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。

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

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)

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

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

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。

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％。

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。

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%。

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

一、导言       跟着易浸金矿资源的日益干涸，含砷金矿的开发日益显出其重要性。含砷金矿一般皆归于难处理矿石，其资源的开发使用是世界性难题。砷黄铁矿（毒砂）、雌黄和雄黄是含砷金矿中首要的砷矿藏。砷黄铁矿是最常见的载金矿藏之一，常包裹有细涣散的微粒金，在此情况下，矿石既使进行超细磨也不能使金微粒完全解离。由此，含砷金矿的预处理工艺是当今黄金提取技能科技攻关的主导方向之一，其难点是金与神化物（首要成分是毒砂）以及黄铁矿的联系非常亲近，金往往以微细粒状况被包裹在其间，或存在于毒砂或黄铁矿的单个晶体之间。当金与毒砂共生时会生成黑色或黑褐色的表面膜掩盖在金的表面。上述现象导致在提金工艺中金的收回率很低。为了进步其收回率，有必要对矿石进行预处理以尽可能地脱除其间的砷，这是现在采金业中要点研讨的方向。       二、焙烧氧化预处理       焙烧氧化法是有色金属选冶中的传统工艺，也是处理含金硫化矿，特别是含炭质硫化矿最通用的牢靠办法。焙烧的意图是使硫化物分化以露出金粒，使砷、锑的硫化物呈氧化态蒸发掉、炭质物焚烧或失掉活性；使显微或亚显微细粒金相对富集，以便为下一步化浸金供给杰出的动力条件。焙烧是多相化学反响进程，其首要影响要素有：温度、反响物和生成物的物化性质（粒度、孔隙度、化学组成等）、气流运动特性、气相中氧的浓度等。温度的挑选和条件的操控尤为重要，故焙烧法对操作参数和给料成分非常灵敏，常构成过烧或欠烧，使焙砂的浸出率不高。传统的焙烧工艺在焙烧进程中会开释许多SO2、As2O3等有毒气体，严峻污染环境；炉气的收尘净化设备杂乱、操作费用高。但焙烧法简略、牢靠，并可归纳收回S、As等元素的长处使入乐此不疲。为了处理欠烧、过烧及环境污染等缺陷，多年来．科技作业者不断研讨探究，使焙烧工艺和设备不断完善和开展。就设备而言，从单膛炉开展到多膛炉，由固定床开展到流态化欢腾焙烧。昆明理工大学矿业工程黄金课题组研发了多段控温、制粒内热焙烧体系，取得杰出作用；工艺方面，由一段开展到两段或多段焙烧，由空气到富氧焙烧。此外，在传统工艺的基础上，开展了加盐固硫、砷焙烧法，处理了硫、砷氧化物逸出构成环境污染的问题，减轻了尾气净化及除尘担负。氧化与硫酸化焙烧、复原焙烧、氧化焙烧及加盐焙烧等是近年来在传统焙烧法基础上开展起来的一些新式焙烧工艺。这些办法除了具有传统焙烧工艺某些特征外，都具有各自的特征。       氧化和硫酸化焙烧广泛用于处理Fe、Cu、Cu－Ni、Co、Mn、Zn、Sb等硫化矿，使重金属转变为易溶的金属氧化物或硫酸盐，使铁变成难溶的氧化铁，使炭质物焚烧As、Sb、Se、Pb呈气态氧化物蒸发。经过焙烧金的提取率大为进步。       加盐焙烧是针对含S、As较高的金矿用传统焙烧工艺环境污染大、尾气净化担负重的问题而开展的技能，是在焙烧物猜中参加适量的无机盐混合焙烧，以到达固化S、As的意图，常用的盐类为Na2CO3/NaHCO3和钙盐（CaCl2，Ca（OH）2）。       氧化焙烧虽是一种老练的工业办法，且脱As作用较好，但焙烧进程生成As2O3和SO2（含As2O3时难以制硫酸），构成严峻的环境污染。并且焙烧还生成不蒸发的盐及砷化物，使As不能完全脱除。Au被易熔的Fe和As的化合物包裹而钝化，化处理含Fe焙砂时也达不到高的收回率，要溶解钝化膜需求进行碱性或酸性浸出，再磨碎、浮选等附加作业。用氧化焙烧法虽可进步Au的收回率，但在工业上不易完成。由此可见，该法在不远的将来，必将被其它办法所代替。       三、湿法化学预处理       （一）常压碱浸预处理       常压碱浸预处理是在常压下经过增加化学试剂对矿石的有关组分进行氧化和处理，其介质是碱性的。       对某含砷金精矿进行了常温、常压强化碱浸预处理的实验研讨，该金精矿中的多金属矿藏首要以金属硫化物为主，首要为黄铁矿、毒砂、斜方砷铁矿。实验选用物理与化学归纳别离办法，使用边磨边浸工艺，其主体设备选用塔式磨浸机对含砷金精矿进行超细磨，然后在常温、常压下使用强化预处理拌和槽进行强化碱浸预处理，然后脱砷、脱硫或使金与硫化物充沛化离，再进行化浸金，到达高效提金的意图。该办法具有环保、工艺简略、流程短、出资小等长处。       （二）常压酸处理       常压酸处理通常是只用过一硫酸对难浸矿石进行氧化处理。过一硫酸是一种氧化性比H2O2更强的氧化剂，在pH值较低时是安稳的，过一硫酸是经过在浓硫酸中参加H2O2取得的：   H2O2＋H2SO4（浓）＝H2SO5＋H2O       过一硫酸可氧化硫化矿，对砷黄铁矿氧化作用更佳，Lakshaanan（据G．