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％。

铌钽精矿酸浸法分解(decomposition of niobium and tantalum concentrate by acid leachingmethod)铌钽精矿中的钽和无机酸作用，转变成可溶性组分与不溶性杂质分离而得以提取的过程，为含铌钽原料处理方法之一。所得浸出液用作进一步提取铌钽的原料。主要有硫酸焙烧分解法和氟氢酸分解法。硫酸焙烧分解法一般用浓硫酸焙烧分解铌钽精矿。铌钽精矿中所有金属组分在焙烧条件下几乎都能与硫酸作用，生成可溶性或不溶性的硫酸盐。焙烧产物有酸浸出和水浸出两种处理方法。酸浸出处理时，铌钽进入浸出液，浸出液可作为铌钮革取法分离等的原料。水浸出处理时，铌和钽、稀土、钍、钛、铁、铝等可溶性硫酸盐都进入溶液，可利用铌、钽、稀土等氢氧化物水解pH值的不同，用分步水解法(见沉淀)使铌、钽与其他元素分离。铌钽精矿的铌、钽和钛，在453～523K温度下焙烧，一般都分解完全。硫酸焙烧分解法适用于处理低品位铌钽精矿。由于浸出液的铌钽浓度低，浸出液处理量大，产品纯度低，硫酸消耗量大，国际上甚少采用。氟氢酸分解法用氟氢酸分解铌钽精矿的效果好，为国际所广泛采用。这种方法的特点是分解与浸出能同时进行，但几乎所有的矿物组分都与氟氢酸反应，因而氟氢酸的消耗量大。因此，氟氢酸分解法适用于处理高品位的铌钽精矿。铌钽精矿中的钽、铌和钛在氟氢酸分解过程中的主要反应为：其他的金属杂质亦生成相应的氟化物。当溶液中的氟氢酸浓度低于7%时，H2NbF7发生水解生成H2NbOF5。影响分解反应的因素主要有氟氢酸浓度和用量、精矿粒度、分解温度、搅拌速度和分解时间等。氟氢酸浓度和用量增加，分解反应速度加快。氟氢酸浓度一般以25～30mol/L为宜。在分解过程中加入硫酸，由于精矿中某些组分与硫酸反应，能提高分解反应的速度。分解反应速度与精矿颗粒总表面积成正比，而颗粒总表面积与颗粒半径成反比，减小精矿粒径有利于提高分解反应速度。一般使用粒径在0.074mm以下的铌钽精矿。分解温度高，分解反应速度快，一般在低于333K温度下加完物料，在353K温度下保温6～8h。铌钽精矿的分解速度受扩散层厚度的控制，适当增加搅拌速度可减小扩散层厚度，对提高分解速度有利。用氟氢酸分解铌钽精矿的铌钽分解率一般在98%以上，分解残渣中的铌钽含量低于1%。氟氢酸是强腐蚀性酸，加热时容易挥发，分解作业在衬铅、衬胶或钼镍合金的密封槽中进行。作业场所要备有有效的通风设施，严禁人体接触氟氢酸。在铌钽精矿氟氢酸分解的废渣中常含有铀、钍等放射性元素，根据国家放射性防护规定，比放射性活度大于7.4×104Bq/kg的废渣要按放射性废物处理，存入专用渣库，严防废渣流失，避免污染环境。氟氢酸分解铌钽精矿所产生的含氟酸性废液，用石灰处理达到国家标准后排放。

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。

本发明公开了一种稀土精矿分化办法，特别是触及反浸除杂稀土精矿分化办法，工艺过程包含：过滤、烘干、焙烧、磁选。其特征在于：先反浸除杂，用稀将水溶性物质先行溶出，而将稀土元素留在浸渣中；然后将浸渣过滤烘干后，进行氧化焙烧；再用磁选法在恰当的磁场强度下选出稀土矿藏。本发明意图是供给一种质料耗费低、出产成本低、稀土回收率高的稀土精矿分化办法。

在高温氧化酸浸时，砷、锑、秘等金属与铁一同沉积。在高温酸浸一种黑黝铜矿为主的精矿时，样品成分为：Cu 26.5%、Sb 13.2%、 As 6.8%、Fe 2.0%、Zn 2.9%、S 19.4% 、Ag 0.27%，事前参加硫酸亚铁，使Fe/(As＋Sb)＝1.5/1（mol )。在220℃和600kPa的氧分压下，铜和锌的浸取率别离到达95.4%和95.0%。渣用氯化物溶液浸取银，浸出率到达95.4%[1]。    除了生成铁                        Fe2（S04）3＋2H3As04 ==== 2FeAs04＋3H2S04铁离子和根还生成碱式盐        2Fe2（S04）3＋2H3As04＋（2＋n）H20 ==== 2Fe2（As04）（S04）OH·nH20＋4H2S04    常见的含砷、锑铜矿除了黑黝铜矿（Cu12Sb4S13），还有硫砷铜矿（Cu3AsS4）、砷黝铜矿(Cu12As4S13)。高压浸取一种含（％）：Cu 22.6、Sb 0.5、As 8.6、Fe 18.0、S 35.4、Ag 61g/t、Au 844g/t的精矿。在200℃经3h浸取或220℃下浸取1h，硫的氧化率到达99%，简直悉数的锑及多于94%的砷沉积到渣中。铜的浸取率在95%~98%，是因为溶解的铜又生成了一种含有Fe—Cu—As—S—0的沉积。进步浸取温度，生成的不稳定硫酸盐沉积量增大，在化时耗费更多的石灰。220℃的渣化浸金时耗费石灰达130kg/t，而200℃的浸取渣仅耗费50kg/t。金的化回收率在87%~96％之间。银的回收率很低，是因为构成银的黄铁矾盐的原因。

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。

B  锌精矿加压酸浸中有关硫化物的行为    硫化锌加压浸出的基本反应是                                     1                         ZnS＋H2S04＋——02 —→ZnS04+H20＋S                                     2    当系统内缺乏传递氧的物质时，上述反应进行得很慢，但锌精矿中铁溶解后，铁离子即是一种很好的传递氧的物质。通过铁离子的还原、氧化来加速ZnS的浸出过程。                         ZnS＋Fe2（S04）3 —→ZnS04+2FeS04+S                                     1                       2FeS04＋H2SO4 ——02 —→Fe2（S04）3＋H20                                     2    在正常情况下，精矿中含有足够的酸溶铁，完全可以满足浸出过程的需要。磁黄铁矿（Fe7S8）或者铁闪锌矿（ZnFeS)中铁的氧化反应与硫化锌氧化反应类似。黄铁矿是惰性的，较难浸出，它的氧化与浸出参数有关，在高温和强氧化条件下，黄铁矿将被氧化成硫酸。    锌精矿中铜通常以黄铜矿的形式存在，可大部分被浸出。                     CuFeS2＋O2＋2H2S04 —→CuS04＋FeS04＋2S＋2H20    方铅矿比较容易浸出生成硫酸铅。                                    1                       PbS＋H2SO4＋——O2 —→PbS04＋S＋H20                                    2    在加压浸出时精矿中非黄铁矿的硫化物一般情况下仅有5%被氧化成硫酸盐。                                  MeS＋202 —→MeS04    生成硫酸铅后会再生成铅铁矾、草铁矾等矾类物质，以及水合氧化铁，由溶液中析出，并使部分硫酸获得再生。    由此可见浸出的结果是锌精矿中的锌转入溶液，铅、元素硫、铁的水解产物留在渣中。硫在浸出时的行为比较复杂，其转化产物主要形式是元素硫、硫酸和HS04-。元素硫的转化率与操作条件有关，酸度高时易生成元素硫，降低酸度使反应向生成SO42-和HS04-方向进行，通常当pH    进入浸出高压釜的物料主要有: 锌精矿矿浆、废电积液和氧气三种物料。该厂的锌精矿主要成分:Zn 49 %，Fe 11%，Pb 5%，S 32%。其粒度80%为-44μm。[next]    首先将锌精矿用球磨机细磨，球磨机与水力旋流器（内衬橡胶）连接闭路循环，旋流器的溢流进入浓缩槽加入少量絮凝剂浓缩后，得到含固体量68%～70%，粒度95%为-44μm的矿浆原料。在矿浆搅拌槽里向矿浆加入表面活性剂，最后用泵送入到高压釜第一室。    废电积液配入浓硫酸，将浓度调到含硫酸165 g/L，与矿浆闪蒸排料槽产出的蒸汽进行热交换，将酸的温度由30℃左右提高到70℃。加压浸出用的氧气纯度为98%，由制氧装置提供。    浸出高压釜如下图所示，直径3.7m，长15.2m，容积103m3，壳体为低碳钢，内衬铅、耐高温涂料和耐酸砖。高压釜有四个室，每个室均有一个搅拌器和隔板。    浸出时进行搅拌，固体颗粒保持悬浮状态，使氧气与矿浆充分混合，锌精矿矿浆和大部分废电积液被泵入第一室，经耐酸砖溢流堰依次由上一室进入下一室，最后进入闪蒸槽。    氧气由前面三个室加入，惰性气体如N2, C02随蒸汽从第一室连续排出以防止其积累。特列尔锌厂高压釜典型操作参数如下：    精矿处理量                         190t/d    精矿／电积液                       145g/L    总压                              1300kPa    温度                              140～155℃    精矿停留时间                       100min    排气中氧含量（干量）                85%    浸出终液H2SO4                      含量30g/L    浸出终液含Fe量                     5g/L[next]    这里的精矿处理量指设计能力，该厂20世纪80年代中期已达到设计能力的250%。浸出温度主要由精矿反应热提供，为了维持高压釜中的热平衡，进入第一室的废电积液进行预热，不预热的废电积液加入第二室。    闪蒸槽的作用有：使高压釜矿浆降至大气压；使闪蒸蒸汽与热矿浆分离以及回收闪蒸蒸汽热量用以预热进人高压釜的废电积液。闪蒸槽与热回收系统如下图所示。    高压釜排出矿浆的温度约115℃，蒸汽经除雾器后送往换热器与配好的酸进行热交换。闪蒸后矿浆的体积约减少8%，再进入调节槽，矿浆用蛇管冷却到80℃，元素硫此时由无定形转变为单斜晶体。    调节槽中矿浆经水力旋流器分级，溢流主要为硫酸锌溶液及铅铁矾和少量元素硫（小于lg/L)等物质，送焙砂浸出系统。旋流器的底流为富硫矿浆（浸出矿浆中有98%的硫均入底流），用浮选法选出精矿，浮选的尾矿与主矿浆系统合并。    硫精矿经过滤洗涤之后与脏硫一起装入锥形熔锅，熔锅中的熔体排入一个装脏硫的地坑，最后由压滤机过滤得到元素硫（S99.7%）及一些残渣。

