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

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

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

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

铅精矿是由主金属铅(Pb)、硫(S)和伴生元素Zn、Cu、Fe、As、Sb、Bi、Sn、Au、Ag以及脉石氧化物SiO2、CaO、MgO、A12O3等组成。为了保证冶金产品质量和获得较高的生产效率，避免有害杂质的影响，使生产能够顺利进行。

1、主金属含量不宜过低，通常要求大于40％。含量过低，对整个铅冶炼工艺来讲，单位物料产出的金属铅量减少，从而降低了生产效率。2、杂质铜含量不宜过高，通常要求小于1.5％。铜过高，烧结块中铜含量会相应升高，在鼓风炉还原熔炼过程中，所产生的锍量增加：一则使溶于锍中的主金属铅损失增加，二则易洗刷鼓风炉水套，缩短了水套使用寿命，并易造成冲炮等安全事故。另外，含铜太高，也易造成粗铅和电铅中铜含量超标。3、锌的硫化物和氧化物均有熔点高、粘度大的特点，特别是硫化锌。如含锌过高，则在熔炼时，这些锌的化合物进入熔渣和铅锍，会使它们熔点升高，粘度增大，密度差变小，分离困难。甚至因饱和在铅锍和熔渣之间析出形成横隔膜，严重影响鼓风炉炉况，妨碍熔体分离，故锌含量不宜过高，一般要小于5％。4、砷、锑等杂质含量也有严格的要求，通常要求As+Sb小于1.2％，如过高，则经配料烧结后，在鼓风炉中形成黄渣的量会增加，而且金属铅的流失量会相应增大，更严重的是会造成粗铅、阳极铅含砷、锑过高；此外在电解精炼过程中，使铅溶解速度变慢，并且阳极泥难以洗刷干净。这样既影响电流效率，又影响生产效率。 另外，MgO、Al2O3等杂质会影响鼓风炉渣型，故一般要求MgO<2％，Al2O3<4％。

1)主金属含量不宜过低，通常要求大于40％。含量过低，对整个铅冶炼工艺来讲，单位物料产出的金属铅量减少，从而降低了生产效率。  (2)杂质铜含量不宜过高，通常要求小于1.5％。铜过高，烧结块中铜含量会相应升高，在鼓风炉还原熔炼过程中，所产生的锍量增加：一则使溶于锍中的主金属铅损失增加，二则易洗刷鼓风炉水套，缩短了水套使用寿命，并易造成冲炮等安全事故。另外，含铜太高，也易造成粗铅和电铅中铜含量超标。  (3)锌的硫化物和氧化物均有熔点高、粘度大的特点，特别是硫化锌。如含锌过高，则在熔炼时，这些锌的化合物进入熔渣和铅锍，会使它们熔点升高，粘度增大，密度差变小，分离困难。甚至因饱和在铅锍和熔渣之间析出形成横隔膜，严重影响鼓风炉炉况，妨碍熔体分离，故锌含量不宜过高，一般要小于5％。  (4)砷、锑等杂质含量也有严格的要求，通常要求As+Sb小于1.2％，如过高，则经配料烧结后，在鼓风炉中形成黄渣的量会增加，而且金属铅的流失量会相应增大，更严重的是会造成粗铅、阳极铅含砷、锑过高；此外在电解精炼过程中，使铅溶解速度变慢，并且阳极泥难以洗刷干净。这样既影响电流效率，又影响生产效率。  另外，MgO、Al2O3等杂质会影响鼓风炉渣型，故一般要求MgO<2％，Al2O3<4％。