V．Weert，1988）曾报导过用过一硫酸完成相似于水相氧化的作用。与传统焙烧和加压氧化法比较，其处理费用更低，尽管如此，该法却没有得到工业使用。       （三）湿法氯化法       水氯化法被用于含炭质金矿的直接提金，与提金不同的是，预处理所用的试剂不是，而是次氯酸盐、高价盐和铜盐以及氯化钠等。高价铁盐和铜盐是一系列硫化矿藏预浸出的抱负氧化剂。实验标明，高价铁盐浸出硫化物从难到易的次序为：辉钼矿、黄铁矿、镍黄铁矿、辉钻矿、闪锌矿、方铅矿、辉铜矿、磁黄铁矿；高价铜盐浸出硫化物从难到易的次序为：黄铁矿、黄铜矿、方铅矿、闪锌矿、辉铜矿。经过硫化物的分化，可使包裹的金粒得到开释，然后易于化浸出。       （四）HNO3分化法       使用HNO3氧化砷黄铁矿可使原猜中的硫化物充沛分化，然后使Au成倍地富集，这有利于Au的收回。前苏联用HNO3处理砷金矿，As和S被氧化成亚和硫酸，然后到达充沛化离包裹金的意图，浸出渣化提金收回率＞95%。该法酸耗0.18～0.6t，但通入氧气或空气可加快氧化进程，使HNO3耗量下降1/2～1/3。前苏联巴依可夫冶金研讨所曾用5%～10%HNO3在75～85℃、固－液比1∶7.5的常压条件下处理含Au黄铁矿及砷黄铁矿1小时，并通入氧气或空气，Fe98%、As97%和S92%溶解于溶液中，Au留于渣中，氧化提金收回率可达94%～96%，KCN单耗3～4kg/t精矿。工艺进程发生的有毒氧化氮气体经过吸收再生HNO3后回来作业。广东有色研讨院以此法处理新疆克拉玛依金矿酸耗量939kg/t。从HNO3氧化分化的一些目标能够看出，用该法处理后Au的浸出率高达95%以上。但该法的丧命缺陷就是酸耗太大，尽管用加压氧浸的办法可下降HNO3耗用量，但每吨矿仍需0.1～0.3t。HNO3需求在350℃下蒸馏再生，这在工业上难以完成，并且As不光得不到使用，还需固化处理，能够以为该法在工业上使用的可能性极小，除非Au的档次非常高，否则是不经济的。       （五）热压化学预处理       众所周知，在密闭容器中进行热压氧浸出可进步反响速度，在较短的时间内到达反响结尾。把热压氧浸出用于难浸矿石的预处理，可进步金的化率、下降耗，缺陷是设备的耐压耐腐蚀的要求很高，初期出资和生产成本都较高。热压氧化法首要用于预处理硫化矿和砷黄铁矿，依据介质环境的不同，分为热压氧酸浸和碱浸。热压氧酸浸可用于闪锌矿、黄铜矿、方铅矿、铜锌硫化矿、镍钴硫化矿、含金黄铁矿、砷黄铁矿的预处理；热压氧碱浸首要是指热压氧浸，其原理是一些金属阳离子能与构成可溶性的合作物，一起在热氧压条件下，许多S被氧化SO42－。       四、细菌氧化预处理       细菌预氧化的研讨适当活泼，早在20世纪60年代，前苏联在对砷金矿进行细菌浸出的作业中发现了新的溶解自养性氧化铁硫杆菌，使用这种耐砷的细菌分化砷黄铁矿及黄铁矿等，能使其包裹Au取得解离，作用机理和加压氧化进程完全一致，细菌起到催化氧化的作用。在细菌作用下，许多矿藏的分化氧化进程可加快几十倍，乃至几百倍。经浸出60～120小时，毒砂的氧化率可达80%～90%；对浸渣实施化处理时，小型实验结果标明，经生物氧化后化期间金浸出率进步30%～50%。细菌浸出一般在25～35℃常压下进行，用压缩空气向矿浆供氧并拌和以强化反响进程。细菌氧化及提金作业大致可分为：1、细菌培育基培育铁硫杆菌等，制备pH1.5～2.5的硫酸细菌浸液；2、细菌催化氧化脱除砷、硫；3、预处理所得渣再进行化（或用其它办法），提金预处理溶液用细菌活化后再使用。       中国科学院微生物研讨所关于细菌氧化法也做了多年的作业。1980年在广西平果上岭金矿进行了砷金精矿脱砷实验，精矿含As＜6%、固－液比1∶5、温度30～35℃、pH1.5～2.5、细菌数＞1085个/mL、拌和5～6昼夜（或多段浸出）、浸渣用HCl洗刷、脱砷率约90%，Au收回率＞90%。后来在新疆克拉玛依金矿也进行了相似研讨，取得了杰出作用。近年来人们关于细菌优选、培育及遗传繁衍等一系列研讨及砷金矿分化方面取得了可喜开展。从细菌氧化法的原理和工艺能够看出，该法具有设备简略、试剂耗费少等共同的长处，可是也存在着周期过长、As等有价元素得不到收回等缺陷。       五、其它预处理技能       （一）真空脱砷法。该法是根据在真空条件下，砷黄铁矿热分化时构成的产品As具有较大的蒸气压而蒸发的特征，是在真空条件下对砷金矿脱As的一种有用办法。在有黄铁矿存在时，加热时分出的S、As构成的硫化物或金属As，可用冷凝器堆积，扫除的气体不需求专门净化。       （二）蒸发熔炼法。该法脱As比较完全，技能经济目标好，处理才能大，能够处理冶炼厂的各种中间产品。我国湘西金矿对含金硫化锑矿的冶炼，选用低料柱鼓风炉蒸发熔炼再电解分金的工艺流程，Au和Sb的收回率别离约95%和93%，并可归纳收回Pb、Cu、Ni和Fe等金属。每100g黄金的冶炼加工费仅约30元。不过该法存在烟尘中含Au高的问题，且烟气带来的污染问题也较为严峻。       （三）离析焙烧法。将精矿进行死烧完全脱硫、砷，发生的高浓度烟气另行处理，产出的热焙砂配入必定量的复原剂和氯化剂进行离析，离析产品经选矿得到高档次精矿。       六、结语       高砷金矿预处理技能日益受到重视是黄金开发的必然趋势，并得到选矿界的广泛重视，取得了必定的开展。但是，含砷难处理金矿资源的特征是多种多样的，预处理技能的研讨有待于进一步深化与开展。在自主开发新技能、新工艺的一起，要加大科研投入，并不断学内外的先进技能，使用其经历使含砷难处理金矿资源的预处理技能到达工业化使用的腾跃式开展。

