黄铁矿有含金或根本不含金之分。含金黄铁矿经浮选产出的精矿再经氧化焙烧脱硫（或制酸），产出的焙砂和烟尘，呈疏松多孔结构，金粒大多从载体矿藏中解离出来呈单体，易于浸出收回。焙砂的组分首要转变为赤铁矿和少数磁铁矿，其间尚残存少数黄铁矿和磁黄铁矿之类的硫化物，提金后浸渣还可用于炼铁或制作水泥。在许多情况下，焙砂中还含有一定量的银、铜等有价金属，可考虑归纳收回。 影响黄铁矿焙砂中金浸出率的首要因素是焙烧温度、焙砂中残硫量和硫酸化程度。焙烧温度过高，颗粒易结块构成包裹金。为了使焙砂中残硫量减至最小，就需要充沛供氧，它也能较多地生成SO3，有利于焙砂的硫酸盐化和金的浸出。但焙烧制酸的作业又必须在供氧量略为缺乏的条件下进行，以防止生成SO3。故在焙烧实践中，要统筹硫酸和者的出产，使之产出含很多赤铁矿和少数磁铁矿的焙砂。 A.O.菲尔默（Filmer）研讨了南非几种含金黄铁矿焙砂中金的化浸出进程后发现，金的浸出率随焙砂的氧化程度而进步，而随焙砂中硫含量的增加而下降。他以为：焙砂中金的浸出速度慢和浸出率低，首要是难溶包裹金和硫化物中金的电化学钝化效果。包裹金首要是焙砂结块形成的。因而，焙烧进程中要使颗粒尽量散碎，让金粒充沛露出出来。不然，只要通过再细磨才干进步金的浸出率。电化学钝化则与载金矿藏的导电率有关。在黄铁矿和焙砂中与金共生的矿藏如黄铁矿，磁黄铁矿、磁铁矿都有较高的导电性。浸出进程中，在这些矿藏的整个表面上会发作氧的复原。它不但会增大氧和的耗费，还因氧对硫化物的氧化进程缓慢，而阻碍它荷载金粒的溶解速度。若焙砂是通过充沛氧化焙烧的，其间的矿藏绝大多数都转化为赤铁矿。赤铁矿的导电率约为10－4／m，近似绝缘体，除它所荷载的金粒外，它本身的表面不会发作氧的复原，金粒也不会发作钝化。既使焙烧进程中物料内的可溶组分在金粒表面生成被膜，对金粒溶解速度的影响也或许不大，更不大或许因而而引起金粒的钝化。当他运用99.9%的纯金板在纯的化浸出液顶用饱满甘电极丈量电位时发现，阴极电位坚持－0.6V时，金的溶解简直到达最大值；反之，阳极电位至－0.6V时，金就会由活化转为钝化。但向纯化液中参加铅、、、铋离子杂质时，它能使金的钝化倾向发作改动。 综上所述能够得出如下的定论：从未经充沛氧化焙烧的黄铁矿焙砂中提金，浸出率低的原因之一是焙砂孔隙结构发育不充沛，金粒不能彻底露出于浸出液中；原因之二是残存的荷金硫化矿藏在浸出时，表面上会发作氧的复原，而引起金的溶解受阻或钝化。若用来浸出只经部分氧化的焙砂，因为浸液中缺氧，的耗费虽多，也不能加强金溶解的效果。 根据对山东、河北、内蒙古等地含金硫精矿和焙砂的化提金实验，其作业条件和技能经济目标分述如下。 一、含金黄铁矿焙烧条件的挑选 根据黄铁矿热谱图，它的吸热峰值在650℃±50℃。很多出产实践证明，黄铁矿焙烧温度的凹凸是影响焙砂中金浸出率的关键因素之一。焙烧温度越高，产出焙砂的色彩越深，这是磁铁矿（Fe3O4）产出增多之故。它不但会使金粒露出削减，浸出率下降，且焙砂硬度大，加大磨矿难度。故在通常情况下，焙烧温度应力求在答应的下限温度中焙烧，使其产出以Fe2O3（赤铁矿）为主的红棕色焙砂。这种焙砂可在粗磨或不磨的条件下送化，金的收回率也高。 为了使金粒最大极限地露出出来，以进步金的浸出率，据实验：焙烧炉排出的赤热焙砂经水淬产出的水淬渣，比干法排渣金的化浸出率可进步7%。其效果是因为热焙砂迂骤冷而迸裂，使更多的金粒露出出来之故。 因为各地含金黄铁矿的矿藏结构和组分不同，焙烧时吸热峰值的温度也有差异，可进行实验测定，挑选最佳焙烧温度和焙烧时刻。许多厂矿焙烧黄铁矿是为了制酸。为满意制酸要求，通常将焙烧温度进步至850℃或900℃以上，它对焙砂提金是晦气的。对用含金黄铁矿焙烧制酸的厂矿，则应统筹制酸和提者的利益，以进步经济效益。 二、含金黄铁矿焙砂的浮选 山东某矿含金黄铁矿原矿经焙烧产出含金8.34g∕t的焙砂。焙砂中金呈微细粒级，粒度均小于0.074mm。其间0.074～0.053mm占20.30%，0.053～0.037mm占23.20%，0.037～0.010mm占24.50%，小于0.010mm的占32.00%。因为原矿通过氧化焙烧，质地疏松，解理增大，金粒刚失掉敲体矿藏（硫化矿藏）多解离呈单体，为浮选富集金供给了条件。 金的浮选选用三段磨矿和三次浮选作业，每次均产出粗选金精矿。为了使矿藏充沛涣散和按捺矿泥及赤铁矿等氧化物，每段磨矿都增加碳酸钠（2000～5000g∕t）、羧甲基纤维素（100～900g∕t）并选用20%固体的矿浆。浮选捕收剂用铵黑药、起泡剂2#油，选用分次加药捕收和分批刮泡。取得的精矿含金最高达324g∕t焙砂的浮选实验成果列于表1。三次精矿中金的总收回率为88.90%，均匀含金档次100.42g∕t。尾矿和矿泥中含金1g∕t。表1  黄铁矿精矿焙砂三段磨矿－浮选流程实验成果产品产率∕%金档次∕g·t－1金散布率∕%一次精矿1.967.395281.86100.4266.2288.90二次精矿2.61544.1513.84三次精矿2.8226.148.84尾矿44.8492.6051.001.005.3811.10矿泥47.7651.005.72算计100.00100.00100.00100.00 实验成果证明，为了取得好的目标，浮选前应先按捺矿泥及氧化物，和确保有满足的浮选时刻（三次浮选总时刻48min），并选用分次增加药剂。这样既能确保金粒均匀而长时刻地飘浮，又可防止浮选初期药剂浓度过大而使很多矿泥搀杂上浮。 三、含金黄铁矿精矿和焙砂的化实例 表2是山东、内蒙古、河北五个含金黄铁矿矿样的矿石处理及化工艺流程比照。其间5#样为金厂峪金矿的化尾矿，经迁西化工厂焙烧制酸后再进行化浸出。此工艺已于1982年在迁西化工厂建成25t∕d化提金工业实验厂，金的再浸出率77%。且从表中看出，在磨矿粒度适合的前提下，3#样的流程为好，它收回率最高，且化处理的进料少，与1#和2#样比还削减了化浸出前的再磨矿作业。化浸渣中残留的金，经查验80%均为包裹金，这是因为黄铁矿中金的粒度太细而难于收回。 表2  含金黄铁矿精矿和焙砂化浸出比较编号产地工艺 流程化前磨矿∕%－300目NaCN∕ g·t－1CaO∕ kg·t－1浸出 时刻∕h质料档次∕ g·t－1浸渣含金∕ g·t－1金浸出率 ∕%1山东原矿浮选精矿化98.06.25.0101.2591.672山东原矿浮选精矿焙烧后化53.23.85.01018.501.3392.813山东原矿焙烧后浮选精矿化不磨6.011.6524104.04.7595.084内蒙原矿焙烧后化不磨1.542.088.61.2086.055河北化渣焙烧水淬后化83% －360目0.946.778.54.200.9677.00 四、黄铁矿精矿焙砂和烟尘的化     某硫酸厂欢腾焙烧炉焙烧含硫29.34%、金6～9g∕t的黄铁矿精矿制酸产出的焙砂，金呈微细粒状。其间，小于10μm的金粒占52.5%、＋53μm的金粒仅占11.3%。     焙砂由焙烧炉排出并经水淬、脱水、磨矿和洗矿。洗矿作业包含水力旋流器分级、浓缩及过滤，以除掉矿砂中的硫酸铜、酸、贱金属氧化物和铁盐等。然后加石灰处理矿浆至pH10（未加石灰前矿浆pH2～3）送拌和化。金的收回率为72%～80.%。因为洗矿处理不完善，金的收回率偏低，和石灰的耗费量也很高。

钼精矿深度加工的第一步按传统办法是经氧化焙烧出产出工业三氧化钼——钼焙砂。其质量标准见表1。 氧化焙烧时，辉钼矿分子中发作如下改变：Mo4+氧化成Mo6+、S2-氧化成S4+，生成相应的MoO3和SO2气体。MoO3留在焙砂中，SO2进入炉气排出。 表1 钼培砂(工业Mo2O3)标准国家或厂商等 级Mo≤SPCuPbWO3SiO2≤中 国     AsSnCYM05555.00.150.040.40.040.050.10YM05252.00.250.050.50.060.070.15YM04848.00.250.070.80.060.070.15YM04545.00.300.091.500.100.100.20美国后勤总署（GSA） 60.00.250.050.500.15  克莱麦克斯71年标准标 准57.00.100.050.15   产品典型分析60.00.060.020.10   菲利浦兄弟公司 57.00.100.050.50.05Bi0.01As0.01美国钼公司优 级62.00.050.05~0.040.30~0.200.05~0.02  60.00.150.070.5   加拿大钼公司 570.100.050.40   西德金属公司（代销标准）570.100.050.30.060.0615一、氧化培烧机理 钼精矿在氧化培烧进程进行的一系列化学反响，大体可归纳为三类：(1)辉钼矿氧化生成三氧化钼及三氧化钼与辉钼矿之间相互作用。(2)钼精矿中杂质矿藏氧化及氧化产品间的相互作用。(3)三氧化钼与杂质氧化物间的相互作用。下边将别离作介绍： 1、辉钼矿的氧化 辉钼矿的氧化是一个放热进程，一旦到达焚烧温度，反响就能自发进行下去：MoS2+31O2＝MoO3+2SO2+955kJ2与其他硫化物的氧化进程附近，辉钼矿的焚烧温度约为400℃左右，见表2。 表2 硫化矿藏氧化反响对照表反     应热效应（KJ/mol S2）燃点（℃）粒度（mm）MoS2→MoO3955365＜0.063  4650.09~0.1272CuS→4CuO10614650.09~0.1272NiS→2NiO910665＜0.0632ZrS→2ZrO889615＜0.063FeS2→1/3Fe3O4791360＜0.063明显辉钼矿的粒度对燃点影响较大，所以，对钼精矿粒度一般要求较细。GB3200-89要求钼精矿细度≥60%-200目。 辉钼矿在氧化焙烧气氛下，颗粒表面被氧化生成的氧化膜所掩盖。进一步反响，氧气穿过氧化膜向辉钼矿粒内部分散，氧化重生的二氧化硫气体则从氧化膜内向外分散。明显，辉钼矿氧化敏捷与反响生成的氧化膜结构相关。研讨标明，当温度低于400℃，辉钼矿表面氧化生成的是细密氧化膜，它对氧和二氧化硫的分散都很晦气。此刻辉钼矿氧化速度变得很慢。当温度升高，超越550℃~600℃后，辉钼矿表层氧化生成了多孔、疏松的氧化膜。此刻，氧与二氧化硫易于穿透氧化膜而不会受阻，氧化速度相应加快。所以随温度的上升，辉钼矿氧化速度加快。600℃时辉钼矿氧化速度可达0.009mm/min。 辉钼矿的氧化物—三氧化钼是一个低熔点(795℃)低沸点(1155℃)物质，它在熔化前就已开端提高并且随温度上升，提高加重。610℃时其蒸汽压为1.2Pa、800℃时达1350Pa(见表4-15)。明显，为避免三氧化钼提高而下降焙烧工艺的钼收回率，辉钼矿焙烧温度不宜太高。 辉钼矿在隔绝了空气(如钼精矿烧结块内部)或供氧缺乏时焙烧，其表面氧化层中三氧化钼会与里层没有氧化的二硫化钼反响： 6MoO3 + MoS2 = 7MoO2 + 2SO2↑ 然后呈现：表层为MoO3、中层呈现MoO2，内核残留有MoS2的包裹状况。MoO3与MoS2混合物在惰性气体中焙烧实验标明：随温度上升，MoS2参加上述的反响量增多，600℃下焙烧，经60min后有45%MoS2与MoO3反响。700℃焙烧，经60min后MoO2反响量高达90%。MoO2、MoS2都不溶于;MoS2也会使钼焙砂含硫量升高。为避免辉钼矿“烧不透”，有必要操控炉温，不宜过高。并要避免炉料粘结。 明显，为加快辉钼矿的氧化，炉温越高越好，有必要超越500~600℃;而为避免三氧化钼提高和炉料烧结，炉温又不宜太高。工业出产中有必要将其操控于550~650℃之间。 2、杂质矿藏的氧化 钼精矿里不可避免地含有一些杂质矿藏。其间，比较多的是石英或硅酸盐。其次，还含有Fe、Cu、Pb、Bi、Zn……的硫化矿藏、CaCO3、(方解石、白云石、石灰石)以及少数含P、As、Sb的矿藏。在550~630℃焙烧条件下，不少杂质矿藏也参加反响，生成相应氧化物或盐类。 非钼硫化矿藏在焙烧时也发作氧化，生成相应氧化物，通式为：MeS+11O2→MeO2+SO2↑–△Q2例如：FeS2+22O2→1Fe3O4+2SO2↑–791KJ33氧化物或盐又可与SO3(或P、As、Sb的氧化物)反响生成相应的硫酸盐(或磷酸盐、盐……)，反响通式为： MeO+SO3→MeSO4; CaCO3+SO3→CaSO4+CO2↑ 生成的这些硫酸盐有的在加热中易再分化，仍然生成相应氧化物，如：CuSO4△CuO+SO3↑→650℃有的(如CaSO4在1450℃后才干解离)在焙烧温度下却难解离，而残留在钼焙烧砂中，使产品硫(或磷、砷等)含量升高。 3、三氧化钼与杂质氧化物间的归纳反响 三氧化钼是酸酐，在与金属氧化物(碱酐)或盐一起焙烧时，会生成相应的钼酸盐，常见反响： CaO+MoO3=CaMoO4 (400℃后); CaO+MoO3=CaMoO4+CO2↑; CuO+MoO3=CuMoO4 (300~800℃); CuSO4+MoO3=CuMoO4+SO3↑; PbO+MoO3=PbMoO4; FeO+MoO3=FeMoO4↓ (300~850℃)。 而Fe2O3一般不能与MoO3反响。 这些钼酸盐有的易热解离，例如CuMoO4(900℃以上解离：CuMoO4△CuO+MoO3）→900℃而CaMoO4、PbMoO3以及FeMoO4比较稳定，到1000~1100℃仍然难解离，进入焙砂中，其间CaMoO4(及MgMoO4)不溶于，Fe2(MoO4)3在中表层溶解，生成密致Fe(OH)3，它阻挠了Fe2(MoO4)3进一步溶解，当用钼焙砂经浸出产仲钼酸铵时，它们会进入浸渣而下降钼的浸收回率。PbMoO4的沸点(1050℃)与MoO3明显提高温度共同，在用提高法出产高纯三氧化钼时难于与MoO3别离。Bi2(MoO4)3与PbMoO4相似也会搅扰三氧化钼进一步纯化。 除以上三类反响外，钼精矿中易熔脉石(如硅灰石等)在氧化焙烧的温度下易熔化使钼精矿烧结、结块，形成炉料烧不透。 炉温缺乏时MoS2氧化速度太慢;炉温太高，MoO3提高加重，有害副反响加重。因而，钼精矿的氧化焙烧要严厉操控炉温。这是在其他硫化矿氧化焙烧时不存在的。 二、氧化焙烧实践 氧化焙烧炉一般有四种：多层炉(又名多膛炉)、欢腾炉、回转炉、反射炉。大型工厂往往用前三种。小型和乡镇厂商一般用后一种。 1、多层炉焙烧钼精矿 多层炉早已在黄铁矿制酸工艺中广为使用。它是一个圆柱的炉体，内部由多层(常见有8、10、12、16层)炉床组成，每层都有机械耙翻动、推移炉料。 美国克莱麦克斯公司鹿特丹厂的焙烧炉直径6.5m，共十二层。美国矿藏(杜瓦尔)公司选用￠6.0m十层炉。我国吉林铁合金金厂、金堆城连花寺氧化钼厂也选用相似焙烧炉。俄罗斯用6.8m的八层焙烧炉。 焙烧时，钼精矿经给料口给入最上层炉床，经机械运动的耙料设备不断翻动推动，并由该层排料口撒落到下一层炉床，钼精矿接连由上部参加，炉料不断翻动推动并逐层向下一层排出。焙烧好的焙砂，不断由最下一层炉床上耙下，经排料口排出。 在多层炉中，炉料自上而下，气流自下而上逆流触摸，料、气混合杰出，焙烧供氧足够。炉料经机械不断翻动，在从炉床撤落到下一层时，炉料呈飘浮状况，氧化反响剧烈。故此，钼精矿的氧化很充沛，残硫很低。 鉴于氧化焙烧对炉温要求严厉。焙烧钼精矿的多层焙烧炉比其他用处(比方制硫酸)多层炉不同，每层炉床增设了独自输入空气和排放废气的管道，一起还通过向炉床喷洒带水的空气，来调理反响的炉温。美国Climax￠6.5m12层炉的炉温散布见图1。前苏联常用￠6.8m8层炉的规范炉温散布见表3。 表3 8层炉各层炉温层号12~34~56~78温度（℃）100~150400~500550~680600~660400~450图1 多层炉炉温散布 不论8层炉或16层炉，它们在炉中反响状况均可将炉子分为4个区(见图1)。 预热区：新给入的钼精矿受上升热气流及外部喷入的(根据需要决议喷入量)蒸汽预热钼精矿粒上吸附的浮选油在此区间蒸腾并焚烧。由于此区间炉温较低辉钼矿氧化速度很慢，仅表层能细微氧化。 第二区：辉钼矿氧化并与很多没有氧化的辉钼矿反响。此刻首要生成二氧化钼。 第三区：此刻，辉钼矿量已削减，此区间首要为二氧化钼进一步氧化成三氧化钼的反响阶段。 第四区：残存的辉钼矿及二氧化钼进一步氧化，直至反响完毕。 第二、三区是氧化焙烧首要反响区间，反响开释热量很大，不只可保持氧化有必要的炉温，还捉襟见肘。此两区间往往还须通人空气以下降沪温，使其不过热。 第四区的反响已近尾声，靠反响自身开释的热量已缺乏以保持有必要的炉温，为使炉料焙烧透，此区装有燃气喷嘴，由外部供热以确保450℃以上的炉温。 焙烧所发生SO2及SO3气体随废气排出，第二、三区浓度较高，可独自排出收回制酸。焙烧时还会有很多粉尘随烟气逸出，有必要通过收尘体系收回。收尘体系一般由旋风除尘器与电除尘器结合其作用较好。所收粉尘中不只有氧化钼还有氧化不充沛、未经氧化的辉钼矿。所以粉尘还要回炉从头焙烧。 多层炉的焙烧才能较高，一般每平方米炉床每天可处理60~80kg钼精矿。美国克莱麦克斯公司鹿特丹厂￠6.5m12层焙烧炉，处理钼精矿才能达100kg/m2·d(或30~40t/d·炉)，产品含硫很低仅只0.045%，钼焙烧收回率高达99%，收尘率也到达98.5%。俄罗斯报导，￠6.8m八层焙烧炉，每小时可产800kg钼焙砂(即20t/d钼焙砂)。 2、欢腾炉焙烧钼精矿 欢腾焙烧也是化工或冶金工业焙烧硫化矿藏常见的设备。我国白银有色金属公司就选用欢腾炉焙烧硫化铜精矿。 和多层炉相同，欢腾炉外形也是竖圆柱。只是在欢腾炉中没有层和炉床。 容器中固体粉末在上升气流中不同的状况如图2所示。图2 固体颗粒不同流速下状况 气流流速太小，固体粉末不动，呈渗滤型;气流流速加大，当达临界速度νmin后，固体粉末开端胀大变成流化状况，气流中的固体颗粒剧烈运动，外观很象欢腾的液体。气流流速持续加大，当达另一临界速度νmax后，固体颗粒呈悬浮状况被气流带走。 欢腾焙烧时，空气由下而上，钼精矿粉由上而下，两者逆流运动。在欢腾区，空气流速正介于两个临界速度νmin与νmax间，炉料呈流化态很象欢腾的液体，故被称流化欢腾或欢腾焙烧。欢腾炉的结构见图3。它是一个竖的圆柱形耐火室。其下部有带孔的空气散布板，空气流经此均匀向上喷出。钼精矿经主动加料机由炉体中部加料口向下参加欢腾床。焙烧好的钼焙砂由护体1~1.5m高处的出料孔不断涌出。炉气及被带着的粉尘经炉顶部烟道送进除尘器。经收尘器收回的粉尘回炉再焙烧，废气收回SO3或排空。图3 欢腾炉示意图 欢腾炉的发动进程：热空气将炉内的辉钼矿加热至500~510℃，氧化反响开端并成佛腾反响层。然后不断供料，氧化反响不断加重，炉温随之上升，约15至30min内即可使炉温到达所需炉温的最高值560~570℃。随钼精矿不断参加，欢腾层高度逐步上升，当升至出料口高度后，焙烧好的焙砂不断由出料口排出，至此，欢腾炉进入接连出产状况。

