由于锑矿藏易溶于碱性溶液中，因而锑矿藏会严重影响金的化浸出。常见的金、锑矿藏别离办法有以下几种：    1.8～10%溶液是辉锑矿和一些氧化锑矿藏的杰出溶剂。一般在80～90℃时、矿浆浓度不低于33%时，用上述溶液浸出1～2小时能够别离矿石中的金和锑。残渣用水洗刷后，用化法收回金。    2.金-锑精矿经焙烧能使锑呈三氧化锑而蒸发出来。一般焙烧分二段进行，榜首段在500～600℃条件下焙烧1小时；第二段在1000℃下焙烧2～3小时。三氧化锑用收尘器收回，焙砂用稀硫酸浸出后，用化法收回金。    3.在压氧和溶液介质中进行压热浸出能够从金-锑精矿中收回金。当溶液中氢氧化浓度为33～35%、温度为170～175℃、氧压力15～16大气压时，浸出时刻24～30小时能够富金-锑精矿中收回99%的金。    4.用加氧化剂的酸性[CS(NH2)2]溶液，从金-锑精矿中浸出金。溶液中浓度为0.1～1%，硫酸浓度为0.1～0.5%，氧化剂浓度为0.001～0.1%时，金的浸出率可达60～70%。

锑精矿旋涡炉蒸发熔炼(volatilization smelting of antimony concentrate in cyclone furnace) 在旋涡炉内熔炼锑精矿使硫化锑氧化成三氧化二锑蒸发与脉石熔渣别离的进程，为火法炼锑的蒸发熔炼一复原熔炼工艺的组成部分。产出的氧化锑用作复原熔炼出产粗锑的质料。适于处理含锑大于60％、铅砷含量小于0.5％的硫化精矿。工艺进程包含炉料预备、蒸发熔炼、锑锍与炉渣别离，氧化锑冷凝搜集等。        20世纪60年代初苏联吉尔吉斯加盟共和国科学院用旋涡炉、淋洗塔和快速收尘器处理锑精矿。1962年今后，捷克斯洛伐克对锑精矿的旋涡炉熔炼进行了很多作业，蒸发物中锑的回收率99％。1975年捷克斯洛伐克为玻利维亚文托(Vinto)冶炼厂兴建了具有一座内径0.85m、高1.3m熔炼硫化锑精矿的旋涡炉，年产约6000t锑品的冶炼厂。工艺进程硫化锑精矿配入造渣熔剂(石灰石、铁矿石)和粉煤，经细磨混合后，用螺旋给料机从旋涡炉顶接连参加反响室，在反响室上部沿切线方向送入高速热风，构成旋涡气流，气流温度823～929K。很多硫化锑和部分新生成的氧化锑熔体以及造渣物料，被高速热风流吹成薄膜沿炉壁下贱至反响室中部，使温度上升到1133K。在此温度下明显蒸发，被气流中的氧氧化成三氧化锑蒸气。在反响室下部，硫化锑持续氧化，使温度上升到1723K，很多未蒸发的与生成的三氧化锑被碳质复原剂复原，生成金属锑。复原反响为：2Sb2S3+3C==3CS2+4Sb Sb2S3+3CO==3COS+2Sb 一起脉石和造渣熔剂造渣，炉壁熔融薄膜包裹少数造锍，生成的金属锑大部分氧化，少部分被锑锍包裹与炉渣一道流入前床弄清别离，定时别离放出。渣含锑0.5％～1.5％，锑锍含锑5％～9％。在蒸发熔炼中，约75％的硫化锑直接蒸发，25％的硫化锑氧化后再蒸发。产出的高温烟气含有Sb2S3、Sb2O2等成分，早年床排入燃烧室再脱除剩下硫，然后经冷却器冷却和袋式收尘器收尘，最后由烟囱放空。       冷凝沉积在冷却器和袋式收尘器中的三氧化锑，别离含锑66％～70％和76％～79％，氧化锑中锑的回收率95.5％～96％。旋涡炉 由反响室、别离室和前床构成。反响室为圆筒形，别离室在反响室下部与前床连通。反响室和别离室内衬耐火砖，外用水冷却套构成。前床用电弧供热，或用气体燃料供热。 与鼓风炉比较，旋涡炉处理硫化锑精矿不需压团或制球，能充分利用硫的燃烧热，发生极高的热强度。在熔炼区构成极强的旋涡流，强化了传质和热交换进程，出产能力大，是处理硫化锑精矿较好的设备。但它只能处理含锑大于60％的硫化锑精矿，质料适应性差；所用熔剂及返料需求细磨，动力耗费比鼓风炉大。

氧化锑精矿质量规格 表6-6-36氧化锑精矿质量规格类 别品 级锑不小于(%)杂质不大于(%)砷铅块精矿一级 二级 三级60 50 400.6 0.6 0.40.2 0.2 0.15                                                          注：锑精矿中含金量达到工业品位时，应报出分析数据。

在鼓风炉内挥发熔炼锑精矿的团块或球粒，使锑呈 三氧化锑挥发与脉石等造渣成分分离的过程，为火法 炼锑的挥发熔炼一还原熔炼工艺的组成部分。产出的氧化锑用作还原熔炼生产粗锑的原料。适于处理含锑 45%以上的硫化锑精矿、硫氧混合锑精矿和锑金精矿， 是中国处理高品位锑精矿的主要方法。由中国锡矿山矿务局于1963年研究成功，于1965年首先用于工业 生产。 主要反应具有代表性的锑精矿原料的物相组成为单一硫化锑精矿，含sb2s365%一65%，510213%一 14%，SbZO44%~5%，Sb:030.2%一0.3%，FeS23%一4%，FeAsSO.12%一0.15%，FeZO31%一2%， eaeo3、A12o3、Mgeo34.3%一6.6%;硫氧混合锑精矿含SboS319%~30%，SbZO33%，SbZO4s%~24%， 510:39%一55%，FeOZ写一2.5%，Caol.3%~2%。熔炼时，精矿中的锑发生多种反应。硫化锑具有易挥发、 易氧化和生成的三氧化锑易挥发的特性，熔炼中大部 分硫化锑先直接挥发，再和炉气中氧发生氧化反应，生成三氧化锑挥发;少部分硫化锑在熔化后，也氧化生成 三氧化锑，反应式为: ZSbZS3+90:—ZSbZO3个+6502少量未氧化的硫化锑流至造渣区与Fes形成锑毓，在 1373K高温区还与SbZO3发生自身还原反应，生成金 属锑，反应为:SbZS3+ZSboO3一6Sb+3502 在料柱高和空气不足的情况下，生成的金属锑和锑毓 较多。 硫氧混合锑精矿含SbZO;较多，Sb20;的还原挥发是熔炼中的主要反应。       .SbZO;是难熔难挥发的化合 物，在IO73K温度下，与sbZs。反应生成三氧化锑挥 发，反应为:gsbZO4+SbZS3—losbZO3个+3502 sb204大部分被碳还原或热离解成三氧化锑挥发。FeO、5102、CaO等造渣成分，在一273K温度下生成硅 酸盐，继而形成共熔体硅酸渣渣。 工艺过程包括精矿压团或制粒、炉料挥发熔炼、高温烟气冷却与氧化锑收集、锑毓与炉渣分离。 精矿压团或制粒往粉锑精矿(水分         也可不用前床，而在较深的炉缸中分层分离， 锑毓从炉缸底部间断放出，炉渣从炉缸上部连续放出。 炉渣水淬后废弃，锑毓返回处理。处理含金硫化锑精矿时，在前床另加粗锑捕金，所得贵锑，送反射炉烟化处 理。 鼓风炉挥发熔炼处理炉料能力为35一45t/(m，·d)，焦率为20%一25%(按炉料计)。产出的三氧化锑 平均含锑78%~80%。硫化矿锑回收率为95%~ 97%，硫氧混合矿为92%~94%。鼓风炉炉体为半水套，横截面有圆形、矩形和椭 圆形三种，椭圆形鼓风炉结构示意于图(见彩图插页第 冰又页)。炉顶一般为双料钟加料装置。炉身为耐火砖砌体，侧面设烟气出口。炉腹由水冷却套或汽化冷却套 构成，其上有若干个倾斜式供风管。炉缸由铬镁质或铬 铝质耐火材料砌成，底部与前床连通，炉缸内炉渣和锑毓等经通道流入前床。前床是一小型反射炉，用烟煤加 热，用于分离粗锑、锑毓和炉渣。 与旋涡炉相比，鼓风炉具有对原料适应性强的特点，可处理高品位锑精矿，也可处理各种含锑废料。在 处理含金硫化锑精矿时，能有效分离回收锑和金，但热 利用率低，铁矿石熔剂消耗高，低浓度二氧化硫烟气污染环境。需进一步提高炉料质量、减少返粉量。工艺上 可采用富氧空气和低铁渣型，以强化熔炼过程，降低能 源消耗和榕剂用量.搽高金属回收率。