原生金-砷矿石含有1~2%到10~12%的砷黄铁矿。在其他硫化物中，实际上常常有黄铁矿，有时还有磁黄铁矿。在很少情况下，矿藏中不含微粒金。这类矿石能够用化法或许先浮选然后对浮选精矿进行化的办法处理。矿石中大部分金常常呈微粒涣散状包裹在硫化物中。对这类矿石能够进行混合浮选，选出金-砷精矿或许金-砷-黄铁矿精矿。精矿进行焙烧，焙烧渣用化法处理或送冶炼厂冶炼。在焙烧进程中得到含砷的产品。可是，现在对这类产品的需求量不大。假如混合浮选后不能得到抛弃尾矿，那么可对浮选尾矿进行化或许对原矿进行化，而含金硫化物则用浮选法从化尾矿中收回。 浮选金-砷矿石时，有必要对已知的办法进行实验，即分段浮选，矿砂和矿泥别离浮选、在苏打介质中进行浮选等，以便改进金-砷矿石浮选进程的各项目标。浮选砷黄铁矿时，有必要往矿浆中加氧。磨矿进程中构成的碎铁可作为氧的吸收剂。当存在苏打灰时，铁的氧化和吸收氧进行得较慢。所以，在拟定浮选条件时，应当对磨矿机中增加的苏审察(耗量为1~2公斤/吨)进行实验，以便使磨矿机排矿中pH值到达10~10.2，然后在浮选时使其降到8.5~8.8。以硫酸铜作为活化剂是很有利的，其用量为100~200。克/吨。这种药剂应加在扫选中。在单个情况下，金和砷的收回率会跟着矿浆同捕收剂拌和时刻的增加(达20~30分钟)而进步。 有时，选用优先浮选分选出含金的黄铁矿精矿和砷精矿，或许单-的金-黄铁矿精矿是适宜的。假如黄铁矿精矿和砷精矿中的金是用不同办法进行收回或许需得到高晶位的砷精矿时，独自选出黄铁矿精矿和砷精矿是合算的。在下列情况下能够只选出单-的金-黄铁矿精矿： 当浮选尾矿符合抛弃金档次的要求，而砷又无工业价值时; 浮选尾矿中的金与黄铁矿精矿中的金不相同，它能够用化法收回时。 运用石灰或许在石灰介质顶用空气进行氧化，用软锰矿和按捺砷黄铁矿，可使黄铁矿与砷黄铁矿别离。在许多情况下，氧化剂的作用取决于氧化剂运用准则的拟定和遵守得怎么。氧化剂的用量过大，与矿浆触摸时刻过长都会引起砷黄铁矿的活化。 浮选泥质矿石和含碳矿石时的困难很大。矿泥中一般有含碳物质、各种页岩和碳酸盐。在浮选硫化物时，这些组分会进入精矿中，然后进步了精矿的产率和下降精矿质量。此外，矿泥能吸收浮选药剂并阻止硫化物的浮选。为了研讨泥质矿石，首要有必要断定矿石中的含金性并依据其质量能够实验下列办法： 矿石及其加工产品(粗选尾矿、中间产品、扫选精矿)的脱泥。假如有必要，别离后的矿泥应进行吸附化处理; 运用不同药剂(KMLI，IIAA，染料，淀粉等)按捺粗选、扫选或精选作业中的矿泥浮游; 浮选并用药剂处理矿砂部分。 含微粒浸染金的砷黄铁矿精矿和黄铁矿-砷黄铁矿精矿的工业运用问题，现在还未取得处理。因为对砷的各种化合物的需求量有限和这些化合物的毒性大，所以这个问题很难处理。 砷是火法冶金进程中的有害组分，所以送到冶炼厂中的精矿;对其间砷的含量有严厉的约束。 国外出产实践中，遍及选用对金-砷精矿进行焙烧，然后用化法处理焙砂。选用这一办法时，需求细心地从气相中捕收砷，假如砷产品的销路欠安时，还需求花贵重费用将其储存或埋藏起来。最好是选用两段焙烧：I段焙烧的温度为500~580C，并给入少数的空气，Ⅱ段焙烧温度为600~620并给入很多空气。只要这样，焙烧时才干不致生成易熔化合物，且能得到孔隙性杰出的焙砂。焙砂中的砷档次不该超越1~1.5%。假如在较高的温度下和给入过量的空气条件下进行一段焙烧，那将会因生成不易蒸发的盐(例如铁FeAsO4)而进步焙砂中的砷档次。盐会掩盖金的表面，阻止金在化进程中的溶解。对含有雄黄(AsS)和雌黄(As2S3)的物料进行焙烧时，在很大程度上会生成铁。在温度为600~620℃下进行的第二段焙烧大都为氯化焙烧或许氧化-氯化焙烧。在大都情况下;经过这种焙烧可使包裹在黄铁矿或砷黄铁矿中的金较充沛地露出出来。 对含碳的金-砷精矿进行焙烧时，最好分两段进行：在温度为500~600℃以及空气给入量缺乏的条件下进行第-段焙烧，在温度为650~700℃以及给入过量空气下进行第二段焙烧。第-段焙烧应该将砷烧到焙砂中的含量低于1%，而第二段焙烧应将活性碳和硫烧尽。为了使活性碳烧尽，不只需求给入过量的空气以及适当高的温度，并且还需求适当长的时刻。在欢腾焙烧炉中焙烧时，焙烧进程进行的较快，并且焙烧得较彻底充沛。为了在焙烧炉中完成不必燃料的自燃焙烧，精矿的含硫量应为22~24%。 假如焙烧渣送去熔炼，那么就能够进行一段焙烧。砷在这种焙烧渣中的含量容许到达2%。 对金砷精矿或许焙烧后的焙砂进行化处理时，又有其不同的特色。对精矿进行化时，应该预先用碱处理，分段化，用低浓度氧化钙的化溶液进行浸出等。假如原矿或其精矿中含有砷的简略硫化物(雌黄或雄黄)，那么在化时有必要用处理含锑矿石及其精矿的办法来进行实验。焙烧后的焙砂，一般需求用水冲刷，然后进行化并使化溶液中NaCN的浓度保持在0.08%以上。经过冲刷能大大下降和石灰的耗量。关于含有难以收回金的焙砂可用两段或许三段化来处理，必要时还能够用碱进行中间处理。碱能溶解砷的氧化物(特别是铁)，并能使包裹在这些化合物中的金露出出来。处理焙砂时，需求NaOH的浓度为6~8%的碱溶液。并将矿浆加热到80~90%℃，处理时刻为2~3小时。然后使物料脱水，最终进行化并对液相中的金进行查验分析。往溶液中增加氢氧化物或氧化钙，就能使含Na3AsO4的碱溶液得以再生。砷呈钙方式沉积下来，溶液再用NaOH增浓。 先进行不彻底氧化焙烧，然后进行氯化蒸发是从金-砷精矿中收回金的-种可行办法。氯化蒸发实验的条件如下：焙砂中的含硫量为3.5~4%，NaCl耗量为焙砂分量的7.5~10%，氯化蒸发的温度为1000℃。在这些条件下，约有96~98%的金转入蒸发物中而被收回。 分化金-砷精矿的压热-碱浸办法值得进一步研讨。在温度为100℃，气相中的氧分压为10大气压的条件下，用150~180克/升NaOH溶液对精矿进行2小时的压热处理，就能确保+分彻底地使硫化物分化，使98~99%的砷和硫进入液相。冲刷后浸出渣中的金可用化法(不增加石灰)加以收回。压热分化能够在水介质中，借助于在50大气压下使空气中的氧经过压热浸出器来完成。在这些条件下，砷被氧化并生成铁和硫酸。 细菌浸出是使金-神精矿被氧化的很有发展前途的办法。选用这-办法能适当彻底地使金露出出来。细菌浸出后所得到的砷化合物(主要是盐和亚钙)难溶于水中，并且其毒性很小。这是选用焙烧工艺和火法冶炼时生成的砷化合物所无法比拟的。 为了使砷黄铁矿氧化，主张选用人工培育的铁硫杆菌，其在原始溶液中的浓度为106-107细胞/毫升。细菌浸出的实验是在静态条件下进行的，有必要测定下列主要参数的最佳值：原始细菌溶液的pH值;三价铁的浓度，原始矿浆中的液固比细菌浸出的时刻。 这些参数的原始数值是：pH值;1.8~2;Fe3+的浓度为3~4克/升，液固比=30~50，时刻为300~400小时。然后使细菌适应于详细的条件，溶液进行中间脱砷(增加石灰乳使pH值到达3~3.5)，并依照顺流的工艺流程安排细菌浸出实验，力求缩短细菌浸出的时刻和在较稠的矿浆中完成这-办法。关于某些金-砷精矿来说，砷黄铁矿开端氧化的最佳条件是：液固比二5：1，浸出时刻为120~150小时。在砷黄铁矿被氧化的一起，部分黄铁矿(约30~40%)也被氧化。 细菌浸出后的浸出渣需用水洗刷，然后对浸出渣进行化。除了化法之外，还能够用法、水氯化法等进行实验。 为了从黄铁矿和砷黄铁矿中露出出金，还有-些比较新的办法(如机械化学法和电化学法)应引起注重。 部分氧化的矿石中所含的砷有-部分是呈臭葱石和其他氧化矿藏状况存在的。这种矿石中的金被臭葱石薄膜所掩盖，因而难以进行浮选和化。臭葱石可用脂肪酸捕收剂进行浮选。 为了从部分氧化矿石中收回金和砷，可用包含下列作业的流程进行实验： 用巯基捕收浮选金和硫化物，其精矿进行焙烧，焙砂加以化;浮选尾矿用NaOH溶液处理，以便浸出砷和除去金粒表面上的薄膜;残渣用化法处理;用石灰或高浓度NaOH溶液从碱性溶液中沉积砷。石灰能沉积，一起还能使NaOH再生。再生后的NaOH能够循环运用。

