钼精矿外观为黑色或稍带银灰色极细粉末，其用途为浮选所得的钼精矿，供生产氧化钼、钼铁、钼盐等用。出口钼精矿的包装，有以下两种：①内玻璃纤维袋，外麻袋、每袋 净重50kg；②内乳胶袋、外麻袋每袋净重25～30kg或50kg。质量规格及化学成分根据GB3200—89钼精矿的技术条件，共分三个品级 九个品种(见表6-6-39)。表6-6-39 钼精矿质量规格品级 种类 钼%不小于 杂 质%,不 大 于SiO2 As Sn P Cu Pb Cao特级品 一类 51 7.0 0.05 0.04 0.03 0.2 0.30 2.8二类 51 8.5 0.03 0.02 0.02 0.2 0.15 1.4三类 51 5.0 0.10 0.10 0.05 0.5 0.60 1.5一级品 一类 47 9.0 0.07 0.07 0.05 0.3 0.40 3.0二类 47 11.0 0.05 0.05 0.03 0.3 0.20 2.0三类 47 6.0 0.20 0.15 0.10 1.0 1.50 1.5二级品 一类 45 12.0 0.07 0.07 0.07 0.3 0.50 3.0二类 45 13.0 0.06 0.06 0.04 0.3 0.30 2.0三类 45 6.0 0.25 0.15 0.15 1.5 1.50 2.0注:①表中一类，二类系采用浮选方法生产的钼精矿产品，三类系钨锡 钼等多金属矿综合回收钼精矿产品；②钼精矿中铼为有价元素，供方应提供分析数据。.检验标准出口钼精矿化学成分检验按照GB/T15079—94进行。.注意事项①根据用户要求，生产单位可供Mo≥54%的钼精矿 产品；②经供需双方协议，可调整上表个别指标；③浮选钼精矿产品粒度要求通过200目筛筛下物不小于60%；综合回收钼精矿产品粒度应由供需双方协议；④钼精矿产品中水分与油 分含量之和不得大于4%；⑤精矿产品中不得混入外来杂物。

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。

在钼的开发中，矿石必须经过选矿富集，生产出含钼量较高，有害杂质很少的合格钼精矿。然后，再去生产所需产品。从钼精矿开始，到各种含钼钢材、钼基合金和钼的各种化工产品。其间，必须经过一个初级加工过程，生产出一系列初级钼产品。     钢铁的钼添加剂，主要以钼铁、氧化钼和钼酸钙形式出现。     钼及钼基合金的基本原料是高纯三氧化钼。     固体润滑剂基本成份是高纯二硫化钼粉。     催化剂、颜料及其他化工产品的基本原料通常为钼酸铵、钼酸钠或高纯三氧化钼。 由钼精矿生产这些初级加工产品的工艺流程见下图。   图  钼精矿深加工原则流程

1. 概述 　　钼在我国储量居世界前列，辽宁锦西、陕西金堆成、吉林、山西、河 南、福建、广东、湖南、四川、江西等省均有钼矿，且储量大，开发条件好，产值在全国占有重要位置。具有工业价值的钼矿藏首要是辉钼矿(MoS2),约有99%的钼矿是以辉钼矿(MoS2)状况挖掘出来的。现在，我国钼精矿首要对俄罗斯、日本以及西方国家出口。               2.性质 　　MoS2为铅灰色，与石墨近似，有金属光泽，属六方晶系，晶体常 呈六方片状，底面常有斑纹，质软有滑感，片薄有挠性。比重4.7～4.8，硬度为1～1.5 ，熔点为795℃，MoS2划在陶瓷板上的条痕为浅绿灰色或浅绿黑色，加热至400～500℃时MoS2很简单氧化而生成MoS3，硝酸和都能使辉钼矿(MoS2)分化。 　　3.用处 　　MoS2用于出产钼铁合金、金属钼、钼酸钙、钼酸铵、润滑剂等。 　　4.产制 　　辉钼矿(MoS2)是简单浮选的矿藏，浮选法是MoS2精选的首要办法。用浮选法可得到含85～95%的钼精矿，总回收率达90%。 　　5.包装 　　出口钼精矿的包装，有以下两种：①内玻璃纤维袋，外麻袋、每袋 毛重50kg;②内乳胶袋、外麻袋每袋毛重25～30kg或50kg。 　　6.质量规格及化学成分 　　依据GB3200—89钼精矿的技能条件，共分三个等第九个品种(见表)。 表： 钼精矿质量规格等第品种钼%不小于杂 质%,不 大 于SiO2AsSnPCuPbCao特级品一类517.00.050.040.030.20.302.8二类518.50.030.020.020.20.151.4三类515.00.100.100.050.50.601.5一级品一类479.00.070.070.050.30.403.0二类4711.00.050.050.030.30.202.0三类476.00.200.150.101.01.501.5二级品一类4512.00.07

到笔者发稿停止，该矿山的大规模出产探究可简略概括为四个不同的出产阶段，榜首出产阶段是仅收回一个钼精矿产品，选得钼精矿含钼27%～32%，含铜大于2.5%，钼收回率约为55%左右；第二出产阶段是优先浮钼，浮钼的尾矿经一次磁选作业收铁，得到钼精矿和铁精矿两个产品，得到钼精矿含钼29%～34%，含铜大于2.5%，钼收回率进步到65%左右，铁精矿含铁大于60%；第三出产阶段是先经过磁选除铁，并增加二次开路磁精选作业，磁粗选的尾矿和二次磁精选的中矿一起浓缩后再浮钼，仍然是得到钼精矿和铁精矿两个产品，得到钼精矿含钼36%～38%，含铜大于2.5%，钼收回率进一步进步至70%左右，铁精矿含铁进步到63%以上；第四阶段出产工艺同三，只是是浮钼加药工艺的进一步调整，使钼的浮选收回有了新的打破，钼收回率高达82%以上，别的磁选作业下降了给矿浓度，加大了冲刷水量，铁精矿档次也稳中有升，各项选矿目标均相应进步，出产工艺逐步走向老练，仅有缺乏之外是钼精矿档次仍在38%～40%徜徉，针对摆在厂商面前的这一严峻课题，我所受厂商托付展开了体系的小型实验研讨，实验成果标明，使用高效调整剂TZK－3可有用处理这一难题，能在安稳进步钼精矿主档次的一起，有用下降钼精矿中的含杂率。笔者收到矿样时正值现场出产的第二阶段。 本文介绍一种新式高效环保型调整剂TZK－3，是株洲选矿药剂厂科研所近期根据药剂在矿粒表面的作用机理，改动分子结构，增加有用官能团复合而成的一种新式高效低毒、环保型调整剂，毒性实验研讨标明，小白鼠服用TZK－3的半致死量D50=2000.46mg/kg，而丁基黄药比照实验D50=332.6mg/kg，阐明调整剂TZK－3毒性远远低于丁基黄药，属低剂。选矿小型实验研讨标明，使用TZK－3高效调整剂在促进其它有价金属选矿收回的前提下，可显着进步钼精矿主档次，钼精矿主档次可安稳在48%以上，完结了质的腾跃，一起有用下降钼精矿中铜、铅、锌等杂质的含量，铜档次可安稳控制在0.5%以下，也显着改痒钼的浮选收回作用，有用地进步了矿产资源的归纳利用率，具有显着的经济效益和社会效益。 一、矿石性质 实验矿样取自选矿出产现场，经二段一闭路破碎至－2mm，均匀混样后，缩分出每个所需的样品供实验研讨用。 （一）试样的矿藏组成 矿石中首要金属矿藏有磁铁矿、辉钼矿、黄铁矿、黄铜矿、方铅矿、少数闪锌矿和微量辉铋矿。脉石矿藏首要有绿泥石、硅灰石、石榴石、方解石等。矿石硬度7～10。原矿含铁39.41%、钼0.69%、铜0.20%、铅0.37%、锌0.18%、硫6.79%、砷0.17%、二氧化硅4.74%、氧化镁0.45%、氧化钙2.17%。（二）实验矿样的工艺矿藏学特征 辉钼矿是该原矿中最首要的收回目标之一，呈粗、细不等粒不均匀嵌布，常以自形、半自形结构产于磁铁矿边际，或为磁铁矿与硫化矿触摸裂隙中，或为磁铁矿与脉石矿藏裂隙中，或产于黄铁矿等硫化矿晶体裂隙中，或存在于金属硫化物与脉石矿藏之间。总归，钼矿藏嵌镶联系比较复杂，嵌布粒度粗细不均匀性显着。 铁矿藏首要为磁铁矿，多以自形、半自形或他形粒状集合体呈细密块状、斑块状，条带状、粒状、脉状等与硫化矿或脉石矿藏严密嵌布。 二、实验研讨 （一）磨矿细度实验 众所周知，磨矿细度是决议浮选作用好坏的首要因素之一，磨矿细度不行，有用矿藏没有充沛解离，无法进行有用分选，磨矿细度过细，导致有用矿藏过磨，意图矿藏有用上浮的难度增大，收回作用变差，该原矿中辉钼矿具有易过破坏特色，因而在必定范围内，跟着磨矿细度的进步，钼收回率有下降趋势，铁精矿中搀杂显着加强，铁精矿档次亦出现下降态势，因而把握好原矿当选的细度条件十分要害。总结现场一、二阶段出产经历及后续小型实验标明，磨矿实验流程确定为优先选铁，除铁尾矿浓缩后再浮钼的准则实验流程，见图1，小型实验以钼矿藏的有用上浮目标为首要参照根据，现将细度实验成果列于表1。表1  磨矿细度实验成果/%从表1实验成果比照可知，磨矿细度选定81.05%－74μm为宜。 （二）准则工艺流程比照实验及出产实践目标比照 计划一选用优先浮钼，浮钼流程是一次粗选、五次精选、三次扫选、中矿次序回来，浮钼尾矿进入磁选收铁，选铁为一次粗选、两次精选全开路流程，磁粗选的尾矿和二次磁精选的中矿一起为终究尾矿。计划二首要选用磁选除铁（选铁实验流程同计划一），选铁的尾矿再浓缩浮钼（浮钼实验流程亦同计划一），浮钼的尾矿即为终究尾矿。两计划比照实验成果见表2，两种不同工艺条件下的出产比照目标见表3。表2  准则工艺流程比照实验成果/%表3  出产目标比照1%表2实验成果标明，计划二选矿目标显着优于计划一，钼金属收回率和精矿档次均显着进步。也正是科研成果的推广使用，出产实贵中各项选矿技术目标均获得显着进步，详细目标比照见表3。出产实践标明，出产工艺的简略调整，大起伏进步各项选矿经济技术目标。 （三）调整剂比照实验 现在，现场出产钼精矿档次偏低，多元素检测数据显现，首要是钼精矿中铜、铅、锌、铁等杂质含量居高不下，针对这一实际情况，株洲选矿药剂厂科研所选矿研讨室使用最新研发的高效调整剂TZK－3，环绕怎么进步钼精矿档次，怎样下降钼精矿中铜、铅、锌、铁等杂质含量进行了体系的实验研讨，获得了许多可喜信息，现将成功使用高效调整剂TZK－3的实验成果与现场用药条件的比照成果列于表4。 表4  不同用药条件下的比照实验成果/%实验数据标明，使用高效调整剂TZK－3，钼精矿档次完结了质的进步，钼精矿含杂可大起伏下降。两种不同用药计划条件下所产出钼精矿多元素检测成果列于表5。 从表5数据比照不难知道，增加调整剂TZK－3加强选钼，产出钼精矿含杂显着下降，现在，出产现场正值流程整改建造期，有待出产工艺流程整改建造完结，再进行出产实践验证。 表5  选用不同调整荆钥精矿多元素分析成果/%三、定论 （一）高效调整剂TZK－3对该原矿适应性较强，在钼浮选收回率根本相等的前提下，可有用进步钼精矿主档次，显着下降钼精矿中杂质的含量，在现场推广使用只是是以药换药，简单施行。 （二）经过出产工艺流程和加药准则的合理调整，可显着进步矿产资源的归纳利用率，为矿山厂商寻觅到了新的经济增长点，对推进厂商的开展有活跃的促进作用，收到提质降杂、增产增收的两层作用，具有显着的经济效益和社会效益。

