从铅熔析锅加锌除银产出的银锌壳，经榨机挤去液铅后，进行火法蒸馏除锌，产出富含贵金属的铅合金渣（俗称富铅）。富铅经灰吹炉灰吹除铅，产出金银合金再进行别离和提纯。此法是处理银锌壳的惯例办法，工艺老练，现仍为国内外各铅厂所广泛运用，该流程如图1所示。图1  银锌壳的蒸馏与灰吹流程 银锌壳主要为铅、锌和银（金）的合金，其间搀杂有少数铜、砷、锑等金属以及它们和铅、锌的氧化物。蒸馏除锌法是鉴于锌的沸点〔101.325kPa（760mmHg）时为906℃〕明显地低于其他金属，在复原气氛中加热银锌壳至1000～1100℃使锌、铅等氧化物被复原成金属，然后锌金属在高于它沸点的温度下呈气态蒸发，然后到达和银、铅等别离的意图。蒸发的锌蒸气导入冷凝器，凝聚成金属锌得到收回。 蒸馏炉一般运用可倾动的炉体，这种炉子的炉身是用耐火砖砌在铁架上。铁架两边支承在枢轴上，由齿轮和螺杆传动。炉体水平断面为正方形，炉顶呈拱形，后壁开有烟道，前壁留有装蒸馏罐的口，以便装置和取出蒸馏罐。罐装置好后用砖和黄泥封住。炉中心下部设有拱桥形支座，专供支承蒸馏罐用。可焚烧粉煤、焦炭或重油等加热。烧油或粉煤的炉子装置有喷嘴（粉煤经加料盘供料）。焦炭炉底部殴炉篦，炉顶开扎装置焦炭加料斗。图2所示为焦炭蒸馏炉的示意图。蒸馏时，于蒸馏罐口装置冷凝器并与铸锭车衔接。图2  焦炭蒸馏炉示意图 1－蒸馏罐；2－拱桥支座；3－冷凝器； 4－支承架及铸模台；5－焦炭料斗；6－烟道；7－炉篦 蒸馏罐形如平底小口瓶，用鳞片状石墨（55%）与耐火泥（45%）混合制成，壁厚45mm左右。一只高0.99m、腹部净空直径0.443m的蒸馏罐，每次约可蒸馏银锌壳500～700kg。质量杰出的蒸馏罐每只约可运用60次。新罐运用前先置于炉顶上烘烤7d左右，除尽潮气，再入炉小火加热约24h后缓慢升温至呈暗红色开端加料。加热空罐时，为了避免罐内壁过火氧化而影响运用寿命，宜往罐内参加少数木炭或焦炭，蒸馏罐于炉内约呈45°歪斜安顿在支承座上，以便尽可能添加罐体在炉内的受热面积。蒸锌进程为间歇性作业、经蒸馏数罐质料后，将罐按固定的方向作恰当滚动，改变罐体在支承座上的触摸方位，避免加料后金属的荷重老压在罐体一处而损坏。 蒸馏罐安好后将炉口封严，再于加料后将冷凝器与罐口衔接并密封。冷凝需可用旧蒸馏罐改制，也可用铸铁罐或钢壳内衬耐火泥或耐火砖罐。冷凝器的形状一般为截头圆锥形或圆柱形，顶部开有排气口，前方留有放锌口，冷凝器的巨细，应视蒸馏罐的巨细、燃料品种以及操作办法等而定。冷凝器内的温度，靠蒸馏罐不断发生的锌蒸气和气体来坚持，在正常条件下应为450～500℃之间。如冷凝器内温度低于锌的熔点（419.47℃），则进入冷凝器内的大部分锌蒸气会冷凝成蓝粉；如温度超越500℃以上，锌蒸气会冷凝不完全，部分被气流带走形成锌的丢失。 蒸锌是往蒸馏罐中装满银锌壳和复原剂（参加2%～3%的碎木炭或3%～4%的碎焦碳）后，敏捷升温到炉内1100～1200℃（即罐内1000～1100℃）。待银锌壳软化后，再补加质料，直至罐内充溢液态合金后才装上冷凝器开端蒸锌。在蒸锌初始阶段，因为锌蒸气淡薄，冷凝器内温度不高，进入的锌蒸气冷凝成蓝粉。约1h后，液态锌金属才开端凝聚。蒸馏进程中，分次放出液锌，每次约放出三分之二，留下三分之一以坚持冷凝器内温度，有利于锌蒸气与液锌触摸，易生成液相，削减蓝粉的生成。蒸馏时，如排气口冒白烟并呈现浅蓝色火焰，表明锌蒸气在焚烧，阐明蒸馏正顺利进行。当白烟逐步转浅，最终变成黄烟，表明铅在氧化、阐明蒸锌已达结尾。每次蒸锌作业约需6～8h。 蒸馏停止后，放出悉数液锌铸锭，移开冷凝器。再倾动炉体将蒸馏罐中的富铅倾入钢桶，捞出浮渣，富铅铸锭后送灰吹出产金、银合金。用铁器刮下蒸馏罐壁上粘附的渣回来再蒸馏。然后将炉体复位预备下次作业。 蒸馏产出的锌尚含有少数银和铅，供回来加锌除银用。蓝粉进行再蒸馏，或许供从含金化液或其他溶液中置换金用。 每吨银锌壳约耗费焦炭500～700kg，或许耗费重油180～270L。锌的收回率为65%～80%。