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。

跟着易处理金矿资源的日益削减，黄金冶炼厂逐渐将难处理金精矿作为其部分出产质料［1］。难处理金矿首要包含含砷硫化金矿、含碳金矿、超细粒嵌布金矿和含金多金属硫化矿，其间以含砷硫化金矿的储量最高［1］。此种矿石中的金往往以微细粒（或次显微金）方式被包裹或许浸染在黄铁矿和砷黄铁矿的晶格中，因而难以通过细磨等机械办法将其解离（或暴露），导致化浸出收回困难，一般需通过选矿富集，再做进一步处理［2］。 高砷高硫金矿的选矿一般有重选、浮选两种办法。一般来说，关于含粗粒游离天然金及含少数硫化物的含金石英脉矿石，或天然金包裹在毒砂中的，宜选用重选办法予以收回；对天然金包裹在硫化矿中的，宜选用浮选法予以收回［3］。本实验从工艺矿藏学下手，详细分析了安徽某高砷高硫难处理金矿石中金、砷、硫的赋存状况，通过不同含金矿藏的性质差异，断定了以重选为主的选矿工艺，并通过条件实验，断定了最佳的工艺技术参数。 一、实验质料 安徽某高砷高硫金矿中的其它金属矿藏首要是黄铁矿（部分碎裂、蚀变为胶黄铁矿）、磁黄铁矿、毒砂等，部分矿块见有少数闪锌矿、方铅矿、黄铜矿等金属硫化物；脉石矿藏很少，首要是碳酸盐矿藏方解石和白云石，其次为粘土矿藏、蚀变矿藏绿泥石和绢云母，及少数石英、长石等。部分金以微细粒天然金的形状存在，大部分与砷黄铁矿、胶黄铁矿及脉石亲近共生，极难解离。整体而言，该矿含砷、含硫高，金难以解离，归于典型的难处理金矿。原矿首要元素化学分析成果见表1，金的散布及平衡核算见表2，硫的散布及平衡核算见表3。从表1～表3可知，原矿砷档次为2.83％，硫档次为38.51％，除金、铁外，其他有价金属元素含量极低，属高砷高硫金矿。金在天然金、黄铁矿及毒砂中均有较高的散布，但黄铁矿中的金档次较低，为1.45g/t。原矿中的砷首要散布在毒砂中，硫首要散布在黄铁矿中。 二、选矿实验研讨 （一）实验计划证明 因为本试样含有18.01％的强磁性矿藏磁黄铁矿，此矿藏含金、砷均最低，因而选用磁选法可很简单取得合格的硫精矿，金、砷则在磁选尾矿中得到富集；毒砂及黄铁矿的天然可浮性相近，且黄铁矿矿藏量大、金含量低，因而通过浮选法既不能使砷硫得到别离，也不能使金得到进一步的富集；但天然金及毒砂的密度比黄铁矿大，选用重选法能够别离，然后收回金、砷。 （二）磁选细度实验 矿样的粒度组成是影响磁选成果的重要因素，实验首要在磁场强度为79.61ka/m的条件下，对磨矿细度进行了条件实验。实验流程如图1所示，实验成果见表4。由表4可知，跟着磨矿细度的添加，硫精矿中金、砷、硫的档次改变都不大，但硫的收回率跟着磨矿细度的添加而稍有削减，在磨矿细度为－200目50％时，硫的收回率为17.97％，为最优目标。考虑到本矿榜首价值金属为金，其次为硫，磨矿细度由终究重选选金目标断定。 （三）磁选场强实验 实验流程图如图2所示，实验成果见表5。由表5可知，跟着磁场强度的添加，磁硫精矿中金、砷、硫的档次改变不大，对金、砷的收回率影响也较小，仅硫的收回率稍有添加，但在磁场强度超越79.61KA／m后，增幅开端下降，归纳考虑，磁场强度挑选79.61KA／m。（四）重选细度实验 实验的终究意图是取得较好目标的金精矿，而重选是富集金的首要作业，因而需通过重选断定最优当选细度。将图1的磁选尾矿作为给矿继续进行摇床重选的细度条件实验，实验成果见表6。由表6可知，跟着磨矿细度的进步，重选精矿中金的档次进步起伏显着，从8.75％进步至16.96％，但收回率下降显着，从53.92％下降至32.54％。这一成果表明，磨矿一方面有利于金矿藏的单体解离，然后进步精矿档次；另一方面金矿藏或载金矿藏颗粒太细，摇床重选难以收回。考虑到此精矿需求精选，从完成较高的金收回率的视点动身，断定－200目占50％作为摇床粗选的最佳当选粒度，此细度与磁选时得到的适宜粒度契合。 （五）重选精矿再磨再重选细度实验 选别实验全流程见图3，实验成果见表7；由表7所知，原矿首要在－200目50％的细度下进行磁选和摇床粗选，重选粗精矿进一步细磨至－200目75％时可得到金档次为16.84g／t，收回率为47.63％的重选金精矿，一起，将45.49％的砷富集至金精矿。重选尾矿中仍含有档次为38.88％的硫，且收回率高达71.73％，但含砷较高，为2.19％，无法直接运用，因而有必要进行再加工，使其间砷的含量降至契合工业使用要求。 三、定论 （一）安徽某高砷高硫金矿中的金属矿藏首要是黄铁矿（部分碎裂、蚀变为胶黄铁矿）、磁黄铁矿、毒砂等，金部分为以微细粒天然金的形状存在，大部分与砷黄铁矿、胶黄铁矿及脉石亲近共生，难解离，归于典型的难处理金矿。 （二）原矿首要通过磁选可得到含硫36.11％，含砷0.03％，硫收回率为17.81％的合格硫精矿，磁选尾矿再通过摇床重选—磨矿—重选流程，可取得含金16.84g／t，含砷13.63％，金收回率为47.63％的金精矿。 参考文献 ［1］　薛　光，于永江.从含砷金精矿二段焙烧酸浸渣中化浸出金银的实验研讨［J］.黄金，2008（1）：4041 ［2］　黎鼎鑫，王永禄.贵金属冶金［M］.长沙：中南工业大学出版社，1991 ［3］　罗新民，魏党生，叶重新.安徽马山金矿浮选降砷工艺研讨［J］.湖南有色金属，2007（10）：6

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%。

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。

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-钻-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帅酸盐，然后降低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，就需要很大一笔费用。 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-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，%：9.3Si02；1.2Al2O3；24.0Fe总；2.94MSO；4.66CaO；1.02Cu；32.0As；1.13Co，0.43Bi；0.05Ni；15.5S总，1.58C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%范围内。通过热图解法研讨标明，砷黄铁矿的这种含矿变种比不含钴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490~730C范围内，能对这种精矿进行最激烈氧化。现已证明，这种精矿中所存在的含碳物质为了能吸附的活性石墨。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。 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；提高器内温度为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、硫收回率分别为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%。 砷不彻底提高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要用特殊的硫酸化剂。

