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％。

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。

化提取黄金技能是现代的首要产金手法，我国已于20世纪初期就已运用此法提取黄金，1901年在山东威海范家埠首建2t/d化实验厂，后于1932年在山东招远、，1936年在台湾金瓜石别离试用渗滤和拌和化技能。1966年山东小巧金矿建成金精矿机械接连拌和化提金厂之后，1970年在河北金峪、1977年在辽宁五龙金矿相继运用。化炭浆提金技能于20世纪80年代初期研讨成功，并别离由长春黄金研讨院在河南灵湖、吉林省冶金研讨地点吉林赤卫沟两座金矿建成具有我国知识产权的50t/d出产规模的炭浆厂，尔后20世纪80年代中期又从国外引进技能和设备在陕西潼关、河北张家口建满意泥化炭浆厂。 我国化提金技能已有长足发展，工艺多种多样，技能日臻完善，目标逐步提高，运用愈加广泛，20世纪90年代又于新疆阿希等金矿建成树脂矿浆提金厂。化提金技能已成为我国黄金工业出产的主力。其间金精矿化工艺自20世纪60年代实验研讨成功以来，已在许多黄金矿山运用，尤以山东、河北、河南、辽宁、吉林等地较为遍及。该工艺的首要特点是：金矿石经浮选富集后，精矿含金档次高，进入化作业矿量少，耗量低，酸化法对含废水处理作用好，对环境污染小，可节省基建出资，占地面积小，下降出产成本，并可完成就地产金。 金精矿化提金工艺关于矿藏组成比较简单的原生矿，一般浮选收回率较高，通常在93%～98%之间，其化收回率在95%左右，因而，浮选——化总收回率达88%～94%，与全泥化技能适当。 但是，精矿化相对全泥化来说，基建出资少，含污水量小，出产成本低。这就是此工艺取得广泛运用的首要原因。 1、简易探究选矿实验——实用于购买矿权之前，满意出资分析，下降出资危险开始价值判定。 2、矿石的可行性实验——实用于地质详查分析，满意点评，断定合理流程合理工艺目标。 3、体系工艺流程实验——实用于选厂建造之前，满意规划定案，找出规则断定最佳工艺目标。 4、技能攻关研讨实验——实用于矿难技能未解，满意提高效益，产品不合格收回低成本高时。 5、工艺流程验证实验——实用于矿石性质比照，满意药厂挑选，矿山有不同矿石断定适应性。 6、工艺流程考察实验——实用于现已出产选厂，满意现厂查因，进行选厂体检分析选厂问题。 1、断定矿石类型----需做光谱分析及稀贵元素化验。 2、查明矿石详细性质--需做多元素分析，断定有价及有害元素含量。 3、搞清矿石中各矿藏间联系，含量及成分--需做岩矿判定对选矿有严重指导意义。 4、断定元素在矿石中的详细存在方式及散布--需做物相分析，对选矿有指导意义。 5、精矿、尾矿化验---需做有价元素及有害元素。 6、原矿及精矿水份、矿石比重断定---选矿实践计量运用。

河南陕西小秦岭一带挖掘含金多金属硫化物石英脉金矿，一般出产混合精矿。其档次金98.89g/t、银150g/t、铜1.45%、铅2.5%、锌1.2%、硫26%、铁31%。针对这种杂乱金精矿原国家黄金局于三门峡市建成华夏冶炼厂，专门冶炼豫陕两地黄金矿山出产的金精矿，处理才能250t/d，归纳收回金、银、铜、铅与硫，1991年建成投产。     金精矿在竖式欢腾炉中进行硫酸化焙烧，其烟气进入制酸体系。焙砂在温度70℃，矿浆浓度40%，含硫酸15g/L条件下浸出1h。经液固别离其液体含铜13.19g/L，用铁置换得含铜75%的海绵铜直接出售。除铜后浸渣调浆至液固比2.9时并参加食盐与，坚持pH=2在50℃浸出5 h，通过固液别离得到的浸出液含铅9.51g/L、银34.2mg/L、铁12.72%。加热至90℃后用铁粉置换而得含银海绵铅。除铅后的浸渣再次调浆至液固比2.9。在浓度0.08%，pH=10.5～11条件下浸出36h，固液别离后用锌粉置换金，金浸出率达98.17%，铜收回率84.15%。铅收回率89.10%。    湖南湘西金矿挖掘含金锑钨多金属石英脉型或石英网脉型矿床。在出产中独自别离出两种精矿即钨精矿与含锑金精矿。该矿自建有一套冶炼车间别离处理该两种精矿。其间含锑金精矿采纳如下三个过程完成锑金别离：一是高温焙烧，二是电解别离，三是二次氧化，别离冶炼出精锑与合质金出售。

一、金精矿化提金技能特色化提取黄金技能是现代的首要产金手法，我国已于20世纪初期就已运用此法提取黄金，1901年在山东威海范家埠首建2t/d化实验厂，后于1932年在山东招远、，1936年在台湾金瓜石别离试用渗滤和拌和化技能。1966年山东小巧金矿建成金精矿机械接连拌和化提金厂之后，1970年在河北金厂峪、1977年在辽宁五龙金矿相继运用。化炭浆提金技能于20世纪80年代初期研讨成功，并别离由长春黄金研讨院在河南灵湖、吉林省冶金研讨地点吉林赤卫沟两座金矿建成具有我国知识产权的50t/d出产规划的炭浆厂，尔后20世纪80年代中期又从国外引入技能和设备在陕西潼关、河北张家口建满足泥化炭浆厂，我国化提金技能已有长足发展，工艺多种多样，技能日臻完善，目标逐步进步，运用愈加广泛，20世纪90年代又于新疆阿希等金矿建成树脂矿浆提金厂。化提金技能已成为我国黄金工业出产的主力。其间金精矿化工艺自20世纪60年代实验研讨成功以来，已在许多黄金矿山运用，尤以山东、河北、河南、辽宁、吉林等地较为遍及。该工艺的首要特色是：金矿石经浮选富集后，精矿含金档次高，进入化作业矿量少，耗量低，酸化法对含废水处理作用好，对环境污染小，可节省基建投资，占地面积小，下降出产本钱，并可完成就地产金。金精矿化提金工艺关于矿藏组成比较简略的原生矿，一般浮选收回率较高，一般在93%～98%之间，其化收回率在95%左右，因而，浮选——化总收回率达88%～94%，与全泥化技能适当。但是，精矿化相对全泥化来说，基建投资少，含污水量小，出产本钱低。这就是此工艺取得广泛运用的首要原因。 二、金精矿化提金工艺分类就目前国内所选用此技能的矿山出产现状以及我国岩金矿山挖掘矿床类型来看，浮选-精矿典型的化工艺首要用于金矿藏类型简略的含金石英脉硫化矿石和含金蚀变岩型矿石。这两大类型矿石代表黄金工业绝大多数。其典型代表为小巧和新城金矿，其金精矿化学元素组成别离见表1和表2。表1 小巧金矿浮选精矿化学元素含量元素Au（g/t）Ag（g/t）CuPbZn含量（%）90.053.00.830.290.31元素FeSAsPHg含量（%）27.8031.600.020.03＜0.001表2 新成金矿化原矿多元素分析成果元素Au（g/t）Ag（g/t）CuPbZnSFe含量（%）82.50121.00.370.900.2143.7243.15有些矿山的浮选金精矿或许含铜较高(如内蒙古洪流清、广东高要河台金矿等)、或许含银较高(如浙江遂昌金矿)、或许含铅较高(如山东三山岛金矿)，尽管它们所选用化技能也属惯例化，但有必要采纳一些特殊技能或增加某种钝化剂方能使工艺顺利和目标进步。此外。对小秦岭一带黄金矿山如河南文峪、秦岭、东闯等金矿，挖掘含多金属石英脉型矿床，混合浮选精矿富含金银铜铅锌铁硫等元素，难于直接化，有必要先焙烧除硫后收回铜铅再化提取金银。但是，跟着社会发展与技能进步，我国数以百吨金属量含砷矿床，跟着预处理技能的多样化与工程化，也选用浮选法出产金精矿，自20世纪90年代晚期具有我国知识产权的细菌氧化——化炭浆工艺提金演示厂诞生后，这类金精矿已成为抢手的原材料。材料2介绍了难处理金矿石及金精矿的预处理办法分类。见表3。表3 难处理金矿石及金精矿预处理办法预处理办法适用范围焙炼富集 焙烧氧化 加压氧化 生物氧化 碳 浸 法 超 细 磨金精矿 硫化物包裹金或碳金原矿、金精矿 硫化物、锑化物包裹金原矿、金精矿，此法不能氧化矿石中的有机碳硫化物包裹金的原矿、金精矿，选用拌和法、堆浸法均可 可战胜中等碳金 微细包裹金的原矿与金精矿三、惯例化法我国金精矿的惯例化法经历过一段比较绵长的实验与探究进程。20世纪60年代中期招远小巧金矿建成金精矿机械接连拌和化提金厂时，选用一浸一洗工艺，金浸出率比现在运用的典型工艺二浸二洗法低3%～5%，精矿浸出槽都是在矿用拌和槽的基础上稍加改造后运用，在槽的周边刺进充气管。这种拌和办法能耗高，易沉槽，空气弥散欠好，浸出功率低。其时运用一浸一洗工艺能够就地出产合质金，极大地削减了精矿外运丢失，缩短资金周转，改进厂商经营情况。因为浮选作业含有铜锌等金属，特别是其氧化物含量较高时，在化浸出进程中耗费很多，溶液中铜、锌络合物浓度过高时会阻止金银被溶解。通过多年实验研讨和出产总结，于20世纪70年代晚期改为二浸二洗;将原先低功率的锌丝置换改为锌粉置换;选用酸化法收回尾液中的及重金属等新工艺，进步金的收回率，下降耗量，因而，构成了金精矿的典型提金工艺。其工艺流程见图1所示。金精矿进入化作业前，需求再磨、脱药及碱处理，然后进行二次浸出和二次洗刷，洗刷后所含金的贵液经锌粉置换而得金泥，金泥送炼金室冶炼而出售合质金。置换后贫液经酸化法处理收回其间后回来浸出作业，酸化处理后的污水大部分回来洗刷作业，少部分经处理后排放至尾矿库。其首要设备有：MQY1530球磨机一台，NX18m浸前浓缩机一台。浸出拌和槽一浸 3.0×3.5 m 10台，二浸 4.0×4.5m 4台，三层稠密机 9m 4台，脱氧塔 1.5m 3台，板式过滤机2台，锌粉加料机1台及置换压滤机40m2 2台。其间10台浸出槽流程考察数据见表4。 表4浸出槽考察数据浸出槽 编号液 体渣 含金 （g/t）单槽 浸出率 （%）累计 浸出率 （%）Au （g/m3）Cu2+ （mg/L）CNS- （mg/L）1 2 3 4 5 6 7 8 9 1014.46 15.11 16.03 18.16 18.70 19.36 2.95 2.98 3.00 3.06305 385 422 456 502 504 107 117 138 148391 568 653 741 848 939 297 373 438 45016.49 15.17 13.38 8.98 7.88 6.544 1.10 1.033 1.029 0.99264.03 8.00 12.33 32.48 12.25 16.95 83.19 6.06 0.39 3.6064.03 66.91 70.99 80.41 82.81 85.72 97.60 97.75 97.76 97.84该工艺首要特色：(1)两浸两洗处理了含铜金精矿化收回率低、耗费高的问题;(2)置换后贫液含量2100～2300mg/L，酸化法可收回其间70%，并能使重金属沉积而收回硫化亚铜;(3)浸出前运用石灰碱性预处理能使铜、锌等金属氧化物表面构成一层钝化膜，使其在化液中不被溶解;(4)引入国外双叶轮中空轴充气式浸出槽，使拌和机功率由17kW降至7.5kW，不光节能，并且浸出作用显著。本法现已成为我国金精矿化提金工艺的典型典范，其间能很多耗费的铜元素含量在1%以下，仅用单一碱处理而下降铜对的耗费，然后取得较好的技能经济目标，别离见表5和表6。该工艺在山东大部分矿山以及河北金厂峪、辽宁五龙、吉林夹皮沟等金矿运用。表5 招远小巧金矿工业出产技能目标编号原 含金 （g/t）渣 含金 （g/t）贵液 含金 （g/m3）贫液 含金 （g/m3）排液 含金 （g/m3）浸出 率 （%）洗刷 率 （%）置换 率 （%）化总 收回率 （%）1 253.76 51.941.38 1.219.03 10.260.01 0.020.07 0.1297.43 97.6799.85 99.7099.73 99.8897.02 97.27表6 招远小巧金矿工业出产经济目标编号耗费（kg/t）锌粉（kg/t）凝聚剂（kg/t）电耗（kwh/t）化本钱 （元/t）污水处理本钱 （元/m3）新耗收回总耗1 25.39 4.952.80 2.478.16 7.420.24 0.22— 0.4364.0 55.6032.69 32.512.73 2.54四、 高银与含铜金精矿化技能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7。表7 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，因为铜矿藏在浸出进程中很多被溶解而使铜无法得到有用收回。材料5介绍铜矿藏在溶液中的溶解度见表8。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能改造，含铜精矿多元素分析见表9。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。该矿工程技能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。材料6介绍。表8 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 Cu2OCuSiO3 Cu2S CuFeS FeS·2Cu2S·CuSCuCO3·Cu（OH）2 3CuS·As2S54Cu2S·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9 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，使一400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2.74g/t、铜1.595%、铁40.82%、硫l6.53%。还伴生有Ag、Mo、Se、Ni等元素。但材料7介绍了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。

