近年来，随着钢铁工业的迅速发展和生产规模的不断扩大，在钢铁冶金生产中产生的含铁粉矿也随之迅速增长。主要包括烧结粉尘、高炉粉尘及尘泥、转炉粉尘、电炉粉尘、轧钢皮及尘泥等，这些粉矿的含铁量比较高，是一种可循环再利用的宝贵资源。此外，金属矿在开采过程中也会产生粉矿，对这些含铁粉矿资源的再次利用，具有重要意义，因此有很多球团厂和钢铁企业均对如何利用含铁粉矿进行了深入的研究[1-2]。 在含铁粉矿利用过程中，还存在以下主要问题：①生产出来的球团抗压力太低，满足不了球团进入高炉冶炼的要求。②制备工艺过程中的粘结剂对原材料要求高，含铁矿粉本身来源复杂，严格要求是不可能的，甚至有的粘结剂还要求原料中要加入一定量的含铁90%以上的金属粉才能固化，这就失去了利用矿粉的意义。③球团的固化时间太长，有的需要几十个小时固化时间、或几十天的养护才能产生抗压力，没办法实现批量生产。 本研究拟开发一种简单可靠、适应性广的球团生产工艺，并具有设备简单、投资少、生产成本低、便于操作等优点；要实现这一目标，首先粘结剂的烘干温度要低，加热时间要短，能源消耗要少，不污染环境，所以首先研制了新型粘结剂。已有不少关于球团用粘结剂的研究[3-6]，在前人研究的基础上，对粘结剂进行了进一步深入研究，获得了新的无机、有机复合粘结剂，以此为基础，对加热固化制度工艺也进行了研究，并探索了粘结剂的合适加入量及粘结剂对不同矿粉原料的适应性，以获得能用于实际工业生产的含铁粉矿的球团化制备工艺。 一、试验条件与方法 （一）原材料 1、粘结剂，采用自制无机有机复合粘结剂(简称粘结剂)。 2、含铁粉矿，来自攀枝花某企业，其化学组成见表1。（二）试验过程 每次称取含铁粉矿原料500g，试验采用人工配料混合，试样加压成型是在万能压力试验机上进行。加压成型压力为30000N/个，每个球团用料30g，直径为25mm。粉矿加压成型后放在加热炉中进行烘干固结，最后测其径向抗压力。其径向抗压力与实际工业生产中对辊压块法生产的椭圆球团两端点间的力更接近，所以在试验中，都是采用的测试试样的径向抗压力。试验过程如图1所示。 （三）抗压力测试 试样为直径25mm，高20mm的圆柱体，每种条件下制作5个试样进行抗压力测试，去掉最高、最低值，取其余3个值的平均值作为该条件下的抗压力值。 （四）所用仪器与设备 加压设备为YE-30型液压式压力试验机，烘干设备为TMF-4-3型陶瓷纤维高温炉，抗压力检测设备为CMT5105型微机控制电子万能试验机。二、试验结果与分析 （一）加热固化制度对球团抗压力的影响 所用粘结剂要在加热条件下才能固化，因此加热固化制度是球团制备重要的工艺参数之一。通过查阅文献，采用自制的无机有机复合粘结剂，首先在固定12%粘结剂用量的条件下，通过改变加热固化温度，进行试验，其固化温度对球团抗压力影响的试验结果见表2。从表2可见，将试样从室温直接加热到加热固化温度并保温1h的条件下，加热固化温度从300，400，500℃，变化到800℃的过程中，试样的径向抗压力是依次增大的，在500℃时达到最大值。当温度800℃时，径向抗压力反而降低了。所以采用500℃为此工艺较合适的加热温度。通过查阅文献，当球团试样加热到500℃左右时，球团试样中的粘土失去结构水，粘土变成了死粘土，相当于常见的泥通过烧制变成了砖瓦，从而表现出球团抗压力的提高。不仅如此，粘土向死粘土的转化，可使球团在雨水作用的条件下不会散开，而保持其力，有利于球团生产后的储存和运输，这对大批量生产球团的企业非常重要。 试验过程中，发现水分对粘结剂的固化作用产生影响，所以设计了在加热固化过程中的一个除水的过程，在105℃时保温0.5h，以除去试样中的水分(表3)。 从表3可见，在105℃保温0.5h后，球团试样的径向抗压力明显提高。在105℃保温0.5h，可以除去球团试样中的水分，防止了水分对粘结剂的固化作用产生影响，所以抗压力就提高了。综上，加热固化温度从300，400，500℃，变化到800℃的过程中，试样的径向抗压力在500℃时均达到最大值。所以选定的最佳加热固化制度是球团在加热固化过程中先从室温升至105℃，让其在此保温0.5h后，再连续升温到500℃并保温1h。 （二）粘结剂加入量对抗压力的影响 在球团化的制备工艺中，球团抗压力的产生主要来源于粘结剂的固化作用，所以粘结剂的加入量的多少，直接影响到球团整体性能，也是进行工业化生产过程中，生产成本的主要部分。用相同的加热固化工艺，采用不同的粘结剂加入量，进行了试验，试验结果见表4。从表4可见，随着粘结剂加入量的增加，球团试样的径向抗压力会相应提高。当粘结剂用量为12%时径向抗压力过到最大值。继续增加粘结剂的用量，当增加到14%时径向抗压力反而有所降低。在球团中，径向抗压力的产生主来源于粘结剂在加热固化过程中形成的粘结膜。所以当粘结剂用量增加，形成的粘结膜球团的数量也会相应增加，球团的抗压力会提高。但当粘结剂用量达到14%时，粘结剂的量早已达到饱和状态，多的粘结剂无法再继续形成粘结膜，反而增加了球团中的水分，影响了粘结剂的加热固化效果，导致其抗压力下降。在粘结剂的加入量为12%，先在105℃时保温0.5h，再连续升温到500℃并保温1h的条件下，在攀枝花某企业进行了球团中试生产试验，并用所生产的球团进行了转鼓指数测定，发现大部分转鼓指数在67%左右，最高的可达90%。 （三）不同粉矿条件下的抗压力 为了验证此球团化制备工艺的普适性，选用了3种不同的粉矿原料进行试验。①原料1。高铁粉36%，中加粉40%，转炉污泥24%，含铁量50.81%。②原料2。泥矿20%，中加粉30%，高铁粉30%，铁精矿20%，含铁量52.31%。③原料3。泥矿10%，中加粉50%，高铁粉40%，含铁量50.89%。 按粘结剂加入量为12%，烘干制度采用先在105℃时保温0.5h，再连续升温到500℃并保温1h的工艺方案，对以上3种不同的粉矿原料进行试验，结果见表5。从表4可见，3个不同的原料配比，按此工艺，其球团试样的径向抗压力最低为1.4153 kN，达到了使用的要求。该工艺对粉矿原料没有特别的要求，具有普适性，有很广的应用前景。 