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。

含钼大于57%的钼精矿（含MoS2大于95%）首要使用于化工行业，国内外常用湿法冶金提纯，不只本钱高，并且污染环境。金堆城钼业集团有限公司（下称金钼集团）卅亩地选矿厂出产的钼精矿档次已到达52%以上，处于国内领先水平，但与世界商场上档次为54%的钼精矿比较，还有必定的距离。别的，该公司加工二硫化钼粉需求档次为56%的钼精矿，而原有浮选工艺不能满意出产需求，致使二硫化钼产量受限。为了进步金钼集团甚至我国钼选矿技能水平和钼产品竞争能力，进行了用浮选法出产钼档次为57%的钼精矿的工艺研讨与工业出产。       一、工艺矿藏学研讨       （一）矿石性质       金堆城钼矿矿石类型分为花钢斑岩型、角页岩化型、黑云母化型、石英岩化型及绿泥石化型，矿石中金属矿藏首要有辉钼矿、黄铁矿、黄铜矿、磁铁矿，非金属矿藏首要有长石、石英、云母等。矿石多元素分析效果（%）为：Mo 0.135，Cu  0.038，Pb  0.004，S  3.06， TFe  6.56， SiO2  58.53，CaO  2.89，MoO3  0.005， P2O5  0.25， TiO2  0.87，CaF2  1.16，Al2O3  11.98。       辉钼矿首要以鳞片状、片状、板条状赋存于各种矿脉中，与石英、长石、白云母、黄铁矿、黄铜矿关系密切，首要散布在－0.592mm粒级，属细粒嵌布。其嵌布粒度在花岗斑岩中最粗，在角页岩化、绢云母化和绿泥石化安山玢岩中较粗，在黑云母化安山玢岩中最细。欲取得高档次的钼精矿，有必要使辉钼矿充沛单体解离，一起又不能过磨。       （二）原出产钼精矿藏理化学性质分析       1、钼精矿多元素分析       钼精矿多元素分析效果见表1。   表1  原出产钼精矿多元素分析效果元素MoSiO2CuPbCaOPAsTFe质量分数51.895.040.0580.0300.5000.010＜0.011.23       由表1看出，原出产钼精矿中首要杂质化学成分为SiO2和铁。SiO2由石英和硅酸盐带入，铁首要由黄铁矿和黄铜矿带入。别的，CaO含量也比较高。要使这些杂质矿藏与辉钼矿有用别离，有必要增加有用的调整剂。因而，运用有用按捺剂完成辉钼矿与杂质有用别离是该研讨的技能难点之一。       2、原出产钼精矿粒度组成及单体解离情况       钼精矿粒度组成及单体解离情况见表2。   表2  钼精矿粒度组成及单体解离情况粒级/μm产率档次金属散布率补白＋74 －74＋48 －48＋40 －40＋38 －38 合 计2.38 16.54 4.46 5.94 70.68 100.051.84 50.67 50.30 49.27 52.05 51.892.39 16.25 4.35 5.68 71.33 100.0单体解离度为96.30%       由表2看出，原出产钼精矿的细度为－38μm占70.68%，粒度比较细。但钼精矿档次比较低，其间－38μm粒级的档次仅占52.05%，阐明矿粒表面被剩余药剂和矿泥污染，选别过程中还存在机械搀杂现象，这是影响钼精矿档次的首要原因。因而，选用新的再磨或擦拭工艺，磨剥清洗掉矿粒表面吸附的油药和污染物，翻开泡沫聚团，是进步钼精矿档次的技能难点之二。       别的，原出产钼精矿的单体解离度虽然已到达96.30%，但从＋38μ各粒级的钼档次均显着低于－38μm粒级来看，有必要对再磨工艺进行研讨，使＋38μm粒级的连生体进一步单体解离。       二、原精选工艺改善研讨       通过深化体系的实验研讨，对卅亩地选矿厂原精选工艺进行了一系列改造，首要有：（1）对粗精矿再增加一次精选，甩掉很多的微细粒矿泥，进步粗精矿档次至12%～13%；（2）榜首段再磨方位断定在低档次粗精矿进行一次精选之后，磨矿细度为－38μm80%；（3）第二段再磨与榜首段再磨之距离3次浮选作业，磨矿细度为－38μm85%。通过以上改善，使有用矿藏充沛单体解离，流程结构愈加合理，工艺条件愈加优化。       三、深度精选工艺研讨       （一）实验计划的断定       对原精选工艺改善后，可以出产出档次为57%的钼精矿，但产率仅为5%～6%，回收率低，金属丢失严峻。为了确保回收率，对现场出产出的钼精矿进行了深度精选工艺研讨，拟将钼精矿再浮选，分选出两种产品，一种是档次为57%的钼精矿，另一种是普通钼精矿。依据钼精矿粒度组成及首要杂质赋存情况，断定实验计划如下：（1）选用再磨和擦拭工艺，使细粒连生体进一步单体解离，擦拭矿粒表面，削减机械搀杂；（2）增加水玻璃按捺石英及硅酸盐矿藏；（3）用调理浮选矿将pH值，按捺黄铁矿；（4）增加TGA、P－Nokes按捺黄铜矿，方铅矿等硫化矿藏。       （二）首要工艺条件实验       1、药剂用量实验       依据前期实验研讨效果，断定TGA和P－Nokes的用量为700kg/t（按钼精矿计）。经实验研讨，断定水玻离和的用量为10kg/t。       2、再磨细度实验       研讨效果标明，钼精矿若不进行再磨而直接选别，因为油药对矿粒表面的严峻污染，以及辉钼矿单体解离粒度较低一级原因，钼精矿档次难以大起伏进步。当再磨细度到达－38μm88%时，精矿档次显着进步，但细度再进步将导致精矿产率下降，这与微细粒泥化，选别效果变差有关。归纳考虑，钼精矿再磨细度断定为－38μm90%左右。       3、擦拭实验       据材料介绍，擦拭首要是铲除矿藏表面的污染物，翻开微细粒聚团，还有必定的磨剥效果，然后康复矿藏表面原本的物理化学性质，进步分选功率。实验效果标明，擦拭后浮选，钼精矿档次可进步1%～2%。因而，擦拭技能可用于钼的精选作业中。擦拭方位与再磨距离2～3次选别作业较为合理。       4、浮选浓度实验       实验标明，浮选浓度对精矿档次有显着影响。浮选浓度越小，精矿档次越高，但产率越低，反之亦然。阐明浓度越大，杂质随泡沫机械搀杂愈严峻。归纳分析，断定适合的浮选浓度为12%左右。       （三）流程结构实验       首要流程计划有三：一段再磨；两段再磨；一段再磨、一段擦拭。实验效果为：一段再磨精矿产率较大，但档次较低，难以确保高品质钼精矿的安稳出产，故不宜选用；两段再磨精矿档次虽高，但产率较小；一段再磨、一段擦拭流程效果最好，不光精矿档次高，并且精矿产率也大。因而断定选用一段再磨、一段擦拭、一次粗选、五次精选的工艺流程。       （四）闭路实验       依据研讨断定最佳工艺条件，进行了闭路实验。实验流程为一段再磨、一段擦拭、一次粗选、五次精选。实验效果为，高品质钼精矿档次可达58.14%，产率为51.60%，尾矿档次为45.26%，可作为普通钼精矿产出。       四、精选浮选机结构及参数研讨       浮选技能经济目标的好坏，与所用浮选机的功能密切相关。为了寻求适合于钼精选的浮选机，体系地进行了精选浮选机结构、参数、类型等实验研讨。研讨效果标明，射流浮选机可减轻微细粒脉石的机械搀杂，进步精矿档次，但运转情况受给矿动摇的影响较大，在现场操作不易控制，目标不安稳；JF－1.5型精选浮选机也能使精矿档次有必定程度的进步，但运转过程中，泡沫喷淋设备很难正常运转，又因为精选泡沫较黏、流动性差，泡沫自溢式不可行；BF型浮选机经改善后，其功能优越，进步精选档次起伏相对较大，操作便利、运转安稳，但动力耗费和一次性投入较大；WCF浮选柱进步档次也较为显着，运转情况较射流浮选机安稳，但操作不便利，目标动摇较大。归纳分析比较，BF型浮选机为最佳机型。       五、工艺规划       （一）规划思路       1、改造原精选工艺，使用深度精选工艺。精选作业精矿档次到达54%左右，深度精选作业确保高品质钼精矿档次57%以上。       2、工艺具有灵敏性。