浮选金精矿档次偏低，既构成资源的丢失，又严峻影响供应报价，太低卖不出，而“库存”会阻滞资金的活动和周转。笔者从事浮选工艺技术10年来，不管内部出产实践，仍是外部资源开发、矿企收买整合重组，不管训练沟通讨论，仍是承受咨询、作用辩论申报，都不同程度地触及金精矿档次问题。某矿企主矿体金的当选档次为1.62克/吨，浮选后所得金精矿档次为10.79克/吨，无法直接供应。所以以金精矿档次为题，对症下药分析、研讨以致进步它，事关黄金矿企的资源使用、选矿技术水平和运营管理效益。 矿藏组成与矿石氧化泥化程度 当矿石中金档次低及采矿围岩混入较高时，加强手选废石，或按份额调配较高档次的矿，都可进步当选档次。某黄金矿企对手选废石按1吨奖赏50元并严把验收关，使1.4克/吨的当选档次进步0.2克/吨。并按1:3配6—7克/吨矿，使蚀变岩与石英脉混合选别，金精矿档次由10克/吨上升至60克/吨。 某些矿石中金矿藏粒度散布粗细不均，应选用阶段磨浮流程; 当意图矿藏单体解离度不行时，可经过进步磨矿细度或增设精矿再磨作业处理; 当磨矿作业中发生很多过破坏物料使精矿档次下降时，可经过增加球磨机处理量和分级机返砂量，削减磨机小球等方法处理，问题严峻时要经过实验进行以球磨机规格型号为内容的技改，特别是球磨机筒体长度的优选; 多种矿藏附近的可浮性，也会导致精矿中互含高而影响精矿质量，对此可选用有用的按捺剂来按捺一种矿藏，浮选另一种矿藏，可使用矿藏可浮性差异，改动选矿流程，削减矿藏互含，在优先或等可浮浮选流程中，对榜首、二种矿藏选用捕收力较弱、挑选性较好的捕收剂或实施饥饿式给药的弱捕收准则，最大极限地削减无用矿藏的上浮，以便进步榜首种矿藏的精矿质量。 含金多金属矿石的浮选，以金为主，银、铅、锌伴生，或合理而有用的药剂准则，或合理的工艺流程，或参加中间选别作业收回粗粒金单体，又用重选设备(短锥旋流器、摇床等)从浮选混合精矿中收回单体金，还有预选收回金、从浮选尾矿中收回金以及把金收回到黄铁矿精矿中去。某矿企含银铅低档次金矿石，经过小实验优选出捕收剂乙硫氮及单耗69.82克/吨，流程未作任何改动，就完成了金属单选改多选，尽管原矿、精矿金档次分别为1.0克/吨、8.8克/吨，金精矿掺配每吨三五十克的磨后富矿，仍可供应给冶炼厂。 氧化泥化严峻的矿石，浮选前可用高压水、低堰式螺旋分级机或水力旋流器进行预先脱泥，必要时增设洗矿流程，加少数起泡剂可脱出易浮泥，当泥中含金属时，则需独自浮选或送水冶处理。此类矿石浮选最好选用稀矿浆，增加矿泥涣散剂，像水玻璃、六偏磷酸钠、苏打与苛性钠等，水玻璃可在矿表生成亲水性薄膜，减轻矿泥的絮凝罩盖，削减捕收剂的吸附，六偏磷酸钠可与钙、镁及多价金属离子生成络合物，然后按捺含这些离子的矿藏，苏打和苛性钠能按捺钙离子，活化被石灰按捺了的黄铁矿。还可分段分批加药，在经过当地环评的前提下，推重收回率高、能就地产金的全泥化——炭浆法工艺技术。 流程设备与药剂操作 浮金流程比较简单，跟着愈低档次的当选和矿石性质的杂乱化，浮选流程也应多样化。优先富集作业，还有适于低档次浮选的分支浮选流程已获得成功并广泛使用，当选矿浆流分支，将其中一支的富集产品给入另一支浮选作业，可进步后一支的当选档次，由富集比金精矿档次随之进步。如富集比为6—7的某金矿选厂，当原矿金档次经过分支浮选流程由1.5克/吨进步到2.5克/吨后，金精矿档次会由9—10克/吨进步到15—18克/吨，这一改动非常明显。选用新式浮选设备应巨细并重、粗细选分，特别是适于粗粒浮选的新式浮选机在粗磨矿机与分级机间替代混与重选收回粗粒金，可战胜污染、不稳定的重选、中矿多流程长金丢失大的问题。用改进的新式浮选柱收回细粒矿藏、细粒金也得到完成。 选矿药剂使用不妥也会构成精矿档次不高。或松醇油用量过大，泡沫发粘，构成机械地搀杂脉石，或捕收剂挑选性差乃至过期、用量缺乏等，还有介质调整剂挑选或用量不妥，都应对应地调整过来。有时调整矿浆的酸碱度也会获得出其不意的作用。石灰与水构成的呈碱性的矿浆酸碱度调整剂，加快黄药的解离，使之发生更多的黄原酸阴离子，掩盖在有用成份表面，使其疏水上浮，一起按捺黄铁矿和表面微氧化的方铅矿，使其脉石部分亲水进入尾矿。作为调整剂，石灰乳还可消除有害离子的影响，涣散聚会矿泥。某黄金矿企在相同的原矿档次下，经过吨矿1.5—2.0公斤石灰的加量，使矿浆PH值由中性7上升至碱性8—8.5，就这一小小地改动，使金精矿档次由每吨20克以下上升至50克，月增产1.26公斤，削减精矿外销运输量节资7.2万元，月加价供应其时创效15.6万元，创出了可观的经济效益。甘肃某多金属矿从尾矿中浮选硫，一向收效甚微，当用稀释后5%的硫酸把矿浆PH值由中性7降至3时，成效非常明显。 选金药方比较简单，有的已不能适应杂乱矿石的需求。混合用药的杰出作用与矿藏表面的不均匀性及各种药剂之间的相互作用有关，可增加矿藏表面捕收剂的掩盖密度，使各种捕收剂间相互作用发生共吸附，然后改进浮选作用，进步浮选目标。别的浮选工艺中要增加对某些脉石矿藏有按捺作用的水玻璃、六偏磷酸钠、羧甲基纤维素等药剂，对很多易浮脉石矿藏和矿泥、对非金属矿藏绢云母和白云石可浮性很强的，都要采纳强有力的按捺技术办法。操作中精矿作业质量分数大，粗精矿出量大，还有精矿刮出量大、产率大，浓度过大，都会使精矿档次下降。充气过量，泡沫增多，槽中矿浆不平稳，影响精矿质量。精选槽液面过低或过高引起泡沫层太厚或太薄，也会影响精矿档次。都应采纳相应的办法加以战胜。  各黄金矿企一定要结合各自的矿石性质、矿石可选性实验和出产实践经验灵敏使用上述技术办法，切莫照抄照搬，否则会拔苗助长。只要这样，才干使浮选金精矿档次得到程度不同乃至大幅度地进步，才干归纳收回有用使用矿产资源、进步浮选工艺技术水平、增创明显的运营效益。

碲金精矿中的碲化金，在碱性化液中经长期化虽可分化，但经过预先焙烧 Au2Te＋O2 2Au＋TeO2 使金复原呈金属状况，更易分化。 此外，当碲化物与黄铁矿等硫化物共生时，经过焙烧可一起将它们除掉。

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。

硫金精矿的首要组分为黄铁矿、磁黄铁矿，有时也含有少数毒砂，经过焙烧可使精矿转化为疏松多孔的氧化铁焙砂，并使其中所荷载的细粒和微细粒金解离呈单体，以便下步浸出或用其他办法收回。 依据卡尔古利金矿的实践，黄铁矿在具有过剩空气的炉中焙烧时，因为下式的反响生成淡棕色焙砂： 4FeS2＋11O2 2Fe2O3＋8SO2 当焙烧是在操控温度下缓慢地进行（初期550℃，停止时近700℃）时，则可取得金易为溶解的红棕色多孔焙砂。如在约束空气参加量的条件下焙烧，则会产出黑色的磁铁矿焙砂： 3FeS2＋8O2 Fe3O4＋6SO2 当供焙烧的精矿中含有多于0.5%的锑时，会使焙烧进程中焙砂熔结，给化作业带来晦气影响。铅的存在给焙烧所形成的困难是众所周知的，且当质料含铅多于0.2%时，很多残留在焙砂中的铅便被带进化进程。铜的存在虽对焙烧作业影响不大，但进入化进程后需耗费很多的。焙烧时参加少数的氯化钠，能进步金的化提取率，但可能会添加金在焙烧时的蒸发丢失。 焙烧通常是在单膛爱德华（Edward）炉或欢腾层焙烧炉中进行，而坎贝尔红湖（Campbell Red Lakc）矿业公司则选用双膛多尔（Dorr）欢腾炉。榜首膛供入有限的空气，在570℃焙烧产出黑色焙砂，再入第二膛供入过量空气在770℃焙烧取得赤色焙砂。