通过对加热固化制度、粘结剂的加入量对含铁粉矿球团化力的影响试验，找到了一套合适的制备工艺。此制备工艺生产的球团径向抗压力较高，能满足进入高炉冶炼的要求；此制备工艺对含铁粉矿的原料没有严格的要求，具有普适性；在此工艺中，固化时间为2h左右，生产周期短，适合企业实现批量生产；为解决目前球团生产中存在的主要问题奠定了基础。 三、结论 （一）试验研究表明，球团在加热固化过程中，先在105℃时保温0.5h，除去球团中的水分，再连续升温到500℃并保温1h的工艺方案，所生产的成品球团径向抗压力可从1.5731 kN提高到1.9122kN，成品球团还能抗水，便于工厂保存和运输。 （二）当粘结剂的用量在12%时，所制备的球团径向抗压力最大达到1.9122 kN，能满足高炉冶炼的要求。 （三）通过对不同含铁粉矿的试验研究表明，此工艺对粉矿原料没有特别的要求，具有普适性。 参考文献 [1] 甘勤．攀钢含铁尘泥的利用现状及发展方向[J]．金属矿山，2003(2)：62-64． [2] 田昊，马晓春．烧结除尘灰混合炼钢污泥喷浆的工艺设计与应用[J]．烧结球团，2005(4)：34-36． [3] Eisele T C，Kawatra S K.A review of binders in iron orepelletization[J]．Mineral Processing and Extractive Metallurgy Review，2003，24(1)：90-98． [4] 刘新兵，杜烨．含有机粘结剂人工钠化膨润土在球团生产中的应用[J]．烧结球团，2003，28(6)：47-50． [5] 李宏煦，姜涛，邱冠周，等．铁矿球团有机粘结剂的分子构型及选择判据[J]．中南工业大学学报，2000，31(1)：17-20． [6] 杨永斌．有机粘结剂替代膨润土制备氧化球团[J]．中南大学学报：自然科学版，2007，38(5)：851-857．

铁粉，尺寸小于1mm的铁的颗粒集合体。颜色：黑色。是粉末冶金的主要原料。按粒度，习惯上分为粗粉、中等粉、细粉、微细粉和超细粉五个等级。粒度为150～500μm范围内的颗粒组成的铁粉为粗粉，粒度在44～150μm为中等粉，10～44μm的为细粉，0.5～10μm的为极细粉，小于0.5μm的为超细粉。一般将能通过325目标准筛即粒度小于44μm的粉末称为亚筛粉，若要进行更高精度的筛分则只能用气流分级设备，但对于一些易氧化的铁粉则只能用JZDF氮气保护分级机来做。铁粉主要包括还原铁粉和雾化铁粉，它们由于不同的生产方式而得名。铁粉 纯的金属铁是银白色的，铁粉是黑色的，这是个光学问题，因为铁粉的比表面积小，没有固定的几何形状，而铁块的晶体结构呈几何形状，因而铁块吸收一部分可见光，将另一部分可见光镜面反射了出来，显出白色;铁粉没吸收完的光却被漫反射，能够进入人眼的可见光少，所以是黑色的。 铁粉的应用 粉末冶金工业中一种最重要的金属粉末。铁粉在粉末冶金生产中用量最大，其耗用量约占金属粉末总消耗量的85%左右。铁粉的主要市场是制造机械零件，其所需铁粉量约占铁粉总产量的80%。

1 主题内容与适用范围 1.1主题内容本标准规则了含废物污染操控的分级办法和含废物污染操控标准值，以及含废物的处置与监测办法。1.2 适用范围本标准适用于任何过程中发生的含废物。2 引证标准GB 5086 有色金属工业固体废物浸出毒性实验办法标准GB 7486 水质 的测定 榜首部分：总的测定3 术语3.1 含废物指任何过程中发生的含固态或半固态废物，包含尾矿、废渣、污泥和尘渣等。3.2 废物含量指废物在浸出液中总的浓度。4 标准分级含废物污染操控标准分为两级。4.1 榜首级指本标准施行之日起，新建、扩建、改建的企事业单位应履行的标准。4.2 第二级指本标准施行之前，已有企事业单位应履行的标准。5 标准值含废物污染操控标准 (mg/L)项 目  榜首级　  第二级  废物含(以CN－计)  ≤1.0  ≤1.5  6 含废物的处置6.1 一般含废物的处置凡契合表中标准值的含废物，归于一般含废物，可在环境保护部分同意的场所堆积。6.2 有害含废物的处置凡大于表中标准值的含废物，归于有害含废物，应在具有防水、防渗、防扬散、防丢失的专用处置场所堆积，并建立显着符号。运送此类废物要恪守公安交通部分 的有关规则。7 标准施行7.1 本标准由各级政府环境保护行政主管部分担任监督与施行。7.2 本标准不能满意当地环境保护要求时，省、自治区、直辖市人民政府能够拟定严于此标准的当地含废物污染操控标准，并报国务院环境保护行政主管部分存案。8 监测办法8.1 取样与制样见附录A。8.2 含水量测定依照GB 5086中的有关章节进行。8.3 浸出液的制备见附录B。8.4 总的测定依照GB 7486规则进行。附录A 取样与制样（弥补件）A1 取样A1.1 出产线上取样。应在废物排出口，每天取样一次，取样量2kg。接连取样三天，混合均匀后，取2kg作为试样。A1.2 废物堆取样。在堆的顶、中、底三部位的断面，每个断面周边上设等距离的四个采样点，在每点离表层30cm深处采样1kg。混合均匀后，取2kg作试样。A1.3 污泥地取样。在污泥堆积池的四周及中心设5个取样点，各取0.5kg。混合均匀后，作为试样。A2 制样大块试样经破碎后，使之悉数经过5mm筛孔，混合均匀后，装入聚乙烯塑料瓶中备测定用。附录B 浸出液的制备（弥补件）B1 浸出用水用0.1mol/L溶液调理蒸馏水pH值为8-9。B2 浸出液的制备称取试样100g（以干渣重量计）于2L聚乙烯塑料瓶中，参加浸出用水1000mL（包含试样的含水量），密塞，在振动器上振动4h（振动频率100-120次/min），放置，待弄清后，用0.45um滤膜过滤，弃去初滤液30mL后，搜集其他滤液于塑料瓶内。浸出液中的测定应在当天进行，假如不能及时测定，应参加固体，使滤液pH值至12，放入4C冰箱内保存。附加阐明：本标准由国家环境保护局提出。本标准由湖北省环境监测中心站担任起草。本标准由国家环境保护局担任解说。 .

