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。

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

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。

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。

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。

因为这些含铁杂质的存在大大下降了石英砂的运用价值，影响产品的质量，例如在玻璃出产中，含铁杂质对玻璃的出产和质量都会发作较大的损害，特别是对玻璃熔制过程中的热力学性质和玻璃制品的透光性。因此在出产过程中进步石英砂的档次下降铁元素的含量就显得非常重要。在实际出产中先把质料进行水洗脱泥，再选用机械擦拭、磁选、浮选、超声波清洗、酸浸等工艺来除去石英砂中的铁元素，进步石英砂的运用价值。 一、机械擦拭除铁 机械擦拭是凭借机械外力和砂粒问的磕碰与摩擦来除去石英砂表面的薄膜铁及粘附在石英砂表面的含铁矿藏。现在，擦拭技能首要是棒磨擦拭和机械擦拭。关于机械擦拭，一般以为影响擦拭作用要素首要是擦拭机的结构特色和装备方式，其次为工艺要素，包含擦拭时刻和擦拭浓度。机械擦拭的功率随矿浆浓度添加而进步，原因是添加矿浆浓度能够使颗粒之间磕碰的几率添加。研讨标明，砂矿擦拭浓度在50％～60％之间作用最好。擦拭时刻原则上以开始到达产品质量要求为基准，不宜过长．因为时刻过长，会加大设备磨损，进步能耗和构成选矿提纯本钱的添加。假如选用加药高效强力擦拭，合作恰当的工艺和设备，选用棒磨擦拭作用会更好，因为加药能够增大杂质矿藏和石英颗粒表面的电斥力，增强杂质矿藏与石英颗粒相互间的别离作用。对某地原矿+0.3mm 以上的石英砂进行棒磨擦拭实验，Fe2O3从0.19％下降到0.10％，铁的去除率达47.4％。与其它除铁工艺比较较该LT艺具有以下特色：1)产品质量好、能够到达浮法玻璃对优质硅砂的质量要求；2)产值大。现在一些小规模的出产厂商和加工厂商运用这种办法除铁的较多，因为它本钱低操作简略，但除铁率相对较低。 二、磁选除铁 石英砂中首要矿藏—石英，是反磁性物质，在磁场中不能被磁化。而石英砂中含铁的杂质矿藏：赤铁矿、褐铁矿、磁铁矿、针铁矿等，大部分都是磁性物质在磁场中能够被磁化。在磁选工艺上就是运用这一性质上的差异，经过磁选除去石英砂中的这些含铁杂质矿藏。为了到达除去含铁矿藏意图，使磁性矿藏与非磁性矿藏别离，作用在磁性矿藏上的磁力有必要满意如下条件：作用于磁性矿粒上的磁力大于作用于磁性矿粒上的一切机械力的合力。 磁选分为干选和湿选。以海南义昌石英砂矿出产工艺流程为例，把干选和湿选两种工艺进行比较发现，湿式强磁选存在磁选机耗电量大、介质易磨损、出产用水量大、运转和修理本钱高级缺点。干式强磁选工艺操作便利，运转和修理本钱比湿式低。 在磁选工艺中，湿式强磁选机能够最大极限地铲除包含连生体颗粒在内的赤铁矿、褐铁矿和黑云母等弱磁性杂质矿藏。一般来说，对含杂以弱磁性杂质矿藏为主的石英砂，运用湿式强磁机在10000奥斯特以上能够选出；对含杂质以磁铁矿为主的强磁性矿藏，则选用弱磁机或中磁机进行选取作用比较好。在出产中选用湿式强磁选机最佳可获得Fe2O3为0.036％的优质石英砂精矿。湿式强磁选机除铁作用受给料量、冲刷水量、磁场强度等参数影响，其间以磁场强度影响最大。别的，磁选次数越多，石英砂粒度越细，除铁作用越好。 三、超声波除铁 超声波是一种依托媒质来传达的高频率(频率大于20000Hz)声波，它具有机械能，在传达的过程中会与媒质发作相互作用，发作机械效应、热效应及空穴效应。当超声波在水(或溶液)布时，会发作许多紧缩、胀大区域，导致了很多微气泡(空化泡)的构成和决裂，这种状况被称为空化现象。在空化过程中，液体内部压强发作骤变，然后伴有冲击波，其压力可达几千至几万个大气压。在这种冲击波的作用下，粘附在颗粒表面的含铁杂质便从颗粒表面脱落下来进人液相，然后到达除铁的意图。 超声波除铁首要是除去颗粒表面的次生铁薄膜(即“薄膜铁”)。铁质薄膜结合结实，在选矿中运用的机械擦拭办法不能使其别离出来。用超声波技能处理含“薄膜铁”的天然硅砂具有时刻短功率高的特色。当处理时刻10min时，除铁率一般可达46％～70％。在选用超声波除铁应留意及时扫除废液，防止因二次粘附而下降除铁作用。超声波清洗与化学药剂(涣散剂)相结合，除铁率能够进步5％～30％。