是银白色金属，密度3.51，熔点725℃，沸点1140℃。的化学性质非常生动，与水反响激烈，放出。温度升高后，可与氢生成氢化，与氮生成氮化，与碳生成碳化。在高温下与氧和卤素强烈反响，并放出很多的热。的复原性很强，它可以复原大大都金属的氧化物、卤化物、硫化物而得到相应的金属。　　的首要矿藏有重晶石和毒重石。重晶石的化学成分为硫酸，含氧化65.7%，三氧化硫34.33%。毒重石的化学成分为碳酸，含氧化77.7%，二氧化碳22.3%。毒重石一般不能富集成矿，只在重晶石矿床中以副矿藏产出。上述矿藏中，一般含有、钙等元素。此外，硅石含50%，也可作为出产化学制品的来历。　　我国重晶石资源丰富，重晶石矿产散布于全国21个省市自治区，储量以贵州最多，占全国总量的34.2%，其次是湖南(15.2%)、广西(10.6%)、甘肃(10.3%)、陕西(10.1%)、山东(5.9%)、福建(4.4%)，以上7个省(区)储量算计占全国总储量的90.7%。优质富矿(BaSO4含量大于92.5%)首要会集在贵州和广西。　　的制取办法包含：（1）氧化的制取 选用优质重晶石矿，或经手选和浮选，除掉铁和硅后，得到含硫酸大于96%的精矿。将粒度小于20意图矿粉与煤或石油焦粉按分量比4∶1混合，在反射炉内于1100℃下焙烧，硫酸被复原成硫化，俗称“黑灰”。用热水浸出得到硫化溶液。向硫化水溶液中参加碳酸钠或通入二氧化碳，使硫化转化成碳酸沉积。将碳酸与炭粉混合后，于800℃以上煅烧，制得氧化。氧化能在500-700℃氧化生成过氧化，700-800℃时过氧化又分化生成氧化；因而要求煅烧产品在惰性气体维护下冷却或淬冷，避免生成过氧化。（2）铝热复原法出产金属 因配料不同，铝复原氧化的反响可能有两种，反响式为：6BaO+2Al→3BaO&#8226;Al2O3+3Ba↑或 4BaO+2Al→BaO&#8226;Al2O3+3Ba↑ 这两种反响在1000-1200℃时，都只能生成少数的，因而，必须用真空泵将蒸气不断地从反响区转到冷凝区，反响才干不断向右进行。反响后的残渣有毒，须经过处理后才干丢掉。　　金属的首要用处是作消气剂，以除掉真空管和电视显象管内的痕量气体。在蓄电池极板的铅合金中参加少数的，能改进功能。也可作球化剂和脱气合金，用于制作球墨铸铁和精粹金属。的化合物用处广泛，重晶石可作钻探用的泥浆。锌白俗称立德粉，是一种常用的白色颜料。钛酸压电陶瓷广泛用作仪器中的换能器。盐（如硝酸）焚烧时，呈亮堂的绿黄色，很多用于制作烟火和信号弹。硫酸常用于医学X射线肠胃诊察，俗称“餐造影”。

的制取办法包含：（1）氧化的制取 选用优质重晶石矿，或经手选和浮选，除掉铁和硅后，得到含硫酸大于96%的精矿。将粒度小于20意图矿粉与煤或石油焦粉按分量比4∶1混合，在反射炉内于1100℃下焙烧，硫酸被复原成硫化，俗称“黑灰”。用热水浸出得到硫化溶液。向硫化水溶液中参加碳酸钠或通入二氧化碳，使硫化转化成碳酸沉积。将碳酸与炭粉混合后，于800℃以上煅烧，制得氧化。氧化能在500-700℃氧化生成过氧化，700-800℃时过氧化又分化生成氧化；因而要求煅烧产品在惰性气体维护下冷却或淬冷，避免生成过氧化。（2）铝热复原法出产金属 因配料不同，铝复原氧化的反响可能有两种，反响式为：6BaO+2Al→3BaO&#8226;Al2O3+3Ba↑或 4BaO+2Al→BaO&#8226;Al2O3+3Ba↑ 这两种反响在1000-1200℃时，都只能生成少数的，因而，必须用真空泵将蒸气不断地从反响区转到冷凝区，反响才干不断向右进行。反响后的残渣有毒，须经过处理后才干丢掉。

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。

是银白色金属，密度3.51，熔点725℃，沸点1140℃。的化学性质非常生动，与水反响激烈，放出。温度升高后，可与氢生成氢化，与氮生成氮化，与碳生成碳化。在高温下与氧和卤素强烈反响，并放出很多的热。的还原性很强，它可以还原大大都金属的氧化物、卤化物、硫化物而得到相应的金属。　　的首要矿藏有重晶石和毒重石。重晶石的化学成分为硫酸，含氧化65.7%，三氧化硫34.33%。毒重石的化学成分为碳酸，含氧化77.7%，二氧化碳22.3%。毒重石一般不能富集成矿，只在重晶石矿床中以副矿藏产出。上述矿藏中，一般含有、钙等元素。此外，硅石含50%，也可作为出产化学制品的来历。　　我国重晶石资源丰富，重晶石矿产散布于全国21个省市自治区，储量以贵州最多，占全国总量的34.2%，其次是湖南(15.2%)、广西(10.6%)、甘肃(10.3%)、陕西(10.1%)、山东(5.9%)、福建(4.4%)，以上7个省(区)储量算计占全国总储量的90.7%。优质富矿(BaSO4含量大于92.5%)首要会集在贵州和广西。

