和浮选时刻的办法。       4、浮选机选用BF型自吸式浮选机。       （二）规划工艺流程       依据实验研讨，结合卅亩地选矿厂原精选工艺情况，规划精选工艺流程为：粗精矿进入稠密机浓缩脱药，稠密机底流经Ⅰ段再磨、三次精选、Ⅱ段再磨、六次精选，得到档次为54%的钼精矿。为了得到高档次低含杂的钼精矿，再对精选泡沫进行强浮选，通过浓缩脱药、一段再磨、一次粗选、五次精选，得到含钼≥57%、SiO2＜2.5%的高品质钼精矿。       规划工艺技能目标见表3。   表3  规划目标作 业产 物产 率品 位回收率精 选粗精选 精  矿 精尾矿 原  矿2.314 0.208 2.106 100.05.00 54.00 0.154 0.13089.00 86.50 2.50 100.0深度精选高品质钼精矿 低品质钼精矿 原  矿50.00 50.00 100.057.00 49.00 53.0053.77 46.23 100.0       六、工业出产实践       （一）精选段目标比照       1999年10月，57%钼精矿技能效果使用于卅亩地选矿厂。五年多的出产实践标明，粗精矿档次到达6.40%，较改造前进步了2.41%，粗选回收率到达88.94%，进步了0.26%；精选段钼精矿档次到达53.39%，进步了1.45%；精选回收率到达98.18%，进步了2.60%。选钼理论回收率到达87.31%，进步了2.55%。改造前后目标比照见表4。     表4  改造前后精选体系出产目标比照阶段原矿档次粗精矿 档次精矿档次粗选 回收率精选 回收率理论 回收率年度改造前0.135 0.143 0.1513.99 4.20 6.2551.94 53.20 53.3688.68 88.82 88.7995.58 97.63 98.4384.76 86.71 87.401999 2000 2001改造后0.145 0.142 0.1386.64 7.23 7.6553.54 53.31 53.5388.83 88.98 89.2698.38 98.29 98.1487.39 87.46 87.602002 2003 2004改造后均匀0.1436.4053.3988.9498.1887.31 增幅 ＋2.41＋1.45＋0.26＋2.60＋2.55        （二）深度精选工艺使用效果       经屡次流程调查，深度精选工艺研讨规划合理，技能目标安稳。在不影响回收率的条件下，高品质钼精矿档次达57.52%，SiO2含量小于2.0%，产率为51.14%，回收率为53.82%，到达并超过了规划目标（见表5）。57%钼精矿质量目标见表6。   表5  深度精选工艺出产目标产品产率档次回收率规划实践规划实践规划实践高档次钼精矿 低档次钼精矿 当选钼精矿50.00 50.00 100.051.14 48.86 100.0057.00 49.00 53.0057.52 48.29 53.1853.77 46.23 100.053.82 46.18 100.0   表6  57%钼精矿质量目标  元素MoSiO2CaOCuPbTFe质量分数57.451.430.240.0390.0350.43       深度精选工艺的成功使用，创始了用浮选法出产57%的钼精矿的先例，标志着金钼集团选矿技能和产品质量到达了世界先进水平。金钼集团可以依据商场需求，合理调整产品份额，灵敏安排工业出产，为后续加工业供给优质质料，然后提升了钼产业链技能水平和钼产品技能含量，坚持厂商继续健康发展。       七、技能经济分析       （一）技能水平分析       钼选矿技能，就世界而言，美国、加拿大最为选进。其特色是矿山规划大，工艺设备先进，自动控制水平高，选矿回收率和产品质量高。国内外同类矿山选矿工艺和首要出产目标比较见表7。       从表7可以看出，国外钼原矿档次遍及较高，钼矿藏嵌布粒度粗，简单单体解离，有利于选别并取得好的技能目标。钼精选工艺，国外大多为再磨段数多，精选次数少。比较之下，国外大多为再磨段数多，精选次数少。比较之下，金钼集团卅亩地选矿厂改造后的精选工艺只要两段再磨，在原矿档次较低的情况下，钼精矿档次即到达53%以上，精选回收率达98.18%，到达世界先进水平。57%钼精矿国内外常用湿法冶金提纯，用浮选法工业化出产出57%的钼精矿，国内外未有成功先例。所以，该研讨为国钠外创始，其技能水平到达世界先进水平。   表7  国内外首要钼选矿厂出产目标比较国家矿山原矿钼精矿钼精选工艺特色档次磨矿细度 －74μm档次精选 回收率美 国克荚 麦克斯0.17040～455498粗精矿浓缩脱药，三段再磨（砾），一次擦拭，五次精选，一、二次精选各有一次扫选粗精矿浓缩脱药，三段再磨（砾），四次精选，一、二、四次精选各有一次扫选三段再磨，五次精选一段再磨，八次精选，一次精粗选，两次扫选。深度精选体系：一段再磨，一次粗选，五次精选美 国享德森0.300435497.5加拿大恩达科0.09040～425498中 国 JDC百花岭0.13255～605298.08卅亩地0.13255～605798.18       （二）经济效益分析       研讨使用后，精选体系因钼精矿质量和回收率的进步，取得了明显的经济较益；深度精选工艺用浮选出产出57%钼精矿，出产本钱较湿法冶金有所下降（深度精选出产本钱为700元/t精矿，酸浸工艺出产本钱为1000元/t精矿），产品质量到达二硫化钼出产需求，为二硫化钼酸浸工艺削减用量奠定了根底。经核算，因钼精矿质量进步，二硫化钼出产本钱下降近10000元/t。效果使用以来，各年度发生的经济效益计算效果见表8。   表8  经济效益计算效果年度新增产量新增赢利二硫化钼节省本钱新增税金新增利税之和2000年 2001年 2002年 2003年 2004年 合  计 年均匀982 1241 1745 2288 6120 12376 2475634 857 1129 1480 3957 8057 1611162 478 560 562 945 2707 542234 296 416 545 1459 2950 5901030 1631 2105 2587 6361 13714 2743       （三）社会效益分析       57%钼精矿工业化出产，进步了我国钼选矿技能水平，增加了我国在钼产品上的优势种类和产品竞争力，提升了我国钼产品在世界上的名誉；其次为同类矿山工艺研讨和技能改造供给和供鉴；一起为金钼集团出产二破化钼粉和焙烧“60”氧化钼供给了优质质料，然后出产出附加值更高的钼化工和钼深加工产品，对金钼集团统领国内钼商场、赶超世界选钼水平具有重要的现实意义。       八、定论       （一）通过一系列研讨，对卅亩地选矿厂原精选工艺进行了成功改造，取得了明显的经济效益。       （二）将深度浮选工艺直接设置于精选之后，选用惯例药剂、单一浮选法，把钼精矿吕位从52%进步到57%，且不影响回收率，为出产二硫化钼粉供给了优质质料，技能水平和产品质量到达世界先进水平，对推进我国钼选矿技能进步起到了活跃的效果。       （三）擦拭可以清洗矿藏表面的污染物，翻开泡沫聚会，康复矿藏新鲜表面，进步选别效果。       （四）选用TGA、P－Nokes、水玻璃等组合按捺剂，可解决钼与铜、铅、硅等的别离问题，下降钼精矿中的杂质含量。       （五）BF高效浮选机，具有杰出的浮选动力学特性，可以构成安稳、厚度适合的泡沫层，强化了二次富集效果，为取得高品质钼精矿和进步精选回收率供给了重要确保。       （六）通过技能创新，用浮选法出产含钼大于57%的钼精矿，为国内外创始，到达世界先进水平。

