铅精矿价格是很多铅精矿企业关注的重点。    2010年7月12日讯，现货铅精矿价格今报14700-14900元/吨，上涨50元/吨。美股与欧元的反弹给伦敦金属市场带来不少乐观情绪，伦铅连续7日持稳，涨势虽微，但昨日已收高至1800美元以上。国内现货市场买气回温，部分贸易商报价持平，另一些贸易商则适当调高50元/吨左右出货。伦铅小幅攀升，但国内铅精矿价格上行压力较大，下游主动接货意愿依然较低，云南铅寡淡交投于14700-14750；品牌铅在14800。隔夜伦铅以1755开盘，最高1805美元/吨，最低1754，截至收盘报1775美元/吨，涨1%。LME总持仓96551手，增加290手。LME库存减少275吨，昨日报18.93万吨。    现货市场某铅贸易商说：“因为最近希望能多出点货，我们铅精矿价格还是持平在14700元/吨，和昨天一样。最近云南铅、金沙铅都有在出，每逢周末，成交量基本都会多少增加一些，今天出了170吨左右，还算不错。”但也有贸易商告诉我们：“前一阵我们这里的成交情况很好，很多老客户都选择了那时来采购。也许正因如此，这几天的成交量就减少了不少。今天云南铅铅精矿价格14750元/吨，也有一些厂家认为价格高了点，选择持币观望。”     宏观面：美国供应管理协会(ISM)周二公布,6月非制造业指数为53.8,预估为55.0,5月为55.4，数据令人失望，尽管读数在50以上。美国近日公布的经济数据表现疲弱明显拖累美元走势，昨日美元兑欧元下跌   至 6 周低点，美元兑日元也下跌至 7 个月以来的低点。美元走弱支持基本金属大幅反弹，但毕竟投资人担心全球经济增长前景，在需求没有好转，精铅仍供应过剩的背景下，伦铅最终冲高回落。      中国目前是全球第一大铅生产国，国内2009年达到273.5万吨，占全球产量约34%；此外，中国也是出口大国，2009年精炼铅出口量高达537092吨，同比增长18%。分析师则认为，国内铅精矿短缺量并不大，只是冶炼/精炼阶段存在盈利性瓶颈；减产只能在近期内使市场短缺。目前国内铅精矿供应明显增长。根据国家统计局提供的数据，国内前5个月精炼铅产量为109.27万吨，同比增长6.7%，5月份产量同比增长14.6%，铅精矿产量为28.45万吨，同比增长10.1%，5月份同比增长22.2%。    更多关于铅精矿价格的资讯，请登录上海有色网查询。

由于目前铅精矿被广泛地运用在各行各业，所以铅精矿价格也备受业内人士的关注。我们上海有色网是一家关于有色金属方面资讯的网站，我们希望您在关注铅精矿价格的同时也能多去我们的网站了解相关铅精矿价格的信息。铅是人类从铅锌矿石中提炼出来的较早的金属之一。它是最软的重金属，也是比重大的金属之一，具蓝灰色，硬度1.5，比重11.34，熔点327.4℃，沸点1750℃，展性良好，易与其他金属(如锌、锡、锑、砷等)制成合金。锌从铅锌矿石中提炼出来的金属较晚，是古代7种有色金属(铜、锡、铅、金、银、汞、锌)中最后的一种。锌金属具蓝白色，硬度2.0，熔点419.5℃，沸点911℃，加热至100～150℃时，具有良好压性，压延后比重7.19。锌能与多种有色金属制成合金或含锌合金，其中最主要的是锌与铜、锡、铅等组成的黄铜等，还可与铝、镁、铜等组成压铸合金。  铅精矿用途广泛，用于电气工业、机械工业、军事工业、冶金工业、化学工业、轻工业和医药业等领域。此外，铅金属在核工业、石油工业等部门也有较多的用途。以上是我们网站为各位用户简单地介绍有关铅精矿价格以及基本信息，希望您还能多多关注我们上海有色网的其他金属，我们能够为您提供最新的实时金属价格。

1970-2009年，世界铅精矿长期增长率为0.3%，2000-2009年年均递增2.2%，2009年为385.1万吨。西方国家铅精矿产量长期处于下降趋势，中国是世界铅精矿增长的主要力量。　　世界铅精矿的主要生产国有中国、澳大利亚、美国、秘鲁和墨西哥，2009年上述国家铅精矿产量在世界总产量中占到77%。 　　世界主要铅精矿生产企业有道朗公司（Doe Run）、必和必拓（BHP Billiton）、超达（Xstrata）、泰克资源公司（Teck Resources）等。2009年，世界前10家生产企业铅精矿产量在世界总产量中占到33.6%。世界主要铅矿山有美国的韦伯纳姆矿（Viburnum）铅锌矿、澳大利亚的坎宁顿（Cannington） 银铅锌矿和伊萨山（MountIsa） 铅锌矿、加拿大的红狗铅锌矿（Red Dog）等。2009年，世界前10大矿山的铅精矿产量在世界总产量中占到26.9%。 　　世界精铅的生产 　　世界精铅生产主要集中在亚洲、欧洲和美洲三大地区，2009年，这三大地区的精铅产量达到847.8万吨，占全球总产量的96.1%；其中亚洲占比达到55.5%。 　　二十世纪八十年代以前，世界精铅产量在西方产量的增长推动下上扬。1960-1980年间，世界精铅产量的年度增幅为2.7%，其中西方国家精铅产量增幅达到2.6%。九十年代以后，中国铅冶炼产能的迅速扩张，引导中国精铅产量迅猛增长，成为世界精铅产量增长的主力军； 同期，西方国家精铅产量维持在500万吨下方。1990-2009年间，世界精铅产量年度增幅为2.5%，其中西方国家的产量增幅仅为0.2%，而中国达到了13.5%。 　　亚洲在精铅生产方面与美洲、欧洲明显不同，前者以原生铅为主，而后两者以再生铅为主。2009年，亚洲再生铅产量占其总产量的比例为41.2%，低于世界平均水平的56.4%，欧洲、美洲再生铅产量在总产量中所占比重分别高达76.4%和81.2%。 　　分国别来看，精铅生产主要集中在中国和美国，2009年上述两国精铅产量为494.5万吨，占全球总量的56.1%。但两国的生产方式截然不同，中国以原生铅为主，美国以再生铅为主。2009年中国精铅产量为370.8万吨，其中再生铅为123.3万吨，所占比重为33.2%。美国2009年精铅产量为123.7万吨，其中再生铅所占比重高达91.4%。  (miki)

铅精矿质量标准品级Pb质量分子数不小于 %杂质质量分子数不大于 %CuZnAsMgOAl2O3一级品701.240.21.02.0二级品651.550.31.52.5三级品552.060.41.53.0四级品452.570.62.04.0注：铅精矿中金、银为有价元素，应报分析数据；其他类型铅精矿的杂质要求由供需双方商定

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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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。