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。

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。

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。

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

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。

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. Leaching of gold from a chalcopyrite con2centrate by thiourea [J]. Hydrometallurgy, 1988, 20（2）:179 -202. [2] J S J Van Deventer, M A Reuter, L Lorenzen, et al. Galvanic inter2actions during the dissolution of gold in cyanide and thiourea solu2tions[J]. Minerals Engineering, 1990,3（6）:589 - 597. [3] Gamini Senanayake. Review of rate constants for thiosulphate leac2hing of gold from ores, concentrates and flat surfaces: Effect of hostminerals and pH [J]. Minerals Engineering, 2007, 20（1）:1 -15. [4] D M穆尔. 用硫代硫酸盐代替作为提金工艺中的一种浸出剂[J]:问题与妨碍. 国外金属矿选矿, 2005（3）:5 - 12. [5] 姜涛,许时,陈荩. 硫代硫酸盐提金理论研讨: 金溶解动力学[J]. 黄金, 1992,13（1）:35 - 40. [6] SVukcevic. The mechanism of gold extraction and copper p recip ita2tion from low grade ores in cyanide ammonia systems[J]. Mineralsengineering, 1997,10 （3）:309 - 326. [7] M I Jeffrey, L Linda, P L Breuer, et al. A kinetic and electrochem2ical study of the ammonia cyanide p rocess for leaching gold in solu2tions containing copper[J]. Minerals Engineering, 2002, 15（12）:1 173 - 1 180. [8] N GÊnen, E KÊrpe, M E Y1 ld1 r1m, et al. Leaching and CILp rocesses in gold recovery from refractory ore with thiourea solutions[J]. Minerals Engineering,2007, 20（6）: 559 - 565. [ 9 ] M Tanriverdi, H Mordogan, B I · ipekoglu. Leaching of Ovacik goldore with cyanide, thiourea and thiosulphate[J]. Minerals Engineer2ing, 2005, 18（3）:363 - 365. [10] J Li, J DMiller. Reaction kinetics for gold dissolution in acid thio2urea solution using formamidine disulfide as oxidant [J]. Hydro2metallurgy, 2002, 63（3）:215 - 223. [11] 董岁明,姚坡,李绍卿. 某难浸金精矿法浸金实验研讨[J]. 黄金,2006,27（3） . [12] Gamini Senanayake. Gold leaching by thiosulphate solutions: acritical review on copper（II）- thiosulphate - oxygen interactions [J]. Minerals Engineering, 2005, 18（10）: 995 - 1 009.[13] J A Heath, M I Jeffrey, H G Zhang, et al. Anaerobic thiosulfateleaching: Development of in situ gold leaching systems[J]. Miner2als Engineering, 2008, 21（6）: 424 - 433. [14] Andrew C Grosse, Greg W Dicinoski, Matthew J Shaw, et al.Leaching and recovery of gold using ammoniacal thiosulfate leachliquors （a review）[J]. Hydrometallurgy, 2003, 69（1）: 1 - 21. [15] D M Muir, MG Aylmore. Thiosulfate as an alternative lixiviant tocyanide for gold ores [J]. Developments in Mineral Processing,2005, 15: 541 - 560. [16] S Vukcevic. The mechanism of gold extraction and copper p recip i2tation from low grade ores in cyanide ammonia systems[J]. Miner2als Engineering, 1997, 10（3）: 309 – 326. 作者单位： 长安大学环境科学与工程学院（程东会） 中国地质大学（北京）动力学院（李国斌） 陕西省地矿局堆浸技能中心（张小燕、王立群、赵芳玲）