我国具有丰厚的铜金矿石，一般选用浮选法产出金铜精矿再进行冶炼。含铜1%～6%的金精矿，选用惯例的焙烧－酸浸－化工艺，铜金的回收率都能到达很抱负的成果；但关于含铜大于10%高铜金精矿，选用该惯例工艺，酸浸率只要93%左右，酸浸渣中仍含有很多铜。将形成2方面的影响：一是铜回收率低，经济效益差；二是铜是影响金化浸出的有害元素，它的存在不光使金的浸出率下降，并且还会大大地添加耗费。因而，该类精矿根本上是外售其他冶炼厂配矿用，既添加了金属丢失，又添加运费，还形成资金的积压。针对上述情况，对该惯例工艺流程进行改善，提出新的流程以能满意高铜金精矿提取金铜的要求。 一、试验 （一）试验质料 试验质料来自东北某矿山的浮选高铜金精矿，粒度－0.044mm占93.34%。含金25.27g/t、银71.66g/t，其他成分(%)：Fe 37.2、Cu 12.51、S 28.62、Ca 1.07、Al 2.4、Mn 0.026、Si 6.61、Mg 0.13、As 0.02、Pb 0.022、Zn 0.12、其他11.272。矿样中80%以上为黄铜矿，其次为黄铁矿(10%～15%)，再次为铜蓝、磁黄铁矿等。 （二）试验进程 铜金精矿的焙烧试验在8kW马弗炉内进行，铂铑热电偶测温，可控硅电源控温。酸浸试验在置于恒温电加热水浴的玻璃反响釜中进行，用JJ－1型精细电动拌和器拌和。化浸出在化滚瓶上进行。 二、试验成果与评论 （一）焙烧温度试验 取铜金精矿置于刚玉盘内，于马弗炉中在不同温度下焙烧2h。将得到的焙砂进行酸浸：初始酸浓度3g/L，液固比4∶1，酸浸时刻2h，酸浸温度80℃。将酸浸渣洗刷后，置于滚瓶中，在常温下化浸出。浸出条件∶液固比L/S＝2，矿浆pH＝10.5，NaCN用量8kg/t，浸出36h。试验成果见表1。 表1  不同温度焙烧试验成果 从表1可知，600℃焙砂浸出铜的浸出率最高，这阐明，在此温度下，含铜金精矿硫酸化作用最好，发生的可溶性硫酸盐和易浸氧化物比率最高。跟着温度的升高，硫酸化比率下降，温度到达650℃以上时，会有很多铁酸铜生成，形成铜的浸出率急剧下降。 从表1可知，浸铜渣化浸出，可得到较高的金回收率，且比较安稳，都在98.5%以上。其间600℃的浸出率到达99.03%，阐明此铜金精矿焙烧后，焙砂中的金为易浸金。 在600℃时铜和金的浸出率均比较高，因而，选定焙烧温度为600℃。 （二）焙砂酸浸试验 从表1可知，一段酸浸渣中含铜在1%以上，含铜较高，致使浸出渣浸金时，NaCN耗费过多，一起铜的回收率偏低。在焙烧温度600℃下，对焙砂采纳二段凹凸酸浸出流程调查铜的浸出率。因为一段酸浸的浸出率在93%左右，并且比较安稳，因而，首要调查二段浸出的条件来进步铜的浸出率。固定一段浸出条件，别离调查液固比、温度、时刻和浸出酸浓对铜的二段浸出率的影响。经过上述一系列条件试验，得到的优化条件如下：一段浸出条件：3g/LH2SO4，L/S=4，T=80℃，t=90min;二段浸出条件：150g/L H2SO4,L/S=2,T=80℃，t＝90min，进行归纳试验，试验成果标明：在优化试验条件下，铜的均匀浸出率为98.22%。 为了能进一步进步铜浸出率，对浸渣进行了工艺矿藏学分析。显微镜及扫描电镜调查标明，浸渣中的铜首要以剩余硫化铜的方式存在，首要是焙烧前部分包裹于黄铁矿、石英等矿藏中的黄铜矿，在焙烧进程中氧化不完全或未氧化所造成的。在工业生产上，假如欢腾焙烧操控的好，铜的回收率还会再进步。因而，进步铜浸出率的要害仍是在于焙烧工序，在焙烧进程确保铜硫酸化完全，防止部分过热、氧化不完全现象。 （三）铁、钙和镁等杂质离子的浸出 浸出进程中，硫酸不只与铜的矿藏反响将其浸出，并且硫酸也与矿石中的碱性脉石、铁作用，此也为影响铜浸出率的重要因素，一起铁离子的浸出对后续的电积工序也有影响，改动酸浓度调查铁、钙和镁等杂质离子的浸出。 操控液固比L/S=2∶1，浸出温度80℃，浸出时刻90min，改动浸出硫酸浓度，调查铁、钙和镁浸出，试验成果见表2。 表2  硫酸浓度对Fe、Ca、Mg浸出的影响由表2可知，跟着硫酸测验的增大，Fe、Mg的浸出率明显进步；Ca的浸出率略有下降，这是因为跟着硫酸浓度的升高，硫酸钙的溶解度减小，导致硫酸钙沉积在浸渣中。在优化条件下，硫酸浓度为150g/L时，溶液中铁离子的浓度为18.75g/L，因为电积进程要求铁的浓度小于3g/L，因而，在二段浸出后添加中和除铁才干进入铜萃取电积工段。 （四）酸浸渣化试验 浸渣振磨后，置于化滚瓶中。在常温下化浸出，浸出L/S=2，矿浆pH=10.5，参加NaCN，浸出36h，浸出结束后，过滤、洗刷浸出残渣，枯燥。化成果见表3。 表3  用量对Au、Ag浸出率的影响 由表3可知，金的浸出率随用量的增大，根本安稳，用量到达6kg/t时，金的浸出率到达99.14%；与焙烧温度下的化试验比照，焙砂酸浸渣中的铜的削减，有利于进步金的回收率。银的浸出率跟着用量的增大逐步进步，但全体浸出率偏低。工艺矿藏学分析成果标明，化渣中银的各物相的份额别离为(%)：水溶银0.01、氯化银0.04、0.37、金属银0.56、硫化银10.38、铁矿藏包裹银34.48、其它矿藏(SiO2)包裹银54.17。可知，因为很多氧化铁杂质和SiO2的存在，对银起了“包裹”作用，在化浸出进程中，阻止了CN-与Ag的充沛触摸，从而使这部分银难以浸出。 三、引荐工艺流程 依据上述试验成果，引荐选用图1的准则流程来处理高铜金精矿。图1  高铜金精矿提取金铜准则工艺流程图 四、定论 （一）600℃焙烧时，含铜金精矿硫酸化作用最好，焙砂浸出所得铜浸出率最高；铜金精矿焙烧后，焙砂中的金为易浸金； （二）二段酸浸条件下，一段浸出操控条件：3g/LH2SO4，浸出矿浆液固比4∶1，浸出温度80℃，浸出时刻90min；二段浸出操控条件：150g/L H2SO4，浸出矿浆液固比2∶1，浸出温度80℃，浸出时刻90min，铜的均匀浸出率为98.22%； （三）焙烧工序是进一步进步铜的浸出率的要害，只要在焙烧进程确保铜硫酸化完全，防止部分过热、氧化不完全现象，才干进一步的进步铜的浸出率； （四）金的浸出率随用量的增大而进步，根本安稳，用量到达6kg/t时，化36h，金的浸出率达99.14%；银的浸出率跟着用量的增大逐步进步，但全体浸出率偏低； （五）酸浸渣中铜的削减有利于进步金的回收率，一起削减的耗费。

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%。

与毒砂（FeAsS）共生的金矿床，经浮选产出的精矿含有许多砷，一般先经焙烧脱砷后，再用化法处理。 砷金精矿的焙烧一般在欢腾焙烧炉内进行，蒸发的砷经布袋收尘以（As2O3）方式收回，硫以二氧化硫方式收回。其总反应式为： 2FeAsS＋5O2 As2O3＋Fe2O3＋2SO2 从焙烧炉烟气冷却液中除掉砷的办法是将溶液pH调整至9，此刻砷和其他重金属即沉积。参加亚铁或三价铁盐使砷沉积相同有用。前苏联选用通氯和加硫酸亚铁相结合（与净化含废液类似）的办法除掉含砷溶液的砷也有用。 依据И.А.日什可夫等的材料，砷金精矿在450～1100℃焙烧时，砷、硫的脱除率列于下表。从下表中看出，焙烧温度为530℃时，砷、硫的脱除率别离为98%和94%；而炉温由530℃进步到1100℃时，砷、硫脱除率的上升幅度却不大。阐明毒砂的焙烧脱砷并不需要很高的温度。И.А.日什可夫等还指出：在较低温度下焙烧砷金矿产出的焙砂中，残留的砷多为各种铁盐。这类盐在加温至940℃以上时，便可分化成Fe2O3和As2O3。 表  不同焙烧温度砷硫的脱除率焙烧温度∕℃砷硫脱除率∕%AsS4504.40.053098.394.4110099.499.5 欢腾焙烧过程中生成的As2O3具有很强的蒸发性，当温度高于120℃时即开端进步进入炉气中。但因为炉内氧化剂（空气及易被复原的SO3和Fe2O3等）的作用，会使没有蒸发的As2O3氧化生成蒸发性小的As2O5。跟着炉温的增高，三价砷更易氧化成五价砷。当炉猜中存在碱金属氧化物时，生成的五价砷便与碱金属氧化物化组成盐： As2O3＋3CaO＝Ca3（AsO4）2 因而，炉猜中含有碱金属氧化物会使焙砂中的砷含量增高。为了进步砷的脱除率，可往炉猜中参加少数复原剂（如炭粉等）促进五价砷复原成三价后蒸发掉，以下降焙砂中的含砷量。 由此可见，高价砷的生成和复原程度，与焙烧温度、炉内气氛和炉气排出速度及炉猜中碱金属含量等要素有关。为了操控前三个要素，砷金矿的焙烧多分两段进行。即先在550～650℃且空气直销缺乏的弱氧化气氛中脱砷，后在略高的温度和空气过剩的强氧化气氛中脱硫，以进步砷的蒸发率，下降焙砂中的含砷量。这种处理办法也契合美国一专利所遵从的准则，即砷金矿的焙烧脱砷“在许多情况下，适宜在焙烧过程中残留一部分未被氧化的硫，以发明砷进入气相的抱负条件”。 砷金矿欢腾焙烧脱砷存在的另一个首要问题是金的丢失。金的沸点高（2860℃），金矿石在不高于1300℃的一般条件下熔炼，金的“蒸发”丢失是微缺乏道的。但在砷金矿焙烧时，虽然温度较低，金的丢失却很大。这首要是因为砷的存在，在高于700℃温度下焙烧时，砷与金会生成低沸点的砷金合金而蒸发。当焙烧温度低于650℃时，含砷矿藏则会首要分化蒸宣布砷，而不会生成易蒸发的砷金合金，然后可削减金的蒸发丢失。依据前期实践，将砷金矿直接加进温度802℃的焙烧炉中焙烧时，因为温度过高，焙砂中金的丢失可达33.7%，这样的丢失率是适当惊人的。跟着焙烧工艺的改善，金的这种丢失逐步下降。据1961年加拿大黄刀金矿的欢腾焙烧实践，金在烟尘中的丢失为5.5%。1969年前苏联外贝加尔达拉松矿床的欢腾焙烧实践标明，焙砂中金的收回率为96.1%～97%，产出的产品中含金l～2g∕t。 归纳上述情况能够以为：砷金矿的欢腾焙烧脱砷，最好在弱氧化气氛中和较低的温度（650℃）下进行，更不应将炉料直接参加高温炉中焙烧，且炉猜中应配入少数复原剂。假如需预先制团、制粒后焙烧，则应尽量不运用含氧化钙等碱金属物质作粘结剂。 黄金洞金矿尴尬处理的含砷金矿之一。天然金呈显微粒级，80%以上包裹于黄铁矿和毒砂等硫化矿藏中。经浮选产出的精矿含金100g∕t，砷、硫含量都在20%左右。该矿曾于1975年和1978年别离选用隧道窑和回转窑进行焙烧，虽可完成S、As的部分脱除，但作用欠安，且收回的供应困难。后又进行多种实验，作用都不能令人满意。为探究焙烧－氯化法提金对此精矿的作用，在湖南冶金研究所等单位的参加下，该矿首要用MOM导数图仪对精矿进行了热差分析，测得DTG曲线在515（改变规模435～535）℃和550（改变规模535～655）℃处各有一吸热峰值。依据黄铁矿的分化温度低于毒砂的特色及测定的分量丢失揣度：该精矿中黄铁矿和毒砂的特征分化温度别离为515℃和550℃，毒砂的最高热分化温度为655℃。 当实验选用655℃对此精矿进行氧化焙烧2h后，焙砂中S、As残存量别离降至0.45%和0.26%，到达了很好的水平。将此焙砂进行化法浸出，金的浸出率到达93%。

就目前国内所选用此技能的矿山出产现状以及我国岩金矿山挖掘矿床类型来看，浮选－精矿典型的化工艺首要用于金矿物类型简略的含金石英脉硫化矿石和含金蚀变岩型矿石。这两大类型矿石代表黄金工业绝大多数。其典型代表为小巧和新城金矿，其金精矿化学元素组成别离见表1和表2。 表1  小巧金矿浮选精矿化学元素含量元素Au（g/t）Ag（g/t）CuPbZn含量（%）90.053.00.830.290.31元素FeSAsPHg含量（%）27.8031.600.020.03＜0.001 表2  新成金矿化原矿多元素分析成果元素Au（g/t）Ag（g/t）CuPbZnSFe含量（%）82.50121.00.370.900.2143.7243.15             有些矿山的浮选金精矿或许含铜较高(如内蒙古洪流清、广东高要河台金矿等)、或许含银较高(如浙江遂昌金矿)、或许含铅较高(如山东三山岛金矿)，尽管它们所选用化技能也属惯例化，但有必要采纳一些特殊技能或增加某种钝化剂方能使工艺顺利和目标进步。       此外。对小秦岭一带黄金矿山如河南文峪、秦岭、东闯等金矿，挖掘含多金属石英脉型矿床，混合浮选精矿富含金银铜铅锌铁硫等元素，难于直接化，有必要先焙烧除硫后收回铜铅再化提取金银。       但是，跟着社会发展与技能进步，我国数以百吨金属量含砷矿床，跟着预处理技能的多样化与工程化，也选用浮选法出产金精矿，自20世纪90年代晚期具有我国知识产权的细菌氧化——化炭浆工艺提金演示厂诞生后，这类金精矿已成为抢手的原材料。材料2介绍了难处理金矿石及金精矿的预处理办法分类。见表3。 表3  难处理金矿石及金精矿预处理办法预处理办法适用范围焙炼富集 焙烧氧化 加压氧化 生物氧化 碳 浸 法 超 细 磨金精矿 硫化物包裹金或碳金原矿、金精矿 硫化物、锑化物包裹金原矿、金精矿，此法不能氧化矿石中的有机碳 硫化物包裹金的原矿、金精矿，选用拌和法、堆浸法均可 可战胜中等碳金 微细包裹金的原矿与金精矿