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）

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％。

在金精矿焙烧－化工艺中，砷是影响金、银化浸出率的首要因素。为此，在焙烧－化浸取金、银工艺中对砷的含量要求比较严厉，一般操控金精矿中砷的含量在0.1%以下，跟着砷含量的添加，金、银的化浸出率逐步下降。笔者曾对进步含砷金精矿焙烧－化浸取工艺金、银、铜回收率进行了研讨。本文在此基础上研讨了在焙烧金精矿中参加硫酸钠，借以进步含砷金精矿焙烧－化浸出工艺中金、银浸出率。实验成果表明，对砷质量分数为0.45%金精矿，在焙烧时参加矿样量4%～5%的硫酸钠，可使金、银的化浸出率比原工艺办法别离进步5.0%和40%以上。这不光充分利用了国家资源、拓宽了质料来历，并且进步了厂商的经济效益和社会效益，具有推行价值。     一、矿样性质     本实验选用的矿样由某黄金矿山供给。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、银则以纤细粒状况被硫化物包裹。经分析测定，矿样的首要化学成分见表1。 表1  矿样的化学成分元素Au*AgCuPbZnFeAsS/%41.52423.361.130.5030.50.4536.6     * （Au）、 （Ag）/10-6     从表1可见，矿样中除含有较高的Au、Ag外，Cu、Pb、As、S的含量均比较高。该矿样归于含砷、铜难处理金精矿类型。选用现行的焙烧－化浸出工艺，难以获得较高的金、银化浸出率。     二、直接化浸出实验     选用直接化浸出工艺对该矿样进行实验。实验浸出条件:NaCN质量分数0.5%，液固比2:1，浸出液pH＞11(石灰调理)，浸出时刻为42h。浸出实验成果见表2。 表2  直接化浸出实验AuAg原矿档次/10-6 渣档次/10-6 浸出率/%41.5 13.60 67.23242 224 7.20         从表2可见，在惯例条件下进行化浸出，金、银的化浸出率很低，特别银的化浸出率更低，仅有7.2%。首要原因是铜、砷的含量较高，影响了金、银的化浸出，别的，很多硫化物的存在，对纤细粒的金、银包裹，使金、银的化浸出反响难以进行。     三、焙烧－化浸出实验     选用焙烧－化浸出工艺对该矿样进行浸出实验。焙烧条件:温度63℃，焙烧时刻60min。硫酸浸铜条件：硫酸质量分数2%，液固比3: 1，浸出温度70℃～80℃，时刻2h。酸浸铜后，液固别离，将浸渣洗至中性，化浸出。化浸出条件：NaCN质量分数0.2%，液固比2:1，浸出液pH≈9.5（NH4HCO3＋NaOH调理），浸出时刻36h。实验成果见表3。 表3  焙烧－化浸出实验成果AuAg原矿档次/（g·t－1） 渣档次/（g·t－1） 浸出率/%41.5 4.08 90.17242.0 178.4 26.28         从表3可见，含砷金精矿选用焙烧－化工艺处理，可进步金、银的化浸出率，但渣中的金、银含量仍很高，特别是银，其浸出率仅为26.28%，大部分银仍未浸出。     四、加硫酸钠焙烧－化浸出实验     硫酸钠是一种中性化合物，化学性质比较稳定，且报价低廉，便于购买。笔者曾在含铜金精矿中参加1% Na2SO4进行焙烧－化实验，成果表明，加硫酸钠焙烧对进步铜的浸出率有较显着的作用，但在参加相同量的条件下，对进步银的化浸出率，其作用不如添加NaOH、Na2SO3和Na2S。 实验发现，如在焙烧时加大Na2SO4用量，不光可大大进步银的化浸出率，并对金的化浸出也发生必定的作用，并且对含砷金精矿有必定的适应性。其实验成果见表4。 表4  硫酸钠用量实验Na2SO4用量 /%AuAg原矿档次 /10－6渣档次 /10－6浸出率 /%原矿档次 /10－6渣档次 /10－6浸出率 /%1 2 3 4 5 641.50 41.50 41.50 41.50 41.50 41.504.00 3.60 3.00 2.10 1.67 1.3479.00 91.33 92.77 94.94 95.98 96.77242.0 242.0 242.0 242.0 242.0 242.0138.0 99.6 88.8 75.00 70.00 65.0042.8 58.84 63.30 69.20 71.00 73.14         从表4可见，跟着硫酸钠用量的添加，金、银的化浸出率逐步添加。考虑到生产本钱，在生产实践中依据金、银的含量，可选用4%～5%的参加量。     五、加混合添加剂（Na2SO4＋NaOH）焙烧－化实验     选用为添加剂进行焙烧化浸出，可大大进步银的化浸出率。为此，选用硫酸钠＋混合添加剂进行焙烧－化浸出实验。实验成果见表5。 表5  加混合添加剂焙烧－橄化漫出成果添加剂参加量 /%NaOH 0.8Na2SO4 0.8NaOH 0.2Na2SO4 0.2NaOH＋Na2SO4 0.8＋0.2NaOH＋Na2SO4 0.2＋0.8银浸出率/%70.5045.5060.538.0072.5065.00         从表5可见，选用NaOH和Na2SO4作为添加剂进行焙烧－化，对进步银的化浸出率均有必定作用，二者比较，以参加NaOH进行焙烧作用更好。假如选用混合添加剂进行焙烧预处理，其作用更佳。这是由于在焙烧时参加了，使矿样中的砷构成可溶性的钠，在硫酸浸铜时除掉，减少了砷对化浸出的影响；别的，参加可添加矿样的流动性，使焙砂愈加疏松多孔，矿样焙烧的愈加彻底，有利于金、银的化浸出。     六、结语     （一）实验成果表明，在焙烧时，参加4%～5%矿样量的硫酸钠，关于进步含砷金精矿的金、银化浸出率是有用的，与现行的焙烧－化工艺比较，金、银的化浸出率别离进步5%和40%以上。    （二）该工艺办法操作简洁，不添加设备，药剂本钱较低，不污染环境，不影响制酸工艺和浸铜工艺，其经济效益和社会效益明显，现已在国内黄金冶炼厂推行应用。

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％。

一、前语 跟着金矿资源的不断挖掘，易处理矿石日益削减；现在难处理金矿的金占国际黄金储量的60%。所谓“难处理”是指用传统化浸出不能有用提取矿石中的金。形成金矿难浸的要素有矿藏学、化学和电化学三方面的原因。 咱们研讨的目标为青海锡铁山含金硫精矿，该样品的首要矿藏成分为黄铁矿（约95%）和少数硅酸盐物质，其间黄铁矿（FeS2）是载金矿藏，这种含金的包裹体非常细微，常称为微细包裹体或亚微细包裹体。直接化浸出时浸出剂的水溶物无法直接与金粒触摸。因而需要对该类含金硫精矿进行生物预氧化处理。 生物预氧化难处理金矿技能在20世纪90年代得到了飞速展开，细菌氧化工艺日益老练，其工业使用也得到了敏捷遍及。生物预氧化难处理金矿的菌群数量以及细菌对硫化矿的氧化才干都受环境影响。影响菌群数量的环境要素有温度、营养物质、酸度、培养基（动力）以及溶解金属离子。根据温度规划，对生物预氧化进程起效果的微生物首要能够分为以下3类：（1）嗜中温细菌。最佳成长温度为30～45℃，包含氧化亚铁硫杆菌、氧化硫硫杆菌、氧化铁微螺菌。（2）中等嗜热细菌。最佳成长温度为45～55℃，如硫化芽孢磺杆菌。（3）高温嗜热菌。最佳成长温度为60～85℃，包含叶硫球菌、叶硫球古细菌。现在生物氧化工艺首要有：难处理金精矿拌和浸出，难处理原矿拌和浸出、原矿堆浸三种办法。金精矿拌和浸金收回率最高，浸出周期短，少于4～6天，耐酸罐和混合体系出资花费较少，首要操作费用用于精矿生成、拌和和充气。典型工艺有BIOX工艺和Bac Tech工艺。但跟着资源的日益贫化，矿石档次下降，在用其他办法从经济上不能有用地提取时，原矿堆浸越来越引起人们留意，典型工艺流程是：原矿破碎、筑堆、成团或不成团、接种细菌。典形工艺有MINBAC工艺和Geobi－Otics工艺。2008年长春黄金研讨院在难浸金精矿生物氧化提金研讨方面获得了新的打破，使金的收回率到达了95%左右，细菌的最高耐砷才干到达22g/L。生物预氧化技能的几个特色：（1）工业规划越来大。从1986年的10t小厂，现已展开到日处理浮选精矿750t的规划，根据现在把握的资料，往后国际各地还将连续建成更大规划的细菌氧化厂。（2）细菌工作温度越来越高。从曾经的35～40℃现已进步到45～50℃，而且正在试验工作温度达60℃的细菌，从中高温菌向极点高温菌展开。（3）氧化时刻越来越短。从曾经的6～10天现已缩短到5天，下降了出产本钱，进步了矿山的经济效益。（4）习惯矿种越来越杂乱。现已从简略的硫化物，展开到含砷、含硫、含碳等低档次杂乱难处理金矿石。（5）工程技能、工程设备及工程材料日益先进。比方拌和体系、供气体系、冷却体系、操控体系、酸平衡体系等都有较大的进步。（6）跟着高温菌种的选用，越来越多的金属可用生物冶金办法提取，如铜、金、银、铀、镍、钴、锌等等，而且将获得很大的经济效益 二、试验办法 把不同性质的含金硫精矿样品分红有代表性的两部分，一部分保存，另一部分用湿筛法分红不同粒级，分析贵金属和有价金属元素含量。 生物预氧化试验是在2.5L拌和罐中进行的，拌和速度为170r/min，温度为33℃。开端的细菌培养液每毫升含菌种106单位。定时测定浸出液的pH值、氧化复原电位及Fe2＋和总铁的量。细菌氧化渣在低温下枯燥后，称重，分析其贵金属的含量。氧化的固体用碱性液中和到pH值为10左右，并稀释化液，以便提取金，根据化验核核算得到金的提取率。 三、成果与评论 （一）pH值与矿石氧化率的联系 细菌预氧化初始pH值对氧化率有必定的影响，屡次试验发现，当初始pH值调到1.8左右时，对后续的氧化最有利。 （二）细菌接种量与矿石氧化率的联系（见图1）添加细菌接种量在必定程度上可使细菌提早进入对数成长期，缩短矿石氧化时刻。因而，考察接种量对矿石氧化率的影响，以断定恰当的细菌接种量。 从试验成果能够看出，当接种量小于20%时，添加接种量可有用缩短细菌成长阻滞期时刻，进步终究矿石氧化速率；当接种量大于20%时，添加接种量对缩短细菌成长时刻的效果显着下降。因而，在试验或出产进程应经过核算确保细菌接种量大于20%。 （三）矿浆浓度与矿石氧化率的联系（图2） 众所周知，矿浆浓度能烈影响矿浆中的气体传输速率，添加矿浆浓度将添加溶液黏度，减小气体传输速率，一起拌和进程中剪切力也添加；以上种种都对细菌的成长和繁衍极为晦气；但下降矿浆浓度将减小出产才干，添加能耗等。因而，有必要断定恰当的矿浆浓度。 从试验成果能够看出，较低的矿浆浓度有利于细菌成长和矿石氧化，但跟着矿浆浓度的添加，矿石氧化速率逐渐下降，当矿浆浓度高于15%时，影响极为显着。试验进程中也发现，20%矿浆浓度的浸出前期，溶液中细菌数量显着小于低矿浆浓度的细菌数量。供鉴国内外难处理金矿预氧化经历，主张在出产进程中操控矿浆浓度在10%～15%之间。（四）矿石粒度与矿石氧化率的联系（见图3）减小矿石粒度能添加矿石表面积，有利于细菌在矿藏表面的吸附与繁衍，加速矿石的氧化速率。故此展开矿石粒度对细菌氧化速度的影响性试验，以断定磨矿时刻和磨矿粒度。 从试验成果看，矿石粒度对细菌氧化功率影响显着，但磨矿过细测导致磨矿能耗大、本钱高。针对本试验所用样品性质而言，主张磨矿5min左右，即操控矿石粒度－0.047mm（－300目）不低于80%。 （五）氧化时刻与矿石氧化率的联系 氧化时刻与矿石氧化率有亲近的联系，矿石从开端氧化到逐渐氧化彻底，其间时刻是关建要素。考察氧化时刻与矿石氧化率的联系，其意图在于为出产实贵供给一个简略的断定根据，断定何时能到达预订氧化率标准。不同氧化时刻矿石的氧化率见表1。从试验成果看，氧化时刻与矿石氧化率有着极为亲近的联系。在矿藏氧化前期，矿藏表面积大、可供细菌吸附的区域多、细菌敏捷繁衍、矿石氧化速度逐渐加速；跟着矿石的逐渐氧化，矿藏颗粒不断缩小、表面积削减，矿石氧化速度逐渐下降。 （六）矿石氧化率与金浸出率的联系（见图4）因为本试验矿样为黄铁矿包裹型难处理金矿；因而，黄铁矿的氧化率对金的浸出率有显着的影响。黄铁矿氧化后，其包裹的金才干彻底褐露出来，天然金才干与溶液中的离子络合进入溶液。为削减氧化时刻、节省出产本钱，一起确保矿石中的金能较好的收回，考察矿石氧化率与金浸出率的联系就非常必要。这儿只列出试验条件，详细试验过程拜见相关文献。 试验成果表明矿石氧化率和金浸出率线性相关，化时刻对金浸出率影响小；进一步证明该矿石为黄铁矿包裹型难处理金矿。此类矿石在外层包裹的黄铁矿被氧化、褐露天然金后，化浸出是非常简单的。因为氧化后的矿石粒度细，离子分散简单；化时刻对浸出率的影响较小。在确保足够的离子和溶解氧的情况下，金浸出率只与矿石氧化率相关。 四、定论 试验成果表明，生物预氧化处理该难浸金精矿的适合条件为：pH＝2.0、接种量10%（体积分数）、磨矿细度－0.047mm（－300目）的占80%、通气量0.1L/（L·min），在此条件下，细菌效果21天后，Fe的氧化率可到达90%以上。 五、展望 生物预氧化提金法是一种有潜力的工业技能。关键是开发耐热功能杰出的菌种，在难处理金精矿方面获得较高的经济效益，并下降工程实践的难度。我国含砷难处理金精矿资源丰富，但因为高效的提金技能产业化刚处于起步阶段，故许多已开始探明储量的难处理金矿不能彻底开发。为此，在争夺引入国外先进技能的一起，应尽快将我国选冶技能方面已获得打破性发展的科研成果大力面向产业化。