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）

常见的钡盐有硫酸钡、硝 酸钡、氯 化钡、碳酸钡等，钡盐产品主要应用到电子行业，用作五颜六色的显像管、磁性材料的添加剂。目前，我国已经成为世界上第一大钡盐生产国。全球碳酸钡年产能约90万吨，产值约70万吨，而我国年产能约70万吨，年产值约50万吨，约占全球碳酸钡产能及产值的70%以上。我国碳酸钡产品长期以来大量出口，已成为世界第一大碳酸钡出口国。尽管我国是世界上最大的碳酸钡生产国和出口国，但我国却不是碳酸钡生产强国。主要原因有以下几点：我国大型碳酸钡生产企业较少，达到规模化生产的企业很少且我国碳酸钡产品结构单一，缺少高技术含量的产品。尽管有些工厂目前也在研究和生产高纯碳酸钡，但稳定性较差。对于高纯级产品，我国还需要从德国、意大利和日本等公司进口。此外，近年来，又有一些国家成为新的碳酸钡出口国，如俄罗斯、巴西、韩国、墨西哥，导致世界碳酸钡市场供大于求，给我国碳酸钡工业产生了巨大影响，各生产厂家为了生存不吝降价。与此同时，中国出口企业还遭到国外的反倾销查询。如今环保要求不断提高，我国一些钡盐生产企业也面对环境保护的问题。为了促进我国钡盐工业开展，我国钡盐生产企业应当以环保安全为根底，不断研发、引进先进技术，开发符合时代要求、技术含量高的新产品。&nbsp;

