铜精矿计价铜精矿计价标准一、适用范围本标准适用国内铜精矿采购和进厂后铜含量的结算。二、质量标准三、结算标准    1、铜含量铜含量为20.00％标准时正常结算，铜精矿结算 价格 ＝上海 金属交易 所1＃电解铜 期货 月平均结算价×铜精矿计价系数＋铜品位变化差价。铜品位变化对应铜精矿差价对应表 2、杂质超标扣款（逐级扣款）（1）当Pb+Zn≤8.00％时正常结算；当8.00＜Pb+Zn≤12.00时，与标准相比每差1％结算 价格 下浮100元/吨；当12.00＜Pb+Zn≤18.00时，自Pb+Zn大于8.00％起，每超1％结算 价格 下浮200元/吨；18.00＜Pb+Zn时，自Pb+Zn大于8.00％起，每超1％结算 价格 下浮800元/吨。（2）MgO≤4.00%正常计算；当4.00%＜MgO≤8.00%时，与标准相比每超0.1％结算 价格 下浮10元/吨；当8.00%＜MgO时，自MgO大于4.00％起，每超1％结算 价格 下浮200元/吨。（3）当As≤0.40％时正常结算；当0.40＜As≤1.00时，与标准相比每超0.1％结算 价格 下浮50元/吨；当1.00＜As≤1.50时，自As大于0.40％起，每超0.1％结算 价格 下浮100元/吨；1.50＜As时，自As大于0.40％起，每超0.1％结算 价格 下浮200元/吨；当 As＞3.0％时，拒收。（4）当S ≥25.00%时正常结算；当S＜25.00％时，与标准相比每降低1％结算 价格 下浮20元/吨。比如：当前铜价：26000，求标准铜精矿20％ 价格铜精矿 价格 ＝铜 期货 价×计价系＝26000×0.8＝2.08（含税价）铜精矿 价格 (不含税)＝含税价/(1.17)=1.78当前铜价：26000，求标准氧化铜矿10％ 价格氧化铜矿 价格 ＝铜 期货 价×计价系＝26000×0.63＝16380氧化铜矿 价格 (不含税)＝含税价/(1.17)＝14000低品位铜矿 价格 计算方法低品位铜矿 价格 通过铜精矿 价格 减去选矿费用来间接计算更多铜精矿计价信息请详见上海 有色金属 网

铜价计价方式是以美元为计价币种的。分析铜价的时候无论是现货铜还是期铜，最好是多考虑一下它的商品属性。个人认为铜的价格，从商品属性来考虑，铜的价格会跟世界经济增长的周期或者说和世界经济的周期呈比较明显的相关关系，第二个跟铜价呈相关关系的也是美元，因为国际铜价也是用美元计价的。咱们看一下美元的走势和国际经济的走势就能够大致分析出期铜和现货铜价格未来可能的走势。现在世界经济已经进入到了一个上行的周期，2007年出现的美国次贷危机和2008年出现的全球金融危机，可以看作是世界经济增长的一种强制性的调整，经过这个调整的周期之后，现在世界经济已经进入到了一个景气的周期，在世界经济上行的周期中，一般来说按过去的经验，它会持续，比如说持续上一个周期，从2002年到2007年持续了6年，再上一个周期是从1990年到2001年持续了11年，一个经济上行的周期至少有5年以上的时间。比如说在5年以上的时间内，如果世界经济一直保持良好的增长态势的话，各国对铜的实际需求就会进一步增长，尽管最近铜价格在不断下跌，但是我个人认为铜价格在未来这段时间内可能会出现上涨。但是铜价格会出现大幅度的上涨，近期也不可能，刚才咱们说了第二个和铜价联系最紧密的是美元，因为铜价也是用美元计价，美元最近在升值，铜价出现大幅度上涨的可能性也比较小。从03年以来铜价格出现大幅度的上涨，是因为在那个时期美元在大幅度贬值，美元在持续贬值。这个红色的线是美元，美元从2002年到2008年一直在贬值，所以铜价格就出现了比较快的上升。最近美元在升值，所以我觉得铜价格会上涨，但是它上涨的幅度可能会在一定限度里，不会出现特别大幅度的上升。综上所诉，因为铜价计价在国际上是以美元计价的，所以预测铜价走势必须考虑美元的状况。 