杂乱金精矿焙砂浸出车间规划 以焙烧车间产出的焙砂为质料，经酸浸脱铜锌、盐浸脱铅、化浸金和锌粉置换，取得金泥的杂乱金精矿冶炼厂车间规划。金泥为下一步提纯金银的质料。规划内容包含：工艺流程、设备挑选、车间装备和首要技术指标。工艺流程一般依据焙砂成分、扩展实验成果和同类工厂的实践经验断定。 我国某厂的工艺流程如图。精矿焙烧后焙砂中的金属有的(如铜、铅、锌)变为硫酸盐，有的(如铁)变为氧化物，有的(如砷)蒸腾进入烟气。用稀硫酸浸出时，焙砂中的锌、铜呈硫酸盐进入溶液，铅和金银以及很多脉石仍留在浸出渣中。浸出矿浆经稠密分出的上清液，送归纳收回车间(见杂乱金精矿冶炼厂归纳收回车间规划)收回铜、锌，稠密机底流经过滤洗刷后，送化浸出工序。化浸出所产贵液即焙砂经化浸出后所得的含金溶液，送锌粉置换工序。化渣经浆化后送往渣场。 一般用锌粉置换法从贵液中置换出金泥，即先将贵液过滤，除掉其间的悬浮物，在脱氧塔中进行真空脱氧，然后加锌粉置换金银。锌粉加到贵液泵的入口处，在泵中混兼并开端反响，在压滤中完结悉数置换作业。压滤所得金泥送金银提纯车间处理，沉金后的贫液即贵液中的金被置换出去后所剩的溶液，一部分回来去用做化调浆，另一部分经处理收回或损坏其间的根，到达要求后排放(见金银选冶厂含污水处理车间规划)，兼起扫除溶液中循环堆集的有害杂质的效果。如质猜中含铅高，规划时须在化前添加脱铅工焙砂浸出工艺流程示意图序，行将脱铜后的渣在加热状态下用挨近饱满的食盐水浸铅，经固液别离及洗刷作业，浸渣送化浸出，盐浸液经脱银脱铅后，把食盐溶液蒸腾浓缩至挨近饱满状态，回来盐浸工序运用。设备挑选酸浸脱铜一般选用机械拌和槽，槽内与矿浆触摸的部分要有防腐及耐磨办法。固液别离和洗刷设备多用稠密机与水平带式真空过滤机，要考虑防腐。化浸出常用双叶轮高效拌和槽，浸出后矿浆的固液别离和洗刷设备，也用稠密机和水平带式真空过滤机，但不须防腐。脱铅工序的盐水蒸腾浓缩，选用立式列管蒸腾器，设备腐蚀严峻，要用高档耐腐蚀合金。 锌粉置换设备，用普通碳素钢制造。 脱氧设备选用真空脱氧塔。 金泥过滤一般选用板框压滤机，滤布表面须采纳避免微细金泥透滤的办法。车间装备焙砂浸出车间一般规划为两层建筑，各种贮槽、泵、真空泵、空压机，多装备在地面上。各种机械拌和槽的槽顶、过滤机、压滤机、置换设备等，多装备在楼上。为了简化物料运送，规划中须尽量使用高差使液体自流。化浸出因为反响时间长，所需化槽多，一般选用阶梯式装备，矿浆靠位差由前一槽顺次流入下一槽。多效蒸腾器因为本体较高，可依据操作和维修点的需求，规划为四层的建筑。 化槽、稠密机及大部分贮液槽可依据区域气候规划成露天或带简易厂房的装备。 首要技术指标

山东某矿含金黄铁矿原矿经焙烧产出含金8.34g∕t的焙砂。焙砂中金呈微细粒级，粒度均小于0.074mm。其中0.074～0.053mm占20.30%，0.053～0.037mm占23.20%，0.037～0.010mm占24.50%，小于0.010mm的占32.00%。由于原矿经过氧化焙烧，质地疏松，解理增大，金粒刚失去敲体矿物（硫化矿物）多解离呈单体，为浮选富集金提供了条件。 金的浮选采用三段磨矿和三次浮选作业，每次均产出粗选金精矿。为了使矿物充分分散和抑制矿泥及赤铁矿等氧化物，每段磨矿都添加碳酸钠（2000～5000g∕t）、羧甲基纤维素（100～900g∕t）并采用20%固体的矿浆。浮选捕收剂用铵黑药、起泡剂2#油，采用分次加药捕收和分批刮泡。获得的精矿含金最高达324g∕t焙砂的浮选试验结果列于下表。三次精矿中金的总回收率为88.90%，平均含金品位100.42g∕t。尾矿和矿泥中含金1g∕t。表  黄铁矿精矿焙砂三段磨矿－浮选流程试验结果产品产率∕%金品位∕g·t－1金分布率∕%一次精矿1.967.395281.86100.4266.2288.90二次精矿2.61544.1513.84三次精矿2.8226.148.84尾矿44.8492.6051.001.005.3811.10矿泥47.7651.005.72合计100.00100.00100.00100.00 试验结果证明，为了获得好的指标，浮选前应先抑制矿泥及氧化物，和保证有足够的浮选时间（三次浮选总时间48min），并采用分次添加药剂。这样既能保证金粒均匀而长时间地飘浮，又可避免浮选初期药剂浓度过大而使大量矿泥夹杂上浮。

在锌的冶炼方法中，有火法与湿法两种生产工艺。火法炼锌应用较早，其中有横罐炼锌、竖罐炼锌、电热法炼锌、鼓风炉炼锌等方法。湿法炼锌兴起得较晚，第一个半工业性湿法炼锌试验开始于18世纪90年代，直到第一次世界大战中期，湿法炼锌才正式开始工业生产。    在湿法炼锌的发展中,广大的技术人员,首先攻克的是中性浸出、净化、电解几个过程,到了20世纪60年代后将发展的重点又转移到中性浸出渣及有价金属的综合回收上。因中性浸出渣的量大,渣含锌高（20%~30%），怎样回收其中的锌成为一个重要问题，在人们不断努力下，又发展出火、湿两种处理中性浸出渣的方法。火法是用高温烟化挥发，以Zn0烟尘的形式，返回浸出回收其中的锌；湿法是高温高酸浸出，使锌进入溶液，同时大量的铁也随之进入溶液，随后使用黄钾铁矾法、针铁矿法或赤铁矿法除铁，使含锌液再返回到中性浸出，回收其中的锌。多年的实践证明，用中性浸出、高温高酸处理浸出渣、除铁、净化、电解的湿法炼锌，在锌的回收率、综合回收有价金属，节能及环保上较火法有一定的优点。至今湿法炼锌已成为生产锌的主要方法，在世界锌的总产量中，大约有80%是用湿法生产。我国与世界上锌冶炼的发展一样，除早期建立的厂家使用火法外，新建设的多数厂家均使用湿法炼锌工艺。    典型湿法炼锌工艺流程有：中性浸出、净化、电解等工序，中性浸出渣处理有回转窑烟化或高温高酸浸出除铁工艺。对湿法炼锌流程可总结归纳如下图所示。    在图中，特别要指出的是焙烧工序实际上是火法过程，中浸渣的高温烟化挥发也是火法过程，因为它们是湿法炼锌中不可缺少的工序，故包含在湿法炼锌工艺中。目前在湿法生产中仍多使用a流程,但b流程使用者正迅速增加。

下表是山东、内蒙古、河北五个含金黄铁矿矿样的矿石处理及化工艺流程比照。其间5#样为金厂峪金矿的化尾矿，经迁西化工厂焙烧制酸后再进行化浸出。此工艺已于1982年在迁西化工厂建成25t∕d化提金工业实验厂，金的再浸出率77%。且从表中看出，在磨矿粒度适合的前提下，3#样的流程为好，它收回率最高，且化处理的进料少，与1#和2#样比还减少了化浸出前的再磨矿作业。化浸渣中残留的金，经查验80%均为包裹金，这是因为黄铁矿中金的粒度太细而难于收回。表  含金黄铁矿精矿和焙砂化浸出比较编号产地工艺 流程化前磨矿∕%－300目NaCN∕ g·t－1CaO∕ kg·t－1浸出 时刻∕h质料档次∕ g·t－1浸渣含金∕ g·t－1金浸出率 ∕%1山东原矿浮选精矿化98.06.25.0101.2591.672山东原矿浮选精矿焙烧后化53.23.85.01018.501.3392.813山东原矿焙烧后浮选精矿化不磨6.011.6524104.04.7595.084内蒙原矿焙烧后化不磨1.542.088.61.2086.055河北化渣焙烧水淬后化83% －360目0.946.778.54.200.9677.00

