铜精矿粉的制作工艺 一种铜精矿粉制块工艺发明专利，被国家知识产权局评为优秀专利，入编《中国优秀实用专利大全》。    本发明提供一种铜精矿粉制块工艺，使铜精矿粉制块成为具有25-50kg/cm2强度的团（块）直接入富氧密闭鼓风炉冶炼，床能率可达76-80t/m2.d。可利用现有鼓风炉设备（如我国中条山、邵武、富春江、烟台等冶炼厂的富氧密闭鼓风炉），并能充分发挥鼓风炉投资低，热效率高的优越性，降低冶炼成本，提高 金属 回收率，扩大资源的利用率。    制块设在浮选厂和港口附近，无需像闪速炉那样有庞大的烘干系统和计算机在线控制系统。制块干燥不需燃料和电能，只需添加剂放出的化学热能、太阳能，自然干燥就能使制块水份由10-12%降低到3%以下。它节省了能源，减少了运输费4-6%以及运输途中的 金属 损失，减少冶炼厂的堆码场地。    因入炉制块水份含量低于3%，块料在炉内的预热时间缩短，炉内透气性好，炉料和烟气相逆运动，全风口面积熔炼，鼓风炉又有半自热和自热熔炼的特点，热效率高，加快了 金属 物料的反应速度，富氧使硫和焦炭得到充分燃烧，提高了生产率（即床能率），节省了能源，减少了烟气的排放总量，提了二氧化硫的单位浓度。烟尘量小，不需另设烟尘处理设备。    采用"专有技术"二氧化硫的单位浓度会进一步提高。制酸运行费用低，适应性强，具有明显的环境效益、社会效益、经济效益、推广前景广阔，使二氧化硫变废为宝。二氧化硫不是污染，而是资源，不是祸，而是福，两抟两吸制酸，尾气达标排放，利于环保，达到低投入，高效率，高收益的治理效果。    富氧密闭鼓风炉熔炼铜锍，采用本发明制块和"专有技术"，其各项技术经济指标，超过富氧熔池熔炼炉。能与世界先进炉型闪速炉相媲美。    闪速炉投资巨大，占地面积大，有庞大的烘干系统和计算机在线控制系统。闪速炉喷咀易损坏、烟尘量大，需设烟尘处理设备。渣含铜4%需另炉处理，抛渣含铜0.7%；需大量精制耐火材料，技术复杂需高素质人员操作。    富氧熔池熔炼炉，最大缺点是无烘干系统，因而在冶炼过程中带来了诸多不利。    鼓风炉投资少，占在面积小，热效率高， 金属 回收率高（96-97%渣含铜低）0.25-0.35%，生产率高76-80%吨/平方米.日（富氧32-33%）。    节省能源，在无富氧的情况下耗焦率1吨铜/0.5吨焦，有半自热和自热熔炼的特点。鼓风炉结构简单，易制作、易拆装，操作简单，异地安装损失小，可适应大、中、小型冶炼厂。    根据我国现有国情，视外购铜精矿而定，可在较短时间内建成多个百万吨级的粗铜冶炼厂。    本发明不仅适用于铜精矿粉的制块冶炼，而且适用于重 有色金属 （锡、镍、铅、锌）等精矿粉、高铜金精矿粉、高铜银精矿粉的制块冶炼。    采用本发明生产粗铜，附属设备少，工艺流程简单，易操作，不易死炉，冶炼连续作业时间长，经济效益明显无风险。更多铜精矿粉的制作工艺信息请详见上海 有色金属 网 

由于锑矿藏易溶于碱性溶液中，因而锑矿藏会严重影响金的化浸出。常见的金、锑矿藏别离办法有以下几种：    1.8～10%溶液是辉锑矿和一些氧化锑矿藏的杰出溶剂。一般在80～90℃时、矿浆浓度不低于33%时，用上述溶液浸出1～2小时能够别离矿石中的金和锑。残渣用水洗刷后，用化法收回金。    2.金-锑精矿经焙烧能使锑呈三氧化锑而蒸发出来。一般焙烧分二段进行，榜首段在500～600℃条件下焙烧1小时；第二段在1000℃下焙烧2～3小时。三氧化锑用收尘器收回，焙砂用稀硫酸浸出后，用化法收回金。    3.在压氧和溶液介质中进行压热浸出能够从金-锑精矿中收回金。当溶液中氢氧化浓度为33～35%、温度为170～175℃、氧压力15～16大气压时，浸出时刻24～30小时能够富金-锑精矿中收回99%的金。    4.用加氧化剂的酸性[CS(NH2)2]溶液，从金-锑精矿中浸出金。溶液中浓度为0.1～1%，硫酸浓度为0.1～0.5%，氧化剂浓度为0.001～0.1%时，金的浸出率可达60～70%。

锑精矿旋涡炉蒸发熔炼(volatilization smelting of antimony concentrate in cyclone furnace) 在旋涡炉内熔炼锑精矿使硫化锑氧化成三氧化二锑蒸发与脉石熔渣别离的进程，为火法炼锑的蒸发熔炼一复原熔炼工艺的组成部分。产出的氧化锑用作复原熔炼出产粗锑的质料。适于处理含锑大于60％、铅砷含量小于0.5％的硫化精矿。工艺进程包含炉料预备、蒸发熔炼、锑锍与炉渣别离，氧化锑冷凝搜集等。        20世纪60年代初苏联吉尔吉斯加盟共和国科学院用旋涡炉、淋洗塔和快速收尘器处理锑精矿。1962年今后，捷克斯洛伐克对锑精矿的旋涡炉熔炼进行了很多作业，蒸发物中锑的回收率99％。1975年捷克斯洛伐克为玻利维亚文托(Vinto)冶炼厂兴建了具有一座内径0.85m、高1.3m熔炼硫化锑精矿的旋涡炉，年产约6000t锑品的冶炼厂。工艺进程硫化锑精矿配入造渣熔剂(石灰石、铁矿石)和粉煤，经细磨混合后，用螺旋给料机从旋涡炉顶接连参加反响室，在反响室上部沿切线方向送入高速热风，构成旋涡气流，气流温度823～929K。很多硫化锑和部分新生成的氧化锑熔体以及造渣物料，被高速热风流吹成薄膜沿炉壁下贱至反响室中部，使温度上升到1133K。在此温度下明显蒸发，被气流中的氧氧化成三氧化锑蒸气。在反响室下部，硫化锑持续氧化，使温度上升到1723K，很多未蒸发的与生成的三氧化锑被碳质复原剂复原，生成金属锑。复原反响为：2Sb2S3+3C==3CS2+4Sb Sb2S3+3CO==3COS+2Sb 一起脉石和造渣熔剂造渣，炉壁熔融薄膜包裹少数造锍，生成的金属锑大部分氧化，少部分被锑锍包裹与炉渣一道流入前床弄清别离，定时别离放出。渣含锑0.5％～1.5％，锑锍含锑5％～9％。在蒸发熔炼中，约75％的硫化锑直接蒸发，25％的硫化锑氧化后再蒸发。产出的高温烟气含有Sb2S3、Sb2O2等成分，早年床排入燃烧室再脱除剩下硫，然后经冷却器冷却和袋式收尘器收尘，最后由烟囱放空。       冷凝沉积在冷却器和袋式收尘器中的三氧化锑，别离含锑66％～70％和76％～79％，氧化锑中锑的回收率95.5％～96％。旋涡炉 由反响室、别离室和前床构成。反响室为圆筒形，别离室在反响室下部与前床连通。反响室和别离室内衬耐火砖，外用水冷却套构成。前床用电弧供热，或用气体燃料供热。 与鼓风炉比较，旋涡炉处理硫化锑精矿不需压团或制球，能充分利用硫的燃烧热，发生极高的热强度。在熔炼区构成极强的旋涡流，强化了传质和热交换进程，出产能力大，是处理硫化锑精矿较好的设备。但它只能处理含锑大于60％的硫化锑精矿，质料适应性差；所用熔剂及返料需求细磨，动力耗费比鼓风炉大。

球团矿靠滚动成型。被水润湿的精矿粉在滚动过程中靠机械力和毛细管作用成为球性，细微的颗粒之间靠毛细管作用力、分子引力、摩擦力等使生球具有一定的强度。 一、水在矿粉中的形态及作用 干燥的矿粉颗粒一般都具有亲水性。在颗粒表面分子力和电场的作用下，水分子被吸附于其表面，由于水分子具有偶极性，所以它的排列有一定秩序。吸附水层的厚度极小，一般只有几个水分子的厚度。它与颗粒的亲水性和周围介质中水蒸气的分压有关，虽然电分子力的作用半径很小，但作用力极大，例如吸附在固体颗粒表面的第一层水分子，其作用力相当于10000大气压(98066.5×104帕)。因此被吸附的多层水分子，牢固地附着在颗粒表面，吸附水的性质已与一般水不同，例如它不能自由流动，密度大于1.0，冰点远低于0度等。当相对湿度达到100%时，吸附水量达到最大值，称为最大吸附水。一般颗粒只含吸附水时，仍然为散砂状，不能结合成团，除非粒度极细(1微米左右)的物料。 颗粒表面达到最大吸附水后，还有未被平衡的分子引力，于是在吸附水外，又形成了一层薄膜水，薄膜水与颗粒表面的结合力比吸附水弱，其内层靠近吸附水的一层受颗粒的作用力较强，称之强结合水。强结合水虽然不及吸附水与颗粒结合之紧密，但是也相当牢固，例如在大于重力加速度70000倍的离心力作用下也不能将它排除。它可以从一个颗粒的表面，向另一个的表面迁移，不受重力的影响。强结合水的冰点也在0度以下。 矿石颗粒所持有的吸附水与强结合水之和叫做最大分子水。最大分子水可以使粉料成型，但仍不具有塑性。 薄膜水的外层叫做弱结合水。它更接近于自由水，矿粉具有弱结合水后，可以在外力作用下发生塑性变形。 吸附水和薄膜水可视为矿粉颗粒的外壳，在外力作用下，它随颗粒一同移动，并使颗粒彼此结合起来。因此矿粉开始滚动成球，并且具有一定的强度。 当矿粉被水润湿超过薄膜水时，在颗粒之间出现了毛细水，开始出现的叫做触点态毛细水，它使颗粒连系起来。继续增加水，以及毛细水表面张力或外力作用，使颗粒靠拢，于是在它们之间形成了蜂窝状毛细水，这时毛细水在颗粒之间开始连接起来，可以迁移。进一步润湿，则出现了饱和毛细水，这时达到了最大毛细水含量。 精矿粉成球，毛细水起主导作用，最适宜的含水量介于触点态和蜂窝状毛细水之间。精矿粉成球速度决定于毛细水的迁移速度。亲水性强的物料，可使毛细水迁移速度加快。 二、精矿粉的成球 颗粒极细的精矿粉，被水润湿到合适的程度，在外力的作用下，会聚集成为一定大小的球。成球过程大致可分为三个步骤： 精矿粉成核是成球的第一步。矿粉颗粒被水润湿，首先在其表面形成薄膜水;若进一步润湿，并且被润湿的颗粒有机会相接触，在触点处形成毛细水，靠毛细管的作用力，使两个或较多的颗粒连系起来，形成小球;继续增加水，以并在机械力的作用下，小球内部颗粒重新排列，进一步密集，形成比较坚实稳定的小球，一般称之为母球。母球的形成过程，即精矿粉的成核过程。母球仍然是多孔的，它内部包含有固体、液体和气体三个相，它的稳定性取决于矿粉的粒度和粒度组成，以及颗粒的形状和亲水性。 生球长大，是成球的第二步。母球在滚动过程中，彼此碰撞，使得内部颗粒之间毛细管形状发生变化，颗粒排列密集，毛细管收缩，蜂窝状毛细水变为饱和毛细水，一部分水被挤到母球表面上来，这时母球可以以三种机理长大。母球水分较高，而且塑性较好，它们互相结合在一起，使生球迅速长大，被称做聚结机理;在工业生产中如果将一大批湿料倾入造球机中，或者精矿粉粒度极细，亲水性极强，母球多靠聚结机理长大，在生产中将湿料均匀不断地加进造球机，表面含水较高的母球，在滚动中遇到粉矿，便将矿粉粘在表层，小球互相碰撞，将新粘上的一层湿矿粉压紧，毛细管中的水，被挤到表面上来，又可粘结新的一层矿粉，如果水分不足，可以向小球表面洒水，如此反复，使母球长大，被称做成层机理;此外小球在造球机中运动，总有少数球由于强度不够，水分较低等原因，发生破损及开裂，产生的碎片，粘附在另一个球上，被称做磨剥转移机理。总之由细粒精矿到生成母球，再到具有一定尺寸的生球，其成长机理，不外以上三种。至于以哪一种机理为主，则取决于原料性质和造球工艺条件。 当母球长大到要求的尺寸，应当停止补充加水润湿，使生球在造球机内滚动一定时间，由于相互碰撞的结果，使生球内部颗粒排列得更加紧密，为成球得第三步。生球滚动过程中机械力的作用会使内部颗粒发生选择性的按最大接触面排列，颗粒相互靠近，毛细管直径缩小，甚至可以达到颗粒表面薄膜水层相互连接。在这种情况下，颗粒之间的分子作用力，毛细管作用力以及摩擦阻力综合作用，使生球具有很高的机械强度。以上所述生球成长的三个步骤，在生产中实际同时发生于同一造球机中。 三、影响精矿成球的因素 影响精矿成球的因素很多，概括起来，可分为两类，一是原料的自然性质，二是造球工艺条件。 (1)原料的自然性质。造球原料的自然性质中，以颗粒表面的亲水性、颗粒形状，对其成球性影响最大。颗粒表面亲水性愈高，固相与液相界面的接触角愈小，颗粒容易被水润湿，薄膜水和毛细水含量高，毛细水的迁移速度也高，从而成球性好。 (2)原料的粒度与粒度组成。粒度小，比表面积大，成球性好。原料具有适宜的粒度组成，可使颗粒排列紧密，毛细管平均直径缩小，颗粒之间的结合力增大。 原料粒度并非愈细愈好，因为磨矿耗费大量电能，过细会导致生产成本升高。况且粒度愈细，毛细管直径愈小，水在颗粒间的迁移速度下降，从而使成球速度降低。 (3)原料的水分。原料含水份多少，对于成球影响很大。对于不同的原料，生球有不同的适宜水份。在正常生产条件下，经常维持原料含水份略低于生球的适宜水份，为造球时补加水份留有余地。 若原料含水过低，虽然在造球时可以洒水补充，但成球速度慢，生产率降低，而且往往由于洒水不均匀，使生球脆弱。 如果原料含水过高，会给造球带来极大困难，使生球粒度不均匀，相互粘结、形成大块。在这种情况下，必须将原料预先烘干，降低其水分。 (4)添加物的影响。在造球原料中配加某些添加物，可以改善物料的成球性。详见粘结剂章节的介绍。 (5)造球工艺的影响。造球工艺对成球的影响可以概括为设备与操作两方面。 在造球设备方面，包括造球机的转速、倾斜角度、造球盘的边高等。西欧和我国的球团矿厂常用圆盘造球机。圆盘的直径大小不等，但倾斜角度一般在45º～50º之间。倾角固定时，造球盘的速度可在一定范围内调节，以造球盘的周边切线速度计，经常保持在1.0～2.0m/s之间。周速过小，物料上升不到圆盘的上部区域，一方面造球盘的面积得不到充分利用，另一方面生球在盘内滚动获得的位能低，因而滚动时动能小，球与球相互碰撞得机械作用力小，因而成球慢，生球得强度低。若周速过大，由于离心力作用，物料抛向边缘，跟随造球盘旋转，中心出现无料区，滚动成球的作用受到破坏，甚至无法成球。造球盘的倾角较大，要求较高的圆周速度，使盘内物料滚动次数增加，有利于提高生球的产量和增加它的强度。 造球盘的边高与其直径有关，直径5.5米的大型造球盘边高600～6500毫米，边高影响造球盘的充填率，造球机的边高大，倾角小，在给料不变的条件下，物料在造球盘中停留时间长，有利于提高生球的强度。 刮料板的位置也很重要，它将粘在造球盘上的物料刮下，保持适当的底料厚度，避免粘料过多，加重驱动马达的负荷。此外刮料板还起疏导料流的作用，使成核区和长大区分开，以便于控制生球的成长。 在工艺操作方面，影响成球的因素有：加水核加料的方法、造球时间控制等。正常情况下，造球物料的水分应控制在略低于适宜造球的水分，造球时补加少量水，以控制母球的形成和生球的长大。补加水的大部分以滴状加在成核区，以形成母球，少部分以雾状喷淋在生球成长区，帮助母球迅速长大。 加料的方式也必须兼顾生成母球核母球长大，要防止形成过多的母球。在保证生球达到要求尺寸的前提下，应使母球的生成速度与生球的长大速度达到平衡。 滚动成球的时间，与对球团矿粒度的要求，以及原料成球的难易有关。球团矿的粒度大，要较长的造球时间;原料成球性差，造球时间也会延长。一般的规律是：延长造球时间，有利于提高生球的强度，特别对于粒度很细的原料，更须要较长的造球时间，才能使生球具有更高的强度。