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。

到目前为止，在工业生产中广泛选用的分化以亚微粒状浸染在硫化物中金的首要办法仍是氧化焙烧法。但是在处理含砷高的硫化物精矿时，选用这种办法分化金时会严峻污染环境。此外，在焙烧进程中不可避免地使一部分金丢失在蒸发产品中。因而，选用湿法冶金乃是处理含金-砷的硫化物精矿的最有发展前途的办法。     苏联研讨人员曾用硝酸来分化含金-砷的硫化物精矿。硝酸是黄铁矿、砷黄铁矿以及有色金属硫化物的-种有用氧化剂。用硝酸分化硫化物时，铜、锌、铁，镉、砷都能转入溶液中，而铅、金和锑则富集到不溶解的残渣中。运用硝酸分化的长处是，它有或许彻底再生。     在存在氧的条件下，用硝酸氧化金属硫化物的化学反响式如下：           MeS2+2HNO3+3O2=MeSO4+H2SO4+2NO2，                   （1）           2NO2+H2O=HNO3+HNO2物质                                                     （2）           MeS2+HNQ+3O2+H2O=MeSO4+H2SO4+HNO2                    （3）     反响式（1）~（3）这个进程可在下列情况下完成；这一进程必须在闭路循环中进行，并使与氧的混合物屡次循环  地通过矿浆。在具有了必要条件今后，在亚硝酸气体再循环进程中氮的贱价氧化物被氧化成。在随后的与矿浆触摸进程中，它们便转变成硝酸或许直接参加硫化物的氧化。    作者曾研讨了含金浮选精矿的硝酸分化。在这种精矿中90%以上的金都被黄铁矿和砷黄铁矿所包裹。在带有充气搅拌器的反响槽中对硫化物精矿进行常压下硝酸浸出时，各项工艺参数如下：硝酸浓度为150~200克/升，固液比=1：5（7.5），温度为75~85℃，浸出时刻2小时。反响进程中分出的，与氧（空气）混合后不断被抽到硝酸的再生体系中。从反响槽中抽出的气体在闭路循环的喷发设备中被水吸收。喷发设备包含盛水（酸）的容器、冷却器、泵和喷发器。在循环通过喷发器被水吸收后，就可得到必定浓度的硝酸。这些硝酸可以循环运用。    在最佳的硫酸盐化条下进行实验时，96%的硫化物硫、98%的砷和97%的铁转入到硝酸溶液中。砷和硫被氧化成亚和硫酸。溶液中的铁以硫酸铁方式存在。有色金属悉数转入溶液中。金、银（在存在氯离子时）、铅和锑富集在不溶解的残渣（浸渣）中。浸渣的产率则依据精矿的矿藏组成不同而有所不同，一般在25%到34%之间。浸渣通过化处理后，金的回收率为92~94%，而与铜精矿一同熔炼时，金的回收率为96~98%。 含有剩余硝酸，己溶解的有色金属，铁和砷的酸性母液，应在350℃下进行脱硝处理，以便再生硝酸。脱硝后的固体残渣应在650--700℃下锻烧。在这些条件下，铁与砷化合，生成不溶于水的铁。它类似于天然矿藏-臭葱石。在通过热处理后的产品中，除铁以外，还存在有呈它们的硫酸盐方式的有色金属。这些有色金属可以用水浸出。浸出后的残渣送到堆积场堆存。含金-砷的硫化物精矿的分化工艺流程见插图。    依据矿藏组成的不同，分化一吨含金硫化物精矿所需的硝酸耗量为0.1~0.3吨浓硝酸或许为0.18~0.6（56%浓度的硝酸）假如原始产品中除了含金之外，还含有色金属、稀有金属时，选用这样的酸耗量在经济上是较为合算的。依照上述用硝酸分化硫化物（反响式（1）~（3））的理论，假如可以循环运用和氧的混合物，那么硝酸的耗量则可降到最低极限。一起，硝酸在浸出进程中还可起到催化剂的作用。这样就使得硝酸不仅在处理富精矿（例如，辉钼矿和白钨矿等），并且石处理其它含金产品时的作用都比较抱负。 在气相循环的条件下，用定型的实验设备进行了用硝酸分化硫化物精矿的实验。不断使氧化氮转变成，是进行这一进程的必要条件。这是因为能参加使金属硫化物的氧化。这时，硝酸的耗量将比理论耗量削减1/2~2/3。这是因为在硫化物的氧化进程中得到了最大极限的使用。在许多情况下，还可以使用氮肥厂的废气替代硝酸来分化硫化物精矿。

细菌浸出法仅用来对浮选精矿作了实验。实验成果（表达式）标明：同焙烧工艺和压热氧化浸出工艺相比较，细菌浸出工艺对浮选精矿物质组成的影响不太灵敏。所以对细菌浸出渣直接吸附化时，金和银的回收率均较高。在这种情况下，贵金属的回收率（金为88.3%，银为88.4%）与用压热浸出--石灰处理--对浸出渣吸附化的工艺流程处理浮选精矿的回收率大致相同。    对硫、砷和含碳物质的组成与精矿处理办法的联系的研讨成果标明：浮选精矿和重选精矿通过两段焙烧后，可使有机碳彻底脱除，硫的氧化率分别为96%和98.7%，而进入气相中的砷分别为93.0$和99.25。选用无焙烧工艺分化含金硫化物时，则不能脱除精矿中的含碳物质，然后砷依旧留在固体渣中：75~88%呈氧化物状况，0.8~0.94%，呈硫化物状况。87.9~97%的硫转入溶液中。    依据进行化时增加和不增加树脂的比照成果，对原始浮选精矿及其处理后的产品中含碳物质的吸附特性进行了点评。为了削减液相离子组成对化作用的影响，矿浆的液固比有必要坚持50:1。                       表2  浮选精矿中含碳物吸附特性的改变硫化物分化办法精矿中的机碳的含量%所处理的产品化时金回收率%用产品吸附金吸附金络合物的按捺程度%分化前分化后加树脂不加树脂占已溶解的金量%相对的%原始精矿 压热氧化11.5-精矿60.7042.5029.801000温度160℃，3小时11.59.6不溶渣85.0066.6021.6072.4027.60温度180℃，1.5小时11.510.4不溶渣89.0066.2025.6085.9014.10细菌浸出（100小时）11.511.5不溶渣88.3081.008.3027.8072.20两段氧化焙烧11.5痕量焙砂79.7079.7000100     实验成果（表2）标明：存在于细菌浸出和压热氧化浸出的不溶液中含碳物质的吸附特性有所下降。可是，对固体渣进行吸附化时，树脂的装入量绝不能少于5%（见插图）。这是由于含碳物质也像以微粒涣散状况存在于精矿中的天然吸附剂-样，具有很高的动力学特性。