A  加压酸浸的机理    加压氧化酸浸是液、固、气多相反应，浸出中氧对硫化锌精矿有氧化作用和金属氧化物的酸溶作用，实质上是将传统湿法炼锌的焙烧、浸出两个过程合为一个过程进行。硫化锌精矿加压氧化酸浸的机理基本上可分为两种类型，即电化腐蚀机理和吸附配合物机理。    a  电化腐蚀机理    硫化物的溶解类似于金属腐蚀的电化反应。    阴极反应：                                   O2+2H++2e ==== H2O2                                   H2O2+2H++2e ==== 2H2O    阳极反应：                                    MeS ==== Me2++S+2e                              MeS+4H2O ==== Me2++SO42-+8H++8e    总反应：                                    1                              MeS+ ——O2+2H+ ==== Me2++H2O+S                                    2                                    MeS+2O2 ==== MeSO4        硫化物中的S2-在矿粒阳极部位氧化放出电子，通过矿粒本身转送到阴极部位，使氧还原，完成一个闭路微电池。氧的还原通过一个H2O2中间物进行转移。    硫化锌在100℃下进行氧化酸溶试验，其动力学曲线如下图所示。溶液中的氧压与所需酸量的关系是：氧压愈高，要求的酸浓度愈高；氧压一定时，酸超过极限含量，反应速率则不再增大，保持一个恒定值。在130℃时硫化锌进行氧化酸溶也可得到类似的曲线，证实属于电化学腐蚀机理。 [next]     b  吸附配合物机理    假设在固相S与液相B之间的反应中途形成吸附配合物S·B，其反应机理可用下式表示。                                      S固+B液 ==== S·B —→  产物     吸附配合物的形成是过程的最缓慢阶段，为过程速率的控制步骤。过程的反应动力学可以推导如下：    设Q为形成吸附配合物过程中参与反应的部分，                               1 - Q = 没有参与反应的游离部分    设形成配合物的速率ξ1为                                            ξ1 = K1（1-Q）[B]n    设配合物分解（成组分）的速率ξ2为                                                ξ2 = K2Q    设配合物分解（成产物）的速率ξ3为                                                ξ3 = K3Q    式中，K1，K2，K3均为速率常数。    当n=1反应状态稳定时，可建立如下关系式：    试验证实CuS氧化酸溶的反应速率符合上式的规律，试验结果见下图。[next]              [B]    由图看出，——与[H+]在某一恒定氧压值时为直线关系。由此可推论出CuS的氧化酸溶可能按以下各步骤               ξCu进行。                                                    K1                                         CuS+2[H+]←—→[CuS·2H+]                                                    K2                                                      K3                                            CuS·2H+ —→ Cu2++H2S                                                  1     K                                              H2S——O2—→S+H2O                                                  2    总反应式：                                                   1                                          CuS+2H++——O2—→Cu2++S+H2O                                                   2    式中CuS·2H+的形成是最缓慢的阶段。

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。

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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一、微生物氧化浸出概述 （一）微生物浸出的工艺 微生物浸出的工艺简略、易操作、浸矿剂能作用到晶粒的鸿沟区域，因而金的收回率高，一般都大于90%乃至可达95%以上，且出资少，不污染环境，但生物氧化的反响速度慢，浸出时刻长，一般为4～6天，对相同处理才能的工厂，选用细菌氧化，浸出设备的容积很大，因而搅拌器的电力耗费也较大。 （二）微生物氧化硫化矿的机理 微生物氧化或叫细菌氧化是根据某些细菌（如氧化铁硫杆菌）具有氧化硫化矿的才能而发展起来的工艺。细菌预氧化的意图是使用氧化铁硫杆菌使硫化矿藏、砷化矿藏氧化分化，损坏其晶格，然后使这些硫化矿藏所包裹的金解离出来，有利于今后的浸出，一同也到达脱硫、脱砷的意图。生物预氧化是黄铁矿、砷黄铁矿型难浸金矿石有出路、有用的处理办法。 氧化铁硫杆菌在酸性介质（pH1－3），温度（30～40℃最好是33～35℃），通空气（供O2、CO2），氮、磷、钾等养分剂存在的条件下，将硫化物、砷化物（黄铁矿、砷黄铁矿等）中的硫氧化成硫酸（S6+），铁氧化成硫酸高铁（Fe3+），砷氧化或（As5+）使被包裹的金解离。 （三）生物浸出法的准则流程图： 生物浸出法的准则流程见图1。在生物浸出中硫化物的铁、硫、砷氧化溶解，生成可溶性硫酸、硫酸高铁和、金、银解离。一同，一部分已氧化的铁和砷以铁、黄钾铁钒等构成沉积，跟着氧化反响的进行，矿浆温度升高，因而槽内蛇形管通入冷水以坚持温度30～40℃之间，一同矿浆pH值下降，根据需求参加石灰，以操控pH值在1.5～2之间。 （四）浸出产品的处理 生物浸出后的矿浆进行固液别离，一般用稠密机浓缩洗刷，在浓缩机的底流中含有金、银、未氧化的硫化物，脉石以及一部分铁、黄钾铁矾、银铁矾等沉积，用石灰中和至pH值10.5后过滤化浸出提金。 浓缩机溢流的中和： 生物浸出液中含有溶解的砷、铁、硫和少数其他金属，其间最有毒性的是溶解的砷，它有必要在同尾矿一同排出之前以安稳的化合物方式沉积下来。据研讨，当溶液中有过量Fe3+存在并且Fe3+∶As5+超越3～3.5∶1，pH值在2～9之间时，砷以安稳的铁沉积并不再溶解。 浓缩机溢流加石灰石、石灰进行两段中和、中和反响使铁砷、硫酸盐等以石膏、安稳的铁、黄钾铁矾、金属氢氧化物沉积。这些尾矿经浓缩机浓缩今后，底流排至尾矿坝，溢流可循环再使用。 （五）处理量30t/d砷金精矿藏Au30g/t、As6%±、进行生物氧化浸出的技术指标及出资费用预算 出产周期4～6天，出产本钱380元/t，出资费用840万，金收回率90%～95%。 二、焙烧化 （一）焙烧是处理含硫、砷、碳难浸金矿石和精矿的陈旧而有用的办法 焙烧的意图是：使呈显微、亚显微粒状的包裹金从硫化矿藏和碲化矿藏中解离或露出出来，使砷、硫、锑等有害的杂质以氧化态蒸发脱除，产出多孔的焙砂有利于化浸出液与金触摸，以进步金的收回率，活性炭在焙烧中氧化或钝化而失掉活性。 焙烧是在焙烧炉中进行，焙烧炉有欢腾炉、多膛炉和回转窑。欢腾炉遍及用来处理大批量黄铁矿、砷黄铁矿和碲化物精矿的预氧化焙烧。 （二）焙烧进程中的首要化学反响 1、金精矿中碲化金焙烧 Au2Te＋O2=2Au＋TeO2 2、碳质矿的焙烧 C＋O2=CO2↑ 3、硫精矿的氧化焙烧 黄铁矿的焙烧反响 黄铁矿焙烧温度一般为500～750℃之间 当黄铁矿在较强氧化气氛中（过剩空气）的焙烧炉中焙烧时按下式反响生成赤铁矿。 4FeS2＋11O2=2Fe2O3＋8SO2 黄铁矿在弱氧化气氛中（约束空气的给入量）中焙烧时则会发作黑色的磁铁矿砂。 3FeS2＋8O2=Fe3O4＋6SO2 4、砷金矿石和精矿藏焙烧 处理含砷矿石，一般选用两段焙烧，榜首段焙烧在较低温度（一般为450～575℃）和氧含量缺乏的条件下进行，以利脱砷，砷呈蒸发脱除并将之冷却，收集和供应。 焙烧产出低砷焙砂，它首要由磁铁矿组成，其反响为： 12FeAsS＋29O2＝4Fe3O4＋6As2O3＋12SO2 3FeS＋SO2＝Fe3O4＋6SO2 2As2S3＋9O2＝2As2O3＋6SO2 焙砂中残留的砷多为各种铁盐。 Fe2O3＋As2O3＋O2＝2FeASO4 该反响在榜首阶段不会进行太多，由于Fe2O3生成很少，此阶段假如温度超越500℃，As2O3蒸汽压可到达1大气压，部分As2O3由于炉内氧化剂（空气中的氧极易复原的Fe2O3、SO2等）的作用转变为蒸发性小的As2O5，升高温度和过强的氧化气氛将促进的As2O5生成。当炉猜中存在金属氧化物时，生成的As2O5将与金属氧化物（CaO、CuO、FeO、PbO）作用生成盐。 As2O3＋O2＝As2O5 As2O5＋3CaO＝Ca3（AsO4）2 As2O5＋3FeO＝Fe3（AsO4）2 As2O5＋2PbO＝Pb2（AsO4）2 生成的盐很安稳，盐是焙砂中残存砷的首要状况，砷的这种过氧化对化是晦气的。 为了进步脱砷率，要操控好焙烧温度，炉内氧含量，炉气排出速度等要素，乃至可参加少数复原剂（如炭粉等），促进As2O5（五价砷）转变成As2O3（三价砷）蒸发掉，以下降焙砂中砷的含量。 第二阶段在较高温度（一般在600～700℃）和过量氧的条件下焙烧，首要意图使黄铁矿分化彻底，使硫进一步呈SO2形状脱除，这时首要由磁铁矿组成的焙砂氧化成赤铁矿。 首要反响如下： 2FeS2＋11O2＝2Fe2O3＋8SO2 4Fe3O4＋O2＝6Fe2O3 FeAsS＋3O2＝FeAsO4＋SO2 砷黄铁矿在强氧化气氛条件下，焙烧生成的铁等对化晦气，FeAsO4等在化浸金时，会按捺金的提取，抱负的焙砂是含有70%～80%的赤铁矿和20%～30%的磁铁矿的深褐色焙砂，这时金的化浸出率较高。 硫化物和碳在焙烧进程中是放热反响，假如精矿中含有18%～20%硫化物的硫，并以含有约70%固体的料浆供料，焙烧能够自热焚烧，而不需求燃料。 砷矿石或精矿中常含有各种脉石矿藏，如石英、方解石、白云石、菱镁矿、石膏等，焙烧时发作下列反映：           上述生成的MgO、CaO与炉气中的SO2反响生成CaSO4或MgSO4可下降炉气中SO2含量，但生成CaSO4在化浸金时，会按捺金的提取。 （三）As2O3蒸汽的净化 一般是通过除尘体系使As2O3蒸气冷凝成固体粉末As2O3（）而被除掉。 （四）含SO2烟气的处理 浮选精矿进行天然焙烧时硫含量较高，因而烟气中SO2浓度较高，一般可用于制作硫酸。 在整个除尘体系中，有必要坚持负压操作，使炉气排出坚持必定的速度，若排气速度过快，会使物猜中的微细金随As2O3、SO2一同由窑内抽出，然后形成金的丢失。 （五）焙烧工艺的优缺陷 1、长处：工艺简略、老练，当矿石中含有必定数量的硫或碳能使焙烧进程自热进行，炉气中的SO2能以硫酸方式收回，砷能以白砷（As2O3）方式收回，焙烧预处理是最好而经济的工艺计划。 2、缺陷：含硫、砷、锑、的烟气污染环境。要到达国家规定的排放标准，有必要通过净化处理，使污染操控费用添加。不能实现自热焙烧的矿石或精矿进行焙烧时本钱较高。 别的，对含银高的矿石或精矿，焙烧和高压氧化的作用不如细菌氧化或化学氧化，这是由于焙烧时生成了低熔点的硫化物或铁酸盐而包裹金，致使银的化浸出率下降。 当矿石中含有碳和其他贱金属（如铜、钴、镍、锌）时，黄铁矿焙烧难以进行，由于将碳氧化需求较高温度（＞650℃）下进行，但铜、钴、镍、锌等硫化物会发作反响生成低熔点的硫化物或铁酸盐，金（特别是银）会包裹在铁酸盐中下降金银的化浸出率，在较低温度（＜600℃）下焙烧氧化不彻底（特别是有机物）将导致碳质对金银的吸附，因而这类碳质矿石，不宜选用氧化被烧，一般选用化学氧化法或加压氧化法进行预处理。 （六）焙烧预处理化提金收回率在85%～90%左右，出产本钱和生物氧化预处理适当，出资费用要进行预算。 三、含砷高的精矿再次浮选进行富集的工艺 一般含砷金矿石金的嵌布粒度极细，且包裹在黄铁矿或砷黄铁矿中，因而，想选用再浮选来富集金的可能性较小，要想进步金的档次可选用对混合精矿进行别离的办法来进步金精矿的金档次。 详细别离办法可用石灰或许使用空气的氧化作用以及用软锰矿和来按捺黄铁矿的办法进行别离，可是有必要留意氧化剂用量不宜过多，氧化剂同矿浆触摸时刻不宜过长，不然就会活化砷黄铁矿。我国某选厂的金砷－黄铁矿精矿含金180.74g/t，含砷达8.3%，该矿用进行了按捺砷黄铁矿的实验，详细实验条件如下：矿浆浓度为15%，用量100g/t、（原矿）药剂同矿浆触摸时刻为5分钟，用丁基黄药80g/t，浮选出金黄铁矿。实验成果如下，金－黄铁矿精矿中含金328.05g/t，含砷1.74%，金收回率为93.43%，而砷精矿含金24.5g/t，含砷15.26%，砷的收回率为89.22%。 四、结语 对金精粉Au 30g/t、As 6%是用生物氧化预处理，化提金，仍是用焙烧氧化预处理提金，仍是用别离浮选进步金精矿的档次，这要通过实验进行技术指标和经济指标比照，择优选用。