河北省有色金属公司小寺沟铜矿从1980年转产为生产钼精矿以来，选矿厂生产的钼精矿质量是按冶金部部颁YBV60～65标准（一级品>47%钼、二级品>45%钼）来组织生产的，如1980～1982年的钼精矿质量分别为47.46%。48.07%，47.17%。与国际市场上通行的钼精矿质量>54%的钼相比，差距较大，由于生产的钼精矿质量低，产品的竞争力差，售价也低，致合企业经刘效益不佳。    根据国内外选矿厂提高钼精矿质量的资料和经验，确定了钼铜分离浮选前进行浓密脱药，采用两段再磨来提高钼精矿质量的方案。    1.钼铜混合精矿浓密脱药    为了有利于钼铜分离浮选效果提高钼粗精矿品位，对钼铜分离浮选前的混合精矿进行浓密脱药，试验结果见下表。浓密脱药试验结果指标钼铜混合精矿分离粗精矿分离粗选回收率钼%钼%钼%不浓密脱药4.21117.693.94浓密脱药4.1819.4294.06     从上表可以看出，钼铜混合精矿经浓密脱药后，防止或减轻了钼铜分离粗选作业泡沫发粘现象，改善了分离粗选作业条件，从而提高了钼铜分离粗精矿产钼品位1.82%，特别是对于钼铜分离浮选作业尤为重要。    2.钼精矿再磨    由于钼精矿质量要求含钼51～54%为辉钼矿石含钼量的85～95%，这就需要辉钼矿达到解离，为此对辉钼精矿进行再磨，其再磨细度与品位的关系见下表。粗精矿再磨细度与品位表磨矿时间（分）再磨细度-360目（%）钼精矿品位铜精矿品位钼精矿回收率（%）钼（%）铜（%）钼（%）铜（%）04743.590.2450.14110.1582.51106851.320.180.1299.9581.38208653.110.110.14110.9581.06     从上表可以清楚的看出，随着再磨细度的提高，钼精矿品位明显提高，钼精矿含杂质（铜）亦随之降低，钼粗精矿再磨细度以-360目占86%为最好，但由于在现场实距中一段再磨很难磨到那么细，为了使再磨细度逐步磨细，再增加一段再磨，可以使辉钼矿达到比较充分的单体解离，生产新鲜的辉钼矿表面，有利于钼精矿品位的提高，因此一段再磨细度确定为-360目68%，以二次精选泡沫进行再磨，其两段再磨细度与精矿品位和回收率的关系见下表。第二段再磨细度与指标的关系再磨时间（分）再磨细度-360目（%）钼精矿品位铜精矿品位钼回收率（%）钼（%）铜（%）钼（%）铜（%）06851.690.180.1299.9581.3857753.010.1050.18510.37584.62158853.660.1050.10510.679.09309453.870.0950.13210.2549.52     一段与两段再磨小型闭路试验的指标为：一段再磨钼精矿品位50.685% Mo，回收率96.77%；两段再磨钼精矿品位53.395% Mo，回收率53%以上的预期效果。

碲金精矿中的碲化金，在碱性化液中经长期化虽可分化，但经过预先焙烧 Au2Te＋O2 2Au＋TeO2 使金复原呈金属状况，更易分化。 此外，当碲化物与黄铁矿等硫化物共生时，经过焙烧可一起将它们除掉。

A 基本原理    辉钼矿氧化焙烧的总反应为：，反应为强放热过程                                   ΔH298 = 1063kJ/mol    由于在Mo-S-O系中，存在MoO2、Mo2S3等多种化合物，反应十分复杂，不同条件下可能发生不同反应。可参考有关教科书。    B 工业实践    辉钼矿氧化焙烧的主要工艺及特点见表：辉钼矿氧化焙烧的主要工艺及其特点工艺名称产品含硫/%1t钼耗标准煤/kg铼挥发率/%烟尘率/%烟气SO2浓度/%回收率/%其他多膛炉焙烧≤0.170~9040~6010~200.8~3约99床能率（按钼计）100kg/（m2·d）为当前最主要的工业方法，产品既适合于炼钢，亦适于湿法处理以制取钼化工产品或钼材流态化炉焙烧2.0~2.5（主要为SO42-）0约90约40%3~5>98床能率（按钼计）100kg/（m2·d），工业生产规模，产品主要用于湿法制化工产品回转窑≤0.1400~500　　0.5~4约98用于工业生产，寿命约3~4个月反射炉焙烧≤0.12000~2200不能回收　94~97为古老的方法，目前尚在我国使用石灰烧结　　98以Ca（ReO4）2回收　　97~98小规模生产，处理含铼高的矿闪速焙烧湿法处理后,　　　5~10　高温挥发产品含MoO398%~99.9%，未见工业生产报道

硫酸化焙烧选用干法加料时，入炉精矿有必要进行枯燥。当制酸选用热浓酸洗刷时，要求精矿含水小于1％，一般选用气流枯燥法；假如选用稀酸洗刷时，精矿含水可达5％～7％，能够用圆筒枯燥法。我国大多数湿法炼铜厂选用热浓酸洗刷制酸流程，故选用干法加料。       对铜精矿的要求，大致能够归纳如下：       一、为了使硫酸化焙烧进程自热进行，精矿含硫宜较高。含硫高的精矿发热量高，应加强流态化床余热的扫除，以进步炉子的处理才能。       二、精矿中的铅、硅含量以较低为好。焙烧时，铅、硅可构成易熔的铅锍和而使炉料粘结，因此焙烧温度的进步受到限制。       三、砷、氟污染环境，腐蚀设备，故精矿中的砷、氟含量以较低为好。若较高，宜考虑选用水洗净化制酸流程。       四、精矿中的钙、镁含量以低为好。焙烧时，钙、镁可构成安稳的硫酸盐而下降脱硫率，硫酸产值削减。钙、镁硫酸盐在焙烧时分化不完全，浸出焙烧矿时生成CO2气泡，影响弄清。

硫金精矿的首要组分为黄铁矿、磁黄铁矿，有时也含有少数毒砂，经过焙烧可使精矿转化为疏松多孔的氧化铁焙砂，并使其中所荷载的细粒和微细粒金解离呈单体，以便下步浸出或用其他办法收回。 依据卡尔古利金矿的实践，黄铁矿在具有过剩空气的炉中焙烧时，因为下式的反响生成淡棕色焙砂： 4FeS2＋11O2 2Fe2O3＋8SO2 当焙烧是在操控温度下缓慢地进行（初期550℃，停止时近700℃）时，则可取得金易为溶解的红棕色多孔焙砂。如在约束空气参加量的条件下焙烧，则会产出黑色的磁铁矿焙砂： 3FeS2＋8O2 Fe3O4＋6SO2 当供焙烧的精矿中含有多于0.5%的锑时，会使焙烧进程中焙砂熔结，给化作业带来晦气影响。铅的存在给焙烧所形成的困难是众所周知的，且当质料含铅多于0.2%时，很多残留在焙砂中的铅便被带进化进程。铜的存在虽对焙烧作业影响不大，但进入化进程后需耗费很多的。焙烧时参加少数的氯化钠，能进步金的化提取率，但可能会添加金在焙烧时的蒸发丢失。 焙烧通常是在单膛爱德华（Edward）炉或欢腾层焙烧炉中进行，而坎贝尔红湖（Campbell Red Lakc）矿业公司则选用双膛多尔（Dorr）欢腾炉。榜首膛供入有限的空气，在570℃焙烧产出黑色焙砂，再入第二膛供入过量空气在770℃焙烧取得赤色焙砂。

铜精矿流态化焙烧炉的炉料可由配料工序按焙烧和熔炼工艺要求，将铜精矿、石英石和石灰石熔剂等按一定比例配合而成。也可以将熔剂直接加入熔炼炉。       表1为铜精矿化学成分实例，表2为白银－冶铜精矿中铜的物相分析实例，表3为白银－冶铜精矿物理性质实例。   表1  铜精矿化学成分实例，％厂名CuFeSSiO2CaOPbZnAl2O3白银－冶16.8231.6033.789.204.690.463.300.15芒特·艾萨26.4027.8032.207.50    铜山19.5236.3035.201.70 1.002.50 波利顿20.0014.5028.0012.00    博尔18.0028.5040.009.000.40  2.40曼德皮克23.0028.0032.007.00 0.470.625.00直岛27.7023.6028.009.30       表2  铜精矿（100kg）中铜的物相分析实例CuCuFeS2（原生铜）Cu＋Cu2S（次生铜）CuOkg%kg%kg%kg%16.821007.66945.608.97553.450.1560.95   表3  铜精矿物理性质实例密度，t/m3堆积密度，t/m3粘结温度，℃安息角，°3.651.6097033        表4为某厂铜精矿筛分析实例。   表4  铜精矿筛分析实例粒度mm分布率％粒度mm分布率％＋0.83310.0－0.120～＋0.11521.3－0.833～＋0.4955.8－0.115～＋0.0960－0.495～＋0.3513.6－0.096～＋0.0836.9－0.351～＋0.2957.1－0.083～＋0.0747.1－0.295～＋0.1754.8－0.0746.9－0.175～＋0.13018.8损失3.7－0.130～＋0.1204.0         表5为博尔厂流态化焙烧炉炉料粒度分析实例。   表5  炉料粒度分析实例混合精矿石英砂粒度，mm分布率，％粒度，mm分布率，％＋0.1471～0＋3.9620＋0.10410～30＋3.1002～5－0.10470～90＋0.49540～50  ＋0.14790～95  －0.14710～5       白银－冶将石英石和石灰石熔剂经破碎和湿磨后配入铜精矿，再经干燥后加入流态化焙烧炉内。表6为该厂石英和石灰石熔剂的化学成分和筛分析实例。铜山厂配入精矿的硅砂熔剂的化学成分和筛分析实例见表7。芒特·艾萨选矿厂的铜精矿矿浆用管道送往冶炼厂，经浓密、过滤和自然干燥3～4d后，水分降到10％～12％，然后送往流态化焙烧炉。   表6  白银－冶熔剂的化学成分和筛分析实例熔剂化学成分，％粒度，mmFeSiO2CaO其它＋0.246－0.246～＋0.175－0.175～ ＋0.147－0.147～ ＋0.120－0.120～ ＋0.110－0.110～ ＋0.074－0.074筛分析，％石英石2.580～905.02.5～12.50.020.903.107.2016.011.561.28石灰石    0.020.147.104.9015.019.053.84    表7  铜山厂硅砂溶剂的化学成学成分和筛分析实例熔 剂化学成分，％粒度，mmSiO2Al2O3FeMgOCaO＋1.651－1.651～＋0.833－0.833～ ＋0.295－0.295～ ＋0.147－0.147～ ＋0.110－0.110～ ＋0.074－0.074筛分析，％％87.04.03.01.01.03.320.644.324.05.51.70.6