加压浸出由于产出的是单质硫，而不是不便于运输的硫酸，从而越来越受到人们的推崇。且这个新工艺清洁、环保，不会排放出污染气体SO2，能大大改善现场工作环境。而二段加压浸出工艺的出现，更是实现了真正意义上的全湿法冶金。但加压酸浸仍存在着一系列问题，其中比较突出的是单质硫的形成和回收问题。硫的行为问题一直以来都是加压酸浸理论中的一大难点，而二段加压浸出工艺由于其工序的增多和浸出时间的加强，更是给研究硫的行为问题增加了困难。     一、原料     硫化锌精矿取自云南某矿，经湿磨20min、筛分、烘干，得到－0.032mm占97.0％的粉状样品，其化学成分为（％）：Zn 41.54、Pb l.97、Fe 16.01、S33.88、SiO2 0.32、In 0.0439、As 0.63、Sb 1.10、其它4.51。由此可知，该精矿中伴生金属In的经济价值十分大，它的有效提取也成为处理工序中需重点考虑的问题。精矿的XRD图表明物相组成主要是闪锌矿，硫主要以硫化物的形式存在。     实验所用药品和试剂有：浓硫酸（分析纯）；木质素磺酸钠；褐煤（取自云南某地）；七水硫酸锌（化学纯).     二、试验     我们采用的是二段闭路循环加压浸出工艺，即二浸终液返回到第一段加压浸出来配制一浸原液，再经两段加压浸出，得二浸终渣。第一段：精矿100g、浸出原液(Zn 52.5 g/L、全Fe 14 g/L， Fe2＋0.6g/L, In 31.54 mg/L, H2S04 85g/L)、液固比4∶1、温度150℃、恒温60 min，氧分压0.8 MPa、搅拌速度500r/min;第二段：浸出原液(Zn2＋50 g/L，H2SO4 140 g/L)，液固比5.5∶1，温度150℃、恒温90min,氧分压1.0 MPa、搅拌速度750r/min。考虑木质素磺酸钠的加人量对整个工序锌浸出率和单质硫形成率的影响（浸出率与形成率均以渣计）。     如果第一段加压浸出温度低于硫的熔点(119.25℃），则不需加入硫分散剂。故硫分散剂分别在第一段和第二段加入，两次加入量保持等量。     （一）传统硫分散剂的使用     当木质素磺酸钠的加入量为0.3g（为矿量的0.3％）时，此时Zn的浸出率和单质硫形成率均达到最大值，试验结果如图1所示。图1  Zn浸出率和S0形成率与木质素磺酸钠用量关系     这个值稍大于单段浸出的最佳加入量（矿量的0.2％）。原因是：在加压酸浸工序中，木质素磺酸盐硫分散剂存在着溶解问题，而二段更加长了浸出时间，让该问题显得更为突出。且在二段闭路循环浸出试验中，一浸原液中Fe3＋浓度更是高达14 g/L。由于存在下列反应，木质素磺酸盐浓度会随着Fe3＋浓度增加而下降。 Fe3＋＋lignosol→Fe2＋＋degraded lignosol  （1）     且使用木质素磺酸盐类硫分散剂可能发生下面反应： 3Fe2（SO4）3＋2（A)OH＋10H2O＝2（A)Fe3（SO4）2（OH）6＋5H2SO4  (2）     式中A＝K＋，Na＋，NH4＋，Ag＋，Rb＋，H3O＋和Pb2＋。     之后，Zn的浸出率会出现小幅的下滑，可能的原因是精矿对木质素磺酸钠的吸附减少了反应面积。锌浸出率的变化是吸附对有效反应面积和对精矿和硫分离作用的综合结果。而且木质素磺酸钠的用量过大会给浮选法回收硫带来困难。当木质素磺酸钠的加人量为0.4g时，二浸渣中黑：色硫珠就明显增多。     （二）新型硫分散剂的使用     仍在上述工艺条件下，考虑褐煤的加入量对整个工序锌浸出率和单质硫形成率的影响（褐煤用破碎机和球磨机磨至－0.074 mm≥98％）。从图2可知，褐煤的加入量为1.0～2.0 g时，锌的浸出率相差不大，而元素硫的形成率在褐煤的加人量为1.5g时最大，但也仅为65.97％。所以，从这两个指标来说，褐煤的工艺效果离木质素磺酸盐还有一定差距。图2  总产率（Zn、S0）与褐煤的用量关系     但褐煤的加入能大大缩短过滤的时间，也就是液渣分离的难度（尤其是第二段浸出液渣的过滤)。据统计，一浸液渣分离的平均时间能从20min降低至10min，二浸液渣分离的平均时间能从45min降低至15min。还有，褐煤的加人能明显改善浸出渣的粒度。在添加褐煤后，再不会有明显的黑色硫珠产生，浸出渣蓬松，没有明显硫渣分离现象，有利于单质硫的浮选回收。     褐煤能作硫分散剂的机理，目前基本上没重大突破。只知道：褐煤经离心机分离后可得到腐殖酸，腐殖酸为结构极其复杂的有机物，其具有多分散性。腐殖酸的活性官能团主要包括羧基、酚羟基、醇羟基等弱酸基团，以及C＝O、－OCH3、－NH2，和－SH等。各种官能团的含量在不同的腐殖酸中差异很大，促使其性质有较大差异。因其复杂的结构和巨大的表面积而对金属离子等物质具有很强的吸附能力，能抑制Cd2＋、Pb2＋和Zn2＋的沉淀。而腐殖酸亦是通过影响表面张力σ和接触角θ来达到分散单质硫的效果。     （三）浸出渣的物相分析     而对木质素磺酸钠用量为最佳时所得到的二段浸出终渣做XRD分析（图3），也可证实：(1)渣中的铁主要以黄铁矿形式存在，被浸出的量很少；(2)渣中主体部分为硫，存在形式有a－S，硫酸盐以及矿物中没被浸出的硫。图3  二浸渣的XRD图     此时所得二浸渣为灰黄色，不同于加木质素磺酸钠时的渣（红褐色）。