迄今为止，世界各国对难浸金矿进行氧化预处理的办法，首要有传统焙烧氧化法，加压氧化法，生物氧化法，硝酸氧化法等。前3种办法均有成功的工艺实践。但传统的焙烧氧化法释放出As2O3，SO2等有毒烟尘污染环境；加压氧化法技能要求严厉，设备杂乱且原料要求高；生物氧化法条件严苛，浸出进程冗长。焙烧氧化法是我国难浸金矿预处理的传统工业出产办法，与国外焙烧氧化工艺比较，国内焙烧工艺存在以下两个问题：①焙烧炉都是回转窑，烟尘、烟气量大，收尘和废气处理效果差，环境污染严峻。②焙砂化提金的收回率低。因而，研讨开发合适我国国情，经济有用而又环境答应的预处理工艺对我国黄金工业的开展具有重大意义。 本研讨的立异点及特征是有利于环境保护。它的立异之处在于金精矿中的砷、硫在焙烧进程中，不是以烟、尘挥撒到空气中污染环境，而是被外加的固化剂捕收并以其盐的方式固定于焙砂中；一起产出的焙砂极易直接化提金；化渣也不会对环境发生二次污染。 一、金精矿性质 （一）金精矿的矿藏组成 实验所需的金精矿样品取自贵州某金矿选矿厂。经过判定，共发现矿藏11种（表1）。其间原生金属矿藏7种，脉石矿藏4种。经过目估半定量测定，金属矿藏中以黄铁矿、毒砂、雄黄为主，约占矿藏总量的60%；脉石矿藏以水云母、石英为主，约占矿藏总量的30%；未发现金的独立矿藏。 表1  金精矿岩矿判定成果    %（二）金精矿的化学分析 金精矿的多元素化学分析成果见表2。 表2  金精矿的多元素化学分析成果    %注：Au含量单位为g／t。 从表2可见，该样品化学组分的首要特征是需求收回的意图元素Au含量高；有害组分S，As含量较高，其它Pb，Cu，Zn，Sb，C也有必定的含量。 （三）金精矿的粒度组成 金精矿的粒度组成见表3。 表3  金精矿粒度组成从表3可见，该金精矿－200目含量占72. 62%。 二、实验试剂 （二）熟石灰[Ca(OH)2]固化剂。使用工业型的生石灰经室内熟化后，用0.5mm的筛子进行筛分，取筛下物（－0.5mm）作为实验所用。 （二）浸出剂。用于金的化浸出的是日本产的工业型产品，实验时制造到NaCN浓度为10%待用。 （三）XG辅佐添加剂。工业型，粒度为－0.5mm。 三、固化焙烧－化提金实验 （一）Ca(OH)2用量实验 一般以为，固化剂添加量要略大于理论量，但应遵从合理的金浸出率和砷、硫固化率及尽量减低因外加固化剂参加而引起焙砂金档次贫化的准则。Ca(OH)2用量实验的固定条件：固化焙烧为矿样100g，XG添加剂10g，焙烧温度550℃，焙烧时刻1.0h，空气流量1.2L/min；焙砂化浸出时焙砂细磨7min，浸出液固比=2∶1，NaCN用量4 kg/t，pH=10，浸出时刻20.0h。Ca(OH)2变量为矿样质量的60%，70%，80%，90%。实验流程和成果别离见图1，图2。图1  Ca(OH)2用量实验流程图2   Ca(OH)2用量实验成果 ◆－砷固化率；▲－硫固化率；●－金浸出率 从图2可见，在所选的Ca(OH)2用量范围内，跟着固化剂用量增大，砷、硫的固化率在陡峭地进步。当到达理论用量（理论用量为矿样质量的80%）以上时，即可取得较抱负的砷、硫固化率；相反，焙砂中金的浸出率跟着Ca(OH)2用量添加到矿重的80%处时取得最佳值，后又逐步下降，这或许是因为固化剂添加过多，阻止载金矿藏的彻底氧化所形成的。所以断定Ca(OH)2用量为矿样质量的80%，此刻砷、硫的固化率别离为95.76%，95.14%，金的浸出率达82.93%。 （二）焙烧温度实验 不同的金精矿因其物质组分及固化剂类别不同有其各自适合的焙烧温度。温度实验固定条件：焙烧时固化剂Ca(OH)2用量为矿样质量的80%，焙烧恒温时刻1.0h；焙砂浸出固液比=2∶1，NaCN用量4kg/t，pH=10，浸出时刻20.0h；其它固定条件同3.1。焙烧温度变量别离为450，500，550，600，650℃。实验流程见图1，实验成果见图3。图3  焙烧温度实验成果 ◆－砷固化率；▲－硫固化率；●－金浸出率 从图3可见，在挑选的温度范围内，砷、硫固化率随温度的升高而缓慢添加，当温度到达550℃以上时，固化率根本坚持不变。而焙烧温度对金浸出率的影响是很显着的。温度过低，氧化速度慢，毒砂、黄铁矿未能彻底分化氧化，达不到损坏矿藏结构及晶格包裹意图；温度过高，焙烧产品Fe2O3等烧结，金被从头包裹于焙烧产品中，构成二次物理包裹，然后导致金浸出率下降。当温度在550℃C时金浸出率到达最抱负状况。归纳考虑，选定的焙烧温度为550℃，此刻金的化浸出率为82.29%，砷、硫固化率别离为95.09%，94.43%。 （三）XG辅佐添加剂用量实验 在前面的实验中，砷、硫的固化率都令人满意，仅仅金的浸出率较低，即便强化了一些化条件，如延伸浸出时刻和焙砂细磨等均未到达预期意图。该金精矿硫、砷含量较高，尤其是硫组分，它是固化剂的最大耗费者，很多的硫酸钙生成，不利于金的浸出；一起矿样中尚含有锑、铅等有害成分，也对金的浸出有影响。从许多焙烧条件的探究实验中发现，在固化焙烧中配入必定量的XG辅佐添加剂，对金的浸出效果的影响比较显着，因而进行了XG的用量实验。固定Ca(OH)2用量为矿样质量的80010，焙烧温度为550℃，焙砂细磨时刻为10 min，其它条件同3.2节。XG变量别离为矿样质量的10%，15%，20%，25%。实验流程见图1，实验成果见图4。图4  XG辅佐添加剂用量实验成果 从图4可见，在所选定的XG辅佐添加剂用量范围内，跟着XG辅佐添加剂用量的添加，金的浸出率也逐步进步。当XG用量超越矿样质量的20%时，金的浸出率却又缓慢下降。究其原因在于XG用量加大，反应速度加速、愈加剧烈，焙砂呈现烧结现象，焙砂的疏松功能逐步下降。因而断定XG的最佳用量为矿样质量的20%。此刻焙砂中金的浸出率到达88. 24%。 （四）焙烧时刻实验 XG辅佐添加剂用量为矿样质量的20%，其他实验固定条件同XG辅佐添加剂用量条件实验。焙烧时刻变量为0.5，1.0，1.5，2.0 h。实验流程见图1，实验成果见图5。图5  焙烧时刻实验成果 从图5可见，在挑选的时刻范围内，当焙烧时刻在1.0～1.5h之间时，金精矿中首要载金矿藏毒砂与黄铁矿分化氧化很彻底，焙砂的孔隙度增大，金颗粒与化液的触摸程度高，金的浸出率在88%以上。但添加焙烧时刻，金的浸出率有所下降，这或许是因为焙烧进程呈现烧结形成的。所以选定焙烧时刻为1.0 h较适合，此刻金的化浸出率为88.51%。 （五）空气流量实验 在一些文献中，有关空气流量对砷、硫固化率影响的定论纷歧，本实验则首要调查空气流量对金的浸出率有无影响，实验条件除空气流质改变及最佳焙烧时刻为1.0 h外，其它固定条件同3.4节，实验成果见表4。 表4  空气流量与金浸出率联系从表4可见，当空气流量从0.5L/min添加到5.0L/min时，固化焙烧发生的焙砂质量根本坚持不变，能够阐明在此范围内空气流量对硫、砷固化率根本上没有显着的影响。一起得到，空气流质改变时，焙砂中金的浸出率比较抱负，且根本坚持不变。归纳考虑，空气流量取值为1.2L/min。 在断定了固化焙烧各要素的最佳组合之后，寻觅较佳的焙砂化浸出条件以进步金的浸出率又成为整个工艺的另一个较重要的环节，因为焙砂化浸金的效果直接联系到加熟石灰焙烧工艺是否可行。分析焙烧工艺特色，焙砂的细磨、化浸出时刻、用量等要素都将对金的浸出率有不同程度影响。在化浸出阶段实验研讨中，有必要对各种要素进行具体调查。 （六）焙砂细磨实验 要进步焙砂中金的浸出率，焙砂细磨是比较有用的手法之一。焙砂细磨时刻实验的固定条件∶固化焙烧最佳条件Ca(OH)2用量为80%矿样质量，XG用量为20%矿样质量，焙烧温度为550℃，空气流量1.2L／min，焙烧时刻1.0h；焙砂化浸出时液固比=2∶1，NaCN用量4kg/t焙砂，pH=10，浸出时刻20.0h。焙砂细磨时刻变量别离为7，10，13min。实验流程见图1，实验成果见图6。图6  焙砂细磨时刻实验成果 从图6可见，细磨对进步金浸出率的效果比较显着。筛析经水浸泡20 min的未磨焙砂，其-400目含量达72.20%，而筛析中发现筛上物多为褐红色、细密状的赤铁矿(Fe2O3)。磨矿能露出被掩盖的金，添加金粒的比表面积。跟着细磨时刻添加，达10 min以上时，金的浸出率缓慢进步，从实验要求及出产上考虑，断定最佳焙砂细磨时刻为10 min，即细磨焙砂- 400目含量占97.72%。此刻金浸出率为88.88%。 对细磨后焙砂进行充气拌和预处理，意图是使焙烧进程中生成的极少数CaS，CaSO3，AsxSy充沛氧化，消除它们或许存在的下降金的化浸出率及添加NaCN用量的影响。实验标明充气拌和时刻1h即可。 （七）化浸出时刻实验 化浸出时刻与焙砂细磨时刻有很大联系，断定焙砂细磨时刻为10min，其它固定条件见3.6节焙砂细磨时刻实验，化浸出时刻变量为8，14，20，26，32h。实验流程见图1，实验成果见图7。图7  焙砂化浸出时刻实验成果 从图7可见，跟着化浸出时刻的添加，焙砂中金的浸出率也跟着进步，当浸出时刻超越20h时，金的浸出率改变不大，故断定化浸出时刻为20h。金的浸出率为88.42%。 （八）用量实验 将实验的其它条件都固定在最佳状况下，进行NaCN调优实验。实验的固定条件：固化焙烧最佳条件为Ca(OH)2用量为80%矿样质量，XG用量为20%矿样质量，焙烧温度为550℃，空气流量为1.2L/min，焙烧时刻为1.0h；焙砂化浸出液固比=2∶1，NaCN用量4 kg/t，pH=10，浸出时刻20.0 h。NaCN用量别离为2，3，4，5 kg/t。实验成果见图8。图8  NaCH用量实验成果 从图8可见，跟着NaCN用量添加，金的浸出率也在平稳地进步，在NaCN用量为3 kg/t以上时，金浸出率改变极小。这是因为焙烧比较彻底，细磨焙砂又经过充气拌和预处理，金精矿中对化有害的成分已消除，由图8可断定，NaCN用量为3 kg/t较为适合。此刻，金浸出率为88. 33%。 （九）化浸出液固比实验 图9曲线显现数据为焙砂细磨10 min，用量3 kg/t，化时刻20 h时，不同液固比状况下金的浸出状况。图9  浸出液固比实验成果 从图9可见，液固比在正常范围内对金浸出率影响不大，最适合液固比在2∶1～3∶1之间。此刻，金浸出率在88.0%～89.0%之间，这样的液固比能坚持相对高的浓度，加速了金的浸出并下降了的耗费。 （十）焙烧浸出最佳归纳条件的验证实验 经过前面临各种影响化的要素进行具体的实验研讨及分析之后，找到了各要素与金浸出率之间的联系，并由此断定了各要素最佳条件。现以各要素最佳条件组合进行焙砂化浸出的终究归纳条件实验。为了取得愈加牢靠的金的浸出目标，进行了两组平行验证实验，取其平均值来核算终究归纳条件实验成果。金的浸出率也别离以焙砂的理论浸出率及实践浸出率两种方式标明。归纳条件验证实验的成果如表5所示。 表5  焙砂化浸出归纳条件实验成果从表5可见，化渣金档次比较安稳，实验成果重现性好，目标牢靠。故断定了焙烧化提金阶段最佳条件：焙砂细磨10 min(即- 400目占97.72%)，用量3 kg/t，化液固比2∶1，化时刻20 h。 （十一）实验研讨终究的工艺流程 经过对该金精矿进行固化焙烧及化提金两个阶段中的影响要素所进行的条件实验，实验数据的挑选，实验的工艺流程的调优以及最佳归纳条件实验的验证，断定了该金精矿固化焙烧－化提金工艺的实验研讨的终究工艺流程见图10，工艺流程的技能目标见表6和表7。 表6  固化焙烧中砷、硫固化率注：FAs，Fs别离为焙砂中砷、硫的固化率，%；FAu为焙砂中金的散布率，%。 表7  工艺流程中金的作业收回率及总收回率  %表6中目标为在最佳归纳条件下进行3组平行验证实验（焙砂质量别离为219.0，219.5，218.0 g）的平均值，实验成果很安稳，砷、硫固化率非常抱负。图10  固化焙烧－化提金实验研讨终究的工艺流程 在金精矿固化焙烧进程中，金有少数(1.86%)蒸发，因为是实验室小型实验，无法对蒸发的金做收回实验。而在出产进程中，可在对废气、粉尘处理的一起归纳收回蒸发的金，进步整个工艺流程的金总收回率。 四、定论 （一）工艺矿藏学研讨标明，金首要以次显微金存在于毒砂、黄铁矿晶格中，含有对化有害的铜、锑、铅矿藏、碳物质，具有“物理”及“化学”两方面的难处理性。 （二）仅加熟石灰固化焙烧成果标明，砷、硫固化率都比较抱负，但金的化浸出率仍较低。在固化焙烧中配入适量的XG添加剂，在坚持高的砷、硫固化率的一起，金的化浸出率有显着进步。适量的XG能缩短焙烧时刻，下降熟石灰用量，有利于焙烧后续的化作业的操作。其原因或许是加速反应速度、进步了焙砂孔隙度、与金属生成可溶性的盐、并与气氛中SO2生成硫酸盐。在必定的空气流量范围内，砷、硫固化率，金的浸出率改变不大。固化焙烧条件实验取得的最佳焙烧条件：熟石灰80%矿样质量、XG 20%矿样质量、焙烧温度550℃、空气流量1.2L/min、焙烧时刻1.0h。 （三）化前对焙砂进行细磨非常必要，其意图是进一步露出焙砂中被掩盖的金粒，添加金粒的比表面积，有利于金的有用浸出及缩短化浸出时刻。化浸出最佳条件：焙砂细磨至- 400目占97.72%，用量3 kg/t，液固比2∶1，浸出时刻20 h。 （四）归纳考虑我国难浸金矿深加工技能发展，加熟石灰固化焙烧法较合适于高砷高硫含碳金精矿的氧化预处理。 （五）本研讨取得了砷固化率97.56%，硫固化率96.10%，金浸出率88.12%的较好目标。

