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％。

硫金精矿的首要组分为黄铁矿、磁黄铁矿，有时也含有少数毒砂，经过焙烧可使精矿转化为疏松多孔的氧化铁焙砂，并使其中所荷载的细粒和微细粒金解离呈单体，以便下步浸出或用其他办法收回。 依据卡尔古利金矿的实践，黄铁矿在具有过剩空气的炉中焙烧时，因为下式的反响生成淡棕色焙砂： 4FeS2＋11O2 2Fe2O3＋8SO2 当焙烧是在操控温度下缓慢地进行（初期550℃，停止时近700℃）时，则可取得金易为溶解的红棕色多孔焙砂。如在约束空气参加量的条件下焙烧，则会产出黑色的磁铁矿焙砂： 3FeS2＋8O2 Fe3O4＋6SO2 当供焙烧的精矿中含有多于0.5%的锑时，会使焙烧进程中焙砂熔结，给化作业带来晦气影响。铅的存在给焙烧所形成的困难是众所周知的，且当质料含铅多于0.2%时，很多残留在焙砂中的铅便被带进化进程。铜的存在虽对焙烧作业影响不大，但进入化进程后需耗费很多的。焙烧时参加少数的氯化钠，能进步金的化提取率，但可能会添加金在焙烧时的蒸发丢失。 焙烧通常是在单膛爱德华（Edward）炉或欢腾层焙烧炉中进行，而坎贝尔红湖（Campbell Red Lakc）矿业公司则选用双膛多尔（Dorr）欢腾炉。榜首膛供入有限的空气，在570℃焙烧产出黑色焙砂，再入第二膛供入过量空气在770℃焙烧取得赤色焙砂。

铁精矿中有害杂质硫一般以黄铁矿和磁黄铁矿的形式存在，以黄铁矿形式存在的硫可通过加黄药浮选或磁选即可脱除，而以磁黄铁矿形式存在的硫，因其具有强磁性，且其可浮性易受各种因素的影响，因此难于脱除。国内外研究和实践证明，磁黄铁矿表面易于氧化（生成铁的氢氧化物）、泥化、磁团聚等，大大降低了其可浮性，为此在浮选除硫时，一般采用加酸擦洗表面、加分散剂分散、脱磁、多段活化、强化捕收等措施来提高其脱除率。

对新疆喀什新鑫所产高铜、高硅、低硫、低铁硫化铜精矿，进行湿法冶金提取铜的试验。    本研究所选湿法冶金流程是正确的、合理的、可行的。改进后的焙烧—浸出—电解沉积工艺流程相比较，有下列不同和特点：    1）传统法中的焙烧，是硫酸化焙烧，铜在焙烧矿中以硫酸盐形态存在；     2）传统法中，有独立设置净化工序；改进后的工艺流程可不独立设置净化工序，缩短了工艺流程。     3）电积后液处理大大减少。减少试剂消耗，提高了铜回收率。     4）改进后的各工序主要指标均有改善。均比传统流程的指标高。     焙烧矿采用稀硫酸溶液浸出，铜的浸出率97.5%~98.5%，且指标稳定。     根据该矿化学成份和铜物相组成的特点,结合冶金原理、科学试验和生产实践综合分析,提出采用湿法冶金由铜精矿中提取铜,具体的工艺流程为：铜精粉焙烧—焙砂浸出—浸出液净化—电解沉积获金属铜。该流程中的关键是焙烧、浸出两工序，故本研究着重对精矿焙烧和焙烧砂的浸出进行了试验研究，探讨出了合理的焙烧和浸出条件，获得了焙砂高浸出率98.50%，浸出渣低含铜的成果。铜精粉焙烧实现了国内生产难以达到的半硫酸化焙烧，减少了电积后液的处理量，提高了金属的回收率。因浸出液的净化，电解沉积是成熟的工艺，故本次试验不再做条件试验。

三、钨化学精矿的制取 工业上一般先从净化液中分出组成白钨或仲钨酸铵，再出产钨酸或氧化钨。其进程如下。 1、组成白钨。沉积组成白钨一般多用氯化钙作沉积剂(有时可用氢氧化钙或硫酸钙)，使钨酸钙沉积，反响式为： Na2WO4+CaCl =CaWO4↓+2NaCl 而氯化钙关于硅、磷、砷、钼等杂质亦生成钙盐沉积物因而没有净化效果，仅对硫有净化效果。组成白钨的质量和沉积率首要与净化液的钨含量、碱度、沉积剂的类型及添加量等要素有关，钨含量影响到组成白钨的细度及过滤、洗刷功能。 关于沉积剂的比较：氯化钙可得高档次的组成白钨：(WO3达70-76%)，沉积剂对产品污染小，缺陷是氯化钙易潮解，运送包装较困难。石灰价廉，但所得组成白钨档次低，一般只达60-68%WO3，过滤洗刷困难，母液钨含量高，硫酸钙所得组成白钨档次WO3，但对产品污染大(硫酸钠、硫酸钙)，且反响时间长。因而以氯化钙为好。 组成白钨作为终究产品时，通过滤枯燥，然后包装出厂;若以钨酸或氧化钨为终究产品，则将组成白钨过滤洗刷后送去制取钨酸。 2、钨酸的制取。工业上常选用或硝酸分化组成白钨，制取钨酸。常用的组成白钨分化法，反响式为： CaWO4+2HCl = H2WO4↓+CaCl2 组成白钨中的硅、磷、砷杂质对钨酸的制取影响很大，使钨酸粒度变细而成胶状，难于沉积过滤，一起还与钨生成杂多酸，添加母液中钨含量。 制取钨酸进程的首要影响要素有：(1)温度：温度高有利于制取粗粒钨酸，杂质分化较彻底，但酸损耗大，作业环境差，初温常为70-80度，加料后再煮沸10-15分钟;(2)浓度：浓度高有利于钨酸粒度粗化，杂质分化彻底，出产中一般用30%的浓度;(3)剩下酸度：分化终了的酸度低，钨酸粒度变小，纯度低，一般剩下酸度为70-80克/升。此外，酸分化时参加适量的硝石(硝酸)有利于加快分化进程及杂质的氧化。并有利于进步钨的总收回率。 过滤后的钨酸应进行洗刷。钨酸质量契合标准才干出厂或送去制氧化钨。否则要进行净化处理。钨酸的净化常用法，即把钨酸溶液溶于中使其转化为钨酸铵溶液，大部分的硅、铁、锰等杂质则留在沉积中。 3、仲钨酸铵的制取。用浓缩结晶法从钨酸铵溶液中制取仲钨酸铵，先用溶解钨酸，且使钨与某些杂质别离，反响式为： H2WO4+2NaOH=(NH4)2WO4 +2H2O 某些杂质如铁、锰、钙的氯化物一起生成氢氧化物沉积与钨别离。溶液通过沉清过滤，滤液即为钨酸铵溶液。 用强碱性或弱碱性阴离子交流树脂处理钨浸出液，用氯化铵溶液淋洗载钨树脂，所得淋洗液用于制取仲钨酸铵;此外，还可用溶剂萃取法制取钨酸铵溶液。以钨酸钠为料液，以叔胺或季胺的火油作有机相，在pH=2-4条件下萃钨，然后用2-4%的反萃可得钨酸铵溶液。 从钨酸铵溶液制取仲钨酸铵还可用中和法，此法运用10-20%的把钨酸铵溶液中和至pH=7-7.4时，钨呈针状仲钨酸铵的形状分出，结晶率达85-90%，但中和法不能收回并耗，已被蒸浓法所替代。 把钨酸铵溶液通过蒸浓时能够蒸腾部分，冷却之后(大于50度)则结晶分出片状的仲钨酸铵结晶：即： 12(NH4)2WO4 = 5(NH4)2O·12WO3 ·5H2O↓+14NH3↑+2H2O 由于仲钨酸铵溶解度比仲钼酸铵小，为了避免产品被钼污染，可用分步结晶法使钨钼别离。如蒸腾60%的液体，钨结晶率为55%，而钼结晶率只12%，所以开始结晶分出的仲钨酸铵含钼甚微。后期分出的仲钨酸铵含钼较高。 蒸腾时蒸腾的气经洗刷塔收回，所得回来运用;富含杂质的母液再收回钨。 4、三氧化钨的制取。将枯燥的纯钨酸或仲钨酸铵进行煅烧可制取工业钨氧粉。反响式为： H2WO4 =WO3+H2O↑ 5(NH4)2O·12WO3 ·nH2O =12WO3 +10NH3↑+(5+n)H2O(煅烧)↑ 煅烧温度500度时可使钨酸彻底脱水，温度高于250度可使仲钨酸铵彻底分化。用于出产钨材和碳化钨的三氧化钨除应具有必定的纯度外，还要满意必定的粒度要求，三氧化钨的粒度与钨酸如仲钨酸铵的粒度及煅烧温度有密切关系。 四：制取?精矿所需设备 首要设备精矿处理设备有焙烧窑、分化槽、压煮器、熔融炉、净化槽、离子交流柱、溶剂萃取槽、接连离心过滤机、蒸腾结晶槽或接连式蒸腾结晶器等。粉末制取设备有反转管炉、三氧化钨焙烧炉、蓝氧炉和复原炉。压形设备有油压机、冷等静压机。烧结熔炼设备有预烧结炉、高温烧结炉、垂熔炉、各式真空熔炼炉等。 车间组成一般钨冶炼厂由钨湿法冶炼、钨粉出产、钨条(锭)制备、归纳收回(收回氯化钙、钨铁、钽、铌、钪等)等出产车间及制氢等辅佐设备组成。依据出产性质和规划，能够独自建立车间，亦可兼并建立车间。如将归纳收回并入钨湿法冶炼车间，将钨粉制备、钨条(锭)兼并为粉末冶金车间等。 工厂装备与特色湿法冶炼出产进程中运用酸、碱、有机试剂等化工材料，产出有害排放物需求管理。因而，工厂装备时，应将湿法冶炼车间设在厂区的下风向，且便于原辅材料运送和扫除钨渣。钨粉末冶金部分有防尘、防爆、防火要求，应装备在较洁净、不受外界尘埃影响的区域。 首要技能经济指标收回率：钨湿法冶炼为90%～98%;纯钨粉制备为98%～99%;纯钨条(锭)为98%～99.5%。技能经济指标取决于所用的质料、出产工艺和原辅材料报价等要素。如日本某公司以黑钨精矿为质料，选用经典碱法工艺，每吨仲钨酸铵产品耗烧碱2.46t;3.2t;我国某厂以白钨精矿为质料，选用经典酸法工艺，每吨仲钨酸铵产品耗4～5t;1.7～2.3t。 在制取金属钨之前必须先制取较高纯度的钨化合物。因而要除掉分化钨矿藏质料所得到粗钨酸钠溶液和粗钨酸中的杂质。净化粗钨酸钠溶液和粗钨酸可出产出钨的纯化合物仲钨酸铵货氧化钨，这两种纯钨化合物是现在工业上出产钨粉最常用的质料。