一、前言 韶关冶炼厂两个系统的鼓风炉渣经烟化沪回收的次氧化锌达10000 t左右，其主要化学成份见表1。 表1  次氧化锌的化学成份元素ZnPbAsGeAg成份（%）50.28～54.225.21～16.184.17～9.740.022～0.0550.008～0.023 另外还有少量的C，S，Cl，F等，晶相表明：Zn，Pb，As以氧化物形态存在，Ge大部分以锗酸盐形态存在，Ag则被包含于Pb中。 目前绝大部分的次氧化锌返回烧结配料，这种处理方式有三个不足之处。 （一）由于次氧化锌中含砷总量近1000 t，韶关冶炼厂全厂约50%的砷富集进次氧化锌中，是该厂砷的汇聚点，同时每年从铅锌精矿中带人的砷约为500～800 t，如不及时处理。砷将会在系统中不断富集循环，对环保造成巨大的压力。 （二）砷的不断富集，各物料中砷含量将会越来越高，而高砷物料对该厂主体工艺—ISF炉有不可忽视的负面影响，同时给有价稀散金属锗、铟回收带来困难。 （三）次氧化锌返烧结配料时，粉尘大且含砷高，造成操作环境恶劣，同时配料加入过多的次氧化锌使烧结块的强度和成块率下降，影响烧结块的质量和产量。 因此，寻找合适的处理次氧化锌的方法，综合回收铅锌锗砷等有价金属，产出市场受欢迎的产品则能变废为宝，获得可观的经济效益。 二、试验原理及工艺流程 将次氧化锌加硫酸及少量水混合，则锌、铅迅速生成硫酸盐，发生的反应式主要有：     ZnO+H2SO4=ZnSO4+H2O                （1）     PbO + H2SO4 = PbSO4+H2O            （2）     ZnGeO3 +H2SO4 = ZnSO4 + GeO2+H2O   （3）     As2O3十3H2O=2H3AsO3                （4） 在350～550℃烙烧时，H3ASO3被重新分解，H2O和As2O3挥发：     2H3AsO3=AS2O3+3H2O                 （5） 而硫酸锌要在大于600℃时才能分解，硫酸铅的熔点则达1170℃，并且在950℃以上开始分解，这两种产物在此温度下都会留在焙砂中，不被挥发；由于次氧化锌中有少量碳，GeO2可能被部分还原成GeO，另外由于次氧化锌中的Cl， F存在也可能生成GeCl4，GeF4而造成有部分被挥发；而Cl，F则主要生成HCI，HF挥发出去。 将焙砂水浸时，硫酸锌溶于水中，锗也有30%溶解，而铅银则被富集在渣中以便进一步回收。其主要工艺流程图如图1。图1  硫酸焙烧水浸综合回收次氧化锌原则流程 三、试验部分 （一）直接酸浸 将次氧化锌加硫酸直接浸出：1/s= 5∶1，温度70～90℃，时间1.5h，终酸10～20 g/L，浸出时，Zn有96%被浸出，As，Ge约浸出94%、70%， F、Cl浸出90%以上，而Pb、Ag银留在渣中，浸出液的化学成份(g/L)；Zn90～100，As8～20，Ge0.1～0.2，F0.1～0.2，Cl0.1～0.2，酸浸液中的As、F、Cl含量都较高，要将其直接净化成电解液，难度十分大。 （二）硫酸焙烧 将次氧化锌加直接酸浸量酸耗110%～120%的硫酸和少量水混匀，然后将混料放入石墨坩埚中焙烧。试验考察了不同焙烧温度、硫酸量、焙烧时间等参数。 1、不同硫酸量对物料挥发率的影响 各取200 g次氧化锌加90mL，100mL，110mL，120mL，130mL硫酸于400℃焙烧7h，金属挥发率如图2。F，Cl在这种酸度范围挥发较彻底。图2  不同硫酸量对金属挥发率的影响 由图2可知，在这种酸度范围内，铅、锌全部在焙砂中，砷锗则随加酸量的增加而增加，在加入硫酸110～120mL（即加入直接酸浸耗酸量 110%～120%）时效果较好，砷的挥发率为90%以上。 2、不同焙烧温度对金属挥发率的影响 各取200 g次氧化锌加120 mL硫酸及少量水混匀，于300℃、350℃、400℃、500℃烙烧7h。F、Cl在较低温度范围内挥发完全，而砷则在350℃以上挥发可达90%以上，锗的挥发为40%左右，而铅、锌几乎不被挥发。挥发温度取400～500℃较合适。见图3。图3  不同焙烧温度对金属挥发率的影响 3、焙烧时间对金属挥发率的影响 各取200 g次氧化锌加115 mL硫酸（98%）及少量水于400～500℃焙烧3h、4h、5h、6h、7h，F、C1在3h就几乎挥发完全，金属挥发率曲线变化如图4。 图4  不同焙烧时间对金属挥发率的影响 由图4知，锌、铅始终没有什么挥发，砷、锗随时间增加挥发率增加。在5h左右时砷的挥发率达到90%以上，试验取焙烧时间5h较好。 综合以上条件，硫酸焙烧的最佳条件为：加入次氧化锌重量的1.1～1.2倍的硫酸，在400～500℃焙烧5h，便可获得理想的焙烧结果。 （三）焙砂酸漫将焙砂加水浸出，条件I/s= 5∶1，温度70℃，时间1.5 h，浸出终点pH=3，浸出渣量为次氧化锌的30%，浸出液及渣的化学成份如表2。 表2  焙砂水浸液及渣的化学成份物料ZnPbGeAsFCl1#液（g/L）105.280.0220.0320.300.00120.00381#渣（%）3.1451.700.0140.40——2#液（g/L）101.550.0140.0330.160.002650.00382#渣（%）2.5256.140.0120.21——3#液（g/L）107.210.0170.0290.170.001850.002963#渣（%）3.8352.620.0200.40—— 由表2知，浸出液中的As都在0.3g/L以下，F、Cl已符合电解要求，只要对酸浸液稍加处理就可得到合格的电解前液，而渣被富集成含铅50%以上含砷小于0.4%的铅精矿，可以返烧结配料或另外处理。 四、工业试验 工业试验共处理9.2 t次氧化锌，产出17.36t焙砂，0.75 t烟尘。试验利用回转窑进行脱砷、氟、氯，窑长12 m，直径1.2m倾斜度5。。试验条件为：次氧化锌：硫酸=1∶0.91，焙烧时间5 h，焙烧温度为450～550℃，进料500kg/h。由于加入的硫酸量几乎是与次氧化锌反应的量，所以烟囱的烟气几乎没有。其技术指标为：脱砷率在85%～95%，而F、Cl的脱除率大于95%，而Ge的挥发率比小型试验好，小于30%，而Pb、Zn、Ag几乎不挥发，焙砂中的砷小于0.5%，扩大试验中次氧化锌、焙砂及烟尘的化学成份的平均值如表3。 表3  工业试脸中次氧化锌、焙砂及烟尘的化学成份（%）物料PbZnAsGeAgFCl次氧化锌13.9052.895.420.0310.02250.06430.030焙砂7.5027.400.370.0120.0150.001180.00070烟尘6.002.6732.350.00290.0023—— 由表3可知，工业试验与小型试验基本吻合。 五、结语 （一）采用“硫酸焙烧－水浸”处理次氧化锌，工艺流程简单，铅、锌直收率高，成本低，所耗试剂少。在小型试验的基础上，工业试验证明该工艺能较好脱除次氧化锌的砷、氟、氯。 （二）在焙烧条件为：温度400～500℃，加酸量为次氧化锌重的110%～120%，焙烧时间为5 h，焙砂水浸条件为：1/s=5∶1，时间1.5 h，温度60～80℃，铅的直收率大于99%，锌的直收率为98%，砷的脱除率为90%，锗的直收率为60%。原料中的98%的锌、60%左右的锗、0.5%左右的砷进入浸出溶液，而铅、银全部留在渣中，浸出渣含铅50%以上，含砷小于0.4%。 （三）该工艺一个不足之处是锗在流程中分散，增加了锗的回收成本，降低了锗的回收率。

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过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%。烧渣的产率提高到精矿分量的59~62%。 半工业实验结果标明，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）。 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。

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）。 * 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。 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）中的钻、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，并下降钻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（H=SO4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，从而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。