一、浸出方法及技能条件 硫化锑精矿、脆硫锑铅矿精矿的氯化－浸出进程分循环浸出和非循环浸出两种方法。循环浸出是A#－氯化剂作为浸出剂的必要浸出方法：由于A#氯化剂有必要由回来的浸出剂制造和再生。浸出对错循环浸出，浸出条件是；（1）确保游离酸度2.5～3.0mol∕L，也可用NaCl来替代部分游离酸；（2）反响温度80～85℃；（3）反响时刻2.0～4.0h；（4）用量，以浸出结尾浸出液中含Sb5＋ 10g∕L为准；（5）有必要用2.0～2.5mol·dm－3的酸洗浸出渣3～5次，再水洗3～5次。循环浸出条件为：（1）氯化剂过剩系数0.1～0.15；（2）浸出液回来份数，按有关公式核算，关于单一硫化锑矿，一般为60%左右，而关于脆硫锑铅矿精矿却高达72%～75%：（3）浸出剂酸度：HCl1.5～2.0mol∕L；H2SO4 0.75～1.0mol∕L，选用H2SO4首要是为了按捺铅进入浸出液；（4）温度和时刻与一般浸出相同；（5）浸出结尾判别：以浸出液为红棕色，含Sb5＋5～10g／L为准。（6）选用混酸洗渣，洗酸酸度与浸出剂相同，其量等于开路的浸出液量；（7）酸洗之后水洗浸出渣3～5次，洗水量为精矿的50%。洗酸由回来的水解液或浸渣水洗液和浓及浓硫酸（处理高铅锑精矿时用）制造，依据它们的酸度及要配洗酸的体积，树立二元或三元联立方程组，解之则可求得它们各自的用量。选用这种方法配酸，杂乱锑矿可节酸40%以上，单一锑矿节酸30%以上，一起削减废水排放量。 二、浸出进程实践及设备 以循环浸出为例阐明浸出进程操作：浸出进程包含A#氯化剂的装备和再生，加矿、保温、拌和、过滤及洗刷等四十进程。A#氯化剂再生前液由回来的浸出液和悉数酸洗液制造，查看其首要成分、酸度和体积符合要求后，即通再生，再生率（[Sb5＋]∕[Sb]T）≥95%时，再生完结。浸出和再生在同一反响釜中进行，再生完结后，即可加矿浸出，浸出和再生都放出很多的热，因而，为加速通氯和加矿速度。有必要采纳冷却办法，以排走剩余的热量。一般选用珐琅反响釜（有夹套）作为浸出及再生槽，也可用其他耐腐蚀原料制造的反响槽，但有必要附设有冷却排热设备。浸出槽盖装有均匀分布的由内外包有聚四乙烯的钢管制成的四根通氯管，并有排气管由排风机排出酸雾。在浸出进程中，保持80～85℃左右的温度，查看是否到结尾，若浸出液为灰白色，则氧化剂不行，需求弥补通氧，使浸出液转为棕赤色，而且Sb5＋为5～10g∕L，即可过滤，过滤能够在真空抽滤槽或带式过滤机上进行；由于要进行酸洗和水洗，不运用压滤机过滤。如果是带滤机，需求设置过滤段、酸洗段和水洗段，滤渣洗净后主动卸下，劳动强度小。用抽滤槽过滤时浸出液刚好滤干但滤渣未开裂前就要酸洗，如此洗刷3～5次；酸洗完结后进行水洗。当然，用抽滤槽过滤，劳动强度大得多。 三、浸出进程技能数据和目标 以脆硫锑铅矿循环氯化－浸出的出产实践数据为例阐明。精矿、浸渣、浸液、酸洗液、水洗液的成分如下表。表  浸出进程原料及产品化学成分称号SbPbZnFeCuAgMnAs精矿∕%29.4134.943.928.690.120.070.160.58浸出液∕（g·L－1）323.331.9629.8371.310.570.562.420.355浸出渣∕%0.8049.290.6523.690.0580.02190.0150.817酸洗液∕（g·L－1）138.911.66－37.36－0.196－－水洗液∕（g·L－1）18.691.14－8.66－0.024－－ 续上表称号CaSnMgBiInS（SO42-）Cl－H＋精矿∕%1.030.460.0480.0170.002631.33－－浸出液∕（g·L－1）0.230.160.83－0.006（32.98）488.392.504浸出渣∕%0.820.3170.00234.9211.69酸洗液∕（g·L－1）－－－－－（70.23）252.36－水洗液∕（g·L－1）－－－－－（21.95）67.69－    按渣核算，锑和银的浸出率为97.97%及78.98%；铅的入渣率≥99%；硫的转化率为99.74%。首要化工材料单耗：1.236t∕t（Sb2O3）；工业0.350L∕t（Sb2O3）；工业硫酸0.250t∕t（Sb2O3）。

浸出作业应既要获得尽可能高的浸出率，又要制取合适下一步处理的溶液。浸出作业可接连或接连进行，工业生产上多选用后者，以便于完成自动化并进步浸出进程的生产率；接连浸出比较合适于小型和质料多变的厂商，但工业上较步选用，图1和图2别离示出接连浸出和接连浸出的工艺流程。图1  接连浸出工艺流程图图2  前苏联某湿法炼锑厂接连浸出流程 图3和图4别离是我国1.1万t湿法炼锑厂和前苏联某湿法炼锑厂所用的接连浸出槽，视生产规模每槽容积别离为7.7m3和10～20m3。图3  我国的接连浸出槽 1－拌驱动设备；2，4－支架； 3－拌和设备；5－盖板；6－槽体； 7－角钢架；8－蛇形管；9－小孔盖图4  前苏联的接连浸出槽 1－槽体；2－槽盖；3－进料管；4－轴承体； 5－传动设备；6－大孔盖；7－保温层；8－衬板； 9－蒸汽夹套；10－空气升液管；11－拌和器 接连浸出实例：我国半工业实验所用浮选锑精矿含Sb48%～55%，其间氧化物料约占12.7%，浸出剂为阴极废液结晶后的母液，含Na2S为120～140g∕L，NaOH 20～28g∕L，Sb15～17.5g∕L，渣（体积）固（质量）比为3∶5～5∶1，锑浸出率可达99.6%～99.8%，砷浸出率40%～45%，渣含锑0.3%～0.4%，渣率22%～35%。 由浸出液和洗水制成阴极液，其主要成分为：Sb93～100g∕L，As 0.25～0.38g∕L，Na2S 20g∕L，NaOH 116～125g∕L，Na2SO4 26～31g∕L，Na2CO3 60～77g∕L，Na2SO3 4～8g∕L，Na2S2O3 39～60g∕L。 接连浸出实例：前苏联某厂所用质料为浮选硫化锑精矿和氧化物料，浸出剂为含Na2S90～100g／L，NaOH 25～35g∕L和Sb 20～30g∕L的电解废液。浸出槽用蒸汽夹套加热，为了强化进程，其间设有管式加热器，浸出和电解是闭路循环，所以浸出所用的溶液浓度有必要高，但在电解液中浓度又有必要尽量低，最有利的浓度应根据处理质料的形状、溶剂和电解费用选定。 使用含锑25～35g∕L的电解废液浸出，能够得到含锑70～80g∕L的浸出液，其组成也能满意电解的要求，浮选精矿锑的浸出率为98%～99%，渣含锑1.3%～1.7%。