氧化锑精矿质量规格 表6-6-36氧化锑精矿质量规格类 别品 级锑不小于(%)杂质不大于(%)砷铅块精矿一级 二级 三级60 50 400.6 0.6 0.40.2 0.2 0.15                                                          注：锑精矿中含金量达到工业品位时，应报出分析数据。

在鼓风炉内挥发熔炼锑精矿的团块或球粒，使锑呈 三氧化锑挥发与脉石等造渣成分分离的过程，为火法 炼锑的挥发熔炼一还原熔炼工艺的组成部分。产出的氧化锑用作还原熔炼生产粗锑的原料。适于处理含锑 45%以上的硫化锑精矿、硫氧混合锑精矿和锑金精矿， 是中国处理高品位锑精矿的主要方法。由中国锡矿山矿务局于1963年研究成功，于1965年首先用于工业 生产。 主要反应具有代表性的锑精矿原料的物相组成为单一硫化锑精矿，含sb2s365%一65%，510213%一 14%，SbZO44%~5%，Sb:030.2%一0.3%，FeS23%一4%，FeAsSO.12%一0.15%，FeZO31%一2%， eaeo3、A12o3、Mgeo34.3%一6.6%;硫氧混合锑精矿含SboS319%~30%，SbZO33%，SbZO4s%~24%， 510:39%一55%，FeOZ写一2.5%，Caol.3%~2%。熔炼时，精矿中的锑发生多种反应。硫化锑具有易挥发、 易氧化和生成的三氧化锑易挥发的特性，熔炼中大部 分硫化锑先直接挥发，再和炉气中氧发生氧化反应，生成三氧化锑挥发;少部分硫化锑在熔化后，也氧化生成 三氧化锑，反应式为: ZSbZS3+90:—ZSbZO3个+6502少量未氧化的硫化锑流至造渣区与Fes形成锑毓，在 1373K高温区还与SbZO3发生自身还原反应，生成金 属锑，反应为:SbZS3+ZSboO3一6Sb+3502 在料柱高和空气不足的情况下，生成的金属锑和锑毓 较多。 硫氧混合锑精矿含SbZO;较多，Sb20;的还原挥发是熔炼中的主要反应。       .SbZO;是难熔难挥发的化合 物，在IO73K温度下，与sbZs。反应生成三氧化锑挥 发，反应为:gsbZO4+SbZS3—losbZO3个+3502 sb204大部分被碳还原或热离解成三氧化锑挥发。FeO、5102、CaO等造渣成分，在一273K温度下生成硅 酸盐，继而形成共熔体硅酸渣渣。 工艺过程包括精矿压团或制粒、炉料挥发熔炼、高温烟气冷却与氧化锑收集、锑毓与炉渣分离。 精矿压团或制粒往粉锑精矿(水分         也可不用前床，而在较深的炉缸中分层分离， 锑毓从炉缸底部间断放出，炉渣从炉缸上部连续放出。 炉渣水淬后废弃，锑毓返回处理。处理含金硫化锑精矿时，在前床另加粗锑捕金，所得贵锑，送反射炉烟化处 理。 鼓风炉挥发熔炼处理炉料能力为35一45t/(m，·d)，焦率为20%一25%(按炉料计)。产出的三氧化锑 平均含锑78%~80%。硫化矿锑回收率为95%~ 97%，硫氧混合矿为92%~94%。鼓风炉炉体为半水套，横截面有圆形、矩形和椭 圆形三种，椭圆形鼓风炉结构示意于图(见彩图插页第 冰又页)。炉顶一般为双料钟加料装置。炉身为耐火砖砌体，侧面设烟气出口。炉腹由水冷却套或汽化冷却套 构成，其上有若干个倾斜式供风管。炉缸由铬镁质或铬 铝质耐火材料砌成，底部与前床连通，炉缸内炉渣和锑毓等经通道流入前床。前床是一小型反射炉，用烟煤加 热，用于分离粗锑、锑毓和炉渣。 与旋涡炉相比，鼓风炉具有对原料适应性强的特点，可处理高品位锑精矿，也可处理各种含锑废料。在 处理含金硫化锑精矿时，能有效分离回收锑和金，但热 利用率低，铁矿石熔剂消耗高，低浓度二氧化硫烟气污染环境。需进一步提高炉料质量、减少返粉量。工艺上 可采用富氧空气和低铁渣型，以强化熔炼过程，降低能 源消耗和榕剂用量.搽高金属回收率。

一、浸出方法及技能条件 硫化锑精矿、脆硫锑铅矿精矿的氯化－浸出进程分循环浸出和非循环浸出两种方法。循环浸出是A#－氯化剂作为浸出剂的必要浸出方法：由于A#氯化剂有必要由回来的浸出剂制造和再生。浸出对错循环浸出，浸出条件是；（1）确保游离酸度2.5～3.0mol∕L，也可用NaCl来替代部分游离酸；（2）反响温度80～85℃；（3）反响时刻2.0～4.0h；（4）用量，以浸出结尾浸出液中含Sb5＋ 10g∕L为准；（5）有必要用2.0～2.5mol·dm－3的酸洗浸出渣3～5次，再水洗3～5次。循环浸出条件为：（1）氯化剂过剩系数0.1～0.15；（2）浸出液回来份数，按有关公式核算，关于单一硫化锑矿，一般为60%左右，而关于脆硫锑铅矿精矿却高达72%～75%：（3）浸出剂酸度：HCl1.5～2.0mol∕L；H2SO4 0.75～1.0mol∕L，选用H2SO4首要是为了按捺铅进入浸出液；（4）温度和时刻与一般浸出相同；（5）浸出结尾判别：以浸出液为红棕色，含Sb5＋5～10g／L为准。（6）选用混酸洗渣，洗酸酸度与浸出剂相同，其量等于开路的浸出液量；（7）酸洗之后水洗浸出渣3～5次，洗水量为精矿的50%。洗酸由回来的水解液或浸渣水洗液和浓及浓硫酸（处理高铅锑精矿时用）制造，依据它们的酸度及要配洗酸的体积，树立二元或三元联立方程组，解之则可求得它们各自的用量。选用这种方法配酸，杂乱锑矿可节酸40%以上，单一锑矿节酸30%以上，一起削减废水排放量。 二、浸出进程实践及设备 以循环浸出为例阐明浸出进程操作：浸出进程包含A#氯化剂的装备和再生，加矿、保温、拌和、过滤及洗刷等四十进程。A#氯化剂再生前液由回来的浸出液和悉数酸洗液制造，查看其首要成分、酸度和体积符合要求后，即通再生，再生率（[Sb5＋]∕[Sb]T）≥95%时，再生完结。浸出和再生在同一反响釜中进行，再生完结后，即可加矿浸出，浸出和再生都放出很多的热，因而，为加速通氯和加矿速度。有必要采纳冷却办法，以排走剩余的热量。一般选用珐琅反响釜（有夹套）作为浸出及再生槽，也可用其他耐腐蚀原料制造的反响槽，但有必要附设有冷却排热设备。浸出槽盖装有均匀分布的由内外包有聚四乙烯的钢管制成的四根通氯管，并有排气管由排风机排出酸雾。在浸出进程中，保持80～85℃左右的温度，查看是否到结尾，若浸出液为灰白色，则氧化剂不行，需求弥补通氧，使浸出液转为棕赤色，而且Sb5＋为5～10g∕L，即可过滤，过滤能够在真空抽滤槽或带式过滤机上进行；由于要进行酸洗和水洗，不运用压滤机过滤。如果是带滤机，需求设置过滤段、酸洗段和水洗段，滤渣洗净后主动卸下，劳动强度小。用抽滤槽过滤时浸出液刚好滤干但滤渣未开裂前就要酸洗，如此洗刷3～5次；酸洗完结后进行水洗。当然，用抽滤槽过滤，劳动强度大得多。 三、浸出进程技能数据和目标 以脆硫锑铅矿循环氯化－浸出的出产实践数据为例阐明。精矿、浸渣、浸液、酸洗液、水洗液的成分如下表。表  浸出进程原料及产品化学成分称号SbPbZnFeCuAgMnAs精矿∕%29.4134.943.928.690.120.070.160.58浸出液∕（g·L－1）323.331.9629.8371.310.570.562.420.355浸出渣∕%0.8049.290.6523.690.0580.02190.0150.817酸洗液∕（g·L－1）138.911.66－37.36－0.196－－水洗液∕（g·L－1）18.691.14－8.66－0.024－－ 续上表称号CaSnMgBiInS（SO42-）Cl－H＋精矿∕%1.030.460.0480.0170.002631.33－－浸出液∕（g·L－1）0.230.160.83－0.006（32.98）488.392.504浸出渣∕%0.820.3170.00234.9211.69酸洗液∕（g·L－1）－－－－－（70.23）252.36－水洗液∕（g·L－1）－－－－－（21.95）67.69－    按渣核算，锑和银的浸出率为97.97%及78.98%；铅的入渣率≥99%；硫的转化率为99.74%。首要化工材料单耗：1.236t∕t（Sb2O3）；工业0.350L∕t（Sb2O3）；工业硫酸0.250t∕t（Sb2O3）。

