铅精矿价格是很多铅精矿企业关注的重点。    2010年7月12日讯，现货铅精矿价格今报14700-14900元/吨，上涨50元/吨。美股与欧元的反弹给伦敦金属市场带来不少乐观情绪，伦铅连续7日持稳，涨势虽微，但昨日已收高至1800美元以上。国内现货市场买气回温，部分贸易商报价持平，另一些贸易商则适当调高50元/吨左右出货。伦铅小幅攀升，但国内铅精矿价格上行压力较大，下游主动接货意愿依然较低，云南铅寡淡交投于14700-14750；品牌铅在14800。隔夜伦铅以1755开盘，最高1805美元/吨，最低1754，截至收盘报1775美元/吨，涨1%。LME总持仓96551手，增加290手。LME库存减少275吨，昨日报18.93万吨。    现货市场某铅贸易商说：“因为最近希望能多出点货，我们铅精矿价格还是持平在14700元/吨，和昨天一样。最近云南铅、金沙铅都有在出，每逢周末，成交量基本都会多少增加一些，今天出了170吨左右，还算不错。”但也有贸易商告诉我们：“前一阵我们这里的成交情况很好，很多老客户都选择了那时来采购。也许正因如此，这几天的成交量就减少了不少。今天云南铅铅精矿价格14750元/吨，也有一些厂家认为价格高了点，选择持币观望。”     宏观面：美国供应管理协会(ISM)周二公布,6月非制造业指数为53.8,预估为55.0,5月为55.4，数据令人失望，尽管读数在50以上。美国近日公布的经济数据表现疲弱明显拖累美元走势，昨日美元兑欧元下跌   至 6 周低点，美元兑日元也下跌至 7 个月以来的低点。美元走弱支持基本金属大幅反弹，但毕竟投资人担心全球经济增长前景，在需求没有好转，精铅仍供应过剩的背景下，伦铅最终冲高回落。      中国目前是全球第一大铅生产国，国内2009年达到273.5万吨，占全球产量约34%；此外，中国也是出口大国，2009年精炼铅出口量高达537092吨，同比增长18%。分析师则认为，国内铅精矿短缺量并不大，只是冶炼/精炼阶段存在盈利性瓶颈；减产只能在近期内使市场短缺。目前国内铅精矿供应明显增长。根据国家统计局提供的数据，国内前5个月精炼铅产量为109.27万吨，同比增长6.7%，5月份产量同比增长14.6%，铅精矿产量为28.45万吨，同比增长10.1%，5月份同比增长22.2%。    更多关于铅精矿价格的资讯，请登录上海有色网查询。

由于目前铅精矿被广泛地运用在各行各业，所以铅精矿价格也备受业内人士的关注。我们上海有色网是一家关于有色金属方面资讯的网站，我们希望您在关注铅精矿价格的同时也能多去我们的网站了解相关铅精矿价格的信息。铅是人类从铅锌矿石中提炼出来的较早的金属之一。它是最软的重金属，也是比重大的金属之一，具蓝灰色，硬度1.5，比重11.34，熔点327.4℃，沸点1750℃，展性良好，易与其他金属(如锌、锡、锑、砷等)制成合金。锌从铅锌矿石中提炼出来的金属较晚，是古代7种有色金属(铜、锡、铅、金、银、汞、锌)中最后的一种。锌金属具蓝白色，硬度2.0，熔点419.5℃，沸点911℃，加热至100～150℃时，具有良好压性，压延后比重7.19。锌能与多种有色金属制成合金或含锌合金，其中最主要的是锌与铜、锡、铅等组成的黄铜等，还可与铝、镁、铜等组成压铸合金。  铅精矿用途广泛，用于电气工业、机械工业、军事工业、冶金工业、化学工业、轻工业和医药业等领域。此外，铅金属在核工业、石油工业等部门也有较多的用途。以上是我们网站为各位用户简单地介绍有关铅精矿价格以及基本信息，希望您还能多多关注我们上海有色网的其他金属，我们能够为您提供最新的实时金属价格。

1970-2009年，世界铅精矿长期增长率为0.3%，2000-2009年年均递增2.2%，2009年为385.1万吨。西方国家铅精矿产量长期处于下降趋势，中国是世界铅精矿增长的主要力量。　　世界铅精矿的主要生产国有中国、澳大利亚、美国、秘鲁和墨西哥，2009年上述国家铅精矿产量在世界总产量中占到77%。 　　世界主要铅精矿生产企业有道朗公司（Doe Run）、必和必拓（BHP Billiton）、超达（Xstrata）、泰克资源公司（Teck Resources）等。2009年，世界前10家生产企业铅精矿产量在世界总产量中占到33.6%。世界主要铅矿山有美国的韦伯纳姆矿（Viburnum）铅锌矿、澳大利亚的坎宁顿（Cannington） 银铅锌矿和伊萨山（MountIsa） 铅锌矿、加拿大的红狗铅锌矿（Red Dog）等。2009年，世界前10大矿山的铅精矿产量在世界总产量中占到26.9%。 　　世界精铅的生产 　　世界精铅生产主要集中在亚洲、欧洲和美洲三大地区，2009年，这三大地区的精铅产量达到847.8万吨，占全球总产量的96.1%；其中亚洲占比达到55.5%。 　　二十世纪八十年代以前，世界精铅产量在西方产量的增长推动下上扬。1960-1980年间，世界精铅产量的年度增幅为2.7%，其中西方国家精铅产量增幅达到2.6%。九十年代以后，中国铅冶炼产能的迅速扩张，引导中国精铅产量迅猛增长，成为世界精铅产量增长的主力军； 同期，西方国家精铅产量维持在500万吨下方。1990-2009年间，世界精铅产量年度增幅为2.5%，其中西方国家的产量增幅仅为0.2%，而中国达到了13.5%。 　　亚洲在精铅生产方面与美洲、欧洲明显不同，前者以原生铅为主，而后两者以再生铅为主。2009年，亚洲再生铅产量占其总产量的比例为41.2%，低于世界平均水平的56.4%，欧洲、美洲再生铅产量在总产量中所占比重分别高达76.4%和81.2%。 　　分国别来看，精铅生产主要集中在中国和美国，2009年上述两国精铅产量为494.5万吨，占全球总量的56.1%。但两国的生产方式截然不同，中国以原生铅为主，美国以再生铅为主。2009年中国精铅产量为370.8万吨，其中再生铅为123.3万吨，所占比重为33.2%。美国2009年精铅产量为123.7万吨，其中再生铅所占比重高达91.4%。  (miki)

铅精矿质量标准品级Pb质量分子数不小于 %杂质质量分子数不大于 %CuZnAsMgOAl2O3一级品701.240.21.02.0二级品651.550.31.52.5三级品552.060.41.53.0四级品452.570.62.04.0注：铅精矿中金、银为有价元素，应报分析数据；其他类型铅精矿的杂质要求由供需双方商定

铅精矿是由主金属铅(Pb)、硫(S)和伴生元素Zn、Cu、Fe、As、Sb、Bi、Sn、Au、Ag以及脉石氧化物SiO2、CaO、MgO、A12O3等组成。为了保证冶金产品质量和获得较高的生产效率，避免有害杂质的影响，使生产能够顺利进行。

1、主金属含量不宜过低，通常要求大于40％。含量过低，对整个铅冶炼工艺来讲，单位物料产出的金属铅量减少，从而降低了生产效率。2、杂质铜含量不宜过高，通常要求小于1.5％。铜过高，烧结块中铜含量会相应升高，在鼓风炉还原熔炼过程中，所产生的锍量增加：一则使溶于锍中的主金属铅损失增加，二则易洗刷鼓风炉水套，缩短了水套使用寿命，并易造成冲炮等安全事故。另外，含铜太高，也易造成粗铅和电铅中铜含量超标。3、锌的硫化物和氧化物均有熔点高、粘度大的特点，特别是硫化锌。如含锌过高，则在熔炼时，这些锌的化合物进入熔渣和铅锍，会使它们熔点升高，粘度增大，密度差变小，分离困难。甚至因饱和在铅锍和熔渣之间析出形成横隔膜，严重影响鼓风炉炉况，妨碍熔体分离，故锌含量不宜过高，一般要小于5％。4、砷、锑等杂质含量也有严格的要求，通常要求As+Sb小于1.2％，如过高，则经配料烧结后，在鼓风炉中形成黄渣的量会增加，而且金属铅的流失量会相应增大，更严重的是会造成粗铅、阳极铅含砷、锑过高；此外在电解精炼过程中，使铅溶解速度变慢，并且阳极泥难以洗刷干净。这样既影响电流效率，又影响生产效率。 另外，MgO、Al2O3等杂质会影响鼓风炉渣型，故一般要求MgO<2％，Al2O3<4％。

1)主金属含量不宜过低，通常要求大于40％。含量过低，对整个铅冶炼工艺来讲，单位物料产出的金属铅量减少，从而降低了生产效率。  (2)杂质铜含量不宜过高，通常要求小于1.5％。铜过高，烧结块中铜含量会相应升高，在鼓风炉还原熔炼过程中，所产生的锍量增加：一则使溶于锍中的主金属铅损失增加，二则易洗刷鼓风炉水套，缩短了水套使用寿命，并易造成冲炮等安全事故。另外，含铜太高，也易造成粗铅和电铅中铜含量超标。  (3)锌的硫化物和氧化物均有熔点高、粘度大的特点，特别是硫化锌。如含锌过高，则在熔炼时，这些锌的化合物进入熔渣和铅锍，会使它们熔点升高，粘度增大，密度差变小，分离困难。甚至因饱和在铅锍和熔渣之间析出形成横隔膜，严重影响鼓风炉炉况，妨碍熔体分离，故锌含量不宜过高，一般要小于5％。  (4)砷、锑等杂质含量也有严格的要求，通常要求As+Sb小于1.2％，如过高，则经配料烧结后，在鼓风炉中形成黄渣的量会增加，而且金属铅的流失量会相应增大，更严重的是会造成粗铅、阳极铅含砷、锑过高；此外在电解精炼过程中，使铅溶解速度变慢，并且阳极泥难以洗刷干净。这样既影响电流效率，又影响生产效率。  另外，MgO、Al2O3等杂质会影响鼓风炉渣型，故一般要求MgO<2％，Al2O3<4％。