超声波对药剂的强化作用首要原因是空化作用的存在既有助于药剂的涣散，添加其与矿粒表面的作用几率，又有助于药剂在颗粒表面进行的溶解和涣散作用。选用超声波除铁时，矿浆浓度不宜过大。因为当浓度太大时，因解吸下来的杂质太多不能及时排走，便会再次吸附在颗粒表面，使除铁作用反而下降。超声波的强度对石英砂的除铁作用也有必定的影响，超声波的强度越强除铁功率越高。 超声波除铁与机械擦拭比较此法不只可消除矿藏表面杂质，并且能够铲除颗粒解理缝隙处的杂质，因此，其除铁作用更好。超声波除铁关于硅砂这种廉价资源来说，现在还显得比较贵重，在大型选矿厂运用仍有困难，但用于那些要求纯度高、用量少的出产领域是或许的。 四、浮选除铁 浮选法首要是用来别离石英砂中的长石，也可用来除去石英砂中的云母等粘土矿藏以及次生铁。最典型工艺是以为活化剂，在强酸性下(pH 2～3)选用胺类阳离子捕收剂进行浮选。浮选铁时，NaOH可用来按捺被金属离子活化的石英；浮选长石、云母等粘土矿时，H2SO4不只能够在被浮的长石表面发作定位吸附，下降表面负龟性，并且可活化长石和云母。 浮选法可分为3种：第一种是有氟有酸法。这种办法因其浮选作用好、简略操控、目标安稳而被广泛选用。但氟离子对土地的侵蚀作用及对周同生态环境的损坏很大。第二种是无氟有酸法。这种办法的最大长处是防止运用对环境有损坏性作用的氟离子，出产目标安稳，但强酸对选矿设备的腐蚀作用不容忽视。对浮选设备有较高要求。第三种是无氟无酸法。在天然pH条件下，经过对阴阳离子捕收剂的合理分配，发明一个共同的高浓度矿浆浮选环境，到达优先浮选杂质矿藏的意图。但因为这种办法对原砂处理及矿浆环境有较严厉的要求，出产上不简略操控，现在未能得到广泛运用。浮选法对去除赋存于重矿藏中的铁作用很好，美国硅砂选矿厂选用在酸性条件下，以石油磺酸钠、火油为捕收剂，别离出黑云母及含铁矿，使Fe2O3含量从0.12％～0.18％降至0.06％～0.065％。浮选法除铁工艺简略、本钱低、作用好。该工艺对扩展我国石英砂资源的运用规模起到了活跃的作用。 五、酸浸除铁 酸浸除铁是运用石英不溶于酸(HF在外)，含Fe的杂质矿藏能被酸液溶解的特色，然后能够实现从石英砂中除去含铁矿藏的意图。酸浸法不只能够从石英砂中除去含铁矿藏，对石英中的非金属杂质矿藏均有杰出的去除作用。 浮选后的石英颗粒其有害成分以斑驳或包裹体形状连体在表面。要脱除这部分杂质，有必要进行酸浸处理。酸浸法常用酸类有硫酸、、硝酸和等。对Fe、AI、Mg的脱除，上述酸均有作用。研讨发现对铁的去除作用比硫酸要好。在石英砂巾因为有害成分是以矿藏集合体而不是以纯矿藏形状存在，选用混合酸浸出比单一酸的酸浸作用好。各种酸的配比以及参加次序对杂质矿藏的去除也有较大影响。酸液浓度要合适，酸液浓度过低，耗时长，产值低且除杂作用欠好；酸液浓度过高，不光会使本钱添加，对设备的腐蚀加重，并且相同会使SiO2产值下降。酸浸温度对石英中杂质的除去率影响较大。温度越低，反响速度越慢，需时越长；温度越高，酸的蒸发随之加速，然后使酸的用量添加。别的，酸浸时刻、矿藏粒度及矿浆拌和均对去除作用发作影响。当经一次酸浸后产品中杂质含量达不到要求还能够进行二次酸浸和屡次酸浸，直到杂质铁的含量到达要求停止。 一般来说运用硫酸、、硝酸和费用高，并且对环境影响大。外国学者F·维格里奥等人运用草酸作浸出剂除去石英砂矿藏中的铁。这种办法是运用革酸与矿粒表面的Fe3+反响生成络合物再溶于水到达除铁意图，但这种状况下铁的溶解机理有别于无机酸对铁矿藏的溶解。运用草酸除铁长处在于，浸出时构成了可溶性络合物(例如，三草酸铁(III)络合阴离子)，该络合物在微生物和日光作用下均可被分化。别的用草酸除铁对矿石的粒度有必定的要求，一般要求把矿石磨细到均匀粒径20um左右，在处理矿石3 h以上，除铁率可达80％～100％。经过酸浸处理后，可获得SiO2纯度达99.99％，Fe含量 六、生物除铁 用微生物浸除石英砂颗粒表面的薄膜铁或浸染铁是新近发展起来的一种除铁技能，现在处于实验室和小型实验的研讨阶段。据国外研讨结果标明，黑曲霉菌、青霉菌、梨形毛菌、假单胞菌类、杆菌类、多粘芽胞杆菌、乳酸小球菌等微生物对石英表面氧化铁进行浸除时，均取得了较好的作用，其间以黑曲霉素菌浸除铁作用最佳，Fe2O3的去除率最高达88.8％，石英砂中Fe2O3的档次低达0.008％。研讨还发现用细菌和霉菌预先培养好的培养液浸出铁的作用更好。厌氧菌种分化铁的速率比需氧菌种要慢些。不同氧化铁矿藏的细菌浸出灵敏性不同，从褐铁矿中溶解铁比从针铁矿中要慢，可是比从赤铁矿中要快得多。值得指出的是，浸出后的终究铁含量与浸出前开始的铁含量无关，而与铁在矿藏质猜中的存在方式有关。只要不坐落矿藏晶格点阵中的铁才干经过此办法除去。