（一）精矿粉成球的机理    颗粒极细的精矿粉，被水润湿到合适的程度，在外力的作用下，会聚集成为一定大小的球。成球过程大致可分为三个步骤：精矿粉成核是成球的第一步。矿粉颗粒被水润湿，首先在其表面形成薄膜水，见图1(a);若进一步润湿，并且被润湿的颗粒有机会相接触，在触点处形成毛细水，靠毛细管的作用力，使两个或较多的颗粒连系起来，形成小球，见图1(b)和(c)，继续增加水，以并在机械力的作用下，小球内部颗粒重新排列，进一步密集，形成比较坚实稳定的小球，见图1(d)，一般称之为母球。母球的形成过程，即精矿粉的成核过程。母球仍然是多孔的，它内部包含有固体、液体和气体三个相，它的稳定性取决于矿粉的粒度和粒度组成，以及颗粒的形状和亲水性。    生球长大，是成球的第二步。母球在滚动过程中，彼此碰撞，使得内部颗粒之间毛细管形状发生变化，颗粒排列密集，毛细管收缩，蜂窝状毛细水变为饱和毛细水，一部分水被挤到母球表面上来，这时母球可以三种机理长大。母球水分较高，而且塑性较好，它们互相结合在一起，使生球迅速长大，见图2(a)。被称做聚结机理；在工业生产中如果将一大批湿料倾入造球机中，或者精矿粉粒度极细，亲水性极强，母球多靠聚结机理长大，在生产中将湿料均匀不断地加进造球机，表面含水较高的母球，在滚动中遇到矿粉，便将矿粉粘在表层，小球互相碰撞，将新粘上的一层湿矿粉压紧，毛细管中的水，被挤到表面上来，又可粘结新的一层矿粉，如果水分不足，可以向小球表面洒水，如此返复，使母球长大，见图2(b)，被称做成层机理；此外小球在造球机中运动，总有少数球由于强度不够，水分较低等原因，发生破损及开裂，产生的碎片，粘附在另一个球上，见图2(c)，被称做磨剥转移机理。总之由细粒精矿到生成母球，再到具有一定尺寸的生球，其成长机理，不外以上三种。至于以哪一种机理为主，则取决于原料的性质和造球工艺条件。    当母球长大到要求的尺寸，应当停止补充加水润湿，使生球在造球机内滚动一定时间，由于相互碰撞的结果，使生球内部颗粒排列得更加紧密，为成球的第三步。生球滚动过程中机械力的作用会使内部颗粒发生选择性的按最大接触面排列，颗粒相互靠近，毛细管直径缩小，甚至可以达到颗粒表面薄膜水层相互连接。在这种情况下，颗粒之间的分子作用力，毛细管作用力以及摩擦阻力综合作用，使生球具有很高的机械强度。以上所述生球成长的三个步骤，在生产中实际同时发生于同一造球机中。[next]   （二）影响精矿成球的因素    影响精矿成球的因素很多，概括起来，可分为两类，一是原料的自然性质，二是造球工艺条件。    (1)原料的自然性质。造球原料的自然性质中，以颗粒表面的亲水性、颗粒形状，对其成球性影响最大。颗粒表面亲水性愈高，固相与液相界面的接触角愈小，颗粒容易被水润湿，薄膜水和毛细水含量高，毛细水的迁移速度也高，从而成球性好。根据测定的结果，铁矿粉和造球常用的添加剂的最大分子水和毛细水的含量。    细磨物料的成球性可以用成球性指数表示，见公式(1)    式中  Wƒ———最大分子水含量，%；          Wm———毛细水含最，%。    K=0.20～0.35  物料属弱成球性，    K=0.35～0.60  物料属中成球性，    K=0.60～0.80  物料属良成球性，    K＞0。80      物料属优成球性。    铁矿粉的成球性以褐铁矿最好，磁铁矿最差。除它们的亲水性不同外，颗粒的形状也有关系，如褐铁矿颗粒呈针状、片状，比表面积大，而且疏松多孔，所以其湿容量大，成球性好。   （2）原料的粒度与粒度组成。原料的粒度和粒度组成，对于其成球性影响很大。粒度小，比表面积大，成球性好。原料具有合适的粒度组成，可使颗粒排列紧密，毛细管平均直径缩小，颗粒之间的结合力增大。各种原料都有其适宜的造球粒度，例如造球用的磁铁矿，其粒度上限不应大于0.2mm,而-200网目的粒级应占80%以上。国外有些球团矿厂，为了使原料的粒度达到要求，对铁精矿再度磨细。    原料中微细粒级(-0.01mm)的含量，对其成球性有重要影响，它填充在较大颗粒之间的空隙中，使颗粒之间的毛细管直径缩小。而且增加颗粒问的靡擦阻力。当然并非粒度愈细愈好，因为磨矿耗费大量电能，过细会导致生产成本升高。况且粒度愈细，毛细管直径愈小，水在颗粒间的迁移速度下降，从而使成球速度降低。    (3)原料的水份。原料含水份多少，对于成球影响很大。对于不同的原料，生球有不同的适宜水份。例如用磁铁矿精矿造成的生球，一般含水份8～10%,此时生球的成球率高，强度也好。在正常生产条件下，经常维持原料含水份略低于生球的适宜水份，为造球时补加水份留有余地。    若原料含水过低，虽然在造球时可以洒水补充，但成球速度慢，生产率降低，而且往往由于洒水不均匀，使生球脆弱。    原料含水过高，给造球带来极大困难，使生球粒度不均匀，互相粘结、形成大块。在这种情况下，必须将原料预先干烘，降低其中水份。    造球时，原料适宜水份波动范围因原料的不同而异。例如磁铁矿精矿造球，对于水份的波动最为敏感，所以对于不同的原料，适宜的水份应当用实验方法确定。[next]    (4)添加物的影响。在造球原料中配加某些添加物，可以改善物料的成球性。常用的添加剂有皂土、消石灰、石灰石等。它们的亲水性和成球性指数，均优于铁矿粉。    皂土是造球常用的添加剂。它能改善精矿粉的成球性，提高生球的强度，更重要的是它能提高生球的爆裂温度。一般球团矿配料中加0.6～1.2%皂土，便有明显的作用。    皂土又名膨润土，它的主要矿物是蒙脱石，其化学结构式为:Al2(Si4O10)(OH)2,含Al2O328.3%、SiO266.7%,属于羟基组分的H2O5%.蒙脱石是一种呈层状结构的铝硅酸盐，由硅氧四面体和铝氧八面体平行链结，组成单位晶胞，见图3垂直叠置，呈层状结构。    蒙脱石晶体内部常发生不等价阳离子的同晶置换。在硅氧四面体中,Si+4可以被Al+3代替，在铝氧八面体中Al+3可被Fe+2、Mg+2置换，因而使结构带有负电荷。    蒙脱石常带负电荷，它能够吸附阳离子，自然界中常被它吸附的有Ca+2、Mg+2、Na+和K+等。吸附Ca+2为主的称做钙基膨润土，吸附Na+为主的叫做钠基膨润土。蒙脱石吸附的这些阳离子，可以按以下的原则相互交换。    介质中浓度高的阳离子，可以交换浓度低的阳离子；    介质浓度相同时，高价阳离子能交换低价阳离子；    介质浓度以及阳离子价相同时，离子半径大者，能交换半径小者。    基于上述原则，在实际生产中，可以根据需要，将膨润土改型。例如可以使钙基膨润土改为钠基膨润土。    蒙脱石有很强的吸水能力。除了象一般固态矿物表面吸附水分子以外，还有大量的层间内表面吸附水。钙基膨润土随着吸水量增加，晶层间距扩大，但达到21.4Ao便不能再增加，钠基膨润土可以继续吸水膨胀，甚至呈分离状态，所以钠基膨润土在造球中的作用更为明显。    消石灰是生产熔剂性球团矿时常用的添加剂，其化学分子式为Ca(OH)2.。它由生石灰(CaO为主)遇水消化而生成，比表面积大。消石灰的颗粒表面带负电荷，而水分子有偶极性，所以它可以吸附水分子，周围仍呈负电性。它有很强的亲水性和天然的粘结力，从而改善物料的成球性。不过消石灰的比重小，配加量不宜过多，否则按体积计，它在物料中占的比例过大，使毛细水迁移速度降低，影响成球速度。此外在大规模工业生产中，难以做到生石灰消化充分同时又保持其水份稳定而不结成大块，故多改用石灰石粉。    石灰石粉的主要成分为CaCO3。细磨石灰石粉的亲水性和粘结力虽然不及消石灰，但是它的颗粒表面粗糙，亲水性较磁铁矿粉好，所以配料中加入细磨的石灰石粉，对于造球性的改善有帮助。    近几年来世界各国都开始研究有机添加剂，用以代替皂土。因为皂土虽然能有效地改善物料的成球性，但是含SiO2高达60%以上，会降低球团矿的含铁品位，增加冶炼时的渣量，此外皂土还带来高炉最不希望的碱金属。目前已用于工业生产的有机添加剂为荷兰公司制造的佩利多(PERIDUR)XC-3,只要配加0.5%,便可显示出效果。经济效果与加皂土相似，但它不会带来SiO2,而这一点对于生产直接还原用的球团矿非常重要。[next]    (5)造球工艺的影响。造球工艺对成球的影响可以概括为设备与操作两方面。    在造球设备方面，包括造球机的转速、倾斜角度、造球盘的边高等。西欧和我国的球团矿厂常用圆盘造球机。圆盘的直径大小不等，但倾斜角度一般在45°～50°之间。倾角固定时，造球盘的速度可在一定范围内调节，以造球盘的周边切线速度计，经常保持在1.0～2.0m/sec之间。周速过小，物料上升不到圆盘韵上部区域，一方面造球盘的面积得不到充分利用，另一方面生球在盘内滚动获得的位能低，因而滚动时动能小，球与球相互碰撞的机械作用力小，因而成球慢，生球的强度低。若周速过大，由于离心力作用，物料抛向边缘，跟随造球盘旋转，中心出现无料区，滚动成球的作用受到破坏，甚至无法成球。造球盘的倾角较大，要求较高的圆周速度，使盘内物料滚动次数增加，有利于提高生球的产量和增加它的强度。    造球盘的边高与其直径有关，直径5.5米的大型造球盘边高600～650毫米，边高影响造球盘的充填率，造球机的边高大，倾角小，在给料不变的条件下，物料在造球盘中停留时间长，有利于提高生球的强度。    刮料板的位置也很重要，它将粘在造球盘上的物料刮下，保持适当的底料厚度，避免粘料过多，加重驱动马达的负荷。此外刮板还起疏导料流的作用，使成核区和长大区分开，以便于控制生球的成长。    在工艺操作方面，影响成球的因素有：加水和加料的方法、造球时间控制等。正常情况下，造球物料的水份应控制在略低于适宜造球的水份，造球时补加少量水，以控制母球的形成和生球长大。补加水的大部分以滴状加在成核区，以形成母球，少部分以雾状喷淋在生球成长区，帮助母球迅速长大。    加料的方式也必须兼顾生成母球和母球长大，要防止形成过多的母球。在保证生球达到要求尺寸的前提下，应使母球的生成速度与生球的长大速度达到平衡。    滚动成球的时间，与对球团矿粒度的要求，以及原料成球的难易有关。球团矿的粒度大，要较长的造球时间；原料成球性差，造球时间也会延长。一般的规律是：延长造球时间，有利于提高生球的强度，特别对于粒度很细的原料，更须要较长的造球时间，才能使生球具有更高的强度。   （三）生球品质的控制    生球不是最终产品，但是它的品质，在很大程度上决定了下一步焙烧工序能否顺利进行，以及成品球团矿的品质。对生球品质的基本要求是：粒度合适而且均匀，机械强度高，在进入下步工序前，不应破裂，热稳定性好。    生球的粒度直接决定成品球团矿的尺寸，而成品球团矿的粒度，受高炉冶炼过程约束。过去球团矿的粒度较大，近几年来，为了改善高炉内的还原过程，球团矿的粒度大多在9～12毫米范围之内。生球焙烧过程中，会发生体积收缩，但生球的粒度也不能太大。此外生球的粒度愈小，造球机的生产率愈高。    生球从造球机出来，经过皮带输送机，到达焙烧设备。在焙烧设备中球团堆成一定厚度的床层。生球要有足够的抗压和抗落下冲击的强度。必须经过抗压和落下试验。    抗压强度的测定：通常取10～20个生球，用弹簧称或天平，测定其压裂的公斤数，并取其平均值及标准偏差。    抗冲击强度的测定：取生球10个，自0.5米高处自由落在钢板或橡胶板上，返复跌落，直至裂纹或溃破。累计每个球的不破落下次数，取平均值及标准偏差。    利用球团开始爆裂的温度表示生球的热稳定性。一般不应低于300℃。因为生球含水份甚高，焙烧前须经烘干，如果烘干时发生爆裂，则不仅损失了球团矿，而且影响下步焙烧工序的顺利进行。测定生球爆裂温度的办法有静态和动态两种。所谓静态，即在没有热气流条件下测定。动态即以指定温度的热气流，以一定流速通过生球，视其开始发生爆裂的温度。显然后者更接近实际，但测出的结果一般均低于前者。    生球的爆裂温度高，表明可以用较高温度的热气流烘干生球，从而使设备可以达到更高的生产率。    生球的水分测定：一般取一定数量的生球试样，用烘干法测定其水分。水分的适宜与稳定，代表造球操作的水平，而且只有水分适宜和稳定，生球的品质才有保证。