传统的锌精矿和铅精矿出产办法是浮选硫化铅锌矿石，但硫化铅锌矿经多年挖掘其储量越来越少，铅、锌档次越来越低。而氧化锌矿藏如菱锌矿、硅锌矿、异极矿等也是锌的重要资源，其成分简略，但矿石结构杂乱，选矿收回工艺杂乱，选别目标低，运用药剂多，难以完成自动化，因而约束了氧化锌矿的开发使用。国外对氧化锌矿石的选别目标为：精矿中锌质量分数36%～40%，收回率60%～70%，最高达78%；我国锌精矿档次均匀35%～38%，单个到达40%，收回率均匀为68%，最高达73%。硫化锌矿的逐渐干涸、锌需求的不断增加使得低档次氧化锌矿得到了合理开发和归纳使用。关于贫杂氧化锌矿，选用NaOH浸出-Na2 S沉积新工艺能够制备锌精矿和铅精矿，工艺流程简略，铅、锌收回率均达80%以上，使贫杂氧化锌矿得以开发使用。     一、实验质料     实验质料取自云南某氧化锌矿，其化学成分见表1，矿石成分杂乱，锌档次较低，为贫杂氧化锌矿。 表1  氧化锌矿的化学成分%ZnPbCuFeCdNiMnCrAsBaCaMgAl水17.314.10.063.710.090.020.110.010.110.654.051.280.774.96     二、实验原理、办法与工艺流程     （一）基本原理     浸出是NaOH溶液溶解贫杂氧化锌矿中锌和铅的进程，其首要反响如下： Zn0＋2Na0H＋H20→Na2Zn（OH）4（1） Pb0＋2Na0H＋H20→Na2Pb（OH）4（2）     在氧化锌矿石中，锌、铅常伴生，因而铅锌别离是氧化锌矿资源收回使用的技能中心。ZnS和PbS均尴尬溶物，在中性和弱碱性溶液中，两者挑选差异小，参加后，锌和铅会一起沉积。在前期的研讨工作中发现：当NaOH浓度到达2.5～11mol/L时，只需参加的Na2S与Pb的物质的量比恰当，Pb会优先Zn而沉积，然后完成铅、锌别离。Na2S与铅反响的物质的量比为1.5～2.0，所以得到的铅的硫化物并不是简略的PbS，其或许的反响式为： xNa2Pb（OH）4＋yNa2S→nPbSy↓＋bNa2Pb（OH）mS（4-m）/2↓＋kPb(OH)2↓＋pNaOH (3)     Na2S与锌反响的物质的量比为0.6～0.7，其产品愈加杂乱，或许的反响式为： xNa2Zn（OH）4＋yNa2S→nZnSy↓＋bNa2Zn（OH）mS（4-m）/2↓＋kZn (OH)2↓＋pNaOH (4)     （二）实验办法     1、铅、锌的NaOH浸出     浸出工艺参数：初始碱质量浓度240g/L,恒温90℃，拌和Zh。浸出液化学成分及各元素浸出率见表2。可见，锌和铅的浸出率均达85%以上, Cu、Fe、Ni、Mg、Ca、Al等金属元素浸出率都十分低，质量浓度均在50mg/L以内，可确保铅、锌精矿的质量。 表2  浸出液化学成分及各元素的浸出率成分ρB/（mg·L-1）浸出率/%游离碱 Pb Zn Fe Cd Ni Mn As Ba Ca Mg Al Cr160.57×103 7.28×103 2963×103 13.51 2.05 0.49 4.45 70.17 11.37 138.06 14.29 34.49 0.12  88.34 85.14 0.18 1.13 1.22 2.06 31.73 0.87 1.70 0.56 2.23 0.60     2、铅沉积工艺参数的断定     取200mL浸出液于300mL烧杯中，参加必定质量Na2S固体，盖上表面皿，放在磁力拌和器上拌和。反响完毕后取下烧杯静置，取上清液用ICP法分析铅质量浓度，别离调查Na2S参加量、温度、反响时间、碱浓度对铅沉积作用的影响。     3、锌沉积工艺参数的断定     取200mL沉铅后溶液（ρ（Zn) = 28.80g/L，ρ（NaOH）=199.26g/L)于300mL烧杯中，参加必定质量Na2S固体，盖上表面皿，在磁力拌和器上恒温90℃拌和。反响完毕后取下烧杯静置，取上清液用EDTA络合滴定法与酸碱滴定联合测定锌和碱的质量浓度，别离调查Na2S参加量、反响时间对锌沉积作用的影响。     （三）实验工艺流程     实验选用NaOH浸出-沉积工艺制备锌精矿和铅精矿，工艺流程如图1所示。    三、实验成果及分析     （一）铅的沉积     按实验办法和条件，铅沉积实验成果如图2～5所示。    由图2可知，当与铅的质量比到达1.8左右时，铅质量浓度稳定在6～8mg/L之间，因而断定与铅的质量最佳比值为1.8。     由图3可知，温度升高对铅沉积有利，70℃后，浸出液中铅质量浓度降至5.96mg/L以下。因而，断定最佳铅沉积温度为70℃。     由图4可知，反响时间对铅沉积影响不大，归纳考虑最佳反响时间以0.5h为宜。     由图5可知，碱质量浓度对铅沉积率没有显着影响，因而，在碱浸出之后无需调整碱质量浓度即可直接进行沉积铅。     （二）锌的沉积     按实验办法与条件，锌沉积实验成果如图6～7所示。    沉锌后液如还含有S2-离子，则溶液在循环到浸出段时S2-将与溶解出来的锌生成沉积，严重影响锌的浸出率。为避免上述情况发作，在溶液中需留4～5g/L的锌。由图6可见，当与锌的质量比为2.4时，剩下的锌质量浓度为5.19g/L；当比值为2.8时，剩下的锌质量浓度为2.75g/L，低于4g/L。归纳考虑，与锌的质量最佳比值断定为2.4。     由图7可知，反响时间对锌沉积没有显着影响，但反响时间却对碱的再生影响显着，最佳反响时间断定为3h。浸出时，初始碱质量浓度为240g/L，沉铅和沉锌段都有碱生成，沉锌后溶液碱质量浓度可到达244g/L，沉积段再生的碱能够补偿浸出段耗费的碱，使整个工艺理论碱耗为零。     （三）铅精矿和锌精矿的质     依据上述参数制备得到的铅精矿和锌精矿，其化学成分见表3。铅精矿质量远优于行业标准YS/T319-1997的一级标准，锌精矿到达行业标准YS/T320-1997的三级标准。 表3  铅精矿和锌精矿质量及行业标准%化学成分PbZnAsCuMgOAl2O3铅精矿 YS/T319-1997一级标准82.8 ＞701.9 ≤40.01 ≤0.20.02 ≤1.20.13 ≤1.00.06 ≤2.0化学成分ZnPbAsCuFeSiO2锌精矿 YS/T319-1997三级标准47.05 ＞450.20 ≤2.00.01 ≤0.50 ≤1.00.02 ≤120.08 ≤5.5     四、扩展实验及工业设计     取贵州某矿的贫杂氧化锌矿进行1.2kg规划的小型归纳工艺实验，实验条件和成果见表4。能够看出，锌和铅的丢失首要出现在浸出和固液别离进程中，而碱的耗费除少数是加热时溶液的蒸发外，首要是固液别离时液体的丢失和精矿夹藏。实验选用滤布天然过滤，溶液丢失较大，碱夹藏量大，严重影响了铅、锌收回率和碱耗。工业化出产时，固液别离可选用压滤机或离心机，铅、锌收回率可得到进一步进步。 表4  小型归纳实验各项目标%质猜中ωB/%浸出率/%沉积率/%铅精矿中ωB/%锌精矿中ωB/%总收回率/%碱耗/gPbZnPbZnPbZnPbZnPbZnPbZn4.9415.9189.1285.4599.8898.8678.841.800.252.3883.0181.0187.20     贫杂氧化锌矿碱浸-沉积法制备锌精矿和铅精矿工艺可工业化推行，建成年产2000～5 000t精矿的选矿厂。     五、定论     选用碱浸-沉积法可使用贫杂氧化锌矿制备锌精矿和铅精矿，断定了铅、锌沉积工艺参数。沉铅工艺条件为：沉积剂参加量为浸出液中铅质量的1.8倍，温度70℃、反响时间30min；沉锌工艺条件为：沉积剂参加量为需沉积锌质量的2.4倍，温度90℃，反响时间3h。在最佳条件下进行小型归纳实验，得到的锌精矿锌质量分数为52%，铅精矿铅质量分数为78%，铅和锌的收回率均到达80%以上。该工艺流程简略，无外排污染，铅、锌收回率较高，可工业化推行。