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。

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。

一、蒸馏除锌法       从铅熔析锅或铋精粹锅产出的银锌壳，经榨机挤去液铅（铋）后送火法蒸馏除锌，产出富含贵金属的铅合金（称富铅）。经灰吹除铅，产出金银合金，送别离和提纯。此工艺为处理银锌壳的惯例办法，工艺老练，为国内外广泛选用，其工艺流程如图1所示。银锌壳主要为铅、锌与银（金）的合金，搀杂少数的铜、砷、锑等金属及它们与铅、锌的氧化物。在101.325kPa下锌的沸点为907℃，比其他金属低。在复原气氛下将银锌壳加热至1000～1100℃，使锌、铅等氧化物复原成金属，然后金属锌在高于其沸点的温度下呈气态蒸腾，使锌与铅、银等别离。蒸腾的锌蒸汽导入冷凝器凝聚成金属锌收回。蒸锌时一般用可倾动的蒸馏炉，其炉身是用耐火砖砌在铁架上，铁架两边支承在枢轴上，由齿轮和螺杆传动。炉体水平断面为正方形，炉顶呈拱形，后壁开有烟道，前壁留有蒸馏罐的口，以设备和取出蒸馏罐。罐装好后用砖及黄泥封住。炉中下部有拱桥形支承蒸馏罐用。可用粉煤、焦炭或重油加热。烧油和烧粉煤的炉子装有喷嘴，焦炭炉的底部有炉箅，炉顶开口装焦炭加料斗，如图2所示。蒸馏时，蒸馏罐口装有冷凝器，并与铸锭车相衔接。  图1  银锌壳的蒸馏与灰吹流程  图2  焦炭蒸馏罐炉示意图 1-蒸馏罐；2-拱桥支架；3-冷凝器；4-支撑架与铸模台； 5-焦炭料；6-烟道；7-炉箅                                        蒸馏罐形如平底小口瓶，用鳞片状石墨和耐火泥混合制成。石墨：耐火泥＝0.55∶0.45，罐壁厚45mm左右，一只高0.99m，腹部净空直径0.443m的蒸馏罐每次可蒸馏银锌壳500～700kg，每只罐可运用60次左右。新罐运用前须先置于炉顶上烘烤7d左右以除净潮气，再入炉缓慢升温24h，罐呈暗红色时开端参加银锌壳。空罐加热时，罐内常加少数木炭或焦炭，避免罐内壁过火氧化而缩短运用寿命。在炉内，蒸馏罐约呈45°歪斜安顿在支承座上以增大罐在炉内的受热面积，蒸馏进程为连续作业，蒸馏数罐质料后将罐按固定方向恰当传动，变更其在支架座上的触摸部位避免罐体某处一向受重压而损坏。       将蒸馏罐装好后须将炉口封严，加料后再将冷凝器与灌口衔接处密封。冷凝器可用旧蒸馏器替代，但常用铸铁罐或钢壳内衬耐火泥或耐火砖罐作冷凝器。冷凝器形状一般为截头圆锥形或圆柱形，顶部开有排气口，底部有放锌口。冷凝器的规格视蒸馏罐巨细、燃料品种及操作办法等要素而定。冷凝器靠蒸馏罐不断发生锌蒸气和气体坚持罐内温度，正常条件下一般为450～500℃。若冷凝器内温度低于锌的熔点（419.47℃），则进入冷凝器的大部分锌蒸气冷凝为蓝粉；若温度高于500℃，锌蒸气冷凝不彻底，部分被气流带走形成锌的丢失。       操作时往蒸馏罐内装满银锌壳和复原剂（2%～3%的碎木炭或3%～4%碎焦炭）后，敏捷升温至炉内温度1100～1200℃（罐内温度1000～1100℃）。待银锌壳软化后再补加质料，直至罐内充溢液态合金后才装上冷凝器，开端蒸锌。蒸锌初期锌蒸气淡薄，冷凝器内温度较低，锌蒸气初冷凝为蓝粉。蒸锌1h后，液态锌金属才开端凝聚。蒸锌进程中，分次放出液锌，每次约放出三分之二，留三分之一坚持冷凝器内的温度，有利于锌蒸气与液锌触摸，有利于生成液相，削减蓝粉的生成。蒸锌时若排气口冒白烟并呈现浅蓝色火焰，表明锌蒸气在焚烧，阐明蒸锌正顺利进行。白烟逐步变浅，最终转变为黄烟，表明铅在氧化，蒸锌已达结尾。每次蒸锌作业约需6～8h。       蒸锌停止后，放出悉数液锌。移开冷凝器，再倾动炉体将蒸馏罐内的富铅倾入钢桶内。捞出浮渣，富铅铸锭，送灰吹提取金银合金。用铁器将粘附于蒸馏罐壁的渣刮下来，回来再蒸馏。然后将炉体复位，预备进行下一次蒸馏。       蒸馏产出的金属锌尚含少数的银和铅，可回来供加锌除银用。蓝粉回来再蒸馏或从化液和其他溶液中置换金。       每吨银锌壳约耗费500～700kg焦炭或180～270L重油，锌的收回率为65%～80%。蒸馏法除锌时锌的收回率较低，部分锌被氧化丢失掉。所得富铅中银含量低，灰吹时铅的丢失大。而且蒸馏炉和灰吹炉的生产率较低。       二、低温真空蒸馏除锌法       法国诺耶列斯铅厂选用真空蒸馏除锌来处理银锌壳。先用压榨除掉过量铅的银锌壳组成为：Ag10%，Zn30%，Pb60%，将银锌壳参加深度大而口径小的锅中，在盐层覆盖下熔析，产出含银25%、锌65%、铅10%的三元合金富团体（T、A、C）。此三元合金富团体即便在液态下也不被氧化，便于贮存。然后在低真空和低温下蒸馏三元合金富团体，锌蒸气冷凝为液锌。因为在低真空条件下蒸馏，蒸锌后的铅液面上几乎没有氧化浮渣。该厂运用的蒸馏炉如图3所示。炉体为卧式圆筒体，外壳用钢板焊接而成，内衬耐火砖，用石墨电极加热。炉体前方有进料口，下部有放铅口，后部与冷凝器相连。冷凝器外壳为钢板壳，内衬耐火材料。冷凝器内与装有石墨电极以便开端蒸馏时加热冷凝器，并用热电偶和主动记载测定设备记载冷凝器内液锌温度。蒸馏炉的温度取决于冷凝器内锌蒸气的冷凝速度。炉内温度凭借控制器的主动控制使炉内锌的蒸腾速度不大于锌蒸气的冷凝速度。冷凝器经过过滤器与真空泵相连。悉数设备接口均用流体密封，负压1.333kPa。真空低温蒸馏为连续作业。每炉装入三元合金富团体1000kg，再加熔析国放出的铅300kg以降低合金熔点和节约电能。若三元合金富团体含铅高可不加铅。蒸馏炉温度为750～800℃，冷凝器温度为450℃左右。除加料和放金属外，已悉数完成主动化操作。蒸馏后期因锌蒸气减小使冷凝器温度下降，此刻控制器会主动升高电压使蒸馏炉温度上升，以加快锌的蒸腾。蒸馏结束，停真空泵，放出液锌及富铅，然后装入另一批炉料再蒸馏。此种蒸馏炉是依据冷凝器中锌蒸气的冷凝速度主动调理锌的蒸腾速度，故锌别离较彻底，收回率高，炉子的生产率也高。该厂的年平均目标见表1，锌的收回率大于95%，银的收回率达99%。产出的富铅送吹灰。该厂日处理三元合金富团体2000kg，每吨合金电力耗费为800～850kW·h。  图3  真空蒸馏炉示意图 1-炉体；2-石墨电极；3-进料口； 4-放铅口；5-冷凝器；6-放锌口                                   表1  低温真空蒸馏的目标质料及产品分量/kg含量/%AgPbZn进料三元合金富团体 熔析铅1000 30025 —8 —65 —出料富  铅 锌 蓝  粉650 630 2038 0.15 0.1557 1.8 31.75 98 94                                         低温真空蒸馏炉体自身是蒸馏器。在低温真空条件下蒸馏锌，电耗低，成本低，锌与铅别离彻底，铅、锌收回率高，回来处理的锌、铅氧化渣量小，银的收回率高，改进了操作条件。若在真空除锌前用其他办法除掉银锌壳中的很多铅，进步合金中锌的含量，将有利于真空蒸馏锌作业的进行。可进步蒸馏炉的生产率和缩短蒸馏时刻。

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

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。

蒸馏就是利用在某一温度下各物质挥发度不同的特性，分离出液体组合物和从矿石中提取易挥发金属或金属化合物的方法。蒸馏广泛用于化学工业和冶金工业中，前者用来提纯一系列纯产品，如精馏酒精，分馏石油等。在冶金工业中，蒸馏用来提取易挥发的金属，尤其在稀有金属生产中，用来分离某些金属（如钛与硅）氯化物，作为提纯稀有金属的方法之一，并用来回收冶金过程中所使用的一些挥发性物质，如醚及其他有机溶液。例如蒸馏法炼锌，就是在高于锌的沸点（906℃）的温度和还原气氛下，将锌从其氧化物中还原出来，并以蒸气状态挥发进入冷凝器，所得到粗锌，而脉石和其他杂质氧化物留在蒸馏残渣中。

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。

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。

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。 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。 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            锰砂理化分析项目/单位                 数据 MnO2 %  ：20 ～45；     Fe % ：   20； SiO2 %        17～20 比重g/cm3 ：3.2～3.6；    容重g/cm3：2.0 盐酸可溶率 %：＜3.5；    含泥量 %：＜2.5 ；   我厂有先进的筛分及磁选设备，可向用户提供粒径为0．6–1．2mm、0．6–1．5mm、0．6–2mm的除锰除铁滤料和粒径为2–4mm、4–8mm、8–16mm、16–32mm、32–64mm的滤料支承层，并可按用户要求提供其他规格滤料。 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!

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

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。

锡砂选矿技能：全国绝大多数锡选厂是选用重选法收回锡。重选法收回锡的有用粒级为+40μm,而对-40μm粒级来说收回率极低一般仅为10%左右。全国的尾矿库每年丢失的锡金属达9.6万吨，其间-40μm粒级所丢失的金属约为7.68万吨/年，占总尾矿丢失的80%。锡砂选矿技能：收回细泥中的锡，最有用的办法是选用浮选法。广西大厂车河选厂从1983年至1987年是运用混合甲和苄基胂酸做捕收剂，浮选目标较好，细泥中锡收回率有大幅度进步，但这两种药剂再生产进程中和运用进程中对环境和人体损害都较大。咱们开发了水杨氧肟酸和P86组合捕收剂在该厂浮选锡，锡精矿档次达28%，作业收回率达93%，与重选比较，细泥中的收回率可进步40-50%。 锡砂选矿技能：在此基础上2005年又研发了GYC新式捕收剂，该药剂报价较水杨氧肟酸低，和P86联合运用对云南都龙锡矿进行小型实验，取得了较好的实验目标。选用重-浮联合流程(粗粒重选，细粒浮选)，取得精矿档次为40.48%，收回率53.77%的目标，小型实验与原全重选目标比较，收回率进步了16个百分点。 锡砂选矿技能：该项实验作业正准备进行扩展实验和工业实验，实验成功后，可在都龙锡矿各选厂中推广应用。 锡石性脆，选矿进程中极易泥化丢失，多年来国内外选矿作业者在致力于削减锡细泥化丢失，进步锡选矿收回率的研讨作了很多作业。如选用周边排矿磨机，细筛，粗粒浮选机等，而这些设备及传统台浮工艺均难以解决锡石多金属硫化矿中锡石嵌布粒度粗细不平等类型矿石的选矿问题。  锡砂选矿技能：咱们开发的粗磨早收锡石低臭台浮工艺是将粗磨(-1.5mm)条件下的重选精矿经过台浮作业，首先将粗粒单体锡石与硫化矿别离，及时收回已单体极力的锡石，直接取得高质量锡石精矿，完成早收锡石之意图。然后削减了锡石过磨泥化丢失，使锡的收回率得以明显进步，其次，还对台浮所用药剂和台浮床面结构进行了研讨和改善。该项技能先后对广东锯板坑锡矿和江西铁笼山钨锡的粗粒锡精矿脱硫实验中运用，脱硫作用较好。