原生金-砷矿石含有1~2%到10~12%的砷黄铁矿。在其他硫化物中，实际上常常有黄铁矿，有时还有磁黄铁矿。在很少情况下，矿藏中不含微粒金。这类矿石能够用化法或许先浮选然后对浮选精矿进行化的办法处理。矿石中大部分金常常呈微粒涣散状包裹在硫化物中。对这类矿石能够进行混合浮选，选出金-砷精矿或许金-砷-黄铁矿精矿。精矿进行焙烧，焙烧渣用化法处理或送冶炼厂冶炼。在焙烧进程中得到含砷的产品。可是，现在对这类产品的需求量不大。假如混合浮选后不能得到抛弃尾矿，那么可对浮选尾矿进行化或许对原矿进行化，而含金硫化物则用浮选法从化尾矿中收回。    浮选金-砷矿石时，有必要对已知的办法进行实验，即分段浮选，矿砂和矿泥别离浮选、在苏打介质中进行浮选等，以便改进金-砷矿石浮选进程的各项目标。浮选砷黄铁矿时，有必要往矿浆中加氧。磨矿进程中构成的碎铁可作为氧的吸收剂。当存在苏打灰时，铁的氧化和吸收氧进行得较慢。所以，在拟定浮选条件时，应当对磨矿机中增加的苏审察（耗量为1~2公斤/吨）进行实验，以便使磨矿机排矿中pH值到达10~10.2，然后在浮选时使其降到8.5~8.8。以硫酸铜作为活化剂是很有利的，其用量为100~200。克/吨。这种药剂应加在扫选中。在单个情况下，金和砷的收回率会跟着矿浆同捕收剂拌和时刻的增加（达20~30分钟）而进步。    有时，选用优先浮选分选出含金的黄铁矿精矿和砷精矿，或许单一的金-黄铁矿精矿是适宜的。假如黄铁矿精矿和砷精矿中的金是用不同办法进行收回或许需得到高晶位的砷精矿时，独自选出黄铁矿精矿和砷精矿是合算的。在下列情况下能够只选出单一的金-黄铁矿精矿：    当浮选尾矿符合抛弃金档次的要求，而砷又无工业价值时；    浮选尾矿中的金与黄铁矿精矿中的金不相同，它能够用化法收回时。    运用石灰或许在石灰介质顶用空气进行氧化，用软锰矿和按捺砷黄铁矿，可使黄铁矿与砷黄铁矿别离。在许多情况下，氧化剂的作用取决于氧化剂运用准则的拟定和遵守得怎么。氧化剂的用量过大，与矿浆触摸时刻过长都会引起砷黄铁矿的活化。    浮选泥质矿石和含碳矿石时的困难很大。矿泥中一般有含碳物质、各种页岩和碳酸盐。在浮选硫化物时，这些组分会进入精矿中，然后进步了精矿的产率和下降精矿质量。此外，矿泥能吸收浮选药剂并阻止硫化物的浮选。为了研讨泥质矿石，首要有必要断定矿石中的含金性并依据其质量能够实验下列办法：    矿石及其加工产品（粗选尾矿、中间产品、扫选精矿）的脱泥。假如有必要，别离后的矿泥应进行吸附化处理；    运用不同药剂（KMLI，IIAA，染料，淀粉等）按捺粗选、扫选或精选作业中的矿泥浮游；    浮选并用药剂处理矿砂部分。    含微粒浸染金的砷黄铁矿精矿和黄铁矿-砷黄铁矿精矿的工业运用问题，现在还未取得处理。因为对砷的各种化合物的需求量有限和这些化合物的毒性大，所以这个问题很难处理。    砷是火法冶金进程中的有害组分，所以送到冶炼厂中的精矿；对其间砷的含量有严厉的约束。    国外出产实践中，遍及选用对金-砷精矿进行焙烧，然后用化法处理焙砂。选用这一办法时，需求细心地从气相中捕收神，假如砷产品的销路欠安时，还需求花贵重费用将其储存或埋藏起来。最好是选用两段焙烧：I段焙烧的温度为500~580℃，并给入少数的空气，Ⅱ段焙烧温度为600~620℃并给入很多空气。只要这样，焙烧时才干不致生成易熔化合物，且能得到孔隙性杰出的焙砂。陪砂中的砷档次不该超越1~1.5%。假如在较高的温度下和给入过量的空气条件下进行一段焙烧，那将会因生成不易蒸发的盐（例如铁FeAsO4）而进步焙砂中的砷档次。盐会掩盖金的表面，阻止金在化进程中的溶解。对含有雄黄（AsS）和雌黄（As2S3）的物料进行焙烧时，在很大程度上会生成铁。在温度为600~620℃下进行的第二段焙烧大都为氯化焙烧或许氧化-氯化焙烧。在大都情况下；经过这种焙烧可使包裹在黄铁矿或砷黄铁矿中的金较充沛地露出出来。    对含碳的金-砷精矿进行焙烧时，最好分两段进行：在温度为500~600℃以及空气给入量缺乏的条件下进行榜首段焙烧，在温度为650~700℃以及给入过量空气下进行第二段焙烧。榜首段焙烧应该将砷烧到焙砂中的含量低于1%，而第二段焙烧应将活性碳和硫烧尽。为了使活性碳烧尽，不只需求给入过量的空气以及适当高的温度，并且还需求适当长的时刻。在欢腾焙烧炉中焙烧时，焙烧进程进行的较快，并且焙烧得较彻底充沛。为了在焙烧炉中完成不必燃料的自燃焙烧，精矿的含硫量应为22~24%。    假如焙烧渣送去熔炼，那么就能够进行一段焙烧。砷在这种焙烧渣中的含量容许到达2%。[next]    对金砷精矿或许焙烧后的焙砂进行化处理时，又有其不同的特色。对精矿进行化时，应该预先用碱处理，分段化，用低浓度氧化钙的化溶液进行浸出等。假如原矿或其精矿中含有砷的简略硫化物（雌黄或雄黄），那么在化时有必要用处理含锑矿石及其精矿的办法来进行实验。焙烧后的焙砂，一般需求用水冲刷，然后进行化并使化溶液中NaCN的浓度保持在0.08%以上。经过冲刷能大大下降和石灰的耗量。关于含有难以收回金的焙砂可用两段或许三段化来处理，必要时还能够用碱进行中间处理。碱能溶解砷的氧化物（特别是铁），并能使包裹在这些化合物中的金露出出来。处理焙砂时，需求NaOH的浓度为6~8%的碱溶液。并将矿浆加热到80~90%℃，处理时刻为2~3小时。然后使物料脱水，最终进行化并对液相中的金进行查验分析。往溶液中增加氢氧化物或氧化钙，就能使含Na3AsO4的碱溶液得以再生。砷呈钙方式沉积下来，溶液再用NaOH增浓。    先进行不彻底氧化焙烧，然后进行氯化蒸发是从金-砷精矿中收回金的一种可行办法。氯化蒸发实验的条件如下：焙砂中的含硫量为3.5~4%，NaCl耗量为焙砂分量的7.5~10%，氯化蒸发的温度为1000℃。在这些条件下，约有96~98%的金转入蒸发物中而被收回。    分化金-砷精矿的压热-碱浸办法值得进一步研讨。在温度为100℃，气相中的氧分压为10大气压的条件下，用150 ~180克/升NaOH溶液对精矿进行2小时的压热处理，就能确保非常彻底地使硫化物分化，使98~99%的砷和硫进入液相。冲刷后浸出渣中的金可用化法（不增加石灰）加以收回。压热分化能够在水介质中，借助于在50大气压下使空气中的氧经过压热浸出器来完成。在这些条件下，砷被氧化并生成铁和硫酸。    细菌浸出是使金-砷精矿被氧化的很有发展前途的办法。选用这一办法能适当彻底地使金露出出来。细菌浸出后所得到的砷化合物（主要是盐和亚钙）难溶于水中，并且其毒性很小。这是选用焙烧工艺和火法冶炼时生成的砷化合物所无法比拟的。    为了使砷黄铁矿氧化，主张选用人工培育的铁硫杆菌，其在原始溶液中的浓度为106-107细胞/毫升。细菌浸出的实验是在静态条件下进行的，有必要测定下列主要参数的最佳值：    原始细菌溶液的pH值；    三价铁的浓度；    原始矿浆中的液固比；    细菌浸出的时刻。    这些参数的原始数值是：pH值；1.8~2；Fe3+的浓度为3~4克/升，液固比=30~50，时刻为300~400小时。然后使细菌适应于详细的条件，溶液进行中间脱砷（增加石灰乳使pH值到达3~3.5），并依照顺流的工艺流程安排细菌浸出实验，力求缩短细菌浸出的时刻和在较稠的矿浆中完成这一办法。关于某些金-砷精矿来说，砷黄铁矿开端氧化的最佳条件是：液固比=5：1，浸出时刻为120~150小时。在砷黄铁矿被氧化的一起，部分黄铁矿（约30~40%）也被氧化。    细菌浸出后的浸出渣需用水洗刷，然后对浸出渣进行化。除了化法之外，还能够用法、水氯化法等进行实验。    为了从黄铁矿和砷黄铁矿中露出出金，还有一些比较新的办法（如机械化学法和电化学法）应引起注重。    部分氧化的矿石中所含的砷有一部分是呈臭葱石和其他氧化矿藏状况存在的。这种矿石中的金被臭葱石薄膜所掩盖，因而难以进行浮选和化。臭葱石可用脂肪酸捕收剂进行浮选。    为了从部分氧化矿石中收回金和砷，可用包含下列作业的流程进行实验：    用巯基捕收浮选金和硫化物，其精矿进行焙烧，焙砂加以化；    浮选尾矿用NaOH溶液处理，以便浸出砷和除去金粒表面上的薄膜；    残渣用化法处理；    用石灰或高浓度NaOH溶液从碱性溶液中沉积砷。石灰能沉积，一起还能使NaOH再生。再生后的NaOH能够循环运用。