一、熔炼进程及配料理论（Applications for complex theory in production）熔炼进程起两个作用，一是把样品分化，一是把样品中的贵金属富集到捕集剂（即试金扣）中。  一般样品的熔点很高，不易熔化，要参加恰当的熔剂后，才可在较低的温度下熔融，样品中的贵金属才被显露出来，与参加的捕集剂触摸，被捕集到试金扣中。 试金程序依据样品的性质来断定参加的化学试剂，即别离选用面粉法、铁钉法和硝石法进行高温熔炼，在熔融进程中使用氧化剂或许复原剂操控氧化铅的复原。    （一）熔炼反响在熔炼进程中所发作的反响可分为四类：复原反响、氧化反响、硫化反响和熔渣的生成。 1、复原反响 火试金法中，捕集剂是以金属氧化物和含碳物质的混合物方式参加的（锍试金法在外。熔炼时，温度升高，金属氧化物被碳复原，生成微粒的金属或合金。它们的颗粒很细，比表面很大，因而与贵金属触摸的时机多，这种形状的捕集剂有利于捕集贵金属。 2、氧化反响 若样品中含有许多的硫化物，复原力过剩，会使过多的PbO被复原 不光生成的铅扣过大，延伸灰吹的时刻，并且使具有扫除杂质才能的PbO在熔体中相应削减，扫除杂质的才能削弱，导致部分杂质进入铅扣中。铅扣中的杂质增多后，会构成灰吹时贵金属的丢失或给灰吹带来困难。由于这些原因，在熔炼硫化矿时，常常要在配猜中添加必定量的氧化剂，将一部分硫化物氧化除掉，使取得质量适合的铅扣。常用的氧化剂是，有时也用。 3、硫化反响 在坩埚试金法的熔炼进程中，有时会发作硫化反响。当以锍作为捕集剂时，有意识地参加硫化剂和金属氧化物，促进硫化反响顺畅进行，通过生成的锍来捕集贵金属；关于含Cu，Ni，Fe的硫化矿藏的试样，在试金进程中，如配料不妥，试样中的S和Cu，Ni，Fe会构成锍，这是不期望的硫化反响。由于融体中生成了一层锍介于扣与渣之间，它能捕集贵金属，导致贵金属的丢失。 某些金属简单和硫敏捷反响，生成金属硫化物，有些金属难和硫起反响。这和金属对硫的亲和力有关。金属对硫的亲和力按下列次第递减：Mn＞Cu＞Ni＞Fe＞Sn＞Zn＞Sb＞Pb。 4、熔渣的生成 试金熔炼的胜败，与熔渣的性质亲近有关。能够说杰出的试金扣是孕育在合理的熔渣之中。所以对熔渣的研讨，应予以注重。 布格比（BUgbee）提出，铅试金的熔渣应该具有下列条件： 1）应具有试金炉能抵达的，较低的生成温度。 2）在挨近生成温度时它应该是糊状的，以阻挠已被复原的小铅粒下降，直至贵金属从机械的或化学的结合状况中释放出来，并与铅生成合金中止。 3）当加热到略高于它的熔点之上时，熔渣应该是淡薄而易于活动的，使得铅粒简单沉降。 4）应对贵金属具有小的溶解度，并使熔剂将矿石彻底分化。 5）对坩埚的腐蚀作用较小。 6）比重较小，能与铅很好地分隔。 7）冷却后应该很简单与铅（扣）别离，并且生成均质的熔渣。均质熔渣阐明矿石彻底分化。 8）应该包括有矿石中的悉数杂质。 对熔渣的这些要求，不光适用于铅试金法，也适用于其它试金法；不只适用于Au，Ag的火试金法，还适于铂族金属的试金法。 依据上述要求，有必要进行合理配料，硅酸度应操控在必定规模内，假设硅酸度过高其熔渣的活动性差，会发作半熔融状况，矿渣中易残留铅粒，使分析成果偏低；假设硅酸度过低则矿渣碱性增强腐蚀坩埚，并需求增高熔融的温度。因而，一般面粉法要求硅酸度为1.5～2，铁钉法为0 5，硝石法要求在0 5～1。关于硅酸度，试金矿渣是由各种金属氧化物与非金属氧化物组成的，其非金属氧化物首要是二氧化硅和钠。能够把熔渣看作是各种硅酸盐、盐的熔融体。依据熔融体中酸性成份和碱性成份的多少，把熔渣分红酸性、中性、碱性三种成份，熔渣的酸碱性是以硅酸度来表明的，它的意义是熔渣中酸性氧化物中氧总量与碱性氧化物中氧的总量之比值（表1）。 表1  各种硅酸度及硅酸盐、盐的分子式熔渣称号硅酸度（k）含SiO2及含RO形状碱的分子式含硼砂和RO组成渣的分子式半硅酸盐    0.5  4RO· SiO211RO ·Na2 ·2B2O3一硅酸盐       1.0  2RO· SiO25RO · Na2　·2B2O3倍半硅酸盐    1.5  4RO· 3SiO23RO· Na2 O· 2 B2O3二硅酸盐    2.0  RO ·SiO22RO· Na2 O ·2 B2O3三硅酸盐    3.0  2RO ·3SiO2RO· Na2 O· 2 B2O3 硅酸度=酸性氧化物中氧原子总数 / 碱性氧化物中氧原子总数 一般ｋ=1称为中性溶渣，ｋ＞1为酸性渣，ｋ＜1为碱性渣。     （二）配料有必要依据试样的性质断定试金的配料方法，依据要求的硅酸度规模，核算各种试剂的参加量。操作程序是，填写好调料表，再顺次称取试剂和试样，放入坩埚内用拌和勺将试剂和试样拌和均匀，并将坩埚轻加敲震，使附在坩埚内壁上的小颗粒掉落，并使坩埚物料紧缩，参加适量的溶液（意外银时）。假设含硫时，刺进所需的铁钉，然后加上一层复盖剂。当电炉温度升至800℃时，将配好料的坩埚装入炉内，于1～1.5h内，将炉温升至1150℃，坚持10min，即可出炉。 由于矿石的品种不同，试金配料的方法也不同， 依照矿石类型和配料用试剂的成分，坩埚熔融法的配料方法有三种：面粉法、-焦碳法或铁钉法、硝石法。 1、面粉法  面粉法是最常用的一种配料方法。当试样自身没有复原力或复原力很低时，需求参加面粉作为复原剂。这种方法的长处许多，能够操控铅扣的巨细，适用的矿种和物料的规模广，适用于硅酸盐矿、碳酸盐矿和氧化矿等。硫化矿经焙烧除掉硫后的焙烧矿也能用此法。硅酸盐矿为主的样品配料要求是：（1）矿渣的硅酸度为1.5～20；（2）称取试样量30～50g；（3）碳酸钠参加量为试样量的1.5～2倍；（4）硼砂的参加量为试样量的0. 2～0 .3倍；（5）氧化铅的用量应不少于造铅扣30g的分量。（6）面粉用量应等于30－（试样量×试样复原力） /12。 氧化矿和碳酸盐归于碱性矿藏，其配料方法根本与硅酸盐试样相似，所不同的是它的熔炼后的产品多为CaO、MgO、FeO等碱性物质，所以有必要参加许多SiO2，可是Fe SiO2、MgSiO2、CaSiO2的熔融温度较高，应当在配猜中添加PbO的用量，使矿渣添加PbSiO2的成份，下降熔炼的温度。 2、铁钉法（-焦炭法）  铁钉法不适用于含铜、镍、砷、锑较多的硫化矿，仅能用于含中量方铅矿（PbS）、闪锌矿（ZnS）和黄铁矿（FeS2）的样品，其根本原理是使用金属铁作为脱硫剂，将试样中的硫化物分化，并与硫化物生成FeS，以FeS或Fe（Ⅱ）-Na-S的方式进入渣中，铁钉一同充任复原剂，把氧化铅复原成金属铅，将贵金属捕集。假设样品中含有复原次序在铁前面的铜、镍、砷、锑、铋等金属都要被铁复原成金属，进入铅扣，并与铅构成合金。所以这个方法不适用于这类样品。 铁钉法的配料准则：（1）溶渣的硅酸度为0 5；（2）碳酸钠的用量为试样量的2～3倍；（3）氧化铅的用量为30～35g；（4）硼砂的参加量为试样量的1/2～1/3；（5）试样取样量20～30g。 3、硝石法   硝石法是处理复原力强的试样的一种配料方法。使用的氧化作用来削弱试样中的复原力，以取得分量恰当的铅扣，使捕集贵金属的作用杰出 硝石法的配料准则： （1）配料前须测定试样的复原力，断定的参加量，硝石最好不超越25g。 （2）配料后物料总体积不超越坩埚容积的2/3，过满熔炼时易溢出。 （3）熔渣的硅酸度要求在1 0，酸度过大易生成冰铜，构成金银丢失。 （4）氧化铅的参加量是试样总复原力的1 2～1 4倍，复原力在3 0以上的是1 2倍，在3 0以下的是1 4倍。 （5）硼砂的用量不少于5g。 （6）为使试样中的硫分化彻底，碳酸钠最少参加与试样量持平，别的参加用量的1/4。 在试金分析工作中使用核算的方法进行配料是必要的，但在实践工作中，送来的样品，往往难以知道它的组成成份的含量，这就需求咱们凭眼睛的调查和经历来辨别。首要看试样的色彩、质量，判别归于何种矿石类型，来决议采纳哪种试金方法。    （三）影响熔炼的留意关键尽管铅试金的配料有各种不同的方法，但它们的共同点是都用铅作为捕集剂。铅的熔点低（327.4℃），比严重，易与熔渣别离，这是铅试金的长处。也由于铅的比严重，易于沉降，如若没有把握操作方法，在造渣期间升温过快，使铅沉降得太快，会影响捕集作用。造渣期，在温度800℃左右时应坚持20～30min。这时坩埚内的物料开端熔化，成粘稠的糊状物。配猜中的氧化铅也现已复原成微粒状的金属铅。由于试剂之间及试剂和试样之间起作用，发作的气体（如二氧化碳等）要冲出熔融体。当气体突破糊状的熔融体时，宣布响声，气体的逸出起了搅动作用，使糊状物不停地活动。糊状物的活动，使金属铅粒上下左右的移动，添加了铅粒攫取贵金属的时机，当铅粒与试样中显露出来的贵金属一触摸，就把贵金属捕集到融铅中，贵金属被铅捕集首要在这个时期。当微粒铅彼此磕碰，颗粒增大到必定程度时，就开端下降，在下沉的途径中，遇上显露出来的贵金属，也能把它捕集到铅中，但这种捕集的时机比较少。假设在造渣期间升温太快，试剂与试样之间的作用还未彻底，试样中的贵金属还未悉数显露出来，铅粒还未充沛地捕集贵金属，因温度升高熔融体变得淡薄，铅粒沉到了坩埚底部，致使捕集贵金属的作用欠好，常常因而而得到偏低的成果。 气体逸出时发作的响声，在炉外也能听到（指电炉）。当响声中止，表明坩埚内的反响根本完毕，能够敏捷升温，使熔渣的粘度下降，让捕集了贵金属的铅粒顺畅地下沉，抵达铅扣和熔渣的别离。依据试样的性质和选用的配料方法，升温到所需的温度后，坚持10～15min，即能够出炉。 试金中所用的试剂和试样要充沛混匀，添加它们之间的触摸面，以便熔炼时试剂与试样之间的反响顺畅地进行。试剂的颗粒要细，这样反响后生成的铅粒细小，比表面大，然后添加了捕集贵金属的时机。试样磨得越细，其间的贵金属越简单显露出来，因而供给了被铅捕集的条件。 一同要留意贵金属的玷污。跟着铅试金捕集贵金属规模的扩展，现在铅试金法现已不限制应用于金，银了，还用来富集铂、钯、铑、铱的，乃至也可用铅试金法来富集锇、钌。在富集这些贵金属时，常常参加其它种贵金属作灰吹保护剂，这些作为灰吹保护剂的贵金属在另一场合又是被分析的目标。因而，有必要坚持所用器皿、桌面、东西的清洁。若漫不经心便会玷污试样和试剂，引起技能事端。在试样的加工和熔炼进程中，也要防止高档次的试样玷污低档次的试样。因玷污而构成的技能事端常常不易发觉，过错的成果持续发作，这点应引起充沛的留意。     二、灰吹进程和原理（Cupellation process & Principle）     （一）灰吹进程将熔融后得到的铅扣，置于灰皿中，控温900℃进行熔炼，此刻熔铅与空气中的氧触摸变成氧化铅，由于表面张力的作用，大部分PbO被多孔的灰皿所吸收，小部分挥发掉，金银不被氧化，成合粒状留在灰皿之中。依据冶金学中高于金属氧化物熔点的氧化熔炼进程叫做灰吹，因而咱们称这一别离手法叫灰吹进程。灰吹是铅试金中贵金属与铅别离的重要手法。在灰吹时，先将灰皿在800～900℃的高温炉中预热，除掉灰皿中的有机物、水分、二氧化碳以及其它的挥发性物质后，再把铅扣放到红热的灰皿上。假设灰皿预热时刻不行就放上铅扣，则灰皿中残留的气体逸出，突破融铅液面，把小铅滴抛出，这个现象叫做“吐唾沫”（spitting）。铅扣熔化后，融铅的表面被空气氧化，构成一层氧化铅薄膜。熔融状的氧化铅与融铅的表面张力不同，氧化铅能被灰皿表面湿润而吸收在多孔性的灰皿中（毛细管作用），融铅的内聚力大，不被灰皿吸收。熔融的氧化铅从融铅表面上滑下来进入灰皿中，显露新的表面又被氧化，刚生成的熔融状的氧化铅又被灰皿吸收，如此不断重复，直到铅悉数氧化成氧化铅被灰皿吸收中止。在此进程中，只要约1.5％的氧化铅呈蒸气挥发到空气中，98.5％左右的氧化铅被灰皿吸收。金银不被氧化。跟着铅成氧化铅被灰皿吸收后，金银逐步浓缩，待这一进程进行完毕，金银成圆球形的小珠（又称合粒）留在灰皿凹部中心。铅扣中的杂质在灰吹进程中也被氧化，它们氧化的先后次序，与各种金属氧化物的构成热和自由能的巨细有关。锌、锡、铁、镍、钴、砷、锑在铅氧化之前，按次序先后氧化，其间锌最早氧化成氧化锌，锡次之……。铅氧化后，是铋，铜、碲氧化。这些杂质在灰吹时生成的氧化物，有的成气体逸出（如As2O3、Sb2O3），有的氧化物能溶解在氧化铅中（如氧化铜），跟着氧化铅也被吸收到灰皿中而被除掉。 在灰吹进程中，金银不光与铅别离，一同还能将进入铅扣中的杂质除掉。因而最终得到的金银合粒比较纯洁，有利于今后金银的测定。灰吹进程时刻较短，约以0.8～1.0g／min的速度进行。灰吹手法的快速简洁，别离作用杰出，这是其它试金分析所没有的长处，故铅试金法至今被人们广泛选用，在某种程度上说，也就是欣尝这一操作简洁，别离有用的灰吹工序。 灰吹进程能够分为三个阶段：铅扣的装入和熔化；铅扣的氧化和吸收；炫色和亮光。 1、熔融和脱皮 将铅扣放入已在900℃预热30min的灰皿中，封闭炉门，若灰皿已充沛预热，则铅扣应立即熔化。起先表面上有一层暗黑色的浮渣，若炉内温度适合，则通过1～2mjn黑色浮渣即消失，融铅开端发亮，片刻间则呈现光芒的融铅表面，这种现象叫做脱皮。假设延迟了2～3min还没有脱皮，或许是高温炉的温度太低，或许灰皿没有充沛预热，或许炉内气氛是强氧化性的，或是由于铅扣中存在了许多的锡、镍等杂质。锡，镍的氧化物熔点很高，掩盖在融铅的表面上。假设铅扣中杂质太多，只要在升高温度灰吹，但这样金、银的丢失增大。假设铅扣较纯，只因炉温太低，则在炉门口放一块木炭，发作的复原性气氛可将氧化铅复原成金属铅，促进铅扣脱皮。 2、氧化和吸收 脱皮后将炉门微开，显露一道缝隙，让空气进入炉膛，炉温能够下降到850℃，此刻融铅的温度较周围的温度有显着的进步，这是由于铅被氧化而发热构成的，因而融铅表面发亮。已熔化的氧化铅进入灰皿中，小部分氧化铅是呈气体挥发掉，象烟似地由灰皿上升。由于氧化铅被灰皿吸收，围绕着灰皿呈现一个圆环，其方位恰好在融铅上面。假设圆环是亮赤色，表明灰吹温度太高。假设灰吹温度太低，融铅表面上的温度低于氧化铅的熔点时，融熔的氧化铅会彻底凝结，包住融铅，因隔绝了空气，所以融铅不再被氧化，灰吹也中止进行，这种现象叫做冻住。冻住现象常常发作在灰吹的后期，由于这时铅已很少，铅被氧化发作的热量和前期比较，已大大削减，融铅上的温度已在下降。假设这时炉温不升高，许多冷空气进入炉中，很简单发作冻住。冻住今后，假设再把炉温升高到灰吹从头开端时的温度，所得的分析成果常因温度太高而偏低。弥补的方法是将已冻住的灰皿取出，立刻加几克铅皮，从头放入炉内灰吹。 3、炫色和亮光 在灰吹进程即将完毕之前有必要升高温度。由于这时融铅的表面大大削减，氧化所发作的灼热量也相应削减了，并且由于跟着融铅削减，铅中金银的份额增高，合金更难熔化了。为了除尽最终一滴铅，最终的温度应抵达900℃，但也不要升得太高，那样会构成金银的丢失加大。合粒中银的成分越高，它的形状越圆，并映出氧化铅的滴子在它面上移动。跟着最终一滴氧化铅的失掉，在合粒上面留下一层厚薄不同的氧化铅薄膜，发作了光的搅扰作用，合粒呈旋转现象并有似虹的接连色彩，这种现象称为炫色。炫色只持续几秒钟之久，色彩消失后，合粒即变暗，隔几秒钟后合粒上最终闪烁一次光芒，这是由于合粒中熔化潜热突然放出而再次呈现的光芒，这种现象称之为亮光。呈现亮光现象表明灰吹作业已告完毕，便可将灰皿取出。    （二）影响灰吹的要素1、灰吹的温度 温度对灰吹的影响是很大的，一般应操控在850℃～900℃，如温度太低会发作冻住，温度太高又导致金银在灰吹进程中的丢失添加。一般说来，金银是难氧化的，可是跟着温度的升高，金银的氧化程度也在添加。金银氧化后，其氧化物随氧化铅吸收到灰皿中，或许散落在灰皿表面，这是金银丢失的首要要素，其量约占悉数丢失的90%。另一个原因是金银在高温下的蒸腾随温度升高而添加。 金银在整个灰吹进程中丢失的程度是不一样的。开端时丢失很小，跟着灰吹的进行，铅量逐步削减，相应地金、银在铅中的浓度添加，金、银的丢失也跟着加大，到灰吹后期，当铅量剩余不到1g时，丢失大增，特别在灰吹挨近完毕时，丢失最大。2、贱金属存在时对灰吹丢失的影响 在试金熔炼时，除了贵金属进入铅扣外，还有一些易被复原或许易溶解于铅中的元素如铜，铋，硒、碲、砷，锑，镍等也会进入铅扣中。这些贱金属进入铅扣后，铅扣变硬，锤打时易裂口。不光改变了铅扣的物理性能，还会给灰吹带来困难，并且使贵金属的丢失增大。铅扣中贱金属对金、银在灰吹时丢失的影响。 铜  试样中的铜以不同的程度进入铅扣中，灰吹时铜氧化成氧化铜，氧化铜易溶解在氧化铅中，它与氧化铅一同被吸收在灰皿中。铜进入铅扣后，会使融铅的表面张力减小，添加金、银在灰吹时的丢失。当铅扣中的铜抵达2.5g时，对金、银的丢失显着增大，尤其是对金的丢失影响更为显着。铜量达3.0g时，灰吹便不能进行，最终在灰皿上留下一颗表面为氧化铜的金属铜粒。含铜的铅扣在灰吹后氧化铜进入灰皿，在灰皿上留下污绿色，乃至几乎是黑色的污渍。 镍  氧化镍在氧化铅中的溶解度很小，当铅扣中存在小量镍时构成暗绿色的浮渣，一部分留在灰皿上部，另一部分进入灰皿中，灰皿上略呈绿色。当铅扣中含镍在0.03g以上时，氧化镍盖住整个融铅的表面，使灰吹中止进行。锑  锑和铅在液态时能彼此溶解，因而铅扣中或许含有许多锑。在灰吹开端时，它开始放出Sb2O3的浓烟，在粗铅中含锑不少于2%的时分，生成黄色的熔渣。这种熔渣是由铅与锑的氧化物组成的，一部分浮在融铅的表面上，一部分进入灰皿中。这种渣凝结时体积胀大。如许多锑存在时，会因这种胀大作用而使灰皿崩裂，引起铅液流掉。即便小量锑存在也会使灰皿细微地龟裂，并留下黄色浮渣所构成的特殊凸纹。 砷 砷的性质和锑相似，可是砷不简单进入铅扣中，并且在灰吹温度时，As2O3的蒸气压较Sb2O3的高得多，易挥发除掉。由于这两个要素，砷和铅氧化物组成的浮渣不简单生成。铁  铁是不会进入铅扣的。外来的小量氧化铁溶于氧化铅中，在灰皿上留下暗赤色的污渍。 锡  在铅试金的条件下，试样中的锡不易被复原成金属，但因锡易溶于铅，所以一部分锡会进入铅扣中。在灰吹时，铅扣中的锡很快的氧化成SnO2。由于许多氧化锡的存在，会构成一层不溶性的锡酸铅的黄色浮渣盖住融铅表面，使灰吹中止。 铋  铋是简单进入铅扣中的，铅扣中的铋在灰吹时是不易氧化的，一切的铅都被氧化后，铋仍与合粒在一同，直到最终才氧化而被灰皿吸收。在合粒周围构成一个橙黄色的环。文献[7]报道了铋对熔炼和灰吹时的影响，当铅扣中的铋在0.2g以下，对0.5mg金和10mg银没有什么影响；超越0.2g时，金、银的丢失跟着铋含量添加而增大，首要丢失于灰皿中。 碲  碲对金、银有很强的亲和力，在熔炼和灰吹进程中对金、银构成较大的丢失。碲易进入铅扣中，灰吹时不易氧化，量多时不易吹净。当试样中碲的总量在0.2g以下，熔炼和灰吹进程中对金、银的丢失没有显着的影响。当碲量多时，灰吹后的金银合粒中会残留碲。合粒分金时，碲随银一同溶解在硝酸中，使银发作正差错。另一方面，碲又使银在灰皿中的丢失增大，发作负差错。所以，碲的存在使银的差错复杂化。当铅扣中含碲达1.0g时，不能构成金银合粒了。硒  硒的性质与碲相似，但硒对金，银的影响比碲小。试样中硒的存在量在0.5g以下，在熔炼和灰吹进程中对金、银的丢失没有显着的影响，当硒达1.0g时，对金、银的丢失已很显着，金的收回率由99％降到95％左右。银的收回率由96～97％降至91％。金首要丢失在渣中，银首要丢失在灰皿中。当硒的量抵达5.0g，铅扣灰吹完毕时，0.5mg金和10mg银不能构成金银合粒。    三、分金操作和原理（Operation & Principle of Parting）分金是指金银合粒经硝酸或许硫酸将银溶解除掉，金不溶而被别离出来，抵达金银之间的彼此别离。其操作简洁，作用杰出。现在分金常用硝酸来进行。首要将合粒锤成薄片，参加10mL热硝酸（1+7），于水浴中加热至煮沸，当反响中止后倾出溶液，再参加热硝酸10mL（1+2），持续加热煮沸20～30min后洗出金粒，经退火后称量。 分金应留意的问题：（1）所用蒸馏水不该含有氯离子；（2）所用硝酸应事前预热；（3）分金后的金粒倾洗时不能碰碎，不然成果偏低。（一）分金操作 从灰皿上取下合粒，调查其色彩和形状。一般合粒的形状为圆球形，表面光洁，呈银白色。假设合粒的色彩是黄白色或黄色，表明合粒中金的成分很高，这样的合粒中的银将不被硝酸溶解或许溶解不彻底，要补加银到合粒中，使合粒中的银量为金量的三倍以上，再进行分金。合粒表面粗糙不平或呈结霜状，或许含有铂。取下合粒，在铁钻上锤成薄片、称重，此为金和银的合量。 将合粒置于上过釉的25mL瓷坩埚中，在650～700℃退火几分钟，冷却后，参加20mL煮沸的硝酸（1+7），在蒸气浴（或低温电热板）上加热。锤扁的合粒应立即与硝酸反响，由银白色变为黑色，并放出氧化氮气体。在加热时，坩埚中的硝酸溶液不该欢腾，如见黑色的合粒薄片在溶液中翻上沉下，即表明加热温度太高，有或许使金片涣散。加热20～40min，反响中止后，用倾泻法将溶液倾出。再加20mL沸热的硝酸（1+1），第2次分金的操作和第一次相同。倾出硝酸溶液后，用热的蒸馏水洗刷三次，然后把瓷坩埚放在电热板上低温加热，使金粒枯燥，再把坩埚移到高温电炉大将金粒退火，这时金粒便从黑色的无定形状况变为黄色的纯金。金粒冷却后称重，为金的分量。前后两个分量的差值就是银的分量。 （二）影响分金的要素 在分金进程中有极小部分的金丢失在分金溶液中，一同也有一小部分的银留在金粒中。金的丢失量和合粒中的留银量与合粒的退火、硝酸浓度、分金温度等要素有关。 硝酸浓度  硝酸的浓度应依据合粒中金与银的份额而定，若合粒中银的份额高，则所用的硝酸浓度要小。反之，当合粒中金与银的份额增大时，要用较浓的酸来分金。分金时应先稀酸后浓酸，不行倒置。若第一次使用了浓酸，则硝酸与合粒的反响剧烈，合粒易涣散，影响金的称重，也使金在硝酸中的丢失添加。一般分金时，先用硝酸（1+7），然后用硝酸（1+1）。关于含银高金低的合粒用硝酸（1+8）或硝酸（1+10）分金一次即可。 分金温度  硝酸溶液的温度对金粒的涣散很有联系。如将合粒投入冷稀硝酸中，随后加热，金粒易涣散。正常的分金应将合粒投入沸热的硝酸中，银溶解彻底后，金成一片。分金温度太高，抵达了欢腾，也有或许使金粒涣散。 分金的温度恰当的进步，可使银在合粒中的残留量削减。文献[30]曾进行分金温度实验，取20mg金与6.6倍的银混合后，放在铅箔中灰吹，合粒先后在10mL不同温度的1+4和l+1的硝酸中分金。分金后，将金粒溶解，用原子吸收光谱法测定金粒中的银，求得银在金粒中的残留率。成果表明，用78℃的硝酸分金，金粒中残留银0.98%；83℃残留银0.81％；94℃残留银量进一步削减，为0.54％。因而在蒸气浴上分金，能取得适合的温度。 合粒的退火  锤扁后的合粒，在分金之前，要在瓷坩埚中退火几分钟，能够使合粒中的留银量下降，以及削减金在硝酸中的丢失。灰皿上的合粒从炉子中取出后，在冷却进程中，由于金的熔点高，首要凝结的是Au／Ag比率很高的合金，构成晶核。进一步冷却，相继在晶核上凝结的金银合金，Au／Ag比值逐步减小，最终凝结的部分是富银的金银合金。 合粒锤扁后，边际上是富银合金，分金时金的微粒易决裂而丢失在硝酸中，富金的晶核部分分金后又会残留多量的银。假设锤扁的合粒在650～700℃退火，合粒内部能发作扩散作用，破坏了晶核，并消除了富金和富银部分。因而退火后的合粒，分金时能下降金的机械丢失和银的残留量。合粒退火后分金，可使留银量显着的削减。 在正常的分金条件下，金在硝酸中的丢失很小，可忽略不计。文献[7]报道，将169次分金的酸及洗刷水搜集在一同，过滤，测定滤纸上的金量。得到169个质量为0.03～18.15mg的金粒，总质量为171.92mg，滤纸上搜集到的金的质量是0.043mg，分金中丢失的金仅占0.025％。

2010年铅金的价格走势受到诸多不确定因素影响，不同的研究机构基于自身研究成果都有不同的判断，上海有色网也对铅金的价格进行了整合分析。我们从铅金矿产品多年历史价格走势研究着手，通过多年持续跟踪研究，并结合2010年铅金矿行业所处的特殊环境，全面考虑内外部多重影响因素，运用科学预测与业内专业人士经验判断相结合的方法，对2010年中国铅金矿价格走势及影响因素做了深入透彻研究。此外在这里我们也想向大家介绍一种关于矿浆电解法处理铅金精矿新工艺研究的技术。该技术是氯盐湿法冶金技术。在矿浆电解槽内的阳极区进行复杂铅金精矿中铅的选择性浸出,同时在阴极上直接析出粗铅,浸出渣成为提取金和硫的原料。矿浆电解过程在40℃下进行,有利于氯盐体系工业化电解槽材质的方便解决,也克服氯盐溶液中铅溶解度小的问题。矿浆电解法技术具有工艺过程简短,回收率高,可一步得到粗铅和污染程度轻的优点。矿浆浸出电解技术也同样适合于处理含铅10%-20%的低品位铅金精矿,且铅：铜可小于14：1火法炼铅难处理的物料。根据其铅金的价格不同，我们可以选择不同类别的铅金进行这项铅金工艺研究。在该工艺铅金分离好后，综合回收率高，有着较好的经济效益。这也深度贯彻了目前我国的可持续发展战略，从一定程度上来说起到了环保的作用，所以值得行业人士学习。

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。

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。

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.