现在，采金工业部门对金-钴-砷精矿还缺少深化的研讨。本文作者就选用火法-湿法冶金工艺流程处理金-钴-砷浮选精矿的成果作了研讨。该工艺流程中包含：浮选精矿的两段焙烧（第1段-分化焙烧，第Ⅱ段-硫酸化焙烧），硫酸化焙烧后之烧渣进行浸出和浸渣的化处理。    挑选用火法湿法-冶金工艺流程处理这类精矿的依据是：在国际选矿实践中，用这一工艺流程处理难处理的金-砷精矿最为遍及，并且关于含钴的砷硫化物产品的处理亦具有很大的实践意义。    但是在实践中，常常在进行硫酸化焙烧之前选用氧化焙烧法从原始物猜中除砷，其最大的缺陷是可以生成硫酸盐，然后下降了下一工艺进程的处理作用。此外还将生成很多含砷的二氧化硫。若要综合利用这部分二氧化硫，就需求很大一笔费用。    选用无需通入空气的分化焙烧是进步多金属矿藏质料处理作用、综合利用程度和削减环境污染的一种很有发展前景的办法。    曾在半工业条件下，对选别金-钻-砷矿石所得之浮选精矿作了研讨。精矿的化学组成，%：9.3 Si02；1.2 Al2O3；24.0 Fe总；2.94 MSO；4.66 CaO；1.02 Cu；32.0 As；1.13 Co，0.43 Bi；0.05 Ni；15.5 S总，1.58 C有机。精矿磨矿细度为92%~0.074毫米。矿藏分析标明，精矿中首要为砷黄铁矿和黄铜矿、黄铁矿、磁铁矿、方铅矿、铜蓝、闪锌矿、磁黄铁矿呈单个的颗粒状存在。    依据显微X射线光谱分析仪的分析成果来看，首要金属矿藏-砷黄铁矿-是具有不均匀钴同晶杂质的钴的变种（含钴砷黄铁矿），钴含量动摇在4.36~7.41%规模内。通过热图解法研讨标明，砷黄铁矿的这种含矿变种比不含钻砷黄铁矿更难以氧化。所以在氧化焙烧时，很难从精矿中彻底除掉砷。    焙烧温度在490~730℃规模内，能对这种精矿进行最激烈氧化。观已证明，这种精矿中所存在的含碳物质为来能吸附的活性石墨。物相分析证明，这种精矿中73.2%的金（呈连生体和游离状况存在）可被溶解，24.96%的金与硫化物（首要是砷黄铁矿）共生，1.84%的金与脉石连生。    金、钴、银是浮选精矿中有工业价值的组分。精矿中金、银含量之比为1：1.2。因为精矿组成杂乱、存在细粒涣散金（0.001~0.008毫米）和在砷黄铁矿中存在有钴同晶杂质以及砷含量过高（32%），所以这类精矿极难处理，也不适于用惯例办法处理。    在一种特制的实验室设备（图1）中研讨了精矿的分化焙烧。将原始精矿1装入石英细颈瓶2中。把细颈瓶放入昇华器的加热部分3。昇华器的第二部分，即未加热的那一半4用来冷凝，而这些是用空气氧化时从精矿中分出的As蒸汽在喷管内生成的产品。异华器依托镍铬合金电阻丝6进行加热，用变阻器8调理加热程度。选用一种特殊设备使昇华器向一个方向和另一方向进行360℃的接连可逆滚动，然后使精矿接连混合。 [next]     研讨成果证明，在分化焙烧进程中砷的收回状况取决于温度、昇华时刻和体系中放电值巨细。断定了分化焙烧的最佳条件如下；昇华器内温度为760~780℃；焙烧时刻2小时，体系内负压为0.1×l05帕。砷蒸汽氧化所耗费的空气为3~4升/分钟。    此刻所得之烧渣中含2.82~3.37 As和19~21.9 S。从精矿转入昇华物的砷、硫收回率别离为94.06~92.8%和6.83~ 14.6%。异华物中含量为99.21%。    对烧渣的矿藏分析标明，烧渣中的硫呈单斜形磁黄铁矿，（硫含量为51.7~55.27原子量%）并含有钻的杂质为0.37~3.45%和含砷的杂质为0.15~1.72%。砷不彻底异华的原因在于磁黄铁矿中生成了斜方砷铁矿。它是在分化焙烧时，既不蒸发，又不分化的铁的砷化物（其含钴7.0~10.0%）。烧渣中存在有呈硫化物方式的硫（19~21.98%）。这样可使下一段焙烧作业中不需求用特殊的硫酸化剂。 表1  金属转入溶液的程度和中硫和砷的剩下含量与硫酸化焙烧温度的联系温度℃时刻 小时烧渣 产率 %烧渣中含量（%）浸渣中的含量（%）收回率（%）S总SiO4AsCoCuNiAsCoCuNiAsAuAg500~900370.16.566.31.330.30.230.040.2986.381.659.92.5痕量-0.51.0~1.31630~650370.25.275.11.30.520.390.050.2476.276.948.27.61未测未测700365.84.74.70.681.41.050.070.2025.036.920.01.07未测未测550~600175.1未测未测未测1.930.560.04未测33.269.5未测未测未测未测550~600271.3未测未测未测0.740.50.04未测66.370.660.0未测未测未测     注：分化焙烧原始烧渣中的含量%：21.98S总；Sso4无；3.67As；烧渣产率为64.8%。硫酸钠添回量为烧渣分量的10%。    分化焙烧后的烧渣应在砌有粘土砖的马佛炉内进行硫酸化焙烧。往原始产品中增加硫酸钠（Na2SO4•10H2O），其量为烧渣分量的10%。在焙烧时增加硫酸钠可进步有色金属硫酸化的速度和程度，以及进步硫酸盐在不分化状况下存在温度规模。    硫酸化焙烧后的烧渣（其磨矿细度为95%-0.074毫米）的浸出分两段进行：开始时用热水，然后用10%硫酸溶液浸出，其温度为60~70℃。每段浸出时刻为2小时。矿浆液：固=4:1。需求两段浸出的原因在于烧渣中钴的存在方式不同（硫酸盐、氧化物、盐等）。 表2  对各种产品进行化处理时，贵金属收回实验成果原   始   产   品产率%砷含量%收回率%AuAg原始精矿100.0032.0073.2042.20精矿分化焙烧的烧渣64.802.8250.0013.70精矿氧化焙烧（两段）的烧渣*71.509.4074.50未测对精矿分化裎烧后进行氧化焙烧的烧渣62.001.2669.70未测对氧化焙烧的烧渣进行碱处理后，其它均同上**60.600.6074.40未测精矿分化焙烧后进行硫酸化焙烧的烧渣71.001.3372.8045.60预先分化焙烧后，硫酸化焙烧渣的浸渣55.000.2975.3058.90     * I段焙烧的温度为450~500℃；      II段焙烧的温度为600~650℃    ** 7.5%NaOH；温度为90℃；时刻为24小时。[next]    曾对有色金属硫酸化的程度和其进入溶液的状况与焙烧温度和时刻的联系，以及硫酸化焙烧的温度对脱硫程度的影响作了研讨（见表1）。研讨成果证明，分化焙烧后烧渣硫酸化处理的温度不该超越600℃。在焙烧温度为500~ 600℃，时刻为3小时条件下，转入兼并后溶液（水和硫酸溶液）中的钴、铜和镍的收回率别离为86.3，87.6和59.9%。将硫酸化焙烧的温度进步到700℃，就会导致硫酸盐的分化，并下降钴和铜转入溶液的收回率。但是在最佳的硫酸化焙烧准则下，呈水溶液状况的钴、铜和镍的含量别离为51.6；63和42%，转入硫酸溶液中呈氧化物状况的金属含量别离为34.7%钴，24.6%铜和17.4%镍。在硫酸溶液中铁的溶解量不超越精矿中原始铁含量的3%。    因为精矿通过了两段焙烧，总的脱硫率为79.8%，其间在分化焙烧时仅为6.81%。在这种状况下，从精矿中收回的砷为98.6%，其间在分化焙烧时为93.22%。    在相同的焙烧温度、最-佳硫酸化剂耗量（H2SO4为400公斤/吨）和相同的硫酸钠增加量的条件下，对氧化焙烧后的烧渣进行硫酸化处理时，通过两段浸出后有色金属转入兼并溶液的收回率为钴81.4%，铜85.3%。这个数字说明晰这些金属转入溶液的收回率别离比分化焙烧后的焙砂进行硫酸化焙烧时下降了4.9%和1.3%。    对分化焙烧后的烧渣进行硫酸化焙烧时，若将硫酸钠的增加量从10%降到5%时，那么转入兼并溶液中的有色金属收回率就会下降，钴下降8.7%，铜下降3%。在对硫酸化焙烧后的烧渣进行浸出时，将矿浆的液固比由4：1进步到10：1，对各种金属的收回率无影响。    从兼并硫酸盐溶液（其比为1：1）中收回各种金属是依照已知的水合流程用来完成的。该兼并溶液中含有2.17克/升钴，2.06克/升铜，9.5毫克/升镍；0.53克/升铁，1.04克/升砷；其pH=1.8。一起也获得了合格的供应产品：铜产品含Cul5.6%，收回率82.6%'钴产品含C024.3%，收回率80.5%，贵金属精矿，其含As0.29%，转入贵金属精矿中的金、银收回率别离为98.6%和89.1%。    在沉积出As、Fe、Cu、和Co之后，硫酸盐溶液中含有：（毫克/升）1.2Cu；17.1Co； 2.0Fe；0.023As。在将其排弃之前，有必要除掉其间的硫酸盐-离子和有色金属。为此，首要需求用石灰乳溶液，然后用溶液加以处理。用处理时，温度应在50~60℃，还须拌和2~3小时。的数量应当为用化学计算法算出的生成有色金属硫化物所需量的1.5倍以上。    曾对用化法从处理精矿所得的各种产品中收回贵金属进行了研讨（图2）。化条件如下：称取原始产品50克；矿浆中试剂浓度：0.1%NaCN，0.02%CaO，200克/吨PbO；液：固=3：11化时刻为36小时。    表2中数据标明，对原始精矿及其处理后的各种产品进行化时，贵金属的收回率低。原因在于在氧化焙烧和硫酸化焙烧的烧渣，以及硫酸化焙烧烧渣的浸出渣中的细粒涣散金呈极细色裹体存在于赤铁矿颗粒中，然后使金粒难以同化溶液触摸。在进行分化焙烧时，细粒涣散金处在磁黄铁矿的颗粒中，使化溶液无法进入。赤铁矿中金解离的一种或许办法是无机酸溶解赤铁矿。但该办法在经济上不合算。    依据屡次实验成果和硫酸化焙烧后烧渣浸渣组分（其间含9.98%Si2；5.28%CaO；2.43%Al2O3；0.67%Mg；80.0%Fe2O3；0.3%C；0.23%Cu；0.29%As），以为在有色金属冶炼厂处理这种产品，收回贵金属是最合适的。引荐的用火法-湿法冶金办法处理金-钴-砷精矿的工艺流程如图2所示。