金精矿提金前的预氧化处理首要有焙烧氧化、加压氧化和细菌氧化三种办法。实践标明，焙烧作为传统工艺仍然以其工艺老练、适应性强、操作简略和技能牢靠、出资本钱相对较低一级成为金精矿预处理工艺中最具有吸引力的处理办法。现在，首要选用两段焙烧工艺处理含砷含硫的难处理金精矿，在榜首段炉内复原气氛焙烧脱砷发作的作为白砷产品，在第二段炉内氧化焙烧脱硫发作的二氧化硫烟气制硫酸，烧渣用于化浸金，该工艺能够完成金、砷、硫资源的归纳利用。 2000年以来，国内涵金精矿欢腾氧化焙烧基础上开展起来的针对含砷难处理金精矿处理的两段焙烧技能得到了敏捷的开展，相继建成6家专业黄金冶炼厂商并投产运转，其间5个供应商的处理规划在100～200t∕d，这6家专业黄金冶炼厂商中，有4家由北京矿冶研讨总院规划并供给技能服务。我国最大的含砷难处理金精矿两段焙烧设备是青海大柴旦矿业公司的两段焙烧炉，由北京矿冶研讨总院供给成套技能并项目EPCM，其处理规划到达了处理含砷金精矿480t∕d。 咱们以为，在无法将难处理含砷金精矿掺入到重有色金属熔炼进程中归纳收回其间的有价金属的条件下，要对含砷难处理金精矿完成就地产金，并归纳收回金银砷硫等资源，选用两段焙烧处理工艺仍然是较佳的挑选。 尽管我国国内两段焙烧在难处理含砷金精矿焙烧提金方面开展较快，但现在运转的两段焙烧黄金冶炼工艺中化尾渣含金仍然偏高，渣金根本均匀在4g∕t以上，针对一些特别难处理的含砷金精，其化尾渣含金档次更高。所以，怎么进步两段焙烧烧渣中金的浸出率，下降尾渣中金的档次防止资源糟蹋以及进步冶炼厂商经济效益是现在迫切需求处理的问题。 本文针对西部某难处理金精矿两段焙烧工业出产进程中焙砂进行浸出提金实验研讨，获得了最优的浸出工艺条件及最佳金浸出率，为工业出产供给辅导具有实际意义。 一、两段焙烧焙砂的根本组成 对焙砂与烟尘进行多元素分析，成果列于表1。 表1  焙砂与烟尘首要化学成分 矿藏学研讨及扫描电镜调查标明，镜下能见到焙砂中金的颗粒，但粒度很小，一般 烟尘中硫的含量显着高于焙砂中硫的含量，烟尘中硫的存在方式首要为硫酸盐，但仍有少数未焙烧彻底的磁黄铁矿。烟尘中的As，与焙砂比较显着较高，这是因为烟尘在焙烧时停留时刻相对较短，而导致脱砷不彻底。 二、化浸出验证实验 （一）焙砂化浸出粒度对金浸出的影响 对该两段焙砂进行粒度分析，－0.055mm粒级占71.16%，－0.039 mm粒级占63.09%，阐明焙砂尚达不到难处理金精矿焙砂化浸出所要求的粒度，所以在化浸出提金前需求对焙砂进行进一步的细磨，以进步金的化浸出率。 选用惯例化浸出，分别称取磨矿后不同粒度的焙砂80g置于化滚瓶中，在常温下化浸出。浸出矿浆浓度40%，首先用CaO(6kg/t)调矿浆pH～10.5，翻滚预处理4h，然后再参加NaCN溶液浸出，NaCN用量6kg/t，pH＝11.5下浸出32h。化浸出实验成果列于表2。 表2  焙砂粒度对金浸出的影响由表2可见，跟着焙砂浸出粒度的变细，金的浸出率显着进步。当焙砂化浸出粒度到达－0.039mm占87.82%时，金的浸出率到达88.86%，持续进步焙砂浸出细度，金的浸出作用添加缓慢。另一方面添加磨矿细度，电耗、钢球丢失以及磨矿作业时刻等也随之添加；此外，磨矿太细将会给后续操作带来许多费事。主张焙砂化浸出粒度在－0.039mm占90%左右为宜。 （二）用量对金浸出的影响 选用焙砂浸出粒度为－0.039mm占90%，改动用量，其他条件同上，直接进行化浸出。实验成果列于表3。 表3  用量对金浸出率的影响由表3可看出，当NaCN用量为4.0kg/t，即浸出浓度0.267%时，金浸出率为88.86%。持续添加NaCN用量，金浸出率没有显着进步。主张选用NaCN用量为4.0 kg/t。 （三）焙砂化浸出维护碱的挑选实验 在化浸出进程中需求参加维护碱调理化浸出矿浆溶液pH在10～11.5。维护碱的存在具有三方面作用：(1)浸出进程需求的氧气是通过向浸出矿浆溶液通入空气供给。空气中的酸性气体，如CO2将使浸出矿浆溶液的pH下降，使水解，当维护碱存在时，能够消除这一影响；(2)浸出进程中许多伴生矿藏发作的副反响生成酸性化合物，必须用维护碱中和；(3)化浸出进程中一些伴生矿溶解构成的离子对金的浸出液起抑制作用或耗费，维护碱可与之反响而消除这一作用。 选用氧化钙、氢氧化钙以及做维护碱，调矿浆pH在9左右，进行预拌和处理后，再参加对焙砂进行化浸出，浸出粒度－0.039mm占90%。维护碱挑选实验成果见表4。 表4  不同维护碱与用量对金浸出率的影响 由表4可知，选用以上三种维护碱进行化浸出时，对金的浸出率并没有实质上的差异，现在在出产上挑选何种维护碱首要考虑出产本钱以及使用方便。 本实验没有选用碳酸钠（或碳酸铵）为维护碱进行实验，首要原因是，碳酸钠(Na2CO3)或碳酸铵均简单水解成H2CO3，而H2CO3可分化NaCN。因而，用碳酸钠（或碳酸铵）做维护碱时，欲下降的用量可能性很小。 三、进步焙砂中金化浸出率的讨论 （一）焙烧烟尘化浸出 工艺矿藏学的研讨标明，焙砂与焙烧烟尘中存在必定数量的磁黄铁矿，一起，因为焙烧金精矿中有少数黄铜矿存在，焙烧后见有少数蓝辉铜矿存在，所以焙砂的这两项目标严重影响金的浸出及的耗费。两段焙烧的烟尘的化浸出成果（浸出条件：0.039mm占87.8%、NaCN用量4.0kg/t、CaO用量6.0kg/t)标明：焙砂再磨后化金的浸出率到达89.15%，渣金档次4.28g/t;烟尘中金的化浸出率均匀88.42%，渣金档次6.82g/t。 （二）焙砂与烟尘再焙烧－化浸出为阐明焙砂与焙烧烟尘的质量对化浸出的影响，对焙砂与焙烧烟尘进行再焙烧－化浸出实验研讨。焙砂及焙烧烟尘马弗炉再焙烧首要元素化学分析成果如表5所示。 表5  焙砂与烟尘马弗炉再焙烧元素化学分析成果 表5标明，焙砂再焙烧仍然有28%脱硫率，所以标明仍有部分未分化的硫化矿藏在再焙烧进程中被氧化分化。而因为焙砂中的As、Sb在焙砂中以钙的化合物方式存在，被固定在焙砂中，在焙烧温度下难以分化脱除。当出产进程中的烟尘再焙烧时，其脱硫率在55%～60%。砷与Sb因为焙烧时氧化气氛过强，被反响生成砷（或锑）酸盐，而砷（或锑）酸盐是很安稳的化合物，仅在很高温度下才干分化，因而砷（或锑）持续残留在焙砂中。焙砂与烟尘650℃再焙烧－化浸出成果如表6所示（浸出条件：－0.039mm占90%、NaCN用量6.0kg/t)。 表6  焙砂与烟尘再焙烧－化浸出成果由表6可见，当焙砂通过再焙烧－化浸出，金的浸出率到达了92.69%左右，较焙砂直接细磨－化浸出，金的浸出率进步了4个百分点左右。可见，出产现场两段焙烧发作的烟尘通过再焙烧后，化渣中含金档次显着下降。 四、浸出渣的相组成及金在其间的状况 浸出渣首要相组成为由黄铁矿氧化脱硫转化而得的赤铁矿相，别的，不同程度上残留有FeS，烟尘中尤多。影响Au化作用的首要矿藏学要素是天然金的粒度极细，部分为赤铁矿或脉石（如石英）所包裹。浸渣中金的化学物相分析成果标明：金首要以氧化铁包裹金方式存在，散布率为69.50%，其次以硫化物包裹金方式存在，散布率为17.20%，只要少部分以露出金方式存在，散布率仅为5.80%，还有一少部分包裹在硅酸盐相中，散布率为7.50%。 化浸出渣中多孔状的铁氧化物部分已构成细密化的赤铁矿，若将浸出渣进一步超细磨，将可持续浸出少数本来被包裹的天然状况Au，但渣中的大部分Au仍然不行浸出。这部分金是存在精矿中的不行见金，这些不行见金尽管在氧化焙烧进程中跟着硫化物中硫的氧化脱出或构成的硫酸盐被浸出，大部分已变为可浸金，但仍然有部分为铁氧化物包裹而成为不行浸金。这种与铁氧化物关系密切的金只能随氧化铁的不断溶解才干不断露出，才干变为可浸出金。 五、定论 （一）焙砂（胶带过滤机后）归于典型难处理含多金属的金精矿焙砂；焙砂中存在没有分化的黄铁矿颗粒及分化不彻底的FeS以及未分化彻底的磁黄铁矿；焙烧烟尘中存在磁铁矿以及磁赤铁矿相，烟尘中见有较多的磁黄铁矿(FeS)存在； （二）在焙砂磨矿细度－0.039 mm占90%，CaO用量6kg/t(焙砂)、NaCN用量4kg/t(焙砂)、化时刻32h化条件下，化浸出渣中金档次为4.28g/t，金浸出率到达89.15%； 当焙砂再焙烧－细磨－化浸出时，再焙烧焙砂金的化浸出到达92.61%，渣中金档次2.92g/t。 （三）该含砷难处理金精矿两段焙烧提金现在存在的要害问题是金精矿焙烧产品质量欠好，直接影响到金的化浸出率及的耗费。在出产中完善含砷金精矿两段焙烧工艺条件以及加强焙砂化前的预处理等是进步金浸出率以及下降耗费的要害。

铜阳极泥经马弗炉或回转窑硫酸盐化焙烧蒸馏除硒，其间大部分铜、镍等贱金属和部分银均氧化为固态的CuSO4、NiSO4及Ag2SO4等。当用热水（参加少数硫酸）浸出时，这些可溶硫酸盐便进入溶液。过程中，可溶硫酸盐的去除是否彻底，在很大程度上取决于液固比、溶液温度和拌和条件。焙砂粒度的巨细亦会影响浸出作用。 某厂运用圆筒形下部呈漏斗状的铅锑合金整浇脱铜槽（图1），每槽处理焙烧除硒蒸馏渣160～250kg。为了进步铜的浸出率，先向蒸馏渣中参加渣重30%～40%的浓硫酸。每槽加水约1m3（槽容量的一半），用蒸汽直接加热至欢腾后，开压缩空气拌和，再缓缓参加蒸馏渣。在坚持液温高于90℃下接连拌和浸出3.5h。浸出完成后，经真空抽滤别离固液。渣子抽滤槽用热水淋洗后送贵铅炉熔炼。浸液和洗液兼并，加铜残极（某些厂是在浸出作业后期加生阳极泥使银沉积进入浸渣中）并通蒸汽直接加热进行银的置换： Ag2SO4＋Cu CuSO4＋2Ag↓ 置换反响一向进行到用氯离子（滴入食盐水或）查验不生成乳白色氯化银沉积停止。这时进入溶液中的硒也被置换出来： H2SeO3＋2H2SO4＋4Cu＝Cu2Se＋2CuSO4＋3H2O 置换银后的溶液送制硫酸铜。置换银粉（约含80%银，俗称粗银粉）送分银炉熔炼银阳极板。图1  浸出脱铜槽（单位：mm） 阳极泥经硫酸盐化焙烧和浸出脱铜，可将阳极泥中的含铜量降至3%以下。但此法硫酸的耗费量大，为空气拌和直接浸出法和氧化焙烧硫酸浸出法的两倍以上。