是元素周期表中第六周期ⅡB族元素。原子序数为80，元素化学符号Hg,原子量为200.59，原子的外层电子构型为5d106S2。在0℃时的密度为13.595g/cm2，常温下呈液态，熔点为-38.87℃，沸点356.9℃。是锌副族中最不生动的金属，不与稀、稀硫酸发作效果，但易溶于硝酸。蒸气有剧毒。能与多种金属生成液态合金—齐，其间的金齐最具冶金价值。的化合物有无机和有机两大类，无机化合物中最重要的是硫化、、。在地壳中蕴藏的有工业价值的矿藏是硫化，即层砂。在地壳中的丰度为2×10-6％，全世界的总储量为57.9万吨，其间我国储量为5.1万吨。1988年我国产金属225吨，占当年全世界产5060t的4.4%。跟着环境保护法规的日臻完善和严厉，在传统使用领域如氯碱工业、油漆、农业、医药等职业中的运用已逐步下降，现在主要在电气工业如蓄电池、整流器等设备中运用数量较大。    冶炼办法分为火法和湿法两类。火法炼是在高温下焙烧矿石或精矿，将其间的硫化物还原成金属，并以蒸气形状从矿石中分离出来，经冷凝产出液态金属。湿法炼是以或次氯酸盐溶液为浸出剂，将矿中浸取出来，浸出液通过净化用电积或置换法制取金属。火法炼进程简略，技能经济指标较好，使用遍及。湿法无烟气污染，出产环境好，但经济效益差，未被广泛选用。火法炼常用的焙烧设备有回转窑、欢腾炉、机械蒸馏炉和多膛炉。我国炼工艺和设备不断改进与完善，现行出产流程主要有原矿高炉焙烧、原矿欢腾炉焙烧和精矿回转炉蒸馏三种工艺。三种流程设备不同，冶金原理完全一致，都是操控冶炼温度在矿熔点以下，一般为500-850℃，凭借空气中的矿中HgS使还原成金属，并成蒸气状况蒸发出来。反应式为：                                HgS＋O2====Hg＋SO2    含烟气通过除尘、冷凝即得到金属产品。    这是使用最多的炼技能。因为焙烧的是精矿，出产相同数量的，所处理的矿量比炼原矿少的多，因而“三废”管理相对简单，建厂出资少，产品纯度高，中间产品少，机械化自动化程度也比其他办法高。[next]    电热蒸馏要求质料含水不高于3％，浮选精矿含水往往高达15％，所以有必要预先枯燥脱水，枯燥办法有电热烘烤、气流枯燥、远红外烘干等。不管使用何种办法，枯燥温度有必要操控在HgS的分化温度285℃以下。枯燥后的精矿一般含Hg 15％-25％，S 5％-13％，脉石成分占70%以上。为固定HgS分化放出的S,入炉猜中要参加石灰和铁屑。蒸馏温度650-700℃，时刻30-40 min。的蒸发率为99.99，脱硫率34％左右。蒸馏出的蒸气除尘后进入冷凝器，冷凝温度200℃，出冷凝器操控温度20℃，排出的冷凝废气含约15mg/m3,经填料吸收塔净化处理合格后放空排放。冷凝器中收集到粗，纯度一般为99.9%，粗通过滤、酸碱洗刷提纯产出高纯，纯度99.99%以上。电热蒸馏的床才能为2.5t/（m2.d)，电耗395kWh/t矿，炉子热效率>60%，废渣含Hg<0.008％。全流程的回收率91.8%。    产品用特制铁瓶包装，每瓶34.5 kg.全流程直收率91.81％。    蒸馏用电热蒸馏炉主体为一长圆筒，与水平线成20放置，筒外围设电加热设备，与筒坚持必定空隙，以利筒体滚动和传热杰出。炉头设螺旋加料机，炉尾有排渣斗，蒸气通过炉头蒸气室进入收尘冷凝体系。炉型的参数是：筒体Ф360mm×6300 mm，容积0.64m3，转速2r/min，电耗395kWh/t矿。

一、加料       铜精矿流态化焙烧炉的加料办法有湿法和干法两种。       湿法加料是将湿精矿与水混合，制成含固体65％～75％的矿浆，一般用气动隔膜泵在300～400kPa压力下经喷将矿浆喷入炉内，作用较好。湿法加料使焙烧炉烟气含有很多蒸气，对选用热浓酸洗制酸流程不适合，但对水洗流程和稀酸洗流程是可行的。       干法加料应操控炉料粒度均匀，最大不超越3mm，不然炉料将在流态化床发作偏析现象（谷称大颗粒沉底）。一般选用精矿制粒办法缩小与熔剂的粒度差，减小烟尘率，进步出产率。       二、空气直线速度       空气直线速度是安稳流态化床的重要技能条件，国内一般为0.36～0.65m/s（热条件下）。空气直线速度能够参照以下几方面断定：       （一）依据实验测收支炉炉料的临界流态化速度和颗粒带出速度，于两者之间断定空气直线速度；       （二）参照同类型物料流态化焙烧的实践数据选取。空气直线速度实例见表1。   表1  流态化焙烧空气直线速度实例厂别炉床面积，m2鼓风量，km3/h空气直线速度，m/s白银－冶36（半氧化）13～150.37～0.4322.5（全氧化）11～140.51～0.65直岛22180.8芒特艾萨3562.41.6～1.7（湿法加料）宝穴10.56.78～10.20.6～0.90波利顿14200.9～1.1博尔18231.1～1.2       （三）若缺少实验或出产实践材料，可按入炉物料的筛分析数据（干筛）核算出临界流态化速度和颗粒带出速度，然后核算操作气流速度，它与热条件下的空气直线速度近似。       白银－冶和马坝厂的流态化焙烧炉操作气流速度的出产实贵数据列于表2。   表2  流态化焙烧炉操作气流速度的出产实践数据厂别临界流态化 速度，m/s操作气流 速度，m/s颗粒带出 速度，m/s流化指数W操作/W带出白银－冶0.04140.62.90514.50.206马坝厂0.01160.380.626032.80.607       注：1、白银－冶系铜精矿氧化焙烧，马坝厂系铜精矿硫酸化焙烧；         2、表中所列临界流态化速度和颗粒带出速度均是按入炉物料的均匀粒径核算得出的；         3、表中所列流化指数可供规划参阅。但由于受各种具体条件的影响，此项数据并不悉数反映该物料焙烧时的最佳条件。挑选流化指数时，应考虑焙烧矿的质量，烟尘率和物料粘结温度等要素。       （四）在实践出产中，空气直线速度按下式核算：      式中W－热条件下空气直线速度，m/s           Q－单位时刻鼓风量，m3/s；           F－炉床面积，m2；           t－流态化床温度，℃。       三、鼓风量       鼓风量应依据铜精矿的化学成分、物相组成、处理量及所要求的脱硫率核算得出理论风量，然后乘以空气系数，即为鼓入炉内的实践风量。过剩空气系数一般为1.1～1.2，由实验及出产实践断定，有必要确保适合的空气直线速度。在确保焙烧矿质量的前提下，应操控过剩空气量，以下降烟尘率，进步烟气中二氧化硫浓度。鼓风量实例见表1。       四、焙烧温度       流态化床内遍地温度均匀，相差不大于5～10℃。炉床面积较大时，温差可达50℃。焙烧温度应依据精矿成分和焙烧性质经过实验断定。铜精矿全氧化焙烧时，流态化床温度一般操控在750～800℃，炉顶温度也与此挨近；半氧化焙烧时，流态化床温度一般操控在650～750℃。炉顶温度你低20～50℃。关于烧结开端温度低的炉料更应稳重操控焙烧温度，一般是经过调理加料量操控。为进步处理量，需求扫除剩余的热量，设置流态化床冷却设备。表3为铜精矿氧化焙烧流态化床温度实例。   表3  铜精矿氧化焙烧流态化床温度实例厂别焙烧性质流态化床温度，℃白银－冶全氧化焙烧 半氧化焙烧750～800 680～720直  岛同上630博  尔同上600～650铜  山同上590～650阿纳康达同上527～592       博尔厂流态化床温度若高于700℃，炉料会烧结，然后敏捷损坏流态化床的安稳性；若温度低于500℃，会构成硫酸盐，然后影响电收尘器的功率。因而，该厂依托温度自动操控设备，调理直接喷入流态化床的冷却水量，以坚持恰当的流态化床温度。       五、炉底及炉顶压力       炉底及炉顶压力是炉子工作状况的重要标志。炉底压力包含空气散布板压力降和流态化床压力降。空气散布板压力降为1.2～2.4kPa。或相当于流态化床压力降的15％左右。流态化床压力降大约为空气散布板单位面积上流态化床的料重，故与流态化床高度、炉料密度及鼓风量有关。一般经过改动鼓风量的办法调理流态化床的压力降。流态化床高度为1m时，其压力降为8～16kPa。流态化床压力降可按下式核算：   △P＝H（γ固－γ气）（1－ε）×9.81       式中△P－流态化床压力降，Pa；           H－流态化床高度。m；           γ固－固体物料的密度，kg/m3；           γ气－空气的密，kg/m3；           ε－流态化床均匀孔隙度，一般为60％～80％；           9.81－单位换管用。       实测的流态化床压力降往往大于核算值，这是由于存在固体颗粒之间的磕碰、冲突以及固体颗粒与炉壁冲突引起的各种阻力，故核算值宜稍扩大运用。       炉顶压力一般保持为0～50Pa，即保持必定的负压。       六、流态化床高度与炉料停留时刻       空气散布板至溢流口下沿的高度叫做流态化层高度，它与焙烧炉料在流态化床内的停留时刻有密切关系。适合的流态化床高度是流态化焙烧技能的重要条件。一般流态化床高度为1～1.5m。       物料在炉内的停留时刻是指更新悉数料床所需的时刻，可按下式核算       式中ι－物料在料床内均匀停留时刻，h；           F－炉床面积，m2；           γ－物料的堆积密度，t/m3；           h－停止料床高度，m，一般为流态化床高度的60％～70％；           q－加料速度，t/h；           μ－烟尘率，一般为进料分量的50％～60％，如为稀相焙烧，则可达80％以上。       铜精矿氧化焙烧的炉料停留时刻为4～6h。