传统烧结－鼓风炉熔炼工艺中，按硫化铅精矿中硫的质量分数为12％～24％计算，每冶炼1t粗铅有0.6～1.1t的SO2排空。     新的炼铅技术的共同特点是将焙烧与熔炼结合为一个过程，实现铅精矿直接处理，充分利用硫化铅氧化放出的大量热将炉料迅速熔化，产出液态铅和熔渣。直接炼铅仍需要将冶金过程分为氧化和还原两个阶段，在氧化段充分氧化获得低硫铅，在还原段充分还原产出低铅炉渣。本实验探讨熔池熔炼还原段，利用铅精矿和富铅渣之间的交互反应，考察还原段的终渣含铅量、铅回收率（按渣计）、烟气烟尘率、粗铅产率等各工艺指标的影响因素及条件。对其反应机理进行了初步的探讨。     一、试验理论基础     铅精矿和富铅渣之间的主要交互反应如下： PbS＋2PbO→3Pb＋SO2（1） PbS＋PbSO4→2Pb＋2SO2 （2）     这两个反应在一般高温1000℃时，△G已经很负了。随着温度的升高，△G越来越负，说明从热力学角度来说，交互反应很容易发生。渣中铅化合物的溶化温度低，其熔体的流动牲好，而且与SiO2结合的Pb0挥发性要比纯Pb0小。PbS溶化后流动性大；PbSO4在800℃便开始分解，至950℃以上分解进行的很快。反应式(1)在860℃时的平衡压力达101325Pa；反应式(2)在723℃时的平衡分压为98000Pa。即在较低温度下，两个反应可以剧烈的向右进行。从动力学角度看，熔渣的熔点一般为1200℃左右，试验温度只要能高于渣熔点，则在渣熔融状态下，各种化合物之间接触良好，反应能很好的进行。     二、试验原料及方法     （一）试验原料     本试验所用原料为某厂艾萨炉出来的富铅渣和铅精矿。铅精矿为黑色粉末，粒度小于1mm。化学成分（％）：Pb 45.44、Zn 6.46、Fe 8.82、SiO25.34、CaO 1.57、MgO 0.48、Al2O3 1.00、S 17.86、Cu 2.43、Ag 0.266。定性物相分析结果表明：铅精矿主要含PbS、ZnS、FeS、SiO2、FeS2、PbSO4。     富铅渣为浅粉色块状，化学成分（％）：Pb53.97、Zn 6.46、Fe 8.64、SiO2 8.31、CaO 3.07、MgO 0.75、Al203 1.78、S 0.17、Cu 0.73、Ag0.0197，堆密度3.05 g/cm3。XRD分析表明：铅物相以PbZnSiO4、PbO、Pb存在。其中PbZnSi04在高温下发生如下反应分解成PbO： PbZnSiO4→PbO＋ZnO＋SiO2     故本试验可将富铅渣中的Pb看做以Pb0形式存在，并以此进行配料计算，确定各种料的加入量。     试验所用熔剂为：石灰石(CaO 51.2％，MgO3.17％）；石英砂（SiO2 93.83％）。     （二）试验方法     根据可能发生的交互反应方程式，先计算出富铅渣和铅精矿所需的理论量，再以富铅渣与铅精矿中FeO成分含量的总和为渣型选择的计算基础，然后根据选定的渣型计算所需各溶剂的质量。将富铅渣、铅精矿、石灰石、石英砂分别先经破碎，磨细后，再充分混合均匀，加水湿润后制团，最后烘干12h以上。每次称2kg左右的混合料加人高15cm，内径14 cm的碳化硅坩埚中，从电炉底部进料。用一个Pt/Pt－13%Rh型热电偶检测炉内试验样料的温度，通人高纯氩气排除炉内空气并起轻微的搅拌作用；通过调节电炉的程序参数，设定好每次试验反应温度和时间；反应结束后，观察形成的铅渣表面现象，判断是否产生了泡沫渣，再称量铅渣和粗铅，并分析各主要成分含量。由于试验条件有限，未能检测SO2浓度和烟尘率，本试验将烟气烟尘率看做一个技术指标，计算式为：     烟气烟尘率＝（加入坩埚的炉料总量－反应后粗铅和铅渣的量）÷加入坩埚的炉料总量     三、试验结果及讨论     （一）渣型对终渣含铅量和烟尘率的影响     炼铅炉渣是个非常复杂的高温熔体体系，它由SiO2、FeO、CaO、MgO、Al2O3、ZnO等多种氧化物组成，并且它们之间可相互结合形成化合物、固熔体、共晶混合物。为了讨论渣型与结晶相的关系，将多元系简化为三元系：FeO－CaO－SiO2。将渣中该三相的成分换算为100％，再查看FeO－CaO－SiO2三元系相图，根据图中渣温度1 100～1 300℃区域，选择试验3个成分含量。A Perillo提供了维斯麦港基夫赛特法炼铅厂的投产与生产指标，炉渣的化学成分：FeO39％，SiO2 38％，CaO 23％。     试验条件：固定温度1250℃，时间5h，配料比1.0。试验编号分别为（1）－FeO 40％，SiO2 35％，CaO 25％；（2）－FeO 37.5％，SiO2 37.5％，CaO25％；（3）－FeO 35％，SiO2 40％，CaO 25％；（4）－FeO 35%，SiO2 37.5％，CaO 27.5％；（5）－FeO35％，SiO2 35％，CaO 30％。     试验结果表明CaO含量保持为25％，相应的SiO2含量减小时，试验（1），(2），(3)的渣含铅分别为3.48％，4.76％，5.87％；烟气烟尘率分别为36.9％，32.6％，28.1％。FeO含量固定为35％时，相应的SiO2含量减小时，试验(3)，(4)，(5)的渣含铅分别为5.87％，1.41％，3. 86％；烟气烟尘率分别为28.1％，42.25％，35.6％。     根据熔渣结构的离子理论，适当增加碱性氧化物有利降低炉渣黏度。但碱性氧化物过高时可能生成各种高熔点化合物，使炉渣难熔，渣黏度升高。对于FeO－CaO－SiO2三元系炉渣，但CaO含量超过30％时，黏度将随CaO含量的增加而迅速加大。SiO2/Fe过大，黏度高，排放困难，提高Ca0/SiO2，可降低渣的黏度。从试验结果数据可看出：当炉渣组成为FeO 35％、SiO2 37. 5％、CaO 27. 5％时，烟气烟尘率为42.25％，渣含铅1.41％为最低。     （二）配料比对终渣含铅量和烟尘率的影响     渣型FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，保温时间定为3h,温度为1250℃的条件下。以100 g富铅渣为计算基础，理论需要消耗铅精矿71.297g，试验中铅精矿用量分别为理论量的0.9、0.95、1.0、1.05、1.1、1.15和1.2倍。     从图1可看出，在其他条件不变的情况下，随配料比增加，渣含铅呈先减小后增大的趋势，在配料比为1.0有最小值；烟气烟尘率呈先增大后减小的趋势，与渣含铅趋势相反，即渣含铅低时则烟气烟尘率高。鉴于两者的矛盾关系，折中取定试验条件，故此后试验定配料比为 1.1，此条件下渣含铅2.61％，烟气烟尘率33.63％，能基本满足工业上对工艺指标的要求。图1  配料比对终渣含铅和烟尘率的影响     （三）反应温度对终渣含铅和烟尘率的影响     为减少烟尘量，必须严格控制炉内温度。如果能抑制铅及化合物的挥发，烟尘中氧化锌含量就会提高，就可以进入氧化锌系统进行处理。从沸点和平衡蒸气压分析，锌的挥发要比铅容易得多。如果试验中还原温度真正控制在1150～1200℃，Pb和PbO的蒸气压都只有1.3～6.7kPa，铅的挥发率不会如此高。     渣型FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，保温时间5h，配料比1.1。试验结果见图2。图2  反应温度对降低终渣含铅量，烟气烟尘率的影响     从图2可看出，其它试验条件不变时，渣含铅随温度的升高而降低，在1250℃有最小值，1300℃时反而渣含铅比其高。观察1300℃的试验现象，渣孔（从粗铅到渣表面）多，推测温度较高于渣熔点时，渣熔体流动性大，反应产生的气体更容易从渣孔隙跑出液面，同时使得渣中的铅及其化合物未能很好的沉降分离，所以渣含铅偏高；烟气烟尘率随温度升高而逐渐增大，1300℃时，烟气烟尘率高达48.82％。烟气烟尘率太高，对后续的收尘系统是个负担，会导致生产成本增加，严重时，会造成烟尘积压。综合考虑后选定温度为1250℃。     （四）反应时间对终渣含铅量和烟尘率的影响     渣型FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，温度1250℃，配料比1.1。试验结果见图3。图3  反应时间对终渣含铅量和烟尘率的影响     从图3可以看出，随着反应时间的延长，交互反应进行得越彻底，渣、铅分离沉降时间长，分离效果更好，则渣含铅逐渐减少；而烟气烟尘率逐渐增加。反应时间短，能缩短排渣周期时间，能提高床能率。试验时间为3h条件下，渣含铅2.61％，烟气烟尘率33.63％。     （五）反应温度对粗铅产率和渣产率的影响     渣型FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，时间3h，配料比1.1。试验结果见图4。图4  反应温度对粗铅产率和渣产率的影响     从图4可看出，随反应温度的升高，各种化合物和金属的挥发量增多，粗铅产率从27.23％降至14.62％，产渣率也逐渐减小。故反应温度不易过高，折中选择1250℃为较好，此条件下，粗铅产率22.76％，产渣率43.61％。     （六）反应时间对粗铅产率和渣产率的影响     固定渣型FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，温度1250℃，配料比1.1。反应时间对粗铅产率（占点炉料）和渣产率的影响结果见图5。图5  反应时间对粗铅产率和渣产率的影响     从图5可以看出：(1)随着反应时间的增加，粗铅产率从19.23％升至25.83%。时间长有利于渣铅沉降分离，同时能让其它各种金属化合物有足够时间发生还原反应，再以金属状态进入粗铅；(2)渣产率逐渐减少。时间长，渣中易挥发的化合物及被产出的气体气泡带走的物质则更多的进入烟气烟尘中，增加了收尘负荷。时间为3h时，粗铅产率22.76％，渣产率43.61％。     （七）其它反应效果的比较及分析     不同试验条件下，反应后，其它各成分含量变化不大。粗铅中的铅含量95.01％～96.12％；Ag含量0.28%～0.36％；S含量0.11％～0.19％；铜含量0.31％～0.56％。铅渣其它成分含量：S含量1.89％～2.37％；Zn含量2.47％～6.33％。且呈现渣含铅低，则含Zn亦低的试验现象。推测在相同工艺条件下，原料中铅化合物和锌化合物与其它物质之间发生的反应机理相似，故两者在铅渣和烟尘中呈正比例含量关系。随着反应时间的延长和反应温度的提高，各种化合物逐渐分解，易挥发物更多的进人烟尘，渣中较难挥发物SiO2、FeO、CaO的含量都有稍微增加的趋势。在渣含铅     四、结论     在熔池熔炼还原段采用铅精矿和富铅渣的交互反应可满足工业实践的各项经济技术指标。最优工艺条件：渣型三主要组成含量折算为FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，温度1250℃，时间3h，配料比1.1。在此条件下可得到渣含铅2.61％，铅的回收率（以渣计98.21％，脱硫率91.5％，烟气烟尘率33.63％，粗铅产率22.76％，渣产率43.61％。

铅精矿在被鼓风炉熔炼之前必须把铅精矿在熔炼前进行预备作业即烧结焙烧，其目的：（1）除去铅精矿中的硫，如含砷及锑较多也须将其除去；（2）将细料烧结成块。     因此，在焙烧过程中，除进行氧化反应外，还必须使细料结块。这种同时完成两个任务的焙烧法，称为烧结焙烧或简称为烧结，而呈块状的焙烧产物称为烧结块或烧结矿。当用鼓风炉还原熔炼法处理块状富氧化铅矿时，不需要进行烧结焙烧，只要将矿石破碎至一定的块度，就可送往鼓风炉直接熔炼。如果要进行处理的不是块矿而是细碎的氧化铅精矿，仍须先行烧结或制团，然后才加入鼓风炉熔炼。铅精矿的烧结焙烧是强化的氧化过程，即将炉料装入烧结机中，在强制地鼓入或吸入大量空气的条件下，加热到800－1000℃，使之着火并继续燃烧，其中金属硫化物便发生氧化，生成各种金属氧化物和硫酸盐。

1号电解铅 :Pb含量不小于99.994% ； 2号铅: Pb含量不小于99.99%； 粗铅:  硫化铅矿氧化脱硫-去渣-粗铅.粗铅Pb纯度在96%-98%； 还原铅：以废铅做原料，重新回炉冶炼而得，PB含量通常在96%~98%左右，也可做为生产电解铅的原料。   再生铅：蓄电池用铅量在铅的消费中占很大比例，因此废旧蓄电池是再生铅的主要原料。有的国家再生铅量占总产铅量的一半以上。 再生铅主要用火法生产。例如,处理废蓄电池时,通常配以8～15%的碎焦，5～10%的铁屑和适量的石灰、苏打等熔剂，在反射炉或其他炉中熔炼成粗铅。 铅精矿：矿石经过经济合理的选矿流程选别后，其主要有用组分富集，成为精矿，它是选矿厂的最终产品。精矿中主要有用组分的含量称精矿品位。精矿品位有的以重量百分比（如铜、铜、锌等）表示，有的以重量比（如金矿以克／吨）表示。它是反映精矿质量的指标，也是制定选矿工艺流程的一项参数。

随着现代工业钛的需求量不断增加，钛的回收也不断受到重视。我国钛回收技术从选别指标、选别装备上，均还处在一个中级阶段，有待吸收国内外的科技技术，促进钛精矿选别技术进步。 以攀枝花为例，现大多采用： 干燥－风力分级－电选的精选流程。 该流程存在着粉尘污染严重，细粒级钛矿物电选回收率低，电选机辊筒清洗频繁的问题。经矿物查定，粗钛精矿中细粒级（－0.074mm）含量占15%～22%，有时高达30%。这部分矿物颗粒在风力分级以及电选过程易飞扬成粉尘，同时这部分细颗粒还易吸附在电选机辊筒上，形成一层坚硬的膜，减弱了辊筒的导电性，恶化了选别效果。 经实验表明： 1、钛粗精矿筛分分级，粗粒电选，细粒浮选新工艺流程的工业实验取得钛精矿品位47.65%，精选作业回收率78.34%的指标。 2、实现钛粗精矿分级精选的技术关键，一是筛分分离粗细粒级；二是细粒级的回收。应采用高频振动细筛作钛粗精矿的分级设备，改性塔尔油作细粒级的浮选捕收剂。 3、浮钛药剂改性塔尔油来源广，对钛捕收能力较强，价格便宜，无毒，可常配制，常温浮选，是一种有效的钛捕收剂。 4、重选、强磁选、浮选、电选联合方法，从尾矿中回收钛铁矿。 5、根据原矿多元素分析，原矿铁物相、钛物相分析，选别尾矿中钛精矿也可采用：单一重选、单一高强磁磁选等简化流程。 根据具体原矿元素分析与实验，才可定位流程工艺。

1号电解铅 :Pb含量不小于99.994% ；2号铅: Pb含量不小于99.99%；粗铅: 硫化铅矿氧化脱硫-去渣-粗铅.粗铅Pb纯度在96%-98%；还原铅：以废铅做原料，重新回炉冶炼而得，PB含量通常在96%~98%左右，也可做为生产电解铅的原料。 再生铅：蓄电池用铅量在铅的消费中占很大比例，因此废旧蓄电池是再生铅的主要原料。有的国家再生铅量占总产铅量的一半以上。 再生铅主要用火法生产。例如,处理废蓄电池时,通常配以8～15%的碎焦，5～10%的铁屑和适量的石灰、苏打等熔剂，在反射炉或其他炉中熔炼成粗铅。铅精矿：矿石经过经济合理的选矿流程选别后，其主要有用组分富集，成为精矿，它是选矿厂的最终产品。精矿中主要有用组分的含量称精矿品位。精矿品位有的以重量百分比（如铜、铜、锌等）表示，有的以重量比（如金矿以克／吨）表示。它是反映精矿质量的指标，也是制定选矿工艺流程的一项参数。

经过各个试验的流程比较，对该种硫铁矿烧渣而言，最理想的工艺流程为二段磁选－螺旋溜槽，并通过试验确定了最佳的工艺条件，可以得到Fe品位为62.63%，累积回收率为78.08%，S的含量降为0.23%。下表为铁精矿成分分析，数质量流程图见图1。另外，用螺旋溜槽－磁选和磁选－反浮选也可以得到较好的指标。表1  二段磁选－螺旋溜槽铁精矿成分分析(%)产品名称FeSSiO2PbZnCu铁精矿（Ⅰ＋Ⅱ）62.230.239.470.240.360.32图1  二段磁选－螺旋溜槽数质量流程 以上各个工艺均是在开路条件下进行的流程试验，在二段磁选－螺旋溜槽联合工艺流程的基础上，进行了闭路流程的试验，结果与开路条件得到的铁精矿指标差不多。 昆明冶金设计研究院曾用此硫铁矿烧渣开发生产铁红产品。比较了直接用硫铁矿烧渣原料与经上述工艺选别出的铁精矿制备铁红的产品质量，用铁精矿生产出的铁红产品，质量与色泽上都明显优于用硫铁矿烧渣原料制备的铁红产品。