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。

摘要 新药剂—FC与磁铁矿石中的矿藏磁黄铁矿之间效果可使矿藏表面发作很大改变。磁黄铁矿被活化，它有利于从铁矿石中别离磁黄铁矿。     关键词 新药剂—FC铁矿石浮选磁选       目前我国有很多的磁铁矿矿山，因为含硫高而不能被使用。寻觅除硫新药剂，将磁铁矿矿石中有害杂质硫降至0.15%以下至关重要。某地磁铁矿经磁选取得铁精矿67.25%,含硫2%。为了下降铁精矿中硫档次,选用浮选办法,参加除硫新药剂—FC活化磁黄铁矿,将其与磁铁矿别离。终究取得磁铁矿档次68.14%,含硫0.097%,达到了特级质量的铁精矿。 1矿石类型及矿藏成分     该矿床矿石类型较简略，为中硫化物白云岩铁矿石。矿石中铁矿藏以磁铁矿为主，其次是菱铁矿、少数赤铁矿，次生氧化物为褐铁矿；硫化物以磁黄铁矿为主，其次为少数黄铁矿和镍黄铁矿，其他脉石矿藏以白云岩为主，其次为石英、方解石、黑云母；蚀变矿藏为绿泥化石等。 2选矿实验     依据矿石性质，磨矿85%-200目，选用一粗、一精磁选流程，取得67.25%铁精矿，含硫2%,铁精矿回收率98.38%。磁选实验流程如图1，实验成果列表1。   表1  磁选实验成果  产品名称产率（%）档次（%）回收率（%）精矿48.3067.252.0098.3866.33尾矿51.701.030.951.6233.67给矿100.0033.021.46100.00100.00[next]       因为磁选后，铁精矿含硫超支。为了处理这一问题，共调查了碳酸钠、、硫酸铜、新药剂—FC几种活化剂，经过实验只要参加新药剂—FC，硫降至0.097%，达到了特级铁精矿含硫的标准。实验流程如图2，实验成果列表2。   [next]  表2  磁选—浮选实验成果  活化剂产品产率(%)档次（%）回收率(%)品种用量(克/吨)铁硫铁硫碳酸钠500硫化物1.8054.527.552.869.31铁精矿47.7067.581.6694.0954.23尾矿50.502.071.053.0536.46给矿100.0033.431.46100.00100.00硫酸铜 +400+200硫化物2.1051.669.673.2213.91铁精矿47.9065.901.5493.5850.52尾矿50.002.161.043.2035.57给矿100.0033.731.46100.00100.00新药剂—FC1000硫化物6.761.7113.8412.5263.56铁精矿41.6068.140.09785.862.77尾矿51.701.440.951.6233.67给矿100.0033.741.46100.00100.00   3定论     （1）新药剂—FC是一种高效的磁黄铁矿浮选药剂，在某铁精矿脱硫浮选中，促成了磁铁矿与磁黄铁矿有用别离。     （2）新药剂—FC来历广泛，报价低廉，有推广应用价值。

新疆伊犁河区域某金矿，归于含金石英脉型。金以游离天然金为主，赋存态简略，绝大部分与石英和黄铁矿伴生。金属矿藏以黄铁矿为主，其次为黄铜矿、天然金和方铅矿等。化学分析含Au13.4g/t,Ag 452.4g/t, Cu0.11％，Fe 4.95%，S O.147%。可见，该金矿是一个高银低硫的氧化型金矿。用化浸出将污染伊犁河，所以选用非化工艺。    金和银均能与氯离子构成较安稳的络合物，在氯化物溶液中有氧化剂存在时，金和银的浸出反响可简略表明为：                                                       Au＋OX＋4Cl-—→AuC14-＋OX′                              Ag＋OX＋4C1-—→AuC143-＋OX′                                   Ag＋Cl-—→AgCl                           AgCl＋2NH3—→［Ag（NH3）2］+＋C1-    式中：OX为氧化剂，OX′为该氧化剂的复原态。    针对上述反响，探究在有氯盐或（和）存鄙人从该金矿石浸出金、银的或许性，并经过操控恰当的浸出条件，以到达别离浸出金银的意图。    1) NH4H-NaCl系统氯化浸出金和银    试验成果表明，在NH37%,氧化剂5%、NaCl 20%、液固比＝10：1,浸出时刻120min,温度80℃浸出条件下，用含氧氯化物作为氧化剂，有或许先挑选浸出银，银的浸出率达98%。而大部分金留在浸出渣中，便于独自处理。缺乏的是，约有24％的金同银一道被浸出进入溶液。要到达别离浸出金、银的意图，需要进一步改善浸出进程的挑选性。    2）HCl-NaCl系统氧化浸出金和银    为调查在HCl-NaCl系统中参加不同类型氧化剂一起浸出金和银的或许性，试验中，浸出条件定为：液固比＝10：1、浸出时刻120 min，温度80℃时，氧化剂用量增加但金浸出率增加不明显，而银浸出率影响则比较复杂。当氧化剂用量为2% -5%时，银浸出率大于96％，过多参加氧化剂将导致银浸出率下降，随后又有所上升。为了到达在该系统中一起浸出金和银的意图，曾探究了增加不同氧化剂的试验，典型的试验成果见下表。试验成果表明：在HCl-NaCl系统中，用一种金属离子和含氧氯化物作为氧化剂，可以一起浸出金和银，金浸出率到达96％，银浸出率大于98％。该浸出系统工艺简略，适于处量含银高的氧化型金矿。增加不同氧化剂一起浸出金、银的成果温度/℃浸出系统增加氧化剂金浸出率/%银浸出率/%80H4OH-NaCl含氧氯化物24.65.180HCl-NaCl金属离子85.399.890HCl-NaCl含氧氯化物91.799.790HCl-NaCl双氧化剂92.599.890HCl-NaCl双氧化剂96.199.9

近日，随着选矿厂蒙古铁精矿降硫试验获得成功，选矿厂依据生产实际情况，着手对三系列、一反浮两条生产线实施年处理300万吨蒙古矿及蒙古矿铁精矿降硫技术改造。 蒙古铁精矿工业分流降硫试验获得成功，不仅能够为后续冶炼创造良好的原料条件，提高高炉利用系数、铁水质量，大大降低冶炼成本，还能够进一步提高钢材质量，使包钢产品在钢铁行业同质化竞争中获得优势。同时，蒙古铁精矿降硫后产生的硫精矿可用于生产硫酸和铁品位64%、硫含量小于0.5%的烧渣铁精粉，返回包钢球团使用，且在制酸过程中可发电，产业链效益较好。这不仅符合国家环保要求，还可获得政策上的支持，如果能使硫精矿尽快转化为工业生产，可实现效益最大化。 据了解，第一阶段改造预计于12月上旬完成。目前，改造工程正按照网络工期有序推进。