硫化锑精矿、脆硫锑铅矿精矿的氯化－浸出进程分循环浸出和非循环浸出两种方法。循环浸出是A#－氯化剂作为浸出剂的必要浸出方法：由于A#氯化剂必须由回来的浸出剂制造和再生。浸出对错循环浸出，浸出条件是；（1）确保游离酸度2.5～3.0mol∕L，也可用NaCl来替代部分游离酸；（2）反响温度80～85℃；（3）反响时刻2.0～4.0h；（4）用量，以浸出结尾浸出液中含Sb5＋ 10g∕L为准；（5）必须用2.0～2.5mol·dm－3的酸洗浸出渣3～5次，再水洗3～5次。循环浸出条件为：（1）氯化剂过剩系数0.1～0.15；（2）浸出液回来份数，按有关公式核算，关于单一硫化锑矿，一般为60%左右，而关于脆硫锑铅矿精矿却高达72%～75%：（3）浸出剂酸度：HCl1.5～2.0mol∕L；H2SO4 0.75～1.0mol∕L，选用H2SO4首要是为了按捺铅进入浸出液；（4）温度和时刻与一般浸出相同；（5）浸出结尾判别：以浸出液为红棕色，含Sb5＋5～10g／L为准。（6）选用混酸洗渣，洗酸酸度与浸出剂相同，其量等于开路的浸出液量；（7）酸洗之后水洗浸出渣3～5次，洗水量为精矿的50%。洗酸由回来的水解液或浸渣水洗液和浓及浓硫酸（处理高铅锑精矿时用）制造，依据它们的酸度及要配洗酸的体积，树立二元或三元联立方程组，解之则可求得它们各自的用量。选用这种方法配酸，杂乱锑矿可节酸40%以上，单一锑矿节酸30%以上，一起削减废水排放量。

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。

一、水解方法及技能条件和目标 水解包含冲稀水解和中和水解两种方法。在冲稀水解脱水杰出的情况下不该选用中和水解，中和水解只适用于阳极泥及极杂乱的脆硫锑铅矿精矿浸液的还原液。 冲稀水解在常温下进行，操控水解液含Sb3+1～2g∕L，用式(1)核算加水量。脱水后拌和10～20min;氯氧锑滤饼用纯水洗8次以上。中和水解进程的数控水解率质料为铅阳极泥时取45%～50%.为长坡脆硫锑矿精矿时取85%，用或苏打为中和剂，按式(2)核算其参加量，洗刷要求与冲稀水解进程相同。必要时，水解进程中参加某些配合剂以进步产品质量。水解率均很高(≥95%)。水解液含锑1g∕L。二、水解进程作业 当还原液参加到弄清水中后，SbCl3开端水解，生成一些不稳定的中间产品：料浆很黏稠，需加强拌和，然后发作显着的脱水进程：生成过滤性能好易洗刷的Sb4O5Cl2。脱水10～20min后中止拌和沉清，然后抽上清液，再将沉底的氯氧锑过滤。中等规划以上工厂用带滤机过滤比较好，带滤机设置过滤段和洗刷段，用纯水洗刷保证氯氧化锑洗洁净，带滤接连化，劳动强度低。小规划的工厂用真空抽滤槽过滤。水解液滤完后，即用纯水洗滤饼洗8次以上，以保证洗净杂质元素。

中和的意图是脱除Sb4O5Cl2中的氯，使之转化为Sb2O3，一般用做中和剂：别的，在中和的一起参加适量的配合剂及转型剂，能够大大下降氧化锑中铅铁等杂质元素的含量(≤0.001%)，并使氧化锑的晶形由斜方转化成立方，大大减小锑的光敏性，对坚持白度十分有利。中和进程中，用中和洗液调浆，在常温条件下中和，中和结尾pH值为7.5左右，并安稳10～20min。然后，过滤洗刷，中等规划以上工厂应该用带滤机，带滤机应设置过滤段和洗刷段，小规划工厂用真空抽滤槽过滤机，用纯水洗刷，洗刷快到结尾(8次以上)时，用AgNO3查看洗液无白色沉积停止。 由脆硫锑铅矿精矿和高锑铅阳极泥直接制成的高纯度氧化锑产品质量状况见下表。 表 新氯化-水解法及AC法直接制得的高纯氧化锑主要成分及杂质元素含量(%)No.Sb2O3PbAsFeCuBiSeSCl原料及办法299.830.00120.00980.00190.000690.00620.0020.00130.013脆硫锑铅矿精矿，新氯化－水解法399.910.00210.0170.0050.00290.00540.00230.00100.012499.810.00140.0210.00050.000260.00520.00240.00100.016599.850.0000.000170.00050.000010.0000.000－0.011高锑铅阳极泥，AC法799.850.0000.00000.00060.0000.0000.000－0.0095  注：新氯化-水解法未采纳除砷办法;AC法比新氯化-水解法多1个还原液的干馏进程，产出纯SbCl3后再水解。

以循环浸出为例阐明浸出进程操作：浸出进程包含A#氯化剂的装备和再生，加矿、保温、拌和、过滤及洗刷等四十过程。A#氯化剂再生前液由回来的浸出液和悉数酸洗液制造，查看其主要成分、酸度和体积符合要求后，即通再生，再生率（[Sb5＋]∕[Sb]T）≥95%时，再生完结。浸出和再生在同一反响釜中进行，再生完结后，即可加矿浸出，浸出和再生都放出很多的热，因而，为加速通氯和加矿速度。有必要采纳冷却办法，以排走剩余的热量。一般选用珐琅反响釜（有夹套）作为浸出及再生槽，也可用其他耐腐蚀原料制造的反响槽，但有必要附设有冷却排热设备。浸出槽盖装有均匀分布的由内外包有聚四乙烯的钢管制成的四根通氯管，并有排气管由排风机排出酸雾。在浸出进程中，保持80～85℃左右的温度，查看是否到结尾，若浸出液为灰白色，则氧化剂不行，需求弥补通氧，使浸出液转为棕赤色，而且Sb5＋为5～10g∕L，即可过滤，过滤能够在真空抽滤槽或带式过滤机上进行；由于要进行酸洗和水洗，不运用压滤机过滤。如果是带滤机，需求设置过滤段、酸洗段和水洗段，滤渣洗净后主动卸下，劳动强度小。用抽滤槽过滤时浸出液刚好滤干但滤渣未开裂前就要酸洗，如此洗刷3～5次；酸洗完结后进行水洗。当然，用抽滤槽过滤，劳动强度大得多。

用Na2S溶液浸出硫化锑精矿及脆硫锑铅精矿的首要反响为：但Na2S在水中能激烈地发作水解：而水解后发生的NaHS又被空气中的氧所氧化，生成多Na2S2，然后下降Na2S的效果，所以在Na2S浸出液中要参加必定的NaOH，以按捺达两种影响浸出功率的晦气反响。试验证明，在增加NaOH的情况下，Na2S的用量略高于理论量，就可得到很高的浸出率。因而，实际上所用的浸出剂为Na2S＋NaOH，当Na2S缺乏时，NaOH对Sb2S3也有必定的溶解效果，其反响为：Na2S＋NaOH混合溶液也可溶解Sb2O3，其反响分两步进行：高价氧化物Sb2O4和Sb2O3在Na2S溶液中不溶解。硫化锑精矿中的伴生金属，除Hg和Ag外，Cu、Pb、Fe、Zn、Ag等在Na2S溶液中都难溶解，在浸出过程中富集于渣中。Hg和As的硫化物的浸出反响如下：砷的硫化物也能被NaOH溶解，但毒砂（FeAsS）中的砷不溶。