在硫酸出产过程中，硫铁矿通过焙烧后发生的烧渣中，含有氧化铁和剩下的硫化亚铁以及少数铜、铅、锌、砷和微量元素钴、硒、锗、银、金等组分。据统计，我国近几年来年排出的烧渣量在2000万t左右,利用率仅为30%，剩下很多的烧渣不只占有土地，污染着环境，且这种趋势在逐年递加[1]。因而，归纳利用硫酸烧渣，提取其间有价组分，下降废渣排放量，已成燃眉之急。该实验以某高档次硫精矿为研讨目标,研讨了硫精矿焙烧及烧渣浸金的最佳工艺条件,以到达归纳收回烧渣中铁和金、削减废渣排放的意图。 一、矿样性质 某高档次硫精矿的化学多元素分析见表1。该硫精矿含硫较高，为51.6%，还含有低档次的金、银以及铜、铅、锌等元素。铜、铅、锌的含量低，无法归纳收回。金档次达0.98g/t，能够进行归纳收回。 表1  硫精矿多元素分析成果成分w/%S51.60Cu0.22Pb0.01Zn0.28Au*0.98 *w(Au)/10－6 依据硫精矿工艺矿藏学研讨成果，硫精矿矿藏组成杂乱，以硫化矿藏为主，硫化矿藏又以黄铁矿为主，白铁矿、胶状黄铁矿少数；脉石矿藏有方解石、石榴石、石英、云母等。硫矿藏单体解离程度较高，且连生体中黄（白）铁矿粒度偏细。硫精矿中金是以超微粒被包裹于黄铁矿中，须经处理才干使其解离和露出，这样才有利于金的浸取。对硫精矿进行了氧化焙烧，然后再提取金，以到达归纳收回的意图。 二、工艺流程实验 （一）硫精矿焙烧实验 1、不同焙烧保温时刻实验 焙烧保温时刻分别为6、7、8、9h，焙烧温度均为850℃，实验成果见表2。 表2  不同保温时刻的硫精矿焙烧实验成果保温时刻/h烧渣产率/%铁品尝/%Au档次/g·t-1S档次/%668.560.191.012.08767.762.621.131.20867.366.811.310.31966.766.181.350.25 从表2可知，在焙烧温度为850℃的条件下，跟着保温时刻的延伸，烧渣的产率有所下降，但烧渣中铁金的档次均不断提高，而含硫却下降得较快。在保温时刻为8h时，硫质量分数降至0.31%。持续添加保温时刻，铁金以及硫的含量的改动不大，因而挑选最佳的保温时刻为8h。 2、焙烧温度实验 在保温时刻8h，在焙烧温度分别为750℃、850℃、950℃条件下，焙烧实验成果见表3。 表3  不同温度的硫精矿焙烧实验成果焙烧温度/℃烧渣产率/%铁品尝/%Au档次/g·t-1S档次/%75069.070.901.090.9785068.366.811.310.3195067.865.821.370.30 实验成果及烧渣的化学多元素分析成果表明∶焙烧温度850℃时，保温时刻8h，烧渣中铁品尝最高，达66.81%，金档次1.31g/t，含硫为0.31%，焙渣已到达合格铁精矿的要求，而且该温度正好在工业上硫铁矿焙烧制硫酸的温度范围内，因而焙烧温度断定为850℃。 （二）烧渣浸金工艺研讨 1、烧渣水浸除硫实验 为了归纳收回烧渣中的金，进行了浸金实验研讨。在焙烧后的烧渣中，还有残留的硫。为了将这部分硫除掉，对烧渣进行水浸。烧渣水浸实验条件∶水浸液固份额为2∶1，水浸时刻分别为15min、 45min 、60min、 90min 、120min，实验成果见表4。 从表4能够得知，跟着水浸时刻的添加，烧渣中的含硫量越来越少，当水浸时刻45 min后，硫含量改动不明显，因而挑选水浸时刻为45min。 表4 烧渣水浸时刻实验成果水浸时刻/minw(S)/%00.31150.27450.18600.16900.151200.15 为了实验便利，将一切烧渣样先进行了水浸45min，晒干后进行浸金实验。因而，以下用于浸金的试样，均是烧渣水浸45 min后的试样。 2、预处理后化浸金实验 依据硫精矿烧渣化学分析成果，烧渣中金档次1.31，其间含有影响化浸出的有害元素S、Cu、As。这些元素均可与效果，耗费，有的还耗费溶解氧，然后下降金的化浸出率，但少数的Pb盐的存在能够加快金的敏捷溶解。为此，对水浸后烧渣进行了预处理后的化浸金实验。对水浸后烧渣矿浆进行重复过滤洗刷，对浸出前后的渣进行金档次测定。条件实验有∶磨矿细度、用量、预处理时刻、化浸出矿浆浓度、化浸出PH值、用量、化浸出时刻等。实验工艺流程及条件见图1。图1  化浸出工艺流程 （1）磨矿细度实验 改动磨矿时刻，得到不同磨矿细度，进行化浸金实验，成果见图2。从图2得知，跟着磨矿时刻的添加，金的浸出率反而下降。这说明烧渣孔隙度添加，其间金颗粒现已露出出来了，细磨反而使得矿浆泥化，使泥掩盖在露出的金粒上，不利于金的化浸出，故挑选烧渣不经磨矿直接进行浸金。图2  磨矿细度对金浸出率的影响 （2）用量实验 用来那个实验成果见图3。从图3得知，不加，金的浸出率仅为37.8%；跟着用量的添加，金的浸出率也随之添加。当用量到达300g/t时，金的浸出率到达了52.3%；用量为400g/t时，金的浸出率为53.5%，比用量300g/t时稍好。归纳考虑，选取300g/t做为最佳用量。图3  用量对金浸出率的影响 （3）预处理时刻实验 用量固定在300g/t，改动预处理时刻，其他条件固定不变，实验成果见图4。从图4得知∶跟着预处理时刻的添加，金的浸出率也随之升高；当预处理时刻到达4h后，金的浸出率改动缓慢，浸出的效果改善不明显，断定预处理时刻为4h。图4  预处理时刻对金浸出率的影响 （4）化矿浆浓度实验 的用量为300g/t，预处理时刻为4h。矿浆浓度（以液固比来表明）实验成果见图5。从图5得知∶液固比为1.5∶1时，金的浸出率为46.3%。液固比对金的浸出率影响不大。图5  矿浆浓度对金浸出率的影响 （5）pH值条件实验 的用量为300g/t，预处理时刻为4h，化浸出液固比为2∶1，其他条件固定不变，pH条件实验成果见图6。选用石灰调理矿浆ph值。参加石灰的效果∶一是石灰能够清洁单体金和连生金的表面，使金颗粒更易化浸出；二是石灰在化过程中能够调整矿浆的pH值，使矿浆能够坚持足够高的ph值，然后是化浸出顺利进行；别的，石灰价廉易得，还能够使矿浆凝集，有利于化矿浆的洗刷。 从图6可知，跟着矿浆ph值的升高，金的浸出率改动很明显。在低pH（pH＝9）时金的浸出率很低，仅为8.4%；而当矿浆ph升高时，金的浸出率随之增大；当pH到达11时，金的浸出率达最大，为55.9%；pH持续升高，金的浸出率略微下降。这可能是因为过量Ca(OH)2会发生薄膜掩盖在金的表面，影响了金与的效果，使得浸出率下降。浸出时矿浆的pH控制在11左右。图6  化浸出ph对金浸出率的影响 （6）用量实验 的用量为300g/t，预处理时刻为4h，化浸出液固比为2∶1，矿浆ph值为11，浸出时刻24h，用量实验成果见图7。由图7可知，跟着用量的添加，金的浸出率也随之升高。在低用量时金的浸出率很低。仅为19.3%；而当用量到达5g/t时，金的浸出率达53.8%；持续添加的用量，金的浸出率改动不大。图7  用量对金浸出率的影响 （7）化浸出时刻条件实验 化浸出时刻实验成果如图8。从图8可知，跟着化浸出时刻的添加，金的浸出率也随之升高。而当化浸出时刻为24h时，金的浸出率到达52.3%；持续添加化浸出时刻，金的浸出率改动不大。归纳考虑，化浸出时刻选取24h。图8  化浸出时刻对金浸出率的影响 （8）归纳条件实验 依据以上断定的条件进行归纳条件实验。的用量为300g/t，预处理时刻为4h，化浸出液固比为2∶1，矿浆ph值为11，用量5kg/t，化浸出时刻24h，归纳条件实验成果见表5。化浸金后浸渣的多元素分析见表6。实验成果表明，烧渣化金浸出率达51.9%，烧渣中铁品尝达66.63%，且烧渣中Cu，S，Pb，As等元素的含量均契合铁精矿冶炼的标准。 表5 化浸出归纳条件实验成果序号烧渣Au 档次/（g·t-1）浸渣Au 档次/（g·t-1）Au浸出率/%11.320.6550.821.320.6253.0平均值                                               51.9 表6 化浸渣的化学多元素分析成分w/%Fe66.63Cu0.258S0.16Pb0.022As0.12Au*0.61 w(Au)/10-6 三、结语 （一）对含硫51.6%、金0.98 g/t的硫精矿进行了焙烧条件实验，断定选用的焙烧温度为850℃、保温时刻为8h，烧渣中铁品尝达66.81%，金档次达1.31g/t，一起烧渣中硫质量分数为0.31%。 （二）烧渣中残留硫选用水浸45min能够有用去除，使烧渣中硫质量分数下降至0.18%，契合铁精矿冶炼对硫的要求。 （三）水浸后烧渣进行了预处理化浸金工艺实验，取得金浸出率为51.9%，化浸渣中铁品尝到达66.63%，且杂质元素的含量均契合铁精矿冶炼的标准。 （四）选用实验断定的工艺及条件处理该硫精矿，能够归纳收回铁、金，到达削减废渣排放的意图。 【参考文献】 [1]罗文，许承凤.硫酸烧渣归纳利用新途径探析[J].安徽化工，2004，31（6）：42-43.