正常只开精选作业，需求57%以上档次的产品时，开动深度精选作业。       3、工艺上采纳增加粗精矿浓缩脱药，调整再磨方位，增加水玻璃和，调整作业浓度和浮选时刻的办法。       4、浮选机选用BF型自吸式浮选机。       （二）规划工艺流程       依据实验研讨，结合卅亩地选矿厂原精选工艺情况，规划精选工艺流程为：粗精矿进入稠密机浓缩脱药，稠密机底流经Ⅰ段再磨、三次精选、Ⅱ段再磨、六次精选，得到档次为54%的钼精矿。为了得到高档次低含杂的钼精矿，再对精选泡沫进行强浮选，通过浓缩脱药、一段再磨、一次粗选、五次精选，得到含钼≥57%、SiO2＜2.5%的高品质钼精矿。       规划工艺技能目标见表3。   表3  规划目标作 业产 物产 率品 位回收率精 选粗精选 精  矿 精尾矿 原  矿2.314 0.208 2.106 100.05.00 54.00 0.154 0.13089.00 86.50 2.50 100.0深度精选高品质钼精矿 低品质钼精矿 原  矿50.00 50.00 100.057.00 49.00 53.0053.77 46.23 100.0       六、工业出产实践       （一）精选段目标比照       1999年10月，57%钼精矿技能效果使用于卅亩地选矿厂。五年多的出产实践标明，粗精矿档次到达6.40%，较改造前进步了2.41%，粗选回收率到达88.94%，进步了0.26%；精选段钼精矿档次到达53.39%，进步了1.45%；精选回收率到达98.18%，进步了2.60%。选钼理论回收率到达87.31%，进步了2.55%。改造前后目标比照见表4。     表4  改造前后精选体系出产目标比照阶段原矿档次粗精矿 档次精矿档次粗选 回收率精选 回收率理论 回收率年度改造前0.135 0.143 0.1513.99 4.20 6.2551.94 53.20 53.3688.68 88.82 88.7995.58 97.63 98.4384.76 86.71 87.401999 2000 2001改造后0.145 0.142 0.1386.64 7.23 7.6553.54 53.31 53.5388.83 88.98 89.2698.38 98.29 98.1487.39 87.46 87.602002 2003 2004改造后均匀0.1436.4053.3988.9498.1887.31 增幅 ＋2.41＋1.45＋0.26＋2.60＋2.55        （二）深度精选工艺使用效果       经屡次流程调查，深度精选工艺研讨规划合理，技能目标安稳。在不影响回收率的条件下，高品质钼精矿档次达57.52%，SiO2含量小于2.0%，产率为51.14%，回收率为53.82%，到达并超过了规划目标（见表5）。57%钼精矿质量目标见表6。   表5  深度精选工艺出产目标产品产率档次回收率规划实践规划实践规划实践高档次钼精矿 低档次钼精矿 当选钼精矿50.00 50.00 100.051.14 48.86 100.0057.00 49.00 53.0057.52 48.29 53.1853.77 46.23 100.053.82 46.18 100.0   表6  57%钼精矿质量目标  元素MoSiO2CaOCuPbTFe质量分数57.451.430.240.0390.0350.43       深度精选工艺的成功使用，创始了用浮选法出产57%的钼精矿的先例，标志着金钼集团选矿技能和产品质量到达了世界先进水平。金钼集团可以依据商场需求，合理调整产品份额，灵敏安排工业出产，为后续加工业供给优质质料，然后提升了钼产业链技能水平和钼产品技能含量，坚持厂商继续健康发展。       七、技能经济分析       （一）技能水平分析       钼选矿技能，就世界而言，美国、加拿大最为选进。其特色是矿山规划大，工艺设备先进，自动控制水平高，选矿回收率和产品质量高。国内外同类矿山选矿工艺和首要出产目标比较见表7。       从表7可以看出，国外钼原矿档次遍及较高，钼矿藏嵌布粒度粗，简单单体解离，有利于选别并取得好的技能目标。钼精选工艺，国外大多为再磨段数多，精选次数少。比较之下，国外大多为再磨段数多，精选次数少。比较之下，金钼集团卅亩地选矿厂改造后的精选工艺只要两段再磨，在原矿档次较低的情况下，钼精矿档次即到达53%以上，精选回收率达98.18%，到达世界先进水平。57%钼精矿国内外常用湿法冶金提纯，用浮选法工业化出产出57%的钼精矿，国内外未有成功先例。所以，该研讨为国钠外创始，其技能水平到达世界先进水平。   表7  国内外首要钼选矿厂出产目标比较国家矿山原矿钼精矿钼精选工艺特色档次磨矿细度 －74μm档次精选 回收率美 国克荚 麦克斯0.17040～455498粗精矿浓缩脱药，三段再磨（砾），一次擦拭，五次精选，一、二次精选各有一次扫选粗精矿浓缩脱药，三段再磨（砾），四次精选，一、二、四次精选各有一次扫选三段再磨，五次精选一段再磨，八次精选，一次精粗选，两次扫选。深度精选体系：一段再磨，一次粗选，五次精选美 国享德森0.300435497.5加拿大恩达科0.09040～425498中 国 JDC百花岭0.13255～605298.08卅亩地0.13255～605798.18       （二）经济效益分析       研讨使用后，精选体系因钼精矿质量和回收率的进步，取得了明显的经济较益；深度精选工艺用浮选出产出57%钼精矿，出产本钱较湿法冶金有所下降（深度精选出产本钱为700元/t精矿，酸浸工艺出产本钱为1000元/t精矿），产品质量到达二硫化钼出产需求，为二硫化钼酸浸工艺削减用量奠定了根底。经核算，因钼精矿质量进步，二硫化钼出产本钱下降近10000元/t。效果使用以来，各年度发生的经济效益计算效果见表8。   表8  经济效益计算效果年度新增产量新增赢利二硫化钼节省本钱新增税金新增利税之和2000年 2001年 2002年 2003年 2004年 合  计 年均匀982 1241 1745 2288 6120 12376 2475634 857 1129 1480 3957 8057 1611162 478 560 562 945 2707 542234 296 416 545 1459 2950 5901030 1631 2105 2587 6361 13714 2743       （三）社会效益分析       57%钼精矿工业化出产，进步了我国钼选矿技能水平，增加了我国在钼产品上的优势种类和产品竞争力，提升了我国钼产品在世界上的名誉；其次为同类矿山工艺研讨和技能改造供给和供鉴；一起为金钼集团出产二破化钼粉和焙烧“60”氧化钼供给了优质质料，然后出产出附加值更高的钼化工和钼深加工产品，对金钼集团统领国内钼商场、赶超世界选钼水平具有重要的现实意义。       八、定论       （一）通过一系列研讨，对卅亩地选矿厂原精选工艺进行了成功改造，取得了明显的经济效益。       （二）将深度浮选工艺直接设置于精选之后，选用惯例药剂、单一浮选法，把钼精矿吕位从52%进步到57%，且不影响回收率，为出产二硫化钼粉供给了优质质料，技能水平和产品质量到达世界先进水平，对推进我国钼选矿技能进步起到了活跃的效果。       （三）擦拭可以清洗矿藏表面的污染物，翻开泡沫聚会，康复矿藏新鲜表面，进步选别效果。       （四）选用TGA、P－Nokes、水玻璃等组合按捺剂，可解决钼与铜、铅、硅等的别离问题，下降钼精矿中的杂质含量。       （五）BF高效浮选机，具有杰出的浮选动力学特性，可以构成安稳、厚度适合的泡沫层，强化了二次富集效果，为取得高品质钼精矿和进步精选回收率供给了重要确保。       （六）通过技能创新，用浮选法出产含钼大于57%的钼精矿，为国内外创始，到达世界先进水平。