（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。

锰砂滤料价格，上海有色网资讯：什么是锰砂滤料？锰砂滤料是采用优质天然锰矿石加工而成，外观呈褐色，对于地下水除铁、除锰过滤有独特的效果。锰砂滤料用途？锰砂滤料用天然锰砂或锰矿石原料，经筛选加工成含量不同的锰砂滤料。外观呈球状、褐色，具有良好的除铁、除锰性能。用 途: 锰砂广泛用于各供水行业常用于地下水除铁除锰过滤.对于地下水的除铁除锰具有其它滤料不可替代的特殊作用。锰砂滤料分析？密 度 2．66g/cm3 破 碎 率 ≤1.0% 堆 密 度 1.85 g/cm3 磨 损 率 ≤1.0% 含 泥 量 ≤ 2.5% MnO2 30-40% 锰砂滤料价格？出厂价1350元/吨更多关于锰砂滤料价格的资讯，请继续关注SMM网 锰 频道！

为了开发利用云南某地锌锢多金属硫化矿，受昆明某矿业公司的委托，昆明矿产资源监督检测中心对该矿进行了详细的选矿试验研究，以获得合理的选矿工艺流程和较佳的技术参数，以及在较佳的分选条件下所能获得的技术经济指标，为选矿厂设计提供依据。     一、矿石性质     （一）矿石的化学成分     原矿多元素分析结果见表1-2，锌物相分析结果见表3。 表1  原矿多元素分析结果%（一）元素ZnTFePbCuAg/10-6Ge/10-6Ga/10-6In/10-6WO3SiO2质量分数8.5320.060.290.2568.025.632.4555.60.1629.79 表2  原矿多元素分析结果%（二）元素MgOCaOAl2O3K2ONa2OMnOSPAs质量分数2.6611.551.590.170.121.3412.130.220.82 表3  锌物相分析结果%物相硫化锌硫酸锌氧化锌其它锌总锌质量分数 占有率8.35 95.210.015 0.170.28 3.190.12 1.438.77 100.0     从表1-2可见，锌具有较好的回收利用价值，银、镓、锗、铟等稀贵金属可考虑综合回收利用。     由表3可知，硫化锌中锌占有率95.21%，化锌中锌占有率较低，有利于锌选矿回收率的提高。     分析表明，铁闪锌矿单矿物含锌47.34%、铁14.65%、铟226×10-6、镓13.5×10-6，银19.7×10-6，锗0.8×10-6，为高铁闪锌矿（铁闪锌矿），富含稀有元素铟。由于含铁较高，所以，锌精矿品位会偏低。     （二）原矿矿物组成和含量     原矿中的主要金属矿物是铁闪锌矿（17%）（少量的闪锌矿）、磁黄铁矿（14%）和毒砂（1.8%）等，主要的非金属矿物有透辉石（24%）、透闪石（11%）、绿帘石（8%）、云母（5%）和石英（6%）等，铁闪锌矿是选矿回收的主要目的矿物。     （三）主要矿物的嵌布特征     铁闪锌矿：是矿石中主要的锌矿物，无色，浅黄色，油脂-金刚光泽，它形粒状。多数铁闪锌矿呈独立颗粒产出，部分与磁黄铁矿、黄铜矿及方铅矿连生或共生，少数包裹乳浊状黄铜矿或磁黄铁矿，个别被磁黄铁矿包裹。铁闪锌矿形成时间相对磁黄铁矿较早，可见磁黄铁矿在闪锌矿中呈细脉状分布，多数呈浸染状分布于透闪石、绿帘石、透辉石等矿物颗粒之间，少数呈细脉状于矿石裂隙中。其粒度一般在0.05～3.2mm，最大5mm。     磁黄铁矿：是矿石中的主要金属硫化物，多呈它形粒状，部分呈半自形粒状。它形成于成岩后期，常包裹或交代早期的透闪石和透辉石等，常和铁闪锌矿、黄铜矿和磁铁矿等共生。粒度变化较大，最大可达5mm，一般在0.1～2mm，-0.lmm约占15%，最小0.003mm左右。     毒砂：矿石中毒砂含量1.8%，锡白色，金属光泽，多呈它形粒状。显微镜下观察，它呈不规则它形粒状，反射色呈白色，非均性强，部分开始蚀变。     二、选矿试验研究     （一）选别工艺流程的选择     通常，铁闪锌矿选别方法主要有优先浮选、锌硫混浮一分离等。     矿石中主要的金属矿物有铁闪锌矿、磁黄铁矿和毒砂等，主要的脉石矿物有透辉石、透闪石、绿帘石、石英和云母等。对于该矿石中锌的回收，重点就是解决铁闪锌矿、磁黄铁矿和毒砂的分离问题，由于该矿石中的毒砂可浮性相当好，易浮难抑，所以铁闪锌矿与毒砂的有效分离就成为需要解决的关键技术。     此外，伴生有益稀贵金属银、镓和铟富集到锌精矿产品中，从而得到综合回收利用。     综上所述，选择优先浮选作为选锌的原则工艺流程。     （二）磨矿细度条件试验      “过磨”和“欠磨”对锌的回收均不利，为了寻找一个适宜的入选细度，在粗选石灰8kg/t、硫酸铜300g/t、丁基黄药120g/t和松醇油50g/t的条件下，分别考察了-74μm占65%、75%和85%三个不同磨矿细度，其对选锌效果的影响。试验结果见表4。 表4  磨矿细度条件试验结果%磨矿细度/-74μm产品名称产率锌品位锌回收率65精矿 尾矿 原矿22.76 77.24 100.029.67 2.09 8.3780.68 19.32 100.075精矿 尾矿 原矿23.02 76.98 100.033.51 1.36 8.7688.06 11.94 100.085精矿 尾矿 原矿20.59 79.41 100.032.77 2.78 8.9575.23 24.77 100.0     从表4可以看到，随着磨矿细度的提高，锌精矿品位和回收率都是先提高后又下降。因此，适宜的磨矿细度为-74μm占75%。     （三）粗选石灰用量条件试验     众所周知，铁闪锌矿具有闪锌矿和黄铁矿的双重性质，也就是说铁闪锌矿既可被硫酸铜显著活化，也可被石灰强烈抑制。在“抑硫浮锌”试验过程中发现，磁黄铁矿易被石灰（高碱度）抑制，但毒砂可浮性异常地好，较难抑制。因此，严格控制矿浆的碱度，就成为铁闪锌矿与毒砂有效分离的关键所在。     粗选石灰用量（矿浆pH值）条件试验结果见图1。    由图1可知，随着石灰用量的增加，矿浆pH随着增加，锌精矿中砷含量下降，锌回收率也不断下降，说明矿浆pH的控制是铁闪锌矿与磁黄铁矿、毒砂分离的关键。石灰用量低，可浮性好的磁黄铁矿和毒砂不易受到抑制，会造成锌精矿品位偏低，砷含量超标；而石灰用量高，部分铁闪锌矿又会受到抑制，对锌回收率的提高不利。     综合锌精矿中砷含量和锌回收率考虑，适宜的石灰用量范围为6～8kg/t（pH 12.0～12.6），本试验选用石灰用量8kg/t。     （四）粗选硫酸铜用量条件试验     硫酸铜对铁闪锌矿有显著的活化作用，粗选硫酸铜用量条件试验结果见图2。    从图2可见，硫酸铜用量从l00g/t提高到300g/t时，锌精矿品位基本无变化，回收率显著提高；硫酸铜用量继续提高至400g/t时，锌回收率已不再提高。因此，较佳的硫酸铜用量为300g/t。     （五）粗选丁基黄药用，条件试验     粗选丁基黄药用量条件试验结果见图3。    从图3可以看出，随着丁基黄药用量的增加，锌精矿回收率明显提高，而品位逐渐下降。综合精矿品位和回收率来看，较佳的丁基黄药用量为150g/t。     粗选主要工艺技术条件的优化试验结果表明，较佳的磨矿细度为-74μm占75%、粗选石灰用量8kg/t（pH 12.6)、硫酸铜用量300g/t、丁基黄药用量150g/t。     （六）开路浮选流程试验     在磨矿细度、药剂制度条件优化试验的基础上，开展优先浮选开路流程试验，其工艺流程见图4，试验结果见表4。 表4  优先浮选开路流程试验结果%产品名称产率品位回收率ZnAg(10-6)AsZnAg精矿 中矿1 中矿2 中矿3 中矿4 尾矿 原矿15.32 2.75 4.78 3.18 0.76 73.21 100.047.45 20.69 9.81 2.53 1.19 0.74 100.0113.51           68.00.076          0.8281.31 6.36 5.25 0.90 0.10 6.08 100.025.57          100.0    由表4可见，在较佳的磨矿细度和药剂制度条件下，原矿经一次粗选、两次精选、两次扫选的优先浮选开路流程选别后，可获得锌精矿产率15.32%、品位47.45%、回收率81.31%，银品位113.51g/t、银回收率25.57%，总中矿锌回收率12.61%，尾矿锌品位0.74%、损失率6.08%的技术经济指标。     锌精矿回收率较高，但品位偏低，其主要原因是该矿石中的锌矿物主要是铁闪锌矿，单矿物铁闪锌矿含锌47.34%。     （七）闭路浮选流程试验     在开路浮选流程试验时发现，精选I的中矿主要是脉石矿物、铁闪锌矿和可浮性很好的毒砂。前已所述，可浮性很好的毒砂需经石灰多次抑制才能有效地抑制，为了避免它在浮选闭路中形成恶性循环，影响锌精矿产品质量，拟增设该中矿的再选作业，其泡沫产物返回粗选，槽底产物排入到尾矿中，这是本工艺试验的创新点。闭路浮选流程见图5，试验结果见表5。表5  闭路浮选工艺流程试验结果%产品 名称产率/%品位/10-6回收率/%Zn/%AgGaGeInZnAgGaGeIn精矿 尾矿 原矿18.79 81.21 100.041.56 0.72 8.39101 51.9 61.139.89 0.078 1.921.29 34.5 28.26246 5.37 50.5893.08 6.92 100.031.05 68.95 100.096.79 3.21 100.00.86 99.14 100.091.39 8.61 100.0     从表5可知，原矿经“一次粗选、两次精选、两次扫选，中矿再选”的新闭路浮选流程选别后，可获得锌精矿产率18.79%、品位41.56%、回收率93.08%；尾矿锌品位0.72%、损失率6.92%的技术经济指标，锌的回收效果很好。     此外，富集在锌精矿中的银品位101g/t、回收率31.05%，镓品位9.89沙、回收率96.79%，铟品位246g/t、回收率91.39%。伴生有益稀贵金属也得到了综合回收利用。     （八）精矿产品质量考察     锌精矿产品的主要化学成分分析结果见表6。 表6  锌精矿产品的主要化学成分分析结果%元素ZnCuPbFeAs/10-6Ag/10-6Ga/10-6Ge/10-6In/10-6WO3质量分数41.560.930.1920.885801019.891.292460.059     锌精矿含锌41.56%、铜0.93%、铅0.19%、铁20.88%、砷580×10-6，产品质量达到了商品锌精矿的质量要求。     三、结语     （一）矿石中主要的金属矿物有铁闪锌矿、磁黄铁矿、毒砂等，主要的脉石矿物有透辉石、透闪石、绿帘石、石英和云母等。     （二）较佳的磨矿细度为-74μ.m占75%、粗选石灰用量8kg/t（pH12.6)、硫酸铜用量300g/t，丁基黄药用量150g/t。     （三）矿石中的毒砂可浮性很好，易浮难抑，需经石灰（高碱）多次抑制才能有效地抑制。本工艺研究创新性地提出了“中矿再选的新闭路流程”，有效地解决了铁闪锌矿与毒砂分离难题，获得了质量合格的锌精矿产品。     （四）原矿经优先闭路浮选流程选别后，可获得锌精矿产率18.79%、品位41.56%、回收率93.08%，尾矿锌品位0.72%、损失率6.92%的技术经济指标，锌的回收效果很好。     （五）富集在锌精矿中的银品位101g/t、回收率31.05%，镓品位9.89g/t、回收率96.79%，铟品位246g/t、回收率91.39%，伴生有益稀贵金属也得到了综合回收利用。