浸出作业应既要获得尽可能高的浸出率，又要制取合适下一步处理的溶液。浸出作业可接连或接连进行，工业生产上多选用后者，以便于完成自动化并进步浸出进程的生产率；接连浸出比较合适于小型和质料多变的厂商，但工业上较步选用，图1和图2别离示出接连浸出和接连浸出的工艺流程。图1  接连浸出工艺流程图图2  前苏联某湿法炼锑厂接连浸出流程 图3和图4别离是我国1.1万t湿法炼锑厂和前苏联某湿法炼锑厂所用的接连浸出槽，视生产规模每槽容积别离为7.7m3和10～20m3。图3  我国的接连浸出槽 1－拌驱动设备；2，4－支架； 3－拌和设备；5－盖板；6－槽体； 7－角钢架；8－蛇形管；9－小孔盖图4  前苏联的接连浸出槽 1－槽体；2－槽盖；3－进料管；4－轴承体； 5－传动设备；6－大孔盖；7－保温层；8－衬板； 9－蒸汽夹套；10－空气升液管；11－拌和器 接连浸出实例：我国半工业实验所用浮选锑精矿含Sb48%～55%，其间氧化物料约占12.7%，浸出剂为阴极废液结晶后的母液，含Na2S为120～140g∕L，NaOH 20～28g∕L，Sb15～17.5g∕L，渣（体积）固（质量）比为3∶5～5∶1，锑浸出率可达99.6%～99.8%，砷浸出率40%～45%，渣含锑0.3%～0.4%，渣率22%～35%。 由浸出液和洗水制成阴极液，其主要成分为：Sb93～100g∕L，As 0.25～0.38g∕L，Na2S 20g∕L，NaOH 116～125g∕L，Na2SO4 26～31g∕L，Na2CO3 60～77g∕L，Na2SO3 4～8g∕L，Na2S2O3 39～60g∕L。 接连浸出实例：前苏联某厂所用质料为浮选硫化锑精矿和氧化物料，浸出剂为含Na2S90～100g／L，NaOH 25～35g∕L和Sb 20～30g∕L的电解废液。浸出槽用蒸汽夹套加热，为了强化进程，其间设有管式加热器，浸出和电解是闭路循环，所以浸出所用的溶液浓度有必要高，但在电解液中浓度又有必要尽量低，最有利的浓度应根据处理质料的形状、溶剂和电解费用选定。 使用含锑25～35g∕L的电解废液浸出，能够得到含锑70～80g∕L的浸出液，其组成也能满意电解的要求，浮选精矿锑的浸出率为98%～99%，渣含锑1.3%～1.7%。

硫化锑精矿、脆硫锑铅矿精矿的氯化－浸出进程分循环浸出和非循环浸出两种方法。循环浸出是A#－氯化剂作为浸出剂的必要浸出方法：由于A#氯化剂必须由回来的浸出剂制造和再生。浸出对错循环浸出，浸出条件是；（1）确保游离酸度2.5～3.0mol∕L，也可用NaCl来替代部分游离酸；（2）反响温度80～85℃；（3）反响时刻2.0～4.0h；（4）用量，以浸出结尾浸出液中含Sb5＋ 10g∕L为准；（5）必须用2.0～2.5mol·dm－3的酸洗浸出渣3～5次，再水洗3～5次。循环浸出条件为：（1）氯化剂过剩系数0.1～0.15；（2）浸出液回来份数，按有关公式核算，关于单一硫化锑矿，一般为60%左右，而关于脆硫锑铅矿精矿却高达72%～75%：（3）浸出剂酸度：HCl1.5～2.0mol∕L；H2SO4 0.75～1.0mol∕L，选用H2SO4首要是为了按捺铅进入浸出液；（4）温度和时刻与一般浸出相同；（5）浸出结尾判别：以浸出液为红棕色，含Sb5＋5～10g／L为准。（6）选用混酸洗渣，洗酸酸度与浸出剂相同，其量等于开路的浸出液量；（7）酸洗之后水洗浸出渣3～5次，洗水量为精矿的50%。洗酸由回来的水解液或浸渣水洗液和浓及浓硫酸（处理高铅锑精矿时用）制造，依据它们的酸度及要配洗酸的体积，树立二元或三元联立方程组，解之则可求得它们各自的用量。选用这种方法配酸，杂乱锑矿可节酸40%以上，单一锑矿节酸30%以上，一起削减废水排放量。

针对剧毒的特色，研讨如何用物理方法或化学方法进行强化浸出，削减的用量，进步金的浸出率对进步厂商的经济效益十分重要。现在胶东某矿由于处理部分含高铜、铅的金精矿而导致的用量急剧升高，虽然选用浸出，但由于的蒸发性较强，形成车间的工作环境恶化，并且其利用率也低。为此针对铜铅高的特色进行了试验，采取了碱浸预处理，并在浸出傍边参加合适此类矿石的两种药剂替代液；不光能够强化金银的浸出，并且能够下降的用量。       一、矿石性质       试验选用的矿石为某金矿3个矿区含铅铜矿按必定份额混合的精矿样，该精矿含有黄铁矿、方铅矿、黄铜矿、磁黄铁矿、白铅矿及部分次生铜等金属矿藏，脉石矿藏为石英、绢云母和伊利石，含金矿藏为银金矿、金银矿，金的颗粒较细，以细粒、微细粒为主，铜矿藏中次生铜占全铜的30%～50%。次生铅即可浸出部分占10%～30%。混合精矿中首要化学成分如表1。   表1  混合精矿首要化学元素成分含量元素Au/g·t－1Ag/g·t－1Cu/%Pb/%Zn/%Fe/%As/%档次49.79245.431.294.171.236.370.34       二、试验及成果分析       针对铜铅的影响和现场的出产实际情况，拟定了进行先碱浸预处理，除去部分有害杂质，如铁、铜、铅、硫等；第二是在浸出作业中参加强化剂与铜络合，削减的耗用量，加速进步金银浸出，一起替代原有的易蒸发影响操作环境的助浸剂。       （一）充气碱浸。在浸出前加石灰，pH≥11的条件下参加空气进行碱浸，时刻为2h，可除去部分有害杂质、显着削减的用量，别的次生铅在强碱条件下可生成偏铅酸盐而进入溶液傍边，通过压滤脱水排出工艺流程，然后削减其对后续化作业的影响，试验成果如表2。   表2  充气碱浸后化浸出试验成果试验原矿档次 / g·t－1渣档次 / g·t－1浸出率 /%NaCN单耗 / g·t－1补白1# 2#49.79 49.791.52 1.4996.92 97.0110.9 9.1不碱浸 碱浸       从上述成果来看，碱浸可显着下降的用量，在化浸出率根本挨近的情况下，单耗下降1.8kg/t。       （二）由于铜、铅在化浸出中耗费很多的[CN－]和O2，本着削弱铜、铅的影响，挑选了5种药剂，并对5种药剂进行归纳试验，终究断定2种药剂组合是用作化浸出的助浸剂，各试验成果如表3。   表3  各种药剂合作后化浸出试验成果药剂称号Na2CO3CaO六偏磷酸钠AA＋BB惯例浸出用量/ g·t－1 浸渣档次/ g·t－1 Au浸出率/%2.5 1.39 97.210.5 1.4 97.190.8 1.5 96.990.48 1.41 97.170.3＋1 1.29 97.411.0 1.35 97.29  1.51 96.92     注：以上试验皆在碱浸条件下进行       综上所述，各种药剂皆可改进浸出，但A和B剂协同作用可显着改进此类矿石的浸出，浸出率可进步0.49%。   （三）A＋B一起作用对用量的影响如表4。   表4  惯例浸出与参加A和B剂后的化浸出试验成果条件NaCN单耗 /kg·t－1[CN－]浓度 /mol·L－1渣档次 /g·t－1惯例浸出 参加A和B浸出9.1 7.80.70×10－2～0.75×10－2 0.60×10－2～0.65×10－21.51 1.29       从表中成果来看，参加A和B两种助浸剂可显着削减的用量。由于整个浸出[CN－]浓度都可在较低的情况下进行，因此可节约NaCN的耗用量。       （四）通过两个月的出产运用比较，所得试验成果见表5。   表5  惯例浸出与化浸出试验成果条件NaCN单耗 /kg·t－1[CN－]浓度 /mol·L－1渣档次 Au/g·t－1惯例浸出（4月） 参加A和B剂浸出（5月）9.16 7.060.70×10－2～0.75×10－2 0.60×10－2～0.65×10－21.21 1.09       综上所述，运用A＋B组合可显着进步化浸出作业作用，在必定程度上可替代原出产傍边的运用，一是按捺Cu的浸出；二是下降铜铅浸出后对金化的影响；三是下降浸出作业中的浓度。一个多月的出产实践证明化浸出作业中的根浓度可下降0.10%，可节约NaCN的耗量2.1kg/t，渣档次可下降0.12g/t。       三、效益核算       （一）A药剂的单价为每千克3.1元，B药剂的单价为每千克2.8元，并且这两种药剂易于购买，按试验用量核算，药剂费用为每吨3.1×0.3＋2.8＝3.73元，而节约的NaCN量为2.1kg/t，其费用为每吨6.98×2.1＝14.658元，则每吨矿可节约费用为14.658－3.73＝10.928元。       （二）因浓度下降带来的效益为外排硫精矿的水分为15%，其液固比为0.18，吨矿外带的水量为0.18t，其浓度下降0.10%，相当于下降1kg/t，即吨矿少外带的量为0.18kg/t，削减的的费用为每吨1.256元。       （三）由于浓度下降削减的蒸发量无法精确核算，暂不核算。       按年处理5万吨精矿核算则年可创效益为（10.928＋1.256）×5＝60.92万元       四、定论       对含磁黄铁矿、次生铜和铅的精矿在浸出前选用充气碱浸的方法能够节约可观的NaCN用量。       关于含铜、铅相对较高的金精矿，关于惯例化作业来讲参加A和B组合络合剂可显着地改进此类矿石的浸出作用，进步浸出率，一起可下降NaCN的用量2.1kg/t，发生相当可观的经济效益。