1986年河南桐柏银矿投产以来，又有20多个独立银矿山连续竣工投产，因而银精矿已成为我国白银出产的重要来历。但因为我国银矿石的档次偏低、矿藏成分镶嵌杂乱，所产出的银（精）矿除少数可选用传统化法收回金银外，大多尴尬处理银精矿。氯化焙烧法、加压氧化法、硝酸氧化法和氯盐—加压氧化法等预处理手法能大起伏改进银的收回率，但关于贵金属元素中报价最低而化学性质却最生动的银而言，这些工艺仍缺少经济竞争力。故银精矿大多被搭配到相应的铅或铜冶炼炉中处理，而金银则从其阳极泥中归纳收回。但是因熔炼工艺存在收回流程长、资金占压严峻等缺陷，故怎么经济地处理含银矿石仍然是国内外冶金工作者未能很好处理的重要难题。  水氯化法曾一度是从矿石中提金的首要办法，但跟着易浸金矿石资源的日渐干涸，难处理金矿石的比重逐渐加大，特别是对环境保护的要求日趋严厉，化面对经济与环保的两层应战。因而，水氯化提金法从头受到重视。现在已有多家工厂投入出产，如南非用水氯化法浸出金精矿焙砂时的浸金率达99%，前苏联浸出含金110g/t的脱砷焙砂时的浸金率达98%，而美国用水氯化法处理含砷、碳矿石，浸出18h时的浸金率达94%，单耗17.5kg/t矿。本文拟对某炭质银金精矿的焙烧进程及其水氯化法提金工艺进行开始研讨。     1 试验部分      1.1  原料及试剂  试料系某银矿的浮选银金精矿，且粒度-0.074mm的物料约占95%。物相分析标明，首要硫化矿藏为FeS2，并伴有少数的方铅矿、闪锌矿、黝铜矿等；首要脉石为硅酸盐类如绢云母；并有较高含量的石墨碳，其化学成分及其金银的化学物相分析成果别离见表1和表2，其间CT为总碳含量;Corg为除碳酸盐以外的有机碳含量。  表1  银金精矿多元素分析成果  %  组分Ag/g·t-1Au/g·t-1CuPbZnFeSCaSiO2 Al2O3CT Corg含量440017.30.392.052.2726.4925.290.9925.293.896.716.69 表2  银精矿中的金和银的化学物相分析 金品种含量g·t-1分配率/%　银品种含量g·t-1分配率/%单体金及露出连生体金15.8795.09天然银与角银矿49011.31辉银矿178041硫化物包裹金0.724.31黄铁矿等硫化物中包裹银203046.87硅酸盐包裹金0.10.6脉石中包裹银310.72小计16.69100小计4331100     1.2  工艺流程    因为所处理的银精矿为炭质高硫矿，若选用水氯化法直接处理时，其间的首要硫化物将与发作如下反响（以黄铁矿为例）：                          FeS2+7Cl2+8H2O=FeCl2+12Cl-+2SO42-+16H+    由上式不难看出，每溶解1kg黄铁矿（折合硫0.533kg）将需求至少4.13 kg，假定精矿中的硫悉数以黄铁矿存在，则溶解1t该精矿的硫，需求1959 kg，按1200元/t核算，仅的费用就高达2352元，明显其药剂本钱是不能承受的。因而，本项研讨选用焙烧工艺，先使大部分硫化物转化为SO2（工业出产可考虑用于制酸），以下降水氯化浸出时的耗费量。试验工艺流程如图1所示。 [next]                          图1 水氯化法处理银金精矿的工艺流程示意图     试验时，首要制备焙砂并经XZP-100振动磨再磨1min后用于水氯化提金，然后从其浸出渣收回银。浸金是在可控温的磁力拌和器上的锥形瓶中进行的, 经缓冲瓶后通入，电位及pH值由pHS-2C精细酸度计丈量；浸银试验是由电炉加热、6402型电子继电器和触点式温度计控温、JB-50电动拌和机拌和的带盖的烧杯中进行的。    1.3  分析办法    银精矿、焙砂及固体渣样中金银含量选用火试金法分析，而液相中的银用原子吸收光谱法，其间除非特别指明外，水氯化浸金进程中仅分析金。     2 成果与评论      2.1  银精矿焙砂的制备    因为受炭质银精矿本身性质的约束，焙烧往往很难到达一起改进金银浸出率的意图，一般需求增加硫酸盐或氯化物进行硫酸化或氯化焙烧。本试验焙砂的制备条件为：当有5%以上的增加剂存在的情况下，选用分段焙烧，即榜首段焙烧温度为400℃、焙烧时刻为1h；第二段焙烧温度与焙烧时刻别离为400～670℃和4h。所得焙砂经细磨、调浆后供水氯化浸金试验用。    2.2  水氯化法提金  在水氯化提金进程中，焙砂中残留的硫化物亦被氧化，银将以氯化银方式残留在水氯化渣中；然后选用传统的化法、硫代硫酸盐法或法等都可将水氯化浸金渣中的银收回，且其银的收回率将有较大起伏的进步。    2.2.1  温度对金浸出率的影响  为了保持有满足量的游离氯离子，以保证金氯络离子的稳定性，在水氯化浸金进程中，需增加10～20g/L NH4Cl。在固定的浸出条件（电位大于1.0V、时刻为6h）下，调查了水氯化浸出温度对金浸出率的影响，其试验成果见图2。图2的曲线标明：当温度由室温升至45℃，金的浸出率则进步了约16%，但持续进步温度，金的浸出率却稍有下降，这是因为跟着温度的升高，的溶解度有所下降，且耗氯的副反响加重，浸出液的色彩也由黄绿色逐渐转变成黄棕色，其浸出渣率明显削减（如浸出12h，室温文45℃时的渣率别离为93%和74%左右），也就是说很多的铁氧化物也被溶出，这对后续的金银收回是晦气的。别的，因该焙砂的金含量较低，所以选用室温浸出工艺较好。[next] 图2 温度对金浸出率的影响NH4Cl:20g/L HCl:0.8mol/L  L/S:4:1  t:6h    2.2.2  浸出时刻对金浸出率的影响  在常温及适宜的流量下（由水溶液的电位调理）调查浸出时刻对浸金率的影响，其试验成果如图3所示。图3的曲线标明：金的浸出率跟着浸出时刻的延伸而明显进步，但浸出时刻以10h为宜，此刻的金浸出率为96.1%，渣含金0.7g/t左右。 图3 浸出时刻对金浸出率的影响 NH4Cl:20g/L  HCl:0.8mol/L  L/S:4:1     2.2.3 水氯化法工艺的试剂耗费  因为试验规划小，且试验进程中常遇到瓶阀门阻塞等困难，有关耗量等参数没有进行具体考察，但据文献报导，水氯化法处理含硫0.46%的焙砂时，耗量为35kg/t。本试验焙砂的含硫量虽大于1%，但曾以稀硫酸溶液能否浸出很多银来判别所制备焙砂的质量好坏，故焙砂中的硫化物含量将很低，因而其的耗量似不会超越文献报导的水平。别的，据文献报导, 、及的试剂本钱别离为吨矿1.0、1.5和2.5美元，由此可见，水氯化法的试剂本钱与化法比较毫不逊色，这也许是除环保要素以外，水氯化提金法在炭质金矿处理领域中的研讨非常活泼的原因之一。    2.3  水氯化浸金渣中的银收回  硫代硫酸盐法是近几十年来研讨得最多的几种非提金办法之一。除与铁氧化物构成的难溶银化合物外，水氯化浸金渣中的银均转化为易溶的氯化银等，因而，选用硫代硫酸盐法进行了收回银的测验，最佳浸出条件为：室温、pH 值为9、液固比为25:1、 Na2S2O3浓度为20～25 g/L和浸出时刻3h，此刻，银的最佳浸出率约94.1%～95.6%。     3 结  论      3.1  该炭质银精矿组成杂乱，难以用传统的化法处理，但经焙烧—水氯化浸金—硫代硫酸盐浸银，其金银浸出率最高可别离达96.1%和95.6%。该法选用非试剂常温浸出，金银的浸出率高，适合于在小型金银矿山选用。    3.2  因为受试验室试验规划的约束，许多参数如耗量、贵液中的金银收回等还有待于进一步研讨。

现在国际上经过锌精矿出产精粹锌的冶炼首要有两种工艺：火法冶炼和湿法冶炼。 火法炼锌中的竖罐蒸馏炼锌已趋筛选，电炉炼锌规划小且未见新的开展。密闭鼓风炉炼铅锌是国际上最首要的几乎是仅有的火法炼锌办法。国际上总共有15台(包含国内ISP工厂)密闭鼓风炉在进行锌的出产，占锌的总产值12%-13%，其技能开展首要是添加二次含铅锌物料的处理办法;改善冷凝功率;富氧技能的运用等。 湿法炼锌是当今国际最首要的炼锌办法，其产值占国际总锌产值的85%以上。近期国际新建和扩建的出产能力均选用湿法炼锌工艺。湿法炼锌技能开展很快，首要表现在：硫化锌精矿的直接氧压浸出;硫化锌精矿的常压富氧直接浸出;设备大型化，高效化;浸出渣归纳收回及无害化处理;工艺进程自动操控系统等几个方面。一、火法炼锌 在高温下,用碳作复原剂从氧化锌物猜中复原提取金属锌的进程就叫做火法炼锌。 1、冶炼办法介绍(一)横罐炼锌 横罐炼锌是20世纪初选用的首要的炼锌办法，一座蒸馏炉约有300个罐，出产周期为24h，每罐一周期出产20~30kg，残渣中含锌月5~10%，锌收回率只要80~90%。 横罐炼锌的出产进程简略，基建投资少，但因为罐体容积少，出产能力低，难以完成接连化和机械化出产。并且燃料及耐火材料的耗费大，锌的收回率还很低，所以现在已根本筛选。 (二)竖罐炼锌 竖罐炼锌具有接连性作业，出产率、金属收回率、机械化成都都很高的有点，但存在制团进程杂乱、耗费贵重的碳化硅耐火材料等缺乏。竖罐炼锌是20实践30年代应用于工业出产，现在已根本筛选，但现在在我国的锌出产仍占必定的位置。 (三)电炉炼锌 电炉炼锌的特点是直接加热炉料的办法，得到锌蒸汽和熔体产品，如冰铜、熔铅和熔渣等。因而此法可处理多金属锌精矿。此法锌的收回率约为90%，电耗在3000~3600KW·h/t(Zn)。电炉炼锌仅适于电力廉价的区域。 (四)鼓风炉炼锌(ISP法) 英国于1950年开展的办法，此法与罐式蒸馏法直接加热的办法不同，它是将热交换和氧化锌复原进程在同一容器内进行。鼓风炉既能处理锌、铅混合硫化矿或锌铅氧化矿，也能处理铅锌烟尘等，现在为火法炼锌的首要工艺。 硫化锌铅精矿经烧结焙烧成烧结矿，配以焦炭，参加鼓风炉内，鼓入预热空气，使炭焚烧，在高温文强复原性气氛中进行复原熔炼。复原所得锌蒸汽从炉顶扫除，经铅雨冷凝得粗锌，一起从炉底排出复原熔炼所产的粗铅。 2、冶炼工艺介绍 (一)竖罐炼锌 在高于锌沸点的温度下，于竖井式蒸馏罐内，用碳作复原剂复原氧化锌矿藏的球团，反响所发作锌蒸气经冷凝成液体金属锌。我国葫芦岛锌厂是我国惟一和国际仅存的两家竖罐炼锌厂之一。竖罐炼锌的出产工艺由硫化锌精矿氧化焙烧、焙砂制团和竖罐蒸馏三部分组成。竖罐炼锌炉示意图 (1)硫化锌精矿的氧化焙烧 一般硫化锌精矿的成分是：Zn46%-62%，S27%-34%，Pb 首要焙烧反响为： 2ZnS+3O2=2ZnO+2SO2 2SO2+O2=2SO3 ZnO+SO3=ZnSO4 4FeS2+11O2=2Fe2O3+8SO2 ZnO进而与Fe2O3生成铁酸锌ZnO.Fe2O3。 大型欢腾炉断面为圆形，下部设有耐高温炉底，炉底上等间隔按必定规矩摆放着风帽。炉底以上1m高左右设有焙砂溢流口，炉顶有烟气出口。加料室建在炉底部分扩出部分。含水6%左右的锌精矿自前室加进炉内，在风帽吹出风力煽动下，敏捷混入流态化层，被加热，发作焙烧反响。经过溢流口产出的焙砂送去制球团，烟气净化后送硫酸出产系统，捕集的烟尘供归纳利用。 欢腾焙烧的首要技能经济目标是：脱硫率90%，锌收回率99.5%，镉收回率85%，烟尘率23%。 (2)焙砂制团与焦结 竖罐蒸馏炼锌是气固反响进程，要求参加的物料有必要具有杰出透气性和传热功能，以及适当的热强度，抗压强度在4.9MPa以上。为此将锌焙砂制成团块并焦结处理。工艺上首先将锌焙砂和复原用粉煤、胶粘剂充沛混合、碾磨、限制成团块，然后送入机械化燃油枯燥库枯燥。枯燥后团矿用机械进步从炉顶参加焦结炉，在800℃温度下，在团矿中的焦性煤发作粘结效果下使团块焦结，一起干团矿中的残存水分蒸发分被完全除掉。 (3)竖罐蒸馏 竖罐本体是用机械强度高、传热功能好、高温下化学性安稳的碳化硅材料砌成的直井状炉体，横断面成细长矩形，高8-12m，受热面积100-110m2。 近代大型竖罐的尺度为(2535mm×2mm)×290mm×12261mm，两长边罐壁外侧各有煤气焚烧室，对罐内团矿进行直接加热。来自焦结炉的热团矿经密封料钟参加罐顶，下降进程中被加热到1000℃以上，团矿中ZnO复原反响开端剧烈进行： ZnO+CO=CO2+Zn (1) CO2+C=2CO (2) ZnO复原反响首要是气一固反响，系统中(团矿中)配入过量的碳在1000℃高温下发作的CO在数量上完全能够确保反响(1)顺利完成。固体碳与ZnO间固一固复原反响只具有极非必须的含义。 复原发作的炉气中含气体锌约35%，经罐口下的上延部进入装有石墨转子的冷凝器，在转子扬起的锌雨捕集下，锌蒸气冷凝成了液态锌，守时从冷凝器中放出液态锌并铸成锌锭。出冷凝器的气体经过洗刷净化除掉剩下的锌，成为含CO80%左右、含H2约10%的罐气，悉数回来竖罐作为燃料。竖罐底部有接连工作的排渣机，蒸锌后的团块经此机械排出。竖罐炼锌的首要技能经济目标如下：锌冶炼收回率>94%;弃渣含锌 (二)密闭鼓风炉炼锌 该办法是在密闭炉顶的鼓风炉中，用碳质复原剂从铅锌精矿烧结块中复原出锌和铅，锌蒸气在铅雨冷凝中冷凝成锌，铅与炉渣进入炉缸，经中热前床使渣与铅别离。此办法是英国帝国熔炼公司(ImperialSmelting Corp.)研讨成功的，简称ISP,对质料适应性强，既能够处理原生硫化铅锌精矿，也能够熔炼次生含铅锌物料，能源耗费也比竖罐炼锌法低。密闭鼓风炉炼锌示意图 燃料焚烧和金属氧化物复原是密闭鼓风炉中的根本反响。参加炉内的焦炭在高温下与风口鼓入空气中的氧发作焚烧，发作炼锌进程所需的热量。首要熔炼反响为： C+O2=CO2 CO2+C=2CO ZnO+CO=Zn+CO2 CdO+CO2=Cd+CO2 PbO+CO=Pb+CO2 ISP的技能特点是：①选用密封高温炉顶(1000-1100℃)，以避免锌蒸气进入铅雨冷凝器之前降温氧化;②选用高密度、低熔点、低蒸气压的铅作冷凝捕收锌蒸气介质，有利于锌蒸气的快速冷凝，避免氧化和铅锌别离;③选用高钙渣系(CaO/SiO2=1.0-1.5)，渣型熔点高(125℃)，密度较低，为下降炉渣含锌和渣与铅别离发明了有利条件。 密闭鼓风炉炼铅锌流程首要包含含铅锌物料烧结焙烧、密闭鼓风炉复原蒸发熔炼和铅雨冷凝器冷凝三部分。 (1)烧结焙烧 般铅锌精矿含Pb+Zn在45%-60%，与其他含锌物料混合配料后，在烧结机上脱硫烧结成块。烧结块要有必定的热强度，以确保炉内的透气性，烧结块的成分是(%)：Zn41.4、Pb19.2、FeO 12、CaO 5.7、SiO2 3.8、S 0.8。 (2)密闭鼓风炉复原蒸发熔炼 前期炉子风口区断面积为5.1-6.4m2，现在最大的达27.2m2，大都工厂选用10m2和17.2m2。炉柱高度6m，炉高10.66m，风口内径159mm，共16个。炉顶设双层料钟密封加料器，炉身上部内砌轻质高铝砖，下部为高铝砖，炉缸用镁砖砌成，钢板外壁三杯水冷却。熔炼时，烧结块、石灰熔剂和经预热的焦炭分批自炉顶参加炉内，烧结块中的铅锌被复原，锌蒸气随CO2、CO烟气一道进入冷凝器，熔炼产品粗铅、铜锍和炉渣经过炉缸流进电热前床进行别离，炉渣烟气处理收回锌后弃去，锍和粗铅进一步处理。 (3)锌蒸气冷凝 冷凝设备为铅雨飞溅冷凝器，冷凝器外形长7-8m，高3m，宽5-6m，内设8个转子，浸入冷凝内的铅池中。转子扬起的铅雨使含锌蒸气炉气敏捷降温到600℃以下，使锌冷凝成锌液溶入铅池，铅液用泵不断循环，流出冷凝器铅液在水冷流槽中被冷却到450℃，然后进入别离槽，液体锌密度小在铅液上层，操控必定深度使其不断流出，浇铸成锌锭。 鼓风炉炼铅锌的首要技能经济目标为：热风温度950-1150℃，冷凝功率90%-92%，烟化炉渣含Pb 0.15%、Zn1.35%，粗锌含锌大于98%、含铅1.2%-1.5%，粗铅含铅大于98%、含锌0.1%，冶炼收回率Pb>93%、Zn>94%，原猜中S利用率90%-92%。 (三)电炉炼锌 20世纪30年代在国外呈现电炉炼锌技能。80年代，我国开端选用电炉炼锌技能，至今已有10多处小型火法炼锌厂推广应用，出产规划为500-2500t/a。 电炉炼锌是以电能为热源，在焦炭或煤等复原剂存在条件下，直接加热炉料使其间的ZnO成分接连复原成锌蒸气并冷凝成金属锌。该工艺能够处理高铜高铁锌矿，但要求质料含S不得大于1%，关于含S高的碳酸盐锌矿需求预脱除处理。 电炉形状为圆形或矩形，卧式，功率有500kW、1250kW、200kW和2250kW多种。炉床面积4-8m2，电极直径200-350mm。首要目标为：熔炼温度1250一1350℃，电能耗费4600kWh/tZn，残渣含锌3%-5%，粗锌档次98.7%，直收率80%，总收回率95%。 二、湿法炼锌 湿法炼锌是用稀硫酸(即废电解液)浸出锌焙烧矿得硫酸锌溶液，经净化后用电积的办法将锌从溶液中提取出来。当时，湿法炼锌具有出产规划大、能耗较低、劳动条件较好、易于完成机械化和自动化等优点在工业上占主导位置。 国际上近80-85%的锌均产自湿法冶炼，大大都选用酸浸出液电解，在惯例流程中，因为对其间浸渣的处理办法不同而派生出不同的湿法冶炼工艺。湿法炼锌示意图 (1)锌精矿焙烧 用空气或富氧，在高温下使锌精矿中ZnS氧化成ZnO和ZnSO4，一起除掉As、Sb、Cd等杂质的一种作业。焙烧产品焙砂，送去浸出锌，烟气或许制硫酸或许出产液态S02-湿法炼锌的精矿焙烧与火法焙烧不同，湿法炼锌焙砂中要求保存1%-2%的硫以SO42-形状存在，以弥补锌焙砂浸出时缺乏的硫酸。而火法炼锌精矿焙烧期望悉数ZnS都氧化为ZnO,以进步冶炼收回率。 (2)锌焙砂浸出与浸出液净化 焙砂浸出锌由中性浸出和酸性浸出两段组成。一段中性浸出选用废电解液，二段用硫酸作浸出液，酸度30-60 g/LH2SO4，浸出温度65-70℃。浸出液含Zn>120 g/L。影响浸出的要素有浸出温度、拌和速度、酸浓度、锌焙砂颗粒巨细等。ZnO浸出反响为： ZnO+H2SO4=ZnSO4+H2O 为了进步锌焙砂中锌浸出率，选用空气拌和，以强化浸出进程。使难溶的ZnO.Fe2O3、ZnO.Al2O3及ZnS得以溶解。 (3)锌电解堆积 经过净化后的硫酸锌溶液参加添加剂，经过高位槽接连送入电解槽，槽中布以不溶性铅钙合金阳极和铝阴极。在南北极上施以直流电压时，电解液中的锌离子便不断在铅阴极上分出。电解最终发作的废电解液，部分送去作焙砂浸出剂，部分配成电解液回来。分出的锌铝阴极，每隔必守时刻(24-48h)取出，清洗后剥离锌片，然后熔化铸成锌锭，阴极经清洗加工后回来运用。锌电解堆积的根本反响是： 在阴极上 ：Zn2++SO42-+2e=Zn+SO42- 在阳极上：2H+2OH--2e =1/2O2+2H++H20 总反响式：ZnSO4+H2O=Zn+H2SO4+1/2O2 三、部分冶炼厂冶炼工艺介绍