摘要  介绍了对广东河台金矿金精矿化尾渣铜归纳收回所采纳的技能改造办法，以及改造后所取得的经济技能目标。    关键词  金精矿  化尾渣  浮选  归纳收回    1.导言    广东河台金矿原矿为贫硫化物糜棱岩型含金矿石，其有价元素首要为金、银、铜。选厂原规划选矿流程为单一浮选金铜工艺。为完成就地产金，1998年底又建成日处理100t的金精矿化厂，形成了浮选—金精矿化提金工艺流程。该流程因受原浮选工艺出产规模的约束，金精矿化工艺的供矿量仅达50t/d，别的化尾渣中的有价铜矿藏不能得到归纳收回。    浮选金精矿中所含矿藏首要是以黄铜矿为主的原生矿藏及次生硫化铜矿藏，两种铜矿藏对化浸出影响不大。为此，决议选用金精矿化尾渣浮铜工艺进行铜和剩下金银矿藏的归纳收回。    2.化尾渣的物质组成    2.1  原矿性质    该矿矿石为贫硫化物糜棱岩型含金矿石，矿石中金属矿藏含量较低。首要金属矿藏有黄铁矿、磁黄铁矿、黄铜矿、天然金，共含有少数的闪锌矿、方铅矿和毒砂。金属矿藏含量约占矿石矿藏含量的2.27%。脉石矿藏以石英、绢云母为主，其次为方解石、长石等。    2.2  化尾渣分析    因本次工艺研讨的首要对象是化尾渣，因而对其进行了多元素分析和首要收回意图矿藏铜矿藏的物相分析，成果别离见表1、表2。表1 化尾渣多元素分析成果表元素CuFeSAl2O3SiO2CPbZnAu（g/t）Ag（g/t）WB/%2.515.3613.484.4245.60.650.310.232.6830表2  化尾渣铜矿藏物相分析成果物相称号Cu/氧化铜Cu/次生硫化铜Cu/原生硫化铜全铜WB/%0.0090.0560.1760.241W相对B/%3.7323.2473.02100[next]     3   工艺出产实践研讨    经过对化尾渣的矿石性质分析及小型实验研讨，决议选用浮选工艺收回浸渣中的铜矿藏及剩下金银矿藏，为此对现场原出产工艺中影响渣浮选的首要问题进行了分析研讨并采纳了相应的改造办法。    原出产工艺中浮选精矿化要求的磨矿细度为-0.037mm占90%，在此粒度条件下咱们对铜矿藏的单体解离状况进行了测定，测定成果如表3.表3  铜矿藏单体解离度测定成果铜矿藏存在状况单体铜矿藏铜矿藏与脉石连生铜矿藏与黄铁矿连生铜矿藏与磁黄铁矿连生脉石包裹铜矿藏算计W相对B/%48.626.41.57.216.3100     从表3能够看出，浸渣中铜矿藏的单体解离度不高，仅为48.6%，这将影响浮选铜精矿的档次。为此，要到达在满意铜精矿档次的前提下，最大极限进步收回率的意图，出产中要求必须加强磨矿作业的办理。采纳的首要办法为：下降旋流器给矿浓度，安稳其给矿量和给矿浓度，增大旋流器的作业压力，进步旋流器的分级功率，从而在现有条件下使磨矿细度到达-0.037mm占95%以上。严格操控浮选作业条件，以完成在保证铜精矿档次的前提下取得较高的收回率。    河台金矿对环保要求较高。前段化工艺的出产尾液施行零排放，置换贫液悉数回来洗刷作业，而原规划的收回体系长时间搁置，因而洗刷后的稠密机底流根含量仍较高，一般可达2~6×10-6。如此高的根浓度将对铜矿藏发生较强的抑制效果。为此决议选用以下计划消除其影响，首要选用厢式压滤机对化尾渣进行压滤，使其滤饼含水量不高于15%，然后参加滑水调浆至浓度27.5%，这样可使浮选的矿浆中根浓度大幅度下降，消除根对选铜作业的影响。一起参加CS药剂一方面进一步消除剩余根的影响，另一方面活化次生铜矿藏及部分氧化矿藏和连生体矿藏，以完成最大极限进步浮选作业收回率的意图。    原浮选精矿中浮选药剂含量较高，在化浸出前没有经过脱药处理，虽经过磨矿分级及洗刷作业，但渣中残留的浮选药剂仍严峻影响下段铜矿藏的收回。在出产中发生很多的泡沫，至使呈现目标无法操控及浮选作业严峻跑槽等问题，给选铜工艺带来困难。经过厢式压滤机的过滤，可大大消除残留药剂的影响。经过对选铜新药剂品种和用量的調整，使铜精矿档次和收回率得到较好的操控。    出产中选用的厢式压滤机为接连排矿。跟着前面化作业的动摇，使其每次排矿量及排矿距离时间都无法固定，而选铜的浮选出产一般对工艺参数要求较提升，因而要求给矿量及给矿浓度相对安稳，为此在浮铜作业前设置三段拌和作业。一段为调浆作业，以保证矿浆浓度为27%；二段为缓冲作业，以保证前段压滤距离期间能有满足的储矿量；三段为给矿作业，保证给入浮选作业的矿量及浓度均匀接连。    4.改造后的工艺流程、设备及作业条件依据现场工艺研讨终究断定的渣选铜工艺流程所选首要设备为压滤设备： XAZ120m2箱式主动压滤机：1#拌和槽：ф2500 x 2500mm机械式拌和槽;2#拌和槽: ф  2500 x 2500mm冲1500 x 1500mm机械拌和槽;3#拌和槽:似500 x 2500mm机械拌和槽;粗选:SF一4m3浮选机2台(原有);一次精选:SF一4m3浮选机2台(原有);二次精选:SF一4m3浮选机1台(原有);二次扫选:SF一4m3浮选机1台(原有);[next]    渣浮选作业条件:处理矿量50t/d;磨矿细度:-320目占95%;滤饼含水:不大于17%;矿浆流量:117L/min;调浆浓度:27%;粗选加药:黄药80留t,2号油60g/t;一扫加药:黄药40 g/t,2号油30 g/t;二扫加药:黄药20 g/t,2号油20 g/t ; CS用量:200 g/t。    5 出产工艺目标及技能经济分析    5.1 出产工艺目标    经过4个月的出产运转，所取得的首要技能目标见表4.表4  化尾渣浮选工艺目标原矿累计铜档次/%尾矿累计铜档次/%精矿累计铜档次/%收回率/%4.140.5518.87/%     5.2  经济技能目标    1)产量核算。处理矿量按50t/d计，年作业天数按300d计，渣铜档次按4%计，归纳收回率按85%计，铜精矿档次按18%计，铜价格按其时价格11 500元/t计，年产含量铜510t，含量铜供应收入为586.5万元。    别的化验铜精矿中金档次为6岁t，精矿中金计价40元/g，则含量金供应总收人为68万元。年总收人为654.5万元。   (2)年总本钱核算。年总本钱包含出产本钱和供应本钱。其间，出产本钱包含电耗、药耗、人工及材料耗费，其年总额为65.02万元。供应本钱包含人工费、运费，年总额为85万元，两项算计总本钱为150.02万元。   (3)税金按供应收人的12%计，则总额为70.38万元(不包含含量金部分)。   (4)年供应铜精矿赢利为434.1万元。    6 结语    经过对广东高要河台金矿现场工艺和矿石物质组成的全面研讨，选用浮选工艺归纳收回金精矿化尾渣中的铜及剩金，对现场的工艺施行改造，使其渣收回铜浮选厂投产一次成功，完成了归纳收回的意图，给厂商带来较明显的经济效益。渣收回铜不管在技能和经济上都是合理可行的，因而，能够为相似矿石的尾矿收回供给很好的学习效果。

苏联有许多金选矿厂产出金-砷浮选精矿。因为金-砷精矿中的金具有亚微细粒的特色，所以金-砷浮选精矿的化作用很不抱负。将这种精矿送铜冶炼厂与铜精矿-起冶炼也有-些困难。这是因为一部分砷会进入粗铜和焙烧炉气中，必然对所得产品（阴极铜、硫酸等）发生不良影响。一起，在单个冶炼厂中，由这类精矿所带来的砷约为各种物料含砷总量的50%以上。     现在，砷从工艺过程中呈硫酸钙和钙的混合沉积物方式排出，其沉积物含砷在5~15%之间。因为它们的毒性大，故需花很多费用来储存它们。     在大都已拟定和提出的处理含砷精矿的工艺流程中，使砷转变为毒性小的富集产品（硫化物）中而排出的办法，是很有发展前途的。     处理上述精矿的办法之-，就是在通入-定量的空气后，精矿制粒进行氧化-硫酸化焙烧，使砷以硫化物方式披提高而排出，然后得到不含砷的氧化烧渣。这样就可以用化法从氧化烧渣中收回金。脱砷办法的根底就是使砷黄铁矿与黄铁矿相互作用，生成四硫化砷。     实验的样品取自某选矿厂的金-砷浮选精矿，其化学组成如下，%：S102 34.1；Fel8.1；S（硫化物型硫）12.3；Al2O3 12.2；As 6.7；Ca0 3.4；Mg0 2.5；Au 96.5克/吨。     硫化矿藏为砷黄铁矿（14.6%）和黄铁矿（17.6%）。物料粒度为70%~74微米。     经过物相分析断定，样品中金的首要形状下：     可混收回的游离金        26.3%     可化收回的部分浸染状金  58.0%     被氧化物薄膜掩盖的金      2.0%     被硫化物包裹的亚微粒金    13.7%     总    计    100% 经预先再磨，使物料细度到达97%~74微米后，对浮选精矿进行化。将浸出时刻延长到144小时后，金的浸出率也不超越86%。增加铅盐并坚持较低的碱浓度后，也未获得好作用。 金收回率较低的原因在于-部分金与硫化物严密共生，故无法用机械办法使金别离。     进一步研讨的方向是往鼓风炉内送入-定量的空气，用氧化-硫酸化焙烧办法，使难处理的金发生热化学分化。     经屡次接连实验后，依据对提高物中的含量和废气的分析成果，断定了为使空气中的氧得到充沛吸收和提高物中不构成亚酐（）所需的空气耗量。空气耗量可从总反应式求出16FeAsS+12FeS2+4502=14Fe2O3+4As4S4+24SO2此外，还应考虑到过剩黄铁矿氧化时所需求的空气量。

某矿业有限公司是一家以采选金产品为主业的矿山企业，目前工采的含金多金属硫化矿石，采用浮选法从矿石中分选出金精矿、铅金精矿、锌精矿和硫精矿。载金矿物以方铅矿、毒砂为主。由于硫砷分离（磁黄铁矿、黄铁矿与毒砂分离）没有有效解决，硫精矿中的金没有被计价销售，目前金的回收率偏低仅60%左右。为提高金的回收率，实现硫精矿中金的有效回收，本研究针对高砷硫精矿，以突破硫砷分离为技术路线，探索获得砷金精矿产品以提高金的回收率。 一、试样性质 将高砷硫精矿（下称物料）进行主要化学元素分析和粒度分析，结果分别见表1和表2。    物料试样中含硫36.30%，含砷6.72%，含金2.6g/t，属高砷硫精矿，且知毒砂是金的载体矿物。就本试样言，试验拟通过浮选分离毒砂和黄铁矿，使金在毒砂中富集作为砷金精矿产出。 由表2数据可知，试样粒度较细，－0.074mm（－200目）粒级含量为68.24%，硫、砷的分布率分别为72.56%和76.00%。其中－0.043mm（－325目）粒级中的硫砷分布率也较高，分别达到32.52%与34.62%，从浮选角度分析，这部分物料会影响分离时抑制剂的选择性，从而造成分离困难。 二、分离方法的确定和试验研究内容 （一）该公司现场选矿原则流程为混浮选铅金－铅金分离，浮尾硫酸铜活化浮锌，锌尾调浆在酸性条件下浮硫。本研究在不改变生产原测流程的前提下，采用抑砷浮硫的方案进行试验研究，重点探讨砷硫分离浮选的抑制剂。 通过对比进行了碱法和酸法两种浮抑砷分离工艺的试验研究，结果表明采用酸法工艺为宜，并在酸法浮硫抑砷的抑制剂种类中筛选出Y－As抑制剂为佳。 （二）硫砷分离试验分析与结果 1、抑制剂用量试验 以Y－As作毒砂的抑制剂，分别进行了矿浆pH、Y－As抑制剂用量及捕收剂的用量试验，其中Y－As抑制剂的粗选用量条件试验流程图见图1，试验结果见图2。图2表明：增加抑制剂用量，硫精矿回收率有下降趋势。当Y－As用量2kg/（t·原矿），硫精矿含砷1.65%最低，此时砷的回收率69.36%。 2、精选试验 两次粗选后的泡沫含砷1.65%，因此进行精选Y－As用量试验，精选试验流程在图1条件试验流程的基础上增加一次精选，试验结果见图3。 由图3可知，精选增加Y－As用量有利于抑制毒砂。当添加Y－As为100g/t时，硫精矿中砷含量为1.00%左右，且砷的回收率约为9.00%，继续增加用量，砷品位及其回收率基本不变，因此，确定精选Y－As用量为100g/t为量佳。 （四）闭路试验 针对原矿中部分黄铁矿难活化而部分毒砂难抑制的特点，根据精选试验结果进行闭路试验。硫砷分离闭试验流程为两粗一精一扫见图4，试验结果见表3。由表3数据可以看出，经两次粗选一次精选后硫精矿含S42.85%，硫回收率85.51%，含As1.08%，Au0.42g/t；尾矿作为砷金精矿，产率27.52%，砷品位20.34%，含Au8.66g/t，砷回收率87.73%，金回收率88.67%，硫损失率仅14.49%。 三、结论 （一）试样为高砷硫精矿，含S36.30%，As6.72%，Au2.6g/t，砷矿物主要是毒砂，且为载金矿物，因此实现硫砷分离是提高金回收率的必要途径。 （二）Y－As为一组合抑制剂，由无机盐与有机抑制剂组合而成，无毒、廉价、来源广。本试验研究表明，在酸性矿浆中，Y－As组合抑制剂对毒砂具有较强的抑制作用。 （三）小型闭路试验获得硫精矿含S42.85%，硫回收率85.51%，含As1.08%，Au0.42%；尾矿砷品位20.34%，含Au8.66g/t，砷回收率87.73%，金回收率88.67%，作为砷金精矿销售，达到预期综合回收金的目标。

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。

在不同温度下，用处理才能为1公斤/小时的接连作业的鼓风炉对预先制成粒状并烘干后的精矿进行焙烧。烧渣产率为87~89%。焙烧过程中，金没有烟尘丢失。金悉数富集到烧渣之中，所以金的含量提高了11~13%。通过冷凝和捕集硫化物型提高物之后，废气中含有，%（体积的）：SO29.5，CO2（碳酸盐分化的产品）4.9，N285.7。 粒团经焙烧后磨碎到0.3毫米，并在液：固=2：1的条件下化48小时。用过氧化作为氧化剂。     在焙烧温度为620~650℃条件下所得之烧渣化时，金的最高回收率为95%，耗量为6.6公斤/吨（见表）。     若将焙烧温度提高到700~C以上时，金会发生热钝化，这对化作用有不良影响。     明显，为了削减的耗量有必要用NaOH溶液或H2S04溶液对焙烧后的烧渣进行处理。用7.5%的NaOH ~H2SO4溶液浸出烧渣4小时，浸出温度为20℃，然后用水细心洗刷，再化48小时。这样做的成果可使耗量下降到1.12~2.2公斤/吨。     依据研究成果，提出了处理金-砷硫化物浮选精矿的工艺流程（见图）。该流程有下列长处：在进行氧化-硫酸化焙烧过程中能够使用来自放热反应的热量，砷能以微毒性的方式适当彻底地从精矿中排出。这样能契合环境保护方面的要求。    硫化砷可作为出产元素砷和的质料。即便硫化砷的需求量太小，但它的储存费用（按每吨砷来核算）也比不合标准的钙的储存费用低得多。     依照引荐的工艺流程，精矿制粒应在接连作业的鼓风炉内进行焙烧。这样在铜冶炼厂处理烧渣时，进入工艺过程中的砷量可大大削减。 对难处理的金-砷精矿是就地处理，仍是送铜冶炼厂处理的合理性问题，有必要依据技能-经济核算成果而定。