在浸出作业中，金与效果，生成金络合物溶解于溶液中。当锌与含金溶液效果时，金被锌置换转化为金属状况分出，一起，锌溶于碱性溶液中。    锌置换的进程为电化学反响进程，金的沉积是因为生成电偶的成果，该电极为锌-铅电极偶，锌为阳极，铅为阴极。金络离子在电偶电流效果下，必定向阳极移动，并与极板起效果，使锌以锌络离子状况进入溶液中，而金被复原沉积出来。其反响为：    2Au(CN)2-+Zn=2Au↓+Zn(CN)42-    锌一起溶解，其反响进程为：    Zn+4CN-=Zn(CN)42-+2e    Zn+4OH-=ZnO42-+2H2O+2e    ZnO42-+4CN-+2H2O=Zn(CN)42-+4OH    水解进程发生H+,其反响式为：    H2O←→H++OH-    H+在阴极复原分出H2，反响式为：    2H++2e=H2↑    归纳以上反响，即：    4CN-+Zn+2H2O=Zn(CN)42-+2OH-+H2↑    当溶液中有氧存在时，锌被氧化：        Zn(OH)2+4CN-=Zn(CN)42-+2OH-    在低浓度溶液中，锌络合物分化并生成不溶解的化锌，其反响式为：    Zn(CN)42-+Zn(OH)2=2Zn(CN)2↓+2OH-    上述反响生成的Zn(OH)2和Zn(CN)2沉积会沉积在锌的表面阻碍金的置换，所以，在置换进程中，需求坚持溶液中有必定的和碱的浓度，避免Zn(OH)2、Zn(CN)2的生成，使金的置换进程得以顺利进行。

稀土瓷砂滤料是一种磨损率低、比表面积大、机械强度高、孔隙率高，接近于球状的灰白色滤料，是适宜于去除污水中胶体杂质的新型产品，我厂广泛吸收了国内陶瓷滤料的生产经验，并经过陶瓷研究所专家的指导，反复配方试验，多次调整生产流程和烧成温度，研制出具有先进水平的水处理介质瓷砂。 　　这种滤料选用本地优质高岭土做原料，掺合一定量的成孔剂、粘结剂，经过炼泥、成型、干燥、烧成等工艺，粒度一般在0.5～32mm之间的多种规格，多用于机械过滤器、滤池滤料，能减少反冲洗量，增加接触面积和过滤表面积，特别是扩大吸附面积，提高滤池的截污能力，提高产水量和出水量，经化验各项物理化学性能均优于其它滤料，主要用于电力、化工石油、供排水的净化水处理。稀土 金属 已广泛应用于电子、石油化工、冶金、机械、能源、轻工、环境保护、农业等领域。应用稀土可生产荧光材料、稀土 金属 氢化物电池材料、电光源材料、永磁材料、储氢材料、催化材料、精密陶瓷材料、激光材料、超导材料、磁致伸缩材料、磁致冷材料、磁光存储材料、光导纤维材料等。 　　我国拥有丰富的稀土矿产资源，成矿条件优越，堪称得天独厚，探明的储量居世界之首，为发展我国稀土工业提供了坚实的基础。想要了解更多关于稀土瓷砂滤料的信息，请继续浏览上海 有色 网。