本文根据攀钢集团钛业公司选钛厂选钛除硫所产硫钴粗精矿含钴和硫品位低、难精选而尚未综合利用等问题，研究了提高粗、细粒硫 钴粗精矿硫钴品位的浮选新技术，其新技术包括浮选药剂和浮选工艺 两个方面。       论文通过对捕收剂种类和组合捕收剂的研究，开发出了对于疏钴粗 精矿具有很好选择性捕收效果的组合捕收剂CF。通过对浮选精选工艺， 如精、扫选次数，精矿中矿处理方法和精矿再磨再选等方面的研究， 研究出了二精一扫精矿独立精选的新工艺，该工艺能很好地满足硫钴粗精矿精选的目的。通过详细的浮选药剂和工艺流程研究表明，采用二精一扫单独精选新工艺，组合捕收剂CF为捕收剂，硫酸铜为活化剂， 控制浮选pH值在5.0左右，无论是对于细粒硫钴粗精矿，还是对粗粒 粗精矿，均能取得很好精选效果，闭路浮选试验结果为精矿品位 Co≥0.32％，S≥35％；精选作业回收率钴和硫均大于80％，成功地解决了攀枝花硫钴粗精矿的有效富集和回收利用问题，达到了合同对浮选指 标的要求。        同时，论文根据粗粒和细粒硫钴粗精矿的浮选特性，进行了粗细粒硫钴粗精矿混合精选试验研究，提出了相应混合精选的新工艺和生产建议流程。 论文通过矿物表面吸附量测定和表面浮选特性分析研究，指出硫酸 铜的活化作用，在黄铁矿和磁黄铁矿表面形成硫化铜薄膜，能显著提 高含钴硫铁矿的可浮性；组合使用捕收剂，能明显提高捕收剂在矿物表面的吸附量，这是使用组合捕收剂能提高含钴硫铁矿浮选指标的主要原因。

1.1 物料预备 为了确保化学精矿的质量，原猜中的杂质含量应低于必定值，如砷不大于0.3-0.5%，硫不大于1.3-1.5%，杂质含量高时在物料预备时要将其降至必定值;为了进步矿藏的分化功率，对物料的细度的要求，要看后续作业的分化办法和质料的特性而定。例如苏打烧结法需磨至100-150目以下;直接浸出需磨到200-300目以下。 1.2 物料的烧结-浸出 工业生产上选用苏打烧结-水浸法，苏打溶液压煮法、苛性钠溶液浸出法和酸分化法。其意图是使钨矿藏分化生成水溶性的钨酸盐。分化办法的挑选首要取决于钨矿藏质料特性和生产供应商的具体情况和条件。办法可分为 1、苏打烧结-水浸法。它适于处理含少数石英的低档次黑钨质料，如钨细泥、含钨铁砂、钨锡中矿等，也能够处理含少数石英的低档次白钨质料，烧结时使不溶于水的黑钨矿和白钨矿与苏打效果生成水溶性的钨酸钠，水浸烧结块使钨转入溶液中，固液别离可除掉不溶杂质。黑钨矿质料的烧结温度为700-850度，白钨质料约860度。 2、苛性钠溶液浸出法用35-40%浓度的苛性钠溶液加温至110-120度在加压条件下浸出磨细的矿藏质料，使钨呈可溶性钨酸钠的形状转入浸出液中。浸出注的处理办法有两种：一是直接稀释至密度为1.3克/立方厘米后送去净化;二是将其蒸浓至密度为1.45克/立方厘米左右分出钨酸钠晶体，结晶液回来浸出作业，结晶体水溶液送去净化。此法与苏打烧结-水浸法比较具有流程简略、出资少、能够处理含硅较高的钨细泥和钨锡中矿等钨矿藏质料。 常压下苛性钠溶液浸出白钨矿的反应为可逆反应。一般应选用苛性钠和硅酸钠的混合溶液作浸出剂才干获得满足的浸出成果。可是白钨矿原猜中含氧化硅有适当量时，用单一苛性钠即可。 3、酸分化法酸分化法可用于处理白钨矿和黑钨矿两种质料，用32-38%浓或硝酸作浸出剂，在100度左右的温度下使钨矿藏直接分化而生成钨酸沉积。为进步钨的浸出率须将物料磨至-300目，酸分化时适当部分杂质进入溶液中经固液别离使其与钨酸别离。为使钨酸与残渣别离，常用碱熔法使钨呈碱金属钨酸盐形状转入溶液中，得到较纯洁的钨酸钠或钨酸铵溶液。酸分化钨的浸出率高，但试剂耗量大。 4、苏打溶液压煮法 此法可用于处理白钨和黑钨矿藏质料。浸出进程在压煮器中进行，质料磨至-300目，钨浸出率与苏打用量、浸出压力、浸出温度有关。 此法的长处是适用性较好，不只适用于处理低档次白钨矿(5-15%)，还适于处理含钨硫化精矿，如钨铋中矿、铋钼钨中矿。高硫钨中矿浸出时，锡石、辉锑矿和辉铋矿残留于残渣中，氧化物中的悉数铜、部分氧化硅、氟、磷、砷等杂质与钨一同转入浸液中，浸液送净化处理。