现在国内从含铜、铅金精矿中提取金、银一般选用焙烧化法。该工艺不光能够有效地提取金、银，还可归纳收回硫和铜。但关于铅、砷的含量要求比较严厉，因为铅在工艺过程中以硫酸铅的方式存在于酸浸渣中，除添加化浸出本钱外，还直接影响金、银的化浸出率。为此怎么从酸浸渣中收回铅，一直是人们十分重视的课题。     据材料介绍，从焙烧化工艺中的酸浸渣收回铅有两种途径：1.矿浆电解法、2.湿法除铅法。因为矿浆电解法设备出资大，本钱较高，技能办法没有老练，所以湿法除铅仍是现在待挑选的工艺办法之一。     本文在前人作业的基础上，拟定了一个从铜、铅金精矿中，选用焙烧化法归纳收回金、银、铜、铅的新工艺办法，该法是在矿样中参加一定量的NaOH，Na2S混合添加剂进行焙烧。焙烧渣经稀硫酸浸铜后在常温条件下，用25%NaCl的弱酸性溶液浸取铅.然后以化法提取金、银。实验标明，该法不光归纳收回铜、铅、硫、下降化浸出本钱，进步金、银的化浸出率，且答应较高砷含量的存在，拓宽了矿源的运用规模，具有较大的经济效益和社会效益。     一、矿样性质      本实验选用的矿样是由河南华夏黄金冶炼厂供给。矿藏成分首要为黄铁矿、砷黄铁矿、黄铜矿、方铅矿、闪锌矿等硫化矿藏，金、银则以类质同象散布在硫化矿藏中。经分析测定，矿样的首要化学成分见表1。 从表1可见，矿样中除含有金、银外，铜、铅、硫含量均较高，别的还含有一定量的砷，该矿样归于难处理金、银精矿类型，选用现行的焙烧化法是难以获得较高的金、银化浸出率和到达归纳收回有价元素的意图。     二、直接化浸出实验     选用直接化浸出法对该矿样进行浸出，其浸出条件；浓度：0.5% ，液固比：2：1浸出液PH＞11(石灰调理)，浸出时刻：42h，浸出成果见表2。 表1  矿样的化学组成含量43.52423.361.130.536.631.00.40         注：Au、Ag单位为1×10-6 表2  直接化浸出成果原矿档次(1×10-6)41.5242.0渣档次(1×10-6)13.60224.4浸出率(%)67.237.20         从表2可见，在常温条件下进行化浸出，金、银的化浸出率较低，尤其是银的化浸出率更低，首要原因是矿样中的铜、砷含量较高，影响了金、银的化浸出，别的很多硫的存在，对微粒，超微粒的金、银发生包裹.使金、银的化反响难以进行。     三、焙烧化浸出实验     选用焙烧化浸出工艺对该矿样进行金、银的收回。焙烧条件：温度630℃，时刻60min。硫酸浸铜条件：硫酸浓度：2%，温度：7O－80℃，浸出时刻：2h。化浸出条件：浓度0.2%，液固比2.1，浸出液PH=9.5(碳酸钠调理)，浸出时刻：36h。实验成果见表3。 表3  焙烧化浸出成果原矿档次(1×10-6)41.5242.0渣档次(1×10-6)4.08178.4浸出率(%)90.1726.28         从表3可见，焙烧化法与惯例化法比较，可大大进步金、银化浸出率，但渣中的金、银含量依然较高，尤其是银，其浸出率仅为26.28%，大部分银未浸出。     四、加添加剂焙烧化浸出实验     笔者曾对金精矿焙烧化浸出工艺中进步银的收回率进行了研讨，也对含砷金精矿焙烧化浸出工艺进步金、银的收回率进行了讨论，本实验结合两种工艺办法的特色，选用Na0H+N aS混合添加剂对矿样进行焙烧化浸出实验，其工艺条件：混合添加剂(NaOH+NaS)用量别离为矿样量的0.5%，焙烧温度63O℃，焙烧时刻1h，硫酸溶液浸铜和酸浸渣化浸金、银的工艺条件与焙烧化浸出实验条件相同。实验成果见表4。 表4  加混合添加剂焙烧化浸出成果原矿档次(1×10-6)41.5242.0渣档次(1×10-6)2.2091浸出率(%)94.7062.39         从表4可见，在矿样中参加NaOH+Na2S混合添加剂进行焙烧化，可大大进步金、银的化浸出率，与焙烧化法比较，金、银的化浸出率别离进步了4.53%和36.11%。     五、从酸浸渣中浸铅实验     金精矿中的铅首要以方铅矿的方式存在，当矿样经高温焙烧，稀硫酸浸铜后，铅首要以硫酸铅存在于酸浸渣中。本文运用酸性氯化钠溶液溶解硫酸铅的性质，在常温条件下，以酸性氯化钠溶液进行浸取，则硫酸铅转化为可溶性的氯化络离子溶液.其反响式如下： Pb2＋＋NaCl－→PbCln(n－2)－     在13℃时，当氯化钠浓度为300g/L，溶液中铅离子浓度可到达20g/L，进步氯化钠浓度有利于铅的浸取。当2O℃时，水中饱满氯化钠浓度为360g/L。本实验选用的工艺条件： NaCl浓度25%，液固比5：1，浸出液PH=2，浸出时刻4h，浸出温度：常温。其实验成果见表5。 表5  酸浸渣浸铅实验成果铅含量(%)2.200.19         从表5可见，依据实验成果计算出的铅浸出率为91.36%，盐浸渣中的金、银在化浸出时可选用CaO为的维护碱，盐浸液中的铅能够进行收回。     六、盐浸液中铅的收回     盐浸液中首要含有铅以及少数的铜、铁、锌等金属，选用下述工艺程序进行收回。     （一）碳酸钠沉积铅     在常温条件下在盐浸液中参加固体碳酸钠.调至溶液的PH=5，此刻铅的沉积率达9O%以上，铜、铁等金属也一起沉积，固液别离后滤液回来循环运用。     （二）硫酸溶液浸取铜     选用5%硫酸浸取铅沉积物，碳酸铅转化为硫酸铅，而铜、铁则构成硫酸盐转入溶液。固液别离后制得硫酸铅沉积，溶液中的铜进行收回。     （三）3碳酸氢铵转化     选用碳酸氢铵溶液浸取硫酸铅沉积，在碱性介质中硫酸铅转化成碳酸铅，固液别离后制得碳酸铅。     （四）硝酸溶液溶解碳酸铅     用硝酸溶液在常温条件下溶解碳酸铅，制备成溶液，以为质料可组成十余种化工产品，如红丹，黄丹，，等。     实验标明，关于含铅2%，铜O.6%的酸浸渣经上述工艺处理，可收回铜5kg，铅化工产品20kg。     七、比照实验     取两份矿样，1份按以下工艺办法处理：矿样加混合添加剂焙烧－硫酸浸铜－酸浸渣化浸出金、银(以、碳酸氢铵为PH调整剂)。另1份按以下工艺办法处理：矿样加混合添加剂焙烧－硫酸浸铜－酸浸渣浸铅－浸铅渣化浸金、银(以CaO为PH调整剂)。其实验成果见表6。 表6  比照实验成果元素AuAgAuAg矿样档次(1×10-6 )41.524241.5242渣档次(1×10-6)2.2O911.1856浸出率(%)94.7062.3997.1676.86         从表6可见，选用新工艺办法(除铅工艺)，关于金、银的化浸出是有利的，与未除铅工艺办法比较，其金、银的化浸出率别离进步了2.46%和14.47%。因为新工艺办法选用了廉价的CaO为PH调整剂，可大大下降化浸出的本钱，其经济效益和社会效益是明显的。     八、定论     （一）实验标明：选用参加混合剂(NaOH+Na2S)进行焙烧化浸出，可进步金、银的收回率，且答应焙烧质猜中较高含量砷的存在，拓宽了质料来历。     （二）实验标明，在常温条件下，选用氯化钠溶液(25%，PH=2)对酸浸渣进行浸取，铅的浸出率达91.36%。以此为质料可制备、等化工产品，其经济效益明显。     （三）实验标明，酸浸渣经浸铅后，再进行化，有利于金、银化浸出Au，Ag的化浸出率别离进步2.46%和14.47%。因为选用廉价的CaO作为PH的调整剂，大大下降了化浸出本钱，其经济效益和社会效益明显。

化提取黄金技能是现代的首要产金手法，我国已于20世纪初期就已运用此法提取黄金，1901年在山东威海范家埠首建2t/d化实验厂，后于1932年在山东招远、，1936年在台湾金瓜石别离试用渗滤和拌和化技能。1966年山东小巧金矿建成金精矿机械接连拌和化提金厂之后，1970年在河北金峪、1977年在辽宁五龙金矿相继运用。化炭浆提金技能于20世纪80年代初期研讨成功，并别离由长春黄金研讨院在河南灵湖、吉林省冶金研讨地点吉林赤卫沟两座金矿建成具有我国知识产权的50t/d出产规模的炭浆厂，尔后20世纪80年代中期又从国外引进技能和设备在陕西潼关、河北张家口建满意泥化炭浆厂。 我国化提金技能已有长足发展，工艺多种多样，技能日臻完善，目标逐步提高，运用愈加广泛，20世纪90年代又于新疆阿希等金矿建成树脂矿浆提金厂。化提金技能已成为我国黄金工业出产的主力。其间金精矿化工艺自20世纪60年代实验研讨成功以来，已在许多黄金矿山运用，尤以山东、河北、河南、辽宁、吉林等地较为遍及。该工艺的首要特点是：金矿石经浮选富集后，精矿含金档次高，进入化作业矿量少，耗量低，酸化法对含废水处理作用好，对环境污染小，可节省基建出资，占地面积小，下降出产成本，并可完成就地产金。 金精矿化提金工艺关于矿藏组成比较简单的原生矿，一般浮选收回率较高，通常在93%～98%之间，其化收回率在95%左右，因而，浮选——化总收回率达88%～94%，与全泥化技能适当。 但是，精矿化相对全泥化来说，基建出资少，含污水量小，出产成本低。这就是此工艺取得广泛运用的首要原因。 1、简易探究选矿实验——实用于购买矿权之前，满意出资分析，下降出资危险开始价值判定。 2、矿石的可行性实验——实用于地质详查分析，满意点评，断定合理流程合理工艺目标。 3、体系工艺流程实验——实用于选厂建造之前，满意规划定案，找出规则断定最佳工艺目标。 4、技能攻关研讨实验——实用于矿难技能未解，满意提高效益，产品不合格收回低成本高时。 5、工艺流程验证实验——实用于矿石性质比照，满意药厂挑选，矿山有不同矿石断定适应性。 6、工艺流程考察实验——实用于现已出产选厂，满意现厂查因，进行选厂体检分析选厂问题。 1、断定矿石类型----需做光谱分析及稀贵元素化验。 2、查明矿石详细性质--需做多元素分析，断定有价及有害元素含量。 3、搞清矿石中各矿藏间联系，含量及成分--需做岩矿判定对选矿有严重指导意义。 4、断定元素在矿石中的详细存在方式及散布--需做物相分析，对选矿有指导意义。 5、精矿、尾矿化验---需做有价元素及有害元素。 6、原矿及精矿水份、矿石比重断定---选矿实践计量运用。

河南陕西小秦岭一带挖掘含金多金属硫化物石英脉金矿，一般出产混合精矿。其档次金98.89g/t、银150g/t、铜1.45%、铅2.5%、锌1.2%、硫26%、铁31%。针对这种杂乱金精矿原国家黄金局于三门峡市建成华夏冶炼厂，专门冶炼豫陕两地黄金矿山出产的金精矿，处理才能250t/d，归纳收回金、银、铜、铅与硫，1991年建成投产。     金精矿在竖式欢腾炉中进行硫酸化焙烧，其烟气进入制酸体系。焙砂在温度70℃，矿浆浓度40%，含硫酸15g/L条件下浸出1h。经液固别离其液体含铜13.19g/L，用铁置换得含铜75%的海绵铜直接出售。除铜后浸渣调浆至液固比2.9时并参加食盐与，坚持pH=2在50℃浸出5 h，通过固液别离得到的浸出液含铅9.51g/L、银34.2mg/L、铁12.72%。加热至90℃后用铁粉置换而得含银海绵铅。除铅后的浸渣再次调浆至液固比2.9。在浓度0.08%，pH=10.5～11条件下浸出36h，固液别离后用锌粉置换金，金浸出率达98.17%，铜收回率84.15%。铅收回率89.10%。    湖南湘西金矿挖掘含金锑钨多金属石英脉型或石英网脉型矿床。在出产中独自别离出两种精矿即钨精矿与含锑金精矿。该矿自建有一套冶炼车间别离处理该两种精矿。其间含锑金精矿采纳如下三个过程完成锑金别离：一是高温焙烧，二是电解别离，三是二次氧化，别离冶炼出精锑与合质金出售。

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。

一、金精矿化提金技能特色化提取黄金技能是现代的首要产金手法，我国已于20世纪初期就已运用此法提取黄金，1901年在山东威海范家埠首建2t/d化实验厂，后于1932年在山东招远、，1936年在台湾金瓜石别离试用渗滤和拌和化技能。1966年山东小巧金矿建成金精矿机械接连拌和化提金厂之后，1970年在河北金厂峪、1977年在辽宁五龙金矿相继运用。化炭浆提金技能于20世纪80年代初期研讨成功，并别离由长春黄金研讨院在河南灵湖、吉林省冶金研讨地点吉林赤卫沟两座金矿建成具有我国知识产权的50t/d出产规划的炭浆厂，尔后20世纪80年代中期又从国外引入技能和设备在陕西潼关、河北张家口建满足泥化炭浆厂，我国化提金技能已有长足发展，工艺多种多样，技能日臻完善，目标逐步进步，运用愈加广泛，20世纪90年代又于新疆阿希等金矿建成树脂矿浆提金厂。化提金技能已成为我国黄金工业出产的主力。其间金精矿化工艺自20世纪60年代实验研讨成功以来，已在许多黄金矿山运用，尤以山东、河北、河南、辽宁、吉林等地较为遍及。该工艺的首要特色是：金矿石经浮选富集后，精矿含金档次高，进入化作业矿量少，耗量低，酸化法对含废水处理作用好，对环境污染小，可节省基建投资，占地面积小，下降出产本钱，并可完成就地产金。金精矿化提金工艺关于矿藏组成比较简略的原生矿，一般浮选收回率较高，一般在93%～98%之间，其化收回率在95%左右，因而，浮选——化总收回率达88%～94%，与全泥化技能适当。但是，精矿化相对全泥化来说，基建投资少，含污水量小，出产本钱低。这就是此工艺取得广泛运用的首要原因。 二、金精矿化提金工艺分类就目前国内所选用此技能的矿山出产现状以及我国岩金矿山挖掘矿床类型来看，浮选-精矿典型的化工艺首要用于金矿藏类型简略的含金石英脉硫化矿石和含金蚀变岩型矿石。这两大类型矿石代表黄金工业绝大多数。其典型代表为小巧和新城金矿，其金精矿化学元素组成别离见表1和表2。表1 小巧金矿浮选精矿化学元素含量元素Au（g/t）Ag（g/t）CuPbZn含量（%）90.053.00.830.290.31元素FeSAsPHg含量（%）27.8031.600.020.03＜0.001表2 新成金矿化原矿多元素分析成果元素Au（g/t）Ag（g/t）CuPbZnSFe含量（%）82.50121.00.370.900.2143.7243.15有些矿山的浮选金精矿或许含铜较高(如内蒙古洪流清、广东高要河台金矿等)、或许含银较高(如浙江遂昌金矿)、或许含铅较高(如山东三山岛金矿)，尽管它们所选用化技能也属惯例化，但有必要采纳一些特殊技能或增加某种钝化剂方能使工艺顺利和目标进步。此外。对小秦岭一带黄金矿山如河南文峪、秦岭、东闯等金矿，挖掘含多金属石英脉型矿床，混合浮选精矿富含金银铜铅锌铁硫等元素，难于直接化，有必要先焙烧除硫后收回铜铅再化提取金银。但是，跟着社会发展与技能进步，我国数以百吨金属量含砷矿床，跟着预处理技能的多样化与工程化，也选用浮选法出产金精矿，自20世纪90年代晚期具有我国知识产权的细菌氧化——化炭浆工艺提金演示厂诞生后，这类金精矿已成为抢手的原材料。材料2介绍了难处理金矿石及金精矿的预处理办法分类。见表3。表3 难处理金矿石及金精矿预处理办法预处理办法适用范围焙炼富集 焙烧氧化 加压氧化 生物氧化 碳 浸 法 超 细 磨金精矿 硫化物包裹金或碳金原矿、金精矿 硫化物、锑化物包裹金原矿、金精矿，此法不能氧化矿石中的有机碳硫化物包裹金的原矿、金精矿，选用拌和法、堆浸法均可 可战胜中等碳金 微细包裹金的原矿与金精矿三、惯例化法我国金精矿的惯例化法经历过一段比较绵长的实验与探究进程。20世纪60年代中期招远小巧金矿建成金精矿机械接连拌和化提金厂时，选用一浸一洗工艺，金浸出率比现在运用的典型工艺二浸二洗法低3%～5%，精矿浸出槽都是在矿用拌和槽的基础上稍加改造后运用，在槽的周边刺进充气管。这种拌和办法能耗高，易沉槽，空气弥散欠好，浸出功率低。其时运用一浸一洗工艺能够就地出产合质金，极大地削减了精矿外运丢失，缩短资金周转，改进厂商经营情况。因为浮选作业含有铜锌等金属，特别是其氧化物含量较高时，在化浸出进程中耗费很多，溶液中铜、锌络合物浓度过高时会阻止金银被溶解。通过多年实验研讨和出产总结，于20世纪70年代晚期改为二浸二洗;将原先低功率的锌丝置换改为锌粉置换;选用酸化法收回尾液中的及重金属等新工艺，进步金的收回率，下降耗量，因而，构成了金精矿的典型提金工艺。其工艺流程见图1所示。金精矿进入化作业前，需求再磨、脱药及碱处理，然后进行二次浸出和二次洗刷，洗刷后所含金的贵液经锌粉置换而得金泥，金泥送炼金室冶炼而出售合质金。置换后贫液经酸化法处理收回其间后回来浸出作业，酸化处理后的污水大部分回来洗刷作业，少部分经处理后排放至尾矿库。其首要设备有：MQY1530球磨机一台，NX18m浸前浓缩机一台。浸出拌和槽一浸 3.0×3.5 m 10台，二浸 4.0×4.5m 4台，三层稠密机 9m 4台，脱氧塔 1.5m 3台，板式过滤机2台，锌粉加料机1台及置换压滤机40m2 2台。其间10台浸出槽流程考察数据见表4。 表4浸出槽考察数据浸出槽 编号液 体渣 含金 （g/t）单槽 浸出率 （%）累计 浸出率 （%）Au （g/m3）Cu2+ （mg/L）CNS- （mg/L）1 2 3 4 5 6 7 8 9 1014.46 15.11 16.03 18.16 18.70 19.36 2.95 2.98 3.00 3.06305 385 422 456 502 504 107 117 138 148391 568 653 741 848 939 297 373 438 45016.49 15.17 13.38 8.98 7.88 6.544 1.10 1.033 1.029 0.99264.03 8.00 12.33 32.48 12.25 16.95 83.19 6.06 0.39 3.6064.03 66.91 70.99 80.41 82.81 85.72 97.60 97.75 97.76 97.84该工艺首要特色：(1)两浸两洗处理了含铜金精矿化收回率低、耗费高的问题;(2)置换后贫液含量2100～2300mg/L，酸化法可收回其间70%，并能使重金属沉积而收回硫化亚铜;(3)浸出前运用石灰碱性预处理能使铜、锌等金属氧化物表面构成一层钝化膜，使其在化液中不被溶解;(4)引入国外双叶轮中空轴充气式浸出槽，使拌和机功率由17kW降至7.5kW，不光节能，并且浸出作用显著。本法现已成为我国金精矿化提金工艺的典型典范，其间能很多耗费的铜元素含量在1%以下，仅用单一碱处理而下降铜对的耗费，然后取得较好的技能经济目标，别离见表5和表6。该工艺在山东大部分矿山以及河北金厂峪、辽宁五龙、吉林夹皮沟等金矿运用。表5 招远小巧金矿工业出产技能目标编号原 含金 （g/t）渣 含金 （g/t）贵液 含金 （g/m3）贫液 含金 （g/m3）排液 含金 （g/m3）浸出 率 （%）洗刷 率 （%）置换 率 （%）化总 收回率 （%）1 253.76 51.941.38 1.219.03 10.260.01 0.020.07 0.1297.43 97.6799.85 99.7099.73 99.8897.02 97.27表6 招远小巧金矿工业出产经济目标编号耗费（kg/t）锌粉（kg/t）凝聚剂（kg/t）电耗（kwh/t）化本钱 （元/t）污水处理本钱 （元/m3）新耗收回总耗1 25.39 4.952.80 2.478.16 7.420.24 0.22— 0.4364.0 55.6032.69 32.512.73 2.54四、 高银与含铜金精矿化技能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7。表7 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，因为铜矿藏在浸出进程中很多被溶解而使铜无法得到有用收回。材料5介绍铜矿藏在溶液中的溶解度见表8。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能改造，含铜精矿多元素分析见表9。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。该矿工程技能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。材料6介绍。表8 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 Cu2OCuSiO3 Cu2S CuFeS FeS·2Cu2S·CuSCuCO3·Cu（OH）2 3CuS·As2S54Cu2S·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9 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，使一400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2.74g/t、铜1.595%、铁40.82%、硫l6.53%。还伴生有Ag、Mo、Se、Ni等元素。但材料7介绍了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。