凡口铅锌矿投产于1968年，目前已成为年处理原矿120多万t，生产铅锌金属15万t、标准硫精矿(折合)50万t的特大型铅锌矿山。凡口矿选矿厂在生产建设和发展过程中，依靠选矿技术进步，先后采用过十多种工艺流程，其主系统分别于2000年和2001年采用了快速分支浮选工艺，生产能力均为2050t/d。 一、试验矿样 凡口矿矿石类型主要为复杂的致密状硫化铅锌矿，主要金属矿物为方铅矿、闪锌矿、黄铁矿，含量约占60％(其中黄铁矿含量高达40％)；银矿物主要是银黝铜矿和深红银矿，伴生于铅锌矿物中；脉石矿物为石英、方解石和白云石等。各种矿物的共生关系非常密切，溶蚀交代现象比较严重，在黄铁矿、闪锌矿和脉石矿物的间隙或裂隙中充填着细粒方铅矿。矿石中方铅矿、闪锌矿、黄铁矿呈中细粒不均匀嵌布，部分黄铁矿的浮游活性较好，属难选的细粒高硫铅锌矿。 本项目试验矿样取自选矿厂粉矿仓前的运输皮带，与当时的生产原矿同步，粒度为－15mm，主要元素含量依次为铅4.75％、锌9.85％、铁22.25％、硫27.35％。 二、快速分支浮选工艺研究 （一）研究思路 根据凡口铅锌矿矿石中方铅矿、闪锌矿、黄铁矿紧密共生，嵌布粒度粗细不均匀，原矿磨至－74μm占85％时，各有用矿物已大部分单体解离的特点，在短时间内将大部分粗粒、易浮的铅锌金属矿物快速分选出来，得到高质量的铅精矿和锌精矿，减少已解离矿物的过粉碎和不必要的作业循环量；剩余铅锌矿物通过常规浮选回收，并通过强化中矿再磨来提高单体解离度，以达到减少浮选机总容积、降低生产成本和提高铅锌金属回收率的目的。（二）铅锌矿物上浮速度试验 1、方铅矿上浮速度试验 将试验原矿磨至细度为－74μm占85％，加人石灰作为矿浆的pH调整剂，以FK01为捕收剂、松醇油为起泡剂，经石灰用量、FK01用量、松醇油用量条件试验确定药剂制度后，进行铅粗选浮选速度试验以确定不同方铅矿颗粒的上浮速度(试验流程见图1、结果见图2)。试验结果表明，大部分铅矿物的可浮性很好，刮泡1min铅粗精矿的回收率为71.72％、品位达29.10％；刮泡2min的回收率高达84.16％、品位下降为24.24％；随着浮选时间的延长，铅品位持续下降，锌和铁品位有所上升，铅金属回收率的增幅趋缓，刮泡5min铅的回收率为91.10％、品位为17.72％。试验还表明，在高碱条件下方铅矿的可浮性最好，黄铁矿的可浮性次之，部分黄铁矿的上浮速度较快，未活化闪锌矿的可浮性最差。 2、闪锌矿上浮速度试验 选铅尾矿补加石灰1000g/t，以CuSO4为活化剂、丁基黄药为捕收剂、松醇油为起泡剂。通过 CuSO4用量、丁基黄药用量、松醇油用量条件试验确定药剂制度后，进行锌粗选浮选速度试验以确定不同闪锌矿颗粒的上浮速度(试验结果见图3)。试验表明，大部分闪锌矿的可浮性很好，刮泡1min锌粗精矿的回收率为50.63％、品位高达51.30％；刮泡2min的回收率可达65.45％、品位为50.51％，保持在50％以上；随着浮选时间的延长，锌粗精矿品位下降平缓，金属回收率持续上升，刮泡5min锌的回收率为75.18％、品位为45.83％。 （三）铅矿物分支浮选研究 1、铅快速浮选试验 根据图2铅粗选品位及回收率与浮选时间关系曲线，确定本次小型试验铅快速粗选的浮选时间为2min，其粗精矿经两次快速精选后，可获得品位高达70．55％的快速浮选铅精矿(含锌1.90％)，回收率为55.59％。试验流程见图4。试验还表明，不同的粗选药剂制度，在铅精选作业中有显然不同的选择性，通过铅粗精矿指标难以预测快铅精矿指标。在铅快速精选中加入少量的捕收剂，高铅精矿的品位有所下降，而铅的回收率则有所提高；石灰用量较多时可提高铅精矿的品位，而回收率变化不大。 此外，有机抑制剂—DS对黄铁矿有强烈抑制作用，其用量增加时铅精矿品位有所提高，但使用量过大时会抑制铅、铁连生体，铅的回收率下降。 2、铅常规浮选试验 人选原矿经2min铅快速粗选后，补加10g/t的 FK01进行铅的常规粗选，时间为4min。铅粗选泡沫含有大量的铅铁和铅锌连生体，必须再磨以提高单体解离度，其细度要求为－40μm占90％。试验表明，在相同的药剂条件下，随着再磨细度的提高，铅精选泡沫的品位也相应提高，但过高的磨矿细度又会引起铅回收率的下降。铅粗选泡沫再磨至－40μm占90％后，经三次常规开路精选可获得品位为64％的铅精矿(含锌2.9％)，回收率为6.69％。试验流程见图4。 （四）锌矿物分支浮选研究 1、锌快速浮选试验 根据图3锌粗选品位及回收率与浮选时间关系曲线，确定本次小型试验锌快速粗选的浮选时间为2min。锌快速粗选泡沫的品位一般可达50％，不加任何药剂直接进行一次快速精选，其泡沫品位高达59.4％、回收率为37.5％；在锌快速浮选粗泡加入石灰1OOOg/t、硫酸铜25g/t后进行一次快速精选，泡沫品位虽略有下降，但仍可获得品位为57.30％、含铅0.66％的优质锌精矿，其回收率为48.68％。试验流程见图5。 试验表明，矿石中绝大部分闪锌矿是易浮的，在小型闭路循环中，大约占总金属量70％的锌矿物可通过快速浮选产出。 2、锌常规浮选试验 选铅尾矿经2min锌快速粗选后，补加10g/t的丁基黄药进行锌的常规粗选，时间为3min。锌粗选泡沫含锌一般为20％左右，经两次常规开路精选可获得品位为55％的锌精矿(含铅为0．95％)，回收率为781％。试验流程见图5。试验表明，在不同的锌快速粗选、常规粗选条件下，锌精选给矿的锌品位有一定的波动，但经过两次精选后，最终锌精矿的品位还是较理想的。 （五）开路与闭路试验 本课题在完成条件试验的基础上，安排了开路试验，并根据开路试验结果进行了闭路试验。通过闭路试验可获得品位为66.73％的快铅精矿、回收率为67.97％，品位为56.93％的快锌精矿、回收率为72.19％；常规浮选部分的铅精矿品位为57.18％、回收率为18.62％，锌精矿品位为54.39％、回收率为22.55％。试验流程见图6，试验指标见表l。三、工业应用与成果评述 （一）工业应用概况 快速分支浮选工艺小型试验取得成功后，凡口铅锌矿于1999年11月18 Et至2000年1月12日进行了半工业试验，并根据半工业试验成果组织了选矿厂主系统工艺流程改造设计。2000年2月1日，设计部门完成了流程改造的施工图设计。2000年2月26日，选矿厂完成了系统改造任务并试水成功。2000年2月28日早班，选矿厂I系统复产，工业试验开始。经过近两个多月的努力，试验取得了圆满成功。 工业试验结束后，快速分支浮选工艺流程即交付生产使用。经过三年多的应用与完善，新工艺在提高铅锌指标、节能降耗及减少作业循环量上具有明显的优势。新工艺与原工艺生产指标对比见表2。 （二）技术经济评述 快速分支浮选新工艺综合应用了凡口铅锌矿三十多年的选矿实践经验和技术成果，并参照最新的现代选矿理论进行了创新。该流程交付生产使用以来，显著地提升了选矿技术经济指标，年增经济效益可达1300万元。1、提高铅锌回收率 与原高碱细磨优先浮选工艺相比，快速分支浮选工艺铅锌金属的理论回收率分别提高了0.36％和0.41％，降低铅精矿含锌0.8％。此外，减少浮选作业循环量和金属流失后，提高铅实际回收率0.69％、锌实际回收率0.35％。 2、节能降耗 实施新工艺流程后，选矿厂两个主系统浮选机容积由1028．8m3下降到774．8m3，下降了24.7％；浮选机总安装功率由3144kW下降到2480kW，减少了664kw。由于系统装机功率的减少及作业循环负荷的降低，选矿厂处理每吨原矿的磨矿浮选电力单耗由35.OOkW·h下降到28.48kW·h，显著地节约了电力成本。 此外，使用新工艺的药剂成本与原工艺相比亦下降明显，根据选矿厂药剂实际消耗统计资料，单位选矿药剂成本由18.848元/t下降至14.231元/t。 3、社会效益 实施快速分支浮选工艺所带来的显著社会效益主要体现在如下几个方面： (1)减少金属流失，可充分利用现有的矿产资源，为国家多回收和利用铅锌金属； (2)电力消耗下降，有利于缓解我国目前供电不足的矛盾； (3)药剂单耗下降，有利于矿山企业进行环境保护； f41浮选流程缩短，可减少固定资产的占用，有利于加快国有资产的周转。 经过多年的应用实施表明，快速分支浮选工艺具有技术先进，流程简单，药剂用量少，分选指标高，对不同类型铅锌硫化矿适应性强，稳定性好，环境污染少等显著优点，在国内外具有极大的推广价值。 五、结语 （一）凡口铅锌矿矿石中方铅矿、闪锌矿、黄铁矿紧密共生，嵌布粒度粗细不均匀，部分黄铁矿的浮游活性较好，属难选的细粒高硫铅锌矿。 （二）原矿磨至－74μm占85％时，大部分有用矿物已单体解离，粗粒、易浮的铅锌矿物可在短时间内快速分选出来，得到高质量的铅精矿和锌精矿。 （三）快速分支浮选工艺有利于减少有用矿物的总浮选时间，降低中间作业的循环量，缩短浮选流程。 （四）工业应用表明，快速分支浮选工艺有效地贯彻了能出早出、快出的思想，避免已解离矿物的过粉碎，提高了铅锌金属的回收率；减少浮选作业的中间循环量，节省了大量的电力成本和药剂成本。

一、水解方法及技能条件和目标 水解包含冲稀水解和中和水解两种方法。在冲稀水解脱水杰出的情况下不该选用中和水解，中和水解只适用于阳极泥及极杂乱的脆硫锑铅矿精矿浸液的还原液。 冲稀水解在常温下进行，操控水解液含Sb3+1～2g∕L，用式(1)核算加水量。脱水后拌和10～20min;氯氧锑滤饼用纯水洗8次以上。中和水解进程的数控水解率质料为铅阳极泥时取45%～50%.为长坡脆硫锑矿精矿时取85%，用或苏打为中和剂，按式(2)核算其参加量，洗刷要求与冲稀水解进程相同。必要时，水解进程中参加某些配合剂以进步产品质量。水解率均很高(≥95%)。水解液含锑1g∕L。二、水解进程作业 当还原液参加到弄清水中后，SbCl3开端水解，生成一些不稳定的中间产品：料浆很黏稠，需加强拌和，然后发作显着的脱水进程：生成过滤性能好易洗刷的Sb4O5Cl2。脱水10～20min后中止拌和沉清，然后抽上清液，再将沉底的氯氧锑过滤。中等规划以上工厂用带滤机过滤比较好，带滤机设置过滤段和洗刷段，用纯水洗刷保证氯氧化锑洗洁净，带滤接连化，劳动强度低。小规划的工厂用真空抽滤槽过滤。水解液滤完后，即用纯水洗滤饼洗8次以上，以保证洗净杂质元素。

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

中和的意图是脱除Sb4O5Cl2中的氯，使之转化为Sb2O3，一般用做中和剂：别的，在中和的一起参加适量的配合剂及转型剂，能够大大下降氧化锑中铅铁等杂质元素的含量(≤0.001%)，并使氧化锑的晶形由斜方转化成立方，大大减小锑的光敏性，对坚持白度十分有利。中和进程中，用中和洗液调浆，在常温条件下中和，中和结尾pH值为7.5左右，并安稳10～20min。然后，过滤洗刷，中等规划以上工厂应该用带滤机，带滤机应设置过滤段和洗刷段，小规划工厂用真空抽滤槽过滤机，用纯水洗刷，洗刷快到结尾(8次以上)时，用AgNO3查看洗液无白色沉积停止。 由脆硫锑铅矿精矿和高锑铅阳极泥直接制成的高纯度氧化锑产品质量状况见下表。 表 新氯化-水解法及AC法直接制得的高纯氧化锑主要成分及杂质元素含量(%)No.Sb2O3PbAsFeCuBiSeSCl原料及办法299.830.00120.00980.00190.000690.00620.0020.00130.013脆硫锑铅矿精矿，新氯化－水解法399.910.00210.0170.0050.00290.00540.00230.00100.012499.810.00140.0210.00050.000260.00520.00240.00100.016599.850.0000.000170.00050.000010.0000.000－0.011高锑铅阳极泥，AC法799.850.0000.00000.00060.0000.0000.000－0.0095  注：新氯化-水解法未采纳除砷办法;AC法比新氯化-水解法多1个还原液的干馏进程，产出纯SbCl3后再水解。

以循环浸出为例阐明浸出进程操作：浸出进程包含A#氯化剂的装备和再生，加矿、保温、拌和、过滤及洗刷等四十过程。A#氯化剂再生前液由回来的浸出液和悉数酸洗液制造，查看其主要成分、酸度和体积符合要求后，即通再生，再生率（[Sb5＋]∕[Sb]T）≥95%时，再生完结。浸出和再生在同一反响釜中进行，再生完结后，即可加矿浸出，浸出和再生都放出很多的热，因而，为加速通氯和加矿速度。有必要采纳冷却办法，以排走剩余的热量。一般选用珐琅反响釜（有夹套）作为浸出及再生槽，也可用其他耐腐蚀原料制造的反响槽，但有必要附设有冷却排热设备。浸出槽盖装有均匀分布的由内外包有聚四乙烯的钢管制成的四根通氯管，并有排气管由排风机排出酸雾。在浸出进程中，保持80～85℃左右的温度，查看是否到结尾，若浸出液为灰白色，则氧化剂不行，需求弥补通氧，使浸出液转为棕赤色，而且Sb5＋为5～10g∕L，即可过滤，过滤能够在真空抽滤槽或带式过滤机上进行；由于要进行酸洗和水洗，不运用压滤机过滤。如果是带滤机，需求设置过滤段、酸洗段和水洗段，滤渣洗净后主动卸下，劳动强度小。用抽滤槽过滤时浸出液刚好滤干但滤渣未开裂前就要酸洗，如此洗刷3～5次；酸洗完结后进行水洗。当然，用抽滤槽过滤，劳动强度大得多。

用Na2S溶液浸出硫化锑精矿及脆硫锑铅精矿的首要反响为：但Na2S在水中能激烈地发作水解：而水解后发生的NaHS又被空气中的氧所氧化，生成多Na2S2，然后下降Na2S的效果，所以在Na2S浸出液中要参加必定的NaOH，以按捺达两种影响浸出功率的晦气反响。试验证明，在增加NaOH的情况下，Na2S的用量略高于理论量，就可得到很高的浸出率。因而，实际上所用的浸出剂为Na2S＋NaOH，当Na2S缺乏时，NaOH对Sb2S3也有必定的溶解效果，其反响为：Na2S＋NaOH混合溶液也可溶解Sb2O3，其反响分两步进行：高价氧化物Sb2O4和Sb2O3在Na2S溶液中不溶解。硫化锑精矿中的伴生金属，除Hg和Ag外，Cu、Pb、Fe、Zn、Ag等在Na2S溶液中都难溶解，在浸出过程中富集于渣中。Hg和As的硫化物的浸出反响如下：砷的硫化物也能被NaOH溶解，但毒砂（FeAsS）中的砷不溶。

锌矿粉价格受美元走强打击,有所回落.国内股市经过昨日的大幅下挫后今日小幅反弹，但并未给锌矿粉市场带来支撑. 国内锌矿粉产业方面，因废锌矿粉及夏季用电高峰时期的电力供应吃紧，7月精炼锌矿粉产量较6月创下的纪录水平下滑5.7%至39.8万吨。今日，上海电解锌矿粉现货报价升贴水为贴水70至升水50元/吨，平水锌矿粉价格57350-57450元/吨，升水锌矿粉价格57400-57550元/吨，期锌矿粉价格回落，持货商出货意愿减弱，市场货源一般，仍以国产锌矿粉流通为主，下游低位有接货意愿，成交气氛尚可。今日国内市场上发布重要消息。国家统计局公布7月居民消费价格指数（CPI）同比上涨3.3%，1-7月份CPI同比上涨2.7%。7月工业品出厂价格(PPI)同比增长4.8%，1-7月工业品出厂价格(PPI)较上年同期增长5.8%。7月新增人民币贷款5,328亿元人民币，7月末广义货币供应量(M2)同比增长17.6%。而表征经济发展的其它经济数据上，1-7月份全社会固定资产投资119866亿元,同比增长24.9%,增速比上半年回落0.6个百分点。7月份社会消费品零售总额12253亿元,同比增长17.9%,比上个月回落0.4个百分点。 笔者对锌矿粉价格仍然维持看涨的观点，但技术压力以及近期的一些宏观面事件打击市场信心。建议多单离场观望，静待企稳后重现建立多单。