苏联有许多金选矿厂产出金-砷浮选精矿。因为金-砷精矿中的金具有亚微细粒的特色，所以金-砷浮选精矿的化作用很不抱负。将这种精矿送铜冶炼厂与铜精矿-起冶炼也有-些困难。这是因为一部分砷会进入粗铜和焙烧炉气中，必然对所得产品（阴极铜、硫酸等）发生不良影响。一起，在单个冶炼厂中，由这类精矿所带来的砷约为各种物料含砷总量的50%以上。     现在，砷从工艺过程中呈硫酸钙和钙的混合沉积物方式排出，其沉积物含砷在5~15%之间。因为它们的毒性大，故需花很多费用来储存它们。     在大都已拟定和提出的处理含砷精矿的工艺流程中，使砷转变为毒性小的富集产品（硫化物）中而排出的办法，是很有发展前途的。     处理上述精矿的办法之-，就是在通入-定量的空气后，精矿制粒进行氧化-硫酸化焙烧，使砷以硫化物方式披提高而排出，然后得到不含砷的氧化烧渣。这样就可以用化法从氧化烧渣中收回金。脱砷办法的根底就是使砷黄铁矿与黄铁矿相互作用，生成四硫化砷。     实验的样品取自某选矿厂的金-砷浮选精矿，其化学组成如下，%：S102 34.1；Fel8.1；S（硫化物型硫）12.3；Al2O3 12.2；As 6.7；Ca0 3.4；Mg0 2.5；Au 96.5克/吨。     硫化矿藏为砷黄铁矿（14.6%）和黄铁矿（17.6%）。物料粒度为70%~74微米。     经过物相分析断定，样品中金的首要形状下：     可混收回的游离金        26.3%     可化收回的部分浸染状金  58.0%     被氧化物薄膜掩盖的金      2.0%     被硫化物包裹的亚微粒金    13.7%     总    计    100% 经预先再磨，使物料细度到达97%~74微米后，对浮选精矿进行化。将浸出时刻延长到144小时后，金的浸出率也不超越86%。增加铅盐并坚持较低的碱浓度后，也未获得好作用。 金收回率较低的原因在于-部分金与硫化物严密共生，故无法用机械办法使金别离。     进一步研讨的方向是往鼓风炉内送入-定量的空气，用氧化-硫酸化焙烧办法，使难处理的金发生热化学分化。     经屡次接连实验后，依据对提高物中的含量和废气的分析成果，断定了为使空气中的氧得到充沛吸收和提高物中不构成亚酐（）所需的空气耗量。空气耗量可从总反应式求出16FeAsS+12FeS2+4502=14Fe2O3+4As4S4+24SO2此外，还应考虑到过剩黄铁矿氧化时所需求的空气量。

当处理硫化物中含微粒浸染金的难选金精矿时，主张选用湿法冶金或火法冶金，以及包含湿法、火法的联合流程。    本文叙说了依照下列联合流程处理不同组成的含碳的金-银-神精矿（浮选精矿和重选精矿）的比照成果：氧化焙烧---焙砂进行浸化；压热氧化浸出-浸出渣进行吸附化；细菌浸出---浸出渣进行吸附化。一起还研讨了精矿的处理办法对吸附活性的影响。    研讨时所用的精矿是依照重选---浮选流程分选微粒浸染状金-银硫化矿石时得到的。在分选过程中，富集到重选精矿中的金有75.9%,而进入浮选精矿中的因为75.5%。 精矿的化学组成， % 浮选精矿重选精矿 （93%-0.044毫米）（55%-0.074毫米）SiO223.22.22Al2O37.280.3Fe2O327.357.3TiO20.80.4MgO0.40.3CaO0.840.84MnO0.030.08K2O1.70.1Na2O0.50.1S金18.833.4Ss18.032.7C有机11.50.47Cu0.110.05Zn0.580.2Ph0.84.4As7.519.6FeS 228.556.5FeAsS17.932.8     因为浮选精矿中活性碳物质的含量，致运用直接化法收回贵金属更为困难，金收回率只能到达12.9%，银收回率为12.8%。     用直接化法处理含0.47%有机碳的重选精矿时，可获得较高的金属收回率：金为48.1%，银为80%。从磨矿细度为93%---0.044毫米的重选精矿和浮选精矿的物相分析来看，    用化法（增加10%AM-2B阴离子交流树脂）能够从上述精矿中收回的贵金属分别为：金54.3%和40.9%，银84.1%和63.2%。    对浮选精矿进行三段化，每段有必要替换化溶液和树脂。在金的收回率（41%）不变的情况下，可使银的收回率由63.2%提高到86.1%。现已证明，用化法无法收回的金首要与黄铁矿和砷黄铁矿共生，仅有少数金（2-3%）呈微粒浸染状存在于石英中。精矿中的银首要为简略的硫化物（螺状硫银矿）和磺酸盐（硫锑银矿和坳铜矿），其间在重选精矿中首要含螺状硫银矿，而浮选精矿中则首要含磺酸盐。这就是在进行吸附化时，银收回率底的原因。上述情况阐明，有必要选用其他十分正规的办法来处理这类精矿。    这类精矿能够用马弗炉进行一段，两段和三段焙烧。焙烧温度分别为500~550ºC，600~650ºC和850ºC。每段焙烧时刻均为2小时。    进行压热氧化浸出试验时，运用了维什涅夫斯基研发的机戒拌和式钛质压热浸出器，其容积为1升。每次试验时的氧分压为1兆帕。矿浆液固比保持在4：1。精矿的磨矿细度为93~95%--0.044毫米，温度为160ºC和180ºC，氧化时刻为1.5和3小时。

在不同温度下，用处理才能为1公斤/小时的接连作业的鼓风炉对预先制成粒状并烘干后的精矿进行焙烧。烧渣产率为87~89%。焙烧过程中，金没有烟尘丢失。金悉数富集到烧渣之中，所以金的含量提高了11~13%。通过冷凝和捕集硫化物型提高物之后，废气中含有，%（体积的）：SO29.5，CO2（碳酸盐分化的产品）4.9，N285.7。 粒团经焙烧后磨碎到0.3毫米，并在液：固=2：1的条件下化48小时。用过氧化作为氧化剂。     在焙烧温度为620~650℃条件下所得之烧渣化时，金的最高回收率为95%，耗量为6.6公斤/吨（见表）。     若将焙烧温度提高到700~C以上时，金会发生热钝化，这对化作用有不良影响。     明显，为了削减的耗量有必要用NaOH溶液或H2S04溶液对焙烧后的烧渣进行处理。用7.5%的NaOH ~H2SO4溶液浸出烧渣4小时，浸出温度为20℃，然后用水细心洗刷，再化48小时。这样做的成果可使耗量下降到1.12~2.2公斤/吨。     依据研究成果，提出了处理金-砷硫化物浮选精矿的工艺流程（见图）。该流程有下列长处：在进行氧化-硫酸化焙烧过程中能够使用来自放热反应的热量，砷能以微毒性的方式适当彻底地从精矿中排出。这样能契合环境保护方面的要求。    硫化砷可作为出产元素砷和的质料。即便硫化砷的需求量太小，但它的储存费用（按每吨砷来核算）也比不合标准的钙的储存费用低得多。     依照引荐的工艺流程，精矿制粒应在接连作业的鼓风炉内进行焙烧。这样在铜冶炼厂处理烧渣时，进入工艺过程中的砷量可大大削减。 对难处理的金-砷精矿是就地处理，仍是送铜冶炼厂处理的合理性问题，有必要依据技能-经济核算成果而定。