浙江省遂昌金矿有限公司选用浮选金精矿化浸出工艺收回金，日处理原矿300 t，选用的工艺流程为两段－闭路碎矿－阶段磨矿－阶段选别－金精矿再磨－浸前浓缩－两浸两洗－贵液锌粉置换－滤渣压滤－贫液（部分回来）除外排。2000年完结小型全泥化浸出实验，2001年进行富氧助浸实验，2003年将原300t/d的浮选－化工艺改为150t/d的全泥化工艺。技改后，选用了多项新技能：贵液回来磨矿，边磨边浸；高高碱富氧浸出；陶瓷过滤机尾矿脱水；稠密机高效化改造；含污水零排放；在南边初次选用化尾渣干法堆置技能等，金、银收回率均进步4％。一起，将原浮选设备、场所改形成为全泥化、铅锌矿选矿工艺2个独立出产体系，节约出资费用，为铅锌矿选矿出产发明了条件。 一、原矿性质 矿石中有用矿藏为天然金、天然银及银金矿等。金银矿藏有金银矿、银金矿、天然金及辉银矿等，金约90％散布在金银矿中。金属矿藏首要为黄铁矿、磁黄铁矿、白铁矿、闪锌矿、黄铜矿及方铅矿等；脉石矿藏首要为石英、白云石及方解石等。原矿多元素化学分析成果见表1。 表1  原矿多元素分析成果  %AuAgSCuPbZnAs∑FeP1.005×10-32.55×10-23.360.050.060.160.084.630.032K2ONaOTiO2CaOMgOSiO2MnAl2O3酌减0.420.020.090.390.3380.460.472.50～3.703.26 金银矿藏多呈卵圆状、叶状、棒状和不规则树枝状，粒径多在0.01～0.038mm之间，最大粒径0.3mm，最小粒径为0.003mm。赋存状况有2种：包裹体方法，约占30%，绝大部涣散布在黄铁矿中，少数涣散在方铅矿、闪锌矿和黄铜矿晶体中，粒径一般小于0.01mm；连生体方法，约占70%，散布于脉石矿藏和金属硫化物间，粒径改变较大，在0.20～0.02mm之间。矿石属易选易浸矿石。 二、全泥化浸出工艺技能改造 全泥化浸出工艺流程如图1所示。图1 全泥化出产工艺流程图 （一）边磨边浸强化浸出工艺 从冶金动力学视点看，边磨边浸有着强化浸出的作用，使金的浸出时刻缩短。强化浸出的原因有：1、金的化络合反响是受涣散控制的反响，在边磨边浸进程中，磨矿介质与矿石颗粒之间存在激烈的碾磨作用，损坏或减薄了矿石中金微粒表面的涣散界面层，强化了CN-、O2分子及金络离子的涣散，然后加快了金的化络合反响。2、粗矿料在磨碎进程中使金微粒不断暴露出新鲜的表面，使表面反响活性进步，有利于化络合反响的进行。3、金颗粒不断被磨细，使溶解的表面积不断增大，然后缩短了金的溶解时刻。在出产实践中，不需预浸，将部分贵液直接回来球磨、分级溢流处，可完成整个体系水的循环运用，完成零排放。选用边磨边浸工艺，可浸出至少50%的金、银，能够进一步缩短浸出时刻，贫液作为浓缩机洗水，可有用下降排液中金的含量。为防止含液体的跑、冒、滴、漏，在流程中设置了报警及自动控制设备。 （二）陶瓷过滤机的运用 原选用的XMG300×1 250（300m2）厢式压滤机尽管结构简略，固液别离操作便利，但存在运转本钱高、滤饼水分高（达17.92%）、自动化程度低、人工劳动强度大、操作人员多、保护作业量大、简略喷浆、场所卫生差、滤液污浊等许多问题，而陶瓷过滤机是最近几年发展起来的用于固液别离的新式设备，有着自动化程度高、操作便利、脱水产品水分低(16.81%)等长处，在有色冶金职业得到了广泛使用。选用陶瓷过滤机处理全泥化尾矿，自动化程度高，操作便利，脱水彻底，滤液明晰，目标较为抱负。 （三）尾渣干法堆置 尾矿压滤、尾渣干法堆存工艺在国内黄金矿山的使用已有近10a时刻，实践标明。尾矿经压滤、干式堆存，能够给矿山带来显着的经济效益和社会效益，应大力推广。 黄金矿山，特别选用全泥化法的矿山，为尽量运用化废水以及收回和已溶金，都对尾矿压滤后选用干式堆存。浮选尾矿在尾矿库内的天然沉降有分级作用，粗粒沉于坝前，有利于排渗，而化尾渣（含水17%左右）粗细不分级，质地均匀，有利于固结（在没有外来水进入的情况下）而不利于排渗。化尾矿以干式堆存，没有外来水补给，自身无渗水可排，所以进步了稳定性。 对尾渣干堆的办理采纳了多项办法：1、树立截（排）水沟，将降雨形成的外来补给水彻底扫除在干堆场之外；2、加强堆场内坡面平坦、引水作业，将表面雨水以分区块设排水沟，以小流量（涣散）方法引到鸿沟排水沟中，树立中间高、向两边排水沟缓慢歪斜的地表面，防止积水；3、在堆积体上树立若干标识，守时进行变形监测；4、旱季时操作人员进入风险区域作业有必要采纳在必要的防护办法并在有人监护的情况下进行，不得独立进入风险区作业。5、备足漂以应急降解，一旦含的渗流水根偏高，影响总排目标时，则添加漂；6、有清晰的堆置次序、堆置要求；7、遇雨水降临，要做好化渣场的掩盖作业。 从2003年7月全泥化出产以来，对堆场渗水检测（绝大部分时刻没渗水）成果标明，下流水质和尾矿库总排目标比全泥化前有所改善，在2003年12月的环境评价中，得到了“对环境不会发生恶化的影响，其间Cu、Zn、Cd、Mn、CN-浓度有不程度下降”的定论。 （四）新增装备辅佐浸出—富氧体系 选用富氧浸出能够显着添加矿浆中溶解氧的含量，进步金的溶解速度，显着下降化尾渣金档次，不添加浸出设备，削减浸出槽数量、削减充气功率（制氧机功率小于空压机功率），下降电耗、炭耗、药耗。富氧浸出工艺只需8～16h就能得到与炭浸工艺（CIL）24h适当的浸出目标，金浸出率一般可进步1%～3%，下降用量10%～30%，然后进步浸出设备处理才能1倍以上，节约建造出资，下降出产本钱。出产标明，选用富氧浸出时刻到12h，浸渣档次均匀在0.50～0.80g/t；富氧浸出16h，金均匀浸出率为97.18%，超越非富氧浸出30h的目标。一起，依据贵液中银、铜含量高的特色，进行了高高碱浓度置换实验，作用较好。出产实践标明，置换后贫液中金质量浓度别离降到0.02和0.08mg/L以下。 三、结语 改善后的全泥化浸出技能的首要长处有： （一）工艺简略，中间环节少，中矿丢失少，有利于金属收回； （二）不需选矿，节约了浮选药剂和电耗，下降了出产本钱，也防止了浮选药剂对环境的污染； （三）不需预浸，石灰和可直接参加球磨机中，贵液直接回来球磨、分级溢流，为完成整个体系水循环运用，完成零排放供给有利条件； （四）浸出目标好，归纳收回率比选矿－化工艺目标高； （五）装备辅佐浸出－富氧体系，浸出时刻比传统工艺缩短一半； （六）化尾矿干法堆存，废水零排放。 改善前后的出产技能目标比照成果见表2。能够看出，选用全泥化浸出工艺，金、银总收回率均进步了4%以上，经济效益显着，并且无废水排放，尾渣可干式堆存，对环境无污染，有较好的环境效益。 表2 改造前后的工艺目标

在稀土精矿的生产上存在两大问题，严重影响了包头稀土 产业 的可持续发展。　　第一个是稀土精矿品位，产品单一，处理工艺也比较单一，稀土选矿厂生产的大部分是50%REO的精矿，处理工艺也是单一的浓硫酸焙烧工艺，给地区环境造成较大影响，黄河附近的稀土冶炼企业威胁黄河水源，处于半停产和全体等待迁徙的境地。如果稀土精矿品位提高到55%或60%以上，则从工艺上进行改变，就可从根本上改进和解决稀土冶炼企业的三废对环境带来的不利影响，因此改变稀土精矿产品结构，生产高品位稀土精矿是一项紧急和迫切的任务。　　第二个是稀土回收率太低，目前，用包头资源生产稀土精矿的选矿厂回收率不高，大部分选矿厂实际回收率都不超过60%，有的还要低，远远低于四川和美国同类选矿厂的水平，因此，提高包头资源稀土精矿回收率就更具有特殊的意义。其一是集中回收稀土矿物，使铁精矿的质量和回收率得到提高。由于铁精矿中的磷、氟严重影响了钢铁冶炼，铁的选矿回收率往往也是受到稀土矿物、萤石矿物等的影响，提高稀土精矿回收率对解决包头资源的全面综合利用具有重要的意义；其二是钍的回收利用得到保证，因为包头资源中的钍主要集于稀土矿物中，或者说绝大部分钍与稀土共生于稀土矿物中，要回收钍必须从稀土冶炼过程中回收，稀土回收率提高了，钍的回收率也提高了。而钍被认为是解决未来核能发电的长期核燃料来源，因此，提高稀土精矿回收率对钍的回收利用也具重要意义。其三是对放射性钍元素的环境影响也有很大的积极帮助，钍集中回收和利用，避免了放射性钍元素的扩散并避免对其他产品、空气、水源等造成污染和影响。在进行工业生产试验，本试验的目的就是既要提高稀土精矿品位，又要同时提高回收率。用不同工艺生产稀土精矿品位53%和59%的产品，回收率分别达到84%和90%以上，而且由于精矿品位和回收率的大幅提高，产品档次提高，生产效率提高，使选矿的经济效益大幅增长。这次提高稀土精矿品位和回收率的试验是在选矿闭路串级理论的基础上进行的，而这一理论又是在稀土萃取串级理论的基础上完成的，根据这一理论，对某一种选矿体系，可以通过计算和设计来达到我们人为要想达到的技术指标，这一理论的应用已经得到实验的证实，如能推广应用，对提高矿产品的质量和回收率是很有意义的，对矿产资源的节约利用和发展循环经济也将具有重要的意义。更多有关稀土精矿的内容请查阅上海 有色 网

锌是微量元素的一种，在人体内的含量以及每天所需摄入量都很少，但对机体的性发育、性功能、生殖细胞的生成却能起到举足轻重的作用，故有&ldquo;生命的火花&rdquo;与&ldquo;婚姻和谐素&rdquo;之称。人体正常含锌量为2-3克。绝大部分组织中都有极微量的锌分布，其中肝脏、肌肉和骨骼中含量较高。锌是体内数十种酶的主要成分。锌缺乏时全身各系统都会受到不良影响。尤其对青春期性腺成熟的影响更为直接。概况锌精矿一般是由铅锌矿或含锌矿石经破碎、球磨、泡沫浮选等工艺而生产出的达到国家标准的含锌量较高的矿石。锌 是一种常用有色金属,是古代铜、锡、铅、金、银、汞、锌等7种有色金属中提炼最晚的一种,金属锌具蓝白色，硬度2.0，熔点419.5℃，沸点911℃，加热至100～150℃时，具有良好压性，压延后比重7.19。锌能与多种有色金属制成合金，其中最主要的是锌与铜、锡、铅等组成的黄铜等，还可与铝、镁、铜等组成压铸合金。锌主要用于钢铁、冶金、机械、电气、化工、轻工、军事和医药等领域。锌精矿是生产金属锌、锌化合物等的主要原料。金属锌主要是生产铜合金、铅合金、镁合金 、 铅锌合金及锌化合物用于钢铁、冶金、机械、电气、化工、轻工、军事和医药等领域。市场行情由于全球锌精矿增产，特别是中国矿山扩产带来供应增加，2012年全球锌精矿供应首次由短缺转为过剩，过剩数额36.99万吨，受此影响，锌精矿加工费逐渐回升，行业利润格局出现向冶炼环节转移倾向，中国产业洞察网《锌精矿行业当前现状及未来趋势发展预测报告》数据显示2013年全球锌精矿加工费已敲定210.5美元/吨，增幅为10.2%，中国锌精矿加工费从2012年的4247元/吨，上升到了5060元/吨，增幅19.1%。矿产商在TC上的让利有利于提振生产企业热情，中国产业洞察网分析师调研，今年1月中国冶炼企业开工率73.41%，较去年相比维持高位，2月份受春节假期影响开工率略低，但仍能维持在70%上方。资源锌的单一锌矿较少,锌矿资源主要是铅锌矿。中国铅锌矿资源比较丰富，全国除上海、天津、香港外，均有铅锌矿产出。产地有700多处，保有铅总储量3572万吨，居世界第4位；锌储量9384万吨，居世界第4位。从省际比较来看，云南铅储量占全国总储量17%，位居全国榜首；广东、内蒙古、甘肃、江西、湖南、四川次之，探明储量均在200万吨以上。全国锌储量以云南为最，占全国21.8%；内蒙古次之，占13.5%；其他如甘肃、广东、广西、湖南等省(区)的锌矿资源也较丰富，均在600万吨以上。铅锌矿主要分布在滇西兰坪地区、滇川地区、南岭地区、秦岭-祁连山地区以及内蒙古狼山-渣尔泰地区。从矿床类型来看，有与花岗岩有关的花岗岩型(广东连平)、夕卡岩型(湖南水口山)、斑岩型(云南姚安)矿床，有与海相火山有关的矿床(青海锡铁山)，有产于陆相火山岩中的矿床(江西冷水坑和浙江五部铅锌矿)，有产于海相碳酸盐(广东凡口)、泥岩-碎屑岩系中的铅锌矿(甘肃西成铅锌矿)，有产于海相或陆相砂岩和砾岩中的铅锌矿(云南金顶)等。铅锌矿成矿时代从太古宙到新生代皆有，以古生代铅锌矿资源力量丰富。生产工艺与质量指标锌精矿的选矿工艺一般是由铅锌矿或含锌矿石经破碎、球磨、泡沫浮选等工艺,生产出达到国家标准的锌精矿,锌精矿的主要成份根据产品等级规定，锌含量为40--55%。质量指标等 级Zn(%)Cu(%)Pb(%)Fe(%1≧55≦0.8≦1.0≦6.02≧53≦0.8≦1.0≦6.03≧50≦1.0≦1.5≦8.04≧48≦1.0≦1.5≦12.05≧45≦1.5≦2.0≦12.06≧43≦1.5≦2.0≦12.07≧40≦2.0≦2.5≦14.08≧40≦2.0≦2.8≦18.0