一、导言 关于金以非包裹方式存在的含铜金矿石，直接化浸出能够到达较高的金浸出率，可是因为铜的存在，使耗量大大增加，从而使直接化办法变得不经济。金的高浸出率与金收回经济性是此类金矿石浸出研讨上应处理的要点问题。挑选性浸金办法，因为其保证金有较高浸出率的一起，又下降了铜对浸出的搅扰，值得深化研讨。 针对不同的意图，挑选性浸金的办法较多，除了传统的分步浸出外，浸出、硫代硫酸盐和法得到了深化研讨和使用。和硫代硫酸盐作为的代替品，从“无毒提金”视点，在近几十年现已得到广泛研讨。在酸性溶液中，以Fe3＋为氧化剂，因其较快的浸出动力学速度（比化快5倍）而倍受青睐[1，2]。硫代硫酸盐办法除了无毒外，取得最大的成功是对碳质金矿石的浸出，成功处理了“劫金”的难题[3～5]。一起，很多学者在研讨中发现浸金和硫代硫酸盐浸金办法还能够下降金矿石中铜、砷、锌和镍等金属杂质的搅扰，可是，很显着这并不是和硫代硫酸盐浸金办法研讨的要点内容。法自从20世纪90年代被提出，至今也未对浸出机理、Cu＋和的效果构成共同的观念。这反映了该系统固有的杂乱性。关于含铜金矿石，与化法比较，系统浸金的一切研讨成果都标明，该办法能有用下降耗量，进步或坚持较高的金浸出率[6，7]。笔者用4种挑选性浸金办法，即法、硫代硫酸盐法、分步浸取法和法，对山西某地含铜金精矿进行了浸出实验，并对效果较好的法进行了中试，开始断定了该金精矿的浸取工艺。 二、矿石性质 实验精矿样品取自山西某金矿的浮选厂。该矿床属中温热液金矿床，矿石类型为原生矿石。矿石中金属矿藏首要为黄铁矿、黄铜矿、闪锌矿和方铅矿，脉石矿藏首要为石英、长石和方解石。矿石中金矿藏有天然金和银金矿。金矿藏粒径呈次显微金，形状杂乱多样，有粒状、片状、树枝状和细脉状等，首要以裂隙金和晶隙金的方式产于黄铁矿、黄铜矿和石英中。试样的光谱分析成果见表1，首要元素分析成果见表2。试样的天然粒级为：大于200目占20%，200～320目占26.5%，小于320目占53.5%。 表1试样的光谱分析成果表2精矿中首要元素含量试样的直接化浸出实验成果标明，金的浸出率较高，但耗量高达130kg/t。该成果与矿石性质共同，即金以裂隙金或晶隙金的方式存在使精矿具有杰出的化可浸性，但较高的含铜量，形成高的耗费。直接化浸金的实验条件及成果见表3。 表3直接化实验条件及成果三、实验室实验 （一）实验办法 针对该金精矿具有较高化浸出率和较高的耗这一特征，对浸金的工艺计划进行了实验挑选，包含浸出、硫代硫酸盐浸出、分步浸出和法浸出等4种计划。 国内外很多学者对浸出、硫代硫酸盐浸出和法浸出的影响要素现已进行过深化的研讨。 浸出中，影响金浸出率的首要要素为浸出时刻、浓度、Fe3＋浓度和硫酸浓度[1，2，8～11]：用量8～12kg/t（质量分数1%左右）、硫酸质量浓度20g/L（0.15mol/L）、Fe3＋质量分数为0.3%～0.4%时，金的浸出率较高；浸出时刻在4h今后，金的浸出率不再持续升高。 硫代硫酸盐浸出中首要影响要素是温度、pH、S2O2 浓度、Cu2＋浓度、NH3浓度。浸出温度的最佳规划是35～50℃。其实对温度的要求，首要考虑办法的经济性和工艺的可行性问题。很多研讨者对工艺可到达的温度规划进行实验研讨。该办法浸出的pH规划极窄，仅在pH9～10之间。在硫代硫酸盐浸出系统中，Cu2＋和NH3对金的溶解有显着的加快效果。别的，在SO2－4存在的条件下，SO2－3适量增加能够显着地下降S2O2－3的耗费量，起到安稳S2O2-3的效果。视矿石性质不同，硫代硫酸盐浸出的最佳条件一般为[3～5，12～15]：温度40～50℃，pH9～10，S2O2－3浓度0.4～018mol/L，SO2－3浓度0.25～0.5mol/L，SO2－4浓度011～0.2mol/L，Cu2＋浓度0.01～0.04mol/L，浓度0.5～1.0mol/L。 法浸出中最首要的影响要素是比。不同学者研讨时选用的不同最佳比，表现了系统浸金机理所固有的杂乱性，比的规划从1∶1～4∶1。的浓度应视浸出系统中铜的溶解状况而定[6～7，16]：一般来讲，为了使和铜以安稳的Cu（NH3）2＋4方式存在，NH3与Cu2＋抱负的配比是4∶1；能够使Cu（NH3）2＋4安稳的pH规划为8～10.5，该pH规划也是浸出系统中最佳的pH规划。 综上所述，结合本次实验样品的性质，首要进行了浸出、硫代硫酸盐浸出和法浸出的条件实验。对浸出，进行了质量分数（0.5%和1.0%）、Fe3＋质量分数（0.3%和0.5%）等4组条件实验。对硫代硫酸盐浸出，进行了温度（23℃、40℃和60℃）、pH（pH8、pH8.5和pH9）、S2O2－3浓度（0.25mol/L、0.5mol/L和1.0mol/L）、Cu2＋浓度（0.02mol/L和0.04mol/L）、SO2－4浓度（0.05mol/L和0.1mol/L）等12组条件实验。对法浸出，进行了比（2∶1和3∶1）、加铜与不加铜、参加类型（NH4HCO3，NH3·H2O，NH4Cl）、浸出时刻（12h、24h和48h）、矿石粒度（原粒度和95%小于320目）等14组条件实验。以金的浸出率为优化标准，断定的浸出、硫代硫酸盐浸出和法的最佳浸出条件实验成果见表4、表5、表6。 表4浸出条件表5硫代硫酸盐浸出条件表6　系统浸出条件分步浸取选用了焙烧—硫酸浸铜—化浸金的实验计划。在马弗炉中通过600℃的焙烧，用20g/L的硫酸进行了浸铜预处理，浸铜渣进行了惯例拌和化浸金。 一切浸出实验选用可调式电动拌和器，在1L烧杯中拌和浸出。拌和实验样品质量均为100g，液固比为3∶1。除硫代硫酸盐浸金在40℃的水浴中进行外，其他均在室温下进行。拌和浸出完毕后，将矿浆过滤，对滤渣和浸出液进行相关分析测定。 （二）分析办法 实验触及的首要分析办法如下：Au，Ag，Cu分析选用原子吸收法。CS（CN2）2分析用氧化复原滴定法。CN－分析用二硫腙滴定法。pH值用pH试纸和pH计测定。氧化复原电位用电位仪测定。 室内实验中基准试剂用基准纯，NaCN为工业品（含量98%），其他试剂均用分析纯。扩展实验中浸出试剂均为工业品。 四、果与评论 （一）浸出系统中金的浸出效果 在、硫代硫酸盐、分步浸出和法浸出中金的浸出率见表7。 表7　不同挑选性浸出计划中的金浸出率从优化的浸出条件和浸出成果能够看出：浸金中，浸出时刻短，速度快，但浸出目标低，金的浸出率仅为77%左右，并且耗量大，使该工艺在经济上不可行，别的，酸性的浸出环境给工艺带来困难；硫代硫酸盐浸金进程中需求Cu2＋，而铜金矿、浸出时能够供给部分的Cu2＋，并且浸金速度快，只需5h就能够到达较高的浸出率，但该办法有较高的温度要求，浸出条件严苛（pH规划及试剂增加量要求严厉），浸出系统杂乱，试剂耗费量大；在分步浸取中，试样通过焙烧后，硫酸浸铜能够预先除掉48%左右的铜，使化浸金的耗量大大下降，仅为6kg/t，但焙烧使原本 易浸的天然金包裹，变得难浸，金的浸出率仅为8154%；系统对金的浸出有较好的挑选性，在耗为14.7kg/t时，金的浸出率达90.23%，并且试剂廉价，而同在耗为14.7kg/t时，直接化金的浸出率为49.33%，法比直接化金的浸出率进步了40%左右。 （二不同浸出系统的影响 直接化中，铜的溶解率到达55.84%，因而单一的化对铜没有挑选性。 浸出中，铜的溶解率为6.0%，这对系统浸金没有直接影响，从理论上也是如此。别的，从理论上分析，铜的浸出对溶液中Fe3＋有必定的耗费，但对转化进程（氧化为二硫甲脒）不会有影响，这从铜、铁和在酸性溶中标准电极电位能够看出（见表8）。因而，铜对系统浸出的影响较小。 表8　酸性溶液中有关电对的标准电极电位（298.15K）铜对硫代硫酸盐浸出的影响非常杂乱。在实验条件下（参加Cu2＋量0.02mol/L），试样中的铜有4.4%的溶解（相当在溶液中弥补了0.005mol/L的Cu2＋）。假如参加Cu2＋浓度为0.04mol/L，则会呈现铜的沉积（相对试样中的铜含量沉积了4.57%，即相关于下降溶液中Cu2＋浓度0.017mol/L）。因而，在最佳实验条件下铜的浓度应为0.025mol/L左右，铜比为1∶32，显着铜比并不是理论上的1∶4，而是小得多。硫代硫酸盐浸出中，Cu2＋参加了浸金反响，起到使S2O2－3安稳的效果。因为铜在硫代硫酸盐浸出中是浸出剂，因而，该办法对铜的挑选性表现在对含铜矿石中铜的使用。 在系统中，通过条件实验不需求参加铜就能够完成金的浸出（成果未列出）。这首要是因为在浸出进程中试样中有8.8%的铜溶解（相当于溶液中增加了Cu2＋0.01mol/L），现已满意了浸出系统的需求。假如别的参加Cu2＋，金的浸出率反而会下降。许多研讨标明，在系统中铜比在1∶4～1∶6为宜，以便使Cu（NH3）2＋4安稳的存在。但本次研讨中，铜比为1∶9，可能是过量的的存在并不阻碍系统的浸金功能，这值得进一步研讨。和硫代硫酸盐浸出具有相似性，在系统中，铜也是作为浸出剂被使用。 综上所述，在4种挑选性浸金办法中，法浸金不仅能到达抱负的浸出目标，完成挑选性浸金，并且工艺简略，经济合理。 五、扩展实验 根据室内实验成果，对法浸出进行了扩展实验。扩展实验在机械浸出槽中进行，浸出槽体积1.5m3，试样质量365kg。浸出矿浆用压滤机固液别离后，浸出液中的金选用活性炭吸附收回。实验条件及成果见表9。 表9　扩展实验的条件和成果扩展实验的成果与实验室实验成果根本挨近，说明晰浸出条件的合理性。之后进行了5t精矿规划的连续生产，金浸出率安稳在90%左右。 六、结语 关于金以非包裹方式存在的含铜金矿石而言，与法、硫代硫酸盐法、分步浸取法等挑选性浸金办法比较，法具有浸出率高、试剂廉价、工艺简略等显着的长处。其与直接化比较，下降了耗量，进步了金的浸出率，是含铜金矿石收回金的有用办法。 [参考文献] [1] G Deschênes, E Ghali. 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对含金-砷的硫化精矿进行欢腾层内焙烧是使金与砷黄铁矿和黄铁矿到达解离的一项预备作业。这种办法在国外采金厂商的出产实践中得到适当广泛的使用。    国内稀有金属科学研讨所伊尔库茨克分所的研讨标明，对精矿进行-段焙烧是无法得到含种和硫最低的烧渣的。这样在进-步处理进程中必然会丢失很多的金。    因而就需求拟定-种能确保取得比较适合于铜冶炼厂熔炼的产品和能就地处理精矿并提取贵金属的办法。    全国有色金属矿冶科学研讨所和国立稀有金属科学研讨所伊尔库茨克分所的研讨标明，关于比达拉松矿区的精矿更为杂乱的精矿进行两段焙烧能确保得到十分适合于化并能有较高金回收率的烧渣。    半工业实验所用之设备为接连作业式两段欢腾层焙烧设备。该设备中包含有两个顺次组织的欢腾炉，第1段炉底面积为0.0336米2，第2段焙烧炉炉底面积为0.089米2、干式除尘器，电除尘器、砷结晶室、布袋收尘器和静化气体的湿式洗刷塔（见图1）。该设备的处理才能为每昼夜250~300公斤精矿。    在I段焙烧时，在焙烧温度较低和弱酸气氛中使As进步在Ⅱ段焙烧进程中，硫在高温文剩下空气比理论需求量多1~2倍的情况下完全被扫除。    从图2中看出，当空气过剩量比等于0.75-1.0时，砷的进步率最高。此刻气体中的游离氧不超越2%。脱硫率为57~ 60%。 [next]     跟着剩下空气量的增大砷的进步率则下降，一起进步了脱硫效果。在空气耗量对理论需求量低0.75时，烧渣中砷含量很高。    当焙烧温度在550~650℃时，砷的进步率最大（见图3）。当温度低于550℃时烧渣中仍留有很多未氧化的砷黄铁矿。    从图4数据看出，焙烧温度对除硫有-定影响，而决定性的要素是空气的耗量（见图3和图4）。    烧渣中砷含量的进步（见图4）证明，在Ⅱ段焙烧中砷实际上是不进步的，而烧渣中的砷浓度有进步。 [next]     烧渣质量与往焙烧炉中装入精矿的速度的联系如图5所示。从图5中看出，在第1个焙烧炉的单位处理才能为7.0~ 9.5吨/平方米·昼夜，第二个焙烧炉为3.5~4.7吨/平方米.昼夜时所得之成果较好。    在进行半工业实验进程中曾断定了下列工艺准则：                                        第I段                第Ⅱ段    欢腾层温度℃                        550~600              650~675    空气的过剩系数，a                   0.75~1.0             1.5~2.0    欢腾层中气体流速，厘米/秒           0.1~0012             0.10    昼夜处理才能，吨/平方米、           7.0~9.5              3.5~4.75    在此工艺条件下得到了含As            0.19~0.6%和S 0.9~l.3%的烧渣。    依照上述工艺条件曾对接连作业的焙烧设备进行了8个昼夜的平衡实验（见表）。 对达拉松矿的精矿进行两段焙烧时金属物质平衡和散布物料称号分量AuAsS公斤散布 百分比克/吨克散布 百分比%公斤散布 百分比%公斤散布 百分比装入量：           精矿1915100.0052.50100,537100.004.45104.40100.040.50775.60100.0得到的：          1.50烧渣93248.7086.1080.24579.800.484.504.301.3011.404.00除尘器烟尘28314.8054.0015,28215.309.5527.0025.909.6031.500.70电除尘器烟尘351.8029.601,0361.0027.439.609.2014.905.200.60结晶槽烟尘492.6019.100.9360.9063.4531.1029.803.804.300.30布袋收尘器烟尘422.207.110.7180.7049.1020.6019.705.402.307.40算计1341.070.00-98,12797.70-92.8088.90-54.7092.90随气体的丢失和差错574.030.00-2,3202.30-11.6011.10-720.90 总计1915--100,537--104.40--775.60-     金属平衡核算成果标明，被平衡的金属的差错均处在化学分析进程中所答应的差错范围内。很多金（79.8%）富集在焙砂中，而剩下的金留在收尘设备的烟尘中。金未随气体丢失。    结晶槽和布袋收尘器中的烟尘的特点是砷含量高（约为63~49%）并需求进行特殊的处理。    大约16%的Au转入干式除尘器和电除尘器的烟尘中。就其化学组成来看，这些烟尘简直相同。对这些烟尘中含砷的方式的分析标明，大约92%的砷呈。    依照从前所做的实验曾验证了将除尘器和电除尘器中的烟尘与通过预先粒化后的原始物料一起处理的或许性。    将上述烟尘放在直径500毫米的圆盘制粒机中制成粒。圆盘的转速为14-16转/分钟，倾角为52~55°，制粒时仅需求加水，不用增加粘合剂。依据能以确保炉内物料假液层的条件所选定的颗粒粒度为100%-5+1.0毫米。粗颗粒的水分为10~12%，其强度为-1.1~1.5公斤/颗粒。除尘器和电除尘器中的烟尘混合时的份额应依照焙烧进程中产出的各种烟尘分量断定。然后把混匀后的烟尘送制粒机中制粒。    精矿的焙烧与烟尘的回来都选用曾经断定的准则。第I段焙烧的均匀单位处理才能为每昼夜9吨/平方米。在物料平衡树立之前，回来的烟尘混合物的增加量应到达精矿分量的19.5%，这正是焙烧设备对原始精矿处理才能下降的数值。焙烧作业的特点是温度和空气条件安稳；烧渣的质量很好。第2次所得到的烟尘中含金较贫，约为5~3%。烧渣的产率进步到精矿分量的59~62%。    半工业实验成果标明，所选用的包含除尘器，电除尘器、结晶槽和布袋除尘器在内的整个除尘体系能够确保气体的除尘率到达99.9%（见图6）。[next]    在达拉松选矿厂所实施的两段焙烧办法不仅为：改善技能经济指标供给了或许性，并且也有或许完成就地产出贵金属。