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。

我国铝土矿资源丰富，已探明的铝土矿储量达23亿t。其间含硫高的一水硬铝石型铝土矿储量达1.5亿t，占总储量的11.0%左右。这类矿石以中高铝、中低硅、高硫、中高铝硅比矿石为主，且此类矿石高档次所占份额大，需加工脱硫才干运用，因而研讨经济合理的脱硫办法，具有巨大的潜在工业含义。       在氧化铝出产流程中，铝土矿中的硫不只构成Na2O的丢失，并且溶液中S2－进步后会使钢材遭到腐蚀，蒸腾和分化工序的钢制设备因腐蚀而损坏，添加溶液中铁含量。在拜耳法出产氧化铝过程中假如铝土矿中硫的含量超越0.3%，就能导致氧化铝档次因铁的污染而超支，别的还能使氧化铝的溶出率下降。跟着氧化铝工业的不断发展，科学研讨者对脱硫办法进行了许多的研讨工作，但效果及运用均不尽人意。因而有必要对高硫铝土矿进行进一步脱硫研讨，到达拜耳法氧化铝厂对铝土矿含硫的要求。       铝土矿中硫首要以黄铁矿（FeS2）办法存在，因为黄铁矿简略用黄药等捕收剂浮选，而含铝矿藏以氧化物和氢氧化物办法存在，亲水，不易被黄药捕收，因而，浮选用黄药理论上简略完成黄铁矿和含铝矿藏的别离。用浮选的办法下降铝土矿中硫的含量，最早被原苏联人员选用。在我国，浮选脱除铝土矿中的含硫矿藏还未见文献报导。因而，针对我国铝土矿的特色，用选矿脱除铝土矿中含硫矿藏的研讨具有重要含义。       针对河南某地出产的铝土矿的特色，选用黄药等作捕收剂，对反浮选除掉铝土矿中的硫化物进行了实验研讨。       一、实验部分       （一）实验质料       河南高硫矿，碳酸钠（分析纯，上海虹光化工厂），六偏磷酸钠（分析纯，天津市科密欧科技有限公司），（分析纯，天津市科密欧化学试剂开发中心），硫酸铜（化学试剂，天津市博迪化工有限公司），丁基黄药（株洲选矿药剂厂），戊基黄药（长沙矿冶研讨院选矿所），松醇油（株洲选矿药剂厂），单质碘和碘化钾（分析纯，汕头市西陇化工厂）。对河南高硫矿进行了化学分析。首要化学成分列于表1。   表1  试样的首要化学组成（质量分数）/%Al2O3SiO2Fe2O3TiO2CaOK2ONa2OMgOST61.6212.654.603.003.001.810.080.420.96       （二）实验设备及仪器       实验一切设备及仪器包含浮选机，拌和机，pH计，过滤设备，电炉，烘箱，管状炉，石英管，滴定管等。       （三）实验办法       各添加剂预先装备成必定的浓度备用。药剂添加次序为：六偏磷酸钠→→硫酸铜→丁基黄药→戊基黄药→松醇油，实验中各药剂的用量及添加药剂后的拌和时刻见表2。实验所用脱硫浮选办法为简略的一段浮选。浮选产品别离过滤、洗刷、烘干后分析。   表2  药剂用量及拌和时刻药剂称号药剂用量/（g·L－1）拌和时刻/min碳酸钠 六偏磷酸钠硫酸铜 丁基黄药 戊基黄药 松醇油2.5 7.65×10－3 4.00×10－4 1.88×10－2 3.13×10－2 3.13×10－2 0.125  1 1 2 1 2 1       二、条件实验       选用六偏磷酸钠作为按捺剂，和硫酸铜作为活化剂，丁基黄药和戊基黄药作为捕收剂，对高硫铝土矿进行一段浮选脱硫条件实验，研讨各添加剂用量对浮选成果的影响。       （一）碳酸钠用量的影响       在pH＞11的高碱环境下，黄铁矿表面会有亲水的氢氧化物生成，进而浮选遭到按捺。碱性增强对黄铁矿的按捺不断增强。低pH值系统中难以浮选，乃至浮选没有泡沫，这与铝土矿结构以及实验条件有关。碳酸钠另一效果是对黄铁矿具有活化效果。在CO32－与HCO3－离子效果下，铁的氢氧化物又可转变成铁的碳酸盐，使黄铁矿表面掩盖的氢氧化物和硫酸盐脱落暴露出新鲜的表面。因而碳酸钠添加量对浮选的效果有较大的影响。按表2所示条件，进行了碳酸钠用量对脱硫效果的影响的研讨，成果见表3。   表3  碳酸钠用量条件实验成果碳酸钠用量/（g·L－1）pH值产品称号产率/%S档次/%S收回率/%0.59.70低硫铝土矿 高硫尾矿82.44 17.560.41 3.5435.25 64.751.010.10低硫铝土矿 高硫尾矿89.91 10.090.420 5.7739.35 60.652.510.43低硫铝土矿 高硫尾矿96 40.44 13.4444 563.510.78低硫铝土矿 高硫尾矿93.4 26.580.48 7.7846.67 53.33       由表3可知，跟着碳酸钠用量的添加和矿浆pH值升高，高硫尾矿中硫的档次越来越高，硫的收回率在逐步下降，低硫铝土矿的产率较大起伏的升高，到碳酸钠用量为2.5g/L，pH值为10.43时，硫的档次达最大值，随后又开端下降，硫的收回率持续下降，低硫铝土矿的产率也到达最大值后又下降。由此可见碳酸钠对浮选具有较大影响。归纳考虑以上要素，高硫矿浮选碳酸钠用量应为2.5g/L，pH值为10.43左右。       （二）按捺剂用量的影响       六偏碳酸钠在含量高时对一水硬铝石具有按捺效果，但在pH＞10时，其按捺效果较弱，只要在较高用量的条件下才具有较强的按捺效果。六偏磷酸钠的按捺效果为在浮选过程中损坏和削弱一水硬铝石与捕收剂之间相互效果，增强一水硬铝石表面的亲水性。它的效果办法有3种：消除活化离子；在矿藏表面构成亲水薄膜；消除矿藏表面的活化薄膜。六偏磷酸钠一起可对矿浆起涣散效果。按表2所示条件，进行六偏磷酸钠用量对脱硫效果的影响，成果见表4。   表4  六偏碳酸钠用量条件实验成果六偏碳酸钠用量/（×10－3g·L－1）产品称号产率/%S档次/%S收回率/%0低硫铝土矿 高硫尾矿93 70.54 6.5852.02 47.987.65低硫铝土矿 高硫尾矿96 40.44 13.4444 5615.30低硫铝土矿 高硫尾矿95.34 4.660.48 10.7947.68 52.32       由表4可知，跟着六偏碳酸钠用量的添加，高硫尾矿中硫的档次先进步然后下降，硫的收回率也是先进步后下降，低硫铝土矿的产率在小起伏规模内改变。六偏碳酸钠用量以7.65×10－3g/L为宜。       （三）活化剂用量的影响       活化剂的效果是在矿藏表面生成促进捕收剂效果的薄膜。浮选电化学以为，某些硫化矿藏具有半导体性质和必定的电子传导才能，表面的静电位是HS－离子能否在其表面氧化生成元素S0的要害，当表面静电位Ems高于HS－氧化成S0的平衡电位时，则这种氧化在热力学上能够完成。黄铁矿表面静电位Ems高于HS－氧化成S0的平衡电位，因而HS－可能在黄铁矿表面氧化成元素（S0）。王淀佐等人测定了黄铁矿的表面静电位，在pH＞8今后一直高于EHS-/S0，所以HS－能够在其表面氧化。Na2S参加矿浆中后，矿浆中存在许多的HS－离子，黄铁矿因为表面静电位较高，对HS－离子有较强的电催化效果，HS－在其表面有如下反响：   HS（aq）－→HS（ad）－     HS（aq）－→H＋＋S（ad）0＋2e－       S0吸附于黄铁矿表面使其变得疏水，因而黄铁矿具有杰出的诱导可浮性。       当黄铁矿表面氧化较深时，可被Cu2＋活化。其机理为Cu2＋可替代黄铁矿品质中的Fe2＋使表面生成含铜硫化膜然后增强对黄药的吸附效果。铜离子比较简略进入黄铁矿的晶格，铜和硫的亲和性比铁和硫的亲和性更大，使黄铁矿表面构成铜膜，铜离子不影响矿藏晶格深处，在黄铁矿表面上掩盖铜相当于分散处理黄铁矿表面，即影响到黄铁矿表面的导电类型。黄铁矿为电子型半导体，晶格表面层上富集电子的表面，因而不能安稳的吸附黄药。一些二价Cu2＋从其表面取得电子，Cu2＋浓度下降为Cu2＋，使黄铁矿表面层电子浓度下降。黄铁矿表面导电性的转化，这时能安稳地吸附黄药。       综上所述，首要对黄铁矿起到诱导浮选效果，但因为黄铁矿镶嵌于结构杂乱的铝土矿中，且黄铁矿的含量小，尤其是当黄铁矿表面氧化较深时，对黄铁矿就起不了诱导浮选效果，而Cu2＋能够进入黄铁矿晶格中替代Fe2＋使表面生成含铜硫化膜然后增强对黄药的吸附效果。因而和硫酸铜均可起到活化效果，其用量多少对硫档次影响很大。按表2所示条件，别离进行了和硫酸铜用量对脱硫效果的影响研讨，成果别离见表5和表6。   表5  用量条件实验成果用量/（×10－4g·L－1）产品称号产率/%S档次/%S收回率/%0低硫铝土矿 高硫尾矿95.25 4.750.50 10.1649.73 50.272低硫铝土矿 高硫尾矿94.12 5.880.48 8.5747.51 52.494低硫铝土矿 高硫尾矿96 40.44 13.4444 5610低硫铝土矿 高硫尾矿96.62 3.380.61 1161.27 38.73   表6  硫酸铜用量条件实验成果硫酸铜用量/（×10－2g·L－1）产品称号产率/%S档次/%S收回率/%0低硫铝土矿 高硫尾矿92.89 7.110.48 7.2348.59 51.411.88低硫铝土矿 高硫尾矿96 40.44 13.4444 563.75低硫铝土矿 高硫尾矿93.20 6.800.55 6.5553.6 46.4       由表5可知，跟着用量的添加，高硫尾矿中硫的档次先下降后升高，随后又下降，硫的收回首先升高后下降，低硫铝土矿的产率改变不大。用量以4×10－4g/L为宜。       由表6可知，跟着硫酸铜用量的添加，高硫尾矿中硫的档次先升高后下降，改变的起伏比较大，硫的收回首先逐步升高然后较大起伏的下降，低硫铝土矿的产率改变不大。硫酸铜用量以1.88×10－2g/L为宜。       （四）捕收剂用量及其品种的影响       在浮选中运用捕收剂，能够进步有用矿藏表面的疏水性。黄铁矿捕收剂首要是黄药类等捕收剂。在许多情况下，已成功地运用单一种捕收剂。但混合运用多种硫代捕收剂可大大进步硫化矿浮选目标。按表2所示条件，丁基黄药及戊基黄药用量对脱硫效果的影响成果别离见表7和表8。   表7  丁基黄药用量条件实验成果丁基黄药用量/（×10－2g·L－1）产品称号产率/%S档次/%S收回率/%0低硫铝土矿 高硫尾矿94.29 5.710.55 7.8253.49 46.511.56低硫铝土矿 高硫尾矿95.10 4.900.57 8.5456.41 43.593.13低硫铝土矿 高硫尾矿96 40.44 13.4444 566.25低硫铝土矿 高硫尾矿97.06 3.740.50 12.9251.68 48.32   表8  戊基黄药用量条件实验成果戊基黄药用量/（×10－2g·L－1）产品称号产率/%S档次/%S收回率/%0低硫铝土矿 高硫尾矿96.62 3.380.56 12.4556.17 43.831.56低硫铝土矿 高硫尾矿95.69 4.310.45 12.344.78 55.223.13低硫铝土矿 高硫尾矿96 40.44 13.4444 566.25低硫铝土矿 高硫尾矿96.5 3.50.57 11.5957.74 42.26       由表7可知，跟着丁基黄药用量的添加，高硫尾矿中硫的档次和收回率都随之添加，然后下降，低硫铝土矿的产率在小规模内增大。丁基黄药对浮选效果具有较大影响。丁基黄药用量以3.13×10－2g/L为宜。       由表8可知，跟着戊基黄药用量的添加，高硫尾矿中硫的档次在小起伏内先升高后下降，硫的收回率在较大起伏内先升高后下降，低硫铝土矿的产率改变不大。戊基黄药对硫的收回率影响较大。戊基黄药用量以3.13×10－2g/L为宜。       三、优化条件的浮选成果       通过以上各条件实验的影响，得出高硫铝土矿一段浮选除硫的最佳条件实验为：碳酸钠用量2.5g/L，六偏磷酸钠用量为7.65×10－3g/L，拌和1min，用量为4.0×10－4g/L，拌和1min，硫酸铜用量为1.88×10－2g/L，拌和2min，丁基黄药用量为3.13×10－2g/L，拌和1min，戊基黄药用量为3.13×10－2g/L，拌和2min，松醇油用量为0.125g/L，拌和1min，实验成果见表9。   表9  原矿一段浮选实验成果产品称号产率/%S档次/%S收回率/%低硫铝土矿 高硫尾矿 原矿96 4 1000.44 13.44 0.9644 56 100       由表9可知，在优化的浮选条件下，原矿通过一段浮选即可取得硫档次高达的13.44%，收回率56%，而产率仅为4%的高硫尾矿；一起取得产率为96%，硫档次为0.44%的低硫铝土矿。这一成果比前苏联研讨人员浮选高硫铝土矿一段浮选尾矿含硫达9%的工艺目标还好。       对浮选所得低硫铝土矿和高硫尾矿进行化学分析，分析成果见表10。为了便于对照，将原矿相应数据也列于表10中。   表10  浮选产品化学分析成果（质量分数）/%产品称号Al2O3SiO2Fe2O3TiO2CaOK2ONa2OMgOST1）低硫铝土矿 高硫尾矿 原矿62.10 51.96 61.6212.83 8.18 12.654.17 14.94 4.602.95 4.71 3.003.07 1.43 3.001.85 0.95 1.810.08 0.11 0.080.42 0.40 0.420.44 13.44 0.96        1) 此为化学分析成果，不是荧光分析成果       由表10可知，一段浮选高硫尾矿的A/S比为6.35，与A/S比为4.87的原矿比较，高硫尾矿的A/S比高，这是因为铝比硅更简略浮选，成果导致高硫尾矿中A/S比稍高。因为被浮选的高硫尾矿产率不大，因而对低硫铝土矿的A/S比的影响不大。高硫尾矿中硫和铁含量比原矿明显进步，铁略有进步，其它元素含量都偏低。而低硫铝土矿与原矿比较，除了铝，硅以及钾比原矿略低高外，其它元素都有所下降。       四、结语       （一）选用浮选的办法，以碳酸钠为pH调整剂，六偏磷酸钠为按捺剂，和硫酸铜为活化剂，丁基黄药和戊基黄药为捕收剂，松醇油为起泡剂，进行高硫铝土矿的一段反浮选，取得硫含量高达13.44%，收回率56%，氧化铝含量为51.96%，而产率仅为4%的高硫尾矿，一起取得产率为96%，氧化铝含量为62.10%，硫档次为0.44%的低硫铝土矿。因为铝比硅更简略浮选，高硫尾矿的A/S比升高，但因为高硫尾矿的产率低，仅为4%，因而对低硫铝土矿的A/S比影响不大。       （二）对原矿进行一段浮选的最佳条件是：碳酸钠用量为2.50g/L，六偏磷酸钠用量为7.65×10－3g/L，用量为4.00×10－4g/L，硫酸铜用量为1.88×10－2g/L，丁基黄药用量为3.13×10－2g/L，戊基黄药用量为3.13×10－2g/L，松醇油用量为1.25×10－1g/L。矿浆最佳浮选pH值规模是10.4～10.5左右。       （三）本研讨测验一起运用2种活化剂，即和硫酸铜，活化的效果大于单一活化剂的效果，进步硫的浮选收回率。丁基黄药与戊基黄药2种捕收剂按份额混合运用可进步硫的档次及收回率。