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。

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。

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!

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。

一、铜、铅、锌硫化矿的可浮性 (一)铜矿藏的可浮性 1、黄铜矿CuFeS2，含Cu 34.57%。斑岩铜矿。 捕收剂：初级黄药、黑药。 机理：化学吸附，与铜离子作用生成黄原酸铜;物理吸附，以双黄药方式吸附与Fe3+离子表面。 按捺剂：CN-、NaCN、kCN、k4[Fe(CN)6]、k3[Fe(CN)6]，均在碱性介质中运用。H2O2、NaClO经过过氧化作用而下降其可浮性，在酸性介质中运用。 活化剂：CuSO4。 2、辉铜矿和铜兰的可浮性(归于次生铜矿) 辉铜矿Cu2S:含Cu 79.83%，天然可浮性最好。 铜兰 CuS:含Cu 64.4%，天然可浮性很好。 捕收剂：初级黄药，黑药，PH值1~13。 机理同上。 按捺剂：Na2OS3、Na2S2O3、k4[Fe(CN)6]、k3[Fe(CN)6]、Na2S，均在碱性介质中运用。 按捺作用较差。 特色：这两种矿藏均性质较脆，磨矿易泥化，溶解性也相对较大，收回率较低，矿浆中的[Cu2+]离子含量高，形成按捺困难，且简单活化其它矿藏，致使浮选选择性差。 3、斑铜矿 Cu5FeS4，Cu含量 63.3%，可浮性介于上述(1)、(2)两种矿藏之间。 捕收剂同上，PH值5~10。 按捺剂：CN-、石灰在碱性介质中运用。 一般规则：(1)凡不含铁矿藏，可浮性类似，CN-、石灰对它们的按捺弱。 (2)凡含铁矿藏，CN-、石灰在碱性介质中能够按捺其可浮性。 (3)含铜量越高，可浮性越好。 (二)铅矿藏的可浮性 代表性矿藏为方铅矿。PbS含Pb 86.6%，立方晶体结晶，天然可浮性较好。 捕收剂： 1、PH值 2、PH值在9.5~10.5之间用高档黄药捕收。 3、PH值>10.5后方铅矿受必定的按捺。 捕收机理为化学吸附，产品为黄原酸铅。 按捺剂：诺克斯试剂(K2CrO4+KCrO2)、Na2S、CaO。按捺后的活化：诺克斯试剂按捺用HCl或酸性介质顶用NaCl活化，后者在酸性介质顶用CuSO4活化。 CN-无按捺作用。(含铁时在外)。 (三)闪锌矿ZnS，含Zn量67.10%。 天然可浮性较1、2均弱。 捕收剂：用Cu2+活化后，用黄药捕收。未活化则黄药无效。 按捺剂：CN-、NaCN、kCN、ZnSO4、Na2SO3(钠)、Na2S2O3(硫代硫酸钠)。 特色：常有Fe及Cd呈类质同象混入。形成可浮性下降，使按捺更简单。其间Cd需收回，现在Cd均来自从闪锌矿中的收回。 (四)铁硫化矿藏的可浮性 1、黄铁矿的可浮性 FeS2，含S 53.4%。 有必定的天然疏水性，但不充沛，其表面恰当氧化后有利于黄药捕收。过度氧化则可浮性下降。 捕收剂：在弱酸性介质中，用黄药捕收。 机理：电化学吸附机理。黄药首要被氧化成双黄药，黄药中的孤对电子和Fe2+离子的空轨迹结合，经过孤对电子的给予黄药吸附在矿藏表面。 按捺剂：石灰，。 活化剂：石灰按捺用硫酸、碳酸钠活化，生成硫酸钙及硫酸氢钙解析Ca在矿藏表面的吸附; 按捺用硫酸铜活化。 2、磁黄铁矿 Fe1-xS，x：0.1~0.2，其可浮性弱于黄铁矿，用高档黄药捕收，按捺剂同黄铁矿。 二、铜、铅、锌、硫的别离(各种硫化矿的简称) (一)铜、硫别离 办法：取决于矿石性质。主要有下列两种办法。 1、优先浮选：适用于细密块状矿石，在比较粗的磨矿粒度条件下Cu与S能充沛单体解离。 次序：按捺硫先浮铜。 2、混合浮选：适用于矿石中Cu与S结合严密，Cu与S的集合体粒度较粗，而单体矿藏粒度较细时，用混合浮选先甩出合格尾矿，再把Cu与S混合精矿再磨脱药，再选别离。 条件：Cu的捕收剂为黄药或黑药，石灰做pH值调整剂及铁矿藏的按捺剂，必要时参加辅佐按捺。活化剂：只要石灰按捺，用硫酸、碳酸钠活化，生成硫酸钙及硫酸氢钙解析Ca在矿藏表面的吸附;合作按捺后用硫酸和硫酸铜活化。 (二)铅、锌别离 优先浮选法，按捺闪锌矿，捕收方铅矿。 捕收剂：初级黄药、高档黄药、黑药。通常在碱性介质中别离。 按捺剂：CN-、NaCN、kCN、ZnSO4、Na2OS3、Na2S2O3。 活化剂：硫酸铜。然后用高档黄药捕收。 (三)铜、锌别离 优先浮选法，按捺闪锌矿，捕收铜矿藏。别离难度大于2的铅锌别离，应加强对锌的按捺。 捕收剂：初级黄药、高档黄药、黑药。通常在碱性介质中别离。 按捺剂：CN-、NaCN、kCN、ZnSO4、Na2OS3、Na2S2O3。 活化剂：硫酸铜。然后用高档黄药捕收。 (四)铜、铅别离 一般为铜铅的混合精矿别离，先脱药，再优先浮选。 脱药办法：机械法，再磨脱药，拌和洗刷脱药，Na2S脱药，活性炭吸附脱药，加温，焙烧等。 1、按捺铅浮铜 适用于次生铜矿，Cu2+离子溶解较多不易按捺的状况。 按捺铅：诺克斯试剂(K2CrO4+KCrO2)和Na2S合作运用; 或氧硫法：1)SO2(或)+淀粉;2)，;3)硫代硫酸钠+或硫酸亚铁;4)碳酸钠十硫酸亚铁。 2、按捺铜浮铅 适用于原生铜矿。捕收剂：黄药、黑药，PH值9~9.5，用CaO调整。 按捺剂：及其代替按捺剂。或加温脱药按捺铅40~70℃(PH值≤7)。 (五)锌、硫别离 选用按捺硫，浮选锌的流程。 捕收剂：黄药，锌必须经硫酸铜活化。 按捺剂及PH值调整剂：石灰。