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。

黄铁矿有含金或根本不含金之分。含金黄铁矿经浮选产出的精矿再经氧化焙烧脱硫（或制酸），产出的焙砂和烟尘，呈疏松多孔结构，金粒大多从载体矿藏中解离出来呈单体，易于浸出收回。焙砂的组分首要转变为赤铁矿和少数磁铁矿，其间尚残存少数黄铁矿和磁黄铁矿之类的硫化物，提金后浸渣还可用于炼铁或制作水泥。在许多情况下，焙砂中还含有一定量的银、铜等有价金属，可考虑归纳收回。 影响黄铁矿焙砂中金浸出率的首要因素是焙烧温度、焙砂中残硫量和硫酸化程度。焙烧温度过高，颗粒易结块构成包裹金。为了使焙砂中残硫量减至最小，就需要充沛供氧，它也能较多地生成SO3，有利于焙砂的硫酸盐化和金的浸出。但焙烧制酸的作业又必须在供氧量略为缺乏的条件下进行，以防止生成SO3。故在焙烧实践中，要统筹硫酸和者的出产，使之产出含很多赤铁矿和少数磁铁矿的焙砂。 A.O.菲尔默（Filmer）研讨了南非几种含金黄铁矿焙砂中金的化浸出进程后发现，金的浸出率随焙砂的氧化程度而进步，而随焙砂中硫含量的增加而下降。他以为：焙砂中金的浸出速度慢和浸出率低，首要是难溶包裹金和硫化物中金的电化学钝化效果。包裹金首要是焙砂结块形成的。因而，焙烧进程中要使颗粒尽量散碎，让金粒充沛露出出来。不然，只要通过再细磨才干进步金的浸出率。电化学钝化则与载金矿藏的导电率有关。在黄铁矿和焙砂中与金共生的矿藏如黄铁矿，磁黄铁矿、磁铁矿都有较高的导电性。浸出进程中，在这些矿藏的整个表面上会发作氧的复原。它不但会增大氧和的耗费，还因氧对硫化物的氧化进程缓慢，而阻碍它荷载金粒的溶解速度。若焙砂是通过充沛氧化焙烧的，其间的矿藏绝大多数都转化为赤铁矿。赤铁矿的导电率约为10－4／m，近似绝缘体，除它所荷载的金粒外，它本身的表面不会发作氧的复原，金粒也不会发作钝化。既使焙烧进程中物料内的可溶组分在金粒表面生成被膜，对金粒溶解速度的影响也或许不大，更不大或许因而而引起金粒的钝化。当他运用99.9%的纯金板在纯的化浸出液顶用饱满甘电极丈量电位时发现，阴极电位坚持－0.6V时，金的溶解简直到达最大值；反之，阳极电位至－0.6V时，金就会由活化转为钝化。但向纯化液中参加铅、、、铋离子杂质时，它能使金的钝化倾向发作改动。 综上所述能够得出如下的定论：从未经充沛氧化焙烧的黄铁矿焙砂中提金，浸出率低的原因之一是焙砂孔隙结构发育不充沛，金粒不能彻底露出于浸出液中；原因之二是残存的荷金硫化矿藏在浸出时，表面上会发作氧的复原，而引起金的溶解受阻或钝化。若用来浸出只经部分氧化的焙砂，因为浸液中缺氧，的耗费虽多，也不能加强金溶解的效果。 根据对山东、河北、内蒙古等地含金硫精矿和焙砂的化提金实验，其作业条件和技能经济目标分述如下。 一、含金黄铁矿焙烧条件的挑选 根据黄铁矿热谱图，它的吸热峰值在650℃±50℃。很多出产实践证明，黄铁矿焙烧温度的凹凸是影响焙砂中金浸出率的关键因素之一。焙烧温度越高，产出焙砂的色彩越深，这是磁铁矿（Fe3O4）产出增多之故。它不但会使金粒露出削减，浸出率下降，且焙砂硬度大，加大磨矿难度。故在通常情况下，焙烧温度应力求在答应的下限温度中焙烧，使其产出以Fe2O3（赤铁矿）为主的红棕色焙砂。这种焙砂可在粗磨或不磨的条件下送化，金的收回率也高。 为了使金粒最大极限地露出出来，以进步金的浸出率，据实验：焙烧炉排出的赤热焙砂经水淬产出的水淬渣，比干法排渣金的化浸出率可进步7%。其效果是因为热焙砂迂骤冷而迸裂，使更多的金粒露出出来之故。 因为各地含金黄铁矿的矿藏结构和组分不同，焙烧时吸热峰值的温度也有差异，可进行实验测定，挑选最佳焙烧温度和焙烧时刻。许多厂矿焙烧黄铁矿是为了制酸。为满意制酸要求，通常将焙烧温度进步至850℃或900℃以上，它对焙砂提金是晦气的。对用含金黄铁矿焙烧制酸的厂矿，则应统筹制酸和提者的利益，以进步经济效益。 二、含金黄铁矿焙砂的浮选 山东某矿含金黄铁矿原矿经焙烧产出含金8.34g∕t的焙砂。焙砂中金呈微细粒级，粒度均小于0.074mm。其间0.074～0.053mm占20.30%，0.053～0.037mm占23.20%，0.037～0.010mm占24.50%，小于0.010mm的占32.00%。因为原矿通过氧化焙烧，质地疏松，解理增大，金粒刚失掉敲体矿藏（硫化矿藏）多解离呈单体，为浮选富集金供给了条件。 金的浮选选用三段磨矿和三次浮选作业，每次均产出粗选金精矿。为了使矿藏充沛涣散和按捺矿泥及赤铁矿等氧化物，每段磨矿都增加碳酸钠（2000～5000g∕t）、羧甲基纤维素（100～900g∕t）并选用20%固体的矿浆。浮选捕收剂用铵黑药、起泡剂2#油，选用分次加药捕收和分批刮泡。取得的精矿含金最高达324g∕t焙砂的浮选实验成果列于表1。三次精矿中金的总收回率为88.90%，均匀含金档次100.42g∕t。尾矿和矿泥中含金1g∕t。表1  黄铁矿精矿焙砂三段磨矿－浮选流程实验成果产品产率∕%金档次∕g·t－1金散布率∕%一次精矿1.967.395281.86100.4266.2288.90二次精矿2.61544.1513.84三次精矿2.8226.148.84尾矿44.8492.6051.001.005.3811.10矿泥47.7651.005.72算计100.00100.00100.00100.00 实验成果证明，为了取得好的目标，浮选前应先按捺矿泥及氧化物，和确保有满足的浮选时刻（三次浮选总时刻48min），并选用分次增加药剂。这样既能确保金粒均匀而长时刻地飘浮，又可防止浮选初期药剂浓度过大而使很多矿泥搀杂上浮。 三、含金黄铁矿精矿和焙砂的化实例 表2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#样比还削减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2  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 四、黄铁矿精矿焙砂和烟尘的化     某硫酸厂欢腾焙烧炉焙烧含硫29.34%、金6～9g∕t的黄铁矿精矿制酸产出的焙砂，金呈微细粒状。其间，小于10μm的金粒占52.5%、＋53μm的金粒仅占11.3%。     焙砂由焙烧炉排出并经水淬、脱水、磨矿和洗矿。洗矿作业包含水力旋流器分级、浓缩及过滤，以除掉矿砂中的硫酸铜、酸、贱金属氧化物和铁盐等。然后加石灰处理矿浆至pH10（未加石灰前矿浆pH2～3）送拌和化。金的收回率为72%～80.%。因为洗矿处理不完善，金的收回率偏低，和石灰的耗费量也很高。

在含金制品的出产和使用过程中，会发生一些废料或使用过的废旧制品等。这些废旧物猜中的金档次有时比矿石中的金档次高得多，而且处理流程相对较简略，收回的经济效益很明显，因而是提取金的第二资源。但含金废料品种繁复，性质与组成各异，有必要依据不同的目标和要求，挑选合适的收回办法。 一、从镀金废猜中收回金 对已含金高的镀件，可先从镀金废件上退镀金，然后再提纯和收回金。退镀金的办法有以下几种： （一）铅熔法 将被处理的镀金废件置于熔融的铅液中，使金进入铅液中。取出退金后的废件，把含金铅液铸成贵铅板，再用电解法或灰吹法从贵铅中收回金。 （二）热膨胀法 使用金与基体合金膨胀系数的不同，加热使镀金层与基体之间发生空地。然后在稀硫酸中沸煮，使镀金层彻底掉落，再进行金的溶解与提纯。 （三）化学溶解法 退镀液品种较多，例如碘－碘化钾溶液、－钠溶液等。也可用硝酸溶出基体合金的办法，使镀金层掉落留在不溶物中，再处理此不溶物收回金。 （四）电解法 用和钠做电解液，石墨作阴极，镀金废件作阳极，进行电解退金。金在阳极被氧化后与效果构成络阳离子进入溶液，再被溶液中的钠复原为金，并沉积于电解槽底部，将此金沉积物别离和提纯后收回金。 二、从含金废液中收回金 依据废液化学组成的不同，含金废液可分为镀金废液、废液以及各种含金洗水等。一般酸性镀金液含金液4～12g/L，中性镀金液含金4g/L，碱性镀金液含金20g/L，其间大都含有。电子元器件出产中的腐蚀液或碘腐蚀液是首要含金废液之一。 （一）镀金废液 可依据其成分和含金浓度的不同，别离选用电解法（开槽电解或闭槽电解）、锌粉置换法、活性炭吸附法或离子交换法等。经收回后的尾液，还应进一步处理出去，到达契合排放的标准。 （二）腐蚀液 通常是选用复原法收回其间的金，包含硫酸亚铁复原法、钠复原法、亚复原法或复原法等。有时也选用锌粉置换法，但要求料液预先脱除硝酸，以进步金的收回率。 （三）碘腐蚀液 可用钠复原法收回其间的金。当饱满的钠溶液加入到料液中时，碘液由紫红色转变为浅黄色，天然弄清后过滤，得出粗金产品。 三、从含金的合金废猜中收回金 包含电子工业中抛弃的各种含金的电子元器件、电气触头、电路板、联合器等。例如，在20世纪60年代到70年代中期出产的电路板中含金高达0.1%～0.3%，现在出产的电路板中含金以降低到0.01%～0.05%。含金的合金品种许多，组分差异较大。例如，有Au－Ag、Au－Cu、Au－Sb、Au－Al、Au－Pt、Au－Pd、Au－Ir、Au－Pd－Ag、Au－Cu－Ag等合金。处理的办法，通常是先进行拣选、分类、研磨和物理处理等，然后进行化学处理，包含煅烧、熔炼、始发溶解与别离、复原、电解精粹等。关于含金较高的固体废料，能够先熔炼成贵铅，再进一步精粹收回金。关于含金较低的固体废料，则可选用湿法处理，即用溶剂挑选性溶出含金废猜中的金和其他金属，再用溶剂萃取、离子交换、液或活性炭吸附等办法进行别离、富集与提纯，最后用复原法或电解法从溶液中别离收回金和其他有价金属。 四、从含金的珠宝废品中收回金 珠宝废品中往往含有客观数量的金、银等贵金属，能够选用湿法冶金的办法进行收回。通常是先进行热降解处理；然后用硝酸溶液进行榜首段浸出，别离出银和其他金属；再用进行二段浸出金；含金的溶液用丙二酸二乙酯挑选性溶剂萃取金；最后用复原法从有机相中别离得出金属金产品。一个典型的湿法冶金从含金的珠宝废品中收回金、银的工艺流程如下图所示。图  从珠宝废猜中收回金的湿法冶金工艺流程