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。

为了开发利用云南某地锌铟多金属硫化矿，受昆明某矿业公司的委托，昆明矿产资源监督检测中心对该矿进行了详细的选矿试验研究，以获得合理的选矿工艺流程和较佳的技术参数，以及在较佳的分选条件下所能获得的技术经济指标，为选矿厂设计提供依据。     一、矿石性质     （一）矿石的化学成分     原矿多元素分析结果见表1-2，锌物相分析结果见表3。 表1  原矿多元素分析结果%（一）元素ZnTFePbCuAg/10-6Ge/10-6Ga/10-6In/10-6WO3SiO2质量分数8.5320.060.290.2568.025.632.4555.60.1629.79 表2  原矿多元素分析结果%（二）元素MgOCaOAl2O3K2ONa2OMnOSPAs质量分数2.6611.551.590.170.121.3412.130.220.82 表3  锌物相分析结果%物相硫化锌硫酸锌氧化锌其它锌总锌质量分数 占有率8.35 95.210.015 0.170.28 3.190.12 1.438.77 100.0     从表1-2可见，锌具有较好的回收利用价值，银、镓、锗、铟等稀贵金属可考虑综合回收利用。     由表3可知，硫化锌中锌占有率95.21%，化锌中锌占有率较低，有利于锌选矿回收率的提高。     分析表明，铁闪锌矿单矿物含锌47.34%、铁14.65%、铟226×10-6、镓13.5×10-6，银19.7×10-6，锗0.8×10-6，为高铁闪锌矿（铁闪锌矿），富含稀有元素铟。由于含铁较高，所以，锌精矿品位会偏低。     （二）原矿矿物组成和含量     原矿中的主要金属矿物是铁闪锌矿（17%）（少量的闪锌矿）、磁黄铁矿（14%）和毒砂（1.8%）等，主要的非金属矿物有透辉石（24%）、透闪石（11%）、绿帘石（8%）、云母（5%）和石英（6%）等，铁闪锌矿是选矿回收的主要目的矿物。     （三）主要矿物的嵌布特征     铁闪锌矿：是矿石中主要的锌矿物，无色，浅黄色，油脂-金刚光泽，它形粒状。多数铁闪锌矿呈独立颗粒产出，部分与磁黄铁矿、黄铜矿及方铅矿连生或共生，少数包裹乳浊状黄铜矿或磁黄铁矿，个别被磁黄铁矿包裹。铁闪锌矿形成时间相对磁黄铁矿较早，可见磁黄铁矿在闪锌矿中呈细脉状分布，多数呈浸染状分布于透闪石、绿帘石、透辉石等矿物颗粒之间，少数呈细脉状于矿石裂隙中。其粒度一般在0.05～3.2mm，最大5mm。     磁黄铁矿：是矿石中的主要金属硫化物，多呈它形粒状，部分呈半自形粒状。它形成于成岩后期，常包裹或交代早期的透闪石和透辉石等，常和铁闪锌矿、黄铜矿和磁铁矿等共生。粒度变化较大，最大可达5mm，一般在0.1～2mm，-0.lmm约占15%，最小0.003mm左右。     毒砂：矿石中毒砂含量1.8%，锡白色，金属光泽，多呈它形粒状。显微镜下观察，它呈不规则它形粒状，反射色呈白色，非均性强，部分开始蚀变。     二、选矿试验研究     （一）选别工艺流程的选择     通常，铁闪锌矿选别方法主要有优先浮选、锌硫混浮一分离等。     矿石中主要的金属矿物有铁闪锌矿、磁黄铁矿和毒砂等，主要的脉石矿物有透辉石、透闪石、绿帘石、石英和云母等。对于该矿石中锌的回收，重点就是解决铁闪锌矿、磁黄铁矿和毒砂的分离问题，由于该矿石中的毒砂可浮性相当好，易浮难抑，所以铁闪锌矿与毒砂的有效分离就成为需要解决的关键技术。     此外，伴生有益稀贵金属银、镓和铟富集到锌精矿产品中，从而得到综合回收利用。     综上所述，选择优先浮选作为选锌的原则工艺流程。     （二）磨矿细度条件试验      “过磨”和“欠磨”对锌的回收均不利，为了寻找一个适宜的入选细度，在粗选石灰8kg/t、硫酸铜300g/t、丁基黄药120g/t和松醇油50g/t的条件下，分别考察了-74μm占65%、75%和85%三个不同磨矿细度，其对选锌效果的影响。试验结果见表4。 表4  磨矿细度条件试验结果%磨矿细度/-74μm产品名称产率锌品位锌回收率65精矿 尾矿 原矿22.76 77.24 100.029.67 2.09 8.3780.68 19.32 100.075精矿 尾矿 原矿23.02 76.98 100.033.51 1.36 8.7688.06 11.94 100.085精矿 尾矿 原矿20.59 79.41 100.032.77 2.78 8.9575.23 24.77 100.0     从表4可以看到，随着磨矿细度的提高，锌精矿品位和回收率都是先提高后又下降。因此，适宜的磨矿细度为-74μm占75%。     （三）粗选石灰用量条件试验     众所周知，铁闪锌矿具有闪锌矿和黄铁矿的双重性质，也就是说铁闪锌矿既可被硫酸铜显著活化，也可被石灰强烈抑制。在“抑硫浮锌”试验过程中发现，磁黄铁矿易被石灰（高碱度）抑制，但毒砂可浮性异常地好，较难抑制。因此，严格控制矿浆的碱度，就成为铁闪锌矿与毒砂有效分离的关键所在。     粗选石灰用量（矿浆pH值）条件试验结果见图1。    由图1可知，随着石灰用量的增加，矿浆pH随着增加，锌精矿中砷含量下降，锌回收率也不断下降，说明矿浆pH的控制是铁闪锌矿与磁黄铁矿、毒砂分离的关键。石灰用量低，可浮性好的磁黄铁矿和毒砂不易受到抑制，会造成锌精矿品位偏低，砷含量超标；而石灰用量高，部分铁闪锌矿又会受到抑制，对锌回收率的提高不利。     综合锌精矿中砷含量和锌回收率考虑，适宜的石灰用量范围为6～8kg/t（pH 12.0～12.6），本试验选用石灰用量8kg/t。     （四）粗选硫酸铜用量条件试验     硫酸铜对铁闪锌矿有显著的活化作用，粗选硫酸铜用量条件试验结果见图2。    从图2可见，硫酸铜用量从l00g/t提高到300g/t时，锌精矿品位基本无变化，回收率显著提高；硫酸铜用量继续提高至400g/t时，锌回收率已不再提高。因此，较佳的硫酸铜用量为300g/t。     （五）粗选丁基黄药用，条件试验     粗选丁基黄药用量条件试验结果见图3。    从图3可以看出，随着丁基黄药用量的增加，锌精矿回收率明显提高，而品位逐渐下降。综合精矿品位和回收率来看，较佳的丁基黄药用量为150g/t。     粗选主要工艺技术条件的优化试验结果表明，较佳的磨矿细度为-74μm占75%、粗选石灰用量8kg/t（pH 12.6）、硫酸铜用量300g/t、丁基黄药用量150g/t。     （六）开路浮选流程试验     在磨矿细度、药剂制度条件优化试验的基础上，开展优先浮选开路流程试验，其工艺流程见图4，试验结果见表4。 表4  优先浮选开路流程试验结果%产品名称产率品位回收率ZnAg(10-6)AsZnAg精矿 中矿1 中矿2 中矿3 中矿4 尾矿 原矿15.32 2.75 4.78 3.18 0.76 73.21 100.047.45 20.69 9.81 2.53 1.19 0.74 100.0113.51          68.00.076          0.8281.31 6.36 5.25 0.90 0.10 6.08 100.025.57          100.0    由表4可见，在较佳的磨矿细度和药剂制度条件下，原矿经一次粗选、两次精选、两次扫选的优先浮选开路流程选别后，可获得锌精矿产率15.32%、品位47.45%、回收率81.31%，银品位113.51g/t、银回收率25.57%，总中矿锌回收率12.61%，尾矿锌品位0.74%、损失率6.08%的技术经济指标。     锌精矿回收率较高，但品位偏低，其主要原因是该矿石中的锌矿物主要是铁闪锌矿，单矿物铁闪锌矿含锌47.34%。     （七）闭路浮选流程试验     在开路浮选流程试验时发现，精选I的中矿主要是脉石矿物、铁闪锌矿和可浮性很好的毒砂。前已所述，可浮性很好的毒砂需经石灰多次抑制才能有效地抑制，为了避免它在浮选闭路中形成恶性循环，影响锌精矿产品质量，拟增设该中矿的再选作业，其泡沫产物返回粗选，槽底产物排入到尾矿中，这是本工艺试验的创新点。闭路浮选流程见图5，试验结果见表5。表5  闭路浮选工艺流程试验结果%产品 名称产率/%品位/10-6回收率/%Zn/%AgGaGeInZnAgGaGeIn精矿 尾矿 原矿18.79 81.21 100.041.56 0.72 8.39101 51.9 61.139.89 0.078 1.921.29 34.5 28.26246 5.37 50.5893.08 6.92 100.031.05 68.95 100.096.79 3.21 100.00.86 99.14 100.091.39 8.61 100.0     从表5可知，原矿经“一次粗选、两次精选、两次扫选，中矿再选”的新闭路浮选流程选别后，可获得锌精矿产率18.79%、品位41.56%、回收率93.08%；尾矿锌品位0.72%、损失率6.92%的技术经济指标，锌的回收效果很好。     此外，富集在锌精矿中的银品位101g/t、回收率31.05%，镓品位9.89沙、回收率96.79%，铟品位246g/t、回收率91.39%。伴生有益稀贵金属也得到了综合回收利用。     （八）精矿产品质量考察     锌精矿产品的主要化学成分分析结果见表6。 表6  锌精矿产品的主要化学成分分析结果%元素ZnCuPbFeAs/10-6Ag/10-6Ga/10-6Ge/10-6In/10-6WO3质量分数41.560.930.1920.885801019.891.292460.059     锌精矿含锌41.56%、铜0.93%、铅0.19%、铁20.88%、砷580×10-6，产品质量达到了商品锌精矿的质量要求。     三、结语     （一）矿石中主要的金属矿物有铁闪锌矿、磁黄铁矿、毒砂等，主要的脉石矿物有透辉石、透闪石、绿帘石、石英和云母等。     （二）较佳的磨矿细度为-74μ.m占75%、粗选石灰用量8kg/t（pH12.6)、硫酸铜用量300g/t，丁基黄药用量150g/t。     （三）矿石中的毒砂可浮性很好，易浮难抑，需经石灰（高碱）多次抑制才能有效地抑制。本工艺研究创新性地提出了“中矿再选的新闭路流程”，有效地解决了铁闪锌矿与毒砂分离难题，获得了质量合格的锌精矿产品。     （四）原矿经优先闭路浮选流程选别后，可获得锌精矿产率18.79%、品位41.56%、回收率93.08%，尾矿锌品位0.72%、损失率6.92%的技术经济指标，锌的回收效果很好。     （五）富集在锌精矿中的银品位101g/t、回收率31.05%，镓品位9.89g/t、回收率96.79%，铟品位246g/t、回收率91.39%，伴生有益稀贵金属也得到了综合回收利用。