云南某一大型矿山现在建成的单一浮选流程只能出产铜铅混合精矿，不能完成铜铅别离。而另建体系在选矿时完成铜铅一次性别离将会构成出资大、严重影响出产的问题。针对此现状，展开铜铅混合精矿浮选别离实验研讨，意图是寻觅一种有用的工艺技术，建一个小型的浮选厂对现有体系出产的混合精矿进行铜、铅别离，进步产品的附加值。 实验矿样含铜8.22%、铅28.87%、锌11.36%。经过多方实验研讨，终究选用脱药、硫酸调浆、硫代硫酸钠与硫酸亚铁组合按捺剂[1]抑铅浮铜，成功完成了铜铅的有用别离，获得如下选矿目标：铜精矿铜回收率90.66%、精矿档次20.01%、含铅2.66%、含锌3.46%，铅精矿铅回收率96.56%、精矿档次45.51%、含铜1.27%、含锌16.55%。 一、矿样性质 矿样为云南某矿山所产铜铅混合精矿，经筛析其细度为－741xm占95%，－45μm占81.2%。矿样中金属矿藏以硫化矿藏为主，首要矿藏有黄铜矿、方铅矿、闪锌矿、黄铁矿、辉铜矿等，还伴生有金银等稀贵金属，矿样多元素分析成果见表1。 表1  矿样多元素分析成果%二、浮选实验研讨 实验作业在实验室进行，实验设备为：XMB－67型200～240棒磨机，XFD－3L粗扫选浮选机，XFD－1.5L和1.0L精选浮选机。 （一）混合精矿脱药办法挑选 因为矿样为抑硫混选后得到的混合精矿，混选时参加的浮选药剂有部分存在于矿藏中，所以在铜铅别离实验前有必要先将这部分药剂脱除，结合矿石性质归纳研讨，实验选用脱药。经仔细调研，现在脱药办法有拌和脱药、再磨脱药、加温脱药[三种办法，经实验成果比照分析，再磨办法可到达较好的脱药作用，再磨细度－451μm占95%、用量9000g/t时的铜、铅分选作用较为抱负。 （二）铜铅别离药剂用量实验 传统的铜铅别离常运用重完成抑铅浮铜[2]，或运用完成抑铜浮，因为这些办导致环境污染，现在政府在出产中制止运用。为此，本次实验选用脱药，硫酸调浆，硫代硫酸钠与硫酸亚铁组合按捺剂来抑铅浮铜，详细药剂用量实验成果如下。 1、硫酸用量实验 硫酸用量实验成果见图1，实验成果表明，当硫酸用量大于3680g/t时，对铅的按捺作用变差，但硫酸的参加对进步铜档次和回收率有利，适合的硫酸用量为3680g/t，此刻矿浆pH5.5。图1  硫酸用量实验成果 2、硫代硫酸钠用量实验 硫代硫酸钠用量实验成果如图2，实验成果表明，硫代硫酸钠用量大于1200g/t时对铜铅的目标均发生晦气的影响，但小于1200g/tt时对铅的按捺作用欠好，因而适合的硫代硫酸钠用量为1200g/t。图2  硫代硫酸钠用量实验成果 3、硫酸亚铁用量实验 硫酸亚铁用量实验成果如图3，实验成果表明，硫酸亚铁用量添加会小幅度进步铜的回收率，一起进步尾矿中铅的档次，当硫酸亚铁用量到达5000g/t时可获得较好的铜铅别离作用。图3  硫酸亚铁用量实验成果 4、丁基黄药用量实验成果 丁基黄药用量实验成果如图4，运用捕收性较强的丁基黄药后铅在铜粗精矿中的回收率均在30%邻近，铜的回收率得到进步，其适宜的用量为60g/t。图4  丁基黄药用量实验成果 （三）精选Ⅰ药剂用量实验 首要进行了精选Ⅰ药剂用量实验，经实验得到精选Ⅰ较佳的药剂用量为：硫酸800g/t(此刻pH值为6.3)，硫代硫酸钠600g/t，硫酸亚铁1600g/t，丁基黄药30，松醇油5g/t。 （四）闭路实验 闭路实验流程见图5，实验成果见表2。图5  铜铅别离闭路实验流程 表2  铜铅别离闭路实验成果%三、结语与评论 1、针对该混合精矿的特征，经过多种计划的比较，选用组合按捺剂进行铜铅别离实验，能够到达铜铅别离的意图，并可获得较为抱负的分选目标，完成铜、铅有用别离。 2、使用脱药，硫酸调浆，与硫酸亚铁组合按捺剂进行铜铅别离，效，并且环保作用很好。硫代硫酸钠不只十分有 3、实验成果表明，浮选工艺准则施行便利、简单易行，所用选矿药剂均为惯例浮选药剂，较易在出产中施行。 4、因为矿石中锌的含量不高，分选难以构成合格的独自精矿产品，故本次实验未进行别离。 参考文献 [1] 艾光华,朱易春,魏宗武.组合按捺剂在铜铅别离浮选中的实验研讨[J].我国矿山工程,2005(5):11－12,16. [2] 秦永启,张文华.某铅锌矿选矿工艺实验研讨[J].湿法冶金,2004(6):98—100. [3] 邱廷省,罗仙平,陈卫华,等.进步会东铅锌矿铅锌选矿目标的实验研讨[J].金属矿山,2004(9):34－36.

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。

2010年4月15日讯，基于国内需求增长及国民经济增速加快，我国对铜矿粉等原料性商品的需求不断增加，铜矿粉价格亚随着我国国内铜矿粉的需求的变化而变化。蒙古国铜矿储藏量丰富，我国每年从该国进口的铜矿粉占全国进口总量的10％－20％之间，地位十分重要。中国二连口岸是进口蒙古铜矿粉的重要陆路口岸，进口数量稳定    据二连浩特海关信息显示，二连浩特口岸进口的铜矿粉由2009年2月份铜矿粉价格的692美元／吨逐月递增至2010年3月份铜矿粉价格的1655美元／吨，在其进口量稳定增长的基础上，进口均价的增长牵动贸易值及海关税收增幅明显。据介绍，今年一季度二连浩特口岸铜矿粉进口量13．09万吨，贸易值达2．17亿美元，海关征收税款2．52亿元人民币，同比分别增长15．66％、153．25％和152．88％。    2009年以来二连口岸铜矿粉进口继续保持相对稳定的态势，铜矿粉价格逐月回升，进口数量稳中有升。据二连海关统计，4月份口岸进口铜矿粉价格均价920美元/吨，同比下降51.21％，环比增长19.48％；进口数量达5.07万吨，同比增长2.01％，环比增长36.65％，创近两年单月进口数量最高水平。分析原因有：一是受国内需求的拉动、铜矿粉价格相对低位及蒙古国铜矿资源丰富等因素的影响，口岸铜矿粉进口一直处于相对稳定态势；二是国际资源类商品价格不断回升，有色金属价格上涨，牵动进口铜矿粉价格回升。    纯铜是一种坚韧、柔软、富有延展性的紫红色而有光泽的金属，又被称为紫铜。1克的铜可以拉成3000米长的细丝，或压成10多平方米几乎透明的铜箔。纯铜的导电性和导热性很高，仅次于银，但铜比银要便宜得多。铜的颜色很像金，但发红，铜离子的颜色为蓝色。有剧毒，不过，用特定加工法加工的铜没有毒。    更多关于铜矿粉价格的资讯，请登录上海有色网查询。 

铅精矿中的杂质:铜:在精矿中呈含铜硫化物存在.在烧结焙烧温度下,反应为氧化铜,熔炼时还原为金属铜,进入粗铅,如粗铅含铜高(>2%)时,则需造冰铜,对铜进行回收,否则,熔炼时,铅,渣分离困难,且易堵塞虹吸道,造成处理困难,影响工人健康和铅的挥发损失大.铅产品中合铜量较高时易使铅变硬.故要求铅精矿中含铜量锌:在铅精矿中以硫化锌状态存在,焙烧时变成ZnO.在熔炼过程中不起化学变化,大部分进入炉渣,增加炉渣粘度,缩小铅液与炉渣比重差,而使二者分离困难,影响铅的回收率.部分ZnO可能凝结在炉壁上形成炉结,使操作困难.原料中含锌高时,会造成高铁炉渣,增加铅在渣中的损失.锌易使铅金属变硬不能压成薄片,并促使硫酸对铅的腐蚀性.因此要求铅精矿含锌不大于10%.砷:在精矿中以毒砂(FeAsS)及雄黄(As2S3)的状态存在,熔炼时,部分还原成As2O3而挥发进入烟气,形成极有害的大气环境污染.部分As进入粗铅和炉渣;粗铅中含As高时,需采用碱性精炼法除As,产出的浮渣中所含的Na3AsO4极易溶于水而污染水源,致使人畜中毒.砷易与铅形成合金,使铅硬化,故要求铅精矿中含砷不大于0.6%.氧化镁(MgO):熔点2800℃,增加炉渣熔点,且易使铁的氧化物在渣中溶解度降低,炉渣变粘,一般含MgO达3.5%,则故障频繁,因此希望铅精矿含MgO不大于2%.氧化铝(Al2O3):熔点2050℃,使炉渣熔点增高,粘度增大,特别是与ZnO结合成锌尖晶石(ZnO·Al2O3),在鼓风炉中系不熔物质,使炉渣熔点与粘度显著升高,故要求精矿中Al2O3不大于4%.

一、选矿设备—磁选机 选矿工艺步骤 选矿工艺由矿石可选性试验结果确定，选矿为阶段磨矿、阶段选别；弱磁选—细筛工艺流程，精矿采用过滤为阶段磨矿、阶段选别；弱磁选精矿堆存在精矿库。 二、选矿设备的选矿工艺流程图如下三、选矿工艺所用到的选矿设备介绍 选矿设备—球磨机 球磨机是物料被破碎之后，再进行粉碎的关键设备； 选矿设备—分级机 分级机广泛适用于选矿厂中与球磨机配成闭路循环程分程分流矿沙，或用在重力选矿厂中来分级矿砂和细泥，及金属选矿流程中对矿浆进行粒度分级，及洗矿作业中的脱泥、脱水等作业； 选矿设备—磁选机 磁选机适用于粒度3mm以下的磁铁矿、磁黄铁矿、焙烧矿、钛铁矿等物料的湿式磁选， 磁选机也用于煤、非金属矿、建材等物料的除铁作业； 四、选矿工艺的具体实施方法 将破碎机【颚式破碎机 反击式破碎机 冲击式破碎机 复合式破碎机】破碎好的矿物粒径小于17mm的铁精粉堆入原料堆场，生产时将原料送入料仓后进入一级选矿设备—球磨机进行磨矿作业，经磨矿后，矿浆通过选矿设备—分级机进行分级，不合格产品经分级沉降返回球磨机再次进行磨矿，合格产品经溢流自流进入选矿设备—磁选机，分离出精矿和尾矿，精矿再经二级球磨机、二级磁选后进入高频筛筛选，筛上物返回二级球磨机磨制，筛下物精矿进入磁团聚，最后在精矿沉淀池沉淀脱水，堆入精矿堆场，形成最终合格的铁精矿粉产品，磁选过程中产生的尾矿浆经渠道自流入尾矿库沉淀。精矿沉淀池出水及尾矿库回水打回循环水池循环使用。