河北省有色金属公司小寺沟铜矿从1980年转产为生产钼精矿以来，选矿厂生产的钼精矿质量是按冶金部部颁YBV60～65标准（一级品>47%钼、二级品>45%钼）来组织生产的，如1980～1982年的钼精矿质量分别为47.46%。48.07%，47.17%。与国际市场上通行的钼精矿质量>54%的钼相比，差距较大，由于生产的钼精矿质量低，产品的竞争力差，售价也低，致合企业经刘效益不佳。    根据国内外选矿厂提高钼精矿质量的资料和经验，确定了钼铜分离浮选前进行浓密脱药，采用两段再磨来提高钼精矿质量的方案。    1.钼铜混合精矿浓密脱药    为了有利于钼铜分离浮选效果提高钼粗精矿品位，对钼铜分离浮选前的混合精矿进行浓密脱药，试验结果见下表。浓密脱药试验结果指标钼铜混合精矿分离粗精矿分离粗选回收率钼%钼%钼%不浓密脱药4.21117.693.94浓密脱药4.1819.4294.06     从上表可以看出，钼铜混合精矿经浓密脱药后，防止或减轻了钼铜分离粗选作业泡沫发粘现象，改善了分离粗选作业条件，从而提高了钼铜分离粗精矿产钼品位1.82%，特别是对于钼铜分离浮选作业尤为重要。    2.钼精矿再磨    由于钼精矿质量要求含钼51～54%为辉钼矿石含钼量的85～95%，这就需要辉钼矿达到解离，为此对辉钼精矿进行再磨，其再磨细度与品位的关系见下表。粗精矿再磨细度与品位表磨矿时间（分）再磨细度-360目（%）钼精矿品位铜精矿品位钼精矿回收率（%）钼（%）铜（%）钼（%）铜（%）04743.590.2450.14110.1582.51106851.320.180.1299.9581.38208653.110.110.14110.9581.06     从上表可以清楚的看出，随着再磨细度的提高，钼精矿品位明显提高，钼精矿含杂质（铜）亦随之降低，钼粗精矿再磨细度以-360目占86%为最好，但由于在现场实距中一段再磨很难磨到那么细，为了使再磨细度逐步磨细，再增加一段再磨，可以使辉钼矿达到比较充分的单体解离，生产新鲜的辉钼矿表面，有利于钼精矿品位的提高，因此一段再磨细度确定为-360目68%，以二次精选泡沫进行再磨，其两段再磨细度与精矿品位和回收率的关系见下表。第二段再磨细度与指标的关系再磨时间（分）再磨细度-360目（%）钼精矿品位铜精矿品位钼回收率（%）钼（%）铜（%）钼（%）铜（%）06851.690.180.1299.9581.3857753.010.1050.18510.37584.62158853.660.1050.10510.679.09309453.870.0950.13210.2549.52     一段与两段再磨小型闭路试验的指标为：一段再磨钼精矿品位50.685% Mo，回收率96.77%；两段再磨钼精矿品位53.395% Mo，回收率53%以上的预期效果。

把再生质料加工成粗铅的根本火法冶金方法是鼓风炉熔炼和电炉熔炼。很少选用反射炉及回转炉熔炼。鼓风炉熔炼顺畅运转的必要条件是预先将细粒（—20）毫米造团。在铅的冶金中，为此意图，一般选用高温下的烧结方法。这个进程在直线型的烧结机上完结。烧结物料可由质料和再生料组成或由带返料添加剂的再生料组成。     细粒级物料的首要成分是废铅蓄电池拆解下来的粉料、氧化铅皮、除尘设备的残渣、铅膏、油土、出产锌的含铅滤渣等。     依据出产自熔的烧结块的条件，来装备烧结炉料。再生物料与硫化物组分的一同烧结，按图1所列的工艺流程完结。     有必要确保自熔烧结块的出产，炉料的成分一般有原生和再生质料的硫化物和氧化物、铁熔剂和石灰石。     返料率高是自熔烧结块的杰出特色。实际上，返料率占炉料总量的65～70%。炉猜中硫化物中硫的含量不该大于6.5～8.0%。含硫量更高会导致放热添加和炉料成分提早烧化，使下一道金属硫化物氯化发作因难。不能彻底除掉熔炼炉猜中的硫，因而导致硫化物相铅的丢失并下降铅转入粗铅的回收率。     在烧结工艺进程中选用在1000～1100℃温度下在氧化环境中加热炉料的方法完结除硫。     硫化物的氧化按下列反响进行： MeS＋2O2←→MeSO4      (1) MeS＋1.5O2←→MeO＋SO2        (2)     高价硫化物的离解是或许的，其离解产品是气态硫。硫的蒸气在氧存鄙人氧化生成SO2。金属的硫酸盐离解伴跟着三氧化硫（硫酐SO3）分出： MeSO4←→MeO＋SO3         (3)  图1 含铅物料烧结设备流程图 1-含铅物料的料场；2-熔剂料场；3-料斗式配料场；4-颚式破碎机； 5-圆锥形破碎机；6-振动筛；7-圆盘制粒机；8-烧结机； 9-单辊齿式粉碎机；10-提升机；11-旋风除尘器；12-四辊粉碎机。     依据反响式171～173，气相含有O2、SO2、SO3，它们之间的联系用可逆反响断定： 2SO2＋O2←→2SO3                （4）     这个反响的平衡常数是： K平=P2SO3／（P2SO3·PO2）         （5）     气相中氧的分压力能够用下式断定：PO2=（PSO3）21                 （6）PSO2K平    通过分析Pb-S-O体系热力学状况图（2），能够用气相氧化才能和温度的函数计算出铅在熔烧炉猜中存在的方式。  图2  Pb-S-O体系热力学状况图[next]     PbS和PbSO4两种固相的热力学安稳状况的特色是温度低于700℃。平衡条件下用线1反映。跟着温度的升高，高于700℃，硫酸铅离解： PbSO4←→PbO＋SO3      （7）     这个反响的平衡条件件用线2标明。在温度高出700℃时，反响发展为： PbS＋1.5O2←→PbO＋SO2        （8）     铅的硫化物安稳性低于线3；生成的氧化铅高于线3，但低于线2。     A点（700℃）邻近或许发作硫酸铅和硫化铅的固相交互效果： PbS＋3PbSO4←→4PbO＋4SO2              （9）     高出886℃氧化铅熔化并发作热离解（线4）。依据线5，坚持硫化铅持续氧化反响的平衡条件，生成金属铅： PbS＋O2←→Pb液＋SO2         （10）     B点（低于886℃）邻近发作硫化铅和氧化铅的固相交互效果： PbS固＋2PbO固←→3Pb液＋SO2           （11）     固相交互效果的强化可从SO2平衡分压力值高（在800℃时为13.3千帕，在850℃时为101千帕）这一点上得到证明。     从所进行的分析能够看出，在温度低于700℃时，热力学安稳的硫化铅氧化产品是硫酸铅；在较高的温度条件下，氧化铅安稳。     生成氧化铅的必要条件是在焙烧气（PSO3）气中SO3的浓度较低，因而，金属硫酸盐离解效果的压力用不等式标明： （PSO3）气＜（PSO3）硫     因而，再生铅质料的碎料烧结焙烧（与硫化物料一同）的本质在于通过炉料激烈吸收空气和快速使硫化物氧化。在氧化时发作的含硫气体马上排去，在相当程度上排除了硫酸盐的发作。     烧结焙烧的现有实践确保脱硫率为75～85%，其他的硫含量不高于1.5～2.0%。在硫化物氧化时放出热，其热量满足工艺天然。在硫化物缺乏时，应往炉猜中添加焦炭末。其耗量1千克相当于硫化物中的硫在2千克以内。     正确安排炉料烧结进程的重要因素是使用熔剂。熔剂的粒度不大于8毫米，每1吨制品烧结块耗费熔剂23～24%。     石灰石、含铁和含石英的物料用作调温熔剂。熔剂促进炉料别离，吸收剩余的热，确保杰出的透气性。 石灰石在910℃下跟着吸热而发作离解。铁矿石与烧结炉猜中含石英的熔剂一同，具有调温特性，可使后续鼓风熔剂中得到所规则成分的炉渣。[next]     在烧结中生成的首要液相是。它在750℃下开端熔化： 2PbO＋SiO2=2PbO·SiO2              (12) PbSO4＋SiO2=PbO·SiO2＋SO2＋0.5O2         (13)     相同，在这种温度下构成亚铁酸铅： PbSO4＋Fe2O3=PbO·Fe2O3＋SO2＋0.5O2             (14) PbO＋Fe2O3=PbO·Fe2O3                    (15)     在更高的温度下，亚铁酸铅-硅酸盐溶体溶解游离的铅和铁的氧化物。当冷却时，从熔体中结晶出和亚铁酸铅，而大部分熔体冷凝为玻璃体。     焙烧炉烧结炉猜中铅的最佳含量应坚持在35～40%的水平上。含铅量较高导致许多铅在烧结中呈金属和氧化物状况呈现。这时，铅随气体丢失添加。此外，金属铅或许熔化，此熔化铅经烧结篦进入抽气室，就会下降烧结块的强度并添加铅的损耗。用参加占粗炉料200～250%的回来烧结料的方法来确保炉炒中铅的规则含量。这时，炉料的透气性增高。     为了到达最好的烧结技能和经济目标，要要使炉料含水达6～8%。水蒸腾后将进步炉料的多孔性，起到调温效果。     不含原生料的再生物料的碎料团的特征是其化学成分和相组成与硫化铅精矿略为不同。在蓄电池碎块和再生铅物猜中，铅是以氧化物和硫酸盐化合物的方式存在。用x射线和化学分析断定在再生质猜中有20多种化合物。除了铅外，其间还有ZnO、Sb2O5、Al2O3、SnO2、CaO、FeO、有机物和其它化合物。     表1列出了送“乌克兰铁锌厂”去烧结的再生铅物料的化学成分。 表1  再生铅物料的化学成分（%）再生物料PbSbSnFeOCaOSiO2Al2O3Cl其它铅渣65～920.5～100.1～1.02～42～105～162～60.5～1.00.25收尘渣泥50～6000.5～1.20.5～2.52～41～23～62～412～165～12渣和硫13～350.5～2.50.2～0.64～123～610～163～51.0～2.01～6铅膏30～750.1～0.50.1～0.83～44～66～122～40.5～2.02～6防潮油土1～100.1～0.5—1～31～314～186～8——     烧结炉猜中仅再生物料就有：含铅质料细粒30～35%；黄铁矿渣7～12%；氢氧化钙5～8%；回来烧结块30～40%；水碎渣10～15%；焦末2～2.5%。炉料通过造球可进步透气性并削减液相的生成。为了防止铅熔化，炉猜中铅的含量坚持在25～35%。     在再生物料烧结时，炉料的烧结根本上是靠燃料焚烧时发作的热来进行。M.M.塔拉先科的A.E.古里耶夫所进行的研讨标明，再生铅质料烧结进程进行所需求的热量，考虑到炉料含水量高而且其间存在氯化物和有机杂质，比原生料多50%。在烧结时，氯化物转入气相达20～50%，杂质转入气相达35%。这两种物质接着在烟道中冷凝。在烧结烟气中氯的含量达25%，有机杂质的含量达20%。     焦粉的粒度及其耗量对烧结成果有影响。跟着焦粉的磨细，其耗量就下降，烧结料层的温度就上升。此刻烧结块的强度与料层温度成正比。合格烧结块的产出率与温度的相关联系如下： q=0.634t        （16） 式中，q----合格烧结块的产出率（%）；t----烧结料层中的温度。     在焦粉粒度为2.5～0毫米时，可得到更好的烧结目标。