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%.

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。

浮选金精矿档次偏低，既构成资源的丢失，又严峻影响供应报价，太低卖不出，而“库存”会阻滞资金的活动和周转。笔者从事浮选工艺技术10年来，不管内部出产实践，仍是外部资源开发、矿企收买整合重组，不管训练沟通讨论，仍是承受咨询、作用辩论申报，都不同程度地触及金精矿档次问题。某矿企主矿体金的当选档次为1.62克/吨，浮选后所得金精矿档次为10.79克/吨，无法直接供应。所以以金精矿档次为题，对症下药分析、研讨以致进步它，事关黄金矿企的资源使用、选矿技术水平和运营管理效益。 矿藏组成与矿石氧化泥化程度 当矿石中金档次低及采矿围岩混入较高时，加强手选废石，或按份额调配较高档次的矿，都可进步当选档次。某黄金矿企对手选废石按1吨奖赏50元并严把验收关，使1.4克/吨的当选档次进步0.2克/吨。并按1:3配6—7克/吨矿，使蚀变岩与石英脉混合选别，金精矿档次由10克/吨上升至60克/吨。 某些矿石中金矿藏粒度散布粗细不均，应选用阶段磨浮流程; 当意图矿藏单体解离度不行时，可经过进步磨矿细度或增设精矿再磨作业处理; 当磨矿作业中发生很多过破坏物料使精矿档次下降时，可经过增加球磨机处理量和分级机返砂量，削减磨机小球等方法处理，问题严峻时要经过实验进行以球磨机规格型号为内容的技改，特别是球磨机筒体长度的优选; 多种矿藏附近的可浮性，也会导致精矿中互含高而影响精矿质量，对此可选用有用的按捺剂来按捺一种矿藏，浮选另一种矿藏，可使用矿藏可浮性差异，改动选矿流程，削减矿藏互含，在优先或等可浮浮选流程中，对榜首、二种矿藏选用捕收力较弱、挑选性较好的捕收剂或实施饥饿式给药的弱捕收准则，最大极限地削减无用矿藏的上浮，以便进步榜首种矿藏的精矿质量。 含金多金属矿石的浮选，以金为主，银、铅、锌伴生，或合理而有用的药剂准则，或合理的工艺流程，或参加中间选别作业收回粗粒金单体，又用重选设备(短锥旋流器、摇床等)从浮选混合精矿中收回单体金，还有预选收回金、从浮选尾矿中收回金以及把金收回到黄铁矿精矿中去。某矿企含银铅低档次金矿石，经过小实验优选出捕收剂乙硫氮及单耗69.82克/吨，流程未作任何改动，就完成了金属单选改多选，尽管原矿、精矿金档次分别为1.0克/吨、8.8克/吨，金精矿掺配每吨三五十克的磨后富矿，仍可供应给冶炼厂。 氧化泥化严峻的矿石，浮选前可用高压水、低堰式螺旋分级机或水力旋流器进行预先脱泥，必要时增设洗矿流程，加少数起泡剂可脱出易浮泥，当泥中含金属时，则需独自浮选或送水冶处理。此类矿石浮选最好选用稀矿浆，增加矿泥涣散剂，像水玻璃、六偏磷酸钠、苏打与苛性钠等，水玻璃可在矿表生成亲水性薄膜，减轻矿泥的絮凝罩盖，削减捕收剂的吸附，六偏磷酸钠可与钙、镁及多价金属离子生成络合物，然后按捺含这些离子的矿藏，苏打和苛性钠能按捺钙离子，活化被石灰按捺了的黄铁矿。还可分段分批加药，在经过当地环评的前提下，推重收回率高、能就地产金的全泥化——炭浆法工艺技术。 流程设备与药剂操作 浮金流程比较简单，跟着愈低档次的当选和矿石性质的杂乱化，浮选流程也应多样化。优先富集作业，还有适于低档次浮选的分支浮选流程已获得成功并广泛使用，当选矿浆流分支，将其中一支的富集产品给入另一支浮选作业，可进步后一支的当选档次，由富集比金精矿档次随之进步。如富集比为6—7的某金矿选厂，当原矿金档次经过分支浮选流程由1.5克/吨进步到2.5克/吨后，金精矿档次会由9—10克/吨进步到15—18克/吨，这一改动非常明显。选用新式浮选设备应巨细并重、粗细选分，特别是适于粗粒浮选的新式浮选机在粗磨矿机与分级机间替代混与重选收回粗粒金，可战胜污染、不稳定的重选、中矿多流程长金丢失大的问题。用改进的新式浮选柱收回细粒矿藏、细粒金也得到完成。 选矿药剂使用不妥也会构成精矿档次不高。或松醇油用量过大，泡沫发粘，构成机械地搀杂脉石，或捕收剂挑选性差乃至过期、用量缺乏等，还有介质调整剂挑选或用量不妥，都应对应地调整过来。有时调整矿浆的酸碱度也会获得出其不意的作用。石灰与水构成的呈碱性的矿浆酸碱度调整剂，加快黄药的解离，使之发生更多的黄原酸阴离子，掩盖在有用成份表面，使其疏水上浮，一起按捺黄铁矿和表面微氧化的方铅矿，使其脉石部分亲水进入尾矿。作为调整剂，石灰乳还可消除有害离子的影响，涣散聚会矿泥。某黄金矿企在相同的原矿档次下，经过吨矿1.5—2.0公斤石灰的加量，使矿浆PH值由中性7上升至碱性8—8.5，就这一小小地改动，使金精矿档次由每吨20克以下上升至50克，月增产1.26公斤，削减精矿外销运输量节资7.2万元，月加价供应其时创效15.6万元，创出了可观的经济效益。甘肃某多金属矿从尾矿中浮选硫，一向收效甚微，当用稀释后5%的硫酸把矿浆PH值由中性7降至3时，成效非常明显。 选金药方比较简单，有的已不能适应杂乱矿石的需求。混合用药的杰出作用与矿藏表面的不均匀性及各种药剂之间的相互作用有关，可增加矿藏表面捕收剂的掩盖密度，使各种捕收剂间相互作用发生共吸附，然后改进浮选作用，进步浮选目标。别的浮选工艺中要增加对某些脉石矿藏有按捺作用的水玻璃、六偏磷酸钠、羧甲基纤维素等药剂，对很多易浮脉石矿藏和矿泥、对非金属矿藏绢云母和白云石可浮性很强的，都要采纳强有力的按捺技术办法。操作中精矿作业质量分数大，粗精矿出量大，还有精矿刮出量大、产率大，浓度过大，都会使精矿档次下降。充气过量，泡沫增多，槽中矿浆不平稳，影响精矿质量。精选槽液面过低或过高引起泡沫层太厚或太薄，也会影响精矿档次。都应采纳相应的办法加以战胜。  各黄金矿企一定要结合各自的矿石性质、矿石可选性实验和出产实践经验灵敏使用上述技术办法，切莫照抄照搬，否则会拔苗助长。只要这样，才干使浮选金精矿档次得到程度不同乃至大幅度地进步，才干归纳收回有用使用矿产资源、进步浮选工艺技术水平、增创明显的运营效益。

碲金精矿中的碲化金，在碱性化液中经长期化虽可分化，但经过预先焙烧 Au2Te＋O2 2Au＋TeO2 使金复原呈金属状况，更易分化。 此外，当碲化物与黄铁矿等硫化物共生时，经过焙烧可一起将它们除掉。

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。

我国具有丰厚的铜金矿石，一般选用浮选法产出金铜精矿再进行冶炼。含铜1%～6%的金精矿，选用惯例的焙烧－酸浸－化工艺，铜金的回收率都能到达很抱负的成果；但关于含铜大于10%高铜金精矿，选用该惯例工艺，酸浸率只要93%左右，酸浸渣中仍含有很多铜。将形成2方面的影响：一是铜回收率低，经济效益差；二是铜是影响金化浸出的有害元素，它的存在不光使金的浸出率下降，并且还会大大地添加耗费。因而，该类精矿根本上是外售其他冶炼厂配矿用，既添加了金属丢失，又添加运费，还形成资金的积压。针对上述情况，对该惯例工艺流程进行改善，提出新的流程以能满意高铜金精矿提取金铜的要求。 一、试验 （一）试验质料 试验质料来自东北某矿山的浮选高铜金精矿，粒度－0.044mm占93.34%。含金25.27g/t、银71.66g/t，其他成分(%)：Fe 37.2、Cu 12.51、S 28.62、Ca 1.07、Al 2.4、Mn 0.026、Si 6.61、Mg 0.13、As 0.02、Pb 0.022、Zn 0.12、其他11.272。矿样中80%以上为黄铜矿，其次为黄铁矿(10%～15%)，再次为铜蓝、磁黄铁矿等。 （二）试验进程 铜金精矿的焙烧试验在8kW马弗炉内进行，铂铑热电偶测温，可控硅电源控温。酸浸试验在置于恒温电加热水浴的玻璃反响釜中进行，用JJ－1型精细电动拌和器拌和。化浸出在化滚瓶上进行。 二、试验成果与评论 （一）焙烧温度试验 取铜金精矿置于刚玉盘内，于马弗炉中在不同温度下焙烧2h。将得到的焙砂进行酸浸：初始酸浓度3g/L，液固比4∶1，酸浸时刻2h，酸浸温度80℃。将酸浸渣洗刷后，置于滚瓶中，在常温下化浸出。浸出条件∶液固比L/S＝2，矿浆pH＝10.5，NaCN用量8kg/t，浸出36h。试验成果见表1。 表1  不同温度焙烧试验成果 从表1可知，600℃焙砂浸出铜的浸出率最高，这阐明，在此温度下，含铜金精矿硫酸化作用最好，发生的可溶性硫酸盐和易浸氧化物比率最高。跟着温度的升高，硫酸化比率下降，温度到达650℃以上时，会有很多铁酸铜生成，形成铜的浸出率急剧下降。 从表1可知，浸铜渣化浸出，可得到较高的金回收率，且比较安稳，都在98.5%以上。其间600℃的浸出率到达99.03%，阐明此铜金精矿焙烧后，焙砂中的金为易浸金。 在600℃时铜和金的浸出率均比较高，因而，选定焙烧温度为600℃。 （二）焙砂酸浸试验 从表1可知，一段酸浸渣中含铜在1%以上，含铜较高，致使浸出渣浸金时，NaCN耗费过多，一起铜的回收率偏低。在焙烧温度600℃下，对焙砂采纳二段凹凸酸浸出流程调查铜的浸出率。因为一段酸浸的浸出率在93%左右，并且比较安稳，因而，首要调查二段浸出的条件来进步铜的浸出率。固定一段浸出条件，别离调查液固比、温度、时刻和浸出酸浓对铜的二段浸出率的影响。经过上述一系列条件试验，得到的优化条件如下：一段浸出条件：3g/LH2SO4，L/S=4，T=80℃，t=90min;二段浸出条件：150g/L H2SO4,L/S=2,T=80℃，t＝90min，进行归纳试验，试验成果标明：在优化试验条件下，铜的均匀浸出率为98.22%。 为了能进一步进步铜浸出率，对浸渣进行了工艺矿藏学分析。显微镜及扫描电镜调查标明，浸渣中的铜首要以剩余硫化铜的方式存在，首要是焙烧前部分包裹于黄铁矿、石英等矿藏中的黄铜矿，在焙烧进程中氧化不完全或未氧化所造成的。在工业生产上，假如欢腾焙烧操控的好，铜的回收率还会再进步。因而，进步铜浸出率的要害仍是在于焙烧工序，在焙烧进程确保铜硫酸化完全，防止部分过热、氧化不完全现象。 （三）铁、钙和镁等杂质离子的浸出 浸出进程中，硫酸不只与铜的矿藏反响将其浸出，并且硫酸也与矿石中的碱性脉石、铁作用，此也为影响铜浸出率的重要因素，一起铁离子的浸出对后续的电积工序也有影响，改动酸浓度调查铁、钙和镁等杂质离子的浸出。 操控液固比L/S=2∶1，浸出温度80℃，浸出时刻90min，改动浸出硫酸浓度，调查铁、钙和镁浸出，试验成果见表2。 表2  硫酸浓度对Fe、Ca、Mg浸出的影响由表2可知，跟着硫酸测验的增大，Fe、Mg的浸出率明显进步；Ca的浸出率略有下降，这是因为跟着硫酸浓度的升高，硫酸钙的溶解度减小，导致硫酸钙沉积在浸渣中。在优化条件下，硫酸浓度为150g/L时，溶液中铁离子的浓度为18.75g/L，因为电积进程要求铁的浓度小于3g/L，因而，在二段浸出后添加中和除铁才干进入铜萃取电积工段。 （四）酸浸渣化试验 浸渣振磨后，置于化滚瓶中。在常温下化浸出，浸出L/S=2，矿浆pH=10.5，参加NaCN，浸出36h，浸出结束后，过滤、洗刷浸出残渣，枯燥。化成果见表3。 表3  用量对Au、Ag浸出率的影响 由表3可知，金的浸出率随用量的增大，根本安稳，用量到达6kg/t时，金的浸出率到达99.14%；与焙烧温度下的化试验比照，焙砂酸浸渣中的铜的削减，有利于进步金的回收率。银的浸出率跟着用量的增大逐步进步，但全体浸出率偏低。工艺矿藏学分析成果标明，化渣中银的各物相的份额别离为(%)：水溶银0.01、氯化银0.04、0.37、金属银0.56、硫化银10.38、铁矿藏包裹银34.48、其它矿藏(SiO2)包裹银54.17。可知，因为很多氧化铁杂质和SiO2的存在，对银起了“包裹”作用，在化浸出进程中，阻止了CN-与Ag的充沛触摸，从而使这部分银难以浸出。 三、引荐工艺流程 依据上述试验成果，引荐选用图1的准则流程来处理高铜金精矿。图1  高铜金精矿提取金铜准则工艺流程图 四、定论 （一）600℃焙烧时，含铜金精矿硫酸化作用最好，焙砂浸出所得铜浸出率最高；铜金精矿焙烧后，焙砂中的金为易浸金； （二）二段酸浸条件下，一段浸出操控条件：3g/LH2SO4，浸出矿浆液固比4∶1，浸出温度80℃，浸出时刻90min；二段浸出操控条件：150g/L H2SO4，浸出矿浆液固比2∶1，浸出温度80℃，浸出时刻90min，铜的均匀浸出率为98.22%； （三）焙烧工序是进一步进步铜的浸出率的要害，只要在焙烧进程确保铜硫酸化完全，防止部分过热、氧化不完全现象，才干进一步的进步铜的浸出率； （四）金的浸出率随用量的增大而进步，根本安稳，用量到达6kg/t时，化36h，金的浸出率达99.14%；银的浸出率跟着用量的增大逐步进步，但全体浸出率偏低； （五）酸浸渣中铜的削减有利于进步金的回收率，一起削减的耗费。