元素称号：硫俗称:元素符号：S元素原子量：32.066晶体结构：晶胞为正交晶胞。 莫氏硬度：2.0 元素类型：非金属发现进程：古代人类已认识了天然硫。硫散布较广。单质物理性质：一般为淡黄色晶体，它的元素名来历于拉丁文，本意是鲜黄色。单质硫有几种同素异形体，菱形硫（斜方硫）和单斜硫是现在已知最重要的晶状硫。它们都是由S8环状分子组成。 密度 熔点 沸点 存在条件 菱形硫(S8) 2.07克/厘米3 112.8℃444.674℃ 200℃以下 单斜硫(S8) 1.96克/厘米3 119.0℃444.6℃ 200℃以上 硫单质导热性和导电性都差。性松脆，不溶于水,易溶于(弹性硫只能部分溶解)。无定形硫主要有弹性硫，是由熔态硫敏捷倾倒在冰水中所得。不安稳，可转变为晶状硫(正交硫),正交硫是室温下仅有安稳的硫的存在方式。化学性质: 化合价为-2、+2、+4和+6。榜首电离能10.360电子伏特。化学性质比较生动，能与氧、金属、、卤素（除碘外）及已知的大多数元素化合。还可以与强氧化性的酸、盐、氧化物，浓的强碱溶液反响。它存在正氧化态，也存在负氧化态，可构成离子化合物、共价化合成物和配位共价化合物。元素来历：重要的硫化物是黄铁矿，其次是有色金属元素（Cu、Pb、Zn等）的硫化物矿。天然的硫酸盐中以石膏CaSO4·2H2O和芒硝Na2SO4·10H2O为最丰厚。可从它的天然矿石或化合物中制取。火山口处存在许多。元素用处：大部分用于制作硫酸。橡胶制品工业、火柴、焰火、硫酸盐、盐、硫化物等产品中也需求许多。部分用于制作药物、虫剂以及漂染剂等。元素辅佐材料：硫在自然界中存在有单质状况，每一次火山爆发都会把许多地下的硫带到地上。硫还和多种金属构成硫化物和各种硫酸盐，广泛存在于自然界中。单质硫具有明显的橙黄色，焚烧时构成激烈有刺激性的气味。金属硫化物在焚烧时发生的气味可以断语，硫在远古时代就被人们发现并使用了。在西方，古代人们以为硫焚烧时所构成的浓烟和激烈的气味能驱除魔鬼。在古罗马博物学家普林尼的作品中写到：硫用来打扫住屋，由于许多人以为，硫焚烧所构成的气味可以消除全部妖魔和全部凶恶的实力，大约4000年前，埃及人现已用硫焚烧所构成的二氧化硫漂白布疋。在古罗马闻名诗人荷马的作品里也讲到硫焚烧有消毒和漂白效果。中西方炼金术士都很注重硫，他们把硫看作是可燃性的化身，以为它是组成全部物体的要素之一。我国炼丹家们用硫、硝石的混合物制成黑色。不管在西方仍是我国，古医药学家都把硫用于医药中，我国闻名医师李时珍编著的《本草纲目》中，将到硫在医药中的运用：治腰久冷，除凉风顽痹寒热，生用治疥廯。的广泛应用促进了的提取和精粹，跟着工业的开展，硫在制取硫酸中起着关键效果，而硫酸就是工业之母，无处不需求它。1894年出生在德国的美国工业化学家弗拉施发明用过热水的办法，将硫从地下深处直接提取出来。世界上每年耗费许多的硫，其间一部分用于制作硫酸，另一部分用于橡胶制品、纸张、硫酸盐、硫化物等的出产，还有一部分硫用于农业和漂染、医药等。1789年法国化学家拉瓦锡宣布近代榜首张元素表，把硫列入表中，断定硫的不可分割性。18世纪后半页，德国化学家米切里希和法国化学家波美等人发现硫具有不同的晶形，提出硫的同素异形体。硫在地壳中的含量为0.048%

通过三大流程(物料准备，物料的烧结-浸出，浸出液的净化)处理后的低品位钨精矿，使钨呈现钨酸钠或白钨、仲钨酸铵、钨酸或三氧化钨形态出售，并从浸渣中综合回收其他有用组分。使钨矿价值零流失。 低品位钨精矿化学选矿处理流程 有些钨选厂生产的低品位钨精矿达不到质量标准，WO3的品位为5-30%，其他杂质含量也比较高。主要为低品位的钨细泥精矿、钨锡中矿、含钨铁砂及其他难选的含钨中间产品。此类产品经化学选矿，使钨呈现钨酸钠或白钨、仲钨酸铵、钨酸或三氧化钨形态出售，并从浸渣中综合回收其他有用组分。 低品位钨矿物原料化学选矿原则流程见图7-8，处理过程可分为： 一、物料准备及物料的烧结-浸出 二、浸出液的净化 三、钨化学精矿的制取