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.

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。

栾川龙宇钼业有限公司（简称龙宇公司）是于2005年为开发南泥湖矿区而建立的一家国营厂商，隶属于河南省永煤集团。小庙岭选矿公司是龙宇公司的分公司，首要从事选钼活动，于2008年10月建成投产，出产规模为日处理10 000 t钼矿石。 小庙岭选矿公司自2008年10月投产以来，钼精矿产品中铜含量持续偏高（最高时达1. 15%）、铜按捺剂吨耗持续增大，这不只严峻影响了出产工艺目标和钼精矿产品质量，也给下降出产本钱、削减环境污染带来了严峻应战。为此，经过对精选体系原工艺流程进行数据收集、研讨分析，有针对性地对精选体系原工艺流程进行部分改造测验，并进行运用方面的实践。 一、矿石性质 矿石天然类型以石英角岩型为主，占矿石总量的63. 64%，其它类型有矽卡岩型、花岗岩型及透辉石、斜长石角岩型。矿石结构为鳞片状、片状、架状、束状、放射状结构为辉钼矿的特有结构。此外还有镶嵌结构、包体结构、自形－他形粒状结构、告知剩余结构和告知环状结构。矿石结构：细脉状结构为南泥湖矿区矿石的首要结构方式。此外还有浸染状结构和细脉浸染状结构。 首要金属矿藏为辉钼矿、黄铁矿、磁黄铁矿等，次有黄铜矿、磁铁矿、赤铁矿和少量褐铁矿、闪锌矿、方铅矿等；首要脉石矿藏为石榴子石、透辉石、石英、斜长石，次有方解石、萤石、硅灰石和少量绿泥石、绿帘石、云母等。 辉钼矿为矿床内首要含钼矿藏，散布于各类岩石中，其含量微少，散布不均匀。矽卡岩型矿石内的含量相对高于其它类型矿石，均匀含量为0.1%～0.2%。矽卡岩中和云英岩中辉钼矿常以浸染状不均匀散布。辉钼矿常单个或2个以致多个晶体集合。亦可呈断续脉状，细脉状产出。矿化脉壁外侧偶然有零散辉钼矿呈浸染状散布。矽卡岩中和云英岩－绢英岩中辉钼矿常以浸染状不均匀散布。辉钼矿多呈自形－半自形晶，以鳞片状、片状，部分以多个晶体集合成架状、束状、放射状。其粒度一般比较小，多为0.008 mm×0.02mm～0.02mm×0.06mm，最小可达0.002mm～0.004mm，少量粒度较粗，大至0.5～25mm，常在宽度大于10～50cm的脉石中产出。与脉石矿藏触摸界限平直，有时呈细微片状与脉石矿藏嵌生。其连生体大都与石英相连，少量与其它脉石矿藏相连。 二、原精选体系工艺流程及其出产情况 小庙岭选矿公司的选矿选用三段破碎、两段磨矿、1次粗选、3次精选、4次扫选的工艺流程。其间球磨、粗选、扫选为双体系，精选及再磨为单体系。球磨作业由2台MQY－φ4800mm×7000mm溢流型球磨机和2组CZ－500×6水力旋流器组成循环闭路磨矿。矿浆经加药调浆后进入钼粗选，粗选作业选用4台φ4m×10m浮选柱，其溢流进入精选体系，其底流进入钼扫选作业，扫选体系由32台BS－KYF39型充气拌和式浮选机组成。 钼精选体系由钼精扫选、钼精选1、钼精选2、钼精选3，4台浮选柱串联构成，即钼精扫选溢流到钼精选1，钼精选1溢流到钼精选2，钼精选2溢流到钼精选3；钼精选3底流给钼精选2入料、钼精选2底流给钼精选1入料、钼精选1底流给钼精扫选入料，钼精扫选底流经缓冲池后终究又返回到钼粗选，如图1所示。图1  原钼精选体系工艺流程 自2009年4～5月上旬以来钼精选体系出现异常，突出表现是钼精选3溢流产品中铜含量严峻超支（车间要求0.2%～0.4%），并有持续走高的趋势，且铜按捺剂的耗费越来越大，这不只添加了操作难度，也使出产本钱大幅添加。 三、钼精选体系工艺部分改造测验 经过对钼精选体系各工艺环节进行采样化验分析，并学习吸收其他钼选厂精矿降铜先进经验，斗胆进行工艺改造测验。从图1可看出，①钼精扫选底流没有分流至扫选浮选机，没有完成开路分流或部分开路分流，使得在钼精选1、钼精选2、钼精选3被按捺的杂质（如铜）不光没有及时排出体系，并且会在整个粗选－精选体系作屡次恶性循环和富集；②在精选体系中没有被钼精选体系彻底耗费的“过剩”药剂循环到粗选时会污染钼粗选，影响选别目标；③钼精扫选底流大部分应该是难选或极难选矿藏颗粒且杂质含量大，当再次循环到钼精选1时，必然加剧钼精选的担负，然后影响钼粗选溢流的质量，只不过有时候钼粗选新鲜物料掩盖了这部分物料的难选性罢了。 钼精选体系工艺部分改造后的工艺流程见图2。图2  改造后的工艺流程 从图2可见，钼精扫选底流部分完成了开路分流，能将在精选区被按捺的无用杂质及时排出钼粗选－精选体系，防止这些杂质在整个体系中的屡次恶性循环和富集，然后能够削减药剂的无谓耗费，还可到达比较抱负的作用。其次，没有被钼精选体系彻底耗费的“过剩”药剂也能及时经过扫选排至尾矿坝，防止了对钼粗选溢流的二次污染，然后进一步进步了钼精选的浮选功率，也相应地减轻了钼粗选溢流精选的担负。 四、改造作用分析 （一）钼精矿降铜作用分析 钼精选体系工艺流程部分改造前后，钼精矿中铜含量如表1所示。为了比较工艺部分改造前各批次、工艺部分改造后各批次以及工艺部分改造前后各批次铜含量差异，引进单要素方差分析。 表1  4～6月份钼精矿中铜含量核算    %1、根本原理 设单要素实验的要素为A，共有A1，A2，…，Ar个水平，别离组织n1，n2，…，nr次重复实验，其间的第i个水平组织了ni次重复实验，所得样本为Xi1，Xi2，…，Xin，相应的观测值为xi1，xi2，…，xini。其间n1+n2+…+nr=n，并假定有r个编号为i=1，2，…，r的正态整体遵守N(μi，σ2)。若规则μ=1/n∑niμi，则单要素方差分析的数学模型用式(1)表明：式中，i=1，2，…，r;j=1，2，…，ni；μ为整体均值；αi=μi－μ，为水平Ai的效应，且niαi=0；各εij彼此独立且都遵守N（0，σ2）。原假定H0为各αi=0。 2、作用分析 根据表1的数据，运用SAS 8.1做单要素方差分析，比较不同批次铜含量在精选体系工艺流程部分改造前后的差异。分析成果见表2。 表2  方差分析成果从表2可知，各批次的铜含量差异极端明显（明显性水平小于0.0001），并且精选体系工艺流程部分改造前后各批次的铜含量差异也极端明显。为了比较各批次铜含量在工艺部分改造前后的差异，选用Fisher最小明显差(LSD)做组间均值的多重比较，并在95%的置信水平下猜测各自的置信区间，成果见表3所示。 表3  LSD多重比较成果注：表中***表明在置信水平为95%下是明显的。 根据表3，可得到以下4点。 (1)钼精选体系工艺流程部分改造后各班次的铜含量明显小于钼精选体系工艺流程部分改造前的铜含量。改造后的甲、乙、丙班次与改造前的甲、乙、丙班次的铜含量在95%的置信水平下是明显的，如表3中的序号1～3，6～8，10～12所示，这充分说明钼精选体系部分工艺改造的测验是科学合理的，是赋有作用的。 (2)钼精选体系工艺流程部分改造后，甲、乙、丙各班次的铜含量之间没有明显差异。改造后的甲班与乙班、甲班与丙班、乙班与丙班之间的铜含量在95%的置信水平下没有明显差异，如表3中的序号4～5，9所示。 (3)钼精选体系工艺流程部分改造前甲、乙、丙各班次的铜含量之间也没有明显差异，如表3序号中的13～15所示。归纳上述可知，班次这一要素对铜含量影响不大，也就是说在人员组织上是合理的，或者说在机器劳作的年代，功率首要取决于机器而不是职工。 (4)钼精选体系工艺流程部分改造后甲班与乙班、甲班与丙班。乙班与丙班铜含量差异的置信区间别离为（－0.0675，0.0852）、(－0.0603，0.0924)、（－0.0692，0.0836），可见，差异不大。由此能够延伸出班次差异检测区间(－0.0692，0.0924)，以操控出产管理。 （二）其他选矿目标分析 钼精选体系工艺改造前后首要出产目标比较见表4。 表4  工艺改造前后首要出产目标比照成果  %从表4可见，钼精选体系工艺改造后，理论回收率、实践回收率等目标较改造条件高了1个百分点；改造前后尾矿档次改变不大，但都操控在公司要求范围内（尾矿档次≤0. 012 0%）。 （三）按捺剂耗费 1、工艺改造前处理1t原矿，需耗费均匀在60 g左右，工艺改造后均匀耗费在30 g左右，即工艺改造后铜按捺剂的均匀吨耗下降了一半。 2、是一种最传统、最有用的按捺剂，也是一种最污染环境的按捺剂。近期小庙岭选矿公司正在活跃研讨探究运用钠代替作为铜的有用按捺剂。 五、效益点评 （一）设日处理原矿1万t，原矿档次0.1000%，实践回收率每进步1个百分点，则每天可多出产档次45%的干精矿约0.22 t，每月可多出产档次45%的干精矿6.6 t，每年可多出产档次45%的干精矿79.2 t；钼精矿按市场价2 000元／（t·度）核算，则每天可为厂商额定发明价值19 800元，每月可为厂商额定发明价值594 000元，每年可为厂商额定发明价值712. 80万元，久而久之可为厂商发明巨大的经济效益。 （二）工艺改造后吨耗下降了30 g左右，按年处理矿石330万t核算，每年运用量可削减99 t，按市场价19 658元／t核算，每年可为公司节省材料本钱194. 62万元。 （三）的运用量大幅削减，环境污染也就大幅减轻，生态效益日益凸显；而实践回收率进步了，对稀有的、不行再生的钼矿资源来说，带来的社会效益也不行估量。 六、定论 （一）经此改造后，用量每天根本维持在300 kg左右，并且铜含量安稳维持在0.2%左右。由此可知，每天可少用至少300 kg。此项改造从技术上确保合格钼精矿的顺畅出产，并大幅削减了按捺剂的用量，实在有用地下降了环境污染，经济效益、生态效益、社会效益并重。 （二）经过单要素方差分析得知，在95%的置信水平下，精选体系工艺流程部分改造后铜含量明显地小于改造前，改造前各班次之间、改造后各班次之间铜含量没有明显差异。置信区间(－0.0692，0.0924)能够作为监督管理的目标，以抓好出产。 （三）核算分析与出产实践证明：本次钼精扫选底流工艺改造是合理的、可行的、切合出产实践的，因而具有重要的实践含义。 （四）钼精选体系部分改造的成功，每年可多发明712.80万元的效益。