砂滤箱常用钢板、木板或混凝土制造，呈方形或圆形（看下图）。箱内放入除泥介质，上层和底层辅设麻袋或草袋类的滤帘，上层滤帘是防止溶液冲散滤层，基层则防止泥质被溶液带走。中间滤层由卵石和细砂组成，选用卵石是为了增大贮液空间。溶液自上给入，净液则从底部排液口排出。    砂滤池应设置两个，以便定时轮换运用，在替换时应将细砂更新。    砂滤池和沉积池相同，由于它们单位面积出产率低，弄清作用差，所以它们常与框式弄清机等合作运用。含金溶液弄清作业经常因滤布被碳酸盐、硫化物以及矿泥沉积物所阻塞，影响正常出产。为消除这些有害影响，应采纳下列办法：    1.缩短含金溶液与空气的触摸时刻，撤销在过滤机与弄清机之间的中间槽。    2.用不含二氧化碳的压缩空气对矿浆进行拌和，以下降溶液中碳酸盐类的浓度。    3.用酸作为纯作剂铲除滤布、管道及金属部件上的碳酸盐沉积。    4.用1～1.5%洗刷滤布，以消除碳酸盐沉积。

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。

铅锌是人类从铅锌矿石中提炼出来的较早的金属之一。铅锌广泛用于电气工业、机械工业、军事工业、冶金工业、化学工业、轻工业和医药业等范畴。此外，铅金属在核工业、石油工业等部分也有较多的用处。在铅锌矿中铅工业矿藏有11种，锌工业矿藏有6种，以方铅矿、闪锌矿最为重要。方铅矿的化学式为PbS，晶体结构为等轴晶系，硫离子成立方最严密堆积，铅离子充填在一切的八面体空地中。新鲜的方铅矿表面具有疏水性,未氧化的方铅矿很易浮选，表面氧化后可浮性下降。黄药或黑药是方铅矿的典型的捕收剂，黄药在方铅矿表面发作化学吸附，白药和乙硫氮也是常用捕收剂，其间丁铵黑药对方铅矿有选择性捕收作用。重铬酸盐是方铅矿的有用按捺剂，但对被Cu2+活化的方铅矿，其按捺作用下降。被重铬酸盐按捺过的方铅矿，很难活化，要用或在酸性介质中，用氯化钠处理后才干活化。不能按捺它的浮选,对方铅矿的可浮性很灵敏，过量硫离子的存在可按捺方铅矿的浮选；二氧化硫、及其盐类、石灰、硫酸锌或与其它药剂协作可以按捺方铅矿的浮选。 闪锌矿的化学式为ZnS，晶体结构为等轴晶系, Zn离子散布于晶胞之角顶及一切面的中心。S坐落晶胞所分红的八个小立方体中的四个小立方体的中心。浓度为4～6×10－5摩尔/升时对活化的闪锌矿有较强的按捺作用，浓度偏高时却使其杰出浮游。其作用机理为：浓度低时与闪锌矿表面活化膜及表面晶格离子反响生成的金属羟基化合物起按捺作用并使黄药脱附，浓度高时则在矿藏表面发作氧化复原反响生成许多元素硫。 可以激烈的按捺闪锌矿,此外硫酸锌、硫代硫酸盐等都可以按捺闪锌矿的浮选。 黄铁矿是地壳中散布最广的硫化物，构成于各种不同的地质条件下，与其他矿藏共生。黄铁矿能在多种安稳场中存在是因为Fe2+的电子构型，使它进入硫离子组成的八面体场中获得了较大的晶体场安稳能及附加吸附能。因此，黄铁矿可构成并安稳于各种不同的地质条件下。 除了黄铁矿的晶体结构、化学组成、表面结构等要素对其可浮性有影响之外,许多研讨也标明，黄铁矿的矿床成矿条件、矿石的构成特色、矿石的结构结构等要素也有影响。石透原对日本十三个不同矿床的黄铁矿的化学分析成果指出，各矿样的S/Fe比值大都在1.93～2.06范围内动摇，S/Fe比愈挨近理论值2，则黄铁矿可浮性愈好。陈说文等对八种不同产地的黄铁矿的可浮性进行了研讨，以为单纯用硫铁比来判别其可浮性有必定的局限性，黄铁矿的可浮性还与其半导体性质及化学组成有关。两者的关系为：S/Fe比高的黄铁矿为N型半导体，其温差电动势为负值，可浮性差，易被Na2S、Ca2+等离子按捺；S/Fe比挨近理论值2者既可能是P型也可能是N型半导体，在酸性介质中可浮性好，在碱性介质中可浮性差；S/Fe比值低的黄铁矿为P型半导体，温差电动势大，在碱性介质中可浮性好，难以被Na2S、Ca2+等按捺，但在酸性介质中可浮性差。 短链黄药是黄铁矿的传统捕收剂，其疏水产品为双黄药。在黄药作用下，黄铁矿在pH小于6的酸性介质中易浮,但pH为6～7间有不同研讨标明其可浮性变差或更好浮。凌竞宏等研讨则标明这一现象和矿样处理方式有关。在碱性条件下，黄铁矿可浮性跟着pH值的升高而下降。 黄铁矿的活化剂一般运用硫酸，此外也可用Na2CO3或CO2来活化。作用机理为：其一是下降溶液pH值，使黄铁矿表面Ca2+、Fe2+、Fe3+等离子构成络合物或难溶盐从黄铁矿表面脱附而进入溶液，康复黄铁矿的新鲜表面；其二是因为活化剂的存在使黄铁矿表面难以被氧化，然后被按捺的黄铁矿得以活化而上浮。当黄铁矿表面氧化较深时，可被Cu2+活化。其机理为Cu2+可替代黄铁矿晶格中的Fe2+使表面生成含铜硫化膜然后增强对黄药的吸附作用；但当黄铁矿吸附捕收剂或遭到石灰按捺较深时，则需在酸性介质中或经酸清洗后方可被CuSO4活化。石灰常用于进步矿浆PH值，按捺硫化铁矿藏 铅锌浮选 铅锌矿的常用捕收剂有： 1、黄药类这类药剂包含黄药、黄药酯等。 2、硫氮类，如乙硫氮，其捕收才能较黄药强。它对方铅矿、黄铜矿的捕收才能强，对黄铁矿捕收才能较弱，选择性好，浮选速度较快，用处比黄药少。