铜是人类最早 发现和使用的金属之一，紫红色，比重8.89，熔点1083.4℃。铜及其合金由于导电率和热导率好，抗腐蚀能力强，易加工，抗拉强度和疲劳强度好而被广泛应用，在金属材料消费中仅次于钢铁和铝，成为国计民生和国防工程乃至高新技术领域中不可缺少的基础材料和战略物资。在电气工业、机械工业、化学工业、国防工业等部门具有广泛的用途。铜精矿是低品位的含铜原矿石经过选矿工艺处理达到一定质量指标的精矿， 可直接供冶炼厂炼铜。1)火法冶炼一般是先将含铜百分之几或千分之几的原矿石，通过选矿提高到20－30%，作为铜精矿，在密闭鼓风炉、反射炉、电炉或闪速炉进行造锍熔炼，产出的熔锍（冰铜）接着送入转炉进行吹炼成粗铜，再在另一种反射炉内经过氧化精炼脱杂，或铸成阳极板进行电解，获得品位高达99.9%的电解铜。该流程简短、适应性强，铜的回收率可达95%，但因矿石中的硫在造锍和吹炼两阶段作为二氧化硫废气排出，不易回收，易造成污染。近年来出现如白银法、诺兰达法等熔池熔炼以及日本的三菱法等、火法冶炼逐渐向连续化、自动化发展。2)现代湿法冶炼有硫酸化焙烧－浸出－电积，浸出－萃取－电积，细菌浸出等法，适于低品位复杂矿、氧化铜矿、含铜废矿石的堆浸、槽浸选用或就地浸出。湿法冶炼技术正在逐步推广，预计本世纪末可达总产量的20%，湿法冶炼的推出使铜的冶炼成本大大降低。主要矿物铜是一种典型的亲硫元素，在自然界中主要形成硫化物，只有在强氧化条件下形成氧化物，在还原条件下可形成自然铜。目前，在地壳上已发现铜矿物和含铜矿物约计250多种，主要是硫化物及其类似的化合物和铜的氧化物、自然铜以及铜的硫酸盐、碳酸盐、硅酸盐类等矿物。其中，能够适合目前选冶条件可作为工业矿物原料的有16种。即自然元素：自然铜（含铜近100%）；铜的硫化物：黄铜矿（含铜34.6%，括号指铜含量，下同）、斑铜矿（63.3%）、辉铜矿（79.9%）、铜蓝（66.5%）、方黄铜矿（23.4%）、黝铜矿（46.7%）、砷黝铜矿（52.7%）、

钨属于稀有元素，在地壳中含量仅为0.007%，我国钨（钨精矿）储量约占世界总储量的55%，居首位。华北、西北和西南都有产出，尤其是西起广西，经湖南、广东， 江西，东至福建的南岭山脉一带，钨矿最多。其中又以江西南部最为集中，大小矿山达数百处，大吉山、西华山、岿美山、盘古山等都是世界有名的钨矿山。我国选冶钨矿物原料与国外不同 国外长期以来开发的钨矿，主要是白钨矿，占总生产能力的60%。而我国尽管白钨矿已探明储量376万t，占全国钨矿总储量的71%，但由于一些大型、超大型钨多 金属 矿床的矿石物质成分复杂，嵌布粒度细，选冶技术尚未彻底解决，因而现阶段开采仍以石英脉型黑钨矿为主，占全国采出矿量的90%。 　　性质： 　　钨属亲石元素，主要以钨酸盐的形态存在于伟晶岩和热液矿床中；已知的钨矿约有15种，其中主要有黑钨矿和白钨矿两种。 　　(1)黑钨矿(Fe,Mn)WO4，又名钨锰铁矿，含WO3约76%，呈褐黑色至黑色，显半 金属 光泽，比重为7.1～7.9；属单斜晶系，晶体常呈厚板状，晶面上常有纵纹。黑钨矿常与石英脉共生在一起。 　　(2)白钨矿CaWO4，又名钨酸钙矿，含WO3约80%，常呈灰白色，有时略带浅黄、浅紫、浅褐等色，显金刚光泽或油脂光泽，比重为5.9～6.1；属四方晶系，晶形常呈双锥状，集合体多为不规则粒状或致密块状。白钨矿常与辉钼矿、方铅矿和闪锌矿共生在一起。 　　已知的含钨矿石主要有石英&mdash;黑钨矿矿石，硅卡岩&mdash;白钨矿矿石和砂矿等类型。 　　用途：钨精矿是生产钨铁、钨酸钠、仲钨酸铵（APT）、偏钨酸铵(AMT)等钨化合物的主要原料,其下游产品主要有三氧化钨、蓝色氧化钨、钨粉、碳化钨、硬质合金、钨钢、钨条、钨丝等。 　　生产工艺： 　　钨精矿的选矿工艺一般是由钨矿石(黑钨矿或白钨矿)经破碎、球磨、重选(主要有摇床、跳汰)、浮选、电选、磁选等工艺过程,生产出达到国家标准的黑钨精矿或白钨精矿,钨精矿的主要成份三氧化钨含量可达到65%以上。&nbsp;钨广泛应用于刀刃具、模具等的生产中。这种暴涨主要是供求关系所造成的，而造成这种供求关系的深层次原因，除了包含加工制造业发展因素以外，还有出口过量的因素在内。由于我国的汽车工业、机械加工工业以及采矿业的不断发展， 市场 对硬质合金、高速钢刀刃具的需求正在快速递增，同时对耐震钨丝、钨合金、钨电极等焊接材料的需求也以同样的比例增长。而在供给方面，尽管所有的钨矿点都在高速运转,但今年一季度 产量 仍然不比去年.今年一季度我国钨精矿 产量 为16300吨，比去年同期下降1.6%。

1. 概况     钨属于稀有元素，在地壳中含量仅为0.007%，我国钨储量约占世界总储量的55%，居首位。华北、西北和西南都有产出，尤其是西起广西，经湖南、广东， 江西，东至福建的南岭山脉一带，钨矿最多。其中又以江西南部最为集中，大小矿山达数百处，大吉山、西华山、岿美山、盘古山等都是世界有名的钨矿山。     我国选冶钨矿物原料与国外不同  国外长期以来开发的钨矿，主要是白钨矿，占总生产能力的60%。而我国尽管白钨矿已探明储量376万t，占全国钨矿总储量的71%，但由于一些大型、超大型钨多金属矿床的矿石物质成分复杂，嵌布粒度细，选冶技术尚未彻底解决，因而现阶段开采仍以石英脉型黑钨矿为主，占全国采出矿量的90%。      2. 性质     钨属亲石元素，主要以钨酸盐的形态存在于伟晶岩和热液矿床中；已知的钨矿约有15种，其中主要有黑钨矿和白钨矿两种。     (1)黑钨矿(Fe,Mn)WO4 ，又名钨锰铁矿，含WO3 约76%，呈褐黑色至黑色，显半金属光泽，比重为7.1～7.9；属单斜晶系，晶体常呈厚板状，晶面上常有纵纹。黑钨矿常与石英脉共生在一起。     (2)白钨矿CaWO4 ，又名钨酸钙矿，含WO3 约80%，常呈灰白色，有时略带浅黄、浅紫、浅褐等色，显金刚光泽或油脂光泽，比重为5.9～6.1；属四方晶系，晶形常呈双锥状，集合体多为不规则粒状或致密块状。白钨矿常与辉钼矿、方铅矿和闪锌矿共生在一起。     已知的含钨矿石主要有石英—黑钨矿矿石，硅卡岩—白钨矿矿石和砂矿等类型。      3. 用途     钨精矿是生产钨铁、APT（仲钨酸铵）的主要原料。      4. 产制     钨砂从岩体中采出，经粗碎、筛分及手选后，通常采用磁选、浮选以及重力、静电、化学选矿等方法进行精选，经精选后，可得到含WO3 为65%以上的钨精矿成品。