当时，寻求和拟定一种合理的金-砷精矿处理技能，乃是黄金工业上一个急待处理的课题。本文作者用含金硫化物精矿对电化学氧化浸出法作了研讨，其意图在于包裹在使硫化物中的细粒涣散金充沛解离和露出，然后用化法加以收回。曾在实验室条件下，用电化学浸出法在苛性钠溶液中对金-砷精矿作了实验。    实验选用的三种精矿均属同一矿区，但精矿中黄铁矿和砷黄铁矿的含量各不相同。    精矿    黄铁矿含量%，    砷黄铁矿含量，%    I          36.3               18.3    II         15.6               10.7    III          5                8.3    金首要富存在两种矿藏中，但砷黄铁矿中的含金量比黄铁矿高。    一切精矿在处理工艺上看，均属难处理的精矿。这一点可经过对精矿中金的物相分析成果来证明（见表1）。依照焙烧--用酸或碱对焙砂进行化学处理--残渣进行化的工艺流程处理精矿时，精矿I的化尾矿中含金为4~5克/吨，而精矿Ⅱ和精矿Ⅲ的化尾矿中含金均不低于9~9.4克/吨。 表1  依据精矿的物相分析成果核算的金散布率金  的  形  式精矿I精矿II精矿II克/吨%克/吨%克/吨%用化法收回的金3.4011.385.6026.166.6022.15以铁的氢氧化物薄膜掩盖的金0.401.330.803.741.003.35与硫化物共生的金25.2084.0014.0065.4221.1071.14与石英共生的金1.003.341.004.681.003.36总  计30.00100.0021.40100.0029.80100.00     电化学浸出实验是在容积为1升的特殊结构的电解槽中进行的。每一种精矿独自运用一个浸出设备。实验时，称取100克物料，苛性钠的原始浓度为100克/升，溶液温度为70℃。    依据研讨成果来看，关于硫化物含量最高的精矿I来说，可以使下一步化后的尾矿中金到达答应含量的最佳浸出条件是：液：固=10：1，电流体积密度为8.3安/升，浸出时刻为8小时，而精矿Ⅱ和精矿Ⅲ的最佳浸出条件是：液：固；5：1，电流体积密度为5安/升。精矿II的浸出时刻为8小时，精矿Ⅲ为6小时电化学浸出后的溶液中，呈根离子的As有6~7克/升，呈硫酸根离子的5有5~13克/升和硅酸阴离子和铝有几毫克/升。苛性钠的剩下浓度为55~75克/升。用石灰处理溶液后，砷呈低溶解的钙方式从溶液中加以排出，而在用苛性钠增浓到150克/升和冷却到16~17℃时，硫则呈无水的硫酸钠方式被排出。经过这样净化，可使溶液中的砷含量下降到0.7克/升，硫下降到6.5克/升，然后为溶液的循环运用发明了条件。溶液经石灰处理后，用来浸出砷黄铁矿的苛性钠有60%得以再生。但用来浸出黄铁矿的苛性钠实际上不能再生。它以硫酸钠方式留在溶液中。 表2  用电化学浸出法处理金-砷的精矿的工艺目标指         标精矿I精矿II精矿II砷黄铁矿的浸出率%83.9571.8687.76黄铁矿的浸出率%52.2547.7245.30电化学浸出时苛性钠的耗量（包含再生），公斤/吨447178120电化学浸出时电耗，千瓦时/吨1833568426化尾矿中金含量，克/吨50.422.472.26转入溶液的金收回率%81.9288.4692.41     从表2数据中看出，依照下图中规则的工艺流程处理精矿I时，金的收回率与按焙饶流程处理时的同一个水平，而关于精矿Ⅱ和精矿Ⅲ而言，随化尾矿丢失的金，比用焙烧流程时下。降了3/4。[next]    对电化学浸出工艺处理精矿时的本钱进行扩展技能经济核算成果表明，各种费用取决于精矿的物质组成。精矿中黄铁矿的含量多少影响极大。关于低硫化物精矿，电化学浸出工艺比焙烧工艺在经济上有许多优越性，而关于含黄铁矿约15%的精矿而言，电化学浸出的本钱与焙烧本钱大致适当。    处理精矿Ⅱ的费用约为66.1卢布/吨，而精矿Ⅲ则为53.3卢布/吨。依照焙烧--焙砂化工艺流程处理金-砷精矿的费用为61.4卢布/吨。    关于处理黄铁矿含量高的精矿（精矿1）来说，用电化学浸出法在经济上是不合算的。可是，关于那些含有神黄铁矿和黄铁矿的部分产品而言，电化学浸出工艺在经济上确实是可行的。    结    论    关于上述三种砷黄铁矿和黄铁矿含量不同的难处理金-砷精矿来说，用电化学浸出法处理是有用的。对精矿进行电化学浸出后，可使72-87%的砷黄铁矿和45~53%的黄铁矿分化，然后可使残渣化后的尾矿金含量比按焙烧工艺处理的尾矿有所下降或许大致适当。

随着剩余空气量的增大砷的升华率则降低，同时提高了脱硫作用。在空气耗量对理论需要量低0.75时，烧渣中砷含量很高。 当焙烧温度在550~650℃时，砷的升华率最大（见图3）。当温度低于550℃时烧渣中仍留有大量未氧化的砷黄铁矿。从图4数据看出，焙烧温度对除硫有-定影响，而决定性的因素是空气的耗量（见图3和图4）。 烧渣中砷含量的提高（见图4）证明，在Ⅱ段焙烧中砷实际上是不升华的，而烧渣中的砷浓度有提高。 烧渣质量与往焙烧炉中装入精矿的速度的关系如图5所示。从图5中看出，在第1个焙烧炉的单位处理能力为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.昼夜时所得之结果较好。在进行半工业试验过程中曾确定了下列工艺制度：                                                                                         第I段               第Ⅱ段 沸腾层温度℃                                                 550~600              650~675     空气的过剩系数，a                                        0.75~1.0              1.5~2.0     沸腾层中气体流速，厘米/秒                        0.1~0012             0.10     昼夜处理能力，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。     按照上述工艺条件曾对连续作业的焙烧装置进行了8个昼夜的平衡试验（见表）。     金属平衡计算结果表明，被平衡的金属的误差均处在化学分析过程中所许可的误差范围内。大量金（79.8%）富集在焙砂中，而剩余的金留在收尘设备的烟尘中。金未随气体损失。