金堆城钼矿是世界上储量较大的细脉浸染状钼矿床之一。矿体赋存于花岗斑岩及与触摸的安山玢岩中，矿石中首要金属矿藏有辉钼矿，黄铁矿，并有少数黄铜矿，磁铁矿，方铅矿、闪锌矿等。脉石矿藏首要有石英、长石、等。均匀含Mo0.1%，此外尚含S 2.8%，Cu0.028%。矿山露天开采，现在已有两座选矿厂投入出产，一选厂500吨/日，66年10月投产；二选厂5000吨/日（现已扩建到6600吨/日），71年投产：正在建造的三选厂15000吨/日，近期就将投产。    金堆城钼矿自投产以来，钼精矿档次长时刻维持在45～46%的水平，与国外同类矿山出产 精矿比较，含钼低，杂质高。跟着国际市场对钼精矿要求的进步。现在的精矿质量已不能适应出销的要求，特别是三选厂投产后，年产钼金属量为900万磅，如不进步质量，势必会影响钼精矿的价格和销路。    1.金城钼精矿质量偏低的剖析    关于改进金堆城钼矿石的选矿目标问题，多年来始终是钼业公司和有关科技单位极为注重的重要课题，从前做过很多的作业，虽然在实践和认识上不断取得发展，变革过一些设备 和工艺，但钼档次一向没有很大的打破。那么影响钼精矿质量的要害是什么呢？通过对矿石性质和精矿的分析及与国外相似厂矿的比较，以为，单位解离度不行是影响质量的要害。    80年7月二选厂对钼精矿的筛分分析和精矿含SiO2分析见表1和表2。表1          终究钼精矿筛析成果等级粒级（mm）算计0.2720.1960.1520.1010.0660.0490.0270.0150.01-0.01产率部分%0.93.651.657.1410.7628.5712.4413.2817.65　累计4.556.213.317.328.0656.6369.0782.35100档次%38.54117.6422.9322.3926.3138.2250.6955.4555.1454.6446.48表2      终究精矿各粒级含SiO2分析成果粒级（mm）0.272-0.272-0.196-0.152-0.101-0.066算计0.1960.1520.1010.066SiO2档次（%）48.6647.3439.2736.7832.595.0511.73     以上两表能够看出，-49至+27微米粒级钼档次为50.69%，而-27微米粒级钼档次可高达55%以上，这就阐明高档次的钼精矿首要产生在细粒级，而较粗的颗粒还包裹有很多的连生体。对SiO2含量的分析则标明，跟着精矿粒度变细，SiO2显着削减，在21微米以下时，辉钼矿就大体解离了。    对辉钼矿的镜下调查标明：辉钼矿与杂质间的中间产品首要不纯矿藏是石英、云母、黄铁矿和黄铜矿，一起含有微量的磁铁矿、方铅矿和闪锌矿。辉钼矿杂质中间产品的粒度介于200微米至20微米。有70～80%的杂质与辉钼矿呈连生体存在。黄铁矿一般都呈游离颗粒状，黄铜矿粒度一般较黄铁矿为小，单体颗粒为40微米或更小，占悉数黄铜矿的40%，其次为黄铜矿-辉钼矿连生体。方铅游离颗粒状况，粒度小于30微米的很少与辉钼矿呈连生体。    80年一选厂粗矿的筛折也标明晰筛析在矿细度与档次，回收率之间的联系，见表3和表4。从表中能够看出钼精矿-0.034毫米粒级含量添加是钼精矿档次和回收率进步的首要原因。[next]表3        金堆城一选厂精矿筛析成果　粒   级（）算计0.1520.10.0660.0520.034-0.034分量%1.089.15.6511.6515.6356.89100Mo%27.8631.4431.4735.5943.1251.7945.35SiO2%32.4427.9628.0123.7415.75.913.05表4     磨矿细度与精选回收率的联系-0.034mm%67.55.2577.958182.15精选回收率%96.1297.9297.617.798.2     在钼精矿焙烧过程中，S，Re等少数元素蒸发外，Pb、Cu、Fe、Bi、Si、W、Zn等大都元素依然残留在氧化钼中作为杂质存在。因而为保证氧化钼的质量，有必要首要进步钼精矿的质量，使精矿中的各项杂质含量下降到答应值以下西德金属公司81年与金堆城签定的供应协议中要求钼大于53%，Cu 图一[next]     工业实验中，添加了二段再磨，进步了磨矿细度，到达了辉钼矿与连生体的解离，取得了较好的目标。见表5表5     添加第二段再磨后的精矿目标   一段再磨粒度                -36微米75%   二段再磨粒度               -36微米90%以上   终究精矿档次                   53.5%   精选作业回收率                 97.5% 图二图三[next]    （2）再磨段数与再磨工艺    实验室曾实验了三段再磨，三段再磨较再段再磨精矿档次又略有进步，精选次数能够削减，钼回收率与两段再磨相同（图二）。再磨段数与辉钼矿在钼矿中的嵌布粒度，特性及再磨介质的品种等参数有关。工业实验用了两段再磨（图三）。矿石经粗磨粗选得到含钼4～6%的粗精矿，经ф6M稠密机为ф1.5×3.0米，与ф250毫米两段串联水力旋流顺闭路作业。旋流顺溢流经第四、第五次精选后，泡沫经第二段再磨的水力旋流吕夿同先分级，水力旋流器排矿进入第二段再磨机，第二段再磨机为ф900%3000毫米长简型球磨机。再磨与两段串联的ф125毫米水流力旋流器闭路。第二段再磨机添加ф28毫米的轴承钢球。再磨产品通过8次精选，得终究精矿。精选过程中添加水玻璃为脉石抑制剂，耗量为1100克/吨，添加为铜硫化物和黄铁矿的抑制剂，耗量为60～80克/吨。再磨产品的粒度组成见表6。表6       榜首、二段再磨产品粒度组成产品筛级（mm）0.10.00630.0360.025-0.025浓度%分级功率%榜首段再磨稠密机底流25.910.65.15.552.930.4139~451段旋流器底流25.522.513.57.53136.012段旋流器底流18.130.724.914.711.643.42再磨排矿17.92316.89.432.945.652段旋流器溢流5.576.56.874.219.16第二段再磨旋流器给矿11.910.38.99.159.822.6925~301段旋流器底流7.6141614.847.643.792段旋流器底流615.41715.546.149.39再磨排矿2.613.614.715.253.955.592段旋流器溢流-14.37.587.216.85     再磨介质对磨物细度和磨矿质量也有着直接的影响。有些厂矿对添加钢球量和所加球径部不行注重，往往只加大球，没有小球，有时还长时刻不补加钢球，这样都会形成磨矿产品不均匀，使极大粒和极小粒多，磨矿介质欠好。金堆城实验室磨矿机在用ф24米钢球时，磨矿粒度粗细不匀。质量差，改用ф7～14毫米球后，粒度组成显着好转，避免了过破坏现象。这是因为在装球量不变时，减小球径，球的个数增多，球的表面积增大，触摸点添加，研磨作用加强。一选厂再磨一段用ф50毫米钢球，二段用ф28毫米钢球。取得了较好的磨矿作用。但若一段选用ф50和ф28的球配比参加或许作用会更好。   （3）串联运用的水力旋流器分级    为了保证实践看，选用旋流器串联操控分级更有利于细磨。实践证明，关于钼精矿的分级，水力旋流器的磨损是有限的。    再磨机与旋流器构成闭路流程，一般可选用预先分级；查看分级和操控分级。从出产实践看，选用旋流器串联操控分级更有利于细磨。表7列出了两种分级方式对细度的影响。选用两台旋流器串联操控分级比一台预先查看分级，溢流细度由68.2%-25毫米增至72.6%，+36微米含量相应削减，由19.82%减为15.40%。表7      两种分级细度比较分级方式粒级（微米）3636-25-25算计一台预先查看分级19.8211.9868.2100二台串联操控分级15.411.912.69100[next]    （4）浸出工艺    两段再磨再选后，钼精矿档次显着进步，各项杂质含量均不同程度地下降，但Pb、Cu、CaO等仍偏高。为此研讨了酸浸钼精矿下降有害杂质的或许性。进行了和加的工业性浸出实验。比照了不同酸浸温度，酸浓度，酸浸期间，液固比等参数浸出的效结。用浸出，在50～80℃，pH=1，浸出1小时，液固比为3：1时，可使各项杂质降到答应值以下。当钼精矿中含pb高时，用采与一起浸出，作用更好。    表8为变革前，1979年钼精矿中各元素含量与变革后的目标比照 。表8    流程变革前后精矿杂质含量比照元素MoPbCaOCuFe变革前1979年钼精矿分析 46.190.0981.760.1542.66变革后浮选成果53.880.1740.540.1681.139钼精矿分析浸出成果54.680.0320.0480.1141.072　浸出率　81.059128.35.9     注：浸出为氧化浸出成果6%FeCl3和2%HCl   （5）经济效益    因为采纳两段再磨和浸出的选冶联合流程，显着改进了钼精矿质量和杂质含量。钼精矿的档次稳定在54% Mo以上，精选作业回收率97%以上。1981年10月份工业实验的均匀出产目标为：    原矿档次0.119% Mo   氧化率5.63%    粗精矿档次5.27% Mo  精矿档次54.09%    精选回收率97.43%   总回收率82.59%    因为钼矿质量的进步，也为工业氧化钼的出产发明了有利条件。有助于把以出口精矿为主改为以出口氧化钼或其它钼制品为主，进一步进步出口产品的经济收益。    精矿质量的进步带来的经济效益是明显的，以行将投产的三选厂为例 ，如将钼精矿的二分之一由原规划的45% Mo 进步到51% Mo，按1983年新公布的钼精矿报价核算，每年可添加赢利600万元。