从图4可看出，在渣中，有极少量的ZnS和PbS尚未浸出，而方黄铜矿的浸出却被促进，其原因有待进一步研究。图4  二浸渣（加褐煤）的XRD图    在两种硫分散剂的添加试验中，都有草黄铁矾生成。它的生成步骤如下：    草黄铁矾沉淀在溶液0.85＜pH＜1.99时生成，它可以部分除去浸出液中As、Si等有害元素，当然也会吸附部分有价金属沉淀，In3＋、Zn2＋会取代铁矾晶格中的Fe3＋而进入铁渣。这也说明：在第二段加压浸出后期，溶液中电位较高(E＞0.8V)，溶液中铁主要以Fe3＋形式中存在。多组试验的平均值也表明：二浸终液中，Fe3＋浓度约占全铁离子浓度的95％。     三、结论    （一）二段加压浸出时硫分散剂的用量要稍高于单段加压浸出。木质素磺酸钠的用量为矿量的0.3％为宜，褐煤为1.5％；     （二）对比新型和传统型的硫分散剂，褐煤的不足是工业指标低，优势是缩短液固分离时间和改善渣的粒度；     （三）褐煤和木质素磺酸钠的作用机理，从物理化学原理上来说，是相同的。即通过影响表面张力σ和接触角θ来达到分散单质硫的效果；     （四）二浸渣中，硫的存在形式有α－S，硫酸盐以及矿物中没被浸出的硫（主要存在于黄铁矿中）。在浸出过程中，会生成铁矾类物质。

元素称号：硫俗称:元素符号：S元素原子量：32.066晶体结构：晶胞为正交晶胞。 莫氏硬度：2.0 元素类型：非金属发现进程：古代人类已认识了天然硫。硫散布较广。单质物理性质：一般为淡黄色晶体，它的元素名来历于拉丁文，本意是鲜黄色。单质硫有几种同素异形体，菱形硫（斜方硫）和单斜硫是现在已知最重要的晶状硫。它们都是由S8环状分子组成。 密度 熔点 沸点 存在条件 菱形硫(S8) 2.07克/厘米3 112.8℃444.674℃ 200℃以下 单斜硫(S8) 1.96克/厘米3 119.0℃444.6℃ 200℃以上 硫单质导热性和导电性都差。性松脆，不溶于水,易溶于(弹性硫只能部分溶解)。无定形硫主要有弹性硫，是由熔态硫敏捷倾倒在冰水中所得。不安稳，可转变为晶状硫(正交硫),正交硫是室温下仅有安稳的硫的存在方式。化学性质: 化合价为-2、+2、+4和+6。榜首电离能10.360电子伏特。化学性质比较生动，能与氧、金属、、卤素（除碘外）及已知的大多数元素化合。还可以与强氧化性的酸、盐、氧化物，浓的强碱溶液反响。它存在正氧化态，也存在负氧化态，可构成离子化合物、共价化合成物和配位共价化合物。元素来历：重要的硫化物是黄铁矿，其次是有色金属元素（Cu、Pb、Zn等）的硫化物矿。天然的硫酸盐中以石膏CaSO4·2H2O和芒硝Na2SO4·10H2O为最丰厚。可从它的天然矿石或化合物中制取。火山口处存在许多。元素用处：大部分用于制作硫酸。橡胶制品工业、火柴、焰火、硫酸盐、盐、硫化物等产品中也需求许多。部分用于制作药物、虫剂以及漂染剂等。元素辅佐材料：硫在自然界中存在有单质状况，每一次火山爆发都会把许多地下的硫带到地上。硫还和多种金属构成硫化物和各种硫酸盐，广泛存在于自然界中。单质硫具有明显的橙黄色，焚烧时构成激烈有刺激性的气味。金属硫化物在焚烧时发生的气味可以断语，硫在远古时代就被人们发现并使用了。在西方，古代人们以为硫焚烧时所构成的浓烟和激烈的气味能驱除魔鬼。在古罗马博物学家普林尼的作品中写到：硫用来打扫住屋，由于许多人以为，硫焚烧所构成的气味可以消除全部妖魔和全部凶恶的实力，大约4000年前，埃及人现已用硫焚烧所构成的二氧化硫漂白布疋。在古罗马闻名诗人荷马的作品里也讲到硫焚烧有消毒和漂白效果。中西方炼金术士都很注重硫，他们把硫看作是可燃性的化身，以为它是组成全部物体的要素之一。我国炼丹家们用硫、硝石的混合物制成黑色。不管在西方仍是我国，古医药学家都把硫用于医药中，我国闻名医师李时珍编著的《本草纲目》中，将到硫在医药中的运用：治腰久冷，除凉风顽痹寒热，生用治疥廯。的广泛应用促进了的提取和精粹，跟着工业的开展，硫在制取硫酸中起着关键效果，而硫酸就是工业之母，无处不需求它。1894年出生在德国的美国工业化学家弗拉施发明用过热水的办法，将硫从地下深处直接提取出来。世界上每年耗费许多的硫，其间一部分用于制作硫酸，另一部分用于橡胶制品、纸张、硫酸盐、硫化物等的出产，还有一部分硫用于农业和漂染、医药等。1789年法国化学家拉瓦锡宣布近代榜首张元素表，把硫列入表中，断定硫的不可分割性。18世纪后半页，德国化学家米切里希和法国化学家波美等人发现硫具有不同的晶形，提出硫的同素异形体。硫在地壳中的含量为0.048%

烃基磺酸钠、烷基硫酸钠、烃基、烃基胂酸等。从它们的分子结构看，也是一端为极性基其它端为非极性基的复极性化合物。本章所述药剂都可作氧化矿捕收剂，前两种可替代脂肪酸，而含磷、砷的捕收剂选择性强，对锡石和黑钨浮选作用较好。一、结构 烃基磺酸钠视其烃基不同又可分为烷基磺酸钠 和烷基芳基磺酸钠，它们的通式如下： RSO3Na R-Ar-SO3Na RO-SO3Na 烷基磺酸钠烷基芳基磺酸钠 烷基硫酸钠 二、性质 (1)烃基磺酸钠和烷基硫酸钠均为白色粉状物，易溶于水，毒性很低。 (2)烃基磺酸分子中的C-S键很安稳，因而烃基磺酸钠不易分化，配成溶液后，放置好久均可运用， 不会失掉洗刷才能和捕收才能。 (3)烷基硫酸钠与烃基磺酸钠不同，能水解称醇和 ：RO-SO3Na+H2O→ROH+NaHSO4 特别是在加热条件下水解更快，因而，烷基硫酸钠 溶液放置过久，会部分水解下降其捕收才能，运用时应当天制造的溶液当天运用为好。