在湿法炼锌的进程中，钴是一种非常有害的杂质元素，假如净化进程中除钴作用欠好，会引起电解液中钴的含量俄然上升．当钴含量超越必定浓度后，钴会在阴极上分出，对锌电积有较大的影响：一方面因为氢在钴上分出的超电压低，简单分出，会下降锌电流效率；另一方面钴与锌结合，构成微电池，促进分出的锌反溶，引起阴极锌的腐蚀（“烧板”），使锌腐蚀成黑色的斑驳，而且愈接近铝板一面愈严峻，构成喇叭形的圆孔．我公司近几年连续购进的部分高杂锌精矿，首要是钴、铜、硅等有害杂质含量高。本文所讲的高钴矿是指锌精矿中钴的质量分数大于0.0079／5。 一、高钴锌精矿给净化工序带来的问题 硫酸锌溶液的净化工艺有多种，其间锌粉一黄药净化工艺是一种较为传统的工艺．黄药除钴法的原理是：在硫酸铜存在的条件下，溶液中的硫酸钴与黄药作用，构成难溶的黄酸钴沉积，这儿的Cu2＋可使Co2＋氧化成Co3＋与锌粉一锑盐法比较，此法最大的长处是二次除钴能力强，但缺陷是镉复溶严峻。 上清液含钴高会形成一次净化溶液含钴高，使二次净化困难，且净化时刻相对延伸，镉复溶加重，劳动强度加大，产值和质量均受到影响。 （一）中上清液含钴高 1、钴的浸出率 湿法炼锌的浸出进程是，以锌电积发生的废液作为溶剂，将含锌原猜中的有价金属溶解而进入溶液的一个进程．运用水解净化将部分有害杂质除掉，可减轻净化工序的担负．依据Zn－M－H2O系电势－pH图（图略）可知，当a（Co＝2×10－4mol／L时，Co2＋和Co（OH）2的安稳区域分界线在pH＝8.15。在氧化剂的作用下Co2＋变为Co3＋，而以Co（OH）3形状沉积时的pH要到达6.6，所以在中性浸出的条件下（pH操控在5.0～5.5），钴仍有部分溶解，钴的浸出率约70%。 2、钴的体系内循环 锌精矿配料含钴动摇是引起中上清液含钴动摇的首要原因，而钴在体系内部的循环相应进步了中上清液的含钴量．钴在体系内部的循环首要有六个去向：氧化锌中上清液、铟锗萃余液、贫镉后液、钴渣酸洗后液、残液和镉浓缩上清液及铟置换后液，其间原猜中的钴对贫镉后液的影响最大。 按锌精矿含钴质量分数0.0084%、矿粉中上清液含锌155mg／L核算，矿粉中上清液含钴为l3mg／L。然而在实践出产中，上清液中的钴可到达l6mg／L．假如将高钴矿进行会集处理，矿粉中上清液的钴含量达20mg／L以上均属正常。这是因为一部分钴在溶液中的循环形成的。表l为本公司某年矿粉中上清液的钴含量．由表l可知，溶液含钴量超越20rng／L的批次为7．95%。 表1  本公司某年矿粉中上清液的钴含量（二）一次净化的除钴率 一次净化进程即置换进程，是用标准电极电位负的金属置换标准电极电位更正的金属离子。 表2  部分元素的标准电极电位依据锌粉置换钴的反响式（Zn＋Co2＋＝Zn2＋＋Co↓）核算，当反响到达平衡时，φ＝0，a（Co2＋）＝10－16.47a（Zn2＋）。由此可知，Co2＋完全能够被锌置换出来，但在实践出产中，|φ（Zn）|与|φ（Co）|简直持平，没有活化剂的作用，反响很难进行。只有当φ|（Zn）|＞|φ（Co）|时，反响才会继续进行本公司某日一次净化的除钴率列于表3。 表3  一次净化部分物猜中的钴含量二、处理办法 经过上面分析能够看出，处理高钴矿的难度首要体现在以下三方面：一是钴的浸出率约为70%%；二是钴的内部循环；三是一次净化的除钴率不高。 （一）进步一次净化的除钴率 1、用合金锌粉替代自产锌粉 没有活化剂的作用，锌粉置换钴的反响很难进行。出产实践证明，可参照锑盐净化法和砷盐净化法，在锌粉－黄药净化工艺中坚持上清液中含必定量的砷锑，或许运用含砷锑的合金锌粉，有助于进步一次净化的除钴率。两种锌粉的净化目标列于表4。 表4  合金锌粉与自产锌粉运用情况的比照2、操控适合的中上清液温度 只有当φ|（Zn）|＞|φ（Co）|时，锌粉置换沉钴反响才会不断进行。φ|（Zn）|与|φ（Co）|随溶液中该离子的浓度、溶液的温度以及阴极金属的性质的改动而改动。溶液的温度及离子浓度对φ的影响列于表5。 从表5能够看出，随溶液温度升高，φ|（Zn）|和|φ（Co）|都是削减的，可是|φ（Co）|削减的数值比φ|（Zn）|削减的数值要大得多。也就是随温度升高，φ|（Zn）|－|φ（Co）|差值增大，有利于锌粉置换除钴。但要留意，镉复溶属吸热反响，随温度升高，镉复溶显着加重．因而，在实践出产中，假如中上清液中含镉高而含钴正常，则上清液的温度应操控在63～65℃；假如上清液含钴较高（大于l8mg／L），则可恰当进步上清液的温度，一般可操控在65～67℃。 表5  温度和离子浓度对中φ（Zn）及中φ（Co）的影响（二）体系钴开路 一次净化排出来的钴随铜镉渣进入镉收回工序，再与贫镉液一道又入主体系，使钴在体系内部不断地环循堆集，影响了一次净化的作用。铜镉渣在收回镉、铜后的贫镉液部分进行钴开路是处理除钴率低的重要手法。 因为黄药法、砷盐法除钴均存在一些缺陷，故选用锑盐法除掉贫镉液中的钴。其首要流程是：将贫镉液送入除钴槽（在槽的上部取样分析镉和钴），当温度升至8.～95℃时，依据贫镉液中的钴含量参加锑盐（按8mg／L参加），拌和5min后缓慢参加锌粉（按8～12g／L参加），又拌和1～2h后取样分析镉和钴，镉和钴含量合格后压滤，滤液送浸出，钴渣外运。另出产实践证明，温度与酸度是限制钴开路作用的两个不行忽视的重要因素。 1、温度对除钴的影响 温度升高，φ|（Zn）|－|φ（Co）|差值增大有利于锌粉置换除钴。因为除钴前溶液温度约40℃，用蒸气将溶液加热到约85℃所需求的时刻较长，所以有些操作人员在温度还不到85℃时就开端加锌粉。别的，现在的测温方法是操作人员用吊筒将除钴槽内的溶液吊出后丈量，测验温度与实践溶温度（特别是在冬天）相差较大，形成净化温度控禁绝，影响了除钴作用．所以，改动测温方法和提升温速率有助于进步除钴率。 2、酸度对除钴的影响 当溶液pH＞5时，溶液发白并变污浊，除钴低。Zn抖水解生成的Zn（OH）2沉积吸附在电极表面，阻止了Co2＋进一步转化；假如pH很低，锌粉耗费就会添加，那么出产成本也会添加。实践标明，溶液的pH操控在3.5～4.0较适宜。 三、定论 （一）坚持矿粉上清液含必定量的砷和锑，并操控适宜的上清液温度，有助于进步一次净化的除钴率。 （二）为防止钴在内部循环堆集，可将部分体系钴开路。为确保开路份额，温度和酸度的操控是要害。

三氧化钼的熔点，沸点均较低，其熔点为795℃沸点为1155℃。三氧化钼在熔化前就已开端提高，当温度达900~1100℃时，蒸腾已适当快。气相的三氧化钼是以重聚合分子（MoO3）3状况存在。纯三氧化钼随温度改变，其蒸汽压的改变见下表。   表  温度与三氧化钼蒸汽压联系  温度（℃）600610625650720750800蒸汽压（Pa）0.001.202.406.6779.99233.311346.55温度（℃）8509009501000105011001150蒸汽压（Pa）3119.747186.0614012.1426504.4138436.7363487.94101324.7       液态三氧化钼上面的蒸汽压与温度之间联系，可用如下方程式表明： LgP（MoO3）3＝-1024580+1101.2T   式中P——（MoO3）3蒸汽压（Pa）；T——标定温度（K）。     此刻，蒸腾热△H蒸＝147KJ/mol，蒸腾熵△S蒸＝103J/mol。     纯三氧化钼的蒸腾速度随气流温度，速度而改变。即与重聚分子（MoO3）3从液面迁移出的速度相关。当气流速度在0.2~0.3cm/s时，气流温度为900℃，纯三氧化钼蒸腾速度为12.3kg/（m2·h），气温升至1100℃后，蒸腾速度骤升至110kg/（m2·h）。     提高法出产高纯三氧化钼的质料是工业钼焙砂，其间含有不少杂质，它们混入液体三氧化钼内，将下降三氧化钼的蒸汽压，因此下降三氧化钼的蒸腾速度。杂质含量愈高，影响愈显着。同一质料随蒸腾的继续进行，剩余物中杂质比率也显着加大。所以，出产实践中三氧化钼蒸腾速度也在逐步下降。在1000℃和气流速度2.3cm/s条件下，三氧化钼从含MoO348%~50％的钼焙砂中蒸腾速度仅为10~20kg/ (m2·h）。     钼焙砂所含杂质都是随钼精矿带入的。它们包含：氧化钙、氧化镁、氧化铁、氧化铅、氧化铜、氧化锌及二氧化硅等。对三氧化钼蒸腾速度影响最大的是那些能生成安稳钼酸盐并在提高温度（950~1100℃）下也不分化的钙、镁、铅、铁的氧化物杂质。明显，这些钼酸盐中的钼是无法提高出三氧化钼。至于氧化铜、氧化锌与三氧化钼生成的CuMoO4、ZnMoO4在≥900℃后就已分化；二氧化硅与三氧化钼间不发生化学反响。而PbMoO4不只储留了MoO3并且由于它的沸点为1060℃与MoO3明显提高温度共同，在1000~1100℃时，蒸汽压也适当可观，会随三氧化钼一起蒸腾进人高纯三氧化钼产品。所以，对用于提高法出产高纯三氧化钼的钼焙砂含铅量要求较严。当含量较高时，应严格操控提高温度，不该高于1000℃。可是，不论是否参予三氧化钼的反响，一切杂质都会影响三氧化钼的提高速度。[next]     美国克莱迈克斯选用含Mo56％、Cu0.16％、Fe 0.38%、SiO24.5％、A13O3 0.28％、CaO0.06%、Pb0.04％高质量钼精矿，经焙烧成含三氧化钼约90％的钼焙砂作质料，用电炉加热到1100~1200℃，并不断送入空气，提高的三氧化钼由空气带入收尘体系搜集，所得产品纯度可达99.9％，乃至高达99.975%MoO3。松装密度约0.2g/cm3。但质料中三氧化钼提高率仅60%~65％，余下的炉渣往往还含20%~30％未提高的MoO3被送去由湿法收回或冶炼钼铁。     前苏联在提高工艺中操控气流中MoO3浓度≥0.05g/L，气流速度7~14cm/s，温度＞690℃，出产出高松装密度0.8~1.2g/cm3的高纯三氧化钼。提高用电炉常有接连与间歇两种。 美国的一些厂商往往选用环形旋转炉底能接连出产的电炉，如下图。   图  电提高炉示意图       为防剩余物料烧结，炉底铺有一层石英砂。在炉上部径向摆放有硅碳加热电极。钼焙砂不断参加电炉炉底上，一边焙烧一边浸透石英层构成固定炉床，空气按要求的流速从炉底流过，带走已提高的三氧化钼，经过总集气管，表面冷凝体系，进入空气集尘器，高纯三氧化钼产品在此与空气别离。电炉由电极加热至1000~1100℃，并不断旋转。钼焙砂随电炉旋转一周后，其间三氧化钼已提高60％~65％，剩余炉料被螺旋耙料机从炉底卸出，并由给料器补加新的钼焙砂。被卸出的残渣还含有20%~30％的三氧化钼，往往经过浸收回，也有送去冶炼钼铁。此种电炉昼夜可出产3.75t高纯三氧化钼。     奥地利普兰杰厂出产规模较小，所以选用小型间歇式电炉提高三氧化钼。他们将钼焙砂与石英砂的混合物装入石英坩锅中，再放入与地表成35℃的旋转电炉内。歪斜增大了炉料的蒸腾面积，通入坩锅的空气将三氧化钼蒸汽带走。经电炉上通风罩由抽风机抽到带滤器中。     提高法出产高纯三氧化钼，工艺简略，产品纯度高。可是，对质料质量要求高，产品钼收回率低。