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

云南某一大型矿山现在建成的单一浮选流程只能出产铜铅混合精矿，不能完成铜铅别离。而另建体系在选矿时完成铜铅一次性别离将会构成出资大、严重影响出产的问题。针对此现状，展开铜铅混合精矿浮选别离实验研讨，意图是寻觅一种有用的工艺技术，建一个小型的浮选厂对现有体系出产的混合精矿进行铜、铅别离，进步产品的附加值。 实验矿样含铜8.22%、铅28.87%、锌11.36%。经过多方实验研讨，终究选用脱药、硫酸调浆、硫代硫酸钠与硫酸亚铁组合按捺剂[1]抑铅浮铜，成功完成了铜铅的有用别离，获得如下选矿目标：铜精矿铜回收率90.66%、精矿档次20.01%、含铅2.66%、含锌3.46%，铅精矿铅回收率96.56%、精矿档次45.51%、含铜1.27%、含锌16.55%。 一、矿样性质 矿样为云南某矿山所产铜铅混合精矿，经筛析其细度为－741xm占95%，－45μm占81.2%。矿样中金属矿藏以硫化矿藏为主，首要矿藏有黄铜矿、方铅矿、闪锌矿、黄铁矿、辉铜矿等，还伴生有金银等稀贵金属，矿样多元素分析成果见表1。 表1  矿样多元素分析成果%二、浮选实验研讨 实验作业在实验室进行，实验设备为：XMB－67型200～240棒磨机，XFD－3L粗扫选浮选机，XFD－1.5L和1.0L精选浮选机。 （一）混合精矿脱药办法挑选 因为矿样为抑硫混选后得到的混合精矿，混选时参加的浮选药剂有部分存在于矿藏中，所以在铜铅别离实验前有必要先将这部分药剂脱除，结合矿石性质归纳研讨，实验选用脱药。经仔细调研，现在脱药办法有拌和脱药、再磨脱药、加温脱药[三种办法，经实验成果比照分析，再磨办法可到达较好的脱药作用，再磨细度－451μm占95%、用量9000g/t时的铜、铅分选作用较为抱负。 （二）铜铅别离药剂用量实验 传统的铜铅别离常运用重完成抑铅浮铜[2]，或运用完成抑铜浮，因为这些办导致环境污染，现在政府在出产中制止运用。为此，本次实验选用脱药，硫酸调浆，硫代硫酸钠与硫酸亚铁组合按捺剂来抑铅浮铜，详细药剂用量实验成果如下。 1、硫酸用量实验 硫酸用量实验成果见图1，实验成果表明，当硫酸用量大于3680g/t时，对铅的按捺作用变差，但硫酸的参加对进步铜档次和回收率有利，适合的硫酸用量为3680g/t，此刻矿浆pH5.5。图1  硫酸用量实验成果 2、硫代硫酸钠用量实验 硫代硫酸钠用量实验成果如图2，实验成果表明，硫代硫酸钠用量大于1200g/t时对铜铅的目标均发生晦气的影响，但小于1200g/tt时对铅的按捺作用欠好，因而适合的硫代硫酸钠用量为1200g/t。图2  硫代硫酸钠用量实验成果 3、硫酸亚铁用量实验 硫酸亚铁用量实验成果如图3，实验成果表明，硫酸亚铁用量添加会小幅度进步铜的回收率，一起进步尾矿中铅的档次，当硫酸亚铁用量到达5000g/t时可获得较好的铜铅别离作用。图3  硫酸亚铁用量实验成果 4、丁基黄药用量实验成果 丁基黄药用量实验成果如图4，运用捕收性较强的丁基黄药后铅在铜粗精矿中的回收率均在30%邻近，铜的回收率得到进步，其适宜的用量为60g/t。图4  丁基黄药用量实验成果 （三）精选Ⅰ药剂用量实验 首要进行了精选Ⅰ药剂用量实验，经实验得到精选Ⅰ较佳的药剂用量为：硫酸800g/t(此刻pH值为6.3)，硫代硫酸钠600g/t，硫酸亚铁1600g/t，丁基黄药30，松醇油5g/t。 （四）闭路实验 闭路实验流程见图5，实验成果见表2。图5  铜铅别离闭路实验流程 表2  铜铅别离闭路实验成果%三、结语与评论 1、针对该混合精矿的特征，经过多种计划的比较，选用组合按捺剂进行铜铅别离实验，能够到达铜铅别离的意图，并可获得较为抱负的分选目标，完成铜、铅有用别离。 2、使用脱药，硫酸调浆，与硫酸亚铁组合按捺剂进行铜铅别离，效，并且环保作用很好。硫代硫酸钠不只十分有 3、实验成果表明，浮选工艺准则施行便利、简单易行，所用选矿药剂均为惯例浮选药剂，较易在出产中施行。 4、因为矿石中锌的含量不高，分选难以构成合格的独自精矿产品，故本次实验未进行别离。 参考文献 [1] 艾光华,朱易春,魏宗武.组合按捺剂在铜铅别离浮选中的实验研讨[J].我国矿山工程,2005(5):11－12,16. [2] 秦永启,张文华.某铅锌矿选矿工艺实验研讨[J].湿法冶金,2004(6):98—100. [3] 邱廷省,罗仙平,陈卫华,等.进步会东铅锌矿铅锌选矿目标的实验研讨[J].金属矿山,2004(9):34－36.

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

1号电解铅 :Pb含量不小于99.994% ； 2号铅: Pb含量不小于99.99%； 粗铅:  硫化铅矿氧化脱硫-去渣-粗铅.粗铅Pb纯度在96%-98%； 还原铅：以废铅做原料，重新回炉冶炼而得，PB含量通常在96%~98%左右，也可做为生产电解铅的原料。   再生铅：蓄电池用铅量在铅的消费中占很大比例，因此废旧蓄电池是再生铅的主要原料。有的国家再生铅量占总产铅量的一半以上。 再生铅主要用火法生产。例如,处理废蓄电池时,通常配以8～15%的碎焦，5～10%的铁屑和适量的石灰、苏打等熔剂，在反射炉或其他炉中熔炼成粗铅。 铅精矿：矿石经过经济合理的选矿流程选别后，其主要有用组分富集，成为精矿，它是选矿厂的最终产品。精矿中主要有用组分的含量称精矿品位。精矿品位有的以重量百分比（如铜、铜、锌等）表示，有的以重量比（如金矿以克／吨）表示。它是反映精矿质量的指标，也是制定选矿工艺流程的一项参数。

铅精矿中的杂质:铜:在精矿中呈含铜硫化物存在.在烧结焙烧温度下,反应为氧化铜,熔炼时还原为金属铜,进入粗铅,如粗铅含铜高(>2%)时,则需造冰铜,对铜进行回收,否则,熔炼时,铅,渣分离困难,且易堵塞虹吸道,造成处理困难,影响工人健康和铅的挥发损失大.铅产品中合铜量较高时易使铅变硬.故要求铅精矿中含铜量锌:在铅精矿中以硫化锌状态存在,焙烧时变成ZnO.在熔炼过程中不起化学变化,大部分进入炉渣,增加炉渣粘度,缩小铅液与炉渣比重差,而使二者分离困难,影响铅的回收率.部分ZnO可能凝结在炉壁上形成炉结,使操作困难.原料中含锌高时,会造成高铁炉渣,增加铅在渣中的损失.锌易使铅金属变硬不能压成薄片,并促使硫酸对铅的腐蚀性.因此要求铅精矿含锌不大于10%.砷:在精矿中以毒砂(FeAsS)及雄黄(As2S3)的状态存在,熔炼时,部分还原成As2O3而挥发进入烟气,形成极有害的大气环境污染.部分As进入粗铅和炉渣;粗铅中含As高时,需采用碱性精炼法除As,产出的浮渣中所含的Na3AsO4极易溶于水而污染水源,致使人畜中毒.砷易与铅形成合金,使铅硬化,故要求铅精矿中含砷不大于0.6%.氧化镁(MgO):熔点2800℃,增加炉渣熔点,且易使铁的氧化物在渣中溶解度降低,炉渣变粘,一般含MgO达3.5%,则故障频繁,因此希望铅精矿含MgO不大于2%.氧化铝(Al2O3):熔点2050℃,使炉渣熔点增高,粘度增大,特别是与ZnO结合成锌尖晶石(ZnO·Al2O3),在鼓风炉中系不熔物质,使炉渣熔点与粘度显著升高,故要求精矿中Al2O3不大于4%.