烧结焙烧是硫化物在高温（800℃以上）条件下经氧化脱硫转为氧化物，并烧结产出具有多孔和一定强度的烧结块的过程。烧结过程应尽可能提高烟气中S02浓度，以利于制酸，同时力求富集原料中易挥发的有价金属，以便综合利用。       烧结设备有烧结锅、烧结盘和带式烧结机，带式烧结机适用于规模在20000t／a以上的大中型冶炼厂。带式烧结机又分为吸风和鼓风两种型式。烧结机吸风烧结、烧结锅烧结和烧结盘烧结所产烟气含SO2浓度低，一般在2.0％以下，难以制酸，排入大气严重污染环境，因而仅在极少数老厂或小厂还保留使用。烧结机鼓风烧结产出的烟气，含SO2浓度可达4％～7％，可进行制酸，有利环保，因此目前多采用烧结机鼓风烧结焙烧。       采用鼓风炉炼锌(I.S.P)冶炼流程时，铅锌精矿需先进行烧结焙烧，鉴于铅锌精矿的烧结工艺流程与铅烧结的工艺流程基本相同，为避免重复，故合在一起叙述。但是，这二种烧结工艺在烧结混合料成分控制、点火和烧结温度、烧结块质量要求等方面存在着较大的差异。为便于区分这二种不同烧结工艺，先将其主要不同点叙述如下。       一、混合料       （一）铅烧结       1、烧结块含铅一般要求在40％～45％，当处理高品位铅精矿时，配料时需添加熔炼炉或烟化炉的水碎渣降低烧结块中的铅品位。      2、鼓风炉熔炼时，烧结块中的锌几乎全部进入熔炼炉渣，为保证熔炼顺利进行，炉渣含锌受到限制，一般不超过15％。当处理高锌铅精矿时，必须添加烟化过的熔炼炉渣代替熔炼水碎渣。       3、进行配料的物料除各类铅精矿和含铅物料外，尚有烧结、熔炼、通风烟尘，熔剂，水碎渣等物料；熔剂有石英石（或河砂）、石灰石、烧渣等，熔剂可以全部在烧结配料时一次配入，也可以在烙炼时加入部分块状熔剂，剩余部分在烧结配料时加入。       （二）铅锌烧结       1、混合料中的Pb、Zn、 SiO2等成分必须符合产出的烧结块中的Pb+Si02不大于26%，锌铅比不小于2.0的要求。       2、混合料是由铅锌精矿，烧结烟尘、通风烟尘、熔剂、浮渣、蓝粉等物料组成的。熔剂通常为石灰石，且在烧结时一次配入。蓝粉和部分烧结通风烟尘以泥浆形态加入圆筒冷却机。       二、点火温度、烧结温度和料层厚度       名称       点火温度，℃    烧结温度，℃     料层厚度，mm     铅烧结      800～1000       1100～1150         200～300     铅锌烧结    950～1150       1200～1300         320～400       铅锌烧结的烧结尖峰温度有时高达1400℃，从而得到高强度烧结块。       三、烧结块质量要求       （一）铅烧结块       烧结块含铅和造渣成分必须符合鼓风炉熔炼的要求。此外，还要求：       1、残硫一般为1.5％～3.0％，当原料含铜高时，残硫会更高。       2、烧结块的块度为50～150mm。      （二）铅锌烧结块       1、残硫要求不能大于1.0%，一般0.6％～0.8％。       2、烧结块的块度为30～100mm。       3、烧结块的强度要比铅烧结块强度高。       四、返粉制备与返粉量       现代烧结－鼓风炉熔炼铅厂的返粉制备，甚至配料基本上与铅锌烧结相一致。       铅烧结返粉量由于铅精矿含硫一般为16％～18％，故返粉率为60％～75％；铅锌烧结原料中含硫要比铅精矿高得多，一般为26％～30％，故返粉率要比铅烧结高得多，通常达到75％～83.5%。

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%。

与毒砂（FeAsS）共生的金矿床，经浮选产出的精矿含有许多砷，一般先经焙烧脱砷后，再用化法处理。 砷金精矿的焙烧一般在欢腾焙烧炉内进行，蒸发的砷经布袋收尘以（As2O3）方式收回，硫以二氧化硫方式收回。其总反应式为： 2FeAsS＋5O2 As2O3＋Fe2O3＋2SO2 从焙烧炉烟气冷却液中除掉砷的办法是将溶液pH调整至9，此刻砷和其他重金属即沉积。参加亚铁或三价铁盐使砷沉积相同有用。前苏联选用通氯和加硫酸亚铁相结合（与净化含废液类似）的办法除掉含砷溶液的砷也有用。 依据И.А.日什可夫等的材料，砷金精矿在450～1100℃焙烧时，砷、硫的脱除率列于下表。从下表中看出，焙烧温度为530℃时，砷、硫的脱除率别离为98%和94%；而炉温由530℃进步到1100℃时，砷、硫脱除率的上升幅度却不大。阐明毒砂的焙烧脱砷并不需要很高的温度。И.А.日什可夫等还指出：在较低温度下焙烧砷金矿产出的焙砂中，残留的砷多为各种铁盐。这类盐在加温至940℃以上时，便可分化成Fe2O3和As2O3。 表  不同焙烧温度砷硫的脱除率焙烧温度∕℃砷硫脱除率∕%AsS4504.40.053098.394.4110099.499.5 欢腾焙烧过程中生成的As2O3具有很强的蒸发性，当温度高于120℃时即开端进步进入炉气中。但因为炉内氧化剂（空气及易被复原的SO3和Fe2O3等）的作用，会使没有蒸发的As2O3氧化生成蒸发性小的As2O5。跟着炉温的增高，三价砷更易氧化成五价砷。当炉猜中存在碱金属氧化物时，生成的五价砷便与碱金属氧化物化组成盐： As2O3＋3CaO＝Ca3（AsO4）2 因而，炉猜中含有碱金属氧化物会使焙砂中的砷含量增高。为了进步砷的脱除率，可往炉猜中参加少数复原剂（如炭粉等）促进五价砷复原成三价后蒸发掉，以下降焙砂中的含砷量。 由此可见，高价砷的生成和复原程度，与焙烧温度、炉内气氛和炉气排出速度及炉猜中碱金属含量等要素有关。为了操控前三个要素，砷金矿的焙烧多分两段进行。即先在550～650℃且空气直销缺乏的弱氧化气氛中脱砷，后在略高的温度和空气过剩的强氧化气氛中脱硫，以进步砷的蒸发率，下降焙砂中的含砷量。这种处理办法也契合美国一专利所遵从的准则，即砷金矿的焙烧脱砷“在许多情况下，适宜在焙烧过程中残留一部分未被氧化的硫，以发明砷进入气相的抱负条件”。 砷金矿欢腾焙烧脱砷存在的另一个首要问题是金的丢失。金的沸点高（2860℃），金矿石在不高于1300℃的一般条件下熔炼，金的“蒸发”丢失是微缺乏道的。但在砷金矿焙烧时，虽然温度较低，金的丢失却很大。这首要是因为砷的存在，在高于700℃温度下焙烧时，砷与金会生成低沸点的砷金合金而蒸发。当焙烧温度低于650℃时，含砷矿藏则会首要分化蒸宣布砷，而不会生成易蒸发的砷金合金，然后可削减金的蒸发丢失。依据前期实践，将砷金矿直接加进温度802℃的焙烧炉中焙烧时，因为温度过高，焙砂中金的丢失可达33.7%，这样的丢失率是适当惊人的。跟着焙烧工艺的改善，金的这种丢失逐步下降。据1961年加拿大黄刀金矿的欢腾焙烧实践，金在烟尘中的丢失为5.5%。1969年前苏联外贝加尔达拉松矿床的欢腾焙烧实践标明，焙砂中金的收回率为96.1%～97%，产出的产品中含金l～2g∕t。 归纳上述情况能够以为：砷金矿的欢腾焙烧脱砷，最好在弱氧化气氛中和较低的温度（650℃）下进行，更不应将炉料直接参加高温炉中焙烧，且炉猜中应配入少数复原剂。假如需预先制团、制粒后焙烧，则应尽量不运用含氧化钙等碱金属物质作粘结剂。 黄金洞金矿尴尬处理的含砷金矿之一。天然金呈显微粒级，80%以上包裹于黄铁矿和毒砂等硫化矿藏中。经浮选产出的精矿含金100g∕t，砷、硫含量都在20%左右。该矿曾于1975年和1978年别离选用隧道窑和回转窑进行焙烧，虽可完成S、As的部分脱除，但作用欠安，且收回的供应困难。后又进行多种实验，作用都不能令人满意。为探究焙烧－氯化法提金对此精矿的作用，在湖南冶金研究所等单位的参加下，该矿首要用MOM导数图仪对精矿进行了热差分析，测得DTG曲线在515（改变规模435～535）℃和550（改变规模535～655）℃处各有一吸热峰值。依据黄铁矿的分化温度低于毒砂的特色及测定的分量丢失揣度：该精矿中黄铁矿和毒砂的特征分化温度别离为515℃和550℃，毒砂的最高热分化温度为655℃。 当实验选用655℃对此精矿进行氧化焙烧2h后，焙砂中S、As残存量别离降至0.45%和0.26%，到达了很好的水平。将此焙砂进行化法浸出，金的浸出率到达93%。

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％。

就目前国内所选用此技能的矿山出产现状以及我国岩金矿山挖掘矿床类型来看，浮选－精矿典型的化工艺首要用于金矿物类型简略的含金石英脉硫化矿石和含金蚀变岩型矿石。这两大类型矿石代表黄金工业绝大多数。其典型代表为小巧和新城金矿，其金精矿化学元素组成别离见表1和表2。 表1  小巧金矿浮选精矿化学元素含量元素Au（g/t）Ag（g/t）CuPbZn含量（%）90.053.00.830.290.31元素FeSAsPHg含量（%）27.8031.600.020.03＜0.001 表2  新成金矿化原矿多元素分析成果元素Au（g/t）Ag（g/t）CuPbZnSFe含量（%）82.50121.00.370.900.2143.7243.15             有些矿山的浮选金精矿或许含铜较高(如内蒙古洪流清、广东高要河台金矿等)、或许含银较高(如浙江遂昌金矿)、或许含铅较高(如山东三山岛金矿)，尽管它们所选用化技能也属惯例化，但有必要采纳一些特殊技能或增加某种钝化剂方能使工艺顺利和目标进步。       此外。对小秦岭一带黄金矿山如河南文峪、秦岭、东闯等金矿，挖掘含多金属石英脉型矿床，混合浮选精矿富含金银铜铅锌铁硫等元素，难于直接化，有必要先焙烧除硫后收回铜铅再化提取金银。       但是，跟着社会发展与技能进步，我国数以百吨金属量含砷矿床，跟着预处理技能的多样化与工程化，也选用浮选法出产金精矿，自20世纪90年代晚期具有我国知识产权的细菌氧化——化炭浆工艺提金演示厂诞生后，这类金精矿已成为抢手的原材料。材料2介绍了难处理金矿石及金精矿的预处理办法分类。见表3。 表3  难处理金矿石及金精矿预处理办法预处理办法适用范围焙炼富集 焙烧氧化 加压氧化 生物氧化 碳 浸 法 超 细 磨金精矿 硫化物包裹金或碳金原矿、金精矿 硫化物、锑化物包裹金原矿、金精矿，此法不能氧化矿石中的有机碳 硫化物包裹金的原矿、金精矿，选用拌和法、堆浸法均可 可战胜中等碳金 微细包裹金的原矿与金精矿