对含金-砷的硫化精矿进行欢腾层内焙烧是使金与砷黄铁矿和黄铁矿到达解离的-项预备作业。这种办法在国外采金厂商的出产实践中得到适当广泛的使用。     国立稀有金属科学研讨所伊尔库茨克分所的研讨标明，对精矿进行一段焙烧是无法得到含砷和硫最低的烧渣的。这样在进一步处理过程中必然会丢失很多的金。     因而就需要拟定-种能确保取得比较适合于铜冶炼厂熔炼的产品和能就地处理精矿并提取贵金属的办法。     全苏有色金属矿冶科学研讨所和国立稀有金属科学研讨所伊尔库茨克分所的研讨标明，关于比达拉松矿区的精矿更为杂乱的精矿进行两段焙烧能确保得到十分适合于化并能有较高金回收率的烧渣。 半工业实验所用之设备为接连作业式两段欢腾层焙烧设备。该设备中包含有两个顺次组织的欢腾炉，第1段炉底面积为0.0336米2，第2段焙烧炉炉底面积为0.089米2、干式除尘器，电除尘器、砷结晶室、布袋收尘器和静化气体的湿式洗刷塔（见图1）。该设备的处理才能为每昼夜250~300公斤精矿。曾用达拉松矿的金-砷混合精矿进行实验。精矿的组成如下：52.5克/吨，Au；144克/吨Ag；5.44%As；40.59%S，2.05%Cu;34.0%Fe。    在I段焙烧时，在焙烧温度较低和弱酸气氛中使As提高在Ⅱ段焙烧过程中，硫在高温文剩下空气比理论需要量多1~2倍的情况下完全被扫除。     从图2中看出，当空气过剩量比等于0.75-1.0时，砷的提高率最高。此刻气体中的游    离氧不超越2%。脱硫率为57~60%。

对含金-砷的硫化精矿进行欢腾层内焙烧是使金与砷黄铁矿和黄铁矿到达解离的一项预备作业。这种办法在国外采金厂商的出产实践中得到适当广泛的使用。    国内稀有金属科学研讨所伊尔库茨克分所的研讨标明，对精矿进行-段焙烧是无法得到含种和硫最低的烧渣的。这样在进-步处理进程中必然会丢失很多的金。    因而就需求拟定-种能确保取得比较适合于铜冶炼厂熔炼的产品和能就地处理精矿并提取贵金属的办法。    全国有色金属矿冶科学研讨所和国立稀有金属科学研讨所伊尔库茨克分所的研讨标明，关于比达拉松矿区的精矿更为杂乱的精矿进行两段焙烧能确保得到十分适合于化并能有较高金回收率的烧渣。    半工业实验所用之设备为接连作业式两段欢腾层焙烧设备。该设备中包含有两个顺次组织的欢腾炉，第1段炉底面积为0.0336米2，第2段焙烧炉炉底面积为0.089米2、干式除尘器，电除尘器、砷结晶室、布袋收尘器和静化气体的湿式洗刷塔（见图1）。该设备的处理才能为每昼夜250~300公斤精矿。    在I段焙烧时，在焙烧温度较低和弱酸气氛中使As进步在Ⅱ段焙烧进程中，硫在高温文剩下空气比理论需求量多1~2倍的情况下完全被扫除。    从图2中看出，当空气过剩量比等于0.75-1.0时，砷的进步率最高。此刻气体中的游离氧不超越2%。脱硫率为57~ 60%。 [next]     跟着剩下空气量的增大砷的进步率则下降，一起进步了脱硫效果。在空气耗量对理论需求量低0.75时，烧渣中砷含量很高。    当焙烧温度在550~650℃时，砷的进步率最大（见图3）。当温度低于550℃时烧渣中仍留有很多未氧化的砷黄铁矿。    从图4数据看出，焙烧温度对除硫有-定影响，而决定性的要素是空气的耗量（见图3和图4）。    烧渣中砷含量的进步（见图4）证明，在Ⅱ段焙烧中砷实际上是不进步的，而烧渣中的砷浓度有进步。 [next]     烧渣质量与往焙烧炉中装入精矿的速度的联系如图5所示。从图5中看出，在第1个焙烧炉的单位处理才能为7.0~ 9.5吨/平方米·昼夜，第二个焙烧炉为3.5~4.7吨/平方米.昼夜时所得之成果较好。    在进行半工业实验进程中曾断定了下列工艺准则：                                        第I段                第Ⅱ段    欢腾层温度℃                        550~600              650~675    空气的过剩系数，a                   0.75~1.0             1.5~2.0    欢腾层中气体流速，厘米/秒           0.1~0012             0.10    昼夜处理才能，吨/平方米、           7.0~9.5              3.5~4.75    在此工艺条件下得到了含As            0.19~0.6%和S 0.9~l.3%的烧渣。    依照上述工艺条件曾对接连作业的焙烧设备进行了8个昼夜的平衡实验（见表）。 对达拉松矿的精矿进行两段焙烧时金属物质平衡和散布物料称号分量AuAsS公斤散布 百分比克/吨克散布 百分比%公斤散布 百分比%公斤散布 百分比装入量：           精矿1915100.0052.50100,537100.004.45104.40100.040.50775.60100.0得到的：          1.50烧渣93248.7086.1080.24579.800.484.504.301.3011.404.00除尘器烟尘28314.8054.0015,28215.309.5527.0025.909.6031.500.70电除尘器烟尘351.8029.601,0361.0027.439.609.2014.905.200.60结晶槽烟尘492.6019.100.9360.9063.4531.1029.803.804.300.30布袋收尘器烟尘422.207.110.7180.7049.1020.6019.705.402.307.40算计1341.070.00-98,12797.70-92.8088.90-54.7092.90随气体的丢失和差错574.030.00-2,3202.30-11.6011.10-720.90 总计1915--100,537--104.40--775.60-     金属平衡核算成果标明，被平衡的金属的差错均处在化学分析进程中所答应的差错范围内。很多金（79.8%）富集在焙砂中，而剩下的金留在收尘设备的烟尘中。金未随气体丢失。    结晶槽和布袋收尘器中的烟尘的特点是砷含量高（约为63~49%）并需求进行特殊的处理。    大约16%的Au转入干式除尘器和电除尘器的烟尘中。就其化学组成来看，这些烟尘简直相同。对这些烟尘中含砷的方式的分析标明，大约92%的砷呈。    依照从前所做的实验曾验证了将除尘器和电除尘器中的烟尘与通过预先粒化后的原始物料一起处理的或许性。    将上述烟尘放在直径500毫米的圆盘制粒机中制成粒。圆盘的转速为14-16转/分钟，倾角为52~55°，制粒时仅需求加水，不用增加粘合剂。依据能以确保炉内物料假液层的条件所选定的颗粒粒度为100%-5+1.0毫米。粗颗粒的水分为10~12%，其强度为-1.1~1.5公斤/颗粒。除尘器和电除尘器中的烟尘混合时的份额应依照焙烧进程中产出的各种烟尘分量断定。然后把混匀后的烟尘送制粒机中制粒。    精矿的焙烧与烟尘的回来都选用曾经断定的准则。第I段焙烧的均匀单位处理才能为每昼夜9吨/平方米。在物料平衡树立之前，回来的烟尘混合物的增加量应到达精矿分量的19.5%，这正是焙烧设备对原始精矿处理才能下降的数值。焙烧作业的特点是温度和空气条件安稳；烧渣的质量很好。第2次所得到的烟尘中含金较贫，约为5~3%。烧渣的产率进步到精矿分量的59~62%。    半工业实验成果标明，所选用的包含除尘器，电除尘器、结晶槽和布袋除尘器在内的整个除尘体系能够确保气体的除尘率到达99.9%（见图6）。[next]    在达拉松选矿厂所实施的两段焙烧办法不仅为：改善技能经济指标供给了或许性，并且也有或许完成就地产出贵金属。