以脆硫锑铅矿循环氯化－浸出的出产实践数据为例阐明。精矿、浸渣、浸液、酸洗液、水洗液的成分如下表。 表  浸出进程原料及产品化学成分称号SbPbZnFeCuAgMnAs精矿∕%29.4134.943.928.690.120.070.160.58浸出液∕（g·L－1）323.331.9629.8371.310.570.562.420.355浸出渣∕%0.8049.290.6523.690.0580.02190.0150.817酸洗液∕（g·L－1）138.911.66－37.36－0.196－－水洗液∕（g·L－1）18.691.14－8.66－0.024－－ 续上表称号CaSnMgBiInS（SO42-）Cl－H＋精矿∕%1.030.460.0480.0170.002631.33－－浸出液∕（g·L－1）0.230.160.83－0.006（32.98）488.392.504浸出渣∕%0.820.3170.00234.9211.69酸洗液∕（g·L－1）－－－－－（70.23）252.36－水洗液∕（g·L－1）－－－－－（21.95）67.69－    按渣核算，锑和银的浸出率为97.97%及78.98%；铅的入渣率≥99%；硫的转化率为99.74%。首要化工材料单耗：1.236t∕t（Sb2O3）；工业0.350L∕t（Sb2O3）；工业硫酸0.250t∕t（Sb2O3）。

1号电解铅 :Pb含量不小于99.994% ；2号铅: Pb含量不小于99.99%；粗铅: 硫化铅矿氧化脱硫-去渣-粗铅.粗铅Pb纯度在96%-98%；还原铅：以废铅做原料，重新回炉冶炼而得，PB含量通常在96%~98%左右，也可做为生产电解铅的原料。 再生铅：蓄电池用铅量在铅的消费中占很大比例，因此废旧蓄电池是再生铅的主要原料。有的国家再生铅量占总产铅量的一半以上。 再生铅主要用火法生产。例如,处理废蓄电池时,通常配以8～15%的碎焦，5～10%的铁屑和适量的石灰、苏打等熔剂，在反射炉或其他炉中熔炼成粗铅。铅精矿：矿石经过经济合理的选矿流程选别后，其主要有用组分富集，成为精矿，它是选矿厂的最终产品。精矿中主要有用组分的含量称精矿品位。精矿品位有的以重量百分比（如铜、铜、锌等）表示，有的以重量比（如金矿以克／吨）表示。它是反映精矿质量的指标，也是制定选矿工艺流程的一项参数。

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

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

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

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

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

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

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

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

原生金-砷矿石含有1~2%到10~12%的砷黄铁矿。在其他硫化物中，实际上常常有黄铁矿，有时还有磁黄铁矿。在很少情况下，矿藏中不含微粒金。这类矿石能够用化法或许先浮选然后对浮选精矿进行化的办法处理。矿石中大部分金常常呈微粒涣散状包裹在硫化物中。对这类矿石能够进行混合浮选，选出金-砷精矿或许金-砷-黄铁矿精矿。精矿进行焙烧，焙烧渣用化法处理或送冶炼厂冶炼。在焙烧进程中得到含砷的产品。可是，现在对这类产品的需求量不大。假如混合浮选后不能得到抛弃尾矿，那么可对浮选尾矿进行化或许对原矿进行化，而含金硫化物则用浮选法从化尾矿中收回。 浮选金-砷矿石时，有必要对已知的办法进行实验，即分段浮选，矿砂和矿泥别离浮选、在苏打介质中进行浮选等，以便改进金-砷矿石浮选进程的各项目标。浮选砷黄铁矿时，有必要往矿浆中加氧。磨矿进程中构成的碎铁可作为氧的吸收剂。当存在苏打灰时，铁的氧化和吸收氧进行得较慢。所以，在拟定浮选条件时，应当对磨矿机中增加的苏审察(耗量为1~2公斤/吨)进行实验，以便使磨矿机排矿中pH值到达10~10.2，然后在浮选时使其降到8.5~8.8。以硫酸铜作为活化剂是很有利的，其用量为100~200。克/吨。这种药剂应加在扫选中。在单个情况下，金和砷的收回率会跟着矿浆同捕收剂拌和时刻的增加(达20~30分钟)而进步。 有时，选用优先浮选分选出含金的黄铁矿精矿和砷精矿，或许单-的金-黄铁矿精矿是适宜的。假如黄铁矿精矿和砷精矿中的金是用不同办法进行收回或许需得到高晶位的砷精矿时，独自选出黄铁矿精矿和砷精矿是合算的。在下列情况下能够只选出单-的金-黄铁矿精矿： 当浮选尾矿符合抛弃金档次的要求，而砷又无工业价值时; 浮选尾矿中的金与黄铁矿精矿中的金不相同，它能够用化法收回时。 运用石灰或许在石灰介质顶用空气进行氧化，用软锰矿和按捺砷黄铁矿，可使黄铁矿与砷黄铁矿别离。在许多情况下，氧化剂的作用取决于氧化剂运用准则的拟定和遵守得怎么。氧化剂的用量过大，与矿浆触摸时刻过长都会引起砷黄铁矿的活化。 浮选泥质矿石和含碳矿石时的困难很大。矿泥中一般有含碳物质、各种页岩和碳酸盐。在浮选硫化物时，这些组分会进入精矿中，然后进步了精矿的产率和下降精矿质量。此外，矿泥能吸收浮选药剂并阻止硫化物的浮选。