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。

氯化蒸发法用于难处理的金精矿，并归纳收回精矿中所含的其他金属是有出路的。这是鉴于混法、化法等一般都只侧重收回矿石中的金，而银（部分）、铜、铅、锌等有价金属则随尾矿抛弃得不到应有收回。 氯化蒸发法是将精矿与氯化剂一同加热，使金、银、铜、铅、锌等金属氯化生成具有蒸发性的物质进步并捕集于烟尘和洗液中，然后经过湿法冶金从中分步收回这些金属。 氯化剂NaCl或CaCl2的用量一般为精矿分量的10%～15%。当质料为硫化物精矿时，应预先进行不彻底氧化焙烧，使焙砂中残留3%～5%的硫，以便于氯化进程中发生一部分起氯化催化剂作用的S2Cl2，使精矿能在较低的（1000℃）的温度下氯化蒸发。但当精矿中不含硫时，氯化蒸发温度有必要不低于1150℃。此刻，氯化剂的用量可削减到精矿分量的5%。 精矿常与10%～15%NaCl（或5%～10%CaCl2）一同加水于圆盘制球机中制球，经150～200℃烘干后筛去粉末，再于竖式炉中进行氯化蒸发。当运用的物料为粉料（不制球）时，可选用卧式管状炉（回转窑）进行氯化蒸发。 氯化蒸发产品（烟尘）的捕收和处理一般选用如下办法： （1）分段操控温度，从蒸发物中分步沉降各种金属氯化物； （2）敏捷冷却蒸发物使各种金属氯化物一起沉积，然后在550～570℃条件下进行沉积物的硫酸盐化焙烧，再加水浸出以别离贱金属硫酸盐； （3）经过湿式洗气使氯化物进入洗液。洗液经循环运用到必定浓度后，从溶液中分步别离各种金属氯化物。 表1列出了苏联4种难处理金精矿焙砂的氯化蒸发实验条件及成果。表1  难浸金精矿焙砂的氯化蒸发实验条件及目标试样号精矿特性氯化剂用量∕%氯化温度∕℃氯化时刻∕h渣含金∕ g·t－1金收回率∕%1金与硫化物严密共生， 并含很多碳5115030.8～396～992金与砷黄铁矿共生5115020.8～396～993金与黄铁矿 共生10115030.199.74含铜产品10115030.499.4 图1所示为含金黄铁矿焙砂氯化蒸发物的湿法冶金流程。此流程的分步作业条件是：图1  黄铁矿焙砂氯化蒸发物的湿法冶金准则流程 （1）用20g∕L硫酸液于20℃浸出1～2h，使铜、锌等溶解别离产出金－铅渣； （2）向浸出液中加氯化钙，于20℃拌和0.5～1h沉积硫； （3）加石灰乳到pH4.5～5，拌和2～3h沉积铜； （4）加石灰乳到pH10，拌和1.5～2h沉积锌。 为了下降氯的耗费，М.Н.济里亚诺夫（Зыряиов）等曾体系地研讨了难处理金精矿的氯化作业条件。经屡次实验后证明： （1）金精矿中的铁首要呈易氯化的硫化物（如黄铁矿等）形状存在。如将此高硫精矿直接进行氯化，氯的耗费量必定很高。若将此精矿预先进行氧化焙烧，铁即转化为较难氯化的氧化铁，可削减氯的耗费； （2）往炉猜中增加NaCl，可使某些难处理精矿的氯化焙烧能在较低的温度下进行。如向含金142.2g∕t的精矿中增加5%NaCl，在温度400℃进行氯化焙烧后，金的氯化率可达91%。其间，9%的金氯化蒸发进入烟气中，82%呈氯化状况留于焙砂中。这些金的氯化物经水洗作业就能生成可溶复式盐进入溶液中； （3）往炉猜中增加5%NaCl，于700～800℃进行氯氧混合气体氯化焙烧，金的氯化率比不加NaCl能进步5%～6%，它与高温（1000～1150℃）氯化蒸发金的目标适当。当焙烧粒度－0.6～＋0.2mm的精矿，供入含Cl225%的氯－空气混合气体进行氯化焙烧2h，不同温度和NaCl增加量对金和铁的氯化目标列于表2。从表2中看出：在上述条件下，增加5%NaCl于700～800℃进行氯化焙烧，金的化率高达97.8%～98.9%，金的氯化蒸发率更高达97.5%～98.8%，即已氯化的金实质上简直彻底蒸发；表2  温度和NaCl增加量对金氯化目标的影响温度∕℃加NaCl量∕%浸渣含金∕g·t－1氯化率∕%Au蒸发率AuFe500014.191.53.290.854.197.54.046.5600011.692.48.091.653.298.08.668.5700011.893.020.092.954.797.819.797.5105.896.219.396.2800015.890.326.089.952.198.925.898.8105.096.726.896.3     （4）精矿氯化中，Fe仍是耗费氯的首要组分，且跟着焙烧温度的升高，铁的氯化率也增大。为下降铁的氯化率削减氯的耗费，在温度700～800℃条件下，别离供入含Cl 3%～25%氯－空气混合气体和加或不加NaCl进行了氯化焙烧实验。归纳各次实验成果示于图2。从图中看出，焙烧作业在温度700～800℃，供入含Cl2温度；700℃（1、3、5），800℃（2、4、6)，增加NaCl5%（3、4）3%的氯－空气混合气体焙烧，Fe的氯化率别离降至1.5%和3%，但金的氯化率也随之下降。为了在低氯浓度的氯－空气混合气体焙烧中能坚持高的金氯化率，实验证明：在供入氯浓度5%～10%的氯－空气混合气体条件下，往炉猜中增加5%NaCl，金的氯化率就可进步速95%左右，此刻，铁的氯化率仍坚持不加NaCl进行氯化焙烧的水平，与炉猜中是否增加NaCl无关。当用此氯化准则焙烧某选厂的含砷精矿时，金的氯化率和蒸发率亦达97.8%～98.1%，氯化浸渣中含金3～3.7g∕t。图2  氯化剂含氯浓度对金（E1）和铁（E2）氯化率的影响     （5）依据以上实验选定的难处理金精矿扩展实验条件是：精矿球粒度5～15mm，增加NaCl 5%，在700～800℃供入含氯5%的氯－空气混合气体在竖式炉中焙烧2h。所得成果比实验室实验成果还高些，金的氯化蒸发率达99.2%，浸渣含金仅1.4g∕t。因为铁氯化率的下降，还可削减氯的耗费。     我国曾对某矿的浮选金精矿进行了高温化蒸发扩展实验。实验运用的金精矿组分如下：组分Au∕g·t－1Ag∕g·t－1CuPbZnFeSSiO2CaOMgOAl2O3含量∕%76.3841.830.200.290.2932.0030.9626.300.480.490.89 因为精矿含硫高，故先经欢腾焙烧脱硫。 焙砂经磨矿后和烟尘（70.6%140～180目）兼并，于圆盘制粒机上喷洒密度1.29～1.30g／cm3的氯化钙液，制成直径10～12mm的球粒。经过给料箕斗供入竖式枯燥炉中枯燥至含水1%左右，此干球含氯化钙8%～10%，抗压强度为10～15kg∕个。经振动筛除掉粉料后，送回转窑进行氯化焙烧。 回转窑的氯化蒸发焙烧，是在高温条件下进行的。进程中金、银、铜、铅、锌等金属及其化合物与氯作用生成氯化物并蒸发，其反响如下： CaCl2＋ O2 CaO＋Cl2 MeO＋Cl2 MeCl2＋ O2 MeS＋Cl2 MeCl2＋ S2 S2＋2O2 2SO2 Me＋Cl2 MeCl2 生成的金、银、铜、铅、锌等氯化物在高温下蒸发进入烟气中，经收尘体系予以收回。但金的氯化物在高温下不安稳，故烟尘中的金均呈金属状况。 实验用的回转窑出产能力为0.98t∕（m3·d），窑体倾斜度1.85%。转速1.42r∕min，矿球在窑内的填充系数10.3%，矿球在窑内停留时刻80min。加热用柴油，耗油量250～300kg∕t矿球。窑内的高温区（氯化蒸发区）温度达1040～1080℃，烟气含5%～9%氧，烟气排出速度2～2.5m∕s。经氯化蒸发焙烧后，矿球失重率10%左右，抗压强度达31～95kg∕个，所含的铁和杂质均契合炼铁要求，可直接入高炉熔炼生铁。 在回转窑焙烧进程中因为柴油在窑内燃料不彻底，而生成11.4%的游离炭进入湿烟尘中。为了不影响浸出作用，先将湿尘于450±20℃下焙烧3h，使游离炭降至1%左右，然后再磨矿。焙烧脱炭进程中，金、银、铅的损失率（%）别离不大于0.5、3.0和10.0。 收尘运用沉降斗、冲击洗刷器、内喷式文氏管和湿式电收尘器等组成的湿式快速收尘体系。经过各级收尘，取得含金、银、铅为主的干尘、湿尘和含铜、锌的洗尘液。 氯化蒸发烟尘中的金悉数呈金属状况，将其于磁球磨机中参加液，并向液中参加漂和硫酸，使其分化放出活性氯来氯化金： 2Au＋Cl2 2AuCl AuCl＋Cl－ AuCl2－ AuCl2－＋Cl2 AuCl4－ 其总反响式为： 2Au＋3Cl2＋2HCl 2HAuCl4 因为湿烟尘中含金较多（12kg∕t），故选用两次浸出。浸出前，先将烟尘磨碎至－0.15mm（100目）。一次浸出条件为：固液比1∶2，参加10%、5%漂、4%硫酸，浸出时刻4h，金的浸出率可达96.70%。二次浸出条件为：固液比1∶1.5，参加10%、3%漂、4%硫酸，浸出时刻4h，可使剩余金的79.80%进入溶液。两次浸出金的总浸出率达99%以上，浸出渣含金小于100g／t。 产出的干烟尘含金约1kg∕t，经磨碎至－0.15mm，用上述相同的条件进行一次浸出。金的浸出率大于96%，渣含金50～80g∕t。 浸出渣用2%液洗刷两次，一次洗液回来作二次浸出用，二次洗液回来作一次洗刷用。洗刷渣过滤后送收回银、铅。二次氯化浸出液回来作一次浸出用，以便于取得富含金的浸出液。 一次浸出的富金溶液，含金4～6g∕L，H＋浓度小于0.7mol∕L，加钠复原金： 2AuCl3＋3Na2SO3＋3H2O＝2Au↓＋6HCl＋3Na2SO4 钠的用量为理论量的1.2～1.8倍，一般按每克金参加1.5g。金的复原率达99.9%，液中含金仅0.005g∕L以下。复原的金粒经过滤后，用1%的液洗刷两次，再用水洗刷两次，取得的金纯度大于98.5%。然后别离用氯化铵液和稀硝酸处理除掉银、铅等杂质，金的纯度可进步到99.7%～99.8%。 浸出金的渣，含银9～10kg∕t、铅37%～39%，金小于0.1kg∕t，用酸性食盐水浸出。浸出液pH0.5～1.5，食盐浓度280g∕L，固液比1∶8～10，温度70～80℃，经浸出2h，银、铅生成NaAgCl2与Na2PbCl4进入溶液，浸出率均达98%以上。浸出渣用pH1的酸性食盐水洗刷（洗水回来浸出进程）后送去收回其他金属。 银、铅浸出液先加铅置换复原银： 2NaAgCl2＋Pb 2Ag↓＋Na2PbCl4 运用滚动铅板在液温70～80℃下，置换2h，可从含银0.64～0.98g∕L的溶液中收回大于99%的银，余液含银降至0.002～0.004g∕L。产出的海绵银纯度为85～90%，经熔铸后银锭纯度可达95%以上。 置换银后的溶液，含铅26～38g∕L，于70～80℃参加碳酸钠中和至pH6～7，可使95%以上的铅成碳酸铅沉积，经水洗后碳酸铅纯度可进步到65.72%。残液回来盐水浸出进程。 湿式收尘洗刷烟气的洗液含（g∕L）铜2.89、锌4.54、铅0.57、铁0.69、SO42－12.6、Cl－113.6、H＋3.2。先向液中参加石灰石鼓风氧化并中和3h至pH2.5～3.0，使硫酸根与铁生成氢氧化铁和硫酸钙沉积后，运用30%环烷酸火油钙皂进行5级逆流接连萃取，铜的萃取率达97.2%。 CuCl2＋（RCOO）2Ca （RCOO）2Cu＋CaCl2 生成的铜皂用2mol／L硫酸的有∶水＝2∶1的条件反萃，铜的反萃率可达100%。经多级逆流反萃，至末级反萃液中含铜大于50g∕L，用活性炭吸附有机相后送电积提铜。 提铜后的溶液含锌3.53g∕L。将溶液调整至pH4.6～5.2，经3级逆流萃取，锌的萃取率可达99.6～100%。锌皂的反萃运用12mol∕L硫酸液，经7级反革，反萃率可达99%以上，反萃液中锌可富集至100g∕L，经活性炭吸附有机相后送电积提锌。 表3列出了浮选精矿高温氯化蒸发扩展实验各阶段的金、银、铜、铅、锌收回目标。 表3  金精矿高温氯化蒸发扩展实验目标金属焙烧收回率∕%氯化蒸发率∕%收法功率∕%冶金收回率∕%总收回率∕%金98.8798.8696.2098.0092.15银94.4485.4495.3494.0072.40铜90.1391.4391.6793.6070.70铅94.1385.1996.8184.0065.30锌94.3091.5889.0294.0072.30     尽管金精矿的高温氯化蒸发进程杂乱，建厂出资大，所处理的质料又仅限于报价贵的金精矿，并且还存在一些工业化出产问题需求处理。但该法可用于处理难溶金精矿，并归纳收回其间的有价金属。