现在，采金工业部门对金-钴-砷精矿还缺少深化的研讨。本文作者就选用火法-湿法冶金工艺流程处理金-钴-砷浮选精矿的成果作了研讨。该工艺流程中包含：浮选精矿的两段焙烧（第1段-分化焙烧，第Ⅱ段-硫酸化焙烧），硫酸化焙烧后之烧渣进行浸出和浸渣的化处理。    挑选用火法湿法-冶金工艺流程处理这类精矿的依据是：在国际选矿实践中，用这一工艺流程处理难处理的金-砷精矿最为遍及，并且关于含钴的砷硫化物产品的处理亦具有很大的实践意义。    但是在实践中，常常在进行硫酸化焙烧之前选用氧化焙烧法从原始物猜中除砷，其最大的缺陷是可以生成硫酸盐，然后下降了下一工艺进程的处理作用。此外还将生成很多含砷的二氧化硫。若要综合利用这部分二氧化硫，就需求很大一笔费用。    选用无需通入空气的分化焙烧是进步多金属矿藏质料处理作用、综合利用程度和削减环境污染的一种很有发展前景的办法。    曾在半工业条件下，对选别金-钻-砷矿石所得之浮选精矿作了研讨。精矿的化学组成，%：9.3 Si02；1.2 Al2O3；24.0 Fe总；2.94 MSO；4.66 CaO；1.02 Cu；32.0 As；1.13 Co，0.43 Bi；0.05 Ni；15.5 S总，1.58 C有机。精矿磨矿细度为92%~0.074毫米。矿藏分析标明，精矿中首要为砷黄铁矿和黄铜矿、黄铁矿、磁铁矿、方铅矿、铜蓝、闪锌矿、磁黄铁矿呈单个的颗粒状存在。    依据显微X射线光谱分析仪的分析成果来看，首要金属矿藏-砷黄铁矿-是具有不均匀钴同晶杂质的钴的变种（含钴砷黄铁矿），钴含量动摇在4.36~7.41%规模内。通过热图解法研讨标明，砷黄铁矿的这种含矿变种比不含钻砷黄铁矿更难以氧化。所以在氧化焙烧时，很难从精矿中彻底除掉砷。    焙烧温度在490~730℃规模内，能对这种精矿进行最激烈氧化。观已证明，这种精矿中所存在的含碳物质为来能吸附的活性石墨。物相分析证明，这种精矿中73.2%的金（呈连生体和游离状况存在）可被溶解，24.96%的金与硫化物（首要是砷黄铁矿）共生，1.84%的金与脉石连生。    金、钴、银是浮选精矿中有工业价值的组分。精矿中金、银含量之比为1：1.2。因为精矿组成杂乱、存在细粒涣散金（0.001~0.008毫米）和在砷黄铁矿中存在有钴同晶杂质以及砷含量过高（32%），所以这类精矿极难处理，也不适于用惯例办法处理。    在一种特制的实验室设备（图1）中研讨了精矿的分化焙烧。将原始精矿1装入石英细颈瓶2中。把细颈瓶放入昇华器的加热部分3。昇华器的第二部分，即未加热的那一半4用来冷凝，而这些是用空气氧化时从精矿中分出的As蒸汽在喷管内生成的产品。异华器依托镍铬合金电阻丝6进行加热，用变阻器8调理加热程度。选用一种特殊设备使昇华器向一个方向和另一方向进行360℃的接连可逆滚动，然后使精矿接连混合。 [next]     研讨成果证明，在分化焙烧进程中砷的收回状况取决于温度、昇华时刻和体系中放电值巨细。断定了分化焙烧的最佳条件如下；昇华器内温度为760~780℃；焙烧时刻2小时，体系内负压为0.1×l05帕。砷蒸汽氧化所耗费的空气为3~4升/分钟。    此刻所得之烧渣中含2.82~3.37 As和19~21.9 S。从精矿转入昇华物的砷、硫收回率别离为94.06~92.8%和6.83~ 14.6%。异华物中含量为99.21%。    对烧渣的矿藏分析标明，烧渣中的硫呈单斜形磁黄铁矿，（硫含量为51.7~55.27原子量%）并含有钻的杂质为0.37~3.45%和含砷的杂质为0.15~1.72%。砷不彻底异华的原因在于磁黄铁矿中生成了斜方砷铁矿。它是在分化焙烧时，既不蒸发，又不分化的铁的砷化物（其含钴7.0~10.0%）。烧渣中存在有呈硫化物方式的硫（19~21.98%）。这样可使下一段焙烧作业中不需求用特殊的硫酸化剂。 表1  金属转入溶液的程度和中硫和砷的剩下含量与硫酸化焙烧温度的联系温度℃时刻 小时烧渣 产率 %烧渣中含量（%）浸渣中的含量（%）收回率（%）S总SiO4AsCoCuNiAsCoCuNiAsAuAg500~900370.16.566.31.330.30.230.040.2986.381.659.92.5痕量-0.51.0~1.31630~650370.25.275.11.30.520.390.050.2476.276.948.27.61未测未测700365.84.74.70.681.41.050.070.2025.036.920.01.07未测未测550~600175.1未测未测未测1.930.560.04未测33.269.5未测未测未测未测550~600271.3未测未测未测0.740.50.04未测66.370.660.0未测未测未测     注：分化焙烧原始烧渣中的含量%：21.98S总；Sso4无；3.67As；烧渣产率为64.8%。硫酸钠添回量为烧渣分量的10%。    分化焙烧后的烧渣应在砌有粘土砖的马佛炉内进行硫酸化焙烧。往原始产品中增加硫酸钠（Na2SO4•10H2O），其量为烧渣分量的10%。在焙烧时增加硫酸钠可进步有色金属硫酸化的速度和程度，以及进步硫酸盐在不分化状况下存在温度规模。    硫酸化焙烧后的烧渣（其磨矿细度为95%-0.074毫米）的浸出分两段进行：开始时用热水，然后用10%硫酸溶液浸出，其温度为60~70℃。每段浸出时刻为2小时。矿浆液：固=4:1。需求两段浸出的原因在于烧渣中钴的存在方式不同（硫酸盐、氧化物、盐等）。 表2  对各种产品进行化处理时，贵金属收回实验成果原   始   产   品产率%砷含量%收回率%AuAg原始精矿100.0032.0073.2042.20精矿分化焙烧的烧渣64.802.8250.0013.70精矿氧化焙烧（两段）的烧渣*71.509.4074.50未测对精矿分化裎烧后进行氧化焙烧的烧渣62.001.2669.70未测对氧化焙烧的烧渣进行碱处理后，其它均同上**60.600.6074.40未测精矿分化焙烧后进行硫酸化焙烧的烧渣71.001.3372.8045.60预先分化焙烧后，硫酸化焙烧渣的浸渣55.000.2975.3058.90     * I段焙烧的温度为450~500℃；      II段焙烧的温度为600~650℃    ** 7.5%NaOH；温度为90℃；时刻为24小时。[next]    曾对有色金属硫酸化的程度和其进入溶液的状况与焙烧温度和时刻的联系，以及硫酸化焙烧的温度对脱硫程度的影响作了研讨（见表1）。研讨成果证明，分化焙烧后烧渣硫酸化处理的温度不该超越600℃。在焙烧温度为500~ 600℃，时刻为3小时条件下，转入兼并后溶液（水和硫酸溶液）中的钴、铜和镍的收回率别离为86.3，87.6和59.9%。将硫酸化焙烧的温度进步到700℃，就会导致硫酸盐的分化，并下降钴和铜转入溶液的收回率。但是在最佳的硫酸化焙烧准则下，呈水溶液状况的钴、铜和镍的含量别离为51.6；63和42%，转入硫酸溶液中呈氧化物状况的金属含量别离为34.7%钴，24.6%铜和17.4%镍。在硫酸溶液中铁的溶解量不超越精矿中原始铁含量的3%。    因为精矿通过了两段焙烧，总的脱硫率为79.8%，其间在分化焙烧时仅为6.81%。在这种状况下，从精矿中收回的砷为98.6%，其间在分化焙烧时为93.22%。    在相同的焙烧温度、最-佳硫酸化剂耗量（H2SO4为400公斤/吨）和相同的硫酸钠增加量的条件下，对氧化焙烧后的烧渣进行硫酸化处理时，通过两段浸出后有色金属转入兼并溶液的收回率为钴81.4%，铜85.3%。这个数字说明晰这些金属转入溶液的收回率别离比分化焙烧后的焙砂进行硫酸化焙烧时下降了4.9%和1.3%。    对分化焙烧后的烧渣进行硫酸化焙烧时，若将硫酸钠的增加量从10%降到5%时，那么转入兼并溶液中的有色金属收回率就会下降，钴下降8.7%，铜下降3%。在对硫酸化焙烧后的烧渣进行浸出时，将矿浆的液固比由4：1进步到10：1，对各种金属的收回率无影响。    从兼并硫酸盐溶液（其比为1：1）中收回各种金属是依照已知的水合流程用来完成的。该兼并溶液中含有2.17克/升钴，2.06克/升铜，9.5毫克/升镍；0.53克/升铁，1.04克/升砷；其pH=1.8。一起也获得了合格的供应产品：铜产品含Cul5.6%，收回率82.6%'钴产品含C024.3%，收回率80.5%，贵金属精矿，其含As0.29%，转入贵金属精矿中的金、银收回率别离为98.6%和89.1%。    在沉积出As、Fe、Cu、和Co之后，硫酸盐溶液中含有：（毫克/升）1.2Cu；17.1Co； 2.0Fe；0.023As。在将其排弃之前，有必要除掉其间的硫酸盐-离子和有色金属。为此，首要需求用石灰乳溶液，然后用溶液加以处理。用处理时，温度应在50~60℃，还须拌和2~3小时。的数量应当为用化学计算法算出的生成有色金属硫化物所需量的1.5倍以上。    曾对用化法从处理精矿所得的各种产品中收回贵金属进行了研讨（图2）。化条件如下：称取原始产品50克；矿浆中试剂浓度：0.1%NaCN，0.02%CaO，200克/吨PbO；液：固=3：11化时刻为36小时。    表2中数据标明，对原始精矿及其处理后的各种产品进行化时，贵金属的收回率低。原因在于在氧化焙烧和硫酸化焙烧的烧渣，以及硫酸化焙烧烧渣的浸出渣中的细粒涣散金呈极细色裹体存在于赤铁矿颗粒中，然后使金粒难以同化溶液触摸。在进行分化焙烧时，细粒涣散金处在磁黄铁矿的颗粒中，使化溶液无法进入。赤铁矿中金解离的一种或许办法是无机酸溶解赤铁矿。但该办法在经济上不合算。    依据屡次实验成果和硫酸化焙烧后烧渣浸渣组分（其间含9.98%Si2；5.28%CaO；2.43%Al2O3；0.67%Mg；80.0%Fe2O3；0.3%C；0.23%Cu；0.29%As），以为在有色金属冶炼厂处理这种产品，收回贵金属是最合适的。引荐的用火法-湿法冶金办法处理金-钴-砷精矿的工艺流程如图2所示。

一、导言 关于金以非包裹方式存在的含铜金矿石，直接化浸出能够到达较高的金浸出率，可是因为铜的存在，使耗量大大增加，从而使直接化办法变得不经济。金的高浸出率与金收回经济性是此类金矿石浸出研讨上应处理的要点问题。挑选性浸金办法，因为其保证金有较高浸出率的一起，又下降了铜对浸出的搅扰，值得深化研讨。 针对不同的意图，挑选性浸金的办法较多，除了传统的分步浸出外，浸出、硫代硫酸盐和法得到了深化研讨和使用。和硫代硫酸盐作为的代替品，从“无毒提金”视点，在近几十年现已得到广泛研讨。在酸性溶液中，以Fe3＋为氧化剂，因其较快的浸出动力学速度（比化快5倍）而倍受青睐[1，2]。硫代硫酸盐办法除了无毒外，取得最大的成功是对碳质金矿石的浸出，成功处理了“劫金”的难题[3～5]。一起，很多学者在研讨中发现浸金和硫代硫酸盐浸金办法还能够下降金矿石中铜、砷、锌和镍等金属杂质的搅扰，可是，很显着这并不是和硫代硫酸盐浸金办法研讨的要点内容。法自从20世纪90年代被提出，至今也未对浸出机理、Cu＋和的效果构成共同的观念。这反映了该系统固有的杂乱性。关于含铜金矿石，与化法比较，系统浸金的一切研讨成果都标明，该办法能有用下降耗量，进步或坚持较高的金浸出率[6，7]。笔者用4种挑选性浸金办法，即法、硫代硫酸盐法、分步浸取法和法，对山西某地含铜金精矿进行了浸出实验，并对效果较好的法进行了中试，开始断定了该金精矿的浸取工艺。 二、矿石性质 实验精矿样品取自山西某金矿的浮选厂。该矿床属中温热液金矿床，矿石类型为原生矿石。矿石中金属矿藏首要为黄铁矿、黄铜矿、闪锌矿和方铅矿，脉石矿藏首要为石英、长石和方解石。矿石中金矿藏有天然金和银金矿。金矿藏粒径呈次显微金，形状杂乱多样，有粒状、片状、树枝状和细脉状等，首要以裂隙金和晶隙金的方式产于黄铁矿、黄铜矿和石英中。试样的光谱分析成果见表1，首要元素分析成果见表2。试样的天然粒级为：大于200目占20%，200～320目占26.5%，小于320目占53.5%。 表1试样的光谱分析成果表2精矿中首要元素含量试样的直接化浸出实验成果标明，金的浸出率较高，但耗量高达130kg/t。该成果与矿石性质共同，即金以裂隙金或晶隙金的方式存在使精矿具有杰出的化可浸性，但较高的含铜量，形成高的耗费。直接化浸金的实验条件及成果见表3。 表3直接化实验条件及成果三、实验室实验 （一）实验办法 针对该金精矿具有较高化浸出率和较高的耗这一特征，对浸金的工艺计划进行了实验挑选，包含浸出、硫代硫酸盐浸出、分步浸出和法浸出等4种计划。 国内外很多学者对浸出、硫代硫酸盐浸出和法浸出的影响要素现已进行过深化的研讨。 浸出中，影响金浸出率的首要要素为浸出时刻、浓度、Fe3＋浓度和硫酸浓度[1，2，8～11]：用量8～12kg/t（质量分数1%左右）、硫酸质量浓度20g/L（0.15mol/L）、Fe3＋质量分数为0.3%～0.4%时，金的浸出率较高；浸出时刻在4h今后，金的浸出率不再持续升高。 硫代硫酸盐浸出中首要影响要素是温度、pH、S2O2 浓度、Cu2＋浓度、NH3浓度。浸出温度的最佳规划是35～50℃。其实对温度的要求，首要考虑办法的经济性和工艺的可行性问题。很多研讨者对工艺可到达的温度规划进行实验研讨。该办法浸出的pH规划极窄，仅在pH9～10之间。在硫代硫酸盐浸出系统中，Cu2＋和NH3对金的溶解有显着的加快效果。别的，在SO2－4存在的条件下，SO2－3适量增加能够显着地下降S2O2－3的耗费量，起到安稳S2O2-3的效果。视矿石性质不同，硫代硫酸盐浸出的最佳条件一般为[3～5，12～15]：温度40～50℃，pH9～10，S2O2－3浓度0.4～018mol/L，SO2－3浓度0.25～0.5mol/L，SO2－4浓度011～0.2mol/L，Cu2＋浓度0.01～0.04mol/L，浓度0.5～1.0mol/L。 法浸出中最首要的影响要素是比。不同学者研讨时选用的不同最佳比，表现了系统浸金机理所固有的杂乱性，比的规划从1∶1～4∶1。的浓度应视浸出系统中铜的溶解状况而定[6～7，16]：一般来讲，为了使和铜以安稳的Cu（NH3）2＋4方式存在，NH3与Cu2＋抱负的配比是4∶1；能够使Cu（NH3）2＋4安稳的pH规划为8～10.5，该pH规划也是浸出系统中最佳的pH规划。 综上所述，结合本次实验样品的性质，首要进行了浸出、硫代硫酸盐浸出和法浸出的条件实验。对浸出，进行了质量分数（0.5%和1.0%）、Fe3＋质量分数（0.3%和0.5%）等4组条件实验。对硫代硫酸盐浸出，进行了温度（23℃、40℃和60℃）、pH（pH8、pH8.5和pH9）、S2O2－3浓度（0.25mol/L、0.5mol/L和1.0mol/L）、Cu2＋浓度（0.02mol/L和0.04mol/L）、SO2－4浓度（0.05mol/L和0.1mol/L）等12组条件实验。对法浸出，进行了比（2∶1和3∶1）、加铜与不加铜、参加类型（NH4HCO3，NH3·H2O，NH4Cl）、浸出时刻（12h、24h和48h）、矿石粒度（原粒度和95%小于320目）等14组条件实验。以金的浸出率为优化标准，断定的浸出、硫代硫酸盐浸出和法的最佳浸出条件实验成果见表4、表5、表6。 表4浸出条件表5硫代硫酸盐浸出条件表6　系统浸出条件分步浸取选用了焙烧—硫酸浸铜—化浸金的实验计划。在马弗炉中通过600℃的焙烧，用20g/L的硫酸进行了浸铜预处理，浸铜渣进行了惯例拌和化浸金。 一切浸出实验选用可调式电动拌和器，在1L烧杯中拌和浸出。拌和实验样品质量均为100g，液固比为3∶1。除硫代硫酸盐浸金在40℃的水浴中进行外，其他均在室温下进行。拌和浸出完毕后，将矿浆过滤，对滤渣和浸出液进行相关分析测定。 （二）分析办法 实验触及的首要分析办法如下：Au，Ag，Cu分析选用原子吸收法。CS（CN2）2分析用氧化复原滴定法。CN－分析用二硫腙滴定法。pH值用pH试纸和pH计测定。氧化复原电位用电位仪测定。 室内实验中基准试剂用基准纯，NaCN为工业品（含量98%），其他试剂均用分析纯。扩展实验中浸出试剂均为工业品。 四、果与评论 （一）浸出系统中金的浸出效果 在、硫代硫酸盐、分步浸出和法浸出中金的浸出率见表7。 表7　不同挑选性浸出计划中的金浸出率从优化的浸出条件和浸出成果能够看出：浸金中，浸出时刻短，速度快，但浸出目标低，金的浸出率仅为77%左右，并且耗量大，使该工艺在经济上不可行，别的，酸性的浸出环境给工艺带来困难；硫代硫酸盐浸金进程中需求Cu2＋，而铜金矿、浸出时能够供给部分的Cu2＋，并且浸金速度快，只需5h就能够到达较高的浸出率，但该办法有较高的温度要求，浸出条件严苛（pH规划及试剂增加量要求严厉），浸出系统杂乱，试剂耗费量大；在分步浸取中，试样通过焙烧后，硫酸浸铜能够预先除掉48%左右的铜，使化浸金的耗量大大下降，仅为6kg/t，但焙烧使原本 易浸的天然金包裹，变得难浸，金的浸出率仅为8154%；系统对金的浸出有较好的挑选性，在耗为14.7kg/t时，金的浸出率达90.23%，并且试剂廉价，而同在耗为14.7kg/t时，直接化金的浸出率为49.33%，法比直接化金的浸出率进步了40%左右。 （二不同浸出系统的影响 直接化中，铜的溶解率到达55.84%，因而单一的化对铜没有挑选性。 浸出中，铜的溶解率为6.0%，这对系统浸金没有直接影响，从理论上也是如此。别的，从理论上分析，铜的浸出对溶液中Fe3＋有必定的耗费，但对转化进程（氧化为二硫甲脒）不会有影响，这从铜、铁和在酸性溶中标准电极电位能够看出（见表8）。因而，铜对系统浸出的影响较小。 表8　酸性溶液中有关电对的标准电极电位（298.15K）铜对硫代硫酸盐浸出的影响非常杂乱。在实验条件下（参加Cu2＋量0.02mol/L），试样中的铜有4.4%的溶解（相当在溶液中弥补了0.005mol/L的Cu2＋）。假如参加Cu2＋浓度为0.04mol/L，则会呈现铜的沉积（相对试样中的铜含量沉积了4.57%，即相关于下降溶液中Cu2＋浓度0.017mol/L）。因而，在最佳实验条件下铜的浓度应为0.025mol/L左右，铜比为1∶32，显着铜比并不是理论上的1∶4，而是小得多。硫代硫酸盐浸出中，Cu2＋参加了浸金反响，起到使S2O2－3安稳的效果。因为铜在硫代硫酸盐浸出中是浸出剂，因而，该办法对铜的挑选性表现在对含铜矿石中铜的使用。 在系统中，通过条件实验不需求参加铜就能够完成金的浸出（成果未列出）。这首要是因为在浸出进程中试样中有8.8%的铜溶解（相当于溶液中增加了Cu2＋0.01mol/L），现已满意了浸出系统的需求。假如别的参加Cu2＋，金的浸出率反而会下降。许多研讨标明，在系统中铜比在1∶4～1∶6为宜，以便使Cu（NH3）2＋4安稳的存在。但本次研讨中，铜比为1∶9，可能是过量的的存在并不阻碍系统的浸金功能，这值得进一步研讨。和硫代硫酸盐浸出具有相似性，在系统中，铜也是作为浸出剂被使用。 综上所述，在4种挑选性浸金办法中，法浸金不仅能到达抱负的浸出目标，完成挑选性浸金，并且工艺简略，经济合理。 五、扩展实验 根据室内实验成果，对法浸出进行了扩展实验。扩展实验在机械浸出槽中进行，浸出槽体积1.5m3，试样质量365kg。浸出矿浆用压滤机固液别离后，浸出液中的金选用活性炭吸附收回。实验条件及成果见表9。 表9　扩展实验的条件和成果扩展实验的成果与实验室实验成果根本挨近，说明晰浸出条件的合理性。之后进行了5t精矿规划的连续生产，金浸出率安稳在90%左右。 六、结语 关于金以非包裹方式存在的含铜金矿石而言，与法、硫代硫酸盐法、分步浸取法等挑选性浸金办法比较，法具有浸出率高、试剂廉价、工艺简略等显着的长处。其与直接化比较，下降了耗量，进步了金的浸出率，是含铜金矿石收回金的有用办法。 [参考文献] [1] G Deschênes, E Ghali. 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对含金-砷的硫化精矿进行欢腾层内焙烧是使金与砷黄铁矿和黄铁矿到达解离的一项预备作业。这种办法在国外采金厂商的出产实践中得到适当广泛的使用。    国内稀有金属科学研讨所伊尔库茨克分所的研讨标明，对精矿进行-段焙烧是无法得到含种和硫最低的烧渣的。这样在进-步处理进程中必然会丢失很多的金。    因而就需求拟定-种能确保取得比较适合于铜冶炼厂熔炼的产品和能就地处理精矿并提取贵金属的办法。    全国有色金属矿冶科学研讨所和国立稀有金属科学研讨所伊尔库茨克分所的研讨标明，关于比达拉松矿区的精矿更为杂乱的精矿进行两段焙烧能确保得到十分适合于化并能有较高金回收率的烧渣。    半工业实验所用之设备为接连作业式两段欢腾层焙烧设备。该设备中包含有两个顺次组织的欢腾炉，第1段炉底面积为0.0336米2，第2段焙烧炉炉底面积为0.089米2、干式除尘器，电除尘器、砷结晶室、布袋收尘器和静化气体的湿式洗刷塔（见图1）。该设备的处理才能为每昼夜250~300公斤精矿。    在I段焙烧时，在焙烧温度较低和弱酸气氛中使As进步在Ⅱ段焙烧进程中，硫在高温文剩下空气比理论需求量多1~2倍的情况下完全被扫除。    从图2中看出，当空气过剩量比等于0.75-1.0时，砷的进步率最高。此刻气体中的游离氧不超越2%。脱硫率为57~ 60%。 [next]     跟着剩下空气量的增大砷的进步率则下降，一起进步了脱硫效果。在空气耗量对理论需求量低0.75时，烧渣中砷含量很高。    当焙烧温度在550~650℃时，砷的进步率最大（见图3）。当温度低于550℃时烧渣中仍留有很多未氧化的砷黄铁矿。    从图4数据看出，焙烧温度对除硫有-定影响，而决定性的要素是空气的耗量（见图3和图4）。    烧渣中砷含量的进步（见图4）证明，在Ⅱ段焙烧中砷实际上是不进步的，而烧渣中的砷浓度有进步。 [next]     烧渣质量与往焙烧炉中装入精矿的速度的联系如图5所示。从图5中看出，在第1个焙烧炉的单位处理才能为7.0~ 9.5吨/平方米·昼夜，第二个焙烧炉为3.5~4.7吨/平方米.昼夜时所得之成果较好。    在进行半工业实验进程中曾断定了下列工艺准则：                                        第I段                第Ⅱ段    欢腾层温度℃                        550~600              650~675    空气的过剩系数，a                   0.75~1.0             1.5~2.0    欢腾层中气体流速，厘米/秒           0.1~0012             0.10    昼夜处理才能，吨/平方米、           7.0~9.5              3.5~4.75    在此工艺条件下得到了含As            0.19~0.6%和S 0.9~l.3%的烧渣。    依照上述工艺条件曾对接连作业的焙烧设备进行了8个昼夜的平衡实验（见表）。 对达拉松矿的精矿进行两段焙烧时金属物质平衡和散布物料称号分量AuAsS公斤散布 百分比克/吨克散布 百分比%公斤散布 百分比%公斤散布 百分比装入量：           精矿1915100.0052.50100,537100.004.45104.40100.040.50775.60100.0得到的：          1.50烧渣93248.7086.1080.24579.800.484.504.301.3011.404.00除尘器烟尘28314.8054.0015,28215.309.5527.0025.909.6031.500.70电除尘器烟尘351.8029.601,0361.0027.439.609.2014.905.200.60结晶槽烟尘492.6019.100.9360.9063.4531.1029.803.804.300.30布袋收尘器烟尘422.207.110.7180.7049.1020.6019.705.402.307.40算计1341.070.00-98,12797.70-92.8088.90-54.7092.90随气体的丢失和差错574.030.00-2,3202.30-11.6011.10-720.90 总计1915--100,537--104.40--775.60-     金属平衡核算成果标明，被平衡的金属的差错均处在化学分析进程中所答应的差错范围内。很多金（79.8%）富集在焙砂中，而剩下的金留在收尘设备的烟尘中。金未随气体丢失。    结晶槽和布袋收尘器中的烟尘的特点是砷含量高（约为63~49%）并需求进行特殊的处理。    大约16%的Au转入干式除尘器和电除尘器的烟尘中。就其化学组成来看，这些烟尘简直相同。对这些烟尘中含砷的方式的分析标明，大约92%的砷呈。    依照从前所做的实验曾验证了将除尘器和电除尘器中的烟尘与通过预先粒化后的原始物料一起处理的或许性。    将上述烟尘放在直径500毫米的圆盘制粒机中制成粒。圆盘的转速为14-16转/分钟，倾角为52~55°，制粒时仅需求加水，不用增加粘合剂。依据能以确保炉内物料假液层的条件所选定的颗粒粒度为100%-5+1.0毫米。粗颗粒的水分为10~12%，其强度为-1.1~1.5公斤/颗粒。除尘器和电除尘器中的烟尘混合时的份额应依照焙烧进程中产出的各种烟尘分量断定。然后把混匀后的烟尘送制粒机中制粒。    精矿的焙烧与烟尘的回来都选用曾经断定的准则。第I段焙烧的均匀单位处理才能为每昼夜9吨/平方米。在物料平衡树立之前，回来的烟尘混合物的增加量应到达精矿分量的19.5%，这正是焙烧设备对原始精矿处理才能下降的数值。焙烧作业的特点是温度和空气条件安稳；烧渣的质量很好。第2次所得到的烟尘中含金较贫，约为5~3%。烧渣的产率进步到精矿分量的59~62%。    半工业实验成果标明，所选用的包含除尘器，电除尘器、结晶槽和布袋除尘器在内的整个除尘体系能够确保气体的除尘率到达99.9%（见图6）。[next]    在达拉松选矿厂所实施的两段焙烧办法不仅为：改善技能经济指标供给了或许性，并且也有或许完成就地产出贵金属。