因为金的特殊作用，从选金属尾矿中再选金遭到较多注重。实践证明，因为曩昔的采金及选冶技术落后，致使适当一部分金、银等有价元素丢掉在尾矿中了。 据有关材料报导，我国每出产1t黄金，大约要耗费2t的金储量，收回率只要50%左右，也就是说，大约还有一半的金储量留在尾矿、矿渣中。国外的实践标明，金属矿中有50%左右的金都是能够再收回的。在我国20世纪70年代前建成的黄金出产矿山，选矿厂大多选用浮选、重选、混、混+浮选或重选+浮选等传统工艺，技术装备水平低，出产目标差，金的收回率低。尾矿中金的档次大都在1g/t以上，有些矿山乃至到达2～3g/t;少数矿石物质组分较杂乱的矿山或高档次矿山，尾矿中的金档次达3g/t以上。跟着近年来选冶技术水平的进步，特别是在国内引入并推行了全泥化炭浆提金出产工艺后，这部分老尾矿再次成为黄金矿山的重要资源。选矿本钱如按照全泥化炭浆出产工艺核算，在尾矿运送间隔小于1km的条件下，一般盈亏平衡点档次为0.8g/t。因此尾矿金档次大于0.8g/t者，均可再次收回。一起，金尾矿中的伴生组分，如铅、锌、铜、硫等的收回也应得到注重。 一、从金矿尾矿中收回铁 (一)磁-重联合收回工艺 陕南月河横贯健康、汉阴两市县，沿河有五里、健康、恒口、汉阴4座砂金矿山，9条采金船，3个岸上选厂。月河砂金矿经采金船和岸上选厂处理后所得尾矿有21种矿藏，矿藏以强磁性矿藏为主，弱磁性矿藏为辅，搀杂有微量的非磁性矿藏，现在可运用的只要4种：磁铁矿(42%)、赤铁矿(18%)、钛铁矿(18%)、石榴石(17%)、其间石榴石以铁铝石榴石为主。以磁铁矿为主的铁精矿作为强磁性矿藏，在砂金尾矿中含量最多，一般为60%，小于1mm粒级中含量达90%以上。 考虑到选厂尾矿中的粉尘已被重选(砂金矿山均选用重选法)介质——水浸洗过，故可选用干式分选工艺分选铁精矿，既可简化工艺设备，又可削减脱水、浓缩和过滤作业，削减占地面积和选矿用水。 健康金矿依据选厂尾矿特性，经过实践，选用Φ600×600(214.97kA/m)永磁单辊干选机和CGR-54型(1592.36kA/m)水磁对辊强磁干选机依次从尾矿中分选磁铁矿、赤铁矿(合称铁精矿)及钛铁矿与石榴石连生体的两段干式磁选工艺，见图1，在流程末还添加了两台XZY2100×1050型摇床，用来分选泥砂废石中的金。运用该工艺，健康金矿每年可从选厂尾矿中取得铁精矿1700t，收回砂金2.187kg，铁精矿以保存价136元/t、黄金以96元/g核算，年共创产值44.12万元。 陕南恒口金矿选用单一的Φ600×600mm(87.58kA/m)永磁单辊干选机从选厂尾矿中分选铁精矿，精矿产率达31.2%，选得铁精矿的档次为65%～68%，从尾矿中可产铁精矿1100t/a，凭借摇床从中可选砂金1.5309kg，共创产值近30万元。图1 健康金矿分选铁精矿工艺 (二)磁选-焙烧-磁选收回工艺汉阴金矿按照尾矿性质，挑选了场强为135.35kA/m的湿式磁选机从尾矿中分选铁精矿，分选铁精矿后的尾矿在选用焙烧-磁选的工艺分选出钛铁矿和石榴石，出产工艺见图2。据开端预算，可年产钛铁矿360t、石榴石468t和选铁时末选净的磁铁矿216t，从中分选细金屑1.218kg，共创产值可达170万元。图2 汉阴金矿分选钛铁矿及石榴石等工艺 二、用炭浆法从金尾矿中收回金银 银洞坡金矿于1981年建成投产了100t/d的选矿厂，1985年今后选矿工艺为炭浆工艺，出产才能进步到250t/d。在1992年新尾矿库建厂之前，老尾矿库堆存了达90万t左右含金较高的可收回尾矿资源，含金量约1665kg，含银25t。 选矿厂于1996年开端运用原有的250t/d的炭浆厂进行处理尾矿的工业实践，选用全泥化炭浆提金工艺收回老尾矿中的金、银。出产工艺流程为：为尾矿的挖掘运用一艘250t/d出产才能的简易链斗式采矿船，尾矿在船上调浆后由砂泵运送到250t/d炭浆厂，给入Φ1500mm×3000mm球磨机和螺旋分级机组成一段闭路磨矿。溢流给入Φ250mm旋流器，该旋流器与2号(Φ1500mm×3000mm)球磨机构成二段闭路磨矿，其分级溢流给入Φ18m浓缩池，经浓缩后浸出吸附，在浸出吸附过程中，为了扩展处理才能，更进一步进步目标，用负氧机替代真空泵供养，选用边浸边吸工艺，产出的载金炭，送解吸电解后，产制品金。其选冶工艺准则流程图见图3。图3 尾矿炭浆法提金选冶流程 经过工业出产实践，首要目标到达了比较满意的成果。出产才能为250t/d以上，尾矿浓度为20%左右，细度为-0.074mm占55%左右，双螺旋分级机溢流为-0.074mm占75%，旋流器分级溢流-0.074mm占93%，浸出浓度为38%～40%，浸出时刻为32h以上，氧化钙用量3000g/t，用量1000g/t，五段吸附均匀底炭密度为10g/L。各首要目标如下：浸原档次：金2.83g/t、银39g/t，金浸出率为86.5%，银浸出率为48%，金选冶总收回率为80.4%，银选冶总收回率为38.2%。据老尾矿库尾矿资源的开端勘测，含金档次大于2.5g/t的尾矿约38万t，可供炭浆厂出产4～5年，按工业出产实践推，则可从尾矿中收回金760kg，银5t，创产值7000多万元。一起指出，因为处理尾矿的自接本钱较低，因此处理大于1g/t的尾砂也稍有盈余，，它不只添加了黄金产值，也可下降厂商的出产费用，因此处理1g/t以上的尾矿也是有利的。 三、从金尾矿中收回硫 山东省七宝山金矿矿石类型为金铜硫共生矿，金属硫化物以黄铁矿为主，还有少数黄铜矿、斑铜矿，含金矿藏首要有天然金、少数银金矿;金属氧化物以镜铁矿、菱铁矿为主，脉石矿藏首要有石英、绢云母等。选别工艺流程选用一段磨矿、优先浮选流程，一次取得金铜精矿产品。1995年以来，从选金尾矿中收回硫精矿，开端选用硫酸活化法收回硫，但因为本钱太高，于1996年下半年选用了旋流器预处理工艺，使选硫作业本钱下降了45%，取得了很好的作用。对优先浮选的尾矿进行分析发现。矿浆不只pH值高，并且含有许多细微的石灰颗粒，一起因为矿石中黄铁矿的分布粒度粗，密度比脉石矿藏大，因此选用旋流器对选金尾矿矿浆进行浓缩脱泥，丢掉细泥部分，沉砂加水拌和擦拭能够康复黄铁矿的可浮性，经过下一步的浮选作业，取得硫精矿。Φ350mm旋流器安装在拌和槽上方，沉砂进入拌和槽，一起补加清水，选硫浮选中选用一次粗选、一次扫选流程，加黄药60g/t、松醇油40g/t。工艺不运用硫酸，使选硫精矿本钱下降，取得的硫精矿档次达37.6%，收回率82.46%，且精矿含泥少，易沉积脱水，可年添加效益约120万元。 四、金尾矿堆浸 三门峡市安底金矿对混-浮选尾矿进行小型堆浸实验，共堆浸1640t尾矿，尾矿含金档次为4～5g/t，堆浸后取得了终究尾渣含金档次0.7g/t，浸出率80.56%，炭吸附率99.30%，解吸率99.30%，总收回率为79.44%的技术目标。 五、国外从尾矿中收回金 南非是世界上最大的黄金出产国，也是最早开端大规模地从尾矿中收回金的国家。在南非估量有34亿t含金档次在0.2～2g/t的金矿尾矿，一起每年还产出约8000万t的尾矿，现在南非的19个浮选厂中有12个处理尾矿，其间6个处理收回老尾矿，6个处理出产过程中的尾矿，从中收回金。南非于1985年建成了世界上最大的尾矿再处理工程(Anglo-American公司的Ergo尾矿处理厂)，每月能处理200万t尾矿。