含高铜、高铅金精矿是一种难处理类型金精矿。关于该类精矿，如选用直接化法浸取，其金、银的化浸出率较低，且本钱较高；如选用焙烧化法浸取，则因为铅含量较高，在焙烧过程中构成很多的硫酸铅，对金发生二次包裹，影响金的化浸出率。在文献的基础上，实验研讨了从这类高铜、高铅金精矿中直接化提取金、银的工艺办法。实验成果标明，在化浸出时，选用CaO＋NH4HCO3为pH调整剂，一起参加SD助浸剂，可有效地进步金、银的化浸出率。化尾渣的铅、硫、铜别离选用浮选法、焙烧—酸浸法进行收回，完成了金精矿中有价元素的归纳使用。该工艺办法操作简洁，不添加投资，本钱较低，其经济效益和社会效益显着。     一、矿样性质     含高铜、高铅金精矿由某黄金矿山供给。矿样细度－200目含量高于80%，呈深褐色。首要矿藏成分为黄铁矿、黄铜矿、方铅矿等硫化矿藏。金、银首要以显微粒、次显微粒状况赋存于上述矿藏中，并为硫化物包裹。矿样的首要成分分析成果见表1。 表1  矿样的首要成分分析成果成分AuAgCuPbZnSAsWB/%39.75193.22.727.820.2825.800.084     从表1可见，金精矿样中的铜、铅、硫的含量都很高，尤其是铜、铅含量高。它们的存在严重影响金、银的化浸出。因此，该矿样属含高铜、高铅难处理类型金精矿。     二、惯例化浸出实验     称取一定量金精矿于电动拌和槽中，按以下化浸出条件进行浸出：质量分数为0.5%；液固比2∶1；浸出液 pH＞11（用CaO调理）；浸出时刻48h。实验成果见表2。 表2  直接化浸出成果项目AuAg原矿档次/（g·t－1）39.75193.2渣档次/（g·t－1）7.5156.8浸出率/%81.1318.84     从表2可见，按惯例化法进行拌和化浸出，其金、银的化浸出率很低，别离为81.13%，18.84%。其首要原因是金精矿中Cu、Pb含量较高。铜的存在不光耗费了很多根，影响Au、Ag的化浸出，并且溶解的铜或许会在Au、Ag矿藏的表面构成CuCN薄膜和铜膜，使之钝化，减缓了Au、Ag的化速度。别的，硫化铅的存在，当含量小于1%时，无碍、乃至有利于金的化；但当金精矿中铅大于1%时，就会使金浸出率下降，耗费添加，并且铅有或许与矿浆中的S2－生成沉积，附着在金矿藏表面，构成钝化膜，影响金的浸出。     三、选用新式混合调整剂和助浸剂化浸出实验     依据“焙烧化工艺中选用新式组成调整剂技能办法”（专利号01103128.X），选用CaO＋NH4HCO3和NOH＋NH4HCO3二种类型的pH调整剂对含高铜、高铅金精矿进行化浸出实验。实验条件：质量分数0.4%；液固比2∶1；浸出时刻48h；NH4HCO3参加量为矿样量的1%；别离用CaO和NaOH调浸出液的pH≈10。实验成果见表3。 表3  选用新式调整剂化浸出成果项目CaO＋NH4HCO3NaOH＋NH4HCO3AuAgAuAg原矿档次/（g·t－1）39.75193.239.75193.2渣档次/（g·t－1）1.60118.402.00100.6浸出率/%95.9738.7294.9747.93     从表3可见，选用CaO＋NH4HCO3为pH调整剂进行化浸出，金的浸出率较高，但银的化浸出率稍低。二种调整剂比较，选用CaO＋NH4HCO3调整剂为维护碱，其本钱低，效益大，故在生产中选用CaO＋NH4HCO3调整剂作为化浸出的维护碱。     在选用CaO＋NH4HCO3调整剂进行化浸出时，参加SD助浸剂，可使Au、Ag的化浸出率得到进一步进步。SD助浸剂的参加量为矿样量的1%。实验成果见表4。 表4  参加SD助浸剂化浸出成果项目AuAg原矿档次/（g·t－1）39.73193.2渣档次/（g·t－1）1.2098.00浸出率/%96.9849.28     从表4可见，Au、Ag的化浸出率别离为96.98%，49.28%，与不加SD助浸剂化浸出比较，别离进步了1.01%和10.56%，其效果是十分显着的。     四、进步金、银化浸出率机理的讨论     文献［1］提出，碳酸氢铵是一种易溶于水的弱碱性化合物，在化浸出矿浆中参加NH4HCO3，除起到化维护碱的效果外，还与矿浆中的有害元素发生一系列的化学反应。 当矿浆中的铜较高时，部分铜将被溶解进入溶液，并与矿浆中的CN－、OH－构成铜的化络合物，其反应式如下： 2Cu2＋＋7CN－＋2OH－→2Cu（CN）32－＋CNO－＋H2O     当化矿浆中参加性化合物后，则构成混合配位络离子［Cu（CN）3·（NH3）3］2－，该类混合配位络离子具有较强的溶金才能，其反应式如下： 4Au0＋4[Cu（CN）3·（NH3）3]2－＋O2＋2H2O→4Cu（CN）2－＋4Cu（CN）＋12NH3＋4OH－     因此，在化浸出时，关于含铜矿样参加碳酸氢铵，不光能进步金的浸出率，并可下降的用量。     文献［2］指出，当金精矿中铅含量小于1%时，不影响、乃至有利于金的浸出，当铅含量大于1%时，可使金的化浸出下降，用量添加。关于含高铅金精矿，当引进碳酸根时，可使铅以碳酸盐的方式存在，减小了铅对化浸出的影响，因此参加碳酸氢铵，关于含高铅金精矿化浸金是有利的。     文献［3］指出，在金精矿中一般含有一一量的磁黄铁矿。磁黄铁矿中含有一个可溶的流，在化浸出时，易构成很多的SO42－、SCN－等构成的化合物，耗费很多的氧和CN－，因为溶液中氧和根的下降，直接影响金的浸出率。别的，因为硫化物的溶解，在金矿藏表面上或许构成硫化物、砷化物和铁的化合物等钝化膜。在化矿浆中参加SD助浸剂可起到供氧和除掉金矿藏表面钝化膜的效果，有利于金的化浸出。     五、渣的归纳收回使用     含高铜、高铅金精矿通过化浸金、银后，其化浸渣中含有Cu、Pb、S等有价元素，可按图1所示工艺流程进行归纳收回使用。图1  渣归纳使用工艺流程     生产实践标明，上述工艺流程是可行的，渣中的有价元素都得到收回使用，其经济效益和社会效益是十分显着的。     六、结语     （一）实验研讨标明，关于含高铜、高铅金精矿，选用CaO＋NH4HCO3调整剂并参加SD助浸剂进行化浸出，可有效地进步金、银的化浸出率。与惯例化法比较，金、银的化浸出率别离进步15.85%和30.44%。     （二）生产实践标明，化浸取金、银后的尾渣，选用浮选法选铅、焙烧—酸浸法收回S和Cu、酸浸渣制备水泥，完成了金精矿的一切组分的收回使用。     （三）该工艺办法操作简单易行，本钱低，已在国内黄金矿山、冶炼部分得到推广应用，取得了较好的经济效益和社会效应。     参考文献：     [1]薛光，于永江。焙烧化工艺中选用新式组成调整剂的技能办法［P］.我国专利，O1103128.X.      [2]陆克源，于红。低铅金矿的脱铅技能，我国金矿研讨新进展［M］.北京：冶金工业出版社，1996。     ［3］薛光，于永江。进步高硫金精矿金的化浸出率的实验研讨［J］.黄金,2004，25（9）：31～33。

以脆硫锑铅矿循环氯化－浸出的出产实践数据为例阐明。精矿、浸渣、浸液、酸洗液、水洗液的成分如下表。 表  浸出进程原料及产品化学成分称号SbPbZnFeCuAgMnAs精矿∕%29.4134.943.928.690.120.070.160.58浸出液∕（g·L－1）323.331.9629.8371.310.570.562.420.355浸出渣∕%0.8049.290.6523.690.0580.02190.0150.817酸洗液∕（g·L－1）138.911.66－37.36－0.196－－水洗液∕（g·L－1）18.691.14－8.66－0.024－－ 续上表称号CaSnMgBiInS（SO42-）Cl－H＋精矿∕%1.030.460.0480.0170.002631.33－－浸出液∕（g·L－1）0.230.160.83－0.006（32.98）488.392.504浸出渣∕%0.820.3170.00234.9211.69酸洗液∕（g·L－1）－－－－－（70.23）252.36－水洗液∕（g·L－1）－－－－－（21.95）67.69－    按渣核算，锑和银的浸出率为97.97%及78.98%；铅的入渣率≥99%；硫的转化率为99.74%。首要化工材料单耗：1.236t∕t（Sb2O3）；工业0.350L∕t（Sb2O3）；工业硫酸0.250t∕t（Sb2O3）。

造块方法包括烧结、球团和压球3种工艺。目前，我国造块多采用烧结法。只是在锰精矿或粉矿很细，-200目在80%以上又不允许产品中含残碳时，则采用球团或压团。 50年代初期，我国锰矿粉多采用烧结锅烧结和土法烧结。随着钢铁生产的发展，土法烧结不能适应要求，因而纷纷着手建设烧结机或其他高效的造块设备。1970年，我国第一台粉锰矿烧结机(18m2)在湘潭锰矿建成投产，1972年江西新余钢铁厂又建成2台24m2烧结机，1977年，我国第一台锰精矿球团设备80m2带式焙烧机在遵义锰矿建成投产。进入80年代，湘潭锰矿、八一锰矿、湘乡铁合金厂相继建成18～24m2烧结机多台，上海铁合金厂引进压球设备作为粉矿造块使用。造块技术的发展，给锰系合金的冶炼带来更大的经济效益。以江西新余钢铁厂为例，增加入炉熟料比和用冷烧矿取代热烧结矿，可使高炉冶炼技术指标大为改善(表3.3.12)。(三)锰矿石冶炼 锰矿石冶炼产品主要有高碳锰铁、中低碳锰铁、锰硅合金以及金属锰等，通称为锰质合金或锰系合金。 高碳锰铁。我国主要采用高炉生产。50年代尚未形成专门厂家生产高炉锰铁(高碳锰铁)，而是一些钢铁厂自炼自销，生产量很小。从1958年后，湘潭锰矿先后建起6.5m3、33m3高炉专炼锰铁，60年代以后，新余、阳泉、马钢三厂、重钢四厂等转产高炉锰铁，进入80年代，高炉锰铁发展更快。高炉锰铁产量由1981年的20万t增至1995年40万t。 电炉生产的产品包括碳素锰铁、中低碳锰铁、锰硅合金、金属锰四类。我国电炉生产最早的是吉林铁合金厂，于1956年建成投产，最大电炉容量为12500kVA;60年代初，湖南、遵义、上海等铁合金厂相继建成投产，这些厂都可生产碳素锰铁、中低碳锰铁和锰硅合金;遵义铁合金厂还用电硅热法生产金属锰。据冶金工业部1995年《全国铁合金主要技术经济指标》记载，1994年全国15家重点铁合金厂中有11家生产锰系合金产品。这些重点铁合金厂经过不断发展、扩大，为满足钢铁工业生产作出了重要贡献。 80年代以来，地方中小型铁合金企业发展迅速。据资料统计，地方中小企业铁合金产量占全国比重由1980年的32.39%，上升到1989年的54.01%，到1996年已达69.85%，企业数已达1000家以上。这些中小企业大多数是采用1800kVA的小电炉，设备落后，产品质量比较差。 电炉锰铁与锰硅合金生产所用设备基本相同，都是采用矿热电炉，电炉变压器容量一般为1800～12500kVA。湖南、遵义铁合金厂分别从德国引进3000kVA和31500kVA锰硅电炉，现已投产。 我国电炉高碳锰铁的生产，一般多采用熔剂法生产工艺。锰硅合金的生产，一般都采用有渣法生产工艺。 中低碳锰铁的生产，主要有电炉法、吹氧法和摇包法3种。摇包法包括在摇包中直接生产中低碳锰铁和摇包-电炉法生产中低碳锰铁。摇包-电炉法工艺比较先进、生产稳定可靠、技术经济效果好，目前上海、遵义等铁合金厂都采用此法。 金属锰生产方法有火法冶炼和湿法冶炼。火法冶炼金属锰，我国始于1959年，由遵义铁合金厂首次用电硅热法试制成功，一直独家生产至今。生产工艺采用三步法，第一步用锰矿石炼成富锰渣;第二步用富锰渣炼制高硅硅锰合金，第三步用富锰渣为原料，高硅硅锰作还原剂及石灰作熔剂，即电硅热法制成金属锰。湿法冶炼主要是电解法，常称电解金属锰。我国于1956年由上海901厂建成第一家电解锰生产厂，到90年代初已有大小电解金属锰厂50余家，年总生产能力达4万余t。生产工艺流程大致分硫酸锰溶液制备、电解、后处理3个生产工序。后处理是电解完成后包括产品纯化、水洗、烘干、剥离、包装等系列操作。最终获得合格电解金属锰产品，含Mn99.70%～99.95%。