对含铜硫化矿中金的收回，因为铜对化进程有严峻影响，大都选矿厂选用铜硫分选工艺别离得出含铜金精矿和含金硫精矿后，将硫精矿中的金用化法予以提取，而含铜金精矿则送往冶炼厂火法处理，不能实现就地产金，这样就严峻影响了黄金矿山的经济效益。因而，怎么有效地对含铜金精矿进行浸出，是金铜矿山迫切需要处理的重要课题。 一、质料性质 实验所用矿样为辽宁某金矿的含铜金精矿，其首要金属矿藏为黄铜矿、磁黄铁矿、黄铁矿，有少数闪锌矿、方铅矿、天然金等，偶见辉铜矿、斑铜矿、铜蓝、褐铁矿等。在矿石中还有少数的孔雀石及蓝铜矿。脉石矿藏首要为绿泥石，次为绢云母、高岭土、斜长石，有少数的石英、角闪石、黑云母。因为矿受激烈的蚀变作用，其间的斜长石大部分变为绢云母，因而矿泥中脉石矿藏以绢云母为主。试样的首要化学成分及金在矿藏中的赋存状况别离如表1和表2所示。 表1  某浮选金精矿的首要元素分析%表2  金在矿藏中的赋存状况%由表1可知，该金精矿中铜的含量很高，是首要的伴生元素，也是影响金浸出的首要元素。 二、实验成果与评论 （一）惯例化浸出实验 首要对实验金精矿进行了惯例的化浸出实验，最佳实验条件为：磨矿细度－50μm占85%，液固比3∶1，CaO用量4kg/t，NaCN用量8kg/t，浸出时刻40h。实验成果见表3。 表3  惯例化浸出实验成果由表3实验成果能够看出，在最佳条件下，惯例化浸出的金浸出率仅达43.11%，阐明铜对化浸出有很大影响。 铜矿藏对化浸出的影响机理如下。 1、可溶铜与反响耗费很多的和氧。除氧化铜极易溶解于溶液之外，各种硫化铜矿藏都有不同程度的溶解度，如辉铜矿、斑铜矿和硫砷铜矿在室温下溶解度就超越65%，最难溶的黄铜矿也有6%的溶解度[1]。矿石中溶出的Cu2＋使矿浆中游离的氧化为和酸盐，Cu2＋变为Cu＋；Cu＋又与CN－生成化亚铜络合物，导致耗费很多的，其首要化学反响为 2Cu2＋＋7CN－＋2OH－→2Cu（CN）2－3＋CNO－＋H2O 从该反响式能够知道，Cu2＋与CN－的摩尔比为1∶3.5，按此核算，理论上的耗量是铜量的2.70倍，即矿石中每浸出1g铜，就要耗费2.70g的。 铜矿藏在溶液中溶解不光耗费，还要耗费溶液中的氧，如辉铜矿的溶解反响为2Cu2S＋4NaCN＋2H2O＋O2→Cu2（CN）2＋Cu2（CNS）2＋4NaOH 2、可溶铜的存在会下降金的浸出率。金在化进程中的溶解式为可见，溶液中氧浓度和游离的CN－是金溶解的必要条件，首要金被O2氧化为Au＋，Au＋再与CN－作用生成Au（CN）－ 2，使金得以溶解。而处理含铜物料 时，因为铜的溶解耗费了溶液中的根离子和氧，使溶液中的根离子活度下降，特别是溶液中所溶解的少数氧被耗费后，构成溶液中严峻缺氧，导致金的浸出速率及浸出率的下降。 （二）脱药后化浸出实验 为了断定浮选药剂对化浸出的影响，对试样进行了脱药后的化浸出比照实验。脱药办法是将精矿再磨，然后参加解吸剂X2P拌和30min。脱药试料的化浸出条件同惯例化浸出实验，实验成果见表4。 表4  脱药后浸出实验成果将表4实验成果与表3比照，能够看出，金精矿脱药后，金的浸出率进步了7.11个百分点，阐明金精矿脱药后可改进化浸出进程。实践上，理论研讨已发现，黄药在金的载体矿藏黄铜矿、黄铁矿、磁黄铁矿等表面上易构成双黄药，在方铅矿、斑铜矿、辉铜矿等表面上易生成金属黄酸盐，在铜蓝的表面上既有双黄药又有金属黄酸盐[2]，这样就使金的表面钝化，阻挠了金与的触摸，然后下降了金的化浸出率。经脱药后，除掉了矿藏表面上新生成的物质，故有助于进步金的浸出率。 （三）－混合液浸出实验 脱药后的化浸出，尽管金的浸出率有所进步，但因为金精矿中铜的影响，浸出率仍不抱负，仅到达了50.22%。为了进一步进步该矿石中金的浸出率，选用－混合液来作浸出剂，其长处是： （1）可按捺铜对化的晦气影响。NH3可与Cu2＋生成铜络离子Cu（NH3）2＋4，这样，溶液中NH3的参加下降了Cu2＋的活性，并在必定程度上阻挠了由Cu2＋引起的的降解作用。溶液中因为存在Cu（NH3）2＋4的原因，使Cu（CN）－2经过氧化作用呈CuCN的方式从溶液中沉积出来。当pH>9.5时，因为NH3与CN－的质子化作用，使Cu2＋生成Cu（OH）2沉积。 （2）－混合液有利于金的浸出。在－混合液中，CN－作为化剂、Cu（NH3）2＋4作为氧化剂使金溶解，其反响方程式为（3）－混合液可下降的耗费。当浸出液中的浓度超越0.1mol/L时，溶液中的铜络离子会逐步被铜络离子替代，这样，因为非络合剂NH3的参加，能替代或部分替代贱金属络合物中的，使溶液中游离的添加。 综上所述，在Cu2＋－CN――NH3浸出系统中，的参加减少了溶液中的Cu2＋，按捺了铜对化的影响，使溶液中生成了新的化剂Cu（CN）2－3或Cu（CN）3－4，然后添加了氧化剂Cu（NH3）2＋4，又能使溶液中游离的浓度添加，因而，有利于进步金的浸出率，并可下降的耗费。 1、用量实验 对脱药后的含铜金精矿试样按磨矿细度－50μm占85%、矿浆液固比3∶1、CaO用量4kg/t（pH=10.5～11.0）、NaCN用量8kg/t、浸出时刻40h的固定条件，改动用量进行化浸出，实验成果如图1所示。图1  NH3用量实验成果 1－Au；2－Cu 从图1能够看出，的参加极大地改进了浸出作用，金的浸出率随用量的添加而进步，并在用量为5.92kg/t到达最高点；持续添加用量，金的浸出率反而下降。因而，的适合用量为5.92kg/t。 2、NaCN用量实验 在上述化条件下，坚持必定的浓度，即NH3为5.92kg/t，改动用量进行实验，实验成果如图2所示。图2  NaCN用量实验成果 1－Au；2－Cu 从图2能够看出，在－混合液中，坚持用量不变的情况下，添加NaCN用量即CN－浓度，金的浸出率开端有所进步，而后又开端下降。这是因为添加[CN－]后，NH3与CN－的浓度之比较低，使NH3对铜的按捺作用削弱，相对地添加了铜的溶解，然后构成其对化浸出的影响作用增强了。图1和图2阐明晰NH3和NaCN用量之间有一个最佳比值为5.92∶8，在该比值下，金的化浸出率可进步到90.67%，恣意进步NH3或NaCN的用量，反而达不到这样较抱负的作用。 （四）－混合液炭浸实验 在上述实验基础上，进行了－混合液炭浆实验，实验成果见表5。 表5  －混合液炭浆实验成果从表5实验成果能够看出，炭浸较直接浸出，浸出率可进步2.80个百分点。这是因为活性炭及时地吸附已溶金，下降溶液中的Au（CN）2－浓度，加快金的溶解速度，然后进步了金的浸出率。 三、定论 （1）脱药有利于进步含铜金精矿的金浸出率，主张在实践生产中先脱药后再用－混合液进行化浸出。 （2）在处理含铜金精矿时，一方面可按捺铜的影响，另一方面可下降耗费，可极大地进步金的浸出率。在化浸出进程中，应坚持NH3与CN－的适合浓度比，方能最大极限地进步金的浸出率。 （3）用－混合液对所研讨的含铜金精矿进行炭浸，目标优于用－混合液直接浸出，故主张生产中能够考虑选用炭浆法，用－混合液作浸出剂。 参考文献 [1]蔡殿忱,徐志明.金矿石化学处理工艺学.沈阳:东北大学出版社,1996 [2]丘继存.选矿学.北京:冶金工业出版社, 1997 作者单位 东北大学（周世杰、王成功、张淑敏） 活龙矿业有限责任公司东（吕长）