1.从含金废猜中收回金的含义      在金或含金制品的出产和效果过程中，会发生很多的废料及使用旧了的制品，这些废料的金含量比矿石中高得多，收回处理流程也比直接从矿石中提金简略得多，且经济上也很合算，因而，从中收回金很有含义。      因为国民经济发展的需求，近年来世界各国都十分重视从废猜中收回金的作业，以美国为例，1974年再生金80.6吨，为当年金产值的56%，可见经济效益相当可观。      2.含金废料的分类      含金废料大体上可分为以下几类：      （1）废液类：包含化废液、氯化废液、废液、各种冲刷水及化验室含金废水等。      （2）合金类：包含金-铝、金-硅、金-锑、金-钼-硅、金-硼-铂、金-硼-钯等合金件的废料废件。      （3）镀金类：包含化学镀金的各种作废元件。      （4）贴金类：包含金匾、金字、神像、戏衣金丝等。      （5）粉尘类：包含金笔厂、首饰厂、金箔厂的抛光灰及废屑，各种含金烧灰（如炼金室的烟囱灰），生成的极泥等。      （6）废物类：包含炼金车间的废物、炼金炉的拆块，及撤除有镀金、贴金部位的古建筑废物等。      3.从含金废液中收回金的办法      （1）电解法：电解法分开槽电解和闭槽电解两种。原理是将含金废液导入电解槽中，电解时阳极邻近发生电离反响，使金离解并在阴极上堆积。      开槽电免除将容器中的废液加热至90℃左右，以不锈钢作电极，在5~6伏电压下进行电。当阴极上的金堆积到必定厚度后，刮取下来经熔炼即得金锭。      闭槽电解是在电压2.5伏时进行电解，溶液中金含量降低到要求值后，再换新的含金废液持续电解，直至阴极上的金堆积必定厚度停止。打开提设备，从阴极上刮下金泥，烘干后熔炼铸锭      （2）置换法：先用将含金废液酸化至pH=1~2然后用蒸馏水稀释5倍（假如自身是冲刷水的则不再稀释），接着用锌丝置换直至彻底反响停止，最终搜集金泥，用蒸馏水冲刷至中性，经硫酸处理，烘干熔铸成锭。      （3）电积法：电积法是近年来新发展起来的直接从富含金银的溶液中得到纯金的技能。电堆积槽用不锈钢作阳极，用钢丝棉作阴极。电堆积在室温下进行，通入直流电后，金在阴极上堆积，将阴极上堆积必定金的钢丝棉用1：1工业浸泡，除掉不锈钢棉等。将处理后的金粉烘干后置于坩埚中，参加硼砂（8%~25%）、碳酸钠（5%~30%）、二氧化化硅（5%~25%）及适量硝石，在1200℃下熔炼15~25分钟，可得纯度为92%~93%的金锭。      4.从合金件中收回金的办法      （1）从金-铂（金-钯）合金废猜中收回金：金、铂（钯）不溶于硝酸而溶于，用溶解后，用NH4Cl别离铂，再从溶液中收回金。      （2）从金-铱合金废猜中收回金：将合金废料加（或一同加苛性钠）一同加热熔融后，倾于铁板上铸成薄片，冷却后用水浸出，此刻少数铱的钠盐进入溶液，大部分铱留在浸渣中。向浸渣中注入稀热溶解铱，过滤后滤液中通，并参加饱满氯化铵液可收回铱，滤渣加处理并用亚铁复原滤液中的金。      （3）从金-锑（金-铝）合金废猜中收回金：用稀（酸：水=1：3）煮沸溶解，然后用SO2气体复原收回金。      5.从镀金件废猜中收回金的办法      （1）火法熔退：火法熔退即在铅的熔点327℃以上的温度用铅提金，生成贵铅，然后用灰吹法或电解法收回金，灰吹法是炼银过程中别离铅银的办法。此刻可使用金铅、银铅可以互熔及金银可以构成金银合金的性质，将取得的贵铅按份额参加银，所以这种贵铅既含金又含银。使用铅的熔点较低，吹以空气使铅氧化进入炉灰中，然后进行水淬得金银合金粒，量后用硝酸法分金得金粉熔铸成锭。      （2）化学退镀:首先要制造退镀液。退镀液是1升水中加75克和75克钠得到的溶液。把镀金废件放入温度为90℃的退镀液中，镀金会在1~2分钟内退镀结束。假如退镀液中出现金的饱满状态，则需改用新制造的退镀液。

本文将含金硅质元件、含金废液以及某些含金合金的化学处理办法介绍如下。 一、含金硅质电子废件中金的收回 电子工业产品和设备中抛弃的含金硅质元件，因为硅的存在而阻碍收回其间的金。为了选用湿法工艺收回金，可先经硅腐蚀剂处理，使烧结在硅片上的金掉落别离，再搜集起来送提纯。 硅腐蚀剂分酸性的和碱性的。酸性硅腐蚀剂按硝酸：为1∶6～9制作，再稀释至2～3倍，于室温下浸泡除硅。碱性硅腐蚀剂运用10%～30%NaOH液，加热至80～100℃浸煮元件除硅。 二、可伐合金废件的退金 可伐合金镀金废件，是电子工业出产中发生的废品。从这种废件上收回金的常用办法有： 硝酸浸蚀法。它是经过稀硝酸浸蚀合金基体，使金镀层疏松掉完工金粉收回。因为此腐蚀合金基体，基体往往不能运用。 浸蚀法。此法运用NaCN（或KCN）75～200g∕L的浓溶液，在85℃以上进行金的溶出。作业中一般应向浸液中参加防（仿）染盐（间钠）或其他增加剂。进入溶液中的金一般运用锌置换法收回。 碘浸蚀法。此法运用KI∶I2＝1∶2.1的水溶液，并增加催化剂KIO30.5g∕L。镀金废件先经处理后，于室温下参加浸液中脱金1～1.5h。脱金后的基体可进行重镀运用。浸液中的金若用电解法收回，可用石墨阴极在槽电压2V条件下电解40～60min。经电解，溶液中的I－会在阳极上氧化为I2，提金后的溶液可回来再用于脱金。 电解法。可伐镀金件的电解退金一般选用无锈蚀作用的介质，如合金基体无其他缺点，可从头镀金运用。实验电解槽运用硬聚氯乙烯槽或瓷槽，阳极用钻孔的聚氯乙烯筐，阴极为不锈钢板。电解液含CN2～3g／L，可自行制作，也可运用加有柠檬酸、柠檬酸铵、酒石酸盐的镀金废液，或加锌粉置换银后的镀银废液。作业过程中槽电压随电流密度的增大而升高，当选用电流密度1.0～1.5A∕dm2时，相应槽电压约0.9～1.3V，取得了满足的脱金作用。若要求脱金合金表面光洁便于重镀，或许选用镀金、镀银废液作电解液，为防止稀释增大液体体积，废液含CN－浓度高些也可运用。 三、含金合金的处理 含金合金品种繁复，广泛用于各工业部分。凡运用和制作这些合金材料和元件的部分，都有这些合金的废旧材料、边角或碎屑。从这些废旧原猜中收回贵金属的办法，有布林斯敦工厂选用的办法。关于含金高（20%～50%）、含银低（小于35%）或不含银的合金，还可直接运用电解法处理。含金低的合金也可选用酸浸法处理。这儿只介绍含金合金的处理法。 （一）金铂合金。先经溶解，加蒸腾赶硝至糖浆状，用蒸馏水稀释后，加饱满氯化铵液使铂生成铵沉积，再煅烧成粗海绵铂。滤液加亚铁复原金。 （二）金铱合金。铱为难熔金属，最好将它与（或一同参加苛性钠）一同于600～750℃，在不断拌和下加热60～90min至熔融。熔融后，将熔融物倾于铁板上铸成薄片，冷却后用冷水浸出。此刻，少数铱的钠盐进入溶液，大部分铱留于浸出渣中。向浸渣中注入稀加热溶解铱，过滤，向滤液中通氧化铱使之呈4价。再参加饱满氯化铵液，铱便生成氯铱酸铵沉积，经煅烧取得粗海绵铱。除铱的不溶渣加处理，并用亚铁复原滤液中的金。 （三）金钯银合金。先经稀硝酸（酸∶水＝2∶1）处理，滤液加沉积银。残液中的Pd（NO3）2加络合后，用酸化，加复原产出粉状钯。再收回硝酸不溶渣中的金。 （四）金硼钯或金硼钯铋合金。先用稀（酸∶水＝1∶3）加热溶解，并缓慢加热蒸腾赶硝至干枯。冷却后，加少量潮湿，再加热水并加热浸出钯。过滤，向滤液中加氯化铵制取氯钯酸铵，并经煅烧成粗海绵钯。除钯后的残液用亚铁复原金。 （五）金锑或金锑砷铋合金。用稀（酸∶水＝1∶3）煮沸溶解后，再从滤液中复原金。 （六）金硼镓合金。用稀（酸∶水＝3∶1）煮沸溶解后，再从滤液中复原金。 四、从含金废液中收回金 含金废液包含化废液、氯化废液和废液。以及各种洗水。 含金化液一般选用锌粉（锌丝或锌块）置换法。含金氯化液则多用铜丝（或屑）加热置换法。含金液，在大都情况下均运用廉价且易制取的硫酸亚铁或氯化亚铁的水溶液复原。当然，这些废液中的金，也可选用活性炭吸附法、离子交换法、乃至溶剂萃取法予以收回。NaBH4法也有用。 各种含金洗水，原则上也可运用置换法或复原法收回其间的金。但因为这些液中含金量常常很微，因此，选用离子交换、活性炭吸附等办法收回金更适宜。

717型树脂是我国出产的乙烯型强碱性氯型阴离子交流树脂，曾试用于从含金硫精矿的化矿浆中吸附金。实验用精矿的金粒度一般为5～45μm，与黄铁矿关系密切。因为金粒微细，矿浆被席矿至100%－0.038mm（400目）。化浸出后矿浆固液难以别离，故用图1所示的流程向拌和化的矿浆（液固比为4∶1）中按20kg∕t的量参加717型树脂，逆流吸附6h，树脂含金1.30mg∕g，吸附同收率98.52%。载金树脂在0.2mol∕LNaOH与2mol／LNaCNS解吸液中，运用铅板阴板和石墨阳极，在槽电压2.6～3.2V，面积电流171A／m2条件下电解解吸20h，解吸后树脂含金0.008mg∕g，金的解吸率为99.40%。精矿含金31.33g∕t．过程中金的总回收率93.25%。图1  717树脂从精矿化矿浆中吸附金的流程 我国，还曾进行过国产704乙烯型弱碱性阴离子交流树脂从含金硫精矿的化矿浆中吸附金的实验。在矿浆磨矿粒度97.5%－0.074mm（200目），矿浆浓度33%，含0.08%～0.1%NaCN、0.045%CaO，pH9.5条件下化吸附6h的扩展实验室实验中，金的溶解率97.74%，吸附回收率97.32%。每克干树脂吸附金属量（mg）为：金24.17，银0.815，铜2.07，铁6.10，锌0.825，镍0.305。