氯化蒸发法用于难处理的金精矿，并归纳收回精矿中所含的其他金属是有出路的。这是鉴于混法、化法等一般都只侧重收回矿石中的金，而银（部分）、铜、铅、锌等有价金属则随尾矿抛弃得不到应有收回。 氯化蒸发法是将精矿与氯化剂一同加热，使金、银、铜、铅、锌等金属氯化生成具有蒸发性的物质进步并捕集于烟尘和洗液中，然后经过湿法冶金从中分步收回这些金属。 氯化剂NaCl或CaCl2的用量一般为精矿分量的10%～15%。当质料为硫化物精矿时，应预先进行不彻底氧化焙烧，使焙砂中残留3%～5%的硫，以便于氯化进程中发生一部分起氯化催化剂作用的S2Cl2，使精矿能在较低的（1000℃）的温度下氯化蒸发。但当精矿中不含硫时，氯化蒸发温度有必要不低于1150℃。此刻，氯化剂的用量可削减到精矿分量的5%。 精矿常与10%～15%NaCl（或5%～10%CaCl2）一同加水于圆盘制球机中制球，经150～200℃烘干后筛去粉末，再于竖式炉中进行氯化蒸发。当运用的物料为粉料（不制球）时，可选用卧式管状炉（回转窑）进行氯化蒸发。 氯化蒸发产品（烟尘）的捕收和处理一般选用如下办法： （1）分段操控温度，从蒸发物中分步沉降各种金属氯化物； （2）敏捷冷却蒸发物使各种金属氯化物一起沉积，然后在550～570℃条件下进行沉积物的硫酸盐化焙烧，再加水浸出以别离贱金属硫酸盐； （3）经过湿式洗气使氯化物进入洗液。洗液经循环运用到必定浓度后，从溶液中分步别离各种金属氯化物。 表1列出了苏联4种难处理金精矿焙砂的氯化蒸发实验条件及成果。表1  难浸金精矿焙砂的氯化蒸发实验条件及目标试样号精矿特性氯化剂用量∕%氯化温度∕℃氯化时刻∕h渣含金∕ g·t－1金收回率∕%1金与硫化物严密共生， 并含很多碳5115030.8～396～992金与砷黄铁矿共生5115020.8～396～993金与黄铁矿 共生10115030.199.74含铜产品10115030.499.4 图1所示为含金黄铁矿焙砂氯化蒸发物的湿法冶金流程。此流程的分步作业条件是：图1  黄铁矿焙砂氯化蒸发物的湿法冶金准则流程 （1）用20g∕L硫酸液于20℃浸出1～2h，使铜、锌等溶解别离产出金－铅渣； （2）向浸出液中加氯化钙，于20℃拌和0.5～1h沉积硫； （3）加石灰乳到pH4.5～5，拌和2～3h沉积铜； （4）加石灰乳到pH10，拌和1.5～2h沉积锌。 为了下降氯的耗费，М.Н.济里亚诺夫（Зыряиов）等曾体系地研讨了难处理金精矿的氯化作业条件。经屡次实验后证明： （1）金精矿中的铁首要呈易氯化的硫化物（如黄铁矿等）形状存在。如将此高硫精矿直接进行氯化，氯的耗费量必定很高。若将此精矿预先进行氧化焙烧，铁即转化为较难氯化的氧化铁，可削减氯的耗费； （2）往炉猜中增加NaCl，可使某些难处理精矿的氯化焙烧能在较低的温度下进行。如向含金142.2g∕t的精矿中增加5%NaCl，在温度400℃进行氯化焙烧后，金的氯化率可达91%。其间，9%的金氯化蒸发进入烟气中，82%呈氯化状况留于焙砂中。这些金的氯化物经水洗作业就能生成可溶复式盐进入溶液中； （3）往炉猜中增加5%NaCl，于700～800℃进行氯氧混合气体氯化焙烧，金的氯化率比不加NaCl能进步5%～6%，它与高温（1000～1150℃）氯化蒸发金的目标适当。当焙烧粒度－0.6～＋0.2mm的精矿，供入含Cl225%的氯－空气混合气体进行氯化焙烧2h，不同温度和NaCl增加量对金和铁的氯化目标列于表2。从表2中看出：在上述条件下，增加5%NaCl于700～800℃进行氯化焙烧，金的化率高达97.8%～98.9%，金的氯化蒸发率更高达97.5%～98.8%，即已氯化的金实质上简直彻底蒸发；表2  温度和NaCl增加量对金氯化目标的影响温度∕℃加NaCl量∕%浸渣含金∕g·t－1氯化率∕%Au蒸发率AuFe500014.191.53.290.854.197.54.046.5600011.692.48.091.653.298.08.668.5700011.893.020.092.954.797.819.797.5105.896.219.396.2800015.890.326.089.952.198.925.898.8105.096.726.896.3     （4）精矿氯化中，Fe仍是耗费氯的首要组分，且跟着焙烧温度的升高，铁的氯化率也增大。为下降铁的氯化率削减氯的耗费，在温度700～800℃条件下，别离供入含Cl 3%～25%氯－空气混合气体和加或不加NaCl进行了氯化焙烧实验。归纳各次实验成果示于图2。从图中看出，焙烧作业在温度700～800℃，供入含Cl2温度；700℃（1、3、5），800℃（2、4、6)，增加NaCl5%（3、4）3%的氯－空气混合气体焙烧，Fe的氯化率别离降至1.5%和3%，但金的氯化率也随之下降。为了在低氯浓度的氯－空气混合气体焙烧中能坚持高的金氯化率，实验证明：在供入氯浓度5%～10%的氯－空气混合气体条件下，往炉猜中增加5%NaCl，金的氯化率就可进步速95%左右，此刻，铁的氯化率仍坚持不加NaCl进行氯化焙烧的水平，与炉猜中是否增加NaCl无关。当用此氯化准则焙烧某选厂的含砷精矿时，金的氯化率和蒸发率亦达97.8%～98.1%，氯化浸渣中含金3～3.7g∕t。图2  氯化剂含氯浓度对金（E1）和铁（E2）氯化率的影响     （5）依据以上实验选定的难处理金精矿扩展实验条件是：精矿球粒度5～15mm，增加NaCl 5%，在700～800℃供入含氯5%的氯－空气混合气体在竖式炉中焙烧2h。所得成果比实验室实验成果还高些，金的氯化蒸发率达99.2%，浸渣含金仅1.4g∕t。因为铁氯化率的下降，还可削减氯的耗费。     我国曾对某矿的浮选金精矿进行了高温化蒸发扩展实验。实验运用的金精矿组分如下：组分Au∕g·t－1Ag∕g·t－1CuPbZnFeSSiO2CaOMgOAl2O3含量∕%76.3841.830.200.290.2932.0030.9626.300.480.490.89 因为精矿含硫高，故先经欢腾焙烧脱硫。 焙砂经磨矿后和烟尘（70.6%140～180目）兼并，于圆盘制粒机上喷洒密度1.29～1.30g／cm3的氯化钙液，制成直径10～12mm的球粒。经过给料箕斗供入竖式枯燥炉中枯燥至含水1%左右，此干球含氯化钙8%～10%，抗压强度为10～15kg∕个。经振动筛除掉粉料后，送回转窑进行氯化焙烧。 回转窑的氯化蒸发焙烧，是在高温条件下进行的。进程中金、银、铜、铅、锌等金属及其化合物与氯作用生成氯化物并蒸发，其反响如下： CaCl2＋ O2 CaO＋Cl2 MeO＋Cl2 MeCl2＋ O2 MeS＋Cl2 MeCl2＋ S2 S2＋2O2 2SO2 Me＋Cl2 MeCl2 生成的金、银、铜、铅、锌等氯化物在高温下蒸发进入烟气中，经收尘体系予以收回。但金的氯化物在高温下不安稳，故烟尘中的金均呈金属状况。 实验用的回转窑出产能力为0.98t∕（m3·d），窑体倾斜度1.85%。转速1.42r∕min，矿球在窑内的填充系数10.3%，矿球在窑内停留时刻80min。加热用柴油，耗油量250～300kg∕t矿球。窑内的高温区（氯化蒸发区）温度达1040～1080℃，烟气含5%～9%氧，烟气排出速度2～2.5m∕s。经氯化蒸发焙烧后，矿球失重率10%左右，抗压强度达31～95kg∕个，所含的铁和杂质均契合炼铁要求，可直接入高炉熔炼生铁。 在回转窑焙烧进程中因为柴油在窑内燃料不彻底，而生成11.4%的游离炭进入湿烟尘中。为了不影响浸出作用，先将湿尘于450±20℃下焙烧3h，使游离炭降至1%左右，然后再磨矿。焙烧脱炭进程中，金、银、铅的损失率（%）别离不大于0.5、3.0和10.0。 收尘运用沉降斗、冲击洗刷器、内喷式文氏管和湿式电收尘器等组成的湿式快速收尘体系。经过各级收尘，取得含金、银、铅为主的干尘、湿尘和含铜、锌的洗尘液。 氯化蒸发烟尘中的金悉数呈金属状况，将其于磁球磨机中参加液，并向液中参加漂和硫酸，使其分化放出活性氯来氯化金： 2Au＋Cl2 2AuCl AuCl＋Cl－ AuCl2－ AuCl2－＋Cl2 AuCl4－ 其总反响式为： 2Au＋3Cl2＋2HCl 2HAuCl4 因为湿烟尘中含金较多（12kg∕t），故选用两次浸出。浸出前，先将烟尘磨碎至－0.15mm（100目）。一次浸出条件为：固液比1∶2，参加10%、5%漂、4%硫酸，浸出时刻4h，金的浸出率可达96.70%。二次浸出条件为：固液比1∶1.5，参加10%、3%漂、4%硫酸，浸出时刻4h，可使剩余金的79.80%进入溶液。两次浸出金的总浸出率达99%以上，浸出渣含金小于100g／t。 产出的干烟尘含金约1kg∕t，经磨碎至－0.15mm，用上述相同的条件进行一次浸出。金的浸出率大于96%，渣含金50～80g∕t。 浸出渣用2%液洗刷两次，一次洗液回来作二次浸出用，二次洗液回来作一次洗刷用。洗刷渣过滤后送收回银、铅。二次氯化浸出液回来作一次浸出用，以便于取得富含金的浸出液。 一次浸出的富金溶液，含金4～6g∕L，H＋浓度小于0.7mol∕L，加钠复原金： 2AuCl3＋3Na2SO3＋3H2O＝2Au↓＋6HCl＋3Na2SO4 钠的用量为理论量的1.2～1.8倍，一般按每克金参加1.5g。金的复原率达99.9%，液中含金仅0.005g∕L以下。复原的金粒经过滤后，用1%的液洗刷两次，再用水洗刷两次，取得的金纯度大于98.5%。然后别离用氯化铵液和稀硝酸处理除掉银、铅等杂质，金的纯度可进步到99.7%～99.8%。 浸出金的渣，含银9～10kg∕t、铅37%～39%，金小于0.1kg∕t，用酸性食盐水浸出。浸出液pH0.5～1.5，食盐浓度280g∕L，固液比1∶8～10，温度70～80℃，经浸出2h，银、铅生成NaAgCl2与Na2PbCl4进入溶液，浸出率均达98%以上。浸出渣用pH1的酸性食盐水洗刷（洗水回来浸出进程）后送去收回其他金属。 银、铅浸出液先加铅置换复原银： 2NaAgCl2＋Pb 2Ag↓＋Na2PbCl4 运用滚动铅板在液温70～80℃下，置换2h，可从含银0.64～0.98g∕L的溶液中收回大于99%的银，余液含银降至0.002～0.004g∕L。产出的海绵银纯度为85～90%，经熔铸后银锭纯度可达95%以上。 置换银后的溶液，含铅26～38g∕L，于70～80℃参加碳酸钠中和至pH6～7，可使95%以上的铅成碳酸铅沉积，经水洗后碳酸铅纯度可进步到65.72%。残液回来盐水浸出进程。 湿式收尘洗刷烟气的洗液含（g∕L）铜2.89、锌4.54、铅0.57、铁0.69、SO42－12.6、Cl－113.6、H＋3.2。先向液中参加石灰石鼓风氧化并中和3h至pH2.5～3.0，使硫酸根与铁生成氢氧化铁和硫酸钙沉积后，运用30%环烷酸火油钙皂进行5级逆流接连萃取，铜的萃取率达97.2%。 CuCl2＋（RCOO）2Ca （RCOO）2Cu＋CaCl2 生成的铜皂用2mol／L硫酸的有∶水＝2∶1的条件反萃，铜的反萃率可达100%。经多级逆流反萃，至末级反萃液中含铜大于50g∕L，用活性炭吸附有机相后送电积提铜。 提铜后的溶液含锌3.53g∕L。将溶液调整至pH4.6～5.2，经3级逆流萃取，锌的萃取率可达99.6～100%。锌皂的反萃运用12mol∕L硫酸液，经7级反革，反萃率可达99%以上，反萃液中锌可富集至100g∕L，经活性炭吸附有机相后送电积提锌。 表3列出了浮选精矿高温氯化蒸发扩展实验各阶段的金、银、铜、铅、锌收回目标。 表3  金精矿高温氯化蒸发扩展实验目标金属焙烧收回率∕%氯化蒸发率∕%收法功率∕%冶金收回率∕%总收回率∕%金98.8798.8696.2098.0092.15银94.4485.4495.3494.0072.40铜90.1391.4391.6793.6070.70铅94.1385.1996.8184.0065.30锌94.3091.5889.0294.0072.30     尽管金精矿的高温氯化蒸发进程杂乱，建厂出资大，所处理的质料又仅限于报价贵的金精矿，并且还存在一些工业化出产问题需求处理。但该法可用于处理难溶金精矿，并归纳收回其间的有价金属。