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。

高砷铜精矿首要指砷超越2%的铜精矿。铜砷别离是选冶范畴的一大难题。现在国内外关于细菌脱砷的研讨，首要会集在高砷金精矿。高砷铜精矿的细菌浸出研讨较少。以砷黝铜矿为主的铜精矿，含砷量较高，砷铜比一般为1∶3～5，铜精矿中含砷可高达6%～8%。本实验研讨的含砷矿样以砷黝铜矿为主。温健康等人对我国某含砷低档次硫化铜矿浮选精矿进行了中温浸矿菌浸出实验研讨，该浮选精矿铜矿藏首要为次生硫化铜矿，极少量的黄铜矿和斑铜矿，首要含砷矿藏为硫砷铜矿，As 0.79%、Cu 17.98%、铜浸出率可到达85.52%。周硪等人对云南某铜矿的高砷硫化铜精矿进行了中温浸矿菌浸出实验，该精矿含砷2.5%、铜11.48%、原生硫化铜矿占总铜含量的62.3%，次生硫化铜矿占总铜含量的35.7%，浸出时刻10d，铜浸出率30%。从上述实验能够看出，中温浸矿菌对以次生硫化铜矿为主的高砷铜精矿较以原生硫化铜矿为主的高砷铜精矿的浸出效果好。 近20年，国外对原生硫化铜矿的细菌浸出进行了很多的研讨。研讨标明，嗜热嗜酸菌（又叫高温菌）对原生硫化铜矿的浸出率是中温浸矿菌的数倍（5倍以上）。国外展开了黄铜矿精矿的嗜热嗜酸菌生物浸出研讨。如澳大利亚BacT ech/MinTech塔斯梅尼亚矿用中等嗜热嗜酸菌浸出黄铜矿精矿，温度48℃，处理量5 kg/d，铜的浸出率到达96.4%。国内昆明冶金研讨院也完成了用嗜热嗜酸菌浸出低档次黄铜矿的研讨，并获得突破性效果。从云南某温泉区收集的水样中别离出严厉无机化能自养型嗜热嗜酸菌，并将其用于以黄铜矿为主的低档次硫化铜矿的生物浸出，与中温硫杆菌比较，在相同的实验条件下（浸出温度在外），嗜热嗜酸菌对总铜的浸出率到达97%，是中温浸矿菌浸出率32. 43%的3倍。以浸渣中残留黄铜矿计，嗜热嗜酸菌对黄铜矿的浸出率为97.05%，是中温浸矿菌浸出率15.43%的6倍。嗜热嗜酸菌对黄铜矿的浸出有特效，但未见其对高砷铜精矿的研讨报导。本文首要研讨嗜热嗜酸菌对高砷铜精矿的生物浸出。 一、两段法浸出实验原理 根据中温硫杆菌和嗜热嗜酸菌各自的生理生化特征，选用两段浸出的办法处理高砷铜精矿。榜首段：一方面运用中温硫杆菌（最佳成长温度：30℃左右）对砷有较强耐受力的特色，在高砷环境中能发挥较强的氧化浸出效果，浸出铜精矿中的大部分砷，此刻砷首要以As3+存在。进一步氧化使As3+转化成As5+，恰当调理pH，As5+与浸出液中的过量Fe3+反响构成安稳的铁（臭葱石）沉积，然后下降浸出液中砷含量，以减轻对第二段高温菌的毒性；另一方面运用中温浸矿菌对次生硫化铜矿有较强的氧化浸出才干的特色，浸出高砷铜精矿的易浸矿藏。第二段：运用高温浸矿菌（最佳成长温度：65℃）对难浸的原生硫化铜矿氧化浸出才干强的特色，在较短时刻内使难浸的原生硫化铜矿大部分氧化浸出，Cu2+进入溶液。固液别离即可脱砷。 二、实验材料及办法 （一）矿样与菌种 实验矿样：取自云南某选矿厂的浮选铜精矿，其化学多元素及铜物相分析成果如表1、表2所示。 表1  高砷铜精矿化学多元素分析（质量分数）／%1)铜精矿As含量随不同批次矿样而有改变，改变起伏为3.0%～8.0%，上表所列成分为本实验矿样，若砷含量高或低于上表所列，则采纳配矿的办法使其安稳在4.39%左右；2）单位为g/t。 表2  高砷铜精矿铜物相分析从表2可知，该铜精矿是氧硫混合矿，氧化率挨近50%。硫化铜矿以原生硫化铜矿为主。X衍射分析标明，原生硫化铜矿以砷黝铜矿为主，约60%～70%，黄铜矿约30%～40%。 实验菌种：选用实验室长时刻驯化、挑选和诱变等手法选育出的耐高砷中温浸矿菌和高温浸矿菌。 （二）分析检测办法 物相分析：用X射线衍射仪、日本岛津EPMA－1600电子探针等办法进行矿样细菌浸出前后的物相分析。 化学元素分析：选用原子吸收光谱法或碘量法测定铜，可溶性铁离子（Fe2+和Fe3+）浓度选用重滴定法。 pH测定：选用精细pH计或精细pH试纸检测。 （三）拌和浸出实验办法 称取矿粉若干，按1∶10(w/v)份额参加培育基，用1∶1硫酸溶液调理pH至2.0左右，待pH值安稳后按10%份额接入菌种液，称重定重，30℃（中温浸矿菌）或65℃（高温浸矿菌）水浴中进行拌和浸出实验。无菌酸浸对照加0.2%硫酸。浸出过程中操控pH值1.5～2.0左右，每天3次守时用适温自来水弥补蒸发水到定重。守时取上清液分析进入溶液中的铜、铁等。浸出周期为10d。取样量用基本培育基补加，实验完毕后过滤，浸渣用1%稀洗刷数次后烘干称重，对浸渣中残留铜、砷等进行含量和物相分析。 三、实验成果与评论 （一）中、高温浸矿菌独自或组合运用对浸出效果的影响 高温浸矿菌对原生硫化铜矿一黄铜矿的浸出速率较快，浸出率较高。高温菌对以砷黝铜矿为主的原生硫化铜矿的浸出效果还未见报导。本实验在浸出周期的不一起段运用不同的浸矿菌种或其组合，研讨中温菌、高温菌别离运用和其组合运用对高砷铜精矿的氧化浸出特性。 建立高温菌组、中高温菌组和中温菌组。高温菌组：整个浸出周期(10 d)均运用高温浸矿菌；中高温菌组一两段法浸出：浸出实验前期(1～6d)运用中温菌，后期(7～10d)运用高温菌；中温菌组：整个浸出周期(10d)均运用中温浸矿菌。浸出成果见图1。图1  不同浸矿时段运用不同浸矿菌种对浸出效果的影响 从图1可知：两段法浸出即实验前期运用中温浸矿菌，后期运用高温浸矿菌的中高温菌组，铜浸出率最高。浸出周期别离只运用高温浸矿菌或仅运用中温浸矿菌，二者的浸出效果均不如两段法浸出的中高温浸矿菌组。两段法菌种组合浸出10 d，总铜浸出率90.01%，而中温菌组78.13%，高温菌组为55.16%。仅用中温菌，浸出6d总铜浸出率可达70%，随后浸出率上升变缓，持续延伸浸出时刻到10d，浸出率仍未见明显提高，仅上升8.13%。但中温菌浸渣在两段法浸出的后期，转入高温浸矿体系后，总铜浸出率有较大程度的升高，上升约20%左右。对中温菌组的菌浸渣进行X衍射分析，渣内铜矿藏首要为砷黝铜矿，其次为黄铜矿，中温浸矿菌对砷黝铜矿和黄铜矿等原生硫化铜矿的浸出效果差，铜浸出率别离为17.48%和14.2%，对原生硫化铜矿的总浸出率算计为16.26%。如表3所示。 表3  浸渣原生硫化铜矿藏相分析／%从表3高温菌浸渣X衍射分析成果可知，渣内仍首要残留砷黝铜矿及极少量的黄铜矿，但二者的含量却大大少于高温菌浸出前。阐明高温菌在两段法浸出后期对砷黝铜矿和黄铜矿等原生硫化铜矿确有较强的氧化浸出才干；高温菌对黄铜矿的浸出率可达78.45%，是中温浸矿菌14.2%的5.5倍以上；对砷黝铜矿的浸出率为33.42%，是中温浸矿菌17.48%的2倍左右；对原生硫化铜矿的总浸出率算计为50.24%，约为中温浸矿菌16.26%的3倍。但高温菌对砷黝铜矿的氧化浸出效果较黄铜矿差。从图1可知，仅用高温菌浸出的高温菌组，细菌成长的延滞期较长，其浸出速率和浸出率远远不如中温菌组和中高温菌组。阐明高温菌组的浸出体系从一开端就不利于其发挥较强的氧化浸出效果。矿浆中的高砷可能是高温菌成长繁衍和氧化活性高效发挥的按捺要素之一。经电子探针分析可知：浸渣中砷首要以铁的方式存在。 据材料介绍：只要在浓酸溶液中才存在As3+离子。因为生物氧化均是在较强酸性环境中进行(pH 1.5～2.0)，因此，在砷的生物氧化过程中，As3+的发生和存在是不可避免的。在生物氧化中，不同的细菌对砷的耐受才干是不同的。有人研讨以为，氧化亚铁硫杆菌和氧化硫硫杆菌等中温浸矿菌在5g/L亚盐和40g/L盐的条件下，其成长受按捺。当溶液中As3+的浓度为30 mmol/L(2. 25g/L)时，对中等嗜热细菌是首要的毒源。中温菌对As3+的耐受力较高温菌强。本实验成果也从一方面证明了上述观念，因为在相同的实验条件下，高温菌组的总铜浸出率远远低于中温菌组。 （二）Fe3+的增加对细菌浸出的影响 从上述研讨可知：As3+、As5+对中高温浸矿菌均有很大的毒性，As3+对细菌的按捺才干远大于As5+，高温菌对As3+、As5+的耐受力较中温浸矿菌差。而研讨发现，生物氧化过程中，砷首要还是以As3+的状况进入溶液，且其在生物氧化过程中很安稳，需强氧化剂才干将其氧化为As5+。因此生物氧化过程中为了削减As3+对细菌尤其是对两段法浸出后期高温浸矿菌的毒害，有必要加速As3+→As5+的氧化，As5+再经过与浸出液中Fe3+反响生成铁沉积入渣。据研讨，生物氧化过程中，Fe3+、Fe/As摩尔比等，都会影响到As3+的氧化。 Fe3+是一种氧化剂，具有很强的氧化性。在必定条件下，Fe3+能够将浸出液中As3+氧化成As5+。只要As5+才干与溶液中Fe3+反响生成铁沉积。反响方程式如下：在两段法浸出前期的中温浸矿体系中，经过补加不同浓度的Fe3+，一方面研讨Fe3+对中温浸矿菌浸出高砷铜精矿的影响，另一方面研讨最佳Fe3+增加量。 在3个实验组中的中温浸矿体系中别离增加2.0、7.5、15g/L的Fe3+，以Fe2(SO4)3的方式增加；建立不增加Fe3+对照组。2.0 g/L的Fe3+的增加量计算根据：以没有增加Fe3+的浸出液中{(Fe3++Fe2+)+增加Fe3+}摩尔浓度÷( As3++As5+)摩尔浓度＝3～6。实验成果如图2所示。图2  Fe3+的增加量对中温浸矿菌浸出的影响 从图2可知，中温浸矿体系中增加Fe3+能加速中温浸矿菌的浸出速率。但增加的Fe3+的浓度越高，细菌浸出速率反而越低。实验标明以2.0g/L的Fe3+的增加量为最佳。浸出体系中Fe3+的浓度越高，浸出率反而越低的机理现在还不清楚。 （三）黄铁矿精矿的增加对细菌浸出的影响 在生物氧化浸出液中砷离子首要是生成铁(FeAsO4)沉积，因此溶液中过量的Fe3+存在是沉积反响进行的首要条件。浸出液中，因为各种矿藏的氧化速度不同，各种离子( Fe2+、Fe3+、As3+、As5+)的浓度也各不相同，对铁生成的影响也较大，为保证砷离子沉积彻底，一般溶液中Fe/As摩尔比以3～6为好。从Fe3+的增加对中温浸矿菌浸出的影响研讨成果可知，在浸出液中增加适量的Fe3+对中温浸矿菌浸出速率确有促进效果。但从生产成本考虑，在浸出体系中很多增加Fe3+不太实际，若运用细菌能氧化浸出黄铁矿生成Fe2+、Fe3+的特性，经过增加黄铁矿来弥补Fe3+，以到达浸出液中存在过量Fe3+的意图。 下述实验首要研讨在中温浸矿体系中增加黄铁矿对中温浸矿菌浸出的影响及黄铁矿的最佳增加量。 实验分两个过程：①黄铁矿精矿细菌培育液的制备。实验组在2.5%、5.0%( w/v)黄铁矿精矿600 mL矿浆中别离接种10%( w/v)中温浸矿菌，在30℃的水浴中拌和培育7d。②中温浸矿菌浸矿实验。在各自的细菌培育液中别离增加高砷铜精矿实验矿样60g，开端浸出实验。对照组不增加黄铁矿精矿细菌培育液。实验成果如图3所示。 从图3可知：增加必定量的黄铁矿精矿能提高中温浸矿菌的浸出速率，原因是黄铁矿精矿细菌培育液中含有很多的Fe3+、Fe2+，能够弥补浸出体系需求的Fe3+。黄铁矿精矿增加量以2.5%为宜。图3  增加黄铁矿精矿对中温浸矿菌浸出的影响 四、结语 （一）在中高温浸矿菌结合的两段法浸出的条件下，能呈现较快的浸出速率和较高的浸出率，浸出10 d总铜浸出率可到达90. 01%。对浸渣原生硫化铜矿藏相分析可知：高温菌对黄铜矿的浸出率可达78. 45%，是中温浸矿菌14. 2%的5.5倍以上；高温菌对砷黝铜矿的浸出率为33.42%，大约是中温浸矿菌17.48%的2倍；对原生硫化铜矿的总浸出率算计为50.24%，是中温浸矿菌16.26%的3倍。但高温菌对砷黝铜矿的氧化浸出效果较黄铜矿差；两段法对高效生物浸出高砷铜精矿是比较适合的，在必定程度上能保证高温菌对砷黝铜矿和黄铜矿等原生硫化铜矿发挥较强的氧化浸出效果。中温浸矿菌尽管对原生硫化铜矿的氧化浸出才干较高温浸矿菌差，但对As3+和As5+的耐受力较高温菌强。两段法即浸出前期运用中温菌，运用了中温菌对砷有较强耐受力的特色，一起浸出易浸的硫化矿；浸出后期运用高温菌，则运用了高温菌对原生硫化铜矿有较强浸出效果的特色。二者合作运用将是往后生物冶金研讨和产业化推行的要点。 （二）在两段法浸出前期增加适量Fe3+或黄铁矿精矿均能加速中温浸矿菌的浸出速率，前者以2.0 g/LFe3+的增加量为最佳，后者以2.5%的增加量即可，但要以细菌培育液的方式增加。