对硫化矿的粗粒连生体有较强的捕收比它用于铜铅硫化矿分选时，可以得到比黄药更好的分选作用。 3、黑药类 黑药是硫化矿的有用捕收剂，其捕收才能较黄药弱，同一金属离子的二烃基二硫代磷酸盐的溶解度积均较相应离子的大。黑药有起泡性。 工业常用黑药有：25号黑药、丁铵黑药、胺黑药、环烷黑药。其间丁铵黑药（二丁基二硫代磷酸铵）为白色粉末，易溶于水，潮解后变黑，有必定起泡性，适用于铜、铅、锌、镍等硫化矿的浮选。弱碱性矿浆中对黄铁矿和磁黄铁矿的捕收才能较弱，对方铅矿的捕收才能较强。 4、铅锌浮选调整剂 调整剂按其在浮选进程中的作用可分为：按捺剂、活化剂、介质pH调理剂、矿泥分散剂、凝聚剂和絮凝剂。 调控剂包含各种无机化合物(如盐、碱和酸)、有机化合物。同一种药剂，在不同的浮选条件下，往往起不同的作用。 按捺剂 （一）石灰 (CaO)有激烈的吸水性，与水作用生成消石灰Ca(OH)2。它难溶于水，是一种强碱，参加浮选矿浆中的反响如下： CaO+H2O＝Ca(OH)2 Ca(OH)2=CaOH++OH－ CaOH+＝Ca2++OH－ 石灰常用于进步矿浆PH值，按捺硫化铁矿藏。在硫化铜、铅、锌矿石中，常伴生有硫化铁矿(黄铁矿、磁黄铁矿和白铁矿、硫砷铁矿(如毒砂)，为了更好处理浮选铜、铅、锌矿藏，常要加石灰按捺硫化铁矿藏。 石灰对方铅矿，特别是表面略有氧化的方铅矿，有按捺作用。因此，从多金属硫化矿中浮选方铅矿时，常选用碳酸钠调理矿浆pH。假如因为黄铁矿含量较高，有必要用石灰调理矿浆pH时，应留意操控石灰的用量。 石灰对起泡剂的起泡才能有影响，如松醉油类起泡剂的起泡才能，随PH的升高而增大，酚类起泡剂的起泡才能，则随pH的升高而下降。  石灰自身又是一种凝聚剂，能使矿桨中微细颗粒凝聚。因此，当石灰用最适其时，浮选泡沫可坚持必定的粘度；当用量过大时，将促进微细矿粒凝聚，而使泡沫粘结胀大，影响浮选进程的正常进行。 （二）(NaCN、KCN)是铅锌分选时的有用按捺剂。首要是和，也有用的。 是强碱弱酸生成的盐，它在矿浆中水解，生成HCN和CN－ KCN＝K++CN－ CN+H2O＝HCN++OH－ 由上述平衡式看出，碱性矿浆中，CN－浓度进步，有利于按捺。如pH下降，构成HCN(氢酸)使按捺作用下降。因此，运用，有必要坚持矿浆的碱性。 是剧毒的药剂，多年来一直在进行无或少按捺剂的研讨。 （三）硫酸锌硫酸锌其纯品为白色晶体，易溶于水，是闪锌矿的按捺剂，一般在碱性矿浆中它才有按捺作用，矿浆pH愈高，其按捺作用愈显着。硫酸锌在水中发作下列反响： ZnSO4＝Zn2++SO42－ Zn2++2H2O=Zn(OH)2+2H+ Zn(OH)2为化合物，溶于酸生成盐 Zn(OH)2+H2SO4＝ZnSO4+2H2O 在碱性介质中，得到HZnO2-和ZnO22-。它们吸附于矿藏增强了矿藏表面的亲水性。 Zn(OH)2+NaOH＝NaHZnO2+H2O Zn(OH)2+2NaOH＝Na2ZnO2+2H2O 硫酸锌独自运用时，共按捺作用较差，一般与、、盐或硫代硫酸盐、碳酸钠等协作运用。 硫酸锌和联合运用，可加强对闪锌矿的按捺作用。一般常用的份额为：∶硫酸锌＝1∶2～5。此刻，CN－和Zn2+构成胶体Zn(CN)2沉积。 （四）、盐、SO2气体等 、盐、二氧化硫气体这类药剂包含二氧化硫(SO2)、(H2SO3)、钠和硫代硫酸钠等。 二氧化硫溶于水生成： SO2＋H2O＝H2SO3 二氧化硫在水中的溶解度随温度的升高而下降，18℃时，用水吸收，其间的浓度为1.2%；温度升高到30℃时，的浓度为0.6%。及其盐具有强复原性，故不安稳。可以和许多金属离子构成酸式盐、氢盐或正盐(盐)，除碱金属正盐易溶于水外，其他金属的正盐均微溶于水。在水平分二步解离，溶液中H2SO3、HSO3－和SO32－的浓度，取决于溶液的pH值。运用盐浮选时，矿浆PH常操控在5～7的范围内。此刻，起按捺作用的首要是HSO3－。二氧化硫及(盐)首要用于按捺黄铁矿、闪锌矿。用溶解有二氧化硫的石灰构成的弱酸性矿桨(pH=5～7)，或许运用二氧化硫与硫酸锌、硫酸亚铁、硫酸铁等联协作按捺剂。此刻方铅矿、黄铁矿、闪锌矿遭到按捺，被按捺的闪锌矿，用少数硫酸铜即可活化。还可以用硫代硫酸钠、焦钠替代盐)，按捺闪锌矿和黄铁矿。 关于被铜离子激烈活化的闪锌矿，只用盐其按捺作用较差。此刻,假如一起增加硫酸锌，或，则可以增强按捺作用。盐在矿浆中易于氧化失效，因此，其按捺作用有时刻性。为使进程安稳，一般选用分段增加的办法。 （五）起泡剂 起泡剂应是异极性的有机物质，极性基亲水，非极性基亲气，使起泡剂分子在空气与水的界面上发作定向摆放，大部分起泡剂是表面活性物质，可以激烈地下降水的表面张力。同一系列的有机表面活性剂表顶活性按“三分之一”的规则递加，此即所谓“特芳贝定则”。起泡剂应有恰当的溶解度。起泡剂的溶解度，对起泡性能及构成气泡的特性有很大的影响，如溶解度很高，则耗药量大，或敏捷发作许多泡沫，但不能耐久，当溶解度过低冰来不及溶解，随泡沫丢失，或起泡速度缓慢，连续时刻校长，难于操控。