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。

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。

锑铅矿的典型矿藏是脆硫锑铅矿，这种矿和硫锑矿相同是不能用选矿办法把锑铅分隔的，这种精矿一般是多金属杂乱矿，例如广西大厂矿务局选矿厂所产的脆硫锑铅矿精矿除含有28％～30％Pb，18％～20％Sb，5％～9％Zn，21％～26％S外还会有值得收回的银、铟、镉、铋等金属。近几年对这种精矿的处理已研制出几种可行性的工艺流程，其中有流态化焙烧-还原熔炼，浸出-隔阂电积。    图1所示的火法流程，与图2所示的浸出-隔阂电积流程，各有其优缺点。图1  脆硫锑铅矿精矿火法处理流程图  图2  锑铅精矿浸出-电积工艺流程图

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。

钴常以少数伴生在镍、铜、锌、铅的硫化矿中，尤其是铜、镍硫化矿中较为遍及。一般硫化镍矿中Ni∶Co＝100∶（2～5），氧化镍矿中Ni∶Co＝100∶（1～30）。从含钴的铜镍硫化精矿冶炼流程中收回钻的准则流程见图1。图1  含钴的铜镍硫化精矿冶炼的准则流程 从上述流程看出：镍的高压氢复原、电解、常压或高压羰基法都可归纳收回钴，其收回率只要精矿中含钻量的25%～40%，因为在造锍熔炼中，钴的硫化物随渣的丢失百分率略大于镍，当回来转炉渣时，因为钴主要以氧化物和硅酸盐形状存在，故熔炼中钴的渣丢失急增。某些镍冶金厂的转炉渣专门以金属化锍贫化处理，从而使钴的收回率达75%～85%。详细情况见图2。图2  从转炉渣提钴的准则流程 高冰镍精粹的各种办法尽管都可以收回其间的钴，但以羰基法和常压溶浸法中钴的收回率较高。

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%。

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

含铅锡巴比特合金是用各种废合合金、预备合金、中间合金和厚生金属制成的，而这些物料是生产规定成分的合金所必需的。所用的铅合金废料含锡不少于0.2%，含锑不少于0.3%。     铅及其合金的废料具有各种不同的化学成分，故这种原料不可直接用于熔炼一定牌号的巴比特合金的配料。为了使化学成分均匀，应把原料（铅和巴比特合金废料、含锡废料、合金屑、印刷合金等）熔炼成预备合金。测定预备合金的化学成分后，可将其作为熔炼所面要的化学成分的巴比特合金的配料。     通常在生铁坩埚中熔炼巴比特合金用的预备合金。当然也可以在鼓风炉或者反射炉中熔炼。     熔炼时采用木炭作为覆盖熔剂，以磨细的沥青作为还原熔剂。     预备合金的熔炼工艺如下：将粗铅锑合金和15～20千克木炭装入加热的容量为3吨合金的电阻炉的坩埚。粗铅熔化后，加入沥青并把熔体搅拌至产出干浮渣为止。除去干浮渣后，将巴比特合金废料、铅、合金屑装入坩埚中并搅拌合金。当坩埚充满合金时，加热550～600℃，往坩埚里装上搅拌器、离心泵后，就开始把熔体注入带式铸锭上浇铸。     某些牌号的含铅锡巴比特合金含有铜、镍、碲等组分。它们由于难熔或氧化快而不能纯态列为生产巴比特合金的配料。所以，这些组分应预先炼成中间合金。     为了生产铜锑中间合金，利用废旧铜料、锑锭为原料，用木炭作为覆盖熔剂。废旧铜料要预先分选，锑锭则破碎成不超过10千克重的小块。炉料是根据生产含锑50%和含铜50%的中间合金的要求计算配制的。在电阻炉和小反射炉中熔炼中间合金。     将所有的计算量的锑都加入清洁过的坩埚中，然后把炉子开到最大的功率。在放入坩埚中的锑上加15～20千克木屑。当锑熔化后，将铜分批（每批150～200千克）加入坩埚中，并定期搅拌合金。在730～750℃时，用离心泵把中间合金注入干锭模中。铜锑中间合金用来熔炼БН和Б16牌号的巴比特合金。     锑锡中间合金用于制造БН巴比特合金，采用锑锭、锡锭、废旧镍料和块状废镍料为原料。在木炭层覆盖下进行熔炼。根据计算来配制熔炼含锡25%、镍10%、锑65%的中间合金的炉料。用容量小于1吨的电弧炉或反射炉进行熔炼。     先将容量为500千克的炉子熔池加热到700～900℃，然后加90～100千克锑、50千克锡、5～10千克木炭。第一批炉料熔化后，再加入所有的镍。当镍熔化时，搅拌合金并加入50千克锡和60～80千克锑。第二批炉料熔化后，搅拌合金并加入其余的锑和锡。最后将合金铸锭，并取样进行化学分析。     为生产所需牌号的含铅锡巴比特合金，把预备合金、中间合金、再生锡和锑加入坩埚电阻炉中熔炼。其配比按炉料各组分的化学成分来计算。     生产牌号Б16巴比特合金的炉料的大致成分为（%）：锡15.7，锑16.5，铜1.76，其余为铅。而生产牌号БН巴比特合金的炉料成分为（%）：锡9.55，锑Sb16.5，铜1.76，其余为铅。而生产牌号БН巴比特合金的炉料成分为（%）：锡9.55，锑Sb，铜1.77，镍0.50，砷0.72，镉0.60，其余为铅。因为所有铅锡合金都会剧烈地熔析，故加入铜以防止熔析。铜与锡和锑生成稳定的金属间化物：Cu2Sn、CuSn和Cu2Sb。当合金冷却时，这些金属间化物结晶并生成能阻碍较轻的晶体飘浮的晶核。在合金浇铸时要搅拌，以保证较大的均匀度。     巴比特合金的生产过程有两个基本工序：加料和调整合金成分。加料是把最难熔的炉料组分化为液态熔体，调整合金成分是把合金成分调到规定的化学成分。    生产巴比特合金的原料是锡、锑、镉、砷、各种中间合金、预备合金和各工序的返料（浮渣、溅粒、废品）。     当熔炼料达3吨时，就往电阻炉内的热坩埚中加入650～600千克富含铜的预备合金、全部中间合金、全部锑和返料。在用漏勺从熔体表面除去浮渣（炭、灰分、各种氧化的余渣）。然后将合金温度调到680～730℃并掺入砷（为了生产БН牌号的巴比特合金）。从表面除去氧化物后，就开始调整成分的工序。这时分批加入最富锡的预备合金或原生锡。最后加入镉。合金被搅拌3～5分钟澄清后，撇去浮渣。随即装上搅拌器、离心泵，开始浇铸巴比特合金。生产БН巴比特合金时，合金温度保持在440～500℃。将合金液泵到带式浇铸机上铸锭子，除去锭表面的氧化膜，并打上钢印。巴比特合金锭的重量不超过22千克。     生产1吨各种牌号的含铅锡巴比特合金的原料单位消耗定额列于表1。 表1  生产1吨巴比特合金的原料单位消耗定额（千克）炉料组分Б16БНБГ炉料组分Б16БНБГ铅760.5811840镍—9—锡*155.09595镉—14—锑**160.0140150砷—8—铜17.5189.2碲——0.8     *原生和再生原料；**原生和再生原料