20世纪40年代前苏联开端对浸金研讨以来，浸金成为最有期望代替化法的一种办法。（HzNCSNH2）是一种有机化合物，在酸性和有氧化剂存在的条件下，与金构成阳离子络和物，反应为：作为一种配位体和金属以离子键结合，能够通过其间氮原子的孤电子对或硫原子与金属离子挑选结合。在浸金进程中，可氧化成多种产品，先生成的是二硫甲脒，它可作为金银的挑选性氧化剂。假如溶液电位过高，二硫甲脒将会被进一步氧化成基、硫化和元素硫，所以使用浸金有必要严格控制浸出液的电位。 据文献报导法国从1977年开端用法从锌焙砂中提取金银；墨西哥科罗拉多矿从1982年起选用法处理含金尾矿；澳大利亚新英格兰锑矿从1984年开端用法处理含金锑精矿；俄罗斯等国近年来也开端将法用于黄金生产中。我国研发的铁板置换工艺经屡次工业实验后，已在广西某矿通过国家判定转入工业生产。因而能够以为，提金新工艺已开端由研讨阶段进入工业生产阶段，其工艺进程也在日臻完善。 的特点是：①无毒性；②挑选性比好，对铜锌砷锑等元素的灵敏程度显着低于化法；③溶金速度快，比化浸出快4－5倍以上；④溶金在酸性介质中进行，它适用于已通过可发生酸的预处理的难浸矿藏浸出；⑤溶液中生成的金合作物在本质上是阳离子，适合于用溶剂萃取法和离子交换法来。收回金。但报价昂贵，耗费量大（本身被氧化20%，80%被矿石吸附耗费），不如安稳，且因为在酸性介质中浸金，简单腐蚀设备。而且近年来有些材料将列为可疑的致癌物。因而能够肯定地说，法近期内还很难代替化法。

现在，国际黄金储量中213以上尴尬处理矿，1／3的黄金产值来自于难处理矿。跟着易浸金矿石资源日益干涸，开发使用有微细粒嵌布、含高硫高砷的难浸金矿成为一大趋势。 高硫高砷金精矿矿藏组成十分复杂，金常被包裹在其它矿藏中，金的浸出率很低。为了开发这类资源，展开工艺矿藏学研讨十分必要。对难浸金矿藏相的分析，前人已做过很多作业，但多侧重于某一种研讨办法，如X射线衍射分析等。这些办法能够判别矿中物相成分，但无法调查彼此包裹的状况。本文归纳选用X射线衍射分析、矿藏解离度分析和扫面电镜一能谱分析等多种办法，既能判别高硫高砷难浸金精矿的物相组分，又能调查各物相的赋存状况，以期为探究高硫高砷难选冶金精矿的提金工艺供给辅导。 一、试验 （一）质料来历 试验所用的金精矿取自河南某黄金冶炼厂。用小型损坏机（FW-400A型，北京中兴伟业仪器有限公司）将样品进一步损坏至50～335μm。对该金精矿进行化浸金，发现金的化浸出率为26. 95%。依据金矿的难浸程度等级，归于难浸金精矿。本文从化学成分分析、X射线衍射分析、矿藏解离度分析、扫描电镜一能谱分析等不同程度展开了工艺矿藏学研讨。 （二）测验办法 1、X射线衍射分析(XRD) 选用D／max-rB型X射线衍射仪（日本理学）测定金精矿藏相组成。 2、矿藏解离度分析(MLA) 使用矿藏解离度分析仪(FEI.Quanta 600.JKtech MLA suite 2008)研讨金精矿矿藏结构和组成。 3、扫描电镜－能谱分析(SEM－EDS) 选用JSM-5600 LV型扫描电镜（日本电子）和IE 300 X型EDS能谱仪(英国Oxford)对金精矿进行X射线线扫描微区分析。 二、成果与评论 （一）化学成分分析 使用火焰原子吸收分光光度法（原子吸收分光光度计，AA320型）测定金精矿化学成分（质量分数），见表1。金精矿含S 13.91%，含Fe16. 8%，含As 7.54%，是典型的高硫高砷金精矿。 表1  金精矿元素成分补白：Au、Ag单位为g·t－1。 （二）矿藏物相组成 1、XRD分析 选用X射线衍射办法测定样品中物相成分，图1为金精矿XRD图。由图1能够看出，金精矿含有石英、黄铁矿、毒砂、白云母、绿泥石和方解石，首要物相为毒砂、黄铁矿、石英和白云母。图1  金精矿XRD图 2、MLA分析 图2为金精矿颗粒的MLA图。表2为金精矿的粒级散布特征。由表2、图2知，首要金属矿藏为毒砂和黄铁矿，脉石矿藏首要为石英、白云母。图2标明，无法调查到金独立颗粒，而经过化试验能够浸出金，阐明金以次显微金和超显微金等不行见金状况赋存于载金矿藏中。这样的矿石，即便磨到极细微，也不能将金颗粒露出出来。在化时，金颗粒不能接触到含溶液，金无法溶解。从图2还能够看出，该难浸金精矿中，各种矿藏散布不均匀，典型特点是毒砂、黄铁矿彼此包裹，石英等脉石也包裹其他矿藏。所以，有必要细心规划预处理办法，将载金矿藏损坏，使金暴露出来，然后最大极限进步金浸出率。图2  金精矿颗粒的MLA图 （a-黄铁矿；b-毒砂；c-石英；d-黑云母；e-白云母） 表2  金精矿的矿藏粒级散布特征／%3、SEM-EDS分析 扫描电镜和能谱仪能够将微区的挑选和测定相结合。图3为金精矿表面形状的二次电子图(SE)和线扫描的方位，从中能够估量线扫描间隔大约为10μm。从图3上可看出，该金精矿中，硅和氧、硫和铁、砷硫和铁的含量散布在扫描线上密切相关，但仍无法调查到金独立颗粒。这与前期的XRD测验成果和MLA分析保持一致，进一步证明了该矿中的首要成分为黄铁矿、毒砂和石英，金以不行见金状况赋存于载金矿藏中。图3  金精矿的表面形状二次电子图和扫描线的方位 三、定论 经过展开高硫高砷金精矿元素分析、XRD分析、MLA分析、SEM-EDS分析，得出以下定论： （一）金精矿中金含量47.5g·t-1、Ag 8.46g·t-1、S 13.91%（质量分数）、As 7.54%（质量分数），金的浸出率仅为26.95%，归于典型的高硫高砷难浸金精矿。 （二）金精矿中的首要金属矿藏为毒砂、黄铁矿。脉石矿藏首要有石英、白云母。金精矿中，有害组分首要为砷，含砷矿藏是以毒砂方式呈现。金以不行见金的方式赋存于载金矿藏中。 （三）多种矿藏相互包裹，有必要细心规划预处理办法，将载金矿藏损坏，使金暴露，然后最大极限地进步金浸出率。

热浸镀锌，又称&ldquo;热浸锌&rdquo;、&ldquo;热镀锌&rdquo;，是一种镀锌工艺，是在钢材表面堵上一层锌，其主要作用是防锈。热镀锌（galvanizing） 也叫热浸锌和热浸镀锌，是一种有效的 金属 防腐方式，主要用于各 行业 的 金属 结构设施上。是将除锈后的钢件浸入500℃左右融化的锌液中，使钢构件表面附着锌层，从而起到防腐的目的。热镀锌板的生产工序主要包括：原板准备&rarr;镀前处理&rarr;热浸镀&rarr;镀后处理&rarr;成品检验等。根据镀前处理方法的不同把热镀锌工艺分为线外退火和线内退火两大类 。线外退火：就是热轧或冷轧钢板进入热镀锌作业线之前，首先在抽底式退火炉或罩式退火炉中进行再结晶退火，这样，镀锌线就不存在退火工序了。钢板在热镀锌之前必须保持一个无氧化物和其他脏物存在的洁净的纯铁活性表面。这种方法是先由酸洗的方法把经退火的表面氧化铁皮清除，然后涂上一层由氯化锌或由氯化铵和氯化锌混合组成的溶剂进行保护，从而防止钢板再被氧化。线内退火：就是由冷轧或热轧车间直接提供带卷作为热镀锌的原板，在热镀锌作业线内进行气体保护再结晶退火。热镀锌的优点 　　1、处理费用低；2、持久耐用；3、可靠性好；4、镀层的韧性强；5、全面性保护；6、省时省力热镀锌原理：将铁件清洗干净，然后溶剂处理，烘干后浸入锌液中，铁与熔融锌反应生成一合金化的锌层，其流程为：脱脂--水洗--酸洗--助镀--烘干--热浸镀锌--分离--冷却钝化。热镀锌的合金层的厚度主要取决了钢材的硅含量等化学成份，钢材的横截面积大小，钢材表面的粗糙程度，锌锅温度，浸锌时间，冷却快慢，冷轧变形等。随着工业的发现，热镀锌产品已经运用到很多领域，热镀锌的优点在于防腐年限长久，适应环境广泛一直是很受欢迎的防腐处理方法。被广泛运用与电力铁塔、通信铁塔、铁路、公路防护、路灯杆、船用构件、建筑钢结构构件、变电站附属设施、轻工业等。&nbsp;