对含铜硫化矿中金的收回，因为铜对化进程有严峻影响，大都选矿厂选用铜硫分选工艺别离得出含铜金精矿和含金硫精矿后，将硫精矿中的金用化法予以提取，而含铜金精矿则送往冶炼厂火法处理，不能实现就地产金，这样就严峻影响了黄金矿山的经济效益。因而，怎么有效地对含铜金精矿进行浸出，是金铜矿山迫切需要处理的重要课题。 一、质料性质 实验所用矿样为辽宁某金矿的含铜金精矿，其首要金属矿藏为黄铜矿、磁黄铁矿、黄铁矿，有少数闪锌矿、方铅矿、天然金等，偶见辉铜矿、斑铜矿、铜蓝、褐铁矿等。在矿石中还有少数的孔雀石及蓝铜矿。脉石矿藏首要为绿泥石，次为绢云母、高岭土、斜长石，有少数的石英、角闪石、黑云母。因为矿受激烈的蚀变作用，其间的斜长石大部分变为绢云母，因而矿泥中脉石矿藏以绢云母为主。试样的首要化学成分及金在矿藏中的赋存状况别离如表1和表2所示。 表1  某浮选金精矿的首要元素分析%表2  金在矿藏中的赋存状况%由表1可知，该金精矿中铜的含量很高，是首要的伴生元素，也是影响金浸出的首要元素。 二、实验成果与评论 （一）惯例化浸出实验 首要对实验金精矿进行了惯例的化浸出实验，最佳实验条件为：磨矿细度－50μm占85%，液固比3∶1，CaO用量4kg/t，NaCN用量8kg/t，浸出时刻40h。实验成果见表3。 表3  惯例化浸出实验成果由表3实验成果能够看出，在最佳条件下，惯例化浸出的金浸出率仅达43.11%，阐明铜对化浸出有很大影响。 铜矿藏对化浸出的影响机理如下。 1、可溶铜与反响耗费很多的和氧。除氧化铜极易溶解于溶液之外，各种硫化铜矿藏都有不同程度的溶解度，如辉铜矿、斑铜矿和硫砷铜矿在室温下溶解度就超越65%，最难溶的黄铜矿也有6%的溶解度[1]。矿石中溶出的Cu2＋使矿浆中游离的氧化为和酸盐，Cu2＋变为Cu＋；Cu＋又与CN－生成化亚铜络合物，导致耗费很多的，其首要化学反响为 2Cu2＋＋7CN－＋2OH－→2Cu（CN）2－3＋CNO－＋H2O 从该反响式能够知道，Cu2＋与CN－的摩尔比为1∶3.5，按此核算，理论上的耗量是铜量的2.70倍，即矿石中每浸出1g铜，就要耗费2.70g的。 铜矿藏在溶液中溶解不光耗费，还要耗费溶液中的氧，如辉铜矿的溶解反响为2Cu2S＋4NaCN＋2H2O＋O2→Cu2（CN）2＋Cu2（CNS）2＋4NaOH 2、可溶铜的存在会下降金的浸出率。金在化进程中的溶解式为可见，溶液中氧浓度和游离的CN－是金溶解的必要条件，首要金被O2氧化为Au＋，Au＋再与CN－作用生成Au（CN）－ 2，使金得以溶解。而处理含铜物料 时，因为铜的溶解耗费了溶液中的根离子和氧，使溶液中的根离子活度下降，特别是溶液中所溶解的少数氧被耗费后，构成溶液中严峻缺氧，导致金的浸出速率及浸出率的下降。 （二）脱药后化浸出实验 为了断定浮选药剂对化浸出的影响，对试样进行了脱药后的化浸出比照实验。脱药办法是将精矿再磨，然后参加解吸剂X2P拌和30min。脱药试料的化浸出条件同惯例化浸出实验，实验成果见表4。 表4  脱药后浸出实验成果将表4实验成果与表3比照，能够看出，金精矿脱药后，金的浸出率进步了7.11个百分点，阐明金精矿脱药后可改进化浸出进程。实践上，理论研讨已发现，黄药在金的载体矿藏黄铜矿、黄铁矿、磁黄铁矿等表面上易构成双黄药，在方铅矿、斑铜矿、辉铜矿等表面上易生成金属黄酸盐，在铜蓝的表面上既有双黄药又有金属黄酸盐[2]，这样就使金的表面钝化，阻挠了金与的触摸，然后下降了金的化浸出率。经脱药后，除掉了矿藏表面上新生成的物质，故有助于进步金的浸出率。 （三）－混合液浸出实验 脱药后的化浸出，尽管金的浸出率有所进步，但因为金精矿中铜的影响，浸出率仍不抱负，仅到达了50.22%。为了进一步进步该矿石中金的浸出率，选用－混合液来作浸出剂，其长处是： （1）可按捺铜对化的晦气影响。NH3可与Cu2＋生成铜络离子Cu（NH3）2＋4，这样，溶液中NH3的参加下降了Cu2＋的活性，并在必定程度上阻挠了由Cu2＋引起的的降解作用。溶液中因为存在Cu（NH3）2＋4的原因，使Cu（CN）－2经过氧化作用呈CuCN的方式从溶液中沉积出来。当pH>9.5时，因为NH3与CN－的质子化作用，使Cu2＋生成Cu（OH）2沉积。 （2）－混合液有利于金的浸出。在－混合液中，CN－作为化剂、Cu（NH3）2＋4作为氧化剂使金溶解，其反响方程式为（3）－混合液可下降的耗费。当浸出液中的浓度超越0.1mol/L时，溶液中的铜络离子会逐步被铜络离子替代，这样，因为非络合剂NH3的参加，能替代或部分替代贱金属络合物中的，使溶液中游离的添加。 综上所述，在Cu2＋－CN――NH3浸出系统中，的参加减少了溶液中的Cu2＋，按捺了铜对化的影响，使溶液中生成了新的化剂Cu（CN）2－3或Cu（CN）3－4，然后添加了氧化剂Cu（NH3）2＋4，又能使溶液中游离的浓度添加，因而，有利于进步金的浸出率，并可下降的耗费。 1、用量实验 对脱药后的含铜金精矿试样按磨矿细度－50μm占85%、矿浆液固比3∶1、CaO用量4kg/t（pH=10.5～11.0）、NaCN用量8kg/t、浸出时刻40h的固定条件，改动用量进行化浸出，实验成果如图1所示。图1  NH3用量实验成果 1－Au；2－Cu 从图1能够看出，的参加极大地改进了浸出作用，金的浸出率随用量的添加而进步，并在用量为5.92kg/t到达最高点；持续添加用量，金的浸出率反而下降。因而，的适合用量为5.92kg/t。 2、NaCN用量实验 在上述化条件下，坚持必定的浓度，即NH3为5.92kg/t，改动用量进行实验，实验成果如图2所示。图2  NaCN用量实验成果 1－Au；2－Cu 从图2能够看出，在－混合液中，坚持用量不变的情况下，添加NaCN用量即CN－浓度，金的浸出率开端有所进步，而后又开端下降。这是因为添加[CN－]后，NH3与CN－的浓度之比较低，使NH3对铜的按捺作用削弱，相对地添加了铜的溶解，然后构成其对化浸出的影响作用增强了。图1和图2阐明晰NH3和NaCN用量之间有一个最佳比值为5.92∶8，在该比值下，金的化浸出率可进步到90.67%，恣意进步NH3或NaCN的用量，反而达不到这样较抱负的作用。 （四）－混合液炭浸实验 在上述实验基础上，进行了－混合液炭浆实验，实验成果见表5。 表5  －混合液炭浆实验成果从表5实验成果能够看出，炭浸较直接浸出，浸出率可进步2.80个百分点。这是因为活性炭及时地吸附已溶金，下降溶液中的Au（CN）2－浓度，加快金的溶解速度，然后进步了金的浸出率。 三、定论 （1）脱药有利于进步含铜金精矿的金浸出率，主张在实践生产中先脱药后再用－混合液进行化浸出。 （2）在处理含铜金精矿时，一方面可按捺铜的影响，另一方面可下降耗费，可极大地进步金的浸出率。在化浸出进程中，应坚持NH3与CN－的适合浓度比，方能最大极限地进步金的浸出率。 （3）用－混合液对所研讨的含铜金精矿进行炭浸，目标优于用－混合液直接浸出，故主张生产中能够考虑选用炭浆法，用－混合液作浸出剂。 参考文献 [1]蔡殿忱,徐志明.金矿石化学处理工艺学.沈阳:东北大学出版社,1996 [2]丘继存.选矿学.北京:冶金工业出版社, 1997 作者单位 东北大学（周世杰、王成功、张淑敏） 活龙矿业有限责任公司东（吕长）

杂乱金精矿焙砂浸出车间规划 以焙烧车间产出的焙砂为质料，经酸浸脱铜锌、盐浸脱铅、化浸金和锌粉置换，取得金泥的杂乱金精矿冶炼厂车间规划。金泥为下一步提纯金银的质料。规划内容包含：工艺流程、设备挑选、车间装备和首要技术指标。工艺流程一般依据焙砂成分、扩展实验成果和同类工厂的实践经验断定。 我国某厂的工艺流程如图。精矿焙烧后焙砂中的金属有的(如铜、铅、锌)变为硫酸盐，有的(如铁)变为氧化物，有的(如砷)蒸腾进入烟气。用稀硫酸浸出时，焙砂中的锌、铜呈硫酸盐进入溶液，铅和金银以及很多脉石仍留在浸出渣中。浸出矿浆经稠密分出的上清液，送归纳收回车间(见杂乱金精矿冶炼厂归纳收回车间规划)收回铜、锌，稠密机底流经过滤洗刷后，送化浸出工序。化浸出所产贵液即焙砂经化浸出后所得的含金溶液，送锌粉置换工序。化渣经浆化后送往渣场。 一般用锌粉置换法从贵液中置换出金泥，即先将贵液过滤，除掉其间的悬浮物，在脱氧塔中进行真空脱氧，然后加锌粉置换金银。锌粉加到贵液泵的入口处，在泵中混兼并开端反响，在压滤中完结悉数置换作业。压滤所得金泥送金银提纯车间处理，沉金后的贫液即贵液中的金被置换出去后所剩的溶液，一部分回来去用做化调浆，另一部分经处理收回或损坏其间的根，到达要求后排放(见金银选冶厂含污水处理车间规划)，兼起扫除溶液中循环堆集的有害杂质的效果。如质猜中含铅高，规划时须在化前添加脱铅工焙砂浸出工艺流程示意图序，行将脱铜后的渣在加热状态下用挨近饱满的食盐水浸铅，经固液别离及洗刷作业，浸渣送化浸出，盐浸液经脱银脱铅后，把食盐溶液蒸腾浓缩至挨近饱满状态，回来盐浸工序运用。设备挑选酸浸脱铜一般选用机械拌和槽，槽内与矿浆触摸的部分要有防腐及耐磨办法。固液别离和洗刷设备多用稠密机与水平带式真空过滤机，要考虑防腐。化浸出常用双叶轮高效拌和槽，浸出后矿浆的固液别离和洗刷设备，也用稠密机和水平带式真空过滤机，但不须防腐。脱铅工序的盐水蒸腾浓缩，选用立式列管蒸腾器，设备腐蚀严峻，要用高档耐腐蚀合金。 锌粉置换设备，用普通碳素钢制造。 脱氧设备选用真空脱氧塔。 金泥过滤一般选用板框压滤机，滤布表面须采纳避免微细金泥透滤的办法。车间装备焙砂浸出车间一般规划为两层建筑，各种贮槽、泵、真空泵、空压机，多装备在地面上。各种机械拌和槽的槽顶、过滤机、压滤机、置换设备等，多装备在楼上。为了简化物料运送，规划中须尽量使用高差使液体自流。化浸出因为反响时间长，所需化槽多，一般选用阶梯式装备，矿浆靠位差由前一槽顺次流入下一槽。多效蒸腾器因为本体较高，可依据操作和维修点的需求，规划为四层的建筑。 化槽、稠密机及大部分贮液槽可依据区域气候规划成露天或带简易厂房的装备。 首要技术指标

对含金-砷的硫化精矿进行欢腾层内焙烧是使金与砷黄铁矿和黄铁矿到达解离的-项预备作业。这种办法在国外采金厂商的出产实践中得到适当广泛的使用。     国立稀有金属科学研讨所伊尔库茨克分所的研讨标明，对精矿进行一段焙烧是无法得到含砷和硫最低的烧渣的。这样在进一步处理过程中必然会丢失很多的金。     因而就需要拟定-种能确保取得比较适合于铜冶炼厂熔炼的产品和能就地处理精矿并提取贵金属的办法。     全苏有色金属矿冶科学研讨所和国立稀有金属科学研讨所伊尔库茨克分所的研讨标明，关于比达拉松矿区的精矿更为杂乱的精矿进行两段焙烧能确保得到十分适合于化并能有较高金回收率的烧渣。 半工业实验所用之设备为接连作业式两段欢腾层焙烧设备。该设备中包含有两个顺次组织的欢腾炉，第1段炉底面积为0.0336米2，第2段焙烧炉炉底面积为0.089米2、干式除尘器，电除尘器、砷结晶室、布袋收尘器和静化气体的湿式洗刷塔（见图1）。该设备的处理才能为每昼夜250~300公斤精矿。曾用达拉松矿的金-砷混合精矿进行实验。精矿的组成如下：52.5克/吨，Au；144克/吨Ag；5.44%As；40.59%S，2.05%Cu;34.0%Fe。    在I段焙烧时，在焙烧温度较低和弱酸气氛中使As提高在Ⅱ段焙烧过程中，硫在高温文剩下空气比理论需要量多1~2倍的情况下完全被扫除。     从图2中看出，当空气过剩量比等于0.75-1.0时，砷的提高率最高。此刻气体中的游    离氧不超越2%。脱硫率为57~60%。