磁铁矿精矿粉是生产球团矿的主要原料，在焙烧过程中，应力求磁铁矿充分氧化成赤铁矿，它对于球团矿的固结有重要意义。    第一，磁铁矿氧化为赤铁矿伴随晶格结构的变化。磁铁矿晶体为等轴晶系，而赤铁矿为六方晶系，氧化过程中的晶格变化及新生晶体表面原子具有较高的迁移能力，有利于在相邻的颗粒之间形成晶键。    第二，磁铁矿氧化为赤铁矿是一放热反应。它放出的热能几乎相当焙烧球团矿总热耗的一半。所以保证磁铁矿充分氧化，可以节约能耗。    第三，磁铁矿氧化若不充分，则在球团矿中心尚有剩余的磁铁矿。如果它进入高温焙烧带，温度升高，氧的分压降低，更不剥于磁铁矿氧化。在这种情况下磁铁矿将与脉石SiO2反应，生成低熔点的化合物，在球团矿内部出现液态渣相。它冷却时收缩，使球团矿内部出现裂纹，这不仅影响球团矿的强度，而且恶化其还原性。    磁铁矿的氧化从200℃开始，分两个阶段进行。                        4Fe3O4+O2=6γ-Fe2O3                (1)                        γ-Fe2O3=a-Fe2O3                   (2)    第一步只发生化学变化，没有晶形转变，因为γ---Fe2O3仍为等轴晶系；第二步只有晶形转变，最后变为六方晶系的a-Fe2O3。如果在较高温度下氧化，也可以由等轴晶系的Fe3O4,一步氧化为六方晶系的a-Fe2O3.    磁铁矿球团的氧化，由表层向中心推进；受到扩散因素的控制。它符合吸附-扩散学说。首先介质中的氧被吸附在磁铁矿颗粒的表面上，与Fe+2反应生成Fe+3,然后Fe+3向晶粒内部扩散。    磁铁矿的氧化反应在开始几分钟进行很快，然后氧化速度急剧下降，见上图随着温度上升，不仅氧化速度加快，氧化度也迅速升高。当温度超过900℃，反应已足够迅速，再提高温度，对氧化进程的影响已不大明显。温度超过1200℃，氧化速度与氧化度已不再增加了。    等温条件下磁铁矿球团的氧化需要时间可用下式表示：    式中  d———球团矿直径；          k———氧化速度系数；          ω———氧化度。    氧化速度系数k与焙烧介质含O2有关，若为空气：          K=(1.2±0.2)•10-4          厘米2/秒             (4)    若为纯氧：          K=(1.4±0.1)•10-3           厘米/秒             (5)          焙烧介质含O2是变化的，但总是低于空气中含O2,因此k值较公式(4)为小。所以应力求将磁铁矿在预热阶段充分氧化。此外根据热力学分析,1383℃可使赤铁矿在空气中分解。由于焙烧介质中氧的分压远低于空气中氧的分压，所以赤铁矿在焙烧过程中分解为磁铁矿的温度低于1383℃.为使磁铁矿充分氧化为赤铁矿焙烧温度不宜过高。    由于球团矿的焙烧过程是-强氧化过程,故对脱硫反应十分有利。磁铁矿一般含硫较高，硫的赋存形态常为FeS2-黄铁矿或CuFeS2-黄铜矿.FeS2在200°～300℃即开始分解,688℃硫的分解压力达到1大气压(98066.5帕),反应式如下：         FeS2=FeS+S                                     (6)         S+O2=SO2                                       (7)         4FeS2+11O2=2Fe2O3+8SO2                          (8)         3FeS+5O2=Fe3O4+3SO2                             (9)         FeS+10Fe2O3=7Fe3O4+SO                           (10)    一般焙烧球团矿过程中，可以除去矿石中90%以上的硫。    硫对氧的亲合力大于Fe+2的亲和力，因此硫有阻碍磁铁矿氧化的作用。如果用高硫磁铁矿生产球团矿，更应注意预热阶段磁铁矿是否已充分氧化，否则将影响球团矿的品质。

摘要 新药剂—FC与磁铁矿石中的矿藏磁黄铁矿之间效果可使矿藏表面发作很大改变。磁黄铁矿被活化，它有利于从铁矿石中别离磁黄铁矿。     关键词 新药剂—FC铁矿石浮选磁选       目前我国有很多的磁铁矿矿山，因为含硫高而不能被使用。寻觅除硫新药剂，将磁铁矿矿石中有害杂质硫降至0.15%以下至关重要。某地磁铁矿经磁选取得铁精矿67.25%,含硫2%。为了下降铁精矿中硫档次,选用浮选办法,参加除硫新药剂—FC活化磁黄铁矿,将其与磁铁矿别离。终究取得磁铁矿档次68.14%,含硫0.097%,达到了特级质量的铁精矿。 1矿石类型及矿藏成分     该矿床矿石类型较简略，为中硫化物白云岩铁矿石。矿石中铁矿藏以磁铁矿为主，其次是菱铁矿、少数赤铁矿，次生氧化物为褐铁矿；硫化物以磁黄铁矿为主，其次为少数黄铁矿和镍黄铁矿，其他脉石矿藏以白云岩为主，其次为石英、方解石、黑云母；蚀变矿藏为绿泥化石等。 2选矿实验     依据矿石性质，磨矿85%-200目，选用一粗、一精磁选流程，取得67.25%铁精矿，含硫2%,铁精矿回收率98.38%。