电化学浸出后的溶液中，呈根离子的As有6~7克/升，呈硫酸根离子的5有5~13克/升和硅酸阴离子和铝有几毫克/升。苛性钠的剩下浓度为55~75克/升。用石灰处理溶液后，砷呈低溶解的钙方式从溶液中加以排出，而在用苛性钠增浓到150克/升和冷却到16~17℃时，硫则呈无水的硫酸钠方式被排出。经过这样净化，可使溶液中的砷含量下降到0.7克/升，硫下降到6.5克/升，然后为溶液的循环运用发明了条件。溶液经石灰处理后，用来浸出砷黄铁矿的苛性钠有60%得以再生。但用来浸出黄铁矿的苛性钠实际上不能再生。它以硫酸钠方式留在溶液中。    从表2数据中看出，依照下图中规则的工艺流程处理精矿I时，金的回收率与按焙饶流程处理时的同一个水平，而关于精矿Ⅱ和精矿Ⅲ而言，随化尾矿丢失的金，比用焙烧流程时下。降了3/4。     对电化学浸出工艺处理精矿时的本钱进行扩展技术经济核算结果表明，各种费用取决于精矿的物质组成。精矿中黄铁矿的含量多少影响极大。关于低硫化物精矿，电化学浸出工艺比焙烧工艺在经济上有许多优越性，而关于含黄铁矿约15%的精矿而言，电化学浸出的本钱与焙烧本钱大致适当。     处理精矿Ⅱ的费用约为66.1卢布/吨，而精矿Ⅲ则为53.3卢布/吨。依照焙烧--焙砂化工艺流程处理金-砷精矿的费用为61.4卢布/吨。     关于处理黄铁矿含量高的精矿（精矿1）来说，用电化学浸出法在经济上是不合算的。可是，关于那些含有神黄铁矿和黄铁矿的部分产品而言，电化学浸出工艺在经济上确实是可行的。     结    论     关于上述三种砷黄铁矿和黄铁矿含量不同的难处理金-砷精矿来说，用电化学浸出法处理是有用的。对精矿进行电化学浸出后，可使72-87%的砷黄铁矿和45~53%的黄铁矿分化，然后可使残渣化后的尾矿金含量比按焙烧工艺处理的尾矿有所下降或许大致适当。

当时，寻求和拟定个一种合理的金-砷精矿处理技能，乃是黄金工业上一个急待处理的课题。本文作者用含金硫化物精矿对电化学氧化浸出法作了研讨，其意图在于包裹在使硫化物中的细粒涣散金充沛解离和露出，然后用化法加以收回。曾在实验室条件下，用电化学浸出法在苛性钠溶液中对金-砷精矿作了实验。     实验选用的三种精矿均属同一矿区，但精矿中黄铁矿和砷黄铁矿的含量各不相同。         精矿        黄铁矿含量%，     砷黄铁矿含量，%                       I                          36.3                                  18.3                      II                          15.6                                   10.7                     III                             5                                      8.3    金主要附存在两种矿藏中，但砷黄铁矿中的含金量比黄铁矿高。     一切精矿在处理工艺上看，均属难处理的精矿。这一点可通过对精矿中金的物相分析成果来证明（见表1）。依照焙烧--用酸或碱对焙砂进行化学处理--残渣进行化的工艺流程处理精矿时，精矿I的化尾矿中含金为4~5克/吨，而精矿Ⅱ和精矿Ⅲ的化尾矿中含金均不低于9~9.4克/吨。     电化学浸出实验是在容积为1升的特殊结构的电解槽中进行的。每一种精矿独自运用一个浸出设备。实验时，称取100克物料，苛性钠的原始浓度为100克/升，溶液温度为70℃。 依据研讨成果来看，关于硫化物含量最高的精矿I来说，可以使下一步化后的尾矿中金到达答应含量的最佳浸出条件是：液：固=10：1，电流体积密度为8.3安/升，浸出时刻为8小时，而精矿Ⅱ和精矿Ⅲ的最佳浸出条件是：液：固；5：1，电流体积密度为5安/升。精矿II的浸出时刻为8小时，精矿Ⅲ为6小时。

假如焙烧渣送去熔炼，那么就能够进行一段焙烧。砷在这种焙烧渣中的含量容许到达2%。    对金砷精矿或许焙烧后的焙砂进行化处理时，又有其不同的特色。对精矿进行化时，应该预先用碱处理，分段化，用低浓度氧化钙的化溶液进行浸出等。假如原矿或其精矿中含有砷的简略硫化物（雌黄或雄黄），那么在化时有必要用处理含锑矿石及其精矿的办法来进行实验。焙烧后的焙砂，一般需求用水冲刷，然后进行化并使化溶液中NaCN的浓度保持在0.08%以上。经过冲刷能大大下降和石灰的耗量。关于含有难以收回金的焙砂可用两段或许三段化来处理，必要时还能够用碱进行中间处理。碱能溶解砷的氧化物（特别是铁），并能使包裹在这些化合物中的金露出出来。处理焙砂时，需求NaOH的浓度为6~8%的碱溶液。并将矿浆加热到80~90%℃，处理时刻为2~3小时。然后使物料脱水，最终进行化并对液相中的金进行查验分析。往溶液中增加氢氧化物或氧化钙，就能使含Na3AsO4的碱溶液得以再生。砷呈钙方式沉积下来，溶液再用NaOH增浓。     先进行不彻底氧化焙烧，然后进行氯化蒸发是从金-砷精矿中收回金的-种可行办法。氯化蒸发实验的条件如下：焙砂中的含硫量为3.5~4%，NaCl耗量为焙砂分量的7.5~10%，氯化蒸发的温度为1000℃。在这些条件下，约有96~98%的金转入蒸发物中而被收回。 分化金-砷精矿的压热-碱浸办法值得进一步研讨。在温度为100℃，气相中的氧分压为10大气压的条件下，用150~180克/升NaOH溶液对精矿进行2小时的压热处理，就能确保+分彻底地使硫化物分化，使98~99%的砷和硫进入液相。冲刷后浸出渣中的金可用化法（不增加石灰）加以收回。压热分化能够在水介质中，借助于在50大气压下使空气中的氧经过压热浸出器来完成。在这些条件下，砷被氧化并生成铁和硫酸。     细菌浸出是使金-神精矿被氧化的很有发展前途的办法。选用这-办法能适当彻底地使金露出出来。细菌浸出后所得到的砷化合物（主要是盐和亚钙）难溶于水中，并且其毒性很小。这是选用焙烧工艺和火法冶炼时生成的砷化合物所无法比拟的。     为了使砷黄铁矿氧化，主张选用人工培育的铁硫杆菌，其在原始溶液中的浓度为106-107细胞/毫升。细菌浸出的实验是在静态条件下进行的，有必要测定下列主要参数的最佳值：     原始细菌溶液的pH值； 三价铁的浓度， 原始矿浆中的液固比 细菌浸出的时刻。     这些参数的原始数值是：pH值；1.8~2；Fe3+的浓度为3~4克/升，液固比=30~50，时刻为300~400小时。然后使细菌适应于详细的条件，溶液进行中间脱砷（增加石灰乳使pH值到达3~3.5），并依照顺流的工艺流程安排细菌浸出实验，力求缩短细菌浸出的时刻和在较稠的矿浆中完成这-办法。关于某些金-砷精矿来说，砷黄铁矿开端氧化的最佳条件是：液固比二5：1，浸出时刻为120~150小时。在砷黄铁矿被氧化的一起，部分黄铁矿（约30~40%）也被氧化。     细菌浸出后的浸出渣需用水洗刷，然后对浸出渣进行化。除了化法之外，还能够用法、水氯化法等进行实验。     为了从黄铁矿和砷黄铁矿中露出出金，还有-些比较新的办法（如机械化学法和电化学法）应引起注重。 部分氧化的矿石中所含的砷有-部分是呈臭葱石和其他氧化矿藏状况存在的。这种矿石中的金被臭葱石薄膜所掩盖，因而难以进行浮选和化。臭葱石可用脂肪酸捕收剂进行浮选。 为了从部分氧化矿石中收回金和砷，可用包含下列作业的流程进行实验： 用巯基捕收浮选金和硫化物，其精矿进行焙烧，焙砂加以化； 浮选尾矿用NaOH溶液处理，以便浸出砷和除去金粒表面上的薄膜； 残渣用化法处理；    用石灰或高浓度NaOH溶液从碱性溶液中沉积砷。石灰能沉积，一起还能使NaOH再生。再生后的NaOH能够循环运用。