一、金属浴熔融还原法     金属浴熔融还原法：其中含碳球团铁浴熔融还原法是非高炉炼铁中的主要研究工艺之一。金属浴熔融还原法，除具有氧化物(或含碳氧化物球团)快速还原，能量利用好等特点外，金属浴本身自带的大量显热，以及其良好的热传递能力，能快速补充氧化物还原所消耗的热量，促进氧化物的还原反应，这也是其特点之一。由于氧化锌矿中都伴随着一定量的铅，当采用铁浴或铁熔点以上的温度处理时，这些铅基本全部挥发，使收集物产品质量大为降低，所以实现氧化锌矿中的锌、铅分离是得到高品位氧化锌粉的关键。采用铁浴熔融还原法对含铅量高的含锌铅粉尘处理后证实，收集物中ZnO含量仅70%，没有达到处理的效果，后采用废铝形成铝浴替代铁浴，实现氧化锌的熔融还原，收集物中ZnO含量达92.523%，初步实现了锌铅分离及粉尘处理。铝浴熔融还原法的特点：铝的熔化温度很低(660℃)，其传热能力很强，可在较低温度下选择还原温度，既达到氧化锌快速还原，而Pb又不挥发的目的。     （一）铁浴熔融还原法(简称“铁浴法”)     铁浴法处理氧化锌矿的原理类似铁氧化物铁浴还原的机理。铁浴法中氧化锌的还原方式多于其它火法工艺，而且氧化锌的还原是耗热过程，铁浴法的温度高，传热方式主要是传导传热，热传递速度快，并充分利用铁水的显热，所以铁浴法中氧化锌还原反应速度很快。     （二）铝浴熔融还原法(简称“铝浴法”)     铝浴法中氧化锌主要是以含碳球团的方式进行还原。对铝浴中纯氧化锌球团以及含碳氧化锌球团还原的研究结果表明：铝浴在1000～1250℃温度范围内基本不参与氧化锌的还原，有铝浴存在时含碳球团的还原速度快于无铝浴存在。由于氧化锌还原时强吸热反映，提高温度有利于还原，但提高温度也会提高铅的蒸汽压，加大船的挥发，导致铅及其氧化物进入收集物中，铝浴法就是针对这一特点，利用铝熔点低、传热能力强的特点，是氧化锌在低温下也能获得足够热量，从而既能达到快速还原，又能降低铅挥发的目的。     二、电炉法     电炉法是采用电炉冶炼，在电炉中还原氧化锌。电炉法要求氧化锌矿的锌品位很高，铅含量及其它杂质要非常低，入炉料为粉料，还原要求冶金焦，电炉处理法的原料条件要求严格，目前我国大部分氧化锌矿低品位难选氧化矿，这种原料条件很难再众多厂家实现。     三、韦氏炉法和回转窑法     韦氏炉法和回转窑法主要处理低品位难选矿物，原料条件不限，但由于经济效益的缘故，也要求原料中Zn含量大于15%。韦氏炉法和回转窑法的炉料在还原过程中基本保持原有形状，不能发生软化或熔化；冶炼温度低，反映多是气－固相反应，冶炼周期较长；冶炼的热量均来自煤燃烧，传热方式主要是对流传热，能力利用率低。电炉处理法的冶炼温度高，原料为粉料并快速熔化；反映有气－固相反应和液－气相反应等；冶炼的热量来自电能转化，传热方式主要是辐射传热，故要求反应封闭体内进行，能力利用率高。

铝在锌液中有两种形式存在，一种是溶解于锌液中游离状态的铝，另一种是与铁锌化合物反应，生成铁铝锌化合物渣子，它是以固体形式存在的。可以说前者是镀锌过程的反应物，而后者是反应．以后的生成物。因此对镀层形成和锌渣上浮发挥作用的只是前者，即尚未反应的处于游离状态的铝，一旦参与反应，生成了化合物就失去了应有的作用。而我们常规化学分析得出的是两种形态铝的总和，这样的结果不能代表能够继续参与镀锌过程化学反应的铝的含量，所以有必要引入有效铝的概念。　　锌液中的有效铝指总铝中除去已成为铝锌化合物的，以游离状态溶解于锌液中的，对镀锌过程反应有作用的铝的含量。 　　测定锌液中有效铝的含量的方法是：先同时分析出锌液中的总铝量和总铁含量，然后根据总铁含量推算出锌渣中Fe2Al5的含量，并进一步推算出Fe2Al5中铝的含量，从而从总铝量中去除这一数量，便得到有效铝的含量。 　　在理论分析上，有效铝的计算是十分复杂的，在生产实际中可以做几种假定，即不考虑锌液中铝的溶解度随温度的变化，取常规数据0.03％，而且锌锅中的铝都超过0.135％，铁锌反应的化合物都是Fe2Al5Znx，则有效铝的计算公式为x有效Al=x总A1-(xFe-0.03％)×0．85 　　式中，x有效Al为锌液中有效铝的含量，％；x总A1为锌液中总铝的含量，％；xFe为锌液中的含铁量，％。 　　目前，国外对有效铝的研究较为深入，已研究开发出了专门用于测量锌液中有效铝含量的测量探头和软件，该系统能同时化验出锌液中的铝含量和铁含量，并测量出锌液温度，考虑了不同温度下铁的溶解度变化，可以较准确地计算出有效铝含量，并确定出锌渣的主要成分是FeZnl3、FeZn，还是Fe2A12Znx。　锌锅中有效铝和总铝变化曲线 　　是国外某公司的一组有效铝和总铝数据曲线。从图中可以看出，锌液中的总铝量随锌渣的数量，即取样位置的变化而发生的变化很大，而有效铝的波动很小，能更好地反映出锌液中铝对产品的影响。因而，控制锌液中的总铝量只是一种比较原始的、粗糙的管理方法，很可能会形成误导作用，最能反映实际的是有效铝的含量。 　　根据理论分析和实际验证，推荐锌液中有效铝的控制标准为：镀锌产品(GI)在约0．16％左右，而镀锌铁合金产品(GA)在0.135％～0.14％之间。

湿法冶炼是将锌精矿焙烧为ZnO，用硫酸溶液(锌电解尾掖)浸出，将所得ZnSO,溶液经过电解提取金属锌的办法。该锌的纯度高达99.997%以上，且此法比火法冶炼简单采纳环保办法，针对一向成为向题的浸出残渣的处理，也发明晰新办法。现在国际出产锌锭的80%，日本锌锭的60%选用湿法冶炼。锌精矿的焙烧运用多膛焙烧炉，现在运用欢腾焙烧炉。在1170-1270K焙烧，则可得到含硫约为1.0%(硫化物形状的硫低于0.5%)的培烧矿。当锌精矿中有铁时，则生成难溶于稀硫酸溶液的铁酸锌(ZnO.Fe3 O3),下降锌的收回率。关于收回这种形状的锌将在今后介绍。炉气含8-10SO2，为制作硫酸的质料。因为焙烧矿也有粗粒，所以在破坏后用电解尾液浸出。浸出办法是用单式的酸性或复式的中性一酸性的接连浸出法。浸出液中的Fe2+经MnO2或空气等氧化，沉积出Fe(OH)3，此刻砷、锑、锗等有害杂质也因共沉而除去。过滤洗刷后，调整泌液为中性送往净液工序。此滤液中除锌外还含有铜、钻、镍、镉，因而，有必要除去这些杂质。开始加锌粉和As203或Sb203,置换沉积铜、钻、镍后除去，用压滤机过滤，滤饼送往炼铜厂。滤液中再加锌粉，置换沉积镉，过滤后的沉积作为镉的质料。滤液送往电解工序。钴和α-亚硝墓β-酚反响生成溶解度小的有机化合物而除去，为削减试剂的用量，在用锌粉彻底除去铜、镉后参加溶液中除钻。净化后原液的标准组成的一例为Zn100-160kg/m3,Mn3kg/ m3 ,Cu3, Cd<0.2g/m3，Co<0.5g/m3，Ni<0.05g/m3，As, Sb,Ge<0.03g/m3, C1<50g/m3,F<10g/m3因冶炼厂各异而多少不同。电解提取是使用锌的氢超电压大，所以净化工序在湿式冶炼中最为重要。该净化后的原液和锌电解液(Zn50-60kg/m3,H2S04150-200kg/m3)混合，为使阴极表面平坦加胶、为避免酸雾加豆饼渣，阳极用Pb-Ag合金(0.7-1.0%Ag)，阴极用铝极，用250-600A/m2的阴极电流密度电解24-48小时，剥掉在铝极上分出的锌，用低频电炉熔融.铸为锌锭。

根据锌锭中锌含量的多少,可以将锌锭分为不同的类型;(1)0号锌。①锌锭中锌含量不小于99.995%；②主要杂质元素与一号锌相同；③用于制造高级合金 及特殊用途。(2)一号锌。①锌锭中锌含量不小于99.99%；②主要杂质元素与二号锌相同；③主要用于高级氧化锌、医药与化学试剂、电镀锌、压铸零件。&nbsp;(3)二号锌。①锌锭中锌含量不小于99.95%；②主要杂质元素与三号锌相同；③主要用于制锌合金 、电池锌片及压铸零件。(4)三号锌。①锌锭中锌含量不小于99.90%；②主要杂质为：铅、镉、铜、铁、锡；③主要用于锌 板、热镀锌及铜合金。(5)四号锌。①锌锭中锌含量不小于99.5%；②主要杂质为：铅、铁、镉、铜、砷、锑、锡、铝； ③主要用于制锌板、锌粉、热镀锌、普通铸件及氧化锌。(6)五号锌。①锌锭中锌含量不小于98.7%；②主要杂质为：铅、铁、镉、铜、砷、锑、锡、铝； ③主要用于制含锌铜铅合金、普通氧化锌和普通铸件。锌锭中锌含量决定的锌锭的种类,投资者在选择锌锭的时候应当谨慎为好.&nbsp;

在湿法炼锌的净化过程中，经过锌粉的置换沉积而将镉分离出来，以此为质料收回镉。火法冶炼中的大部分搞在焙烧时蒸发进入尘埃中，此亦为收回镉的质料。置换沉积的镉含20-40%Zn, 10-30%Cd,1-20%Cu,首先用锌电解尾液溶解，然后用锌粉里换沉积铜,过滤后用锌粉沉积镉。这种镉为海绵镉，用镉电解尾液溶解，用KMnO4、Ca(OH)2、锌粉净化后，用含镐50-80kg/m’，锌30-70kg/m3,游离硫酸110-140kg/m3的电解液进行电解提取。 最近，因为净化技能的前进.能够得到高纯度的镐的沉积物，沉积物用锌电解尾液溶解后，用KMnO4。中和沉积除掉铅、而后向滤液中浸入锌板，置换分出镉。该海绵福纯度高，脱水、成型，加NaOH溶镉，除锌后铸锭市售。此法比电解提取法工序简洁，特别可得纯度达99.99%的镉。烧结时尘埃中的镉用H2SO4浸出，用锌板从浸出液中置换出镉，所得海绵镉经脱水，成型后熔做，用蒸馏精粹法制得纯镉.

粗铋加锌除银精炼产出的富银渣，经熔析脱铋后，在回收银之前，必须将熔析后Ag－Zn渣中锌脱去，既可回收锌，又为回收银作好预处理。 脱锌可采用蒸馏法或酸浸法。富银渣熔析后产出的熔析渣成分列于表2，其中铋、锌、银的物相分析列于表1。从表1可见，铋主要以金属铋状态存在，锌主要以氧化锌状态存在，银以金属银状态存在。 蒸馏法 从物相分析中得知，焙析渣中83%以上的锌呈ZnO状态存在，所以蒸馏时必须在熔析渣中配入还原剂，使锌呈锌蒸气蒸发。为了降低蒸馏的温度，采用真空蒸馏法。 表1  熔析渣的物相分析（%）一、工艺流程。 如图1所示。图1  熔析渣真空蒸馏工艺流程图 二、主要技术条件。 蒸馏温度：750℃，蒸馏时间；3～4小时，还原煤消耗为理论量3倍，真空度：1999.83～2664.40帕。 真空蒸馏产物的成分及挥发率列于表2。 表2  真空蒸馏产物成分（%）三、主要设备。 颚式破碎机一台，真空电炉一台。 四、产物用途。 冷凝锌返回铋精炼加锌除银用；蒸馏残渣及高银铋用作提银原料。