磁选实验流程如图1，实验成果列表1。   表1  磁选实验成果  产品名称产率（%）档次（%）回收率（%）精矿48.3067.252.0098.3866.33尾矿51.701.030.951.6233.67给矿100.0033.021.46100.00100.00[next]       因为磁选后，铁精矿含硫超支。为了处理这一问题，共调查了碳酸钠、、硫酸铜、新药剂—FC几种活化剂，经过实验只要参加新药剂—FC，硫降至0.097%，达到了特级铁精矿含硫的标准。实验流程如图2，实验成果列表2。   [next]  表2  磁选—浮选实验成果  活化剂产品产率(%)档次（%）回收率(%)品种用量(克/吨)铁硫铁硫碳酸钠500硫化物1.8054.527.552.869.31铁精矿47.7067.581.6694.0954.23尾矿50.502.071.053.0536.46给矿100.0033.431.46100.00100.00硫酸铜 +400+200硫化物2.1051.669.673.2213.91铁精矿47.9065.901.5493.5850.52尾矿50.002.161.043.2035.57给矿100.0033.731.46100.00100.00新药剂—FC1000硫化物6.761.7113.8412.5263.56铁精矿41.6068.140.09785.862.77尾矿51.701.440.951.6233.67给矿100.0033.741.46100.00100.00   3定论     （1）新药剂—FC是一种高效的磁黄铁矿浮选药剂，在某铁精矿脱硫浮选中，促成了磁铁矿与磁黄铁矿有用别离。     （2）新药剂—FC来历广泛，报价低廉，有推广应用价值。

（1）通用术语　　①交货状态　　是指交货产品的最终塑性变形或最终热处理的状态。一般不经过热处理交货的称热轧或冷拔（轧）状态或制造状态；经过热处理交货的称热处理状态，或根据热处理的类别称正火（常化）、调质、固溶、退火状态。订货时，交货状态需在合同中注明。　　②按实际重量交货或按理论重量交货　　实际重量--交货时，其产品重量是按称重（过磅）重量交货；　　理论重量--交货时，其产品重量是按钢材公称尺寸计算得出的重量。其计算公式如下（要求按理论重量交货者，需在合同中注明）：　　钢管每米的理论重量（钢的密度为7.85kg/dm3）计算公式：　　　　W=0.02466（D-S）S　　式中：W--钢管每米理论重量，kg/m；　　　　　D--钢管的公称外径，mm；　　　　　S--钢管的公称壁厚，mm。　　③保证条件　　按现行标准的规定项目进行检验并保证符合标准的规定，称做保证条件。保证条件又分为：　　A、基本保证条件（又称必保条件）。无论客户是否在合同中注明。均需按标准规定进行该项检验，并保证检验结果符合标准规定。　　如化学成分、力学性能、尺寸偏差、表面质量以及探伤、水压实验或压扁或扩口等工艺性能实验，均属必保条件。　　B、协议保证条件：标准中除基本保证条件外，尚有"根据需方要求，经供需双方协商，并在合同中注?quot;或"当需方要求……时，应在合同中注明"；还有的客户，对标准中基本保证条件提出加严要求（如成分、力学性能、尺寸偏差等）或增检验项目（如钢管椭圆度、壁厚不均等）。上述条款及要求，在订货时，由供需双方协商，签署供货技术协议并在合同中注明。因此，这些条件又称为协议保证条件。有协议保证条件的产品，一般均要加价的。　　④批　　标准中的"批"是指一个检验单位，即检验批。若以交货单位组批，称交货批。当交货批量大时，一个交货批可包括几个检验批；当交货批量少时，一个检验批可分为几个交货批。"批"的组成通常有下列规定（详见有关标准）：　　A、每批应由同一牌号（钢级）、同一炉（罐）号或同一母炉号、同一规格和同一热处理制度（炉次）的钢管组成。　　B、对于优质碳素钢结构管、流体管，可以不同炉（罐）的同一牌号、同一规格和同一热处理制度（炉次）的钢管组成。　　C、焊接钢管每批应由同一牌号（钢级）、同一规格的钢管组成。　　⑤优质钢和高级优质钢　　在GB/T699-1999和GB/T3077-1999标准中，其牌号后面带有"A"字者，为高级优质钢，反之为一般优质钢。　　高级优质钢在下列的部分或全部优于优质钢：　　A、缩小成分含量范围；　　B、减少有害元素（如硫、磷、铜）含量；　　C、保证较高纯净度（要求非金属夹杂物含量少）；　　D、保证较高力学性能和工艺性能。　　⑥纵向和横向　　标准中称纵向是指与加工方向平行（即顺加工方向）者；横向是指与加工方向垂直（加工方向即钢管轴向）。　　做冲击功实验时，纵向试样的断口因与加工方向垂直。故称横向断口；横向试样的断口因与加工方向平行，故称纵向断口。　　（2）钢管外形，尺寸术语　　①公称尺寸和实际尺寸　　A、公称尺寸：是标准中规定的名义尺寸，是用户和生产企业希望得到的理想尺寸，也是合同中注明的订货尺寸。　　B、实际尺寸：是生产过程中所得到的实际尺寸，该尺寸往往大于或小于公称尺寸。这种大于或小于公称尺寸的现象称为偏差。　　②偏差和公差　　A、偏差：在生产过程中，由于实际尺寸难于达到公称尺寸要求，即往往大于或小于公称尺寸，所以标准中规定了实际尺寸与公称尺寸之间允许有一差值。差值为正值的叫正偏差，差值为负值的叫负偏差。　　B、公差：标准中规定的正、负偏差值绝对值之和叫做公差，亦叫"公差带"。　　