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

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。

钽铌常和锡、钨、钛、铁、锑等的矿藏共生或伴生，选矿办法难以将钽铌矿自别离出来，在锡、钨、铁等的熔炼中它们进入冶金渣中，虽然在过程中得到必定程度的富集，但仍达不到法说到钽铌所要求的高档次精矿的水平。而有必要选用冶金手法富集以制取人工钽铌精矿。此外，有些钽铌粗精矿，进一步精选的收回率很低，也要用冶金办法富集。这种钽铌质料品种繁式，档次凹凸纷歧，富集办法形形。下面大致按质料品种介绍一些较有代表性的办法。但应指出，用于一种质料的办法不完满是专用办法，它也可适用于其他质料。       一、含钽、铌锡渣       按钽、铌含量将锡渣分为高、中、低档次三种。高档次锡渣含（Ta，Nb）2O58%以上，中档次4％以上，2％以下为低档次锡渣。现在以经济地收回钽铌的限于中、高档次的锡渣。在泰国、马来西亚、印度尼西亚等国积存有很多历史上遗留下来的低档次锡渣，现在尚短少经济收回的办法，但它是未来钽的重要质料来历，迫切需要开发经济有用的钽铌收回工艺办法。各国锡渣典型成分见表1。   表1  各国锡渣的典型成分国家Ta2O5Nb2O5FeOTiO2SiO2CaOMnO刚果（金）12.29.914.21.821194.4泰国8.09.918.27.419210.7尼日利亚4.213.57.212.723235.0马来西亚3～44.011.211.020.9251.3       二、过原－氧化法       复原－氧化法适于处理中、高档次锡渣。由电弧炉复原、磁选别离、氧化和浸洗4部分组成，流程图见图1。质料锡渣组成为：Ta2O53.85％，Nb2O54.1％，TiO210.72％，WO33.28％，SiO2 21.3%，CaO21.3％。先将锡渣362kg、焦炭508kg、非磁性循环物料113kg混合均匀，在功率为3000kW的敞式电弧炉中在1650℃下复原熔炼2.5h，取得含（Ta，Nb）2O520％～25％的钽铌碳化物炉床富集物，杂质进入炉渣中，反响为：   （Ta，Nb）2O5＋7C＝2（Ta，Nb）C＋5CO       然后使用钽铌碳化物具有弱磁性的特色，经过磁选机将钽铌碳化物和非磁性物分隔，所得磁性富集物的组成为：Ta2O510％～12％，Nb2O510%～12%,TiO213%，SiO214%，然后将碳化物磁性物料与氧化剂和碳粉按碳∶磁性碳化物∶＝1∶5∶13份额配料，在无面料的铸铁坩埚内加火油焚烧使氧化，首要反响为：   10（Ta,Nb）C＋14NaNO3＝5（Ta,Nb）2O5＋7Na2O＋7N2＋10CO   5WC＋8NaNO3＝5WO3＋4Na2O＋4N2＋5CO    图1  处理锡渣工艺流程       氧化熔炼为放热反响，焚烧后温度主动升至1000℃，反响时间20～30min，熔体然后按液固比6∶1在90～95℃下进行水洗，除掉可溶性钠盐（铝酸钠、钨酸钠、硅酸钠等，其间95％钨以钨酸钠方式进入水溶液中）。铌和钽残留在水洗渣中，过滤后的滤渣再用20％HCl在75～100℃下酸浸2～4h以除掉铁、锰，一同使钽（铌）酸钠转化为氢氧化物，过滤枯燥后即得含（Ta,Nb）2O540％～50％的人工锟铌精矿。       三、铁合金法       先将锡渣（或低档次铌钽矿）和铁矿石一同反响使生成铌铁或铌钽铁，适当部分杂质进入渣中得以和钽铌取得开始别离。所得铌钽铁合金再用以下办法处理进一步富集。       （一）铁合金复原－电解法       该法是将锡渣或低档次钽铌矿复原所得铌（钽）铁合金进行电解，使钽铌在阳极堆积收回。质料锡渣的组成为：Ta2O51.7%～2.1%,Nb2O52.3%～3.5%,WO31.0%～3.0%,TiO27%～10%,ZrO23%～6%。出产中将锡渣1000kg、硫酸渣700kg（含Fe60%,S2%,为硫化铁矿焙烧制酸渣）和焦炭粉150kg、石灰石100kg混合均匀，在电炉内于1400℃复原，取得含钽3％、铌3.6％、钨2.9％的铁合金。然后以铌钽铁合金为阳极，在FeCl2－HCl－（NH4）2SO4电解液中进行电解，铁在阴极上分出，得电解铁粉产品，跟着铁合金的溶解，钽铌堆积在阳极泥中。最后用石油和苏打水洗去阳极泥中S，取得含Ta2O525%、Nb2O529%、WO324%的人工精矿。       （二）处理法       该法是用溶液浸出铌钽。工艺上是将铌钽铁研磨至0.1～0.2mm，在耐蚀钢反响器中于100℃下和浓溶液（1L水中加670g/L KOH）反响生成多铌钽酸钾：   6Nb＋8KOH＋11H2O＝K8Nb6O19＋15H2   6Ta＋8KOH＋11H2O＝K8Ta6O19＋15H2        Fe（OH）2和钛酸残存渣中，为促进Fe2＋氧化成Fe3＋，浸出时不断鼓入空气。过滤后的浸出液含铌达89g/L。然后往溶液中参加固体NaCl，铌和钽以难溶的多铌钽酸钠盐分出：   K8Nb6O19＋8NaCl＋nH2O＝Na8Nb6O19·nH2O＋8KCl   K8Ta6O19＋8NaCl＋nH2O＝Na8Nb6O19·nH2O＋8KCl       杂质钨、铝、硅、锡等留在碱性溶液中。沉积出的多铌钽酸盐用处理即可得铌钽的水合氧化物：                Na8Nb6O19·nH2O＋8HCl＋（2n－4）H2O＝3Nb2O·nH2O＋8NaCl                Na8Ta6O19·nH2O＋8HCl＋（2n－4）H2O＝3Ta2O5·nH2O＋8NaCl       四、碳酸钠培烧法       这是我国20世纪60年代针对广西栗木锡矿产的锡渣的特色而开发的办法。其长处是可以处理含（Ta＋Nb）2O5＜2％的锡渣，并可一同收回钽、铌、钨、锡等金属。钽铌收回率达70％。该办法首要由碳酸钠焙烧、水煮、除硅、酸浸等工序组成，工艺流程见图2。焙烧时将锡渣和碳酸钠按质量比1∶0.4混合，在回转窑中于800～900℃下焙烧30min，使渣中硅、钨等转化为钠盐，焙烧反响为（铌有相似反响）：   4（Mn，Fe）（TaO）2＋4Na2CO3＋11O2＝8NaTaO3＋2（Fe,Mn）2O3＋4CO2↑   4（Fe,Mn）WO4＋4Na2CO3＋O2＝4Na2WO4＋2（Fe,Mn）2O3＋4CO2↑   SiO2＋Na2CO3＝Na2SiO3＋CO2↑       焙料水煮（90℃）、过滤，90％钨进入溶液（再加CaCl2收回白钨），钽铌留滤查中。然后用7％～9％HCl在80～90℃下处理滤渣，脱去60％～70％的硅我铝，钽铌仍留渣中。最后用12％～15％HCl在95℃下浸出滤渣2h，锡等进入酸浸液（再用铁屑复原电积产出电积锡），浸出渣即为含（Ta＋Nb）2O535％～55％的人工精矿，钽铌收回率达94％～99％。    图2  硫酸钠焙烧－酸洗流程简图

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。