生物冶金技能工业化始于20世纪60年代的铜矿、铀矿,到了20世纪80年代生物冶金技能发展愈加敏捷,并在铜、铀、金等生物冶金方面大规模工业运用,生物冶金的研讨与运用范畴已由铜、铀、金等的提取向镍、钴、锌、钼、磷、煤脱硫等范畴拓宽,到1999年镍钴矿的生物提取也相继完成了工业运用,标志着镍钴矿的生物冶金已从实验室走向工业化运用。实践证明,选用生物法提镍钴生产成本远低于传统工艺的生产成本。 从80年代起,国内一些从事根底研讨的单位如北京有色金属研讨总院、中国科学院进程工程研讨所、中南大学等开端硫化镍矿细菌浸出机制的研讨,对细菌浸镍的电化学机制进行研讨后以为,镍黄铁矿的细菌浸出受复合作用机制操控。北京有色金属研讨总院已从金川镍矿选育出优秀浸镍菌株,贫矿和尾矿镍浸出率别离达88%和87%以上,通过激光诱变技能选育耐受高pH值的浸镍硫杆菌,初步解决金川镍矿耗酸脉石多而导致的pH值不稳,然后影响细菌活性的难题,展现了生物冶金技能在我国镍矿资源的开发利用方面具有杰出的运用远景。 本研讨挑选高砷硫低镍钴硫化矿为研讨目标,其含镍首要矿藏是辉砷镍矿,在浸出镍的一起,砷也一起浸出。而砷含量高,对细菌的正常成长与繁衍活动影响大。与现在文献报导的含镍黄铁矿或含镍磁黄铁矿的细菌浸出比较,需进行抗砷细菌的挑选与改进研讨,进步细菌浸矿功率。本研讨通过选用化学分析和偏光矿相显微镜矿藏判定等现代工艺矿藏学研讨办法、现代微生物驯化育种技能和浸矿活性检测技能以及矿石摇瓶细菌浸出办法等,具体研讨了生物浸出工艺矿藏学、抗毒性强的高效浸矿菌种的选育和细菌浸出要害工艺参数,取得了高砷硫低镍钴硫化矿生物浸出的高效浸矿菌种和生物浸出最优工艺参数,为进一步展开低档次硫化镍钴矿的生物提取研讨供给了技能根底。 一、研讨办法、材料和浸矿菌种 （一）研讨办法 矿石工艺矿藏学研讨办法:挑选具有代表性的矿石标本,通过切开、粗磨、细磨和抛光等工序制成光片,然后在矿相显微镜下进行矿藏品种的判定和矿藏数量的计算,并通过矿石样品中ICP2MS化学分析,定量查定矿藏的化学组成。 浸矿菌的选育与驯化办法:依据矿石的理化性质和矿石组成,挑选合适的原始浸矿菌株,在9K培育基中参加必定浓度的Ni2+,Co2+金属离子和,然后逐渐进步Ni2+,Co2+金属离子和浓度,并每次转接于高砷硫低镍钴硫化矿粉浸出系统中进行进步浸矿功能和抗毒性驯化。一起,选用亚铁离子氧化速率法、生物显微镜直接计数法及氧化复原电位法测定驯化菌的浸矿活性。 矿石细菌摇瓶浸出实验办法:称取必定量的矿粉,加到300ml的三角瓶中,放入压力锅中蒸汽消毒20min,冷却后接入已消毒的细菌根底培育基,调酸度至所需的pH值,使之安稳,然后接入细菌,置于空气恒温摇床振动浸出。在浸出进程中,每天测定矿浆pH值、电位一次,用20%的稀H2SO4或10%NaOH溶液调矿浆pH值。浸出完毕后,浸出渣过滤、洗刷、烘干,浸出渣和浸出液别离分析化验。 （二）实验和检测仪器 偏光矿相显微镜:矿藏的判定;控温无级调速摇床:菌种的培育;高压灭菌锅:器皿和培育基的灭菌;Thermo orion model 868电位pH计:检测细菌培育和浸出进程pH值;电位差计:检测菌液与矿浆的电位(vs.SCE),选用的电极为标准甘电极和铂电极;生物显微镜(含CCD数码摄像和传输)系统:检测溶液中的细菌活性;原子吸收光谱分析仪:分析浸出液和浸渣的金属元素的含量;分光光度计:检测细菌浓度及分析浸出液和浸渣的金属 （三）材料 运用的化学试剂(分析纯)首要有:硫酸亚铁、硫酸铵、硫酸镁、、磷酸氢二钾、、、硫酸、、、磷酸、等。 （四）浸矿菌种 实验用的原始浸矿菌种为Retech Ⅰ,Retech Ⅲ,Retech Ⅴ。 二、工艺矿藏学研讨成果 矿石的化学组成见表1。矿石中首要有利成分是镍和钴,其他有用组分 表1  矿石的化学组成Mn,Pb,Cu,Zn含量较低,有害组分为砷。构成矿石的金属矿藏的组分首要是铁、硫,构成脉石矿藏的组分首要是二氧化硅和三氧化二铝,氧化钙和氧化镁等均较低。 构成矿石的各种矿藏的相对含量见表2。矿石中金属矿藏首要是黄铁矿,其次是白铁矿、胶黄铁矿和褐铁矿、赤铁矿;含镍矿藏为辉砷镍矿、碧矾、针镍矿、斜方砷镍矿、镍华等。脉石矿藏首要是石英、水云母,还有少数绿泥石;碳酸盐类矿藏很少,还有少数菱铁矿、菱镁矿。 表2  矿石的矿藏组成及相对含量 黄铁矿是有利组分镍、钴的首要载体矿藏;黄铁矿遍及结晶程度差,结构松懈,易被细菌浸蚀,镍、钴也简单被浸取。 矿石中存在一部分颗粒微细的含镍矿藏,并且涣散在结构细密的脉石中,不易单体解离或暴露,在生物浸出中含菌高铁液难于与之触摸,这将是影响镍浸出率的首要原因。 上述矿石的物质组成研讨成果标明,生物浸出进程中矿石耗酸量小;因为矿石中金属硫化矿的硫和铁含量较高,并且以黄铁矿中的硫和铁为主,因而细菌浸出镍、钴时,也氧化黄铁矿而产出较多的酸和浸出较多的铁,这关于生物浸出液中的镍和钴的提取发生晦气影响。 三、浸矿微生物的挑选、驯化与活性测定 （一）浸矿微生物的挑选 依据矿石的理化性质和矿石组成,从生物冶金国家工程实验室浸矿菌种库中挑选合适的实验用菌株,别离编号为Retech Ⅰ,Retech Ⅲ,Retech Ⅴ,用无铁9K培育基进行高砷硫低镍钴硫化矿挑选性驯化研讨,其成果如表3所示。 表3　浸矿菌株的挑选实验成果由表3可见,Retech Ⅲ的菌种较习惯于该高砷硫低镍钴硫化矿石浸出,镍钴浸出作用较好。因而,菌种的驯化作业以RetechⅢ菌种进行。 （二）浸矿微生物的驯化 对菌株Retech Ⅲ的驯化首要是为了进步其对该矿石性质的习惯性和对金属离子Ni2+,Co2+和砷的耐受才能。驯化进程是直接在9K培育基中参加必定浓度的Ni2+,Co2+金属离子和,然后逐渐进步Ni2+,Co2+金属离子和浓度,并每次转接于矿石浸出系统中进行驯化。第一代驯化条件:Ni2+1g·L-1,Co2+0.5g·L-1,As0.5g·L-1;第二代驯化条件:Ni2+2.5g·L-1,Co2+1.5g·L-1,As1.0g·L-1;第三代驯化条件:Ni2+5.0g·L-1,Co2+3.0g·L-1,As2.5g·L-1。实验成果见表4。 表4　RetechⅢ习惯性驯化浸出实验成果实验成果标明,通过实践矿石和金属离子Ni2+,Co2+,驯化后的菌株,其抗毒性和浸镍、钴才能得到进步,标明该菌株的习惯性和浸出活性经驯化后在实践矿石中的安稳性增强。 （三）浸矿微生物的活性测定 浸矿微生物的活性是细菌浸矿的重要参数。为了调查Retech Ⅲ三代驯化菌的浸矿活性,选用了亚铁离子氧化速率法、生物显微镜直接计数法及氧化复原电位法测定了Retech Ⅲ三代驯化菌的浸矿活性,测定条件为:9K培育基,Ni2+5.0g·L-1,Co2+3.0g·L-1,As2.5g·L-1,初始菌浓度3.78×105cells·ml-1,摇床温度30℃、转速145r·min-1,成果见图1～3。图1  Retech Ⅲ三代驯化菌氧化Fe2+为Fe3+速率的改变曲线图2  细菌培育时菌液氧化复原电位的改变曲线图3  细菌培育时刻与菌液中活细菌浓度对数的改变曲线 对Retech Ⅲ三代驯化菌的浸矿活性测定成果标明:该菌株具有较高的活性,将Fe2+氧化为Fe3+速率到达1.4g·(L·h)-1;细菌繁衍速度快,细菌浓度由初始时的3.78×105cells·ml-1培育60h到达1.67×108cells·ml-1,安稳时较长;溶液的电位挨近600(mV,vs.SCE),氧化才能强。 四、镍和钴生物浸出实验成果与分析 （一）有菌与无菌比照实验 实验条件:矿浆浓度5%,矿浆pH值为2.0,浸出时刻为16d,浸出温度30.3℃,摇床转速为145r·min-1,其他实验条件及成果见表5。 表5　有菌与无窥比照实验成果（二）浸出介质初始pH值对生物浸出镍和钴的影响 实验条件:矿浆浓度5%,细菌接种量为20%,浸出时刻为20d,浸出温度30.3℃,摇床转速为145r·min-1,其他实验条件及成果见表6。 表6　浸出介质初始pH值实验成果实验成果标明:浸出介质的初始pH值对该高砷镍钴矿中镍和钴的浸出影响较显着,过高和过低的初始pH值都晦气于镍和钴的浸出。因而,挑选适宜的浸出介质pH值(1.50～2.0),并可以安稳操控该pH值,对进步镍和钴的浸出率是非常有利的。一起,也标明晰浸出实验所运用的细菌,其最佳成长的pH值是在1.50～2.0之间。 （三）细菌接种量与生物浸出镍和钴之间的联系 　细菌接种量及实验成果见表7,其他实验条件为:矿浆浓度为5%,浸出介质初始pH值为1.90,浸出时刻为20d,浸出温度30.3℃,摇床转速为145r·min-1。 表7　细菌接种量实验成果 实验成果标明:镍、钴浸出率受细菌接种量的巨细影响,在无菌浸出时镍、钴浸出率别离只要23.92%和26.25%,接种量达30%后,镍、钴浸出率别离到达71.23%和97.52%,标明增大细菌接种量有利于加速镍、钴的浸出速率。其首要原因是增大细菌接种浓度,缩短了细菌在新的浸出环境中的习惯期,即缩短了细菌的阻滞期而快速进入细菌成长繁衍期和安稳时。 （四）矿浆浓度对生物浸出镍和钴的影响 矿浆浓度及实验成果见表8,其他实验条件为:细菌接种量为20%,浸出介质初始pH值为1190,浸出温度30.3℃,摇床转速为145r·min-1。 表8　矿浆浓度实验成果实验成果标明:在浸出时刻满足长的情况下,矿浆浓度对镍钴的细菌浸出影响不大;只要在短时刻的细菌浸出进程中,矿浆浓度对镍、钴的浸出速率存在较大影响。细菌浸出10d,矿浆浓度在10%以内,镍的浸出率均挨近60%,钴的浸出率均挨近80%,而矿浆浓度在15%以上,镍和钴的浸出速率急剧下降,镍和钴的浸出率别离下降到45%和60%左右;细菌浸出20d,矿浆浓度5%～30%,镍和钴的浸出率别离到达70%和97%。 （五）浸出周期对生物浸出镍和钴的影响 浸出周期及实验成果见表9,其他实验条件为:矿浆浓度为10%,细菌接种量为20%,浸出介质初始pH值为1.90,浸出温度30.3℃,摇床转速为145r·min-1。 表9　浸出周期实验成果实验成果标明:浸出周期对镍、钴浸出率有较大影响。跟着浸出周期的延伸,镍、钴浸出率进步,但当浸出周期延伸到20d后,持续延伸浸出周期,镍、钴浸出率进步的起伏逐渐削减,浸出周期延伸到100d,镍、钴浸出率别离到达85.46%和99.23%,矿石中的钴根本被彻底浸出。 （六）生物浸出工艺参数优化实验成果 高砷低档次硫化镍钴矿生物浸出工艺参数优化实验是依据矿石的生物浸出工艺矿藏学研讨成果和镍钴硫化矿的生物浸出特征,调查了生物浸镍钴的首要影响要素。通过对浸出介质、浸矿微生物、浸出周期、矿浆浓度、温度等首要影响要素的实验研讨,取得的最优工艺参数如下:浸矿菌株为Retech Ⅲ三代驯化浸矿菌株、矿浆浓度为10%、细菌接种量为20%、浸出矿浆pH值为1.5～2.0、浸出矿浆温度为30℃、浸出时刻为20d、摇床转速为145r·min-1。依照上述最优工艺参数进行实验,镍和钴的浸出率别离到达72.33%和98.58%。 五、定论 （一）某高砷硫低镍钴硫化矿矿石中存在一部分颗粒微细并涣散在结构细密的脉石中的含镍矿藏,是影响镍细菌浸出率的首要原因;因为矿石中酸可溶脉石量少以及黄铁矿中的硫和铁含量高,因而生物浸出进程中,矿石耗酸量小,而细菌氧化黄铁矿而产出较多的酸和浸出较多的铁,这关于生物浸出液中的镍和钴的提取发生晦气影响。 （二）挑选的Retech Ⅲ菌种通过驯化后较习惯于某高砷硫低镍钴硫化矿的浸出,镍钴浸出作用较好,菌可以耐受较高的镍、钴和砷等重金属离子浓度的毒性,浸矿活性高,细菌氧化Fe2+为Fe3+的才能到达1.4g·L-1·h-1;细菌繁衍速度快,细菌培育60h,菌浓度由初始时的3.78×105cells·ml-1上升到1.67×108cells·ml-1,安稳时较长;溶液的电位挨近600(mV,vs.SCE),氧化才能强。 （三）通过对生物浸出镍、钴工艺条件优化研讨后,进步了某高砷硫低镍钴硫化矿的镍、钴细菌浸出率,取得了合适该矿石性质的高效浸矿菌株Retech Ⅲ三代驯化菌和细菌浸出的工艺技能参数,镍、钴的浸出率别离到达85.46%和99.23%。