凡口铅锌矿l号尾矿库从1968年投产到20世纪80年代初闭库，尾矿库容面积20hm2，共有尾矿约40万t。在矿石日趋贫化、资源日渐干涸、环境认识日益增强的今日，尾矿归纳使用将成为凡口铅锌矿可继续发展的必然选择。 因为遭到技术水平，配备功能，经济条件等要素的影响，凡口铅锌矿20世纪60、70年代的选矿工艺流程和选矿水平遭到限制，铅锌硫等有价元素的收回率不高，然后形成适当一部分有价元素丢失到尾矿中。矿山尾矿的酸化是一个较为遍及的现象，部分尾矿有产酸的或许，特别是含硫较高的尾矿。凡口铅锌矿1号尾矿库的尾矿中硫含量高达13．8％，硫首要以硫铁矿的方式存在。20多年来，因为表层尾矿中的硫铁矿露出于空气中，加上天然淋滤效果，硫铁矿在细菌的催化下与水和氧气反响，发生了较多的硫酸，使1号尾矿库的天然pH值降到了6．5，并促进了尾矿表层部分重金属铅锌镉的溶解。研讨还发现酸化首要发作在尾矿表层0～30cm，对底层的影响不大，但酸化一旦发作， pH值会敏捷下降，重金属离子的溶出将明显进步，跟着酸化而发作一系列反响，加重尾矿对环境的污染。因而，收回凡口铅锌矿1号尾矿库中的硫精矿，能够大幅度下降硫的含量，削减酸化，保护环境，一起添加厂商的经济效益和社会效益。 一、尾矿性质 凡口铅锌矿1号尾矿库的尾矿，其首要元素化学成分和粒径散布别离如表1和表2所示。由表l和表2可知，凡口铅锌矿1号尾矿库的尾矿中首要成分为石英、碳酸盐矿藏、绢云母等脉石，其次为硫和铁，铅、锌等金属含量也较高，其间硫和铁首要以硫铁矿的方式存在，硫铁矿在整个尾矿中的含量高达18％。尾矿粒度较粗，+0．074mm粒级含量约占70％，-0．037mm粒级含量不到15％。-0．074 mm粒级尾矿中硫的含量仅为3．85％，且大部分为闪锌矿和方铅矿，+0．074mm的尾矿中硫的含量上升到15．2％。由凡口铅锌矿的粒度与解离度联系进一步分析可知，当矿石磨细到-0．074mm时硫铁矿解离已比较充沛，矿石磨细到-0．037mm时方铅矿与闪锌矿才充沛解离。在本来的矿石浮选过程中，-0．074mm的硫铁矿、-0．037mm的闪锌矿和方铅矿因为解离较充沛，其时已基本收回，尾矿中的硫铁矿首要会集在+0．074 mm粒级中。因为硫铁矿、方铅矿、闪锌矿的密度分另0为5．0～5．2t/m3、6．5～7．0t/m3、4．0～4．2t/m3，脉石(石英、碳酸盐矿藏、绢云母等)的密度为2．6～2．9t/m3，有价元素铅锌硫等与脉石矿藏的密度相差较大，比较合适重选进行开端的别离与富集。因而，断定对凡口铅锌矿l号尾矿库的尾矿选用0．074mm的细筛分级，筛上部分重矿湿磨，与筛下部分重矿兼并浮选收回硫精矿的实验计划。 二、实验成果及分析 （一）重选实验 因为凡口铅锌矿1号尾矿库的尾矿中，有价金属档次较低，脉石(石英、碳酸盐矿藏、绢云母等)含量到达了70％。单一的浮选收回有价元素本钱高，也难以获得合格的精矿产品，悉数尾矿都经磨矿将大大添加选矿本钱，粒度较细的尾矿再磨也会发生泥化，对硫精矿和铅锌等金属元素的收回晦气。重选不必药剂，对环境不发生污染，水源可循环使用相邻3号尾矿库已达标的外排水，加上设备简略、本钱低，是开端富集别离硫精矿的首选，通过摇床选别后，大部分脉石抛尾，不只能够消除矿泥对浮选的影响，还能够通过摇床的振荡对尾矿表面进行冲选和磨擦，有利于浮选收回硫精矿和后续的铅锌矿。在给矿量和给矿浓度断定的条件下，尾矿的粒度、摇床的冲程冲次和床面的倾斜度等都是重选收回硫精矿的关键要素。对+0．074mm粒级尾矿，选用小冲程、快冲次及冲刷水为小冲刷水、大横坡进行摇床实验；而-0．074mm粒级尾矿，选用大冲程、慢冲次及冲刷水为小冲刷水、小横坡进行摇床实验。对凡口铅锌矿1号尾矿库的尾矿用0．074mm细筛分级、各自重选，实验成果见表3。由表3可知，通过摇床选别后，+0．074mm粒纫重矿中，硫精矿的硫含量达28．6％。-0．074mm粒级中，尽管尾矿中的硫含量比较低，但因为硫铁矿等解离比较充沛，更简单用重选的办法与脉石矿藏别离，重矿中硫含量也到达了23．5％。对中矿进行二次重选富集，轻矿抛尾，算计可削减大约55％左右的脉石矿藏，大大减轻了下一步的磨矿量，节省了磨矿本钱，一起也富集了铅、锌、银、锗、镓等有价金属元素。 （二）浮选实验 凡口铅锌矿l号尾矿库的尾矿经重选后得到的硫精矿，一方面，硫的档次没有到达35％的供应标准，还有必要进一步富集；另一方面，得到的硫精矿中铅锌等首要金属的含量算计已到达了5％左右，具有了较好的收回方铅矿和闪锌矿的条件。为了更好的归纳收回各种有价金属，对重选后的硫精矿进行了浮选实验。 1、磨矿时刻对浮选收回率的影响   凡口铅锌矿1号尾矿库的尾矿堆积多年，因为前史原因，尾矿颗粒自身较粗，有用矿藏得不到充沛解离。因为粒度巨细对收回率有直接联系，要充沛收回硫、铅、锌等有价元素，有必要进行磨矿实验。取+0．074mm重选之后的重矿试样500g，加水800mL，在容积为5L的球磨机中磨矿，研讨磨矿时刻对硫收回率的影响，实验成果如图1。由图l可知，湿磨时刻在8～10min内硫的收回率到达了80％以上。故尾矿湿磨的最佳时刻为8～10 min。 2、对浮选收回率的影响 由在浮选中的效果机理可知，它能暂时按捺硫化物矿的浮选，对方铅矿和闪锌矿的按捺较强，对硫铁矿的按捺最弱，在某些情况下还能够活化硫铁矿。比照实验标明：对重选后已湿磨的尾矿在天然pH为6．5(尾矿的正常值)的条件下进行直接浮选，添加黄药和2#油的用量，延伸搅搅拌浮选时刻，只能使15％的方铅矿和闪锌矿浮选出来。因为硫铁矿表面遭到氧化而发生了部分硫元素，添加了硫铁矿的疏水性，有利于硫铁矿的浮选。在浮选前参加少数后进行相同的实验，方铅矿和闪锌矿简直不能浮出，而硫铁矿的浮选收回率到达了80％以上，阐明的确对方铅矿和闪锌矿进行了暂时按捺，而对黄硫铁矿起到了活化效果。因为尾矿寄存时刻长，表面的方铅矿和闪锌矿部分被氧化，参加后在必定的时刻内会发作如下反响：在参加Na2S充沛反响一段时刻后，使尾矿中表面被氧化的PbSO4和ZnSO4形成了具有必定厚度的难溶性PbS和ZnS覆盖层，黄药类捕收剂好像吸附在方铅矿和闪锌矿表面相同不易掉落，进步了方铅矿和闪锌矿的可浮性，然后使尾矿中部分被氧化的方铅矿和闪锌矿遭到活化[7]，对下一步收回方铅矿和闪锌矿、进步铅锌的收回率起到关键性的效果。故在浮选收回硫铁矿时不能太早参加，更不能在湿磨时参加，有必要在浮选开端前以溶液参加才干到达最佳效果。 的用量直接影响到硫精矿的浮选收回率，用量过小不能有用的按捺方铅矿和闪锌矿，也缺乏以使部分被氧化的硫酸铅和硫酸锌表面充沛硫化，使后续铅和锌的浮选收回率不高；反之，既能够使硫铁矿遭到按捺，也会加大的水解，使溶液的pH值上升，晦气于硫铁矿的浮选，也添加了药剂本钱。取500g已湿磨10min的重矿进行浮选(硫含量为28．6％)，在其他条件(丁基黄药150g/t、松醇油40g/t)不变的情况下，改动的用量(实验时将现场配制成10％的溶液，用针筒抽取)，通过一次粗选、一次精选、二次扫选(下同)，实验成果见表4。由表4可知，当的用量到达800r/t时，硫精矿的收回率最高，硫的档次也到达了35％以上的要求，当的用量超越800g/t时，收回率下降，添加的用量对硫精矿的档次影响不明显，生产上可选的用量为800g/t。 3、pH值对浮选收回率的影响 取上述已重选和湿磨后的重矿500g(硫含量为28．6％)，在其他条件(丁基黄药150g/t、800g/t、松醇油40g/t)不变的情况下，用H2SO4和石灰别离调到不同的pH值，进行浮选实验，实验成果见表5。由表5可知，pH值超越7．5时，硫精矿的收回率和产率快速下降，硫铁矿开端遭到按捺。硫的档次也逐步下降，原因首要是因为硫精矿产品中的方铅矿和闪锌矿含量上升。明显，硫铁矿在酸性介质中较简单浮出，但考虑到设备腐蚀和凡口铅锌矿1号尾矿库中的尾矿天然pH为6．5的实际情况，把浮选硫精矿的 pH值设定为6．5的天然状况较好。 4、浮选时刻对浮选收回率的影响 取上述已重选和湿磨后的重矿500g(硫含量为28．6％)，矿浆pH值6．5，参加丁基黄药150g/t，800g/t、松醇油40g/t，研讨浮选时刻对收回率的影响，实验成果见表6。由表6可知，当浮选时刻到达8min后，尽管硫精矿的收回率继续上升，但硫的档次却开端下降，这首要是因为跟着浮选时刻的延伸，对方铅矿和闪锌矿的按捺效果削弱，使尾矿中的部分方铅矿和闪锌矿收回到硫精矿中，这样将会丢失尾矿中最有价值的铅锌矿等产品。在生产上可取最佳浮选时刻为7～8 min。 5、丁基黄药用量对浮选收回率的影响 取上述已重选和湿磨后的重矿500g(硫含量为28．6％)，矿浆pH值6．5，800g/t，松醇油40g/t，浮选时刻为8min，研讨丁基黄药用量对收回率的影响，实验成果见表7。从表7可知，硫精矿的收回率和产率都随丁基黄药用量的添加而升高，但当用量到达150g/t后，其收回率增大不明显，硫的档次却跟着丁基黄药用量的增大而不断下降，首要是因为尾矿中的部分方铅矿、闪锌矿和脉石收回到硫精矿中形成。工业生产上捕收剂的用量为120～150g/t。 （三）小型闭路实验 在上述各种条件实验的基础上进行全流程小型闭路实验。工艺流程如图2。以图2流程获得了杰出的效果，硫精矿硫档次为35．7％，收回率为79．5％。三、结  语 （一）针对凡口铅锌矿l号尾矿库的尾矿特征，选用细筛分级、重选和浮选的联合新工艺流程收回硫精矿，获得了满足的效果，小型实验得到了含硫35.7％，总收回率为63.5％的硫精矿产品。 （二）选用0.074mm的细筛分级，+0.074mm的尾矿可开端富集硫精矿，再别离对尾矿进行重选富集，可使约55％的脉石矿藏抛尾，大大减轻了后续磨矿和选矿本钱，一起富集了硫、铅、锌、银、镓、锗等有价元素，也改进了后续浮选条件，能较好地收回凡口铅锌矿I号尾矿库中的硫精矿。 （三）重选后的尾矿最佳浮选收回硫精矿的条件为：矿浆pH值6.5，丁基黄药150g/t，松醇油40g/t，浮选时刻8min，的最佳用量800g/t。的参加地址和参加量，对活化硫铁矿、有用按捺方铅矿和闪锌矿，并为下一步收回铅、锌、银、镓、锗等金属元素起到了关键性的效果。 （四）从铅锌尾矿中收回硫精矿的新工艺，完成了二次资源的可继续使用，为削减铅锌尾矿库的酸化，进步厂商的经济效益和社会效益，保护环境供给了一条新的途径，对同类型的铅锌矿老尾矿库中收回硫精矿具有较好的参考价值。

用炭吸附法处理化贵液： 用4600克摇床精矿与氧化钙（20磅/吨）混合，参加10磅/吨的溶液13.8升进行拌和浸出，获得了10升含金化液，对这10升溶液进行炭吸附研讨。保存时刻为24小时，沉积矿浆直到上层溶液弄清中止。然后上层清液从矿浆中虹吸出去，并且不需任何弄清。测定每吨贵液含金310ppm，银57ppm、pH为10.7、游离2.4磅/吨，还含有很多的硫化物和硫酸盐式硫及少数铜和铁杂质。表4指出了贵液分析成果。由于贵液中含有很多的疏化物离子（320ppm），因而咱们将其称为“污染的贵液”。（实际上冶金学者选用“污染”这种表达法就是指明：化浸出液被那些搅扰化或锌粉置换的其他组分污染了）。 其他研讨人员曾彻底地研讨了有害物质关于化的影响，如硫化物离子就严重地搅扰了锌粉置换法的收回。浓度为百万分之几的硫化物离子可显着地阻止金置换，当硫化物为14.4ppm时，金的沉积悉数中止了。还没有断定出由硫化物离子所形成的晦气成果的机理，但坚信其原因是硫化锌包裹了锌金属。 研讨用活性炭从贵液中收回金银，由于炭具有在污染的化液中不会遭到危害的功用。往含金银溶液中参加金的示踪剂（Au195）以测定吸附程度。这种带有“示踪”的贵液被泵送五个串联着的吸附柱，吸附柱直径1英时、高4英时，每个柱装有14.6克-6网目+16网意图椰壳活性炭。流速为1升/小时或48.5加伦/小时·英尺2。图1描绘了实验室所用的吸附设备。分析贫液中贵金属的含量，并且当捕集了每升流出液后使用放射性测定每-个炭柱里的炭。选用火试金法来分析载金炭。成果列入表5。载金炭的分析和用放射性测定的每个载荷增量之间的不同标明晰；当悉数贵液被消耗时，第-个炭柱中的炭仍能吸附金。数据标明假如适当地补加贵液，那么第一个炭柱中炭的载金显着地超越2556盎司/吨。  表5  活性炭附金银的成果炭荷载吸附金银的成果吸附柱金银1255650221648529384151749638856278     开始研讨标明粒状活性炭能有用地从被硫化物离子污染的贵液中吸附金络合物。第一个炭柱中的荷载为2556盎司/吨，这比在一般堆浸出产中获得的200~800盎司高得多。其原因或许是由于给入溶液的含金量比用惯例法处理矿石所获得的贵液高30~100倍。整个实验获得的贫液含金量不到0.1ppm，银也被吸附，但不象金那样有用。炭的载银量为500盎司/吨。在吸附实验开始时，银没有显着的打破。但当处理了4升贵液今后，在贫液中发现了痕量银。在终究贫液体积里银的含量逐步增到了19.5ppm。     结语： 用惯例化-炭吸附法处理砷黄铁矿精矿可收回精矿中金97%、银91%、在处理这种物料过程中选用拌和化和渗滤化都可以。但是在渗滤法中有必要参加空气以供给满足的氧保证金有用地溶解。使用炭吸附法从污染的贵液中收回金银是很成功的。可获得每吨炭共载金2556盎司和银502盎司。这些荷载量比传统的堆浸出产所获得的荷载量高得多，由于给入溶液中贵金属的含量就高30~100倍。

摘    要：     矿山局研讨了选用化-炭吸附工艺收回砷黄铁矿精矿中的金。对含金21.8盎司/吨、银6.4盎司/吨、磨矿细度85%-35网意图重选精矿做了拌和浸出实验。浸出成果指出：浸出96小时后可取得金银的收回率分别为96.9%和90.7%。贵液中金银的收回是经过在逆流体系顶用粒状活性炭吸附进行的。每吨炭的载金量为2556盎司。银为502盎司。到目前为止，此荷载量比实践量高。 前语：     矿山局的一个意图是即将研制出进步选别贵金属的出产率和功率的工艺，并且这种工艺对环境的危害要到达最小程度。本文所报道的研讨方针是要讨论用化-炭吸附法从含砷黄铁矿精矿中收回金的可行性。     砷金矿石的处理首要是取决于矿石中金的赋存状况。与砷黄铁矿和黄铁矿共生于石英脉中的金一般存在于高品位矿床中，其粒度和数量都有必定的规模（如加利福尼亚的马德洛特区域的金矿）。这些矿床的矿石中含有粒度规模很广的天然金，并且这些涣散粒状的金以包裹体状况存在，并嵌布在砷黄铁矿和黄铁矿的单个晶体之间。一些金还或许以固溶体的状况存在于硫化物中。     处理黄铁矿金矿石的最常见法为重选法和浮选法，用这两种办法尽或许地收回金与硫化物。如混法--砷黄铁矿精矿与触摸扑获天然金，再洗刷板或盘取得和齐，将齐蒸馏收回并取得海绵金。再将海绵金火法精粹以取得多尔金锭。混尾矿常常含很多的残留金，因而要将这些尾矿船运到冶炼厂进一步处理。     另一种常用的办法即在氧化条件下焙烧砷黄铁矿精矿，然后化处理烧渣收回贵金属。这种办法产生了很多的有害的氧化砷和二氧化硫烟尘，这些有害烟尘被排入空气中，并且有关砷（）烟尘的致癌潜在要素的影响已使出产单位很难把砷黄铁矿精矿卖给冶炼厂。为了维护工厂工入的健康，为了避免普遍性的污染，环境维护组织和员工安全健康组织方案公布新的含砷标准（对冶炼厂周围区域而言），这种更严厉的标准很或许迫使冶炼厂中止处理砷黄铁矿精矿的出产。在没有完善的工艺条件下，虽然金价上涨，需求量增大，但也或许抛弃一些含金的砷黄铁矿矿床的处理。     本文介绍了从浮选的砷黄铁矿精矿中收回金银的一项即简；单又有用的化-炭吸附工艺。该项工艺首要是适用于小型厂商，这种处理成果的首要长处是可以快速有用地收回金，粒状活性炭能有用地吸附金。实验程序与成果：     本文用于实验的砷黄铁矿摇床精矿试样取自加利福尼亚的一个小工厂。精矿的分析如下；     成份     金      盎司/吨  21.8     银      盎司/吨  6.4     砷          %    3.7     铁          %    32.5     硫          %    24.0     二氧化硅  %    15.0     光谱分析标明：精矿还含有少数的铝（0.5%）、铜（0.02%），镁（0.3%）、锰（0.5%），铅（0.2%）、镍（0.2%）和锌（0.1%）。经过电子探针进行矿藏查验断定了精矿首要物相是黄铁矿和砷黄铁矿，并含少数的磁黄铁矿、黄铜矿、氧化铁（赤铁矿、褐铁矿和磁铁矿）、硅酸盐。依据矿藏查验所调查的成果和混实验的成果，精矿中单体金占总金量的三分之二，部分包裹金粒径为100~m。其他的金与砷黄铁矿共生呈包裹体状况，还有一小部分为固溶体状况。 为了断定贵金属的散布状况，对砷黄铁矿精矿进行湿法筛析，+65网目物料为59%。金与银的比率在一个粒度等级中几乎是相同的。数据见表1。