栾川龙宇钼业有限公司（简称龙宇公司）是于2005年为开发南泥湖矿区而建立的一家国营厂商，隶属于河南省永煤集团。小庙岭选矿公司是龙宇公司的分公司，首要从事选钼活动，于2008年10月建成投产，出产规模为日处理10 000 t钼矿石。 小庙岭选矿公司自2008年10月投产以来，钼精矿产品中铜含量持续偏高（最高时达1. 15%）、铜按捺剂吨耗持续增大，这不只严峻影响了出产工艺目标和钼精矿产品质量，也给下降出产本钱、削减环境污染带来了严峻应战。为此，经过对精选体系原工艺流程进行数据收集、研讨分析，有针对性地对精选体系原工艺流程进行部分改造测验，并进行运用方面的实践。 一、矿石性质 矿石天然类型以石英角岩型为主，占矿石总量的63. 64%，其它类型有矽卡岩型、花岗岩型及透辉石、斜长石角岩型。矿石结构为鳞片状、片状、架状、束状、放射状结构为辉钼矿的特有结构。此外还有镶嵌结构、包体结构、自形－他形粒状结构、告知剩余结构和告知环状结构。矿石结构：细脉状结构为南泥湖矿区矿石的首要结构方式。此外还有浸染状结构和细脉浸染状结构。 首要金属矿藏为辉钼矿、黄铁矿、磁黄铁矿等，次有黄铜矿、磁铁矿、赤铁矿和少量褐铁矿、闪锌矿、方铅矿等；首要脉石矿藏为石榴子石、透辉石、石英、斜长石，次有方解石、萤石、硅灰石和少量绿泥石、绿帘石、云母等。 辉钼矿为矿床内首要含钼矿藏，散布于各类岩石中，其含量微少，散布不均匀。矽卡岩型矿石内的含量相对高于其它类型矿石，均匀含量为0.1%～0.2%。矽卡岩中和云英岩中辉钼矿常以浸染状不均匀散布。辉钼矿常单个或2个以致多个晶体集合。亦可呈断续脉状，细脉状产出。矿化脉壁外侧偶然有零散辉钼矿呈浸染状散布。矽卡岩中和云英岩－绢英岩中辉钼矿常以浸染状不均匀散布。辉钼矿多呈自形－半自形晶，以鳞片状、片状，部分以多个晶体集合成架状、束状、放射状。其粒度一般比较小，多为0.008 mm×0.02mm～0.02mm×0.06mm，最小可达0.002mm～0.004mm，少量粒度较粗，大至0.5～25mm，常在宽度大于10～50cm的脉石中产出。与脉石矿藏触摸界限平直，有时呈细微片状与脉石矿藏嵌生。其连生体大都与石英相连，少量与其它脉石矿藏相连。 二、原精选体系工艺流程及其出产情况 小庙岭选矿公司的选矿选用三段破碎、两段磨矿、1次粗选、3次精选、4次扫选的工艺流程。其间球磨、粗选、扫选为双体系，精选及再磨为单体系。球磨作业由2台MQY－φ4800mm×7000mm溢流型球磨机和2组CZ－500×6水力旋流器组成循环闭路磨矿。矿浆经加药调浆后进入钼粗选，粗选作业选用4台φ4m×10m浮选柱，其溢流进入精选体系，其底流进入钼扫选作业，扫选体系由32台BS－KYF39型充气拌和式浮选机组成。 钼精选体系由钼精扫选、钼精选1、钼精选2、钼精选3，4台浮选柱串联构成，即钼精扫选溢流到钼精选1，钼精选1溢流到钼精选2，钼精选2溢流到钼精选3；钼精选3底流给钼精选2入料、钼精选2底流给钼精选1入料、钼精选1底流给钼精扫选入料，钼精扫选底流经缓冲池后终究又返回到钼粗选，如图1所示。图1  原钼精选体系工艺流程 自2009年4～5月上旬以来钼精选体系出现异常，突出表现是钼精选3溢流产品中铜含量严峻超支（车间要求0.2%～0.4%），并有持续走高的趋势，且铜按捺剂的耗费越来越大，这不只添加了操作难度，也使出产本钱大幅添加。 三、钼精选体系工艺部分改造测验 经过对钼精选体系各工艺环节进行采样化验分析，并学习吸收其他钼选厂精矿降铜先进经验，斗胆进行工艺改造测验。从图1可看出，①钼精扫选底流没有分流至扫选浮选机，没有完成开路分流或部分开路分流，使得在钼精选1、钼精选2、钼精选3被按捺的杂质（如铜）不光没有及时排出体系，并且会在整个粗选－精选体系作屡次恶性循环和富集；②在精选体系中没有被钼精选体系彻底耗费的“过剩”药剂循环到粗选时会污染钼粗选，影响选别目标；③钼精扫选底流大部分应该是难选或极难选矿藏颗粒且杂质含量大，当再次循环到钼精选1时，必然加剧钼精选的担负，然后影响钼粗选溢流的质量，只不过有时候钼粗选新鲜物料掩盖了这部分物料的难选性罢了。 钼精选体系工艺部分改造后的工艺流程见图2。图2  改造后的工艺流程 从图2可见，钼精扫选底流部分完成了开路分流，能将在精选区被按捺的无用杂质及时排出钼粗选－精选体系，防止这些杂质在整个体系中的屡次恶性循环和富集，然后能够削减药剂的无谓耗费，还可到达比较抱负的作用。其次，没有被钼精选体系彻底耗费的“过剩”药剂也能及时经过扫选排至尾矿坝，防止了对钼粗选溢流的二次污染，然后进一步进步了钼精选的浮选功率，也相应地减轻了钼粗选溢流精选的担负。 四、改造作用分析 （一）钼精矿降铜作用分析 钼精选体系工艺流程部分改造前后，钼精矿中铜含量如表1所示。为了比较工艺部分改造前各批次、工艺部分改造后各批次以及工艺部分改造前后各批次铜含量差异，引进单要素方差分析。 表1  4～6月份钼精矿中铜含量核算    %1、根本原理 设单要素实验的要素为A，共有A1，A2，…，Ar个水平，别离组织n1，n2，…，nr次重复实验，其间的第i个水平组织了ni次重复实验，所得样本为Xi1，Xi2，…，Xin，相应的观测值为xi1，xi2，…，xini。其间n1+n2+…+nr=n，并假定有r个编号为i=1，2，…，r的正态整体遵守N(μi，σ2)。若规则μ=1/n∑niμi，则单要素方差分析的数学模型用式(1)表明：式中，i=1，2，…，r;j=1，2，…，ni；μ为整体均值；αi=μi－μ，为水平Ai的效应，且niαi=0；各εij彼此独立且都遵守N（0，σ2）。原假定H0为各αi=0。 2、作用分析 根据表1的数据，运用SAS 8.1做单要素方差分析，比较不同批次铜含量在精选体系工艺流程部分改造前后的差异。分析成果见表2。 表2  方差分析成果从表2可知，各批次的铜含量差异极端明显（明显性水平小于0.0001），并且精选体系工艺流程部分改造前后各批次的铜含量差异也极端明显。为了比较各批次铜含量在工艺部分改造前后的差异，选用Fisher最小明显差(LSD)做组间均值的多重比较，并在95%的置信水平下猜测各自的置信区间，成果见表3所示。 表3  LSD多重比较成果注：表中***表明在置信水平为95%下是明显的。 根据表3，可得到以下4点。 (1)钼精选体系工艺流程部分改造后各班次的铜含量明显小于钼精选体系工艺流程部分改造前的铜含量。改造后的甲、乙、丙班次与改造前的甲、乙、丙班次的铜含量在95%的置信水平下是明显的，如表3中的序号1～3，6～8，10～12所示，这充分说明钼精选体系部分工艺改造的测验是科学合理的，是赋有作用的。 (2)钼精选体系工艺流程部分改造后，甲、乙、丙各班次的铜含量之间没有明显差异。改造后的甲班与乙班、甲班与丙班、乙班与丙班之间的铜含量在95%的置信水平下没有明显差异，如表3中的序号4～5，9所示。 (3)钼精选体系工艺流程部分改造前甲、乙、丙各班次的铜含量之间也没有明显差异，如表3序号中的13～15所示。归纳上述可知，班次这一要素对铜含量影响不大，也就是说在人员组织上是合理的，或者说在机器劳作的年代，功率首要取决于机器而不是职工。 (4)钼精选体系工艺流程部分改造后甲班与乙班、甲班与丙班。乙班与丙班铜含量差异的置信区间别离为（－0.0675，0.0852）、(－0.0603，0.0924)、（－0.0692，0.0836），可见，差异不大。由此能够延伸出班次差异检测区间(－0.0692，0.0924)，以操控出产管理。 （二）其他选矿目标分析 钼精选体系工艺改造前后首要出产目标比较见表4。 表4  工艺改造前后首要出产目标比照成果  %从表4可见，钼精选体系工艺改造后，理论回收率、实践回收率等目标较改造条件高了1个百分点；改造前后尾矿档次改变不大，但都操控在公司要求范围内（尾矿档次≤0. 012 0%）。 （三）按捺剂耗费 1、工艺改造前处理1t原矿，需耗费均匀在60 g左右，工艺改造后均匀耗费在30 g左右，即工艺改造后铜按捺剂的均匀吨耗下降了一半。 2、是一种最传统、最有用的按捺剂，也是一种最污染环境的按捺剂。近期小庙岭选矿公司正在活跃研讨探究运用钠代替作为铜的有用按捺剂。 五、效益点评 （一）设日处理原矿1万t，原矿档次0.1000%，实践回收率每进步1个百分点，则每天可多出产档次45%的干精矿约0.22 t，每月可多出产档次45%的干精矿6.6 t，每年可多出产档次45%的干精矿79.2 t；钼精矿按市场价2 000元／（t·度）核算，则每天可为厂商额定发明价值19 800元，每月可为厂商额定发明价值594 000元，每年可为厂商额定发明价值712. 80万元，久而久之可为厂商发明巨大的经济效益。 （二）工艺改造后吨耗下降了30 g左右，按年处理矿石330万t核算，每年运用量可削减99 t，按市场价19 658元／t核算，每年可为公司节省材料本钱194. 62万元。 （三）的运用量大幅削减，环境污染也就大幅减轻，生态效益日益凸显；而实践回收率进步了，对稀有的、不行再生的钼矿资源来说，带来的社会效益也不行估量。 六、定论 （一）经此改造后，用量每天根本维持在300 kg左右，并且铜含量安稳维持在0.2%左右。由此可知，每天可少用至少300 kg。此项改造从技术上确保合格钼精矿的顺畅出产，并大幅削减了按捺剂的用量，实在有用地下降了环境污染，经济效益、生态效益、社会效益并重。 （二）经过单要素方差分析得知，在95%的置信水平下，精选体系工艺流程部分改造后铜含量明显地小于改造前，改造前各班次之间、改造后各班次之间铜含量没有明显差异。置信区间(－0.0692，0.0924)能够作为监督管理的目标，以抓好出产。 （三）核算分析与出产实践证明：本次钼精扫选底流工艺改造是合理的、可行的、切合出产实践的，因而具有重要的实践含义。 （四）钼精选体系部分改造的成功，每年可多发明712.80万元的效益。