一、导言     直接化含铜的金矿石时，只要参加很多的才干取得较高的浸出率。因为简直一切的铜矿藏溶于溶液，热压酸浸渣中铜的组份和含量对金的化具有重要影响。据报道，铜矿藏在0.1%NaCN溶液溶解率实测成果为（23℃）：黄铜矿5.6%，自然铜90.0%，辉铜矿90.2%，斑铜矿70.0%，孔雀石90.7%，赤铜矿85.5%等 。可见除黄铜矿以外的其它铜矿藏在溶液中都有很高的溶解度。溶液中Cu2＋离子氧化构成十分安稳的Cu（I）合作物，然后影响金的化浸出。     用处理含铜金矿石时，能够选用法改进的办法，即在化时添加NH4＋改进其提金功能。本文对法浸出系统研究标明，在操控必定量的条件下，浸出含铜热压酸浸渣可更有用的进步金银化浸出率，且下降耗量。     二、矿样性质     实验矿样来自吉林甘矿山的浮选铜金精矿通过热压酸浸预氧化后的浸出查，该浸出渣的多元素化学分析成果见表1。铜物相分析成果见表2。 表1  浸出渣多元素分析成果    *单位为g/t元素Au*Ag*CuTFeCaMgNaKTSS0SiO2wB/%45.2563.20.5733.040.680.101.450.4629.8918.0317.89   表2  浸出查中的铜物相分析自在氧化铜%结合氧化铜%次生硫化铜%原生硫化铜%总铜%0.0540.0750.2210.2210.571        三、实验     （一）基本原理     直接化含可溶溶液的铜矿藏时，只要参加很多的，才干获较高金的回收率，原因是与铜矿藏反响而被耗费，即： 2Cu2＋＋8CN－＝2Cu（CN）32－＋（CN）2      （1） （CN）2＋2OH－＝CN－＋CNO－＋H2O          （2）     总反响式可写为： 2Cu2＋＋7CN－＝2Cu（CN）32－＋CNO－＋H2O    （3）     法的特点是用NH3－CN－混合溶剂浸出，能够进步金的浸出率，下降的耗费。NH3在化进程中的作用是改动慵懒的［Cu（CN）2］2－，成为能浸出金的混合配位的络离子［Cu（CN）3（NH3）3］2－，即： 4Au0＋4［Cu（CN）2］2－＋O2＋2H2O＝4Au（CN）2－＋4CuCN＋12NH3＋4OH－     （二）实验办法     按必定的液固比将浸铜渣和水装入锥形瓶中，用石灰中和调碱至pH＝10～11后，参加必定量的的NaCN、NH4HCO3。将锥形瓶置于HY－8型调整振荡器上摇瓶浸出。必定时刻后过滤，浸出渣用水淋洗烘干，渣样和液样一同送检测。     四、成果与评论     该浸出渣在化贵液中Ag、Cu的浓度较高，合适选用全泥化锌粉置换工艺。     （一）惯例化实验     化条件：矿浆浓度为35%，用量为变量，化时刻24小时。实验成果见表3。 表3  直接化实验成果序号用量（kg·t－1）渣档次位（g·t－1）浸出率（%）AuAgAuAg1814.4233.2168.1347.4521211.2331.0275.1850.923169.6329.2378.7253.754208.7125.6880.7559.375258.5725.0581.0660.36        由表3能够看出，浸出渣直接选用炭浆法化，即便参加量为25kg/t，Au、Ag的浸出率只要81%、60%左右。分析化余液中的铜离子溶度，可到达0.8～1.5g/l。说明晰反响进程中，生成了可溶性的铜络离子。为了进步金的化浸出率，选用法。     （二）Cu档次对浸出率的影响     化条件：矿浆浓度为35%，用量10.0kg/t，碳酸氢铵用量按100kg/t，化时刻24小时。图1  Cu档次对金银浸出率的影响    图1是Cu档次对浸出率的影响的联系图。从图1中能够看出，当浸铜渣中铜含量大于2%，金浸出率只能维持在80%左右；当浸铜渣中铜含量低于2%时，金的浸出率急剧升高，到达95%以上，此刻铜含量的下降对金的浸出率影响较小。因为简直一切的铜矿藏溶于溶液，浸铜渣中铜的组份和含量对金银的化具有重要影响，因而，在热压酸浸进程中要尽可能把硫化铜矿藏氧化完全。     （三）用量对浸出率的影响     化条件：矿浆浓度为35%，碳酸氢铵用量100kg/t，化时刻24h。图2  用量对金银浸出率的影响     图2是用量对浸出率的影响的联系图。从图2中能够看出，进步用量，能够进步金银的化浸出率，但的添加也形成其耗费的添加。统筹浸出率和本钱，用量8.0kg/t为佳。     （四）碳酸氢铵用量对浸出率的影响     化条件：矿浆浓度为35%，用量8.0kg/t，化时刻24h。图3  碳酸氢铵用量对金银浸出率的影响     图3是碳酸氢铵用量对浸出率的影响的联系图。从图3中能够看出，进步碳酸氢铵用量，能够进步Au的化率，但对Ag的浸出率没有显着的影响。当碳酸氢铵量到达75kg/t时，添加碳酸氢铵的用量，对Au的浸出率进步不显着，统筹浸出率和本钱，碳酸氢铵用量75kg/t为佳。图4  矿浆浓度对金银浸出率的影响     （五）矿浆浓度对浸出率的影响     化条件：用量8.0kg/t，碳酸氢铵用量75kg/t，化时刻24小时。     图4是矿浆浓度用量对浸出率的影响的联系图。从图4中能够看出，在25%～45%浓度范围内均能取得较好的目标。矿浆浓度并不是影响浸出的主要因素，因而，矿浆浓度可选择更合适工业上使用的40%左右。图5  化时刻对金银浸出率的影响     （六）化时刻对浸出率的影响     化条件：矿浆浓度为40%，用量8.0kg/t，碳酸氢铵用量75kg/t。     图5是化时刻对浸出率的影响的联系图。从图5中能够看出，金的浸出率跟着浸出时刻的添加而显着升高，14h以后金的浸出率没有显着的改变，而银的浸出率在16h时有一最佳值。归纳考虑金银的回收率，化时刻选为16h。     （七）归纳条件实验     在上面单因子实验的基础上，进行了如下归纳条件实验：矿浆浓度40%，NaCN用量8.0kg/t，碳酸投争用呈75kg/t，化时刻16h。此刻，金、银的浸出率分别为98.3%、82.7%。     五、定论     （一）矿石中的铜被浸出耗费了，并大幅度下降了游离CN－浓度，这是惯例化中铜搅扰金化的主要原因。     （二）的参加供给了一种可溶解金的沸合配体化合物［Cu（CN）3（NH3）3］2－，使金浸出不依赖于溶液中的游离CN－浓度，然后大大改进了铜存鄙人金的化进程。     （三）选用法，在相同的用量下，可将惯例化时缺乏70%的金的化浸出率进步到98.3%。