一、导言 金矿石用化法浸出时，铜、砷、硫共存时的搅扰，比这些元素独自存在时的搅扰更严峻[1]。现在，高铜、高砷、高硫共生的金矿石或金精矿用化法工艺难以浸出，需求经焙烧、细菌氧化等办法预处理后，用化浸金工艺才有好的浸出率，因此约束了难化金矿石矿产资源的充分利用。咱们提出用碱合剂预处理，在化进程顶用活化剂SMD 改进化反响环境，可进步含铜(1%～6%) 、砷(6.5%) 、硫(30%) 左右的难浸金精矿金浸出率。 该办法可使某些含高铜、高砷、高硫金矿石或金精矿取得较好的化浸出目标及较好的经济效益。 二、工业实验 （一）安徽某金矿 安徽某金矿金精矿金档次平均为18～24g/t ，砷档次为6%～6.5%，铜为3%～5%，硫为30%左右。用惯例化法浸出该矿样， 金的浸出率为40%～53%，浸出时刻为48h以上；在化前用碱合剂预处理12h后，在化进程中参加活化剂SMD，浸出时刻为28～30h ，其金浸出率可达90%～94%。表2  金精矿化学元素分析  %Au*Ag*SAsPbZn23.9187.93326.50.260.11TFeCaOSiO2MgOAl2O3Cu421.22.71.423.2 *单位为g/ t （二）新疆某金矿 新疆某金矿石为氧化矿石和原生矿石。矿石中铜档次为3.3% ，砷档次为5.8% ，硫档次为20% ，金档次为23.8g/t(氧化矿石)和6.28g/t(原生矿石) 。该矿石用惯例化法浸出， 金的浸出率为48%～54% ，浸出时刻为48h以上；在化进程中，经加碱合剂2kg/t处理3～4h后，坚持化浸出系统中NaCN质量分数为0.09% ，浸出时刻为28h ，其金浸出率别离可达97.8%与93%。 三、实验办法 先将金矿石或金精矿在球磨机中磨至所需粒度-300目，取100g 磨细的矿石于拌和槽中，调理固液质量比为1∶2，参加碱合剂5kg/t，预处理10～15h ，参加7～8kg/t NaCN ，活化剂SMD 8～10kg/t ，操控化系统pH为10～11 ，拌和化浸出28h。 四、实验成果与讨 安徽铜陵某化厂的金精矿除砷质量分数为6.5%外，还有3%左右的铜和30%左右的硫等有害成分。该精矿选用惯例化法只能浸出47%～53%左右金；参加活化剂后，选用充气化浸出相同只能浸出80%左右金；如化前加碱合剂预处理，能使金的浸出率达91%～94%。 （一）碱合剂预处理时刻对金浸出率的影响 用碱合剂在化前预处理样品对金浸出的影响如图1所示。参加5kg/t 碱合剂预处理试样，跟着预处理时刻添加，金的浸出率添加，当预处理时刻延长到必定时刻后，金浸出率可达90%以上；如继续进行预处理， 金的浸出率有所下降。从本钱考虑，挑选预处理时刻为12h较适合。图1  碱合剂用量对金浸出率的影响 （二）用量对金浸出率的影响 用量对金的浸出率影响如图2所示。在没有参加活化剂的条件下，金的浸出率随用量添加而增高，用量达15～20kg/t ，金的浸出率仍呈上升趋势。在实践生产中，考虑化系统中质量分数应坚持在0.09 %适合。图2 　用量对金浸出率的影响 （三）活化剂用量对金浸出率的影响 金矿样中Cu、As、S等元素共存时，在化进程中运用活化剂，金的浸出率只能进步20%以上；砷和硫一起存在时，金的浸出率能进步30%～40%；假如在化前用碱合剂预处理，化时参加相同的活化剂SMD ，金的浸出率可达91%～94%。实验成果如图3所示。 （四）氧化剂用量对金浸出率的影响 在拌和浸出进程中参加适量氧化剂，可下降根离子的耗费。但实验成果显现氧化剂使金的浸出率下降，成果如图4所示。 （五）pH 值对金浸出率的影 金与络合反响在pH值9～12范围内适合。依据实验成果，把pH值操控在10～11之间为好，成果如图5所示。图3 　活化剂用量对金浸出率的影响图4 　氧化剂用量对金浸出率的影响图5 　pH 值对金的浸出率的影响 （六）化拌和时刻对金浸出率的影响 拌和时刻长短对金的浸出率有较大影响。实验成果显现，拌和时刻为28h 为宜，成果如图6 所示。 （七）矿样粒度对金浸出率的影响 在铜、砷、硫共存的金矿样中，矿样粒度巨细影响着金的浸出及浸出目标。实验成果表明金矿样粒度应为- 300 目较适合，实验成果如表3所示。 表3  金矿样粒度对金浸出率的影响实验成果矿样粒度/目－100－150－200－300金的浸出率/%10205090～94 五、定论 咱们对安徽、新疆等铜、砷、硫矿藏共生的金矿石或金精矿在化前用碱合剂预浸12h 后，在化进程中参加活化剂SMD ，使金浸出率有较大起伏进步。但此办法没有普遍性。到现在为止，只要安徽、新疆两处金矿得到工业使用(见表4) 。该办法要得到广泛使用，有待进一步研讨。 矿样经碱合剂预处理后，在化浸出进程中加活化剂，浸金速度快，浸出率也较高，并由中试和工业生产成果表明对后续提金工艺没有任何影响。假如不必碱合剂预处理，只参加SMD活化剂，金的浸出率不高，只要通过碱合剂预处理后，金的浸出率可大起伏进步。对含金贵液经锌丝或锌粉置换后，测得贫液金质量浓度为0.1mg/L；选用炭浆法测得贫液金质量浓度为0.01mg/L 。 表4  工业使用金矿安徽某金矿新疆某金矿NaCH用量/kg t－1107碱合剂用量/ kg t－185活化剂用量/ kg t－1128浸出条件－300目pH0～11－300目pH10～11金浸出率/%91～94（氧化矿石）98（原生矿石）93 选用碱合剂处理、活化剂化浸金办法针对性太强，用量较大，这是本办法不足之处。 参考文献 1  李绍卿,刘刚,孙斌等.高砷高硫金矿石或金精矿化浸金工艺.黄金,2002,23 (5) :29.

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。

浙江遂昌金矿挖掘贫硫化物石英脉型金矿，原矿中金含量9.7g/t，银含量高达242.96g/t，矿藏组成比较复杂，但仍归于易选矿石，金以中细颗粒居多。首要赋存于金银矿和银金矿中，需求细磨才干使金银矿藏单体解离。自1986年建成300t/d采选规划以来，靠单一浮选工艺，曩昔金精矿出售给富春江冶炼厂。为了完成就地产金，削减精矿运送丢失，加速资金周转，进步厂商效益，1989年建成化车间并投入出产。该矿金精矿化学组成见表1。 表1  浙江遂昌金矿金糟矿化学组成元素Au（g/t）Ag（g/t）CuPbZnFe含量（%）98.722984.770.370.612.00530.27元素SMnSiO2Al2O3CaOMgO含量（%）33.370.3323.856.890.4760.182         该矿在建厂前曾进行专门实验，但成果收支预料。众所周知，化法收回银一般收回率不高，而这次实验银收回率高达95.15%；其次精矿磨矿粒度到达－320目占77.60%金浸出率最高，过磨反而下降；要使银在化溶液中溶解，生成银络合物，有必要坚持较高的浓度，根浓度坚持在0.08%左右，耗量高达8.1kg/t。     在实验研讨基础上建成两浸两洗、锌粉置换、酸化法污水处理、金泥火法冶炼工艺流程，经多年出产实践其金银化收回率别离达97.15%与90.26%。取得极佳作用。其首要特色为：（1）高浓度根浸出加适度磨矿，即一320目占75%左右，一浸作业根浓度操控在0.08%～0.10%之间，二浸作业操控在0.06%－0.08%上下；（2）选用主动立式压滤机过滤浸渣，化尾渣即为硫精矿，含硫30%～35%就近出售给化工厂制酸；（3）该矿地处江南水乡，人口稠密，水系兴旺，若选用普通圆筒型过滤机，其滤饼含水将高达20%，硫精矿外运需求通过几个村庄。车箱密封不严必定散落，将会对环境形成严峻污染，但选用主动立式压滤机后滤饼水份降至8%～10%。呈干饼情况，契合环保要求。     一般以为。金精含铜档次大于1%时采纳化工艺是不经济的，首要原因是铜矿藏会很多耗费。然后影响金的浸出率；一起，因为铜矿藏在浸出过程中很多被溶解而使铜无法得到有用收回。铜矿藏在溶液中的溶解度见表2。但是。广东高要河台金矿在金精中却很好处理了这个问题。该矿挖掘含金蚀变糜棱岩型矿床，表8铜矿藏在0.099% NaCN溶液中的溶解度矿石中含铜档次0.2%～0.3%。矿石浮选后得金精矿，1998年前悉数销往冶炼厂。因为冶炼厂压水份、压档次与延迟返还货款以及长途运送和损耗等原因。厂商经营情况一向被迫。为了改动这种相貌并完成就地产金于1998年展开金精矿化项目技术改造，含铜精矿多元素分析见表3。其间氧化铜相对含量仅9.01%，其他为硫化物，在惯例化浸出实验中即运用碱作了预处理。耗量仍l2kg/t。金浸出率96%，比较抱负。为了下降耗量。该矿工程技术人员作了深化探究与研讨，通过多年尽力采纳某种特殊办法，使耗量降至8kg/t。 表2  铜矿藏在0.099% NaCN溶液中的溶解度矿藏称号分子式铜溶解率（%）23℃45℃金属铜 蓝铜矿 赤铜矿 硅孔雀石 辉铜矿 黄铜矿 斑铜矿 孔雀石 硫砷铜矿 黝铜矿Cu 2CuCO3·Cu（OH）2 Cu2O CuSiO3 Cu2S CuFeS FeS·2Cu2S·CuS CuCO3·Cu（OH）2 3CuS·As2S5 4Cu2S·SB2S390.0 94.5 85.5 11.8 90.2 5.6 70.0 90.2 65.8 21.9100.0 100.0 100.0 15.7 100.0 8.2 100.0 100.0 75.1 13.7 表3  河台金矿金精矿多元素分析成果元素Au（g/t）Ag（g/t）CuPbZnFeS含量（%）96.034.04.70.0380.1020.2114.08元素NiMgOAl2O3CaOSiOCaOC含量（%）0.0490.020.898.9544.920.660.34        为了持续下降耗量并进行改造，原化流程为增加浸出时刻采纳边磨边浸。将化贫液回来再磨作业，浸渣尾矿档次偏高，改造时采纳如下办法：一撤销边磨边浸流程，贫液不再回来再磨作业，而回来浸出矿浆中；二是磨前增加石灰，将矿浆操控pH=9左右；三是进步再磨细度，使-400目占90%以上，依然采纳二浸二洗流程，耗量由8.01kg/t降至4.59kg/t的正常水平。金浸出率再进步1.27%。达98.43%。该矿金精矿化工艺为这类金矿闯出一条新路。    但是，含铜金精矿处理办法按含铜量凹凸区分，基本规律是铜含量越高金浸出率越低，惯例化答应含铜量在1%以下；含铜在1%～6%时，即要采纳特殊办法才干到达惯例目标；含铜大于6%时，如长白山一带的小西南岔、珲春金铜矿以及长江中下游的鸡冠嘴、鸡笼山、桃花嘴等金矿，其铜档次较高，金精矿销往冶炼厂。其间如鸡冠嘴金矿原矿档次金2.74 g/t、铜1.595%、铁40.82%、硫l6.53%。还伴生有Ag、Mo、Se、Ni等元素。但珲春金铜矿的金精矿化浸出实验，铜档次达l2.5%，惯例化时金浸出率仅43.64%。但脱药后选用一混合液炭浸法，可使金浸出率进步至93.43%。是否建厂出产则不详。

一、试验物料与工艺流程 高锑铅阳极泥组成为：Au0.04286%，Ag7.143%，Pb13.75%,Sb51.36%，Cu2.985%，As1.029%，Bi0.357%。其工艺流程如图1所示。图1 高锑铅阳极泥湿法工艺流程 二、浸出锑铜 锑阳极泥中的锑多以Sb2O3存在，少数金属锑和锑合金因为氧的存在，在浸出进程中均能与效果构成SbCl3溶液。其反响为： Sb2O3+6HCl=2SbCl3+3H2O 2Sb+1(1/2)O2+6HCl=2SbCl3+3H2O 铜在锑阳极泥中主要以金属铜存在，在氧效果下，部分铜构成Cu2(OH)2CO3，在浸出中反响为： Cu+(1/2) O2+2HCl=CuCl2+H2O Cu2(OH)2CO3+4HCl=2CuCl2+CO2↑+3H2O 反响生成的CuCl2进入溶液。 浸出试验成果表明，跟着浓度的增高，铜、锑浸出率也随之增高，而银的浸出率改变不大，银损失率小于1%，铅最高为1.26%。当浓度为4mol/L时，铜、锑浸出率都大于90%，完成铜锑与银铅别离。锑、铜的浸出率也跟着浸出温度上升也增高，当大于85℃时，增幅很小。因而浸出条件为：温度85℃、浓度4mol/L，液固比5∶1，时刻为1.5h时，浸出成果为：锑浸出率为90.8%～92.6%，铜93.2%～94.0%，银铅基本保存于固相渣中。 三、氯化浸出金和浸银 在固定浸出金条件为：浓度1mol/L，温度85℃，液固比5∶1，浸出4h，NaCl浓度40g/L，调查NaClO3参加量的影响，试验成果表明参加量在10%时，金的浸出率为96.1%，银浸出率 用10%渣重浸出金后的渣浸银。浸出条件为，浓度4mol/L，温度50℃，时刻1.5h，液固比5∶1，银浸出率最高为92.9%。分析银浸出不高的原因，发现阳极泥中有部分银是以单质银存在，必须经氧化才干被浸出。因而对氯化浸出金条件进行调整，然后对调整后的渣再浸银。为了氧化单质银，所以考虑在氯化浸出金时的参加量，由10%增加到20%。此刻浸20%的浸渣，其银的浸出率增加到96。9%。 归纳考虑浸银、浸出金的浸出率，断定浸出金的优化条件为：参加量为渣重的20%，浸出温度80～85℃，液固比4∶1，HCl介质浓度0.5mol/L，浸出时刻4h。 四、金、银收回和锑铅收回 在氯化浸出金时，Au以[AuCl4]-进入溶液，用硫酸亚铁复原，即可得金粉。反响为： [AuCl4]-+3Fe2+→Au+3Fe3++4Cl- Fe3+/Fe2+的标准电极电位较[AuCl]-/Au低，较铅、铜、锑离子高，故能选择性复原金。因为是液态离子复原，然后确保了金的质量。在常温下，参加亚铁离子为金理论需求量的15倍，复原率好达99.1%、纯度达99.981%。浸银液参加理论需求1.1倍的，常温至50℃下复原率为99.99%，复原银后液银含量为0.56µg/mL，银粉纯度为99.972%。 锑从浸锑液顶用铁屑置换收回，在70～80℃下，参加过量铁屑置换1.5h，置换率为98.7%。铁屑耗量与锑之比为1∶2。铅以精矿产出，含铅量50%～59%。整个进程无废渣产出。