现在，从硫化铜矿中提铜所选用的办法首要是火法冶炼，特别是以黄铜矿为首要矿藏成分的硫化矿选用传统的选冶工艺仍是最合理的挑选。可是，火法炼铜对铜精矿的档次和杂质含量都有严厉的要求，不能独自处理档次低或杂质不合格的铜精矿。一同，该法存在着出资大、本钱高和污染严峻等缺点，使其难以推广使用。因而，研讨出一种高效、环保，并且能够归纳收回金银铜硫等元素的湿法冶金工艺具有十分重要的现实意义。     针对原矿的特殊性质，本研讨选用低温低压浸出铜，浸出液萃取提取铜，从浸铜渣中收回及提取金银的归纳收回金、银、铜和元素硫的湿法冶金工艺。与传统炼铜工艺比较，该工艺无需对硫化矿进行焙烧，既克服了的污染，又免去了焙烧作业和制酸工程，一同金、银、铜和硫的归纳收回率较高，有着明显的经济效益。     一、矿样性质     原矿判定成果标明，金首要赋存在黄铜矿、磁黄铁矿、含铋硫酸盐中，部分金还以次显微金的方式赋存在各类金属矿藏中，归于难处理的多金属含金矿石。     表1的多元素化学分析成果标明该矿中金、银和铜含量较高，应该作为有价金属进行收回；该矿样含硫较高而钙镁含量较低，归于典型的酸性矿样。 表1  矿样的多元素化学分析成果(质量分数)/%Au1）Ag1）CuTFeFe(II)SSiO2Al2O3MgOCaO46.2585.6913.6828.1611.7426.3315.706.050.740.38Na2OK2OTiO2ZnAsSbNiMnPbLOSS0.380.770.300.130.100.060.020.020.0116.33     1)单位为g/t。     二、实验     （一）基本原理     操控必定的温度和压力，首要载金矿藏——黄铜矿(CuFeS2)、黄铁矿(FeS2)等金属硫化物矿能够被氧化，铜和铁等贱金属能够溶于硫酸溶液中。矿藏中首要元素在浸出液及浸铜渣中的详细散布方式如下：铜基本上悉数以硫酸铜存在于浸出液中，渣中铜操控得尽量少并且以黄铜矿存在，然后确保下一步金银化浸出的顺利进行；大部分硫被氧化为单质硫(S0)存在于渣中或以黄铁矿方式存在于渣中未被氧化，少数被氧化为硫酸；少数铁以二价或三价铁离子存在于浸出液中，大部分以Fe2O3或黄铁矿等方式存在于渣中。首要的化学反响如下： CuFeS2＋2H2SO4＋O2==CuSO4＋FeSO4＋2H2O＋2SO FeS2＋H2S04＋0.5O2==FeS04＋2SO＋H2O 4FeSO4＋2H2S04＋O2==2Fe2(SO4)3＋2H2O Fe2(SO4)3＋3H2O== Fe2O3＋3H2S04     （二）实验办法     热压浸出在FCH型2L拌和衬钛高压釜中进行。将矿样和浸出剂按必定的液固比首先在烧杯中浆化，然后将其倒入高压釜中加盖密封，通入部分氧气，边拌和边升温，当温度升至要求时将氧气补充到必定的氧分压并计时，反响完毕后通水冷却降温，矿浆固液别离后，渣样烘干后与液样一同送检测。     三、成果与评论     （一）热压浸出实验     吉林某矿山的浮选铜金精矿是一种含铜较高的铜金混合精矿，常温常压下，将矿样直接酸化浸铜，硫酸浓度为110g/L时，铜的浸出率大约只要12%。原矿直接化，即便用量高达20kg/t时，金和银的化浸出率仅分别为56.32%和8.65%。     热压预氧化进程首要是为了将金银的载体矿藏结构损坏，并将黄铜矿中铜以液相方式浸出，有利于后续萃取提铜、化提取金银及溶剂收回元素硫。热压浸出实验先后调查了矿样粒度、氧分压、开始酸度、开始NaC1浓度、浸出时刻和浸出温度对铜和铁浸出率的影响。     实验固定条件：矿样粒度－0.044mm90%，液固比5：1，开始 (H2SO4)=91.5g/L，开始 (NaC1)=20g/L，氧分压0.60MPa，浸出温度110℃，浸出时刻3h，拌和速度750r/min。     1、矿样粒度对铜铁浸出率的影响     图1示出了矿样粒度对铜铁浸出率的影响。从图l能够看出，矿样粒度对铜浸出率影响较大。粒度减小，铜浸出率明显进步。而粒度对铁浸出率影响比较小。因而矿样越细，关于铜的浸出越有利。归纳考虑本钱要素，矿样粒度－0.044mm(－325目)90%最佳。    2、氧分压对铜铁浸出率的影响     图2示出了氧分压对铜铁浸出率的影响。图2标明，氧分压较低时(＜0.45 MPa)，铜的浸出率跟着氧分压的添加明显进步。其原因是硫化矿在高压反响釜中的浸出涉及到固、液、气三相体系，假如要加速硫化矿的氧化，就要增大氧气在液相中的溶解度。当氧分压为0.45 MPa时，反响的供氧量已满足，这时氧化反响的动力学由扩散操控转变为化学反响操控，再持续添加氧分压对铜的浸出率影响不大；一同铁的浸出率在氧分压为0.45MPa邻近有一最低值，考虑到铁在溶液中的溶解度太高对后续铜的萃取晦气，因而选定最佳氧分压为0.45Mpa。    3、开始酸度对铜铁浸出率的影响     图3示出了开始酸度对铜铁浸出率的影响。从图3能够看出铁的浸出率随酸度添加而明显添加，但铜的浸出率添加缓慢。这是由于在低酸度时，三价铁简略水解并以Fe2O3等方式沉积于渣中；高酸度时，铁以FeSO4方式溶于溶液中。因而进步酸度，虽可添加铜的浸出率，但铁的浸出率进步得更快。别的，酸度过高，对设备原料的要求添加，一同滤液酸度也相应进步，对后续对铜的萃取也晦气。归纳考虑以上要素，挑选初始酸度为90g/L左右。    4、开始NaC1浓度对铜铁浸出率的影响     图4是开始NaC1浓度对铜铁浸出率影响的联系图。图4标明，氯离子浓度增大，铜的浸出率添加，而铁的浸出率下降。氯离子有利于三价铁的水解，然后使铁的浸出率下降。一同铁的水解，添加了溶液中硫酸的浓度，有助于黄铜矿的进一步溶解，然后使铜的浸出率添加。但进步盐浓度对设备的原料要求相应添加，因而挑选NaCl初始浓度为20g/L。    5、浸出时刻对浸出率的影响     浸出时刻对浸出率的影响见图5。图5标明，在浸出时刻为2.5 h时，铜的浸出率已到达较高值；再添加浸出时刻，对铜及金银的浸出率影响不大。但浸出时刻过长，会使出资费用和运转本钱添加。    6、浸出温度对铜铁浸出率的影响     图6为浸出温度对铜铁浸出率的影响曲线。从图6中能够看出，温度升高，铜的浸出率添加。当浸出温度较低时(90～100℃)，铜浸出率较低，当温度进步到l1O℃，铜浸出率可达90%以上。这是由于升高温度能够加速反响速度，缩短浸出时刻，在相同的反响时刻内进步浸出率。鉴于浸出进程的复杂性，浸出的最佳温度只能由实验来断定。在90～120℃温度升高，铁浸出率改变不大；超越120℃，铁浸出率添加较快。一同，单质硫易于熔融结块，然后阻止反响的进一步进行。坚持浸出温度为110～115℃左右，既可坚持较高的铜浸出率和较低的铁浸出率，又可进步反响速度，添加单位时刻设备的处理量。    （二）铜的萃取     为了使萃余液能很好的坚持H2SO4和NaCl浓度，削减闭路循环中热压浸出体系H2SO4和NaCl的耗量，选用浸出原液直接进行铜的萃取实验。通过条件实验，断定选用的萃取工艺为：三级萃取二级反萃一级洗刷，萃取剂为Lix984N，浓度为20%，比较O/A为2/1，混合时刻为3min，洗刷液用硫酸浓度为5g/L的水溶液。此刻的萃取率到达96.5%以上，萃余液中的H2SO4和NaCl浓度能得到很好的坚持，到达热压体系循环运用的要求。     （三）金银化浸出     浸铜渣中Ag、Cu的档次较高(63.2g/t、0.57%)，合适选用全泥化锌粉置换工艺。浸铜渣直接选用炭浆法化，即便参加量为20kg/t，金的浸出率只要80%左右。分析余液中的铜离子溶度，可到达0.8～1.5g/L。阐明反响进程中，生成了可溶性的铜络离子。为了进步金银的化浸出率及下降用量，选用法。法的特点是用NH3-CN-混合溶剂浸出，能够进步金的浸出率，下降的耗费。     通过条件实验，断定选用的化条件为：矿浆浓度为40%、NaCN用量为8.0 kg/t、NH4HCO3用量为75kg/t、化时刻为16 h。此刻，金、银、铜的浸出率分别为98.3%、82.7%、98.1%。此刻，金、银的浸出率分别为98.3%、82.7%。     （四）的收回     热压酸浸后浸铜渣含有很多的元素硫(18.O3%)，在收回金银铜的一同，研讨的收回技能，不只能够充分使用硫资源，并且能够下降的耗量。通过浮选法、化学法、热过滤法和溶剂溶解法等多种工艺的归纳比较，最终断定选用火油溶解来收回浸铜渣中的元素硫。通过两段火油溶解，单质硫的收回率可达99.2%，并且得到的纯度可达97%以上。脱硫渣通过洗刷晒干后，进行化，在确保金银收回率的前提下，的用量能够进一步下降到5kg/t。     四、定论     选用低温热压浸铜工艺，设备原料要求较低，出资较小，操作流程简略，结合传统的萃取－电积工艺和全泥化工艺，能够对其间金、银和铜进行有用收回。使用火油溶解来收回单质硫，收回率高，纯度高，火油能够重复运用，收回本钱低，并且能使后续的耗量下降，具有很高的经济价值。因而，含铜金精矿选用热压浸铜，火油收回，化浸出金银，工艺可行，金、银、铜和硫的归纳收回率高，出资省，见效快，为中小矿山直接出产铜和金银供给一项可行的新工艺，有着宽广的工业化使用远景。

化预先浸出实验：     经预先拌和化浸出实验获得了有关砷黄铁矿中贵金属的浸出数据。把200克精矿放入600毫升溶液中拌和浸出24小时，溶液含10磅/吨，以石灰做维护碱，pH为11。     用原子吸收的办法分析贵液中的金银，用传统的火法试金分析浸渣。分析成果指出：实验所获得的金和银收回率分别为95%和81%。 为了断定浸出时刻对金和银收回率的影响，又做了类似于上述的化浸出实验。在一打开的容器里将400克精矿与石灰（20磅/吨矿石）和含NaCN（10磅/吨溶液）的1200毫升的水混兼并拌和96个小时。每浸出24小时后，经过倾析贵液和Chddy分析法来断定金和银的收回率。可用等量的浓度相同的新鲜浸出剂替代被排出的溶液，并重新开端拌和。用试金法分析终究浸渣中贵金属的含量。表2的数据表明晰拌和化72~96小时可获得砷黄铁矿精矿中金银的较高收回率。 表2  浸出时刻对化收回贵金属的影响累积浸出时刻（小时）累积浸出成果（占总量的%）金银2485.0078.604894.7084.707296.4088.509696.9090.70   为了断定剩下贵金属的散布状况，对含金0.7盎司/吨和银0.6盎司/吨的浸渣进行筛析，成果列入表3。金在各粒级散布状况表明晰尾矿中残留的金与硫化矿藏严密共生，并且再细磨也不会改善金的收回率，因为-35网目与-325网意图矿藏浸出成果是-样的。-325网意图粒级中含银较高，这表明晰含银矿藏中银的组份不适于化。顶流渗滤浸出； 为了断定精矿是否适合于化浸出，曾做了顶流渗滤浸出实验，把2000克精矿和20克石灰放入一直径为2.5英寸的玻璃柱里混合构成一个大约14英寸深的床。用每吨含NaCN6.0磅的溶液浸出精矿，浸出液从上端泵入经过床层，其流速为1.2公升/小时。用一个固定的槽盛装经过浸出柱的贵液，然后再使贵液经过串联的五个柱，每个柱里装14.6克-6网目~+16网意图椰壳活性炭。贫液再循环到浸出柱中。选用原子吸收法每隔6小时分析-次贵液和贫液试样中的金银含量。开端，浸出40个小时所获得的贵液均匀含金9.5ppm，浸出率为32%。相反，用相同的浸出时刻从拌和化浸出实验获得的金浸出率为90%。依据下列反响式，因为没有满足的氧溶解金，渗滤浸出实验中金的溶解速度慢一些。 4Au+8CN-+O2+2H2O→4Au（CN）2-+4OH-          （1） 2Au+4CN-+O2+2H2O→2Au（CN）2-+H2O2+2OH-    （2）     为了验证这种判别，往浸出液中参加少数的H2O2为溶解反响供给氧。每天参加每立升含30%H20：的贫液-毫升能明显地进步金的溶解速度，还不会遭到很大的损坏。接着浸出20小时，贵液均匀含金316ppm，表明金的浸出率增加了60%。把一共96个小时的渗滤浸出实验所获得的金收回率与经拌和化所得的收回率相比较。这些成果表明要想经过渗滤化法在必定的时刻内获得令人满意的收回率，就必须在浸出过程中把空气或氧吹入精矿床。