金精矿提金前的预氧化处理首要有焙烧氧化、加压氧化和细菌氧化三种办法。实践标明，焙烧作为传统工艺仍然以其工艺老练、适应性强、操作简略和技能牢靠、出资本钱相对较低一级成为金精矿预处理工艺中最具有吸引力的处理办法。现在，首要选用两段焙烧工艺处理含砷含硫的难处理金精矿，在榜首段炉内复原气氛焙烧脱砷发作的作为白砷产品，在第二段炉内氧化焙烧脱硫发作的二氧化硫烟气制硫酸，烧渣用于化浸金，该工艺能够完成金、砷、硫资源的归纳利用。 2000年以来，国内涵金精矿欢腾氧化焙烧基础上开展起来的针对含砷难处理金精矿处理的两段焙烧技能得到了敏捷的开展，相继建成6家专业黄金冶炼厂商并投产运转，其间5个供应商的处理规划在100～200t∕d，这6家专业黄金冶炼厂商中，有4家由北京矿冶研讨总院规划并供给技能服务。我国最大的含砷难处理金精矿两段焙烧设备是青海大柴旦矿业公司的两段焙烧炉，由北京矿冶研讨总院供给成套技能并项目EPCM，其处理规划到达了处理含砷金精矿480t∕d。 咱们以为，在无法将难处理含砷金精矿掺入到重有色金属熔炼进程中归纳收回其间的有价金属的条件下，要对含砷难处理金精矿完成就地产金，并归纳收回金银砷硫等资源，选用两段焙烧处理工艺仍然是较佳的挑选。 尽管我国国内两段焙烧在难处理含砷金精矿焙烧提金方面开展较快，但现在运转的两段焙烧黄金冶炼工艺中化尾渣含金仍然偏高，渣金根本均匀在4g∕t以上，针对一些特别难处理的含砷金精，其化尾渣含金档次更高。所以，怎么进步两段焙烧烧渣中金的浸出率，下降尾渣中金的档次防止资源糟蹋以及进步冶炼厂商经济效益是现在迫切需求处理的问题。 本文针对西部某难处理金精矿两段焙烧工业出产进程中焙砂进行浸出提金实验研讨，获得了最优的浸出工艺条件及最佳金浸出率，为工业出产供给辅导具有实际意义。 一、两段焙烧焙砂的根本组成 对焙砂与烟尘进行多元素分析，成果列于表1。 表1  焙砂与烟尘首要化学成分 矿藏学研讨及扫描电镜调查标明，镜下能见到焙砂中金的颗粒，但粒度很小，一般 烟尘中硫的含量显着高于焙砂中硫的含量，烟尘中硫的存在方式首要为硫酸盐，但仍有少数未焙烧彻底的磁黄铁矿。烟尘中的As，与焙砂比较显着较高，这是因为烟尘在焙烧时停留时刻相对较短，而导致脱砷不彻底。 二、化浸出验证实验 （一）焙砂化浸出粒度对金浸出的影响 对该两段焙砂进行粒度分析，－0.055mm粒级占71.16%，－0.039 mm粒级占63.09%，阐明焙砂尚达不到难处理金精矿焙砂化浸出所要求的粒度，所以在化浸出提金前需求对焙砂进行进一步的细磨，以进步金的化浸出率。 选用惯例化浸出，分别称取磨矿后不同粒度的焙砂80g置于化滚瓶中，在常温下化浸出。浸出矿浆浓度40%，首先用CaO(6kg/t)调矿浆pH～10.5，翻滚预处理4h，然后再参加NaCN溶液浸出，NaCN用量6kg/t，pH＝11.5下浸出32h。化浸出实验成果列于表2。 表2  焙砂粒度对金浸出的影响由表2可见，跟着焙砂浸出粒度的变细，金的浸出率显着进步。当焙砂化浸出粒度到达－0.039mm占87.82%时，金的浸出率到达88.86%，持续进步焙砂浸出细度，金的浸出作用添加缓慢。另一方面添加磨矿细度，电耗、钢球丢失以及磨矿作业时刻等也随之添加；此外，磨矿太细将会给后续操作带来许多费事。主张焙砂化浸出粒度在－0.039mm占90%左右为宜。 （二）用量对金浸出的影响 选用焙砂浸出粒度为－0.039mm占90%，改动用量，其他条件同上，直接进行化浸出。实验成果列于表3。 表3  用量对金浸出率的影响由表3可看出，当NaCN用量为4.0kg/t，即浸出浓度0.267%时，金浸出率为88.86%。持续添加NaCN用量，金浸出率没有显着进步。主张选用NaCN用量为4.0 kg/t。 （三）焙砂化浸出维护碱的挑选实验 在化浸出进程中需求参加维护碱调理化浸出矿浆溶液pH在10～11.5。维护碱的存在具有三方面作用：(1)浸出进程需求的氧气是通过向浸出矿浆溶液通入空气供给。空气中的酸性气体，如CO2将使浸出矿浆溶液的pH下降，使水解，当维护碱存在时，能够消除这一影响；(2)浸出进程中许多伴生矿藏发作的副反响生成酸性化合物，必须用维护碱中和；(3)化浸出进程中一些伴生矿溶解构成的离子对金的浸出液起抑制作用或耗费，维护碱可与之反响而消除这一作用。 选用氧化钙、氢氧化钙以及做维护碱，调矿浆pH在9左右，进行预拌和处理后，再参加对焙砂进行化浸出，浸出粒度－0.039mm占90%。维护碱挑选实验成果见表4。 表4  不同维护碱与用量对金浸出率的影响 由表4可知，选用以上三种维护碱进行化浸出时，对金的浸出率并没有实质上的差异，现在在出产上挑选何种维护碱首要考虑出产本钱以及使用方便。 本实验没有选用碳酸钠（或碳酸铵）为维护碱进行实验，首要原因是，碳酸钠(Na2CO3)或碳酸铵均简单水解成H2CO3，而H2CO3可分化NaCN。因而，用碳酸钠（或碳酸铵）做维护碱时，欲下降的用量可能性很小。 三、进步焙砂中金化浸出率的讨论 （一）焙烧烟尘化浸出 工艺矿藏学的研讨标明，焙砂与焙烧烟尘中存在必定数量的磁黄铁矿，一起，因为焙烧金精矿中有少数黄铜矿存在，焙烧后见有少数蓝辉铜矿存在，所以焙砂的这两项目标严重影响金的浸出及的耗费。两段焙烧的烟尘的化浸出成果（浸出条件：0.039mm占87.8%、NaCN用量4.0kg/t、CaO用量6.0kg/t)标明：焙砂再磨后化金的浸出率到达89.15%，渣金档次4.28g/t;烟尘中金的化浸出率均匀88.42%，渣金档次6.82g/t。 （二）焙砂与烟尘再焙烧－化浸出为阐明焙砂与焙烧烟尘的质量对化浸出的影响，对焙砂与焙烧烟尘进行再焙烧－化浸出实验研讨。焙砂及焙烧烟尘马弗炉再焙烧首要元素化学分析成果如表5所示。 表5  焙砂与烟尘马弗炉再焙烧元素化学分析成果 表5标明，焙砂再焙烧仍然有28%脱硫率，所以标明仍有部分未分化的硫化矿藏在再焙烧进程中被氧化分化。而因为焙砂中的As、Sb在焙砂中以钙的化合物方式存在，被固定在焙砂中，在焙烧温度下难以分化脱除。当出产进程中的烟尘再焙烧时，其脱硫率在55%～60%。砷与Sb因为焙烧时氧化气氛过强，被反响生成砷（或锑）酸盐，而砷（或锑）酸盐是很安稳的化合物，仅在很高温度下才干分化，因而砷（或锑）持续残留在焙砂中。焙砂与烟尘650℃再焙烧－化浸出成果如表6所示（浸出条件：－0.039mm占90%、NaCN用量6.0kg/t)。 表6  焙砂与烟尘再焙烧－化浸出成果由表6可见，当焙砂通过再焙烧－化浸出，金的浸出率到达了92.69%左右，较焙砂直接细磨－化浸出，金的浸出率进步了4个百分点左右。可见，出产现场两段焙烧发作的烟尘通过再焙烧后，化渣中含金档次显着下降。 四、浸出渣的相组成及金在其间的状况 浸出渣首要相组成为由黄铁矿氧化脱硫转化而得的赤铁矿相，别的，不同程度上残留有FeS，烟尘中尤多。影响Au化作用的首要矿藏学要素是天然金的粒度极细，部分为赤铁矿或脉石（如石英）所包裹。浸渣中金的化学物相分析成果标明：金首要以氧化铁包裹金方式存在，散布率为69.50%，其次以硫化物包裹金方式存在，散布率为17.20%，只要少部分以露出金方式存在，散布率仅为5.80%，还有一少部分包裹在硅酸盐相中，散布率为7.50%。 化浸出渣中多孔状的铁氧化物部分已构成细密化的赤铁矿，若将浸出渣进一步超细磨，将可持续浸出少数本来被包裹的天然状况Au，但渣中的大部分Au仍然不行浸出。这部分金是存在精矿中的不行见金，这些不行见金尽管在氧化焙烧进程中跟着硫化物中硫的氧化脱出或构成的硫酸盐被浸出，大部分已变为可浸金，但仍然有部分为铁氧化物包裹而成为不行浸金。这种与铁氧化物关系密切的金只能随氧化铁的不断溶解才干不断露出，才干变为可浸出金。 五、定论 （一）焙砂（胶带过滤机后）归于典型难处理含多金属的金精矿焙砂；焙砂中存在没有分化的黄铁矿颗粒及分化不彻底的FeS以及未分化彻底的磁黄铁矿；焙烧烟尘中存在磁铁矿以及磁赤铁矿相，烟尘中见有较多的磁黄铁矿(FeS)存在； （二）在焙砂磨矿细度－0.039 mm占90%，CaO用量6kg/t(焙砂)、NaCN用量4kg/t(焙砂)、化时刻32h化条件下，化浸出渣中金档次为4.28g/t，金浸出率到达89.15%； 当焙砂再焙烧－细磨－化浸出时，再焙烧焙砂金的化浸出到达92.61%，渣中金档次2.92g/t。 （三）该含砷难处理金精矿两段焙烧提金现在存在的要害问题是金精矿焙烧产品质量欠好，直接影响到金的化浸出率及的耗费。在出产中完善含砷金精矿两段焙烧工艺条件以及加强焙砂化前的预处理等是进步金浸出率以及下降耗费的要害。