为了研讨泥质矿石，首要有必要断定矿石中的含金性并依据其质量能够实验下列办法： 矿石及其加工产品(粗选尾矿、中间产品、扫选精矿)的脱泥。假如有必要，别离后的矿泥应进行吸附化处理; 运用不同药剂(KMLI，IIAA，染料，淀粉等)按捺粗选、扫选或精选作业中的矿泥浮游; 浮选并用药剂处理矿砂部分。 含微粒浸染金的砷黄铁矿精矿和黄铁矿-砷黄铁矿精矿的工业运用问题，现在还未取得处理。因为对砷的各种化合物的需求量有限和这些化合物的毒性大，所以这个问题很难处理。 砷是火法冶金进程中的有害组分，所以送到冶炼厂中的精矿;对其间砷的含量有严厉的约束。 国外出产实践中，遍及选用对金-砷精矿进行焙烧，然后用化法处理焙砂。选用这一办法时，需求细心地从气相中捕收砷，假如砷产品的销路欠安时，还需求花贵重费用将其储存或埋藏起来。最好是选用两段焙烧：I段焙烧的温度为500~5800C，并给入少数的空气，Ⅱ段焙烧温度为600~620Y3并给入很多空气。只要这样，焙烧时才干不致生成易熔化合物，且能得到孔隙性杰出的焙砂。陪砂中的砷档次不该超越1~1.5%。假如在较高的温度下和给入过量的空气条件下进行一段焙烧，那将会因生成不易蒸发的盐(例如铁FeAsO4)而进步焙砂中的砷档次。盐会掩盖金的表面，阻止金在化进程中的溶解。对含有雄黄(AsS)和雌黄(As2S3)的物料进行焙烧时，在很大程度上会生成铁。在温度为600~620℃下进行的第二段焙烧大都为氯化焙烧或许氧化-氯化焙烧。在大都情况下;经过这种焙烧可使包裹在黄铁矿或砷黄铁矿中的金较充沛地露出出来。 对含碳的金-砷精矿进行焙烧时，最好分两段进行：在温度为500~600℃以及空气给入量缺乏的条件下进行第-段焙烧，在温度为650~700℃以及给入过量空气下进行第二段焙烧。第-段焙烧应该将砷烧到焙砂中的含量低于1%，而第二段焙烧应将活性碳和硫烧尽。为了使活性碳烧尽，不只需求给入过量的空气以及适当高的温度，并且还需求适当长的时刻。在欢腾焙烧炉中焙烧时，焙烧进程进行的较快，并且焙烧得较彻底充沛。为了在焙烧炉中完成不必燃料的自燃焙烧，精矿的含硫量应为22~24%。 假如焙烧渣送去熔炼，那么就能够进行一段焙烧。砷在这种焙烧渣中的含量容许到达2%。 对金-砷精矿或许焙烧后的焙砂进行化处理时，又有其不同的特色。对精矿进行化时，应该预先用碱处理，分段化，用低浓度氧化钙的化溶液进行浸出等。假如原矿或其精矿中含有砷的简略硫化物(雌黄或雄黄)，那么在化时有必要用处理含锑矿石及其精矿的办法来进行实验。焙烧后的焙砂，一般需求用水冲刷，然后进行化并使化溶液中NaCN的浓度保持在0.08%以上。经过冲刷能大大下降和石灰的耗量。关于含有难以收回金的焙砂可用两段或许三段化来处理，必要时还能够用碱进行中间处理。碱能溶解砷的氧化物(特别是铁)，并能使包裹在这些化合物中的金露出出来。处理焙砂时，需求NaOH的浓度为6~8%的碱溶液。并将矿浆加热到80~90%℃，处理时刻为2~3小时。然后使物料脱水，最终进行化并对液相中的金进行查验分析。往溶液中增加氢氧化物或氧化钙，就能使含Na3AsO4的碱溶液得以再生。砷呈钙方式沉积下来，溶液再用NaOH增浓。 先进行不彻底氧化焙烧，然后进行氯化蒸发是从金-砷精矿中收回金的-种可行办法。氯化蒸发实验的条件如下：焙砂中的含硫量为3.5~4%，NaCl耗量为焙砂分量的7.5~10%，氯化蒸发的温度为1000℃。在这些条件下，约有96~98%的金转入蒸发物中而被收回。 分化金-砷精矿的压热-碱浸办法值得进一步研讨。在温度为100℃，气相中的氧分压为10大气压的条件下，用150~180克/升NaOH溶液对精矿进行2小时的压热处理，就能确保+分彻底地使硫化物分化，使98~99%的砷和硫进入液相。冲刷后浸出渣中的金可用化法(不增加石灰)加以收回。压热分化能够在水介质中，借助于在50大气压下使空气中的氧经过压热浸出器来完成。在这些条件下，砷被氧化并生成铁和硫酸。 细菌浸出是使金-砷精矿被氧化的很有发展前途的办法。选用这-办法能适当彻底地使金露出出来。细菌浸出后所得到的砷化合物(主要是盐和亚钙)难溶于水中，并且其毒性很小。这是选用焙烧工艺和火法冶炼时生成的砷化合物所无法比拟的。 为了使砷黄铁矿氧化，主张选用人工培育的铁硫杆菌，其在原始溶液中的浓度为106-107细胞/毫升。细菌浸出的实验是在静态条件下进行的，有必要测定下列主要参数的最佳值： 原始细菌溶液的pH值; 三价铁的浓度， 原始矿浆中的液固比 细菌浸出的时刻。 这些参数的原始数值是：pH值;1.8~2;Fe3+的浓度为3~4克/升，液固比=30~50，时刻为300~400小时。然后使细菌适应于详细的条件，溶液进行中间脱砷(增加石灰乳使pH值到达3~3.5)，并依照顺流的工艺流程安排细菌浸出实验，力求缩短细菌浸出的时刻和在较稠的矿浆中完成这-办法。关于某些金-砷精矿来说，砷黄铁矿开端氧化的最佳条件是：液固比二5：1，浸出时刻为120~150小时。在砷黄铁矿被氧化的一起，部分黄铁矿(约30~40%)也被氧化。 细菌浸出后的浸出渣需用水洗刷，然后对浸出渣进行化。除了化法之外，还能够用法、水氯化法等进行实验。 为了从黄铁矿和砷黄铁矿中露出出金，还有-些比较新的办法(如机械化学法和电化学法)应引起注重。 部分氧化的矿石中所含的砷有-部分是呈臭葱石和其他氧化矿藏状况存在的。这种矿石中的金被臭葱石薄膜所掩盖，因而难以进行浮选和化。臭葱石可用脂肪酸捕收剂进行浮选。 为了从部分氧化矿石中收回金和砷，可用包含下列作业的流程进行实验： 用巯基捕收浮选金和硫化物，其精矿进行焙烧，焙砂加以化; 浮选尾矿用NaOH溶液处理，以便浸出砷和除去金粒表面上的薄膜; 残渣用化法处理; 用石灰或高浓度NaOH溶液从碱性溶液中沉积砷。石灰能沉积，一起还能使NaOH再生。再生后的NaOH能够循环运用。