国内目前采用的焙烧方法主要有两种：铝液焙烧和后来兴起的焦粒焙烧。关于这两种方法的优劣，已有了相当的论述，本文不再重复。结果是，大多数的厂家选择了焦粒焙烧，以求减少对电解槽内衬材料的热冲击；对筑炉时存在的裂缝等缺陷，希望在启动后由电解质优先进入从而阻挡铝液的持续渗入。但在生产实践中却各有各的做法，甚至存在模糊认识，焦粒焙烧升温速度过快，温度不均衡的缺陷还不能很好解决。 　　1 关于焙烧时间和温度梯度　　焙烧的目的有三：排除水分和挥发分；使炭素内衬初步烧结为一个整体；使基体温度达到或接近正常生产的温度。 　　这里的关键问题是炭素内衬烧结为一个整体。我们知道，半石墨质阴极炭块是焙烧过的，实际上就是边缝糊和间缝糊如何焙烧以及如何与阴极炭块尽可能烧结为一个整体的问题。　　对于炭素材料而言，在200℃以前为软化阶段，主要是排除吸附水和化合水，升温速度可以而且应当加快，可达10℃/h，否则软化时间过长，会造成人造伸腿变形、不规整；在200～700℃间，特别是200～500℃是挥发分大量排出的阶段，此阶段升温应尽可能慢，不宜超过5℃／h，否则挥发分急剧排除使之产生焙烧裂纹，含导致结构疏松，孔度增加，密实程度不够；在700℃以上，粘结剂的焦化过程已基本结束，此阶段可适当加快，可达10℃／h。于是，我们便可以计算出炭素材料焙烧到1000℃，较理想的焙烧时间应为138小时。　　我以前接触到搞铝电解的一种激进思想，认为焙烧时间不超过72小时就行，理由是国外就是72小时甚至是56小时。但我认为了解的不够全面，因为国外的材料科学是我国无法望其项背的，且相关技术我们也没有完全掌握。我们采取一种简单的方式来比较：铝液焙烧时间一般都定为不低于6天，甚至是8天，为什么焦粒焙烧时间可以大大缩短呢?仅仅是因为铝液焙烧提供的能量不足吗?但焦粒焙烧后期也会遇到能量输入不足的问题(其焙烧电压与铝液焙烧基本一样)，况且铝液焙烧是可以通过提高电压来很好地增加能量输入的。　　实践上，以前沁阳铝试验厂的280kA槽焙烧时间多数为72～80小时，但从效果看，有强制启动之嫌；焦作万方的280kA槽焙烧时间为96小时，启动已经平稳的多了；荏平铝厂的190kA槽焙烧时间甚至达到6天，效果较好，该厂还有一个反面的例子：两台槽焙烧时间仅3天就强行启动，导致启动后期难以管理，出现了炉底冷、电压摆等情况，从中我们可以得出阶段性结论，焙烧时间不是越短越好，要能达到焙烧的理想目的，最好达到5天。当然也不是越长越好，因为对100台槽来讲，每延长一天，按2．7V焙烧电压，也要多支出63万元电费。　　这里最关键的技术是控制温度梯度按目标要求进行，需要探索和掌握的调节能量输入的台理手段。 　　2 关于分流技术　　对于焦粒培烧技术来讲，针对上文提到的两大缺陷，采取了相应的技术措施：一是分流技术，二是软连接技术。现在开发的软连接技术应该说是符合需要的，分流技术却并不能很好地符合炭素材料的升温要求，因为它初期的分流率偏小。最早在沁阳铝试验厂是在每个阳极铸钢爪与阴极爆炸焊块上焊接4片120×1mm的钢带，最大分流率可达52．5％。但操作起来非常复杂，焊接就需要1．5小时，不适合大批槽启动。　　荏平铝厂是在每个阳极铸钢爪与阴极爆炸焊块上焊接2片60×5mm的钢带，前两天带分流片运行，据称最大分流率可达80％。焦作万方与平果铝厂都是将出电侧的横母线与下台槽的立柱母线用分流器连接，但分流率只有约30％。　　换一种思维模式，既然出电侧的横母线与下台槽的立柱母线可以用分流器连接，为什么不直接在短路母线或相邻槽的阴极母线上设计几个分流器呢?这样既便于安装和拆除，也可以方便凋节分流率，使电解槽尽可能按目标升温。 3 关于降电压和温度的时机　　传统技术一般要求启动后期的槽温比正常生产保持高约20～30℃，维持一个月左右再逐步降低，理由是我们担心其热平衡尚未完全建立，还有一个理由是建立炉膛。来看-下如图1所显示的数据。 　　这是内衬温度升温表，其焙烧时间为77小时。6#(即图中上边的那一条)是阴极炭块下表面的温度，9#是氧化铝层内的温度，其它的各点数据都与此有很好的符合性，故仅列出有代表性的两条。从图中可以看出，在加热120小时后内衬材料的升温已经趋缓且基本达到了最值。在其它焙烧时间为96小时的槽子看，内衬温度也都在启动两天后趋于平稳。　　所以，在启动2天后开始逐步降温，7～10天后电压、温度基本降至正常已经没有技术障碍了。降电压的原则是以温度为控制目标，电压仅仅是手段。　假设这种技术比传统技术提前了一个月降低了电压和温度，按电效高出3％，可多产效益203万元；电压低0.4V，可节电282万元。 　　4 关于炉膛的建立　　一般上都说高温建炉膛(在实际操作中很多都是这样做的)，但这种说法不全面，准确的说法应该是高分子比、高温建炉膛。因为多种晶体物质组成的混合熔体，在冷凝时都有一个固定的初晶温度，即熔度。从Al2O3-Na3AlF6-AlF3的三元系相图中可以看出，如果添加10％AlF3(分子比为2.73)，将比中性电解质的初晶温度降低约20℃，可达约960℃。所以在低分子比情况下，不管什么槽膛温度建立起来的炉膛，电解质的熔度都是偏低的，但当分子比较高时，建立起来的炉膛熔度较高，能抵御一般意义上的热冲击。所以我们在启动后期，没必要长时间保持槽膛高温，那是在拿更利的矛--"高温"，来比较盾--"筑炉材料"孰强孰弱罢了，对电解槽寿命不仅无利，而且有害。我们更应关注的是在提高分子比前提下的适当时间的高温。 　　5 结语　　(1)为了使炭素材料能较好的烧结为一个整体，具有较好的强度和密衬性，焙烧升温速度在200℃以前和700℃以后，都可达到10℃/h，而在200～500℃之间，则最好慢一些，以不超过5℃/h为宜。相应地焙烧时间也应达到5天左右为宜。　　(2)对于分流技术，可以直接在短路母线或相邻槽的阴极母线上设计几个分流器，这样安装方便，调节分流率方便，对控制按目标升温有利。　　(3)在启动2天后开始逐步降温，7～10天后电压、温度基本降至正常是可行的，具有先进性和经济性。降电压的原则是以温度为控制目标，电压作为手段。　　(4)建立炉膛的重点是提高分子比，而不必一味地延长高温时间，只有析出电解质的熔度高，建起的炉膛才稳固。

此法用来出产硫酸锌。 一、工艺流程。 如图1。图1  七水硫酸锌出产工艺流程图 二、首要技能条件。 浸出温度：80℃，液固比：4∶1，酸耗为理论量的1.4～1.5倍，残酸为15～20克／升，粒度：－40目，浸出时刻，2小时，锰粉参加量为渣量的1∕10。 一次净化除重金属铅，铜，铋：参加锌粉，分两次加，每次参加量为渣量3～4%，净化温度高于70℃，拌和，pH3～5。 二次净化除铁：参加，第一次参加理论量的40%，第2次参加30%，第三次参加40%，除铁至微量，溶液煮沸，拌和，pH3～5。 蒸腾结晶：净化后溶液蒸腾至密度1.52克／厘米3，冷却结晶，结晶用离心机过滤甩干即可包装。 三、首要设备。 浸出槽一个，净化槽二个，蒸腾浓缩槽一个，皆选用φ1000×1500毫米之珐琅反应釜：球磨机一台；颚式破碎机一台：离心过滤机一台。 四、产品用处。 产品可作印染媒染剂，木材及皮革防腐剂，医药催吐剂，人造纤维辅助材料，避免果树和苗圃病虫害，农肥，还用于电缆和电镀职业，用于出产锌盐和立德粉，用作选矿药剂。 五、产品质量。 一级品含ZnSO4·7H2O≥99%，游离酸不高于0.05%，水不溶物不高于0.02%，氯化物（Cl）不高于0.05%，铁不高于0.005，铅不高于0.01%；二级品含ZnSO4·7H2O98%，游离酸不高于0.1，水不溶物不高于0.05%，氯化物（Cl）不高于0.2，铁不高于0.01，铅不高于0.05%。

稀土瓷砂，是用稀土为材质做成的瓷砂。稀土瓷砂是根据国外新型滤料研制的经验，采用优质高岭土、粘结剂、成孔剂、稀土抗蚀剂，经高温烧制成外观白色，质地坚硬，颗粒均匀，微孔发达，孔隙率大，圆度饱满的新型滤料具有瓷砂滤料的性能外，吸附性能进一步增强，化学稳定性更好，特别适合做反渗透系统的过滤和超滤介质。稀土瓷砂为微孔型水处理填料，外观为球型颗粒，具有很多微孔，有优良的吸附性能，相互间以点接触，有均匀而恰当的间隙，在工作状态时，通道完全，流通距离长，为杂质造成了理想的沉积条件。&nbsp;稀土瓷砂性能特点：化学性能稳定，粒度均匀，坚硬耐磨，不堵塞，滤速快，周期长，抗氧化、无毒性、耐磨擦、抗冲击、耐腐蚀、耐高温，过滤阻力小，滤液清，效果好。机械强度高、磨损率低，比表面积大，孔隙率高，截污能力强，吸附性能好，颗粒均匀，比重适当，使用寿命长达15年以上，扩大吸附面积,提高截污能力,对含有胶体杂质的污水处理效果更好.减少反冲洗量,各项技术指标经化验,均达到该 行业 标准。解决了天然滤料比重单一，易破碎泥化产生二氧化硅、有机碳后遗的二次污染问题。用于化学法处理的废水过滤、重 金属 去除率达90％以上，悬浮物去除率100％，浊度去除率99％，被列为中国环保基金会的科技新产品推广项目。&nbsp;稀土瓷砂由于添加了含有耐腐蚀的金镧系和锕系原素的稀土，除具有普通型瓷的性能外，抗蚀性能进一走加强，SiO2更加稳定，特别适宜于锅炉化学水处理和超纯水的制备。用于火电厂二次循环水水处理过滤，过滤水头损失小，再生周期长，再生简易方便，不易堵塞，可达到最佳效益。想要了解更多关于稀土瓷砂的信息，请继续浏览上海 有色 网。

锰砂价格，昨日一位河南网友在本站资讯，问那个锰砂厂家质量好，信誉好，价格合适，小编为你精心筛选出来的。希望能帮助你！山东锰砂厂生产的天然锰砂滤料，经山东建委综合设计院地下水除铁除锰试验小组，在经过长时间多次的模型试验及生产性试验的实践中证明：我厂生产的锰砂滤料是目前国内最佳除锰除铁滤料，其二氧化锰含量在30%以上，机械强度高，化学稳定性好，使用年限长，深受用户欢迎。是山东省建委唯一指定地下水除铁除锰单位，也是目前山东省内最具规模、最专业、最可靠、最信得过的锰砂生产销售单位。是山东省内唯一生产锰砂厂家。产品销往山东、江苏、河北、天津、北京、湖北等各地市及厂矿、部队、学校等企事业单位，在除锰除铁构筑物中使用。经我厂生产的锰砂滤料过滤后的水，使用年限3年以上 ，水质：含铁〈0.3mg/L ；含锰〈0.1mg/L；锰砂是选用块状锰矿和天然砂作原料，经破碎筛选加工而成。外观粗糙、呈褐色，具有良好的除锰除铁功能，是给水排水行业最理想的产品。天然锰砂中含有 MnO2，它是 Fe2+ 氧化成 Fe3+ 的良好催化剂，含锰量（以 MnO2 计，下同）不小于 35% 的天然锰砂滤料，既可用于地下水除铁，又可用于地下水除锰；含锰量为 20% ~ 30% 的天然锰砂滤料，只宜用于地下水除铁，含锰量低于 20% 的则不宜采用。目前，对使用天然MnO2矿砂除铁，其原理有二种：一种是以所谓滤膜的作用，锰砂表面有一层较强的氧化作用。另一种是锰矿砂本身反铁催化作用，将水中的二价铁催化成三价铁，再把三价铁千周附着在锰矿砂颗粒表面从而起到除铁的目的。天然二氧化锰能氧化水中二价铁为三价铁使其沉淀除去，使水清净。二氧化锰被水中的溶解氧氧化成七价锰的氧化物。七价锰再将水中的二价铁氧化成三价铁。 天然锰矿砂是一种很强的氧化剂，能对水中股价铁起氧化作用&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp; 锰砂理化分析项目/单位&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp; 数据&nbsp;MnO2 %&nbsp; ：20 ～45；&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp; Fe % ：&nbsp;&nbsp; 20； SiO2 %&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp; 17～20&nbsp;比重g/cm3 ：3.2～3.6；&nbsp;&nbsp;&nbsp; 容重g/cm3：2.0&nbsp;盐酸可溶率 %：＜3.5；&nbsp;&nbsp;&nbsp; 含泥量 %：＜2.5 ；&nbsp;&nbsp;&nbsp;我厂有先进的筛分及磁选设备，可向用户提供粒径为0．6&ndash;1．2mm、0．6&ndash;1．5mm、0．6&ndash;2mm的除锰除铁滤料和粒径为2&ndash;4mm、4&ndash;8mm、8&ndash;16mm、16&ndash;32mm、32&ndash;64mm的滤料支承层，并可按用户要求提供其他规格滤料。&nbsp;最后小编给你说一下最近的锰砂价格，当前价格为580元/，你可以去厂家看看货源，在说山东离你河南是比较近的，希望你们能合作愉快!

铜冶炼渣选矿与自然矿石相比，选矿多一道炉渣缓冷工序，这也是渣选矿与自然矿石选矿最大差别之处，钢冶炼炉渣实际是一种人造矿石，这种矿石中的铜矿物颗粒与相组成取决于炉渣冷却方式与冷却速度，炉渣的冷却方式有三种：自然冷却、水淬、保温冷却+水淬，其中保温冷却+水淬有利于铜的浮选回收。炉渣中铜矿物的结晶粒度大小和炉渣的冷却速度密切相关，炉渣缓冷有利于铜相粒子迁移聚集长大，即在炉渣的缓冷过程中，炉渣溶体的初析微晶可通过溶解-沉淀形成成长，形成结晶良好的自形晶或半自形晶，同时有用矿物因此扩散迁移、聚集并长大成相对集中的独立相，使其易于单体解离和选别回收。 目前，我国铜冶炼渣年产1100万吨，含铜27.5万吨，是二次铜资源的重要组成部分。铜冶炼炉渣的处理方式主要有火法贫化、湿法浸出和选矿富集几种。火法贫化的弃渣含铜高、能耗高、环境污染严重;选矿富集工艺虽然渣缓冷场占地面积大，基建投资较高，但铜回收率较高，选矿尾渣含铜可以控制在0.3%以内，并且渣中金银回收率较高、能耗低、成本低，因而被广泛应用。国内采用选矿富集处理铜冶炼渣的企业主要有白银有色集团、江西铜业集团、铜陵有色集团、大冶有色集团及祥光铜业集团等。 江西铜业贵溪冶炼厂、山东阳谷祥光铜业冶炼厂目前已成功应用“铜冶炼渣缓冷—半自磨+球磨—铜矿物浮选。”新工艺，有效解决了铜冶炼渣中铜晶体粒度过细导致难以单体解离、常规破碎因冶炼渣中夹带冰铜块导致的中细碎设备生产能力和运转率低等一系列技术难题，实现了钢冶炼渣中铜的有效回收。3年应用数据表明，对于含铜2.7%左右的铜冶炼渣，获得的铜精矿品位大于26%，尾渣品位含铜低于0.3%。 白银有色集团排渔场堆存的白银炉渣约为700万吨，并且毎年还在产出新的白银炉渣约30万吨。因白银炉与其他铜冶炼工艺的差异，决定了白银炉渣性质的特殊性，其选矿工艺及技术指标也有不同。为实现该二次资源综合利用，白银有色集团140×10 4t/a渣选矿系统于2012年5月投产，并于2012年年底达产达标，该项目采用“铜冶炼渣渣包缓冷—粗碎+半自磨+球磨—铜闪速浮选—中矿集中返回再磨”。新工艺代替冶炼过程的贫化电炉工艺后，每年可减少冶炼过程中SO2的排放量270t，渣尾含铜降低至0.28%，年回收铜金属2.2万吨。 刘春龙针对某铜冶炼炉渣选矿后铜尾矿品位较高的问题，开展了炉渣选矿试验研究，把中矿单独再磨再选改为返回二段球磨分级再磨，对药剂制度进行优化，重点保证一段浮选的药剂用量，强化对粗粒级和中粒级矿物的捕收。当炉渣含铜2.9%时，获得的铜精矿含铜26.20%、铜回收率92.26%，铜渣选矿尾矿铜品位降低至0.25%。王国红针对贵溪冶炼厂铜冶炼炉渣缓冷工艺提出了解决“渣包放炮”和“翻出红包”的多项措施，指出了延长渣包使用寿命、及时报废更新渣包、保证渣包使用安全、降低生产成本的途径。 云南某铜冶炼渣含铜0.62%、含铁35.58%，主要含铜矿物为黄铜矿、蓝铜矿和辉铜矿，铜矿物与主要脉石矿物橄榄石等嵌布关系复杂，嵌布粒度细微。王祖旭等人研究在细磨条件下、以冰铜为“载体”进行“载体浮选”，获得的铜精矿中含铜21.30%、铜回收率86.20%。