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％。

具有工业价值的钽和铌矿物主要有钽铁矿、铌铁矿、黄绿石、褐钇铌矿、黑稀金矿、钛铌钙铈矿等。钽铌矿石类型大概分为钽铁矿—铌铁矿矿石、黄绿石矿石和其他含钽铌矿 矿石。 钽铌矿粗选主要是重选法，粗精矿除含有钽铌矿物、锆石外，还含有磁铁矿、钛铁矿、独居石、石英、云母、石榴石、电气石和褐铁矿等多种矿物，组成复杂，分选困难，常常需要采用磁选、重选、浮游重选、浮选、电选、化学处理等方法的组合。 钽铁矿的比磁化率为2.4×10-8m3/kg，铌铁矿为2.5×10-8m3/kg，褐钇铌矿为5.8×10-8m3/kg。鉴于铁含量的大小对磁选效果有很大影响，因此，在磁选前，一般先用酸作短时间（5～15min）处理，清除矿物表面铁质，提高磁选的选择性。     下图是广西里松褐钇铌矿粗精矿的精选流程。精选采用磁选—重选—浮游重选组合流程。粗精矿先经过烘干，然后给入单盘磁选机选出铁屑，其他进入三盘磁选机，利用各种矿物磁性的差异，严格控制操作参数，将矿物分成钛铁矿—褐钇铌矿组、褐钇铌矿—独居石组、独居石—褐钇铌矿组和锆石组。前三组物料先经酸洗然后采用摇床—磁选或磁选，选出的磁性物料用油酸、碳酸钠、硅酸钠浮出独居石，槽内产品即为褐钇铌矿。后一组采用摇床—磁选—摇床分选出褐钇铌矿和锆石精矿。指标为：褐钇铌矿精矿Nb2O5）品位35.72%，精矿回收率87.62%；独居石精矿（TR2O3＋ThO2）品位65.23%；锆石精矿（ZrO2）品位60.48%；同时还回收了钛铁矿。 广西里松褐钇铌矿粗精矿的精选流程

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500~5800C，并给入少数的空气，Ⅱ段焙烧温度为600~620Y3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-砷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。

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。假设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，必需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，必需往矿浆中加氧。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值达到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)而前进。 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。假设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，用软锰矿和克制砷黄铁矿，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轨制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难题很大。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，然后前进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，首要必需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。假设有必要，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)克制粗选、扫选或精选功课中的矿泥浮游; 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标题，现在还未取得处理。由于对砷的各种化合物的需求量有限和这些化合物的毒性大，所以这个标题很难处理。 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，假设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500~5800C，并给入少数的空气，Ⅱ段焙烧温度为600~620Y3并给入很多空气。只要这样，焙烧时才干不致天然生成易熔化合物，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%。假设在较高的温度下和给入过量的空气条件下进行一段焙烧，那将会因天然生成不易蒸发的盐(例如铁FeAsO4)而前进焙砂中的砷档次。盐会笼盖金的表面，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，在很大程度上会天然生成铁。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相等高的温度，并且还需求相等长的时刻。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%。 假设焙烧渣送去熔炼，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。假设原矿或其精矿中含有砷的俭朴硫化物(雌黄或雄黄)，那么在化时必需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检修分析。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。 进步前辈行不彻底氧化焙烧，然后进行氯化蒸发是从金-砷精矿中收回金的-种可行方法。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。在这些前提下，砷被氧化并天然生成铁和硫酸。 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-办法能相等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天然生成的砷化合物所无法比较的。 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，必需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。然后使细菌适应于具体的条件，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)应引起正视。 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笼盖，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，可用包含下列功课的流程进行实验： 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能够轮回运用。

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）

细菌浸出实验采用了氧化铁硫杆菌。实验是在静态条件下，在分液漏斗中进行的。矿浆液固比=10：1并对矿浆进行充气拌和。在恒温器中使矿浆温度保持在30~33ºC，浸出时刻为100小时。    对原始精矿及其处理后产品化时的各种参数如下：NaCN浓度伪0.1%，CaO浓度为0.01~0.02%，液固比=3：1。CN型AM-2B树脂装入量为试料分量的10%，时刻24小时。精矿的细度为93~95%-0.044毫米。                              表1  处理精矿的条件的作用    从表1得知，在含碳物质彻底烧尽情况下，重选精矿经两段焙烧后的焙烧进行直接化，可确保得到很高得金属收回率：金为91.4~95.5%，银为69.3~79.0%。但从浮选精矿焙烧后焙砂中得到的收回率较低，金为79.1%，银为19~24%。    这可能是因为浮选精矿在焙烧进程中，生成难以被化的贵金属化合物（浸染在氧化铁中的微粒金和易熔磺酸银等熔体）的成果。    在特定条件（HCI18%，液固比=4：1，温度为80ºC，时刻2小时）下，用预先处理浮选精矿的焙砂后在进行化，贵金属收回率便可进步。这就证明上述估测是正确的。    实验中还发现，在浮选精矿的焙烧进程中，为了从预先处理后的焙砂顶用化法最大极限地收回金银所需求的最佳参数不相-致。例如，对两段焙烧后的焙砂化时，金和银的收回率仅为81.3%和85%。    可是，因为用处理焙砂的酸耗太大，部分金和银会从焙砂中进入溶液，然后有必要增设从溶液中收回贵金属的工序。所以从经济上考虑，在工业生产条件下用处理的办法很不好算。    用压热浸出流程从精矿中收回贵金属，其收回率比焙烧流程高。    在这种条件下，浮选精矿的处理要比重选精矿跟难-些。在最佳条件（温度为180ºC时刻1.5小时）下，对重选精矿和浮选精的压热浸出渣直接吸附化时，金的收回率分别为99.5%和90%。    从重选精矿的压热浸出渣中得到的银收回率和金相同，均为99.5%，然后浮选精矿的压热浸出渣中所的之银收回率仅为88%。因而，有必要用石灰乳预先处理浮选精矿的压热浸出渣，以便脱除压热氧化进程中所声成的元素硫。

下表是山东、内蒙古、河北五个含金黄铁矿矿样的矿石处理及化工艺流程比照。其间5#样为金厂峪金矿的化尾矿，经迁西化工厂焙烧制酸后再进行化浸出。此工艺已于1982年在迁西化工厂建成25t∕d化提金工业实验厂，金的再浸出率77%。且从表中看出，在磨矿粒度适合的前提下，3#样的流程为好，它收回率最高，且化处理的进料少，与1#和2#样比还减少了化浸出前的再磨矿作业。化浸渣中残留的金，经查验80%均为包裹金，这是因为黄铁矿中金的粒度太细而难于收回。表  含金黄铁矿精矿和焙砂化浸出比较编号产地工艺 流程化前磨矿∕%－300目NaCN∕ g·t－1CaO∕ kg·t－1浸出 时刻∕h质料档次∕ g·t－1浸渣含金∕ g·t－1金浸出率 ∕%1山东原矿浮选精矿化98.06.25.0101.2591.672山东原矿浮选精矿焙烧后化53.23.85.01018.501.3392.813山东原矿焙烧后浮选精矿化不磨6.011.6524104.04.7595.084内蒙原矿焙烧后化不磨1.542.088.61.2086.055河北化渣焙烧水淬后化83% －360目0.946.778.54.200.9677.00