至于黄铁矿的压热浸出进程的氧化动力学方面也作了许多研讨。在这些研讨中，由Maxxen和Xannep，TepnaxXene和nannexcll）所作的研讨成果最具体牢靠。因为这些研  究所得出的首要定论互相-致。在本文中力求将纯黄铁矿的氧化动力学规则与黄铁矿和砷黄铁矿一起氧化时得到的组成类似产品的氧化动力学进行了比较。 图3，a为不同温度条件下（酸浓度为26.4克/升，氧的分压为2大气压）黄铁矿的氧化动力学。阿尔尼乌斯（AppHHy。）方程式说明晰氧化进程的速度与温度的联系，表观活化能的数值为11.5千卡/克分子，并证明晰氧化进程是在动力学范围内进行的。氧的分压对黄铁矿氧化速度的影响见图3，6（温度为130℃,溶液酸度为26.4克/升硫酸）。黄铁矿与砷黄铁矿不同，它的氧化速度与氧压力成正比。这与曾经的研讨数据彻底-致，也是黄铁矿与其他硫化物不同的-个重要特征。进步溶液的酸度，对加速氧化进程的影响较小。     因而，应当留意，砷黄铁矿的存在也不能改动黄铁矿氧化的根本规则性。     从工艺上看，黄铁矿与氧的反响速度比砷黄铁矿慢得多，而反响级数较高，这-点是很重要的。这样使咱们能在工艺方面得出重要的定论：（1）在挑选压热浸出参数时，首要应当考虑到敏捷而充沛使黄铁矿（是最难处理的硫化物）氧化的可能性，（2）因为硫化物氧化得不彻底而形成的金丢失，首要在于黄铁矿氧化得不行充沛，而不是砷黄铁矿氧化得不行彻底。     压热浸出工艺实验时，采用了下列组分的几种含金精矿试样。精矿试样中，含铁24.2~34.3%，硫21.8 ~ 27.3%，砷4.9~9.4%，金31.3~43.0克/吨。一切试样中的金均呈细粒染状况存在，并与黄铁矿和砷黄铁矿共生。某些试样还含有4~5%碳，这样又增加了处理工艺上的难浸性。     压热浸出是在《维什尼阔夫斯基》式钛质压热浸出器中进行，其容积为1升和5升。用水作为原始液相。36~80%铁（首要呈Fe3+状况），80~98%硫和12~40%砷转入压热浸出液中。不溶性的压热浸出渣的产率动摇在54~80%之间。压热浸出渣在经洗刷和石灰处理之后送去吸附化（用AM--26阴离子交流剂）或许进行普通的化处理。 所得成果证明：压热浸出时的温度、氧分压和浸出时刻是决定金回收率的首要因素。在最佳条件下进行压热浸出后，可以使对压热浸出渣进行吸附化时的金回收率到达90~95%。这就比对压热浸出渣进行惯例化时高2~3%o 与焙烧工艺比较，用压热浸出法的长处在于金的回收率较高。

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。

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。

一、导言 某含砷金精矿金档次为15～18g/t，砷质量分数为6.12%，钴质量分数为1.5%，镍质量分数为0.29%，硫质量分数为10%，这些元素均搅扰金的化浸出。该金精矿用化炭浆工艺直接处理时，金的浸出率为58.36%；金精矿用助浸剂处理6～8h后，浸渣砷质量分数为5.78%时，金的浸出率为68.32%。浸出开端阶段跟着砷的氧化，金的浸出率添加；一段时刻后化系统中砷尽管持续氧化，但因为生成的盐类在金矿藏表面构成薄膜，金的化浸出率下降。终究精矿中砷尽管根本氧化，但可浸金的浸出并不彻底。当精矿用助浸剂处理6～8h后，化过程中参加防膜剂与活化剂[1，2]，才可获得较好金化浸出率。运用该处理办法后，当化浸渣中砷质量分数为2.30%时，金的浸出率为91.2%，一同浸出时刻缩短8～10h。该办法对开发利用这类金矿资源有很大的现实意义。 二、实验研讨 （一）首要矿藏成分 某含砷金矿石有氧化矿石和原生矿石两大类。原生矿石经浮选后，金精矿中矿藏品种较多，有砷黄铁矿、黄铁矿、辉钴矿、辉镍矿以及脉石矿藏等。金精矿含砷高，对金的化浸出影响较大，钴、镍也易与构成合作物，影响金的化浸出。 （二）矿样首要元素分析 金精矿中除金银外，还有砷、钴、镍、硫等元素，首要元素分析成果见下表。 金精矿中首要元素分析表（三）化炭浸工艺实验 含砷金矿细磨至-200目，用水调理固液质量比为1∶2.5，用调理系统pH为11左右，参加5kg/t及适量活性炭，接连拌和48h，金的化浸出率最高为58.36%。 三、化实验办法 金精矿1000g与2.5kg/t助浸剂一同细磨至-200目90%，置于拌和槽中，用水调理固液质量比为1∶2.5，拌和均匀。用调理系统pH为11左右，参加2.5kg/t防膜剂、5～8kg/t活化剂SmD后，经化炭浸工艺处理，接连拌和化炭浸30h后，固液别离，贫液可循环运用。 四、实验成果与评论 （一）化过程中砷氧化对金浸出的影响金精矿中砷质量分数为6.12%，直接化炭浸处理金的浸出率为58.36%；矿样在600℃～650℃焙烧2h今后，焙砂中砷质量分数为4.8%时，金的化浸出率为80.8%；矿样与助浸剂按100∶20份额混合均匀，在550℃～600℃焙烧2h，焙砂中砷质量分数为4.03%，金的浸出率达87.4%；而矿样经防膜剂及活化剂处理6～8h后，化浸渣中砷质量分数为2.30%时，金的化浸出率为91.2%。在化过程中，砷被氧化到必定程度后，金的浸出开端缓慢，乃至中止。参加防膜剂后，可防止化浸出过程中金的钝化。 化过程中，毒砂能被氧化成Fe2（SO4）3，As（OH）3，As2O3等，而As2O3与效果生成HCN，能耗费。一同，砷的硫化物能很好地溶于碱介质，构成亚盐、硫代亚盐等，砷的溶解、氧化逐步添加，到达必定程度时，这些产品简单在金矿藏表面上构成薄膜层，能严重地阻止金与CN－和O2之间的化学反响。而在化过程中参加防膜剂后，能够防止砷矿藏氧化后生成物在金矿藏表面构成薄膜，保证金的浸出。 （二）矿样粒度的影响 矿样粒度粗则浸出率低。矿样别离磨细至－200目65%、75%和100%通过率后，直接化浸出，矿样粒度越细，金的浸出率越高。实验成果表明，矿样粒度-200目100%为宜。 （三）化过程中pH的挑选 金与的络合反响pH在9～12范围内。实验显现，化系统中pH为11左右较好。实验成果见图1。图1  pH对金浸出率影响曲线 （四）用量的影响 在化系统中，金的浸出率随用量添加而进步，用量为5kg/t时，浸出率较高。在实践生产中应坚持化过程中CN－的质量分数为0.1%为宜。实验成果见图2。图2  用量对金浸出率的影响曲线 （五）助浸剂用量影响 助浸剂为无色通明液体，pH7～8，溶于水，在常温下不易分化。矿样用助浸剂处理5～8h后，选用化炭浸工艺处理金精矿，金的浸出率明显进步。实验成果见图3。图3  助浸剂用量对金浸出率影响曲线 （六）活化剂用量影响 在含砷金精矿化过程中，参加活化剂SmD后，金的化浸出率能进步10%～20%。活化剂用量对金浸出率的影响实验成果见图4。图4  活化剂用量对金浸出率影响曲线 （七）化时刻的影响 化浸出时，拌和时刻的长短对金的化浸出有较大影响。实验成果显现拌和浸出时刻24～30h较好。时刻进一步延伸，因为返溶效果，金的化浸出率反而下降。实验成果见图5。图5  拌和时刻对金浸出率的影响曲线 五、结语 某含砷金精矿直接选用化炭浸工艺处理时，因为砷等杂质的搅扰，金浸出率低，浸出速度慢。即便经焙烧处理后，金的浸出仍不能到达较好目标。实验用助浸剂与矿样混合10min并接连拌和5～8h后，在加防膜剂及活化剂的条件下化，金的化浸出率有较大起伏进步，浸出速度也加速。实验成果表明，化浸出含金溶液经活性炭吸附后，贫液中金的质量浓度为0.02mg/L，选用离子交换树脂吸附后金的质量浓度为0.01mg/L。选用助浸剂预处理后，加防膜剂、活化剂化法处理该含砷金精矿可获得较好的金浸出收回目标，有较好的经济效益。 参考文献 [1] 李绍卿,王莉平,罗建民. 某含砷硫铜金精矿的化浸出工艺 实验研讨[J]. 黄金, 2005, 26（3）: 29－31. [2] 李绍卿,刘刚,孙斌. 高铜、高砷、高硫金矿石或金精矿化浸金 工艺[J]. 黄金, 2002, 23（5）: 29－31. 作者单位 长安大学（林舒、吴雅睿、杨婧晖） 西安煤矿机械厂（杨超产） 长安新材料公司（李绍卿） 中化近代环保化工（西安）有限公司（牛刚）