锰砂的价格,今日国内主要市场锰砂出厂报价趋稳，市场成交一般。今日湖南地区的主流成交价格在12100元/吨左右，基本与上周五持平，部分厂家仍有低价报出。锰砂在目前的低价吸引下，下有采购基本保持稳定，湖南地区有一厂家称现在他们每天能有几十吨的出货量，由于出货较为稳定，厂家显得没有以前急切。宁波地区今天的主流成交价格在12600元/吨左右，小幅下跌100元/吨。有消息称本月贵州松桃地区将要接受环保检查，届时现货供应会受一定影响，另外近期不锈钢的大幅回暖也会给电解锰带来强有力的支撑。预计近期电解锰价格止跌或将小幅上扬。湖南一大厂表示，锰砂呈现上涨趋势，今天12500元/吨的订单都放弃了。经销商反映，目前厂家不愿意出货，能以较为合理的价格拿到现货已经非常困难，厂家对经销商的答复直接就是没有现货。有钢厂希望以12200元/吨的出厂价格进货也难以找到供应方。有厂家表示，部分看好后市的厂家已经开始囤货不出了。用经销商的话来说，现在大家都是在抢市场上的低价货。据悉，有部分锰砂厂家短期内是在完成订单，也使现货资源略显紧张。今日，进口锰砂市场继续保持坚挺态势，虽然近日矿商报价略有上调，但是市场整体成交依旧不太活跃，合金厂采取观望态势，基本按需进行少量采购，但是由于外盘价格上涨，矿商补仓成本较高，因此矿商惜货情绪也较为浓厚，甚至部分矿商已经暂停对外报价，囤货意向也略有显现，继续看好后市行情，并且认为未来几周锰矿价格将逐步上调。锰砂风头正盛，大有继续追涨的势头，不少钢厂开始封盘等待价格上涨，锰砂报价也开始持续走高，蓄势上涨。

一、引言 锌的用途广泛，在国民经济中占有重要的地位[1]。随着经济的发展，一次资源日渐贫竭，利用二次资源成为必然[2]，湿法炼锌已占据世界炼锌总量的80%以上，是世界炼锌生产的发展方向，而湿法炼锌中产出的锌浸出渣造成了环境污染及资源浪费[3]，加强锌渣中有价金属的回收利用，可最大限度地利用矿产资源，提高经济效益。 湖南某集团公司是以采、选、冶为一体的生产企业，该企业每年生产数万吨金属产品的同时，也排出了几十万吨的冶炼渣，其中锌常规浸出渣中锌品位高达16.8%，受公司委托，对锌浸出渣中的锌进行了热酸浸出和浮选回收试验，取得了较好的效果。 二、原料性质 试验原料来自湖南某冶炼厂的湿法炼锌渣，原料中含锌16.8%，铁17.8%。利用X衍射分析表明，原料中锌主要是以铁酸锌(ZnFe2O4)和硫化锌(ZnS)的形式存在，没有单独的氧化锌(ZnO)，经过粒度分析可知，冶炼渣的粒度为－0.074mm占90.5%。 三、实验结果及分析 （一）温度对浸出率的影响 图1  温度对浸划翠的影晌 实验结果表明，随着浸出温度的增加，锌浸出率有所提高。当温度为90℃时，锌浸出率达到72.0%，继续增加温度，锌浸出率增加不明显，但这样还会消耗大量的能量，增加成本，因此浸出温度90℃最佳。 （二）时间对浸出率的影晌 在液－固比为3:1，浸出温度为90℃，始酸浓度250g/L的条件下，考察不同浸出时间对锌浸出率的影响，在不同时间下浸出的研究结果见图2。图2  时间对浸出翠的影响 试验结果表明，随着浸出时间的增加，锌浸出率随之提高。在浸出3小时时浸出率达到73.3%，继续增加浸出时间，锌的浸出率增长不是很明显，由于增大浸出时间工业成本也会大幅增加，因此浸出时间确定为3小时。 （三）液－固比对浸出率的影响 在浸出温度为90℃，硫酸浓度为250g/L，浸出时间为3小时，考察不同液－固比对锌浸出率的影响，试验结果如图3所示。图3  液－固比对浸出率的影响 试验结果表明，随着液－固比的增加，锌浸出率随之增加，在液－固比为4:1时，锌的浸出率达到74.2%，继续加大液－固比，锌浸出率增加不明显，但这样会消耗大量的硫酸，使浸出液残酸升高，不利后续工艺的处理，在经济上不合理。所以选择液－固比为4:1。 （四）始酸浓度对浸出率的影响 在液－固比为4:1，浸出温度90℃，浸出时间3小时，考察不同酸度对锌浸出率的研究结果见图4。图4  始酸浓度对浸出率的影响 试验结果表明，随着硫酸用量的提高，锌的浸出率有所增加，当硫酸浓度为310g/L时，锌浸出率已达75.3%，继续增加浸出始酸浓度，锌的浸出率提高不大，试验中始酸浓度选择310g/L时最佳。 （五）浮选试验 通过热酸浸出锌，使其浸出率已达到75.3%，但热酸浸出渣仍含锌4.12%，X衍射分析表明，热酸浸出渣中锌以硫化锌形态存在，这是导致热酸浸出中锌不能完全溶出的原因。为了额外回收该部分硫化锌，采用浮选方法进行处理，浮选实验采用一次粗选、一次精选的试验流程。 ——粗选药剂条件:石灰3000g/t，硫酸铜1000g/t，黄药200g/t，2#油40g/t，粗选指标:精选药剂条件为精矿品位9.7%，回收率92.4%，所以对原粗选精矿再进行精选试验。 ——对粗精矿进行一次精选，精选中加入500g/t的硅酸钠(NaSiO4)作为分散剂和抑制剂，精矿品位18.9%，回收率89.4%。 四、结语 ——某冶炼厂湿法炼锌渣中锌主要以铁酸锌、硫化锌形态存在； ——采用热酸浸出，在浸出温度95℃、始酸浓度310g/L、液－固比4:1、浸出3小时的条件下，锌浸出率为75.3%，物像分析表明，热酸浸出条件下铁酸锌已经完全溶出，但硫化锌难以溶出； ——浮选法回收热酸浸出渣的硫化锌，采用一次粗选、一次精选的浮选流程，黄药、石灰、硫酸铜、硅酸钠、2#油作为浮选药剂，可得到锌精矿品位为18.9%，硫化锌回收率为89.4%的浮选指标。 参考文献： [1]屠海令，赵国权，郭青蔚.有色金属冶金、材料、再生与环保[M].化学工业出版社，2002,66. [2]刘清，招国栋，赵由才.有色冶金废渣中有价金属回收的技术及现状[J].《有色冶金设计与研究》，200(3):22－26. [3]刘斌，王伟涛.浅谈湿法炼锌工艺的浸出渣问题 [J].《四川环境》，2007(2):105－108.

2018年上半年，纵观全国，可以说今年上半年国内精炼锌的产量增加是遇到瓶颈的。此外，跟年初预计2018年全年有20-30万的增量，也是相差较多。整体看今年冶炼厂产量大概率不及预期，其原因主要有以下几点： 一、原料供应结构变化 在2017年，冶炼厂的原料采购结构就已经有所变化了。由于环保力度加大、北方部分回转窑的关停减少了再生的供应、加之山东河北等地氧化锌企业较为集中，再生原料采购竞争比较激烈，很多种因素导致冶炼厂使用二次物料的比例逐渐减少。其中大型冶炼厂减少再生使用比例是比较明显的。今年年初开始也已有部分冶炼厂及氧化锌企业反映二次物料紧张，采购困难，在现在环保严峻的大环境下，二次物料还是很难缓解。 从调研统计来看，除了矿粉以外，其他供应原料的减少就有将近三十万，这使国内的冶炼厂不得不增加对外矿的依赖，而现在的锌价和加工费对于冶炼厂来说又很难受，让冶炼厂保持原有的生产能力已经算是不错了，那对于产能的新增肯定会更加谨慎。 二、冶炼厂持续走低的利润 不管是国内，还是进口，加工费都长期处于历史低位的水平。最近有听说各别地区有上调加工费的想法。前几天国内48家冶炼厂集体开会，也有挺加工费的目的。但是加工费从低到高的调整也需要一个时间过程，远水解不了近渴，短时间仍难以快速解决冶炼厂的问题。 这种长期低水平的加工费，加上连连下跌的锌价，使冶炼厂成本始终处于高位，利润持续走低，甚至出现亏损的情况。而冶炼厂利润跟矿山利润比起来，差距也很大。当前的主要利润在矿山部分，冶炼厂则长期处于成本线甚至亏损的边缘，这会极大的打压冶炼厂生产积极性，这直接导致的结果就是国内锌锭产量和新增产能受到抑制。 三、环保持续趋严 去年，环保已关停国内大批矿山，花垣地区的矿企至今仍未恢复生产。今年年初以来，无论是对上游还是下游，都多次提出环保政策，环保“回头看”等的行动更是表明今年的环保力度只会更大。此外因涉酸、废渣等环保问题的检查与处理也在持续进行。其中罗平冶炼厂因环保问题于7月停产，复产时间待定。纵观今年环保局势，今年锌冶炼厂所面临的局面将更加严峻。 综上来看，原料、利润、环保等多种因素，导致今年锌冶炼厂的日子越发艰难，使国内精炼锌产量受到抑制。而下半年，这些问题是否会缓解?产能是否会释放? 首先，原料方面。随着海外矿山的新增，可以逐步增加对国内需求的供给;但二次物料的减少近两年内无法实现恢复性增长。 其次，利润方面。因国内加工费已经有松动迹象，冶炼厂加工费有望改善。但由于今年资金面整体偏紧，冶炼厂的资金成本较高，利润快速或大幅的提高仍需要时间。 最后，环保方面。国内环保的现状属于越来越严的状态，冶炼厂只有完善自身环保设备，提高生产技术，才会减少来自于环保方面的压力，否则将无法有任何改变。 以此来看，短期内，国内冶炼厂产能无法得到释放，持续时间至少到今年三季度;长期来看，冶炼厂产量有希望增长，但由于近两年国内冶炼厂新增产能仍有限，所以整体增量依然不够可观。

锡砂价格是锡投资者会感兴趣的一个话题，其关系到锡的投资与操作。锡砂：成分为SnO2,无色的极为少见，因常含铌、钽、铁、和锰而呈暗褐和沥表色，含钨而呈蜡黄色，深暗色锡石的条痕呈浅褐色。金刚光泽，断口油脂光泽，透明度随颜色而异，大多为半透明至不透明，呈砂状。锡砂是提炼锡的最主要原料。LME三月期货锡金属价格大涨，收报11000美元/吨，创16年来历史新高。受此影响，10月17日，锡业股份（000960）股价以涨停报收。锡：隔夜伦锡电子盘开盘20500美元/吨，最高20550美元/吨，最低在19780美元/吨得到支撑，收盘20050美元/吨，下跌475美元/吨，全天成交250手，持仓17727手。库存14385吨，减少605吨。美国和中国经济数据不如预期，市场避险情绪高涨，美元指数大幅上涨重新立于82上方，基本金属承压下挫。今日开盘19950美元/吨，围绕20000美元/吨窄幅震荡，市场对于全球经济增长放缓的担忧情绪在加剧，美元指数具有进一步上行动能，金属承压料以调整为主。沪锡市场，继续昨日清淡行情，云锡、云山报价15-15.1万元/吨，成交稀少；广胜、金龙等少量成交于14.5-14.65万元/吨，市场货源以杂牌锡居多，但报高价者无法成交，市场观望气氛弥漫，下游多持偏空心态，期待下周更低的价格再行入市。如果你想更多的了解锡砂价格等其他信息，你可以登陆上海有色网进行查询

锌冶炼工艺流程图

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Sarcheshmeh铜冶炼厂有两台反射炉和三台转炉在运转，这些炉子产生的气体和烟尘通过气球形烟道（回收粗粒烟尘）和静电除尘器（回收细粒烟尘）净化。这些熔炼炉每天产生烟尘约50吨，含铜约36%，目前，这些烟尘返回熔炼炉，降低了炉子的效率，增加了熔炼所需能量；此外，还损毁耐火砖，增加炉子循环负荷。       以前的研究表明，Sarcheshmeh厂铜烟尘主要由次生铜硫化物矿物组成，在生物浸出中比黄铜矿容易反应得多，辉铜矿的浸出速度约为黄铜矿浸出速度的5倍。       大多数次生铜硫化物可以用中温细菌的培养物来浸出，这些细菌生长的最佳条件为：温度32～35℃，pH＝1.5～2.5。       本研究中一系列连续试验都是在两段气升式生物反应器中用嗜酸的铁和硫氧化细菌完成的。生物浸出和生物氧化最好是在连续操作中完成，在这种操作中，单位时间单位体积的生产率高，反应器体积小。已研究过的反应器类型包括：搅拌槽渗滤柱、帕丘卡槽、空气升液柱和一些特殊设计的反应器，如旋转式反应器。空气搅拌生物反应器建造和操作费用高，它的应用仅限于处理高价值的矿石和精矿。气升式反应器用于很多化学、石油化学、矿物处理和生物技术工业，因为它的设计和建造简单、电耗低、剪切力低、混合特性好，传热和传质好。在气升式反应器中，保持在上升管和下降管中的气体体积不同，造成一种压力差，迫使液体从下降管底部流向上升管，造成液体的流速和混合。       本研究的目的是在实验室规模评价铜的生物浸出。冶炼厂混合烟尘的组成如表1。   表1  混合烟尘的化学和矿物成分组成元素/矿物重量（%）估计占铜总量比例（%）Cu（总量）35.8 Cua12.9 Fe15.3 S12.2 Cu2S18.861.6CuS1.74.7CuFeS22.02.9CuFeS42.66.8Cu－N5.824FeS20.3 FeS2O40.9 FeS3O414.8 脉石53.3      注：a－酸溶性铜。       如表1所示，烟尘中主要铜硫化物矿物是辉铜矿19%，黄铜矿2%，蓝铜矿2%，斑铜矿3%。由于有大量（13%）酸溶性铜氧化物存在，故用稀硫酸预浸，在pH为1.5，矿浆浓度为10%的条件下，120分钟后浸出酸溶性铜80%。       预浸后的烟尘（化学和矿物成分组成如表2），用中温细菌浸出，这种中温的铁和硫氧化细菌的混合培养物是从天然硫化矿的酸性矿山排出液中分离的。   表2  预处理后混合烟尘的化学和矿物成分组成元素/矿物重量（%）估计占铜总量比例（%）Cu（总量）35.1 Cua4.2 Fe22.2 S5.9 As0.78 Sb0.35 Bi0.07 Cd0.01 FeS21.9 Fe2O33.7 Fe3O419.8 Cu2S24.480.9CuS1.43.9CuFeS22.73.9Cu5FeS43.59.2Cu－N0.52.1     注：a－酸溶性铜。       评估了各种参数如矿浆浓度，停留时间和温度对预浸后铜硫化物烟尘生物浸出行为的影响，结果表明，提高生物浸出强度（即缩短停留时间，提高矿浆浓度）不利于铜的回收。反应器中的氧化还原电位随矿浆浓度的升高而降低，随温度的升高而升高。在平均矿浆浓度分别为2%、4%和7%，在32℃平均停留时间分别为2.7天、4天和5天的条件下，铜浸出率分别为90%、89%和86%。在38 ℃下，从浓度为7%的矿浆中浸出铜，浸出率达91%。从这些结果来看，在气升式生物反应器中用混合中温细菌从烟尘中浸出铜是有希望成功的，值得进一步研究。