（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&nbsp;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 &le;1.0%&nbsp;堆 密 度 1.85 g/cm3 磨 损 率 &le;1.0%&nbsp;含 泥 量 &le; 2.5% MnO2 30-40%&nbsp;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！

因金泥中含锌较高（尤其是用锌丝置换得到的金泥）,一般需预先用酸处理,以除掉大部分锌,一起使金进一步富集。酸处理常用硫酸,也有运用的。用硫酸时，化学反响为：                                                Zn+H2SO4 = ZnSO4+H2↑     酸处理要在耐酸的机械拌和槽中进行。金泥装入槽内，用清水调成30%左右的浓度。装入的矿浆体积不要超越槽容积的一半。充沛拌和后，往槽中缓缓参加硫酸，加酸时操作要细心，加酸速度不要太快,不然易形成泡沫外溢，泡沫过多时，可洒清水消泡。当反响减慢后，可往槽中加水，一起剧烈拌和，恰当补加酸，使液体pH值保持在2～3。这个进程需3～4小时。尔后可将槽中水加满，让其充沛反响4小时，反响终究pH值以4～5为好。    酸处理进程中不只会放出,并且酸也会同金泥中和硫化物反响，生成氢酸和有毒气体。因而拌和槽应密封，并配有强壮抽风机，将抽出空气充沛用碱溶液洗刷。排气口应该远离火源，避免引起爆破。    酸处理后的矿浆应静置，使料液弄清。然后将上部清液用虹吸法移出，再加上70～90℃的热水,用倾析法充沛洗刷金泥，以便除掉金泥中硫酸锌。洗刷次数一般不少于5次。在洗刷进程中要避免金泥颗粒丢失。处理后金泥过滤脱水、烘干或直接去冶炼。    硫酸处理金泥时,硫酸用量1.5公斤/公斤金泥。处理后金泥含锌量小于5%。

[办法1] 脱脂常用溶剂：、、丁酮、、汽油。    [办法2] 脱脂后在下述溶液中于室温浸渍2-4min：（37%） 10-20　　水 　90-80 用温水洗刷，蒸馏水洗净，在66-71°C枯燥30min。    [办法3] 在下述溶液中于38°C下浸渍3-6min：硫酸（d-1.84 ） 2　　1　水 8 经冷水冲刷，蒸馏水洗净，在40°C下枯燥。

我国铅铜与锌硫分离方法

近日，中国有色金属工业协会在青海西宁市组织有关专家对中国铝业股份有限公司青海分公司组织完成的《预焙铝电解槽焙烧焦粒铺设新方法》成果进行了鉴定。鉴定委员会听取了项目组的技术报告，审阅了技术文件和鉴定资料，并对现场进行了考察，经认真讨论，专家认为，项目针对国内铝电解槽焙烧启动工艺中存在的阳极底面和焦粒层接触面积不易控制，造成阴极内衬温差较大，影响焙烧质量的问题。研制开发了新型焦粒铺设床，增加了阳极底面与焦粒接触面积，改善了阳极电流分布，降低了冲击电压。项目从解决生产实际问题出发，技术实用可靠，整体技术达到了国内同行业先进水平。同时专家建议在铝行业进行推广。

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。&nbsp;　　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。