目前，各国炼锡厂对选矿过程中产出的复杂锡中矿,均采用搭配方式掺入品位较高的锡精矿进行冶炼。我国有大量含砷、锑高的难选锡矿，因此70年代末作了许多试验研究工作。硫化挥发法富集锡很有效,因而采用选冶结合的流程。在选矿过程中只产出一种含砷、锑高的复杂锡中矿，以提高锡的回收率,随后将此复杂锡中矿在烟化炉中硫化挥发得到复杂锡烟尘。图1    得克萨斯炼锡厂顶转炉炼锡流程     复杂锡烟尘的处理尚处于试验阶段，有几种不同的流程。     流程之一见图3。试验所用的锡中矿化学成分（%）为：4.96Sn，4.33Pb，3.15Sb，1.77As，0.025Ag,0.011In，0.019Cd，0.30Cu，5.99S，0.30C，28.95Fe，0.88CaO，20.44SiO2，3.05Al2O3,产品为锡酸钠。图2    赛罗熔炼炉系统组合图     流程之二见图4。试验所用锡烟尘的化学成分（%）为：21.26Sn，17.92Pb，9.73As，12.56Sb，5.03Zn，0.041Ag，0.047In，0.19Cd，3.79S，2.63Fe，0.29CaO，3.28SiO2。其物相分析见下表。产品为锡铅合金。 表中    高砷锑多金属锡烟尘的物相分析/%  锡 铅 砷 锑 锌 物相含量物相含量物相含量物相含量物相含量SnO SnO2 Sn5.7 87.9 6.2PbSO4 PbO PbS 不溶渣25.1 57.1 5.5 11.7As2O3 M3(AsO4)2 As As2S332.3 57.5 1.9 8.3Sb2O3 Sb2S3 M3(SbO4)221.6 4.3 74.1ZnO ZnS 不溶渣6.2 84.8 0.9[next]  图3    复杂锡烟尘熔炼-合金加碱熔炼-碱渣水浸 -浸出液净化和浓缩产锡酸钠的流程     流程之三见图5。试料的化学成分（%）为：23.28Sn，11.81Sb，20.74Pb，4.79Zn，0.055Ag,2.56S，6.42As，1.85Fe，0.004Bi，0.81CaO，2.79SiO2，2.79SiO2，1.20Al2O3，0.047In。这是一个湿法与火法相结合的流程，利用氯化还原浸出蒸馏法,一次彻底分离出砷；并能较彻底地脱除锑、铅、锌、银、铁等伴生元素,然后进入传统的火法流程。图4    高砷锑多金属锡烟尘还原焙烧（两次）脱砷锑- 还原熔炼-电解精炼产锡铅合金的流程图5   CR（氯化还原浸出蒸馏）法处理 高砷锑多金属锡烟尘的原则流程

上述各种办法分化低档次钨矿藏质料所得的钨酸钠溶液都不同程度的含硅、磷、砷、铜等杂质。为了确保化学精矿的质量，有必要对浸出液进行净化以除掉杂质。现在常用如下办法。1、用铵镁盐除硅、磷、砷。浸液中2.镁盐法除硅、磷、砷。..... 三、浸出液的净化 2FeWO4+2CaO+1/2O2 =2CaWO4+Fe2O3 上述各种办法分化低档次钨矿藏质料所得的钨酸钠溶液都不同程度的含硅、磷、砷、铜等杂质，有时还会有硫、氟等杂质。为了确保化学精矿的质量，有必要对浸出液进行净化以除掉杂质。现在常用如下办法。 1、用铵镁盐除硅、磷、砷。浸液中SiO2/WO3分量比大于0.1%时应除硅。硅在溶液中出现硅酸钠存在，当溶液碱度下降时将水解呈硅酸形状分出。因而往浸液中参加1∶3的稀使pH值降至13，然后参加氯化铵使PH值降至8-9，硅酸钠能够彻底地被水解生成SiO2沉积，再经弄清过滤、洗刷后，液中的氧硅可降至0.25克/升。 磷砷在除硅液中别离以HPO42-和HAsO42-的形状存在，在室温下往其间参加密度为1.16-1.18克/立方厘米的氧化镁溶液，磷砷别离呈铵镁磷酸盐Mg(NH4)PO4及铵镁盐Mg(NH4)AsO4的形状分出。 2、镁盐法除硅、磷、砷。此法先用稀(1∶3)使浸液PH值降至小于11，硅酸钠发作部分水解后，此刻浸液中的磷呈HPO42-、砷呈HAsO42-形状存在。再参加密度为1.16-1.18克/立方厘米氯化镁溶液至浸液碱度为0.2-0.3克/升NaOH时，发生MgSiO3、Mg3(PO4)2、Mg3(AsO4)2沉积物分出，因而参加氯化镁可除掉硅、磷、砷。 此法的关键是须用将浸液中和至pH11，然后参加氯化镁溶液，否则会发生氢氧化镁沉积。质猜中萤石含量较多时，也可参加氯化镁，使浸液中的F-呈MgF2沉积分出。 铵镁盐法和镁盐法只能除掉高价砷，若贱价砷存在时须先用或次等氧化剂将贱价砷氧化为高价砷，然后参加氧化镁才干到达除砷意图。 镁盐法较铵镁盐法的效率高，处理量大，出产周期短，渣含钨低(约4-5%WO3)，但渣量大。铵镁盐法渣量小，但渣含钨高(约15-20%WO3)，因而应根据质料特性，经过实验才干断定最佳的净化办法。 3、碱法除钼。钼在浸液中呈钼酸钠形状存在，在除掉硅、磷、砷后的滤液中先参加溶液使钼转变为硫代钼酸盐，残留在溶液中的砷也转变为硫代盐，然后加中和至pH=8.5左右，此刻钼、砷不沉积分出。再参加氯化钙溶液，钨呈钨酸钙沉积分出，而钼、砷仍呈相应的硫代酸盐形状留在溶液中，经过滤将钼砷除掉。除钼率可达70-90%，参加量为钼砷总量的8-8.5倍，温度为80度。 当浸液中含钼量小于0.25克/升时，纷歧定要独自除钼工序，进步分化组成白钨酸度的办法到达钨钼别离，酸度大，温度高、除钼作用好。除钼还有其他办法，在此不作介绍。 上述均属化学沉积法除掉浸液中的硅、磷、砷、钼等杂质，还有其他办法如离子交换等办法。