为了使铝板可非常好的运用于生活中，咱们常常需求对铝板进行砂面处置，那砂面处置的办法有几种呢，咱们接下来来看一看。     1.喷砂法：用矿砂或河沙。     2.刷砂法：圆铜丝刷滚动，下面传送带上铝板一边向前走一边左右串动即可得到砂面。     3.磨砂法：用胶印筛选下来的磨版机相同磨铝板，仅仅要不断加水冲刷，即可得到详尽光泽好的砂面作用。     4.化学砂面处置：有专卖的化学砂面处置剂，通过化学处置，得到砂面铝板作用，需求铝板结晶细而均匀。     铝板砂面处置说法看起来简略，但要能做的完好无差，使其处置得快又好，那就需求再进步自个的技能才能了。

重砂是用重选法获得的精矿。重砂中除含金外，主要含有黄铁矿，金铁矿、锆英石和石英等。    重选砂金矿所得重砂一般品位较高，含硫化物较少，通常不需预处理，重选脉金矿所得重砂一般含硫化物较多，通常在冶炼前用焙烧法脱硫，焙烧温度为850℃左右，经焙烧硫氧化而被除去。

废铜利用,实际上所有的废铜都可以再生。再生工艺很简单。首先把收集的废铜进行分拣。没有受污染的废铜或成分相同的铜合金，可以回炉熔化后直接利用；被严重污染的 废铜要进一步精炼处理去除杂质；对于相互混杂的铜合金废料，则需熔化后进行成 分调整。通过这样的再生处理，铜的物理和化学性质不受损害，使它得到完全的更新。再生的废杂铜应按两步法处理，第一步是进行干燥处理并烧掉机油、润滑脂等有机物；第二步才是熔炼金属，将金属杂质在熔渣中除去。 由于废铜可以再生,从而有较高的价值。例如，清洁的1级废铜的价格可以达到新精炼铜价格的90％以上；黄铜新废料的价格也可达到相应黄铜价格的80％以上。 世界上废杂铜处理工艺及设备形成倾动炉火法精炼工艺加ISA电解工艺的废杂铜先进处理工艺。西德精炼公司(NA)胡藤维克凯撒工厂(HK)是目前世界上最大最先进的废杂铜精炼厂，它采用一台倾动炉(350t／f)和一台反射炉 (200t／f)处理废杂铜，采用ISA工艺(DK=313A／m2)生产阴极铜，产能17万t／a。 我国与国外先进的再生处理工艺相比, 对废杂铜的预处理及再生利用工艺及装备整体水平落后,废杂铜的预处理及再生利用两大环节脱钩，我国至今没有一个从废杂铜拆解到阴极铜精炼的完整废杂铜工厂，废杂铜精炼工厂厂多规模小、工艺落后、装备差、环保问题严重。我国至今没有一座现代化的杂铜精炼工厂或车间。这些工厂规模一般在0.5-3万吨级，火法精炼基本采用反射炉，炉能 25-110吨大小不等，这种炉子热效率低、能耗大，还原作业时黑尘污染严重，工人劳动强度大。产品质量只能达到甚至低于 GB／T467-1997标准中标准阴极铜的水平。相当数量的高品位废杂铜未经精炼即被直接生产铜线锭和铜＂黑杆＂。江铜、云铜、铜陵、大冶等以处理铜精矿为主的国内大型铜企业也将的参与必然加剧国内废杂铜原料的竞争，冲击中小废杂铜企业. 江铜将引进先进的倾动式阳极炉，建立专门杂铜处理车间，作为实现公司十五总体规划的重要措施。

由于金的特殊作用，从选金属尾矿中再选金遭到较多正视。实践证明，由于曩昔的采金及选冶技术落后，致使相等一部分金、银等有价元素丢掉在尾矿中了。占有关材料报导，我国每出产1t黄金，大约要耗费2t的金储量，收回率只要50%左右，也就是说，大约还有一半的金储量留在尾矿、矿渣中。国外的实践标明，金属矿中有50%左右的金都是能够再收回的。 在我国20世纪70年代前建成的黄金出产矿山，选矿厂大多选用浮选、重选、混、混+浮选或重选+浮选等传统工艺，技术装备水平低，出产目标差，金的收回率低。尾矿中金的档次大都在1g/t以上，有些矿山乃至到达2～3g/t;少数矿石物质组分较杂乱的矿山或高档次矿山，尾矿中的金档次达3g/t以上。跟着近年来选冶技术水平的前进，特别是在国内引入并推行了全泥化炭浆提金出产工艺后，这部分老尾矿再次成为黄金矿山的重要资源。选矿本钱如按照全泥化炭浆出产工艺核算，在尾矿运送距离小于1km的前提下，一般盈亏平衡点档次为0.8g/t。因此尾矿金档次大于0.8g/t者，均可再次收回。一起，金尾矿中的伴生组分，如铅、锌、铜、硫等的收回也应得到正视。 一、从金矿尾矿中收回铁 (一)磁-重联合收回工艺 陕南月河横贯健康、汉阴两市县，沿河有五里、健康、恒口、汉阴4座砂金矿山，9条采金船，3个岸上选厂。月河砂金矿经采金船和岸上选厂处理后所得尾矿有21种矿藏，矿藏以强磁性矿藏为主，弱磁性矿藏为辅，搀杂有微量的非磁性矿藏，现在可运用的只要4种：磁铁矿(42%)、赤铁矿(18%)、钛铁矿(18%)、石榴石(17%)、其间石榴石以铁铝石榴石为主。以磁铁矿为主的铁精矿作为强磁性矿藏，在砂金尾矿中含量最多，一般为60%，小于1mm粒级中含量达90%以上。 考虑到选厂尾矿中的粉尘已被重选(砂金矿山均选用重选法)介质——水浸洗过，故可选用干式分选工艺分选铁精矿，既可简化工艺设备，又可削减脱水、浓缩和过滤功课，削减占地面积和选矿用水。 健康金矿依据选厂尾矿特性，经过实践，选用Φ600×600(214.97kA/m)永磁单辊干选机和CGR-54型(1592.36kA/m)水磁对辊强磁干选机依次从尾矿平分选磁铁矿、赤铁矿(合称铁精矿)及钛铁矿与石榴石连生体的两段干式磁选工艺，在流程末还添加了两台XZY2100×1050型摇床，用来分选泥砂废石中的金。运用该工艺，健康金矿每年可从选厂尾矿中取得铁精矿1700t，收回砂金2.187kg，铁精矿以保守价136元/t、黄金以96元/g核算，年共创产值44.12万元。 陕南恒口金矿选用单一的Φ600×600mm(87.58kA/m)永磁单辊干选机从选厂尾矿平分选铁精矿，精矿产率达31.2%，选得铁精矿的档次为65%～68%，从尾矿中可产铁精矿1100t/a，凭借摇床从中可选砂金1.5309kg，共创产值近30万元。 (二)磁选-焙烧-磁选收回工艺 汉阴金矿按照尾矿性质，挑选了场强为135.35kA/m的湿式磁选机从尾矿平分 选铁精矿，分选铁精矿后的尾矿在选用焙烧-磁选的工艺分选出钛铁矿和石榴石2。据开端预算，可年产钛铁矿360t、石榴石468t和选铁时末选净的磁铁矿216t，从平分选细金屑1.218kg，共创产值可达 170万元。 二、用炭浆法从金尾矿中收回金银 银洞坡金矿于1981年建成投产了100t/d的选矿厂，1985年今后选矿工艺为炭浆工艺，出产才能前进到250t/d。在1992年新尾矿库建厂之前，老尾矿库堆存了达90万t左右含金较高的可回扫尾矿资源，含金量约1665kg，含银25t。 选矿厂于1996年开端运用原有的250t/d的炭浆厂进行处理尾矿的工业实践，选用全泥化炭浆提金工艺收回老尾矿中的金、银。出产工艺流程为：为尾矿的挖掘运用一艘250t/d出产才能的简易链斗式采矿船，尾矿在船上调浆后由砂泵运送到250t/d炭浆厂，给入Φ1500mm×3000mm球磨机和螺旋分级机组成一段闭路磨矿。溢流给入Φ250mm旋流器，该旋流器与2号(Φ1500mm×3000mm)球磨机构成二段闭路磨矿，其分级溢流给入Φ18m浓缩池，经浓缩后浸出吸附，在浸出吸附过程中，为了扩展处理才能，更进一步前进目标，用负氧机替代真空泵供养，选用边浸边吸工艺，产出的载金炭，送解吸电解后，产制品金。 经由工业出产实践，首要目标到达了比较满意的成果。出产才能为250t/d以上，尾矿浓度为20%左右，细度为-0.074mm占55%左右，双螺旋分级机溢流为-0.074mm占75%，旋流器分级溢流-0.074mm占93%，浸出浓度为38%～40%，浸出时刻为32h以上，氧化钙用量3000g/t，用量1000g/t，五段吸附均匀底炭密度为10g/L。各首要目标如下：浸原档次：金2.83g/t、银39g/t，金浸出率为86.5%，银浸出率为48%，金选冶总收回率为80.4%，银选冶总收回率为38.2%。 据老尾矿库尾矿资源的开端勘测，含金档次大于2.5g/t的尾矿约38万t，可供 炭浆厂出产4～5年，按工业出产实践推，则可从尾矿中收回金760kg，银5t，创产值7000多万元。一起指出，由于处理尾矿的自接本钱较低，因此处理大于1g/t的尾砂也稍有盈余，，它不只添加了黄金产值，也可下降厂商的出产费用，因此处理1g/t以上的尾矿也是有利的。 三、从金尾矿中收回硫 山东省七宝山金矿矿石类型为金铜硫共生矿，金属硫化物以黄铁矿为主，还有少数黄铜矿、斑铜矿，含金矿藏首要有天然金、少数银金矿;金属氧化物以镜铁矿、菱铁矿为主，脉石矿藏首要有石英、绢云母等。选别工艺流程选用一段磨矿、优先浮选流程，一次取得金铜精矿产品。1995年以来，从选金尾矿中收回硫精矿，开端选用硫酸活化法收回硫，但由于本钱太高，于1996年下半年选用了旋流器预处理工艺，使选硫功课本钱下降了45%，取得了很好的作用。 对优先浮选的尾矿进行分析发现。矿浆不只pH值高，并且含有许多细微的石灰颗粒，一起由于矿石中黄铁矿的分布粒度粗，密度比脉石矿藏大，因此选用旋流器对选金尾矿矿浆进行浓缩脱泥，丢掉细泥部分，沉砂加水拌和擦拭能够康复黄铁矿的可浮性，经过下一步的浮选功课，取得硫精矿。Φ350mm旋流器安装在拌和槽上方，沉砂进入拌和槽，一起补加清水，选硫浮选中选用一次粗选、一次扫选流程，加黄药60g/t、松醇油40g/t。 工艺不运用硫酸，使选硫精矿本钱下降，取得的硫精矿档次达37.6%，收回率82.46%，且精矿含泥少，易沉积脱水，可年添加效益约120万元。 四、金尾矿堆浸 三门峡市安底金矿对混-浮选尾矿进行小型堆浸实验，共堆浸1640t尾矿，尾矿含金档次为4～5g/t，堆浸后取得了终极尾渣含金档次0.7g/t，浸出率80.56%，炭吸附率99.30%，解吸率99.30%，总收回率为79.44%的技术目标。 五、国外从尾矿中收回金 南非是世界上最大的黄金出产国，也是最早开端大规模地从尾矿中收回金的国家。在南非估量有34亿t含金档次在0.2～2g/t的金矿尾矿，一起每年还产出约8000万t的尾矿，现在南非的19个浮选厂中有12个处理尾矿，其间6个处理收回老尾矿，6个处理出产过程中的尾矿，从中收回金。南非于1985年建成了世界上最大的尾矿再处理工程(Anglo-American公司的Ergo尾矿处理厂)，每月能处理200万t尾矿。