偏差是有方向性的，即以"正"或"负"表示；公差是没有方向性的，因此，把偏差值称为"正公差"或"负公差"的叫法是错误的。　　③交货长度　　交货长度又称用户要求长度或合同长度。标准中对交货长度有以下几种规定：　　A、通常长度（又称非定尺长度）：凡长度在标准规定的长度范围内而且无固定长度要求的，均称为通常长度。例如结构管标准规定：热轧（挤压、扩）钢管3000mm～12000mm；冷拔（轧）钢管2000mmm～10500mm。　　B、定尺长度：定尺长度应在通常长度范围内，是合同中要求的某一固定长度尺寸。但实际操作中都切出绝对定尺长度是不大可能的，因此标准中对定尺长度规定了允许的正偏差值。　　以结构管标准为：　　生产定尺长度管比通常长度管的成材率下降幅度较大，生产企业提出加价要求是合理的。加价幅度各企业不尽一致，一般为基价基础上加价10%左右。　　C、倍尺长度：倍尺长度应在通常长度范围内，合同中应注明单倍尺长度及构成总长度的倍数（例如3000mm×3，即3000mm的3倍数，总长为9000mm）。实际操作中，应在总长度的基础上加上允许正偏差20mm，再加上每个单倍尺长度应留切口余量。以结构管为例，规定留切口余量：外径≤159mm为5～10mm；外径＞159mm为10～15mm。　　若标准中无倍尺长度偏差及切割余量规定时，应由供需双方协商并在合同中注明。倍长尺度同定尺长度一样，会给生产企业带来成材率大幅度降低，因此生产企业提出加价是合理的，其加价幅度同定尺长度加价幅度基本相同。　　D、范围长度：范围长度在通常长度范围内，当用户要求其中某一固定范围长度时，需在合同中注明。　　例如：通常长度为3000～12000mm，而范围定尺长度为6000～8000mm或8000～10000mm。　　可见，范围长度比定尺和倍尺长度要求宽松，但比通常长度加严很多，也会给生产企业带来成材率的降低。因此生产企业提出加价是有道理的，其加价幅度一般在基价上加价4%左右。　　④壁厚不均　　钢管壁厚不可能各处相同，在其横截面及纵向管体上客观存在壁厚不等现象，即壁厚不均。为了控制这种不均匀性，在有的钢管标准中规定了壁厚不均的允许指标，一般规定不超过壁厚公差的80%（经供需双方协商后执行）。　　⑤椭圆度　　在圆形钢管的横截面上存在着外径不等的现象，即存在着不一定互相垂直的最大外径和最小外径，则最大外径与最小外径之差即为椭圆度（或不圆度）。为了控制椭圆度，有的钢管标准中规定了椭圆度的允许指标，一般规定为不超过外径公差的80%（经供需双方协商后执行）。　　⑥弯曲度　　钢管在长度方向上呈曲线状，用数字表示出其曲线度即叫弯曲度。标准中规定的弯曲度一般分为如下两种：　　A、局部弯曲度：用一米长直尺靠量在钢管的最大弯曲处，测其弦高（mm），即为局部弯曲度数值，其单位为mm/m，表示方法如2.5mm/m。此种方法也适用于管端部弯曲度。　　B、全长总弯曲度：用一根细绳，从管的两端拉紧，测量钢管弯曲处最大弦高（mm），然后换算成长度（以米计）的百分数，即为钢管长度方向的全长弯曲度。　　例如：钢管长度为8m，测得最大弦高30mm,则该管全长弯曲度应为：　　　　0.03÷8m×100%=0.375%　　⑦尺寸超差　　尺寸超差或叫尺寸超出标准的允许偏差。此处的"尺寸"主要指钢管的外径和壁厚。通常有人把尺寸超差习惯叫"公差出格"，这种把偏差和公差等同起来的叫法是不严密的，应叫"偏差出格"。此处的偏差可能是"正"的，也可能是"负"的，很少在同一批钢管中出现"正、负"偏差均出格的现象。　　（3）化学分析术语　　钢的化学成分是关系钢材质量和最终使用性能的重要因素之一，也是编制钢材，乃至最终产品热处理制度的主要依据。因此，在钢材标准的技术要求部分，往往第一项就规定了钢材适用的牌号（钢级）及其化学成分，并以表格形式列入标准中，是生产企业和客户验收钢及钢材化学成分的重要依据。　　①钢的熔炼成分　　一般标准中规定的化学成分即指熔炼成分。它是指钢冶炼完毕、浇注中期的化学成分。为使其具有一定代表性，即代表该炉或罐的平均成分，在取样标准方法中规定，将钢水在样模内铸成小锭，在其上刨取或钻取样屑，按规定的标准方法（GB/T223）进行分析，其结果必须符合标准化学成分范围，也是客户验收的依据。　　②成品成分　　成品成分又叫验证分析成分，是从成品钢材上按规定方法（GB/T222）钻取或刨取样屑，并按规定的标准方法（GB/T223）进行分析得来的化学成分。钢在结晶和以后塑性变形中，因钢中合金元素分布的不均匀（偏析），因此允许成品成分与标准成分范围（熔炼成分）之间存在有偏差，其偏差值应符合GB/T222之规定。　　钢材的成品成分主要是供使用部门或质量检验部门验收钢材质量使用的，生产企业一般不做成品分析（用户要求者除外），但应保证成品分析符合标准规定。　　③仲裁分析　　由于两个实验室分析同一样品的结果有显著差别并超出两个实验室的允许分析误差，或者生产企业与使用部门、需方与供方对同一样品或同一批钢材的成品分析有分歧意见时，可由第三方具有丰富分析经验的权威单位（如中国钢铁研究总院或具有商检资格的检验部门）进行再分析，即称之谓仲裁分析。仲裁分析结果即为最终判定依据。　　（4）力学性能术语　　钢材力学性能是保证钢材最终使用性能（机械性能）的重要指标，它取决于钢的化学成分和热处理制度。在钢管标准中，根据不同的使用要求，规定了拉伸性能（抗拉强度、屈服强度或屈服点、伸长率）以及硬度、韧性指标，还有用户要求的高、低温性能等。　　