原生金-砷矿石含有1~2%到10~12%的砷黄铁矿。在其他硫化物中，实际上常常有黄铁矿，有时还有磁黄铁矿。在很少情况下，矿藏中不含微粒金。这类矿石能够用化法或许先浮选然后对浮选精矿进行化的办法处理。矿石中大部分金常常呈微粒涣散状包裹在硫化物中。对这类矿石能够进行混合浮选，选出金-砷精矿或许金-砷-黄铁矿精矿。精矿进行焙烧，焙烧渣用化法处理或送冶炼厂冶炼。在焙烧进程中得到含砷的产品。可是，现在对这类产品的需求量不大。假设混合浮选后不能得到抛弃尾矿，那么可对浮选尾矿进行化或许对原矿进行化，而含金硫化物则用浮选法从化尾矿中收回。 浮选金-砷矿石时，必需对已知的办法进行实验，即分段浮选，矿砂和矿泥别离浮选、在苏打介质中进行浮选等，以便改进金-砷矿石浮选进程的各项目标。浮选砷黄铁矿时，必需往矿浆中加氧。磨矿进程中构成的碎铁可作为氧的吸收剂。当存在苏打灰时，铁的氧化和吸收氧进行得较慢。所以，在拟定浮选条件时，应当对磨矿机中增加的苏审察(耗量为1~2公斤/吨)进行实验，以便使磨矿机排矿中pH值达到10~10.2，然后在浮选时使其降到8.5~8.8。以硫酸铜作为活化剂是很有利的，其用量为100~200。克/吨。这种药剂应加在扫选中。在单个情况下，金和砷的收回率会跟着矿浆同捕收剂拌和时刻的增加(达20~30分钟)而前进。 有时，选用优先浮选分选出含金的黄铁矿精矿和砷精矿，或许单-的金-黄铁矿精矿是适宜的。假设黄铁矿精矿和砷精矿中的金是用不同办法进行收回或许需得到高晶位的砷精矿时，独自选出黄铁矿精矿和砷精矿是合算的。在下列情况下能够只选出单-的金-黄铁矿精矿： 当浮选尾矿符合抛弃金档次的要求，而砷又无工业价值时; 浮选尾矿中的金与黄铁矿精矿中的金不相同，它能够用化法收回时。 运用石灰或许在石灰介质顶用空气进行氧化，用软锰矿和克制砷黄铁矿，可使黄铁矿与砷黄铁矿别离。在许多情况下，氧化剂的作用取决于氧化剂运用轨制的拟定和遵守得怎么。氧化剂的用量过大，与矿浆触摸时刻过长都会引起砷黄铁矿的活化。 浮选泥质矿石和含碳矿石时的难题很大。矿泥中一般有含碳物质、各种页岩和碳酸盐。在浮选硫化物时，这些组分会进入精矿中，然后前进了精矿的产率和下降精矿质量。此外，矿泥能吸收浮选药剂并阻止硫化物的浮选。为了研讨泥质矿石，首要必需断定矿石中的含金性并依据其质量能够实验下列办法： 矿石及其加工产品(粗选尾矿、中间产品、扫选精矿)的脱泥。假设有必要，别离后的矿泥应进行吸附化处理; 运用不同药剂(KMLI，IIAA，染料，淀粉等)克制粗选、扫选或精选功课中的矿泥浮游; 浮选并用药剂处理矿砂部分。 含微粒浸染金的砷黄铁矿精矿和黄铁矿-砷黄铁矿精矿的工业运用标题，现在还未取得处理。由于对砷的各种化合物的需求量有限和这些化合物的毒性大，所以这个标题很难处理。 砷是火法冶金进程中的有害组分，所以送到冶炼厂中的精矿;对其间砷的含量有严厉的约束。 国外出产实践中，遍及选用对金-砷精矿进行焙烧，然后用化法处理焙砂。选用这一办法时，需求细心地从气相中捕收砷，假设砷产品的销路欠安时，还需求花贵重费用将其储存或埋藏起来。最好是选用两段焙烧：I段焙烧的温度为500~5800C，并给入少数的空气，Ⅱ段焙烧温度为600~620Y3并给入很多空气。只要这样，焙烧时才干不致天然生成易熔化合物，且能得到孔隙性杰出的焙砂。陪砂中的砷档次不该超越1~1.5%。假设在较高的温度下和给入过量的空气条件下进行一段焙烧，那将会因天然生成不易蒸发的盐(例如铁FeAsO4)而前进焙砂中的砷档次。盐会笼盖金的表面，阻止金在化进程中的溶解。对含有雄黄(AsS)和雌黄(As2S3)的物料进行焙烧时，在很大程度上会天然生成铁。在温度为600~620℃下进行的第二段焙烧大都为氯化焙烧或许氧化-氯化焙烧。在大都情况下;经过这种焙烧可使包裹在黄铁矿或砷黄铁矿中的金较充沛地露出出来。 对含碳的金-砷精矿进行焙烧时，最好分两段进行：在温度为500~600℃以及空气给入量缺乏的条件下进行第-段焙烧，在温度为650~700℃以及给入过量空气下进行第二段焙烧。第-段焙烧应该将砷烧到焙砂中的含量低于1%，而第二段焙烧应将活性碳和硫烧尽。为了使活性碳烧尽，不只需求给入过量的空气以及相等高的温度，并且还需求相等长的时刻。在欢腾焙烧炉中焙烧时，焙烧进程进行的较快，并且焙烧得较彻底充沛。为了在焙烧炉中完成不必燃料的自燃焙烧，精矿的含硫量应为22~24%。 假设焙烧渣送去熔炼，那么就能够进行一段焙烧。砷在这种焙烧渣中的含量容许到达2%。 对金砷精矿或许焙烧后的焙砂进行化处理时，又有其不同的特色。对精矿进行化时，应该预先用碱处理，分段化，用低浓度氧化钙的化溶液进行浸出等。假设原矿或其精矿中含有砷的俭朴硫化物(雌黄或雄黄)，那么在化时必需用处理含锑矿石及其精矿的办法来进行实验。焙烧后的焙砂，一般需求用水冲刷，然后进行化并使化溶液中NaCN的浓度保持在0.08%以上。经过冲刷能大大下降和石灰的耗量。关于含有难以收回金的焙砂可用两段或许三段化来处理，必要时还能够用碱进行中间处理。碱能溶解砷的氧化物(特别是铁)，并能使包裹在这些化合物中的金露出出来。处理焙砂时，需求NaOH的浓度为6~8%的碱溶液。并将矿浆加热到80~90%℃，处理时刻为2~3小时。然后使物料脱水，最终进行化并对液相中的金进行检修分析。往溶液中增加氢氧化物或氧化钙，就能使含Na3AsO4的碱溶液得以再生。砷呈钙方式沉积下来，溶液再用NaOH增浓。 进步前辈行不彻底氧化焙烧，然后进行氯化蒸发是从金-砷精矿中收回金的-种可行方法。氯化蒸发实验的条件如下：焙砂中的含硫量为3.5~4%，NaCl耗量为焙砂分量的7.5~10%，氯化蒸发的温度为1000℃。在这些条件下，约有96~98%的金转入蒸发物中而被收回。 分化金-砷精矿的压热-碱浸办法值得进一步研讨。在温度为100℃，气相中的氧分压为10大气压的条件下，用150~180克/升NaOH溶液对精矿进行2小时的压热处理，就能确保+分彻底地使硫化物分化，使98~99%的砷和硫进入液相。冲刷后浸出渣中的金可用化法(不增加石灰)加以收回。压热分化能够在水介质中，借助于在50大气压下使空气中的氧经过压热浸出器来完成。在这些前提下，砷被氧化并天然生成铁和硫酸。 细菌浸出是使金-神精矿被氧化的很有发展前途的办法。选用这-办法能相等彻底地使金露出出来。细菌浸出后所得到的砷化合物(主要是盐和亚钙)难溶于水中，并且其毒性很小。这是选用焙烧工艺和火法冶炼时天然生成的砷化合物所无法比较的。 为了使砷黄铁矿氧化，主张选用人工培育的铁硫杆菌，其在原始溶液中的浓度为106-107细胞/毫升。细菌浸出的实验是在静态条件下进行的，必需测定下列主要参数的最佳值：原始细菌溶液的pH值;三价铁的浓度，原始矿浆中的液固比细菌浸出的时刻。 这些参数的原始数值是：pH值;1.8~2;Fe3+的浓度为3~4克/升，液固比=30~50，时刻为300~400小时。然后使细菌适应于具体的条件，溶液进行中间脱砷(增加石灰乳使pH值到达3~3.5)，并依照顺流的工艺流程安排细菌浸出实验，力求缩短细菌浸出的时刻和在较稠的矿浆中完成这-办法。关于某些金-砷精矿来说，砷黄铁矿开端氧化的最佳条件是：液固比二5：1，浸出时刻为120~150小时。在砷黄铁矿被氧化的一起，部分黄铁矿(约30~40%)也被氧化。 细菌浸出后的浸出渣需用水洗刷，然后对浸出渣进行化。除了化法之外，还能够用法、水氯化法等进行实验。 为了从黄铁矿和砷黄铁矿中露出出金，还有-些比较新的办法(如机械化学法和电化学法)应引起正视。 部分氧化的矿石中所含的砷有-部分是呈臭葱石和其他氧化矿藏状况存在的。这种矿石中的金被臭葱石薄膜所笼盖，因而难以进行浮选和化。臭葱石可用脂肪酸捕收剂进行浮选。 为了从部分氧化矿石中收回金和砷，可用包含下列功课的流程进行实验： 用巯基捕收浮选金和硫化物，其精矿进行焙烧，焙砂加以化;浮选尾矿用NaOH溶液处理，以便浸出砷和除去金粒表面上的薄膜;残渣用化法处理;用石灰或高浓度NaOH溶液从碱性溶液中沉积砷。石灰能沉积，一起还能使NaOH再生。再生后的NaOH能够轮回运用。