（1）中间合金-真空蒸馏法制备高纯金属镝的工艺[5]  首先采用中间合金法制得海绵镝，然后将海绵镝装入钨坩埚内，在高温高真空钽片炉中，于1450℃、4×10－5Pa下进行蒸馏，用钼冷凝器收集，得到的蒸馏镝再于155℃进行二次蒸馏，获得最终高纯镝产品。研究结果表明，在蒸馏提纯过程中，蒸气压与镝相差较大的大部分稀土金属杂质（Fe、Si、Ca、Al、Cu、Zn、Mn、Ti等）含量均有不同程度的降低，蒸汽敢压与镝相近的钬、铒基本不能除去；C、N、O的去除效果十分明显，这是由于C、N、O在镝中主要以高熔点化合物存在，难以蒸发而残留在坩埚底部。表1为中间产品及最终产品的分析结果，其中：A为海绵镝；B为一次蒸馏镝；C为二次蒸馏镝。            表1  金属镝中非稀土杂质分析结果            单位：μg/g元素FeCaSiMgAlNiCuTiZnMnCNOA B C10 6 88 7 715 7 103 2 210 3 32 4 615 3 3700 45 1010 4 38 4 144 21 3232 4 2860 70 50        （2）真空蒸馏法制备高纯金属铽的工艺[6]  钙热还原法制得的金属铽用真空蒸馏法除去Ca、Al、Fe等杂质。在蒸馏过程中，蒸馏温度是影响金属铽的收率和产品质量的主要因素。实践表明，当蒸馏温度较低时，金属收率偏低；当蒸馏温度较高时，金属收率得到提高，但非稀土杂质铝、铁含量会随之增加。综合分析，选择最佳蒸馏温度为1700℃（见图1）。    蒸馏过程在SL63-7B型真空电炉中进行，主要操作条件为：熔铸真空度大于75×10－7Pa。经蒸馏提纯后的金属铽的质量分析结果如表2所示。             表2  金属铽的质量分析结果                   单位：μg/g元素LaCePrNdSmEuGdTbDyHoErTmYb含量80.01.0101.00.10.124.00.50.10.10.10.1 元素LuYTaMoWCaFeAlSiNiOC 含量1.07.00.50.50.520.090.012.035.02.0240.017.0        （3）真空熔炼提纯稀土金属实例  钙热还原法制得的粗稀土金属中含0.1%～0.3%的钙以及碳、镁、氧等杂质，在真空下对稀土金属进行重熔，除杂明显。在钙热法生产金属含量镝的工艺过程中，采取重熔脱钙并同时加入3%～5%氟化镝，对降低钙镁等杂质含量效果很好，结果见表3。中间合金法制备稀土金属工艺中的熔铸成形工序，在充满氩气的电弧炉中进行，对钙、镁、氯化物等有很好的提纯效果[8]。实际生产中，在采用钙热还原稀土氟化物制备稀土金属时，由于还原剂钙的过量，往往要采用真空熔炼法降低产品中钙的含量。金属镝中的钙以氟化钙形式游离、溶解形式存在[9]，目前国内在真空熔炼的条件可以去除游离或溶解的钙，并使部分氟化钙化上浮去除，但氟化钙挥发去除比较困难。在真空熔炼金属铽的过程中，为了克服金属铽在半融状态时，钙蒸气大量挥发产生喷溅，使熔炼收率降低的缺点，可以采用固态升华（700～800℃，45min）除去大量易挥发钙之后，再进行液态重熔（1400～1500℃）[6]。真空重熔保温时间8min时钙等易挥发杂质基本除净。时间过长，金属挥发损失大，收率下降；时间较短，金属热熔不够，除钙效果差。图2为真空熔炼时间与除钙率、金属收率之间的关系曲线。    表3  重熔脱钙前后金属镝中杂质含量[7]                单位：%杂 质CaMgCOFeTa脱钙前 脱钙后0.35 0.0520.16 0.0170.09 0.0280.24 0.1260.056 0.0300.124 0.180    图1  蒸馏温度与收率的关系图2  熔炼时间与除钙率和收率的关系     将电解法制得的金属钕在真空感应炉中进行真空熔炼，可除去其中的电解质和其他易挥发杂质，使金属钕得到提纯[10]。经氟化物还原制得的金属镧、铈、镨、钕与CaF2渣分离后，仍含有Ca、CaF2和H等杂质。这些杂质要比稀土金属更易挥发，可以通过真空熔炼进行提纯。Ca和H在熔点附近即可脱除，但F的定量脱除需1800℃保持30min才能完全[11]。如此高温对去除C、O、N也是十分有效的，但此时采用钽坩埚进行真空熔炼过程中，部分Ta会熔解进入稀土金属，当温度降至熔点时，Ta将从金属溶液中析出沉入坩埚底部，再用机械办法除去。    参 考 文 献     5、徐静，张炜，肖锋等，中间合金——真空蒸馏法制备高纯金属镝工艺研究[J]，稀土，2003，24（4）：36～38    6、魏绪钧，徐秀芝，稀土，1997，17（4）：51～58    7、袁萍，颜豪威等，高纯金属铽的试生产[J]，江西冶金，1999，19（5）：20    8、常克等，钙热法生产金属镝的工艺研究[J]，稀有金属，1994，19（1）：79    9、张世荣，金属镝的制备提纯及应用[J]，稀有金属与硬质合金，2000，（3）：56    10、郭峰，金属镝中的钙与氧[J]，稀土，1995，16（6）：61～63    11、李作顺，稀土金属高纯化发展趋势，中国稀土学会第三届学术年会会议论文，北京，1995，3