摘要：简述了大型预焙铝电解槽两种焙烧启动的技术方法特点及控制过程，谈到了两种焙烧方法中的优缺点和具体操作步骤，干法启动及湿法启动的工艺技术对比，分析了焙烧预热启动时影响铝电解槽寿命的诸多因素，在焙烧预热启动过程中所采取的预焙铝电解槽早期破损的措施。   关键词：电解槽；铝液焙烧；焦粒焙烧；干法启动；湿法启动   1 概述　　现代大型预焙铝电解槽的焙烧启动，国内近几年新建电解铝厂大多采用铝液焙烧启动和焦粒焙烧启动两种方法，尤其是焦粒焙烧启动，目前更是各新建电解铝厂广泛使用的焙烧预热工艺技术，它较铝液焙烧启动预热时间短、温度梯度不大，可弥补槽内衬及材料质量问题的缺陷等优点，但是，也有它的不足之处，那就是较铝液焙烧启动操作复杂，技术条件要求高，阴极电流分布不均匀，电解质含碳量过高，能耗增加。还有两种焙烧启动方法就是石墨粉焙烧启动技术方法和气体焙烧启动技术方法。前者价格太高，造成费用增加，操作复杂(此法国内仅丹江铝厂在114.5kA铝电解槽的启动中使用过)，后者易氧化碳块，用于启动的设备复杂，操作难度大，所以，这两种方法很少被铝电解生产厂家采用。铝电解槽的预热焙烧启动是影响槽寿命的重要因素之-，而槽寿命又直接影响到铝电解的生产成本的稳定，尤其是对大型预焙铝电解槽的焙烧启动。但是，无论采用那种技术方法，几乎都难以避免使阴极碳块及内衬产生裂纹或孔隙，可是，不让铝液浸入裂纹和孔隙是可以避免的，焦粒焙烧启动方法就具有这种优点，在白银铝厂应用较早，近年来才在国内新建铝厂及自焙槽改造的预焙槽厂家陆续广泛采用。   2 铝电解槽焙烧启动技术　　如何延长大型预焙铝电解槽的内衬寿命，是国内铝业界研究的重要课题，国内当前预焙铝电解槽内衬寿命比国外预焙铝电解槽内衬寿命要短2～3年，影响电解槽内衬寿命的因素很多，可分为设计、筑炉、材料、焙烧启动、生产管理五个方面，而其中焙烧方法的选择可以说是影响铝电解槽寿命的关键环节。特别是焙烧预热启动，虽然这一过程仅仅几天，但对铝电解槽的使用寿命起着决定性的影响。2. 1 几种焙烧启动电解槽技术比较　　国内、外大型预焙铝电解槽焙烧启动广泛采用的是槽内衬预热焙烧启动方法，具体方法有铝液焙烧启动、焦粒焙烧启动、石墨焙烧启动、气体焙烧启动四种技术方法。　　90年代末，国内预焙槽焙烧启动投产较为普遍采用的是传统的铝液焙烧技术方法，其最大优点是操作简单，后期温度上升均匀，控制方便。近几年，随着国内第三次铝电解的建设高潮，并且向电解槽大型化(200kA至300kA)发展。目前国内各厂家几乎全是采用焦粒焙烧预热启动。据了解贵阳铝镁没计院和贵州铝厂共同研究开发出了一种新的焙烧启动方法，这种方法已在贵铝230kA槽上应用，各项技术指标大大好于上述四种方法，其具体技术方法是使用一种混合料。目前该技术正在申报专利。2. 2 预焙铝电解槽预热焙烧的三个升温阶段的控制2. 1. 1 低温预热阶段　　槽内衬平均温度控制约在200'C范围以下，这段时间控制温度的主要目的是排除槽内衬材料中的水分，同时缓解焙烧启动初期阴极碳块、扎糊、阴极钢棒、槽壳之间的热膨胀变形速度，减少由于各种材料热膨胀系数的不同，它所造成的内衬热应力的破损作用，尤其是在200℃温度以下，阴极钢棒的可朔性很小，而热膨胀系数大约是阴极碳块的3～4倍，控制好温度的上升速度，将会避免造成阴极碳块的早期裂纹，在这段时间中升温速度一般应控制在每小时5℃左右较好。2. 2. 2 中温焙烧阶段　　在这期间温度控制约在200℃～600℃范围之间，其目的是排出内衬材料中的挥发分和结晶水，此时阴极钢棒已由热膨胀变形转变为蠕动变形(钢的屈服点为200℃)，可朔性增大，这段时间的主要任务是焙烧阴极间缝和槽周边缝的扎固的糊料，从而提高扎固糊料与阴极碳块的粘结性能，在这段时间中升温速度可达到每小时10～20℃。2. 2．3 高温焦化阶段　　温度在600℃左右范围，这段时间为高温焙烧侧部内衬，其温度控制的目的是使阴极碳块与扎固糊料充分粘结和焦化为一个整休，达到正常生产的条件，在这段时间需要注意的是在温度达到500℃以后，扎固糊料由于焦化使其自由膨胀变形而转化为收缩变形，这时阴极碳块仍保持在膨胀变形之中，因此，槽周边扎固糊自身将会产生一定的收缩裂纹，所以，要及时控制好升温速度。   3 铝液焙烧启动铝电解槽的技术方法　　采用铝液作电阻体的叫做铝液焙烧启动(也叫铝液预热法)，在准备投产的电解槽内注入一定量的液体铝，使其覆盖在阴极表面，并与阳极接触，使其构成电流回路，产生热量预热电解槽，由于铝液本身电阻小，大部分热量则由阴极和阳极产生，对于大型预焙阳极电解槽，阳极通过高温焙烧后，电阻值很小，如阴极采用半石墨化碳块，电阻值也很小，所以总发热量不太大，这样，铝液焙烧启动电解槽即可一次通入全电流，一次将阳极紧紧固定在阳极母线上，不用增加中间导体。较焦粒焙烧启动，简便了操作程序，温度分布均匀，电解槽不会出现局部过热现象。可减少阴极碳块受热量的分布不均而产生的膨胀变型应力而发生断裂。    由于铝液焙烧启动方法总发热量不大，故阳极上必须加强保温。一般用冰晶石覆盖阳极以及填充阳极之间缝隙，为了增加热量以达到预热效果，启动到一定时间内可缓慢上提阳极，增大极距，从而达到提高温度的目的。3. 1 铝液培烧启动的技术特点　　不使用软连接，分流器。