一、导言 关于金以非包裹方式存在的含铜金矿石，直接化浸出能够到达较高的金浸出率，可是因为铜的存在，使耗量大大增加，从而使直接化办法变得不经济。金的高浸出率与金收回经济性是此类金矿石浸出研讨上应处理的要点问题。挑选性浸金办法，因为其保证金有较高浸出率的一起，又下降了铜对浸出的搅扰，值得深化研讨。 针对不同的意图，挑选性浸金的办法较多，除了传统的分步浸出外，浸出、硫代硫酸盐和法得到了深化研讨和使用。和硫代硫酸盐作为的代替品，从“无毒提金”视点，在近几十年现已得到广泛研讨。在酸性溶液中，以Fe3＋为氧化剂，因其较快的浸出动力学速度（比化快5倍）而倍受青睐[1，2]。硫代硫酸盐办法除了无毒外，取得最大的成功是对碳质金矿石的浸出，成功处理了“劫金”的难题[3～5]。一起，很多学者在研讨中发现浸金和硫代硫酸盐浸金办法还能够下降金矿石中铜、砷、锌和镍等金属杂质的搅扰，可是，很显着这并不是和硫代硫酸盐浸金办法研讨的要点内容。法自从20世纪90年代被提出，至今也未对浸出机理、Cu＋和的效果构成共同的观念。这反映了该系统固有的杂乱性。关于含铜金矿石，与化法比较，系统浸金的一切研讨成果都标明，该办法能有用下降耗量，进步或坚持较高的金浸出率[6，7]。笔者用4种挑选性浸金办法，即法、硫代硫酸盐法、分步浸取法和法，对山西某地含铜金精矿进行了浸出实验，并对效果较好的法进行了中试，开始断定了该金精矿的浸取工艺。 二、矿石性质 实验精矿样品取自山西某金矿的浮选厂。该矿床属中温热液金矿床，矿石类型为原生矿石。矿石中金属矿藏首要为黄铁矿、黄铜矿、闪锌矿和方铅矿，脉石矿藏首要为石英、长石和方解石。矿石中金矿藏有天然金和银金矿。金矿藏粒径呈次显微金，形状杂乱多样，有粒状、片状、树枝状和细脉状等，首要以裂隙金和晶隙金的方式产于黄铁矿、黄铜矿和石英中。试样的光谱分析成果见表1，首要元素分析成果见表2。试样的天然粒级为：大于200目占20%，200～320目占26.5%，小于320目占53.5%。 表1试样的光谱分析成果表2精矿中首要元素含量试样的直接化浸出实验成果标明，金的浸出率较高，但耗量高达130kg/t。该成果与矿石性质共同，即金以裂隙金或晶隙金的方式存在使精矿具有杰出的化可浸性，但较高的含铜量，形成高的耗费。直接化浸金的实验条件及成果见表3。 表3直接化实验条件及成果三、实验室实验 （一）实验办法 针对该金精矿具有较高化浸出率和较高的耗这一特征，对浸金的工艺计划进行了实验挑选，包含浸出、硫代硫酸盐浸出、分步浸出和法浸出等4种计划。 国内外很多学者对浸出、硫代硫酸盐浸出和法浸出的影响要素现已进行过深化的研讨。 浸出中，影响金浸出率的首要要素为浸出时刻、浓度、Fe3＋浓度和硫酸浓度[1，2，8～11]：用量8～12kg/t（质量分数1%左右）、硫酸质量浓度20g/L（0.15mol/L）、Fe3＋质量分数为0.3%～0.4%时，金的浸出率较高；浸出时刻在4h今后，金的浸出率不再持续升高。 硫代硫酸盐浸出中首要影响要素是温度、pH、S2O2 浓度、Cu2＋浓度、NH3浓度。浸出温度的最佳规划是35～50℃。其实对温度的要求，首要考虑办法的经济性和工艺的可行性问题。很多研讨者对工艺可到达的温度规划进行实验研讨。该办法浸出的pH规划极窄，仅在pH9～10之间。在硫代硫酸盐浸出系统中，Cu2＋和NH3对金的溶解有显着的加快效果。别的，在SO2－4存在的条件下，SO2－3适量增加能够显着地下降S2O2－3的耗费量，起到安稳S2O2-3的效果。视矿石性质不同，硫代硫酸盐浸出的最佳条件一般为[3～5，12～15]：温度40～50℃，pH9～10，S2O2－3浓度0.4～018mol/L，SO2－3浓度0.25～0.5mol/L，SO2－4浓度011～0.2mol/L，Cu2＋浓度0.01～0.04mol/L，浓度0.5～1.0mol/L。 法浸出中最首要的影响要素是比。不同学者研讨时选用的不同最佳比，表现了系统浸金机理所固有的杂乱性，比的规划从1∶1～4∶1。的浓度应视浸出系统中铜的溶解状况而定[6～7，16]：一般来讲，为了使和铜以安稳的Cu（NH3）2＋4方式存在，NH3与Cu2＋抱负的配比是4∶1；能够使Cu（NH3）2＋4安稳的pH规划为8～10.5，该pH规划也是浸出系统中最佳的pH规划。 综上所述，结合本次实验样品的性质，首要进行了浸出、硫代硫酸盐浸出和法浸出的条件实验。对浸出，进行了质量分数（0.5%和1.0%）、Fe3＋质量分数（0.3%和0.5%）等4组条件实验。对硫代硫酸盐浸出，进行了温度（23℃、40℃和60℃）、pH（pH8、pH8.5和pH9）、S2O2－3浓度（0.25mol/L、0.5mol/L和1.0mol/L）、Cu2＋浓度（0.02mol/L和0.04mol/L）、SO2－4浓度（0.05mol/L和0.1mol/L）等12组条件实验。对法浸出，进行了比（2∶1和3∶1）、加铜与不加铜、参加类型（NH4HCO3，NH3·H2O，NH4Cl）、浸出时刻（12h、24h和48h）、矿石粒度（原粒度和95%小于320目）等14组条件实验。以金的浸出率为优化标准，断定的浸出、硫代硫酸盐浸出和法的最佳浸出条件实验成果见表4、表5、表6。 表4浸出条件表5硫代硫酸盐浸出条件表6　系统浸出条件分步浸取选用了焙烧—硫酸浸铜—化浸金的实验计划。在马弗炉中通过600℃的焙烧，用20g/L的硫酸进行了浸铜预处理，浸铜渣进行了惯例拌和化浸金。 一切浸出实验选用可调式电动拌和器，在1L烧杯中拌和浸出。拌和实验样品质量均为100g，液固比为3∶1。除硫代硫酸盐浸金在40℃的水浴中进行外，其他均在室温下进行。拌和浸出完毕后，将矿浆过滤，对滤渣和浸出液进行相关分析测定。 （二）分析办法 实验触及的首要分析办法如下：Au，Ag，Cu分析选用原子吸收法。CS（CN2）2分析用氧化复原滴定法。CN－分析用二硫腙滴定法。pH值用pH试纸和pH计测定。氧化复原电位用电位仪测定。 室内实验中基准试剂用基准纯，NaCN为工业品（含量98%），其他试剂均用分析纯。扩展实验中浸出试剂均为工业品。 四、果与评论 （一）浸出系统中金的浸出效果 在、硫代硫酸盐、分步浸出和法浸出中金的浸出率见表7。 表7　不同挑选性浸出计划中的金浸出率从优化的浸出条件和浸出成果能够看出：浸金中，浸出时刻短，速度快，但浸出目标低，金的浸出率仅为77%左右，并且耗量大，使该工艺在经济上不可行，别的，酸性的浸出环境给工艺带来困难；硫代硫酸盐浸金进程中需求Cu2＋，而铜金矿、浸出时能够供给部分的Cu2＋，并且浸金速度快，只需5h就能够到达较高的浸出率，但该办法有较高的温度要求，浸出条件严苛（pH规划及试剂增加量要求严厉），浸出系统杂乱，试剂耗费量大；在分步浸取中，试样通过焙烧后，硫酸浸铜能够预先除掉48%左右的铜，使化浸金的耗量大大下降，仅为6kg/t，但焙烧使原本 易浸的天然金包裹，变得难浸，金的浸出率仅为8154%；系统对金的浸出有较好的挑选性，在耗为14.7kg/t时，金的浸出率达90.23%，并且试剂廉价，而同在耗为14.7kg/t时，直接化金的浸出率为49.33%，法比直接化金的浸出率进步了40%左右。 （二不同浸出系统的影响 直接化中，铜的溶解率到达55.84%，因而单一的化对铜没有挑选性。 浸出中，铜的溶解率为6.0%，这对系统浸金没有直接影响，从理论上也是如此。别的，从理论上分析，铜的浸出对溶液中Fe3＋有必定的耗费，但对转化进程（氧化为二硫甲脒）不会有影响，这从铜、铁和在酸性溶中标准电极电位能够看出（见表8）。因而，铜对系统浸出的影响较小。 表8　酸性溶液中有关电对的标准电极电位（298.15K）铜对硫代硫酸盐浸出的影响非常杂乱。在实验条件下（参加Cu2＋量0.02mol/L），试样中的铜有4.4%的溶解（相当在溶液中弥补了0.005mol/L的Cu2＋）。假如参加Cu2＋浓度为0.04mol/L，则会呈现铜的沉积（相对试样中的铜含量沉积了4.57%，即相关于下降溶液中Cu2＋浓度0.017mol/L）。因而，在最佳实验条件下铜的浓度应为0.025mol/L左右，铜比为1∶32，显着铜比并不是理论上的1∶4，而是小得多。硫代硫酸盐浸出中，Cu2＋参加了浸金反响，起到使S2O2－3安稳的效果。因为铜在硫代硫酸盐浸出中是浸出剂，因而，该办法对铜的挑选性表现在对含铜矿石中铜的使用。 在系统中，通过条件实验不需求参加铜就能够完成金的浸出（成果未列出）。这首要是因为在浸出进程中试样中有8.8%的铜溶解（相当于溶液中增加了Cu2＋0.01mol/L），现已满意了浸出系统的需求。假如别的参加Cu2＋，金的浸出率反而会下降。许多研讨标明，在系统中铜比在1∶4～1∶6为宜，以便使Cu（NH3）2＋4安稳的存在。但本次研讨中，铜比为1∶9，可能是过量的的存在并不阻碍系统的浸金功能，这值得进一步研讨。和硫代硫酸盐浸出具有相似性，在系统中，铜也是作为浸出剂被使用。 综上所述，在4种挑选性浸金办法中，法浸金不仅能到达抱负的浸出目标，完成挑选性浸金，并且工艺简略，经济合理。 五、扩展实验 根据室内实验成果，对法浸出进行了扩展实验。扩展实验在机械浸出槽中进行，浸出槽体积1.5m3，试样质量365kg。浸出矿浆用压滤机固液别离后，浸出液中的金选用活性炭吸附收回。实验条件及成果见表9。 表9　扩展实验的条件和成果扩展实验的成果与实验室实验成果根本挨近，说明晰浸出条件的合理性。之后进行了5t精矿规划的连续生产，金浸出率安稳在90%左右。 六、结语 关于金以非包裹方式存在的含铜金矿石而言，与法、硫代硫酸盐法、分步浸取法等挑选性浸金办法比较，法具有浸出率高、试剂廉价、工艺简略等显着的长处。其与直接化比较，下降了耗量，进步了金的浸出率，是含铜金矿石收回金的有用办法。 [参考文献] [1] G Deschênes, E Ghali. 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