金堆城钼矿是世界上储量较大的细脉浸染状钼矿床之一。矿体赋存于花岗斑岩及与触摸的安山玢岩中，矿石中首要金属矿藏有辉钼矿，黄铁矿，并有少数黄铜矿，磁铁矿，方铅矿、闪锌矿等。脉石矿藏首要有石英、长石、等。均匀含Mo0.1%，此外尚含S 2.8%，Cu0.028%。矿山露天开采，现在已有两座选矿厂投入出产，一选厂500吨/日，66年10月投产；二选厂5000吨/日（现已扩建到6600吨/日），71年投产：正在建造的三选厂15000吨/日，近期就将投产。    金堆城钼矿自投产以来，钼精矿档次长时刻维持在45～46%的水平，与国外同类矿山出产 精矿比较，含钼低，杂质高。跟着国际市场对钼精矿要求的进步。现在的精矿质量已不能适应出销的要求，特别是三选厂投产后，年产钼金属量为900万磅，如不进步质量，势必会影响钼精矿的价格和销路。    1.金城钼精矿质量偏低的剖析    关于改进金堆城钼矿石的选矿目标问题，多年来始终是钼业公司和有关科技单位极为注重的重要课题，从前做过很多的作业，虽然在实践和认识上不断取得发展，变革过一些设备 和工艺，但钼档次一向没有很大的打破。那么影响钼精矿质量的要害是什么呢？通过对矿石性质和精矿的分析及与国外相似厂矿的比较，以为，单位解离度不行是影响质量的要害。    80年7月二选厂对钼精矿的筛分分析和精矿含SiO2分析见表1和表2。表1          终究钼精矿筛析成果等级粒级（mm）算计0.2720.1960.1520.1010.0660.0490.0270.0150.01-0.01产率部分%0.93.651.657.1410.7628.5712.4413.2817.65　累计4.556.213.317.328.0656.6369.0782.35100档次%38.54117.6422.9322.3926.3138.2250.6955.4555.1454.6446.48表2      终究精矿各粒级含SiO2分析成果粒级（mm）0.272-0.272-0.196-0.152-0.101-0.066算计0.1960.1520.1010.066SiO2档次（%）48.6647.3439.2736.7832.595.0511.73     以上两表能够看出，-49至+27微米粒级钼档次为50.69%，而-27微米粒级钼档次可高达55%以上，这就阐明高档次的钼精矿首要产生在细粒级，而较粗的颗粒还包裹有很多的连生体。对SiO2含量的分析则标明，跟着精矿粒度变细，SiO2显着削减，在21微米以下时，辉钼矿就大体解离了。    对辉钼矿的镜下调查标明：辉钼矿与杂质间的中间产品首要不纯矿藏是石英、云母、黄铁矿和黄铜矿，一起含有微量的磁铁矿、方铅矿和闪锌矿。辉钼矿杂质中间产品的粒度介于200微米至20微米。有70～80%的杂质与辉钼矿呈连生体存在。黄铁矿一般都呈游离颗粒状，黄铜矿粒度一般较黄铁矿为小，单体颗粒为40微米或更小，占悉数黄铜矿的40%，其次为黄铜矿-辉钼矿连生体。方铅游离颗粒状况，粒度小于30微米的很少与辉钼矿呈连生体。    80年一选厂粗矿的筛折也标明晰筛析在矿细度与档次，回收率之间的联系，见表3和表4。从表中能够看出钼精矿-0.034毫米粒级含量添加是钼精矿档次和回收率进步的首要原因。[next]表3        金堆城一选厂精矿筛析成果　粒   级（）算计0.1520.10.0660.0520.034-0.034分量%1.089.15.6511.6515.6356.89100Mo%27.8631.4431.4735.5943.1251.7945.35SiO2%32.4427.9628.0123.7415.75.913.05表4     磨矿细度与精选回收率的联系-0.034mm%67.55.2577.958182.15精选回收率%96.1297.9297.617.798.2     在钼精矿焙烧过程中，S，Re等少数元素蒸发外，Pb、Cu、Fe、Bi、Si、W、Zn等大都元素依然残留在氧化钼中作为杂质存在。因而为保证氧化钼的质量，有必要首要进步钼精矿的质量，使精矿中的各项杂质含量下降到答应值以下西德金属公司81年与金堆城签定的供应协议中要求钼大于53%，Cu 图一[next]     工业实验中，添加了二段再磨，进步了磨矿细度，到达了辉钼矿与连生体的解离，取得了较好的目标。见表5表5     添加第二段再磨后的精矿目标   一段再磨粒度                -36微米75%   二段再磨粒度               -36微米90%以上   终究精矿档次                   53.5%   精选作业回收率                 97.5% 图二图三[next]    （2）再磨段数与再磨工艺    实验室曾实验了三段再磨，三段再磨较再段再磨精矿档次又略有进步，精选次数能够削减，钼回收率与两段再磨相同（图二）。再磨段数与辉钼矿在钼矿中的嵌布粒度，特性及再磨介质的品种等参数有关。工业实验用了两段再磨（图三）。矿石经粗磨粗选得到含钼4～6%的粗精矿，经ф6M稠密机为ф1.5×3.0米，与ф250毫米两段串联水力旋流顺闭路作业。旋流顺溢流经第四、第五次精选后，泡沫经第二段再磨的水力旋流吕夿同先分级，水力旋流器排矿进入第二段再磨机，第二段再磨机为ф900%3000毫米长简型球磨机。再磨与两段串联的ф125毫米水流力旋流器闭路。第二段再磨机添加ф28毫米的轴承钢球。再磨产品通过8次精选，得终究精矿。精选过程中添加水玻璃为脉石抑制剂，耗量为1100克/吨，添加为铜硫化物和黄铁矿的抑制剂，耗量为60～80克/吨。再磨产品的粒度组成见表6。表6       榜首、二段再磨产品粒度组成产品筛级（mm）0.10.00630.0360.025-0.025浓度%分级功率%榜首段再磨稠密机底流25.910.65.15.552.930.4139~451段旋流器底流25.522.513.57.53136.012段旋流器底流18.130.724.914.711.643.42再磨排矿17.92316.89.432.945.652段旋流器溢流5.576.56.874.219.16第二段再磨旋流器给矿11.910.38.99.159.822.6925~301段旋流器底流7.6141614.847.643.792段旋流器底流615.41715.546.149.39再磨排矿2.613.614.715.253.955.592段旋流器溢流-14.37.587.216.85     再磨介质对磨物细度和磨矿质量也有着直接的影响。有些厂矿对添加钢球量和所加球径部不行注重，往往只加大球，没有小球，有时还长时刻不补加钢球，这样都会形成磨矿产品不均匀，使极大粒和极小粒多，磨矿介质欠好。金堆城实验室磨矿机在用ф24米钢球时，磨矿粒度粗细不匀。质量差，改用ф7～14毫米球后，粒度组成显着好转，避免了过破坏现象。这是因为在装球量不变时，减小球径，球的个数增多，球的表面积增大，触摸点添加，研磨作用加强。一选厂再磨一段用ф50毫米钢球，二段用ф28毫米钢球。取得了较好的磨矿作用。但若一段选用ф50和ф28的球配比参加或许作用会更好。   （3）串联运用的水力旋流器分级    为了保证实践看，选用旋流器串联操控分级更有利于细磨。实践证明，关于钼精矿的分级，水力旋流器的磨损是有限的。    再磨机与旋流器构成闭路流程，一般可选用预先分级；查看分级和操控分级。从出产实践看，选用旋流器串联操控分级更有利于细磨。表7列出了两种分级方式对细度的影响。选用两台旋流器串联操控分级比一台预先查看分级，溢流细度由68.2%-25毫米增至72.6%，+36微米含量相应削减，由19.82%减为15.40%。表7      两种分级细度比较分级方式粒级（微米）3636-25-25算计一台预先查看分级19.8211.9868.2100二台串联操控分级15.411.912.69100[next]    （4）浸出工艺    两段再磨再选后，钼精矿档次显着进步，各项杂质含量均不同程度地下降，但Pb、Cu、CaO等仍偏高。为此研讨了酸浸钼精矿下降有害杂质的或许性。进行了和加的工业性浸出实验。比照了不同酸浸温度，酸浓度，酸浸期间，液固比等参数浸出的效结。用浸出，在50～80℃，pH=1，浸出1小时，液固比为3：1时，可使各项杂质降到答应值以下。当钼精矿中含pb高时，用采与一起浸出，作用更好。    表8为变革前，1979年钼精矿中各元素含量与变革后的目标比照 。表8    流程变革前后精矿杂质含量比照元素MoPbCaOCuFe变革前1979年钼精矿分析 46.190.0981.760.1542.66变革后浮选成果53.880.1740.540.1681.139钼精矿分析浸出成果54.680.0320.0480.1141.072　浸出率　81.059128.35.9     注：浸出为氧化浸出成果6%FeCl3和2%HCl   （5）经济效益    因为采纳两段再磨和浸出的选冶联合流程，显着改进了钼精矿质量和杂质含量。钼精矿的档次稳定在54% Mo以上，精选作业回收率97%以上。1981年10月份工业实验的均匀出产目标为：    原矿档次0.119% Mo   氧化率5.63%    粗精矿档次5.27% Mo  精矿档次54.09%    精选回收率97.43%   总回收率82.59%    因为钼矿质量的进步，也为工业氧化钼的出产发明了有利条件。有助于把以出口精矿为主改为以出口氧化钼或其它钼制品为主，进一步进步出口产品的经济收益。    精矿质量的进步带来的经济效益是明显的，以行将投产的三选厂为例 ，如将钼精矿的二分之一由原规划的45% Mo 进步到51% Mo，按1983年新公布的钼精矿报价核算，每年可添加赢利600万元。