我国有许多矿山的尾矿库堆存或继续排放着金矿石的化尾渣，原矿石中的硫化物等包裹金而使某些尾渣的金档次较高。这类尾矿如先选用浮选工艺选别硫化物对金进行预先富集，能以极低的采磨选本钱取得金精矿，再对精矿进行预处理，可有用收回其间的金。本文选用常温常压强化碱浸预氧化工艺[1-3]处理某金矿石化尾渣浮选精矿。 一、实验 （一）实验材料 实验物料为某金矿石化尾渣的浮选精矿，含金档次为29.78g/t，含银15.07g/t，含砷0.64%，含硫19.90%，含铁18.20%、SiO2 45.74%、Al2O3 8.78%。物猜中的金为显微不行见包裹金，并以黄铁矿包裹为主。选用超细磨－化办法处理，在 （二）实验流程与设备 工艺进程：化尾渣浮选难浸金精矿先经塔式磨浸机超细磨，然后进入强化碱浸拌和槽进行碱性常温常压强化预氧化，预氧化矿浆加CaO乳调浆并过滤，滤液回来碱浸预氧化，滤渣参加新水调浆进入化和炭吸附作业。实验所用的仪器设备首要有：螺旋拌和式塔式磨浸机，强化拌和预氧化槽，温度计，pH计，空压机，流量计，化和炭吸附槽等。 （三）实验条件 磨矿条件：金精矿2kg、水2L、 强化碱浸预氧化条件（预氧化进程没有预热和保温办法，NaOH为接连参加，保持矿浆pH=11～12）：调浆补水2L、矿浆浓度33%、温度30℃、压力011MPa、空气通入量013m3/h、2号引发剂110kg/t、矿浆初温30℃。 化和炭吸附条件：调浆CaO80kg/t、矿浆浓度37%～40%、pH～11、温度30℃、时刻24h。 二、成果和评论 （一）细磨活化 毒砂氧化尽管具有很大的热力学趋势，但其天然暴露在水和空气中的氧化反响半反响期达70年，天然氧化动力学十分缓慢。在相同条件下，毒砂的氧化分化速度约比黄铁矿高4.5倍。但经过细磨活化后，矿藏的热稳定性（熔点、分化温度、反响温度等）下降，耐酸耐碱程度削弱，溶解性、活性、反响速度等进步，使一些高温高压下才干进行的浸出反响能够在常温常压下发作。 塔式磨浸机首要运用研磨效果进行磨矿，细磨才能强且效率高。这类磨机具有一个重要特色，就是在对物料进行细磨的一起也具有很强的机械活化效果，能够一起强化并加快化学浸出进程。因而，它在作为一个高效细磨设备的一起也是一个活化器，且还能够成为一个预浸出器或预氧化器。 跟着细磨的进行，物料被磨细，增加了物料的比表面积和反响”活区”的数目。在必定的磨矿条件下，活化程度与磨矿细度有必定的对应联系。关于实验所用的金精粉，99.5% （二）强化碱浸预氧化 难浸金精粉经塔式磨浸机细磨活化后，进入强化碱浸槽中进行预氧化。因为强化的传质条件使新鲜、解离的FeS和FeAsS颗粒表面被强制与NaOH和O2触摸；高剪切速度除掉颗粒表面的掩盖物和锈斑，使钝化效果或钝化膜来不及构成；激烈的传质条件打破或减薄了分散界面层，强化分散；以及碱浸反响放热等要素，加快了砷硫矿藏的氧化速度，并发作如下转化： 3AeAsS＋9NaOH＋4O2＝Na3AsS3＋2Na3AsO4＋3Fe（OH）3    （1） 4FeAsS＋4FeS2＋12NaOH＋3O2＋6H2O＝4Na3AsS3＋8Fe（OH）3    （2） 2FeAsS＋4NaOH＋7O2＝2Fe（OH）3＋2Na3AsO4＋2Na2SO4＋2H2O    （3） 2FeAsS＋4NaOH＋7O2＝2FeAsO4＋2Na2SO4＋2H2O    （4） 2FeAsS＋4HaOH＋3O2＝2Na2S2O3＋2Fe（OH）2（5） 在必定条件下Na2S2O3和Na3AsS3被进一步氧化成Na2SO4和Na3AsO4，Fe（OH）2被氧化成Fe（OH）3，Fe（OH）3又分化成Fe2O3等。 因为FeAsS在热力学上比FeS2易于氧化，在黄铁矿-毒砂共同体中，总是优先氧化毒砂，这表明了能够运用砷硫矿藏氧化速度的差异到达氧化的选择性。别的，因为金在矿藏晶格中的赋存可引起组成改动、晶格歪曲、错位以及其它矿藏学反响，因而，也形成了硫化物表面的氧化散布存在不同，即表现出表面区域的氧化选择性，从而使FeS2也被选择性氧化，加快金的解离。一起，也因为有硫代盐的生成，使NaOH的耗费仅为相同氧化率条件下将砷硫氧化成盐和硫酸盐所需理论耗量的一少部分。 如图1所示，跟着拌和强化碱浸的进行，砷、硫矿藏被快速氧化，氧化渣金的化浸出率逐步升高。因为金精矿含硫高而含砷低，而且金首要被黄铁矿深深包裹，所以氧化渣金的化浸出率与硫的氧化率呈正相关联系。预氧化48h，硫氧化率87.50%，砷氧化率89.85%，氧化渣化浸出24h，金的浸出率85.85%。预氧化时刻如再延伸，氧化渣金的化浸出收回率会继续升高，但电耗、药剂本钱也将加大。预氧化时刻与金的浸出收回率存在最佳平衡点，不该为了寻求高的金浸出率而疏忽经济本钱。关于实验物料，预氧化48h能够完成技能和经济的最佳匹配，满意难浸金经济的矿藏学解离要求。图1　硫、砷氧化动力学及对应的金化收回率 强化碱浸反响放热使矿浆温度敏捷上升。碱浸预氧化0～1.75h，浆温从初始的30℃快速上升至65℃峰值点。碱浸3h今后，浆温在61℃水平上保持3h，随后缓慢下降。碱浸完毕时，浆温50℃。强化碱浸进程中反响热的继续放出使浆温远高于环境温度，这一特色使本工艺在冰冷区域应用时也具有杰出的适用性。强化碱浸进程中，渣的色彩改变敏捷。碱浸1.5h，物料显着变黄，碱浸完毕时，物料由初始的灰黑色变成深棕色。因碱浸同期发作Fe3＋、Ca2＋和AsO43－的沉积反响，使已进入液相的砷又被大部分转入固相，溶液中仅含微量砷。 在预氧化的一起，矿浆电位也发作相应的改变，如图2所示。拌和强化碱浸12h，矿浆电位从初始的－843mV快速升高到－247mV，随后缓慢升高改变，碱浸结尾为－53mV。这一改变规则，实际上是物料氧化进程的直观反响。跟着强化碱浸的进行，越来越多的硫、砷矿藏被氧化，矿浆被氧化的才能逐步削弱，其电位必定逐步升高（硫砷等由复原态向氧化态改变）。碱浸完毕时，物料由难浸改变为易浸，使金的提取简单进行。图2　预氧化矿浆电位的改变 （三）加CaO调浆 碱浸完毕后加CaO乳调浆，使溶液中的杂质离子沉积，溶液净化，利于随后的化提金作业并下降耗费。一起，溶液中的砷构成钙沉积，进一步降砷。如CaO参加量适宜，也能够再生一部分碱，经过滤，滤液可回来碱浸开端段或作为碱浸进程因碱浸放热形成水蒸腾的补水，在循环运用中进一步下降碱耗。 调浆后，溶液的沉降性和过滤性也均得到大幅度改进，易于过滤和沉降，利于后续提金作业和尾矿压滤堆存。 （四）金的收回 将参加CaO乳后的矿浆过滤，滤渣再参加新水化。图3给出了在NaCN参加量6kg/t、活性炭密度17.5g/L条件下，金的化浸出和吸附动力学。浸出和吸附24h，金的化收回率为85.85%，吸附收回率为99.62%。图3  金的浸出和吸附动力学 三、定论 运用超细磨塔式磨浸机的机械活化效果以及强化碱浸预氧化槽的强化拌和效果，在常温常压下引发硫、砷矿藏在高温高压下发作的氧化反响，使某金矿石化尾渣的浮选精矿由难浸改变为易浸，然后接化和炭吸附作业经济收回金。关于含金档次29.78 g/ t 、含砷0.64 %、含硫19.90 %的化尾渣浮选精矿，预氧化后金的化浸出收回率由预氧化前选用超细磨- 化办法的3.95 %进步到85.85 % ，炭吸附率99.62 %。 参考文献 [1]Meng Yuqun. Pretreatment and thiosulfate leaching of re2fractory gold2bearing arsenosulfide concentrates [J]. Journalof University of Science and Technology Beijing , 2005, 12（5）: 385 - 389. [2] Meng Yuqun. A new extraction process of carbonaceous re2fractory gold concentrate [J]. Transactions of NonferrousMetals Society of China , 2005, 15（5）: 1178 - 1184. [3] 孟宇群, 代淑娟, 宿少玲. 某含砷难浸金矿石进步收回率研讨[J]. 黄金, 2005 , 26（1）: 34 - 36. 作者单位： 中国科学院金属研讨所（孟宇群） 东北大学（代淑娟、刘德军、高付清）

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

在稀土精矿的生产上存在两大问题，严重影响了包头稀土 产业 的可持续发展。　　第一个是稀土精矿品位，产品单一，处理工艺也比较单一，稀土选矿厂生产的大部分是50%REO的精矿，处理工艺也是单一的浓硫酸焙烧工艺，给地区环境造成较大影响，黄河附近的稀土冶炼企业威胁黄河水源，处于半停产和全体等待迁徙的境地。如果稀土精矿品位提高到55%或60%以上，则从工艺上进行改变，就可从根本上改进和解决稀土冶炼企业的三废对环境带来的不利影响，因此改变稀土精矿产品结构，生产高品位稀土精矿是一项紧急和迫切的任务。　　第二个是稀土回收率太低，目前，用包头资源生产稀土精矿的选矿厂回收率不高，大部分选矿厂实际回收率都不超过60%，有的还要低，远远低于四川和美国同类选矿厂的水平，因此，提高包头资源稀土精矿回收率就更具有特殊的意义。其一是集中回收稀土矿物，使铁精矿的质量和回收率得到提高。由于铁精矿中的磷、氟严重影响了钢铁冶炼，铁的选矿回收率往往也是受到稀土矿物、萤石矿物等的影响，提高稀土精矿回收率对解决包头资源的全面综合利用具有重要的意义；其二是钍的回收利用得到保证，因为包头资源中的钍主要集于稀土矿物中，或者说绝大部分钍与稀土共生于稀土矿物中，要回收钍必须从稀土冶炼过程中回收，稀土回收率提高了，钍的回收率也提高了。而钍被认为是解决未来核能发电的长期核燃料来源，因此，提高稀土精矿回收率对钍的回收利用也具重要意义。其三是对放射性钍元素的环境影响也有很大的积极帮助，钍集中回收和利用，避免了放射性钍元素的扩散并避免对其他产品、空气、水源等造成污染和影响。在进行工业生产试验，本试验的目的就是既要提高稀土精矿品位，又要同时提高回收率。用不同工艺生产稀土精矿品位53%和59%的产品，回收率分别达到84%和90%以上，而且由于精矿品位和回收率的大幅提高，产品档次提高，生产效率提高，使选矿的经济效益大幅增长。这次提高稀土精矿品位和回收率的试验是在选矿闭路串级理论的基础上进行的，而这一理论又是在稀土萃取串级理论的基础上完成的，根据这一理论，对某一种选矿体系，可以通过计算和设计来达到我们人为要想达到的技术指标，这一理论的应用已经得到实验的证实，如能推广应用，对提高矿产品的质量和回收率是很有意义的，对矿产资源的节约利用和发展循环经济也将具有重要的意义。更多有关稀土精矿的内容请查阅上海 有色 网

锌是微量元素的一种，在人体内的含量以及每天所需摄入量都很少，但对机体的性发育、性功能、生殖细胞的生成却能起到举足轻重的作用，故有&ldquo;生命的火花&rdquo;与&ldquo;婚姻和谐素&rdquo;之称。人体正常含锌量为2-3克。绝大部分组织中都有极微量的锌分布，其中肝脏、肌肉和骨骼中含量较高。锌是体内数十种酶的主要成分。锌缺乏时全身各系统都会受到不良影响。尤其对青春期性腺成熟的影响更为直接。概况锌精矿一般是由铅锌矿或含锌矿石经破碎、球磨、泡沫浮选等工艺而生产出的达到国家标准的含锌量较高的矿石。锌 是一种常用有色金属,是古代铜、锡、铅、金、银、汞、锌等7种有色金属中提炼最晚的一种,金属锌具蓝白色，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，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。锌主要用于钢铁、冶金、机械、电气、化工、轻工、军事和医药等领域。锌精矿是生产金属锌、锌化合物等的主要原料。金属锌主要是生产铜合金、铅合金、镁合金 、 铅锌合金及锌化合物用于钢铁、冶金、机械、电气、化工、轻工、军事和医药等领域。市场行情由于全球锌精矿增产，特别是中国矿山扩产带来供应增加，2012年全球锌精矿供应首次由短缺转为过剩，过剩数额36.99万吨，受此影响，锌精矿加工费逐渐回升，行业利润格局出现向冶炼环节转移倾向，中国产业洞察网《锌精矿行业当前现状及未来趋势发展预测报告》数据显示2013年全球锌精矿加工费已敲定210.5美元/吨，增幅为10.2%，中国锌精矿加工费从2012年的4247元/吨，上升到了5060元/吨，增幅19.1%。矿产商在TC上的让利有利于提振生产企业热情，中国产业洞察网分析师调研，今年1月中国冶炼企业开工率73.41%，较去年相比维持高位，2月份受春节假期影响开工率略低，但仍能维持在70%上方。资源锌的单一锌矿较少,锌矿资源主要是铅锌矿。中国铅锌矿资源比较丰富，全国除上海、天津、香港外，均有铅锌矿产出。产地有700多处，保有铅总储量3572万吨，居世界第4位；锌储量9384万吨，居世界第4位。从省际比较来看，云南铅储量占全国总储量17%，位居全国榜首；广东、内蒙古、甘肃、江西、湖南、四川次之，探明储量均在200万吨以上。全国锌储量以云南为最，占全国21.8%；内蒙古次之，占13.5%；其他如甘肃、广东、广西、湖南等省(区)的锌矿资源也较丰富，均在600万吨以上。铅锌矿主要分布在滇西兰坪地区、滇川地区、南岭地区、秦岭-祁连山地区以及内蒙古狼山-渣尔泰地区。从矿床类型来看，有与花岗岩有关的花岗岩型(广东连平)、夕卡岩型(湖南水口山)、斑岩型(云南姚安)矿床，有与海相火山有关的矿床(青海锡铁山)，有产于陆相火山岩中的矿床(江西冷水坑和浙江五部铅锌矿)，有产于海相碳酸盐(广东凡口)、泥岩-碎屑岩系中的铅锌矿(甘肃西成铅锌矿)，有产于海相或陆相砂岩和砾岩中的铅锌矿(云南金顶)等。铅锌矿成矿时代从太古宙到新生代皆有，以古生代铅锌矿资源力量丰富。生产工艺与质量指标锌精矿的选矿工艺一般是由铅锌矿或含锌矿石经破碎、球磨、泡沫浮选等工艺,生产出达到国家标准的锌精矿,锌精矿的主要成份根据产品等级规定，锌含量为40--55%。质量指标等 级Zn(%)Cu(%)Pb(%)Fe(%1≧55≦0.8≦1.0≦6.02≧53≦0.8≦1.0≦6.03≧50≦1.0≦1.5≦8.04≧48≦1.0≦1.5≦12.05≧45≦1.5≦2.0≦12.06≧43≦1.5≦2.0≦12.07≧40≦2.0≦2.5≦14.08≧40≦2.0≦2.8≦18.0