杂乱金精矿焙砂浸出车间规划 以焙烧车间产出的焙砂为质料，经酸浸脱铜锌、盐浸脱铅、化浸金和锌粉置换，取得金泥的杂乱金精矿冶炼厂车间规划。金泥为下一步提纯金银的质料。规划内容包含：工艺流程、设备挑选、车间装备和首要技术指标。工艺流程一般依据焙砂成分、扩展实验成果和同类工厂的实践经验断定。 我国某厂的工艺流程如图。精矿焙烧后焙砂中的金属有的(如铜、铅、锌)变为硫酸盐，有的(如铁)变为氧化物，有的(如砷)蒸腾进入烟气。用稀硫酸浸出时，焙砂中的锌、铜呈硫酸盐进入溶液，铅和金银以及很多脉石仍留在浸出渣中。浸出矿浆经稠密分出的上清液，送归纳收回车间(见杂乱金精矿冶炼厂归纳收回车间规划)收回铜、锌，稠密机底流经过滤洗刷后，送化浸出工序。化浸出所产贵液即焙砂经化浸出后所得的含金溶液，送锌粉置换工序。化渣经浆化后送往渣场。 一般用锌粉置换法从贵液中置换出金泥，即先将贵液过滤，除掉其间的悬浮物，在脱氧塔中进行真空脱氧，然后加锌粉置换金银。锌粉加到贵液泵的入口处，在泵中混兼并开端反响，在压滤中完结悉数置换作业。压滤所得金泥送金银提纯车间处理，沉金后的贫液即贵液中的金被置换出去后所剩的溶液，一部分回来去用做化调浆，另一部分经处理收回或损坏其间的根，到达要求后排放(见金银选冶厂含污水处理车间规划)，兼起扫除溶液中循环堆集的有害杂质的效果。如质猜中含铅高，规划时须在化前添加脱铅工焙砂浸出工艺流程示意图序，行将脱铜后的渣在加热状态下用挨近饱满的食盐水浸铅，经固液别离及洗刷作业，浸渣送化浸出，盐浸液经脱银脱铅后，把食盐溶液蒸腾浓缩至挨近饱满状态，回来盐浸工序运用。设备挑选酸浸脱铜一般选用机械拌和槽，槽内与矿浆触摸的部分要有防腐及耐磨办法。固液别离和洗刷设备多用稠密机与水平带式真空过滤机，要考虑防腐。化浸出常用双叶轮高效拌和槽，浸出后矿浆的固液别离和洗刷设备，也用稠密机和水平带式真空过滤机，但不须防腐。脱铅工序的盐水蒸腾浓缩，选用立式列管蒸腾器，设备腐蚀严峻，要用高档耐腐蚀合金。 锌粉置换设备，用普通碳素钢制造。 脱氧设备选用真空脱氧塔。 金泥过滤一般选用板框压滤机，滤布表面须采纳避免微细金泥透滤的办法。车间装备焙砂浸出车间一般规划为两层建筑，各种贮槽、泵、真空泵、空压机，多装备在地面上。各种机械拌和槽的槽顶、过滤机、压滤机、置换设备等，多装备在楼上。为了简化物料运送，规划中须尽量使用高差使液体自流。化浸出因为反响时间长，所需化槽多，一般选用阶梯式装备，矿浆靠位差由前一槽顺次流入下一槽。多效蒸腾器因为本体较高，可依据操作和维修点的需求，规划为四层的建筑。 化槽、稠密机及大部分贮液槽可依据区域气候规划成露天或带简易厂房的装备。 首要技术指标

对含金-砷的硫化精矿进行欢腾层内焙烧是使金与砷黄铁矿和黄铁矿到达解离的-项预备作业。这种办法在国外采金厂商的出产实践中得到适当广泛的使用。     国立稀有金属科学研讨所伊尔库茨克分所的研讨标明，对精矿进行一段焙烧是无法得到含砷和硫最低的烧渣的。这样在进一步处理过程中必然会丢失很多的金。     因而就需要拟定-种能确保取得比较适合于铜冶炼厂熔炼的产品和能就地处理精矿并提取贵金属的办法。     全苏有色金属矿冶科学研讨所和国立稀有金属科学研讨所伊尔库茨克分所的研讨标明，关于比达拉松矿区的精矿更为杂乱的精矿进行两段焙烧能确保得到十分适合于化并能有较高金回收率的烧渣。 半工业实验所用之设备为接连作业式两段欢腾层焙烧设备。该设备中包含有两个顺次组织的欢腾炉，第1段炉底面积为0.0336米2，第2段焙烧炉炉底面积为0.089米2、干式除尘器，电除尘器、砷结晶室、布袋收尘器和静化气体的湿式洗刷塔（见图1）。该设备的处理才能为每昼夜250~300公斤精矿。曾用达拉松矿的金-砷混合精矿进行实验。精矿的组成如下：52.5克/吨，Au；144克/吨Ag；5.44%As；40.59%S，2.05%Cu;34.0%Fe。    在I段焙烧时，在焙烧温度较低和弱酸气氛中使As提高在Ⅱ段焙烧过程中，硫在高温文剩下空气比理论需要量多1~2倍的情况下完全被扫除。     从图2中看出，当空气过剩量比等于0.75-1.0时，砷的提高率最高。此刻气体中的游    离氧不超越2%。脱硫率为57~60%。

我国难选冶金矿石的处理技能现状。这些难于运用惯例化法收回金的矿石或金精矿。大都含砷碳等有害元素，有必要经过多种预处理工艺才干运用化法或其它办法收回金。焙烧预处理的典型代表乃是湖南黄金洞金矿。它所出产的含砷金精矿经过两段焙烧：榜首段在缺氧下焙烧，烟气中的砷以的方式收回，归纳收回率达99.9%；第二段在氧化气氛中脱硫，烟气中含硫6%～10%契合制酸条件，吸收率达90%以上。所产出的疏松多孔焙砂，化浸出率可由一段焙烧的60%～70%进步到93%左右。该矿原运用一段焙烧脱砷硫办法已连续出产多年。现在经北京有色金属研讨总院实验后已建成20t/d处理厂，两段焙烧再化工艺可为我国供给典型的出产经历。除黄金洞之外，国内选用焙烧－化工艺的冶炼厂有4家。总出产能力1100t/d左右。但它们均选用－段焙烧－化法，对含砷杂乱的金精矿不能到达技能和环保要求。     热压氧化工艺经“九五”科技攻关研讨后，已完成很多小试与扩展连续性实验，已为工业化出产供给条件。长春黄金研讨院与核工业北京化工冶金研讨院协作，对吉林浑江金矿的原矿进行研讨，经过碱性热压氧化－釜内快速化提金工艺，有用地氧化分解了载金硫化物，使金浸出率由直接化时47%进步至92%以上，所选用氧化进程其温度和压力均比国外技能要低，愈加契合我国国情。而山东金翅岭金矿2002年已建成酸性热压氧化－提金车间。出产能力100 t/d金精矿，现在正在调试中。     细菌氧化－化提金工艺也是“九五”科技攻关的典型效果，该效果已被山东烟台冶炼厂和长春黄金研讨院协作，使用该院生物氧化技能成功地在国内建成榜首家彻底具有自主知识产权的50t/d出产规模的细菌氧化－化炭浆工艺提金演示厂，并于2000年12月正式投产并经过国家科技部判定与检验。连续出产多年现在技能目标安稳，金精矿再磨至－0.038mm占90%，氧化温度40～50℃，氧化矿浆浓度18%，浸出时刻6d的工艺条件下，含砷金精矿的金浸出率达95%以上，创始了我国使用生物氧化含砷金精矿而化提金工艺的先河。尔后，现在辽宁凤城在建100t/d该种提金厂，山东莱州黄金冶炼厂与澳大利亚和南非协作，全套引入国外设备与技能在建200t/d含砷金精矿细菌氧化－化提金车间。为我国供给更多的技能与经历。能够估计不久的将来，含砷金精矿化工艺将会逐渐变成惯例技能。为我国云贵川桂等各省数百吨金属量的含砷难处理呆矿开发创始光明前途。     含砷含碳金精矿简略而有用的预处理办法。甘肃安西老金场的金矿石，直接化金浸出率仅13.9%，浮选后金精矿档次金79.8g/t、银52.9g/t、砷5.6%、硫13.3%、碳4.24%，超细磨后金化浸出率升至53.78%，氧化焙烧后化则达71.7%，浸渣含于20g/t难以取得满足成果。西脉矿业公司贵金属冶炼厂在焙烧时增加一种本地十分简略取得的化工原料C，使用金精矿中含硫高能自燃的特色，使其与C充沛焚烧化合，焙砂碱预浸后再化，可取得大于93%的金浸出率。该工艺焙烧设备简略，尾气简略收回对环境污染小，出资少，见效快而合适中小矿山推广应用。    某金矿以金铜为主、银铅锌硫等多金属伴生中低温热液硫化矿床，氧化程度高含泥量大，铜硫砷含量较高，金粒微细，尴尬处理含金多金属矿石，建有70t/d浮选厂，出产铜精矿和硫精矿。该矿托付南边冶金学院进行实验研讨，最终断定混合浮选－混精铜硫别离－硫精再磨－炭浸提金计划。该实验成果令人满足，原矿中金档次5.05g/t、银85.95g/t、铜1.71%情况下。取得金收回率79.11%、银65.49%、铜86.32%杰出目标，为往后出产指明方向。

现在，采金工业部门对金-钴-砷精矿还缺少深化的研讨。本文作者就选用火法-湿法冶金工艺流程处理金-钻-砷浮选精矿的成果作了研讨。该工艺流程中包含：浮选精矿的两段焙烧（第1段-分化焙烧，第Ⅱ段-硫酸化焙烧），硫酸化焙烧后之烧渣进行浸出和浸渣的化处理。 挑选用火法湿法-冶金工艺流程处理这类精矿的依据是：在实践中，用这一工艺流程处理难处理的金-砷精矿最为遍及，并且关于含钴的砷硫化物产品的处理亦具有很大的实践意义。 但是在实践中，常常在进行硫酸化焙烧之前选用氧化焙烧法从原始物猜中除砷，其最大的缺陷是可以生成帅酸盐，然后降低了下一工艺进程的处理作用。此外还将生成很多含砷的二氧化硫。若要综合利用这部分二氧化硫，就需要很大一笔费用。 选用无需通入空气的分化焙烧是进步多金属矿藏质料处理作用、综合利用程度和削减环境污染的-种很有发展前景的办法。 曾在半工业条件下，对选别金-钻-砷矿石所得之浮选精矿作了研讨。精矿的化学组成，%：9.3Si02；1.2Al2O3；24.0Fe总；2.94MSO；4.66CaO；1.02Cu；32.0As；1.13Co，0.43Bi；0.05Ni；15.5S总，1.58C有机。精矿磨矿细度为92%-0.074毫米。矿藏分析标明，精矿中首要为砷黄铁矿和黄铜矿、黄铁矿、磁铁矿、方铅矿、铜蓝、闪锌矿、磁黄铁矿呈单个的颗粒状存在。 依据显微X射线光谱分析仪的分析成果来看，首要金属矿藏-砷黄铁矿-是具有不均匀钴同晶杂质的钴的变种（含钴砷黄铁矿），钴含量动摇在4.36~7.41%范围内。通过热图解法研讨标明，砷黄铁矿的这种含矿变种比不含钴砷黄铁矿更难以氧化。所以在氧化焙烧时，很难从精矿中彻底除掉砷。 焙烧温度在490~730C范围内，能对这种精矿进行最激烈氧化。现已证明，这种精矿中所存在的含碳物质为了能吸附的活性石墨。物相分析证明，这种精矿中73.2%的金（呈连生体和游离状况存在）可被溶解，24.96%的金与硫化物（首要是砷黄铁矿）共生，1.84%的金与脉石连生。 金、钴、银是浮选精矿中有工业价值的组分。精矿中金、银含量之比为1：1.2。因为精矿组成杂乱、存在细粒涣散金（0.001~0.008毫米）和在砷黄铁矿中存在有钴同晶杂质以及砷含量过高（32%），所以这类精矿极难处理，也不适于用惯例办法处理。 在一种特制的实验室设备（图1）中研讨了精矿的分化焙烧。将原始精矿1装入石英细颈瓶2中。把细颈瓶放入昇华器的加热部分3。昇华器的第二部分，即未加热的那一半4用来冷凝，而这些是用空气氧化时从精矿中分出的As蒸汽在喷管内生成的产品。异华器依托镍铬合金电阻丝6进行加热，用变阻器8调理加热程度。选用一种特殊设备使昇华器向一个方向和另一方向进行360℃的接连可逆滚动，然后使精矿接连混合。 研讨成果证明，在分化焙烧进程中砷的收回状况取决于温度、昇华时刻和体系中放电值巨细。断定了分化焙烧的最佳条件如下；提高器内温度为760~780℃；焙烧时刻2小时，体系内负压为0.1×l05帕。砷蒸汽氧化所耗费的空气为3~4升/分钟。 此刻所得之烧渣中含2.82~3.37 As和19~21.9 S。从精矿转入昇华物的砷、硫收回率分别为94.06~92.8%和6.83~14.6%。异华物中含量为99.21%。 对烧渣的矿藏分析标明，烧渣中的硫呈单斜形磁黄铁矿，（硫含量为51.7~55.27原子量%）并含有钻的杂质为0.37~3.45%和含砷的杂质为0.15~1.72%。 砷不彻底提高的原因在于磁黄铁矿中生成了斜方砷铁矿。它是在分化焙烧时，既不蒸发，又不分化的铁的砷化物（其含钴7.0~10.0%）。烧渣中存在有呈硫化物方式的硫（19~21.98%）。这样可使下一段焙烧作业中不需要用特殊的硫酸化剂。