结晶槽和布袋收尘器中的烟尘的特点是砷含量高（约为63~49%）并需求进行特殊的处理。     大约16%的Au转入干式除尘器和电除尘器的烟尘中。就其化学组成来看，这些烟尘简直相同。对这些烟尘中含砷的方式的分析标明，大约92%的砷呈。 依照从前所做的实验曾验证了将除尘器和电除尘器中的烟尘与通过预先粒化后的原始物料一起处理的或许性。    将上述烟尘放在直径500毫米的圆盘制粒机中制成粒。圆盘的转速为14-16转/分钟，倾角为52~55°，制粒时仅需求加水，不用增加粘合剂。依据能以确保炉内物料假液层的条件所选定的颗粒粒度为100%-5+1.0毫米。粗颗粒的水分为10~12%，其强度为-1.1~1.5公斤/颗粒。除尘器和电除尘器中的烟尘混合时的份额应依照焙烧过程中产出的各种烟尘分量断定。然后把混匀后的烟尘送制粒机中制粒。    精矿的焙烧与烟尘的回来都选用曾经断定的准则。第I段焙烧的均匀单位处理才能为每昼夜9吨/平方米。在物料平衡树立之前，回来的烟尘混合物的增加量应到达精矿分量的19.5%，这正是焙烧设备对原始精矿处理才能下降的数值。焙烧作业的特点是温度和空气条件安稳；烧渣的质量很好。第2次所得到的烟尘中含金较贫，约为5~3%。烧渣的产率提高到精矿分量的59~62%。 半工业实验结果标明，所选用的包含除尘器，电除尘器、结晶槽和布袋除尘器在内的整个除尘体系能够确保气体的除尘率到达99.9%（见图6）。 在达拉松选矿厂所实施的两段焙烧办法不仅为：改善技能经济指标供给了或许性，并且也有或许完成就地产出贵金属。

试验目的是确定经济合理的选矿工艺流程，提供有关试验指标。    对该矿金精矿焙砂进行了回收铅的选矿试验。    焙砂矿中主要矿物为赤铁矿、石英、伊利石、少量黄铁矿、方铅矿及铜矿物等。原矿（焙砂）铅品位3.52%，TFe34.52%，S 1.96%、Cu 0.19%。    试验采用浮选法，经多方案试验无果。采用重选（摇床）试验结果，铅精矿品位18—20%以上，铅回收率26—27%以上。磁化焙烧磁选试验结果，铁精矿品位53.46%，铁回收率53.63%。    1、根据矿石（焙砂）性质的研究，试样中主要成份为赤铁矿、石英、伊利石、少量黄铁矿、方铅矿等。铅为本次试验主要回收矿物。由于铅的熔点较低（327℃），经高温焙烧脱硫的焙砂矿中的铅，不仅95%以上转变为氧化铅、铁转变为海绵铁，而且铅被熔化后很容易与海绵铁交结成固溶体（或胶体）状态，很难用浮选方法回收。    2、矿样（焙砂）经筛分，-500目（-0.03毫米）占60%以上，泥化现象严重，加之氧化铅和海绵铁与脉石互相包裹，这是影响重选回收率和品位不高的主要原因。    3、试验采用几种浮选方案均无效果。采用分级摇床，中矿再磨的重选方案。可获得铅品位18%以上，回收率26%以上的铅精矿。    4、考虑到该矿样含铁较高，在回收铅的效果欠佳情况下，采用磁化焙烧磁选回收铁的可能性进行了探讨试验。经多方案磁化焙烧磁选试验，在焙烧温度850℃、焙烧90分钟，加入20%的还原剂（煤粉）条件下，焙烧产品采用分级，粗粒级磨矿后分别磁选，可获得品位和回收率均为53%以上的铁精矿。由于矿石中含石英较高，石英与铁的关系密切，即使经过精选，也难以提高铁精矿品位。