技术方法简便、易操 作、不用增加任何临时设施，槽内温度分布均匀，不会出现局部过热现象，能较好地减少阴极碳块的裂纹，能完全避免阳极的氧化，投产后的电解质纯净、无杂质、省工省料。3. 2 铝液焙烧启动的技术缺点　　a.在灌入高温铝液(约800～900℃)的时候，能造成阴极碳块受到强烈的热量冲击，从而影响阴极碳块及内衬寿命。　　b.碳糊质量不好可使铝液渗透从而引起铝电解槽早期破损。　　c.由于铝液电阻较小，预热温度上升缓慢。 4 焦粒焙烧启动铝电解槽的技术方法　　焦粒焙烧启动(也叫焦粒预热法)，所使用的焦粒是抗氧化性能强，体积密度变化小的煅后焦粒，是在阴极、阳极之间铺设上一层锻后焦碳颗粒，其粒度约在2～3mm，严格控制使用1mm以下焦粉，铺设厚度在10～20mm左右。焦粒层作为电阻导体在阴极、阳极之间产生热量，预热电解槽，同时，阴极和阳极自身的电阻也在产生热量，在其内部预热，阳极导杆与阳极母线之间用临时导电软连接母线联接，以便阳极的全部重量压在焦粒上，保证阳极与焦粒良好的接触，在启动投产之前将阳极导杆紧紧固定在阳极母线上，拆除临时软连接母线。　　据考察了解和资料信息，目前，国内各大型预焙铝电解槽生产厂家，其通电焙烧的电流均不统一，多数厂家是根据现场的实际情况来定。4. 1 预热电解槽　　在槽四周用电解质和冰晶石砌筑，并用隔板将冰晶石与焦粒分开，使边部碳块和四周扎糊在预热过程中受到保护避免氧化，预热开始通入部分电流，逐渐加大电流，一般情况下24小时左右达到全电流，但是电流的增加速度可依据槽预热速度来定，电流满负荷后应继续预热电解槽一定的时间(视槽温情况而定)，从而使阴极表面温度达到900～950℃，方可开始启动。4. 2 焦粒焙烧方法技术特点　　可使阴极碳块、阳极碳块从常温下逐渐升高，避免了强烈的热冲击，焦粒层保护了阴极表面，在使用分流器的情况下，可使电解槽升温速度得以控制，阴极本身产生的热量，可使阴极碳块从内部开始烘干，从而避免了扎糊缝隙的裂纹渗铝现象。4. 3 焦粒焙烧方法技术的缺点　　阴极表面会产生局部温度过高现象，操作复杂、增加了操作难度，且容易造成槽四周扎固糊预热不良现象，易造成裂纹或出现缝隙。启动投产后电解质中含碳量过高，增加了人工捞取碳渣的工作量。   5 大型铝电解槽的启动生产　　在铝电解槽焙烧预热达到900～950℃后，便可开始启动生产。其主要工作是使电解槽内熔化足够量的液体电解质，在启动生产的方法技术，目前国内通常采用干法和湿法两种进行铝电解槽的启动生产5. 1 干法启动　　干法启动通常是新建铝电解厂所采用的技术方法，因在启动生产时无现成的液体电解质，但是，大大增加了电能的消耗，一般情况下均在前一至二台电解槽上采用。 　　干法启动就是利用阴极、阳极之间产生电弧高温将固体冰晶石熔化成液体，并不断的逐步向电解槽内添加冰晶石，缓慢提升阳极，使其产生强烈的电弧而形成高温，当电解槽内有适当高度的液体后，便可引发阳极效应，从而加快了冰晶石的熔化，当电解槽内液体电解质达到15～17cm后，便可加入Al2O3熄灭效应，注入液体铝水，使铝电解槽步入正常的生产。干法启动在开始时由于两极产生强烈的电弧，将会损伤阴极碳块和阳极碳块表面，严重时将会影响电解槽寿命，在抬升阳极时必须加以谨慎，缓慢进行提升，以防发生蹦爆，破坏槽内衬，其做法通常是采用槽电压的高低来监视，一般槽电压应控制在10～15V左右。5. 2湿法效应启动　　湿法效应启动就是向待生产电解槽注入一定量的液体电解质，并逐渐抬升阳极，引发人工效应，槽效应电压应控制在20V左右，待液体电解质达到15～17cm后，加入Al2O3，熄灭效应，这时应保持较高的槽电压，槽电压应在6～8V为宜，并向槽内注入一定量的液体铝水来作为在产侣，加好阳极保愠料，使铝电解槽进入正常的生产。湿法启动较干法启动省电，操作简单，劳动强度低，安全可靠，不会对阴极碳块和内衬形成损伤，但容易出现化炉膛、化阳极钢爪现象。5. 3 湿法无效应启动　　近年来有些铝电解生产厂家还采用了无效应湿法启动，这种方法主要是将液体电解质注入待启动的电解槽，然后升高电压在10V左右，并缓慢融化固体物料，但启动时间较长，其优点是在启动期间物料挥发损失小，工作场地环境条件较好，采用此法启动应比其他启动方法电解槽预热适当提高50℃左右，来防止注入的电解质产生凝固。   6 结语　　在大型预焙铝电解槽的焙烧启动工作中，无论采用何种技术方法，均必须使投入的固体物料充分熔化，其电解质温度应稍高寸于正常生产中的电解质温度，这是因为在启动初期投入的固体物料若不充分熔化，将沉淀于电解槽底部，当注入液体铝水后造成炉底温度的降低，使其难于熔化造成凝固，长时间便在电解槽底部结成坚硬的块状物体，即影响了电解槽的正常生产，增加了电能消耗，又影响了阴极和槽内衬的寿命。此外，在新启动的电解槽上散热损失过大，槽内衬在启动后相当一段时间还会吸收大量的热能，若启动时电解质温度过低，很容易出现电解质急速下降，并在电解槽底部产生沉淀，造成电解槽炉底畸形。　　纵观整个焙烧预热启动过程，只要电解槽筑炉，扎固质量合格，内衬材料质量符合要求，在焙烧启动中严格按规程操作，其电解槽寿命将会达到或超过设计值，电解槽的启动投产将会顺利地转入到正常的生产中，并取得最佳技术经济指标。

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。