现在，国际黄金储量中213以上尴尬处理矿，1／3的黄金产值来自于难处理矿。跟着易浸金矿石资源日益干涸，开发使用有微细粒嵌布、含高硫高砷的难浸金矿成为一大趋势。 高硫高砷金精矿矿藏组成十分复杂，金常被包裹在其它矿藏中，金的浸出率很低。为了开发这类资源，展开工艺矿藏学研讨十分必要。对难浸金矿藏相的分析，前人已做过很多作业，但多侧重于某一种研讨办法，如X射线衍射分析等。这些办法能够判别矿中物相成分，但无法调查彼此包裹的状况。本文归纳选用X射线衍射分析、矿藏解离度分析和扫面电镜一能谱分析等多种办法，既能判别高硫高砷难浸金精矿的物相组分，又能调查各物相的赋存状况，以期为探究高硫高砷难选冶金精矿的提金工艺供给辅导。 一、试验 （一）质料来历 试验所用的金精矿取自河南某黄金冶炼厂。用小型损坏机（FW-400A型，北京中兴伟业仪器有限公司）将样品进一步损坏至50～335μm。对该金精矿进行化浸金，发现金的化浸出率为26. 95%。依据金矿的难浸程度等级，归于难浸金精矿。本文从化学成分分析、X射线衍射分析、矿藏解离度分析、扫描电镜一能谱分析等不同程度展开了工艺矿藏学研讨。 （二）测验办法 1、X射线衍射分析(XRD) 选用D／max-rB型X射线衍射仪（日本理学）测定金精矿藏相组成。 2、矿藏解离度分析(MLA) 使用矿藏解离度分析仪(FEI.Quanta 600.JKtech MLA suite 2008)研讨金精矿矿藏结构和组成。 3、扫描电镜－能谱分析(SEM－EDS) 选用JSM-5600 LV型扫描电镜（日本电子）和IE 300 X型EDS能谱仪(英国Oxford)对金精矿进行X射线线扫描微区分析。 二、成果与评论 （一）化学成分分析 使用火焰原子吸收分光光度法（原子吸收分光光度计，AA320型）测定金精矿化学成分（质量分数），见表1。金精矿含S 13.91%，含Fe16. 8%，含As 7.54%，是典型的高硫高砷金精矿。 表1  金精矿元素成分补白：Au、Ag单位为g·t－1。 （二）矿藏物相组成 1、XRD分析 选用X射线衍射办法测定样品中物相成分，图1为金精矿XRD图。由图1能够看出，金精矿含有石英、黄铁矿、毒砂、白云母、绿泥石和方解石，首要物相为毒砂、黄铁矿、石英和白云母。图1  金精矿XRD图 2、MLA分析 图2为金精矿颗粒的MLA图。表2为金精矿的粒级散布特征。由表2、图2知，首要金属矿藏为毒砂和黄铁矿，脉石矿藏首要为石英、白云母。图2标明，无法调查到金独立颗粒，而经过化试验能够浸出金，阐明金以次显微金和超显微金等不行见金状况赋存于载金矿藏中。这样的矿石，即便磨到极细微，也不能将金颗粒露出出来。在化时，金颗粒不能接触到含溶液，金无法溶解。从图2还能够看出，该难浸金精矿中，各种矿藏散布不均匀，典型特点是毒砂、黄铁矿彼此包裹，石英等脉石也包裹其他矿藏。所以，有必要细心规划预处理办法，将载金矿藏损坏，使金暴露出来，然后最大极限进步金浸出率。图2  金精矿颗粒的MLA图 （a-黄铁矿；b-毒砂；c-石英；d-黑云母；e-白云母） 表2  金精矿的矿藏粒级散布特征／%3、SEM-EDS分析 扫描电镜和能谱仪能够将微区的挑选和测定相结合。图3为金精矿表面形状的二次电子图(SE)和线扫描的方位，从中能够估量线扫描间隔大约为10μm。从图3上可看出，该金精矿中，硅和氧、硫和铁、砷硫和铁的含量散布在扫描线上密切相关，但仍无法调查到金独立颗粒。这与前期的XRD测验成果和MLA分析保持一致，进一步证明了该矿中的首要成分为黄铁矿、毒砂和石英，金以不行见金状况赋存于载金矿藏中。图3  金精矿的表面形状二次电子图和扫描线的方位 三、定论 经过展开高硫高砷金精矿元素分析、XRD分析、MLA分析、SEM-EDS分析，得出以下定论： （一）金精矿中金含量47.5g·t-1、Ag 8.46g·t-1、S 13.91%（质量分数）、As 7.54%（质量分数），金的浸出率仅为26.95%，归于典型的高硫高砷难浸金精矿。 （二）金精矿中的首要金属矿藏为毒砂、黄铁矿。脉石矿藏首要有石英、白云母。金精矿中，有害组分首要为砷，含砷矿藏是以毒砂方式呈现。金以不行见金的方式赋存于载金矿藏中。 （三）多种矿藏相互包裹，有必要细心规划预处理办法，将载金矿藏损坏，使金暴露，然后最大极限地进步金浸出率。

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。

硫渣为黑灰色粉末，其中铜的形态主要呈硫化物，少部分呈金属铜；锡主要呈金属形态，部分呈硫化物。此外，还有一些其他的硫化物，如FeS, As2S3等。从硫渣中回收锡和铜，有直接焙烧-酸浸提铜与浮选分离出锡精矿后再氧化焙烧-酸浸提铜的两种方法。

低铅黄铜英文名称：Lead-Free Brass 、名词定义：含铅量符合以下标准的黄铜棒 。低铅黄铜是按照国际环境保护要求，替代为了提高黄铜的切削性能而掺加了铅的黄铜&nbsp;&nbsp;&nbsp; 低铅黄铜的性能特点与使用说明 ：&nbsp;&nbsp;&nbsp; 低铅黄铜 C28000 C2800 有良好的力学性能，热态下塑性良好，切削性良好，焊接性，耐蚀性良好，各种深引伸和弯折的受力件，如销钉，螺帽，气压表弹簧，散热性，环形件&nbsp;&nbsp;&nbsp; 低铅黄铜 C27000 C2700 有良好的力学性能，能承受冷热加工，用于制作小五金，日用品，螺钉等制件&nbsp;&nbsp;&nbsp; 低铅黄铜 C26000 C2600 塑性优良，强度较高，切削加工性好，焊接，耐蚀性好，热交换器，造纸用管，机械，电子零件&nbsp;&nbsp;&nbsp; 低铅黄铜 C22000 C2200 强度低，导热，导电性好，可镀 金属 ，各种给排水管，双 金属 片及奖章，艺术品等&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp; 低铅黄铜的牌号：HPb59-1、HPb59-2、HPb59-3、C3771、C3604、CuZn39Pb3、C38500、CZ121Pb3&nbsp;&nbsp;&nbsp; 低铅黄铜的 行业 标准：RoHs : 电子及汽车配件，Pb 0.1%以下（例外规定:铜合金Pb 4.0%以下） 　　California AB 1953 : 洁具及各种阀门，Pb 0.25%以下 　　CDA(美国铜 行业 协会）：Pb 0.09%以下 　　美国电子 行业 ：Pb 0.01%以下&nbsp;&nbsp;&nbsp; 更多关于低铅黄铜的资讯，请登录上海 有色 网查询。