一、焙烧温度       各种精矿的适当焙烧温度应根据精矿性质和提取铜的方法通过试验确定。铜精矿硫酸化焙烧，一般维持温度在620～720℃范围内。全硫酸化焙烧，一般控制温度为650℃以下；半硫酸化焙烧一般控制温度在650～720℃，最佳温度为680℃左右。       表1为二密矿焙烧温度的试验数据。   表1  二密矿焙烧温度的试验数据项目名称588℃610℃630℃650℃670℃690℃710℃铜水溶率，％81.8184.2784.584.0279.3863.8344.33铜酸溶率，％92.4295.7497.394.9693.6291.5492.22     注：空气过剩系数为1.3，空气直线速度0.35m/s。       表1可以看出，二密矿的适宜焙烧温度为610～650℃。       二、鼓风量与过剩空气系数       焙烧时鼓风量是以冶金计算的结果为基础，过剩空气系数一般为1.1～1.5，而以1.1～1.3为宜，应通过试验得出最佳值。鼓风量一般为1.9～2.5m3/kg矿。实践证明，在操作中采用较固定的鼓风量，较少地变动加料量，生产效果较好。       三、空气直线速度       铜精矿硫酸化焙烧的空气直线速度一般为0.3～0.4m/s，处理易粘结的精矿时可提高至0.4～0.5m/s。       四、流态化床高度与物料停留时间       据统计，尽管精矿性质有所不同，当流态化床高度为0.6m左右、焙烧温度为630～660℃时，焙烧矿中铜的水溶解降低到40％～50％，铜的酸溶率为90％～94％；当流态化床高度为1.1～1.35m，焙烧温度为650℃左右时，铜的水溶率超过90％，铜的酸溶率可达96％～97％。为了提高焙烧矿中铜的浸出率，国内工厂有的将流态化床高度提高到1.5～1.8m。但是，由此导致流态化床的压力降增大，鼓风机的动力消耗增加。       焙烧物料在炉内的停留时间可按下列公式计算，一般为9～14h。   式中ι－物料在料床内平均停留时间，h；           F－炉床面积，m2；         γ－物料的堆积密度，t/m3；           h－静止料床高度，m，通常为流态化床高度的60％～70％；           q－加料速度，t/h；           μ－烟尘率，一般为进料重量的50％～60％，如为稀相焙烧，则可达80％以上。       五、炉底和炉顶压力       炉底及炉顶压力是炉子运转情况的重要标志。炉底压力包括空气分布板压力降和流态化床压力降。空气分布板压力降为1.2～2.4kPa。或相当于流态化床压力降的15％左右。流态化床压力降大约为空气分布板单位面积上流态化床的料重，故与流态化床高度、炉料密度及鼓风量有关。通常通过改变鼓风量的方法调节流态化床的压力降。流态化床高度为1m时，其压力降为8～16kPa。流态化床压力降可按下式计算：   △P＝H（γ固－γ气）（1－ε）×9.81       式中△P－流态化床压力降，Pa；           H－流态化床高度。m；           γ固－固体物料的密度，kg/m3；           γ气－空气的密，kg/m3；           ε－流态化床平均孔隙度，一般为60％～80％；           9.81－单位换算数。       硫酸化焙烧炉流态化层高度为1～1.3m时，炉底压力为11～15kPa，炉顶压力为0～50Pa。       表2为硫酸化焙烧炉技术操作指标实例。   表2  硫酸化焙烧炉技术操作指标实例指标赣州钴 冶炼厂马坝厂大宝山 冶炼厂通化 冶炼厂东风 冶炼厂承德冶炼厂新泰 冶炼厂江西有色 冶炼厂卢伊卢炉床面积，m2精矿主要成分，％3.52.025.74.14.64.155.09.018.7Cu16.9117～1911～1317.513.886.8～1117.4～1810～1145Fe25.622332～3431.0225～2617.8～21.129～3732～39 S29.6922～2633～3732.3918.2316～19.429～35.528～32 Co        2.5鼓风量，m3/h1450850～950240015101330～178015101650～17002500～30009000过剩空气系数1.31.31.31.31.1～1.31.31.2～1.31.21.2～1.3空气直线速度m/s0.310.420.400.330.330.330.320.27～0.320.45～0.5流态化层高度，m1.11.1～1.31.21.1～1.21.21～1.21～1.31.1～1.3 炉气停留时间，S1717～18192424～36243728.5 物料停留时间，h12.213.7  14.05 1212.5 焙烧温度，℃660640～660660660～670600～640630660680670炉底压力，kPa1813～151412～14.512.512～14.516～1710.5～11.5

随着剩余空气量的增大砷的升华率则降低，同时提高了脱硫作用。在空气耗量对理论需要量低0.75时，烧渣中砷含量很高。 当焙烧温度在550~650℃时，砷的升华率最大（见图3）。当温度低于550℃时烧渣中仍留有大量未氧化的砷黄铁矿。从图4数据看出，焙烧温度对除硫有-定影响，而决定性的因素是空气的耗量（见图3和图4）。 烧渣中砷含量的提高（见图4）证明，在Ⅱ段焙烧中砷实际上是不升华的，而烧渣中的砷浓度有提高。 烧渣质量与往焙烧炉中装入精矿的速度的关系如图5所示。从图5中看出，在第1个焙烧炉的单位处理能力为7.0~9。5吨/平方米·昼夜，第二个焙烧炉为3.5~4.7吨/平方米.昼夜时所得之结果较好。在进行半工业试验过程中曾确定了下列工艺制度：                                                                                         第I段               第Ⅱ段 沸腾层温度℃                                                 550~600              650~675     空气的过剩系数，a                                        0.75~1.0              1.5~2.0     沸腾层中气体流速，厘米/秒                        0.1~0012             0.10     昼夜处理能力，吨/平方米、                         7.0~9.5              3.5~4.75     在此工艺条件下得到了含As  0.19~0.6%和S 0.9~l.3%的烧渣。     按照上述工艺条件曾对连续作业的焙烧装置进行了8个昼夜的平衡试验（见表）。     金属平衡计算结果表明，被平衡的金属的误差均处在化学分析过程中所许可的误差范围内。大量金（79.8%）富集在焙砂中，而剩余的金留在收尘设备的烟尘中。金未随气体损失。

烧结焙烧是硫化物在高温（800℃以上）条件下经氧化脱硫转为氧化物，并烧结产出具有多孔和一定强度的烧结块的过程。烧结过程应尽可能提高烟气中S02浓度，以利于制酸，同时力求富集原料中易挥发的有价金属，以便综合利用。       烧结设备有烧结锅、烧结盘和带式烧结机，带式烧结机适用于规模在20000t／a以上的大中型冶炼厂。带式烧结机又分为吸风和鼓风两种型式。烧结机吸风烧结、烧结锅烧结和烧结盘烧结所产烟气含SO2浓度低，一般在2.0％以下，难以制酸，排入大气严重污染环境，因而仅在极少数老厂或小厂还保留使用。烧结机鼓风烧结产出的烟气，含SO2浓度可达4％～7％，可进行制酸，有利环保，因此目前多采用烧结机鼓风烧结焙烧。       采用鼓风炉炼锌(I.S.P)冶炼流程时，铅锌精矿需先进行烧结焙烧，鉴于铅锌精矿的烧结工艺流程与铅烧结的工艺流程基本相同，为避免重复，故合在一起叙述。但是，这二种烧结工艺在烧结混合料成分控制、点火和烧结温度、烧结块质量要求等方面存在着较大的差异。为便于区分这二种不同烧结工艺，先将其主要不同点叙述如下。       一、混合料       （一）铅烧结       1、烧结块含铅一般要求在40％～45％，当处理高品位铅精矿时，配料时需添加熔炼炉或烟化炉的水碎渣降低烧结块中的铅品位。      2、鼓风炉熔炼时，烧结块中的锌几乎全部进入熔炼炉渣，为保证熔炼顺利进行，炉渣含锌受到限制，一般不超过15％。当处理高锌铅精矿时，必须添加烟化过的熔炼炉渣代替熔炼水碎渣。       3、进行配料的物料除各类铅精矿和含铅物料外，尚有烧结、熔炼、通风烟尘，熔剂，水碎渣等物料；熔剂有石英石（或河砂）、石灰石、烧渣等，熔剂可以全部在烧结配料时一次配入，也可以在烙炼时加入部分块状熔剂，剩余部分在烧结配料时加入。       （二）铅锌烧结       1、混合料中的Pb、Zn、 SiO2等成分必须符合产出的烧结块中的Pb+Si02不大于26%，锌铅比不小于2.0的要求。       2、混合料是由铅锌精矿，烧结烟尘、通风烟尘、熔剂、浮渣、蓝粉等物料组成的。熔剂通常为石灰石，且在烧结时一次配入。蓝粉和部分烧结通风烟尘以泥浆形态加入圆筒冷却机。       二、点火温度、烧结温度和料层厚度       名称       点火温度，℃    烧结温度，℃     料层厚度，mm     铅烧结      800～1000       1100～1150         200～300     铅锌烧结    950～1150       1200～1300         320～400       铅锌烧结的烧结尖峰温度有时高达1400℃，从而得到高强度烧结块。       三、烧结块质量要求       （一）铅烧结块       烧结块含铅和造渣成分必须符合鼓风炉熔炼的要求。此外，还要求：       1、残硫一般为1.5％～3.0％，当原料含铜高时，残硫会更高。       2、烧结块的块度为50～150mm。      （二）铅锌烧结块       1、残硫要求不能大于1.0%，一般0.6％～0.8％。       2、烧结块的块度为30～100mm。       3、烧结块的强度要比铅烧结块强度高。       四、返粉制备与返粉量       现代烧结－鼓风炉熔炼铅厂的返粉制备，甚至配料基本上与铅锌烧结相一致。       铅烧结返粉量由于铅精矿含硫一般为16％～18％，故返粉率为60％～75％；铅锌烧结原料中含硫要比铅精矿高得多，一般为26％～30％，故返粉率要比铅烧结高得多，通常达到75％～83.5%。