①抗拉强度（σb）　　试样在拉伸过程中，在拉断时所承受的最大力（Fb），出以试样原横截面积（So）所得的应力（σ），称为抗拉强度（σb），单位为N/mm2（MPa）。它表示金属材料在拉力作用下抵抗破坏的最大能力。　　②屈服点（σs）　　具有屈服现象的金属材料，试样在拉伸过程中力不增加（保持恒定）仍能继续伸长时的应力，称屈服点。若力发生下降时，则应区分上、下屈服点。屈服点的单位为N/mm2（MPa）。　　上屈服点（σsu）：试样发生屈服而力首次下降前的最大应力；　　下屈服点（σsl）：当不计初始瞬时效应时，屈服阶段中的最小应力。　　③断后伸长率（σ）　　在拉伸试验中，试样拉断后其标距所增加的长度与原标距长度的百分比，称为伸长率。以σ表示，单位为%。　　④断面收缩率（ψ）　　在拉伸试验中，试样拉断后其缩径处横截面积的最大缩减量与原始横截面积的百分比，称为断面收缩率。以ψ表示，单位为%。　　⑤硬度指标　　金属材料抵抗硬的物体压陷表面的能力，称为硬度。根据试验方法和适用范围不同，硬度又可分为布氏硬度、洛氏硬度、维氏硬度、肖氏硬度、显微硬度和高温硬度等。对于管材一般常用的有布氏、洛氏、维氏硬度三种。　　A、布氏硬度（HB）　　用一定直径的钢球或硬质合金球，以规定的试验力（F）压入式样表面，经规定保持时间后卸除试验力，测量试样表面的压痕直径（L）。布氏硬度值是以试验力除以压痕球形表面积所得的商。以HBS（钢球）表示，单位为N/mm2(MPa)。　　举例：120HBS10/1000130：表示用直径10mm钢球在1000Kgf（9.807KN）试验力作用下，保持30s（秒）测得的布氏硬度值为120N/ mm2（MPa）。　　B、洛氏硬度（HK）　　洛氏硬度试验同布氏硬度试验一样，都是压痕试验方法。不同的是，它是测量压痕的深度。即，在初邕试验力（Fo）及总试验力（F）的先后作用下，将压头（金钢厂圆锥体或钢球）压入试样表面，经规定保持时间后，卸除主试验力，用测量的残余压痕深度增量（e）计算硬度值。其值是个无名数，以符号HR表示，所用标尺有A、B、C、D、E、F、G、H、K等9个标尺。其中常用于钢材硬度试验的标尺一般为A、B、C，即HRA、HRB、HRC。　　硬度值用下式计算：　　当用A和C标尺试验时，HR=100-e　　当用B标尺试验时，HR=130-e　　式中e--残余压痕深度增量，其什系以规定单位0.002mm表示，即当压头轴向位移一个单位（0.002mm）时，即相当于洛氏硬度变化一个数。e值愈大，金属的硬度愈低，反之则硬度愈高。　　上述三个标尺适用范围如下：　　HRA（金刚石圆锥压头）20-88　　HRC（金刚石圆锥压头）20-70　　HRB（直径1.588mm钢球压头）20-100　　洛氏硬度试验是目前应用很广的方法，其中HRC在钢管标准中使用仅次于布氏硬度HB。洛氏硬度可适用于测定由极软到极硬的金属材料，它弥补了布氏法的不是，较布氏法简便，可直接从硬度机的表盘读出硬度值。但是，由于其压痕小，故硬度值不如布氏法准确。　　C、维氏硬度（HV）　　维氏硬度试验也是一种压痕试验方法，是将一个相对面夹角为1360的正四棱锥体金刚石压头以选定的试验力（F）压入试验表面，经规定保持时间后卸除试验力，测量压痕两对角线长度。　　维氏硬度采用的试验力F为5（49.03）、10（98.07）、20（196.1）、30（294.2）、50（490.3）、100（980.7）Kgf(N)等六级，可测硬度值范围为5～1000HV。　　表示方法举例：640HV30/20表示用30Hgf（294.2N）试验力保持20S（秒）测定的维氏硬度值为640N/mm2(MPa)。　　维氏硬度法可用于测定很薄的金属材料和表面层硬度。它具有布氏、洛氏法的主要优点，而克服了它们的基本缺点，但不如洛氏法简便。维氏法在钢管标准中很少用。　　⑥冲击韧性指标　　冲击韧性是反映金属才来哦对外来冲击负荷的抵抗能力，一般由冲击韧性值（ak）和冲击功（Ak）表示，其单位分别为J/cm2和J（焦耳）。　　冲击韧性或冲击功试验（简称"冲击试验"），因试验温度不同而分为常温、低温和高温冲击试验三种；若按试样缺口形状又可分为"V"形缺口和"U"形缺口冲击试验两种。　　冲击试验：用一定尺寸和形状（10×10×55mm）的试样（长度方向的中间处有"U"型或"V"型缺口，缺口深度2mm）在规定试验机上受冲击负荷打击下自缺口处折断的实验。　　A、冲击吸收功Akv(u)--具有一定尺寸和形状的金属式样，在冲击负荷作用下折断时所吸收的功。单位为焦耳（J）或Kgf . m。　　B、冲击韧性值akv(u)--冲击吸收功除以试样缺口处底部横截面积所得的商。单位为焦耳/厘米2（J/cm2）或公斤力 . 米/厘米2（Kgf . m/cm2）。　　常温冲击试验温度为20±50C；低温冲击试验温度范围为　　低温冲击试验所用冷却介质一般为无毒、安全、不腐蚀金属和在试验温度下不凝固的液体或气体。如无水乙醇（酒精）、固态二氧化碳（干冰）或液氮雾化气（液氮）等。

硫渣为黑灰色粉末，其中铜的形态主要呈硫化物，少部分呈金属铜；锡主要呈金属形态，部分呈硫化物。此外，还有一些其他的硫化物，如FeS, As2S3等。从硫渣中回收锡和铜，有直接焙烧-酸浸提铜与浮选分离出锡精矿后再氧化焙烧-酸浸提铜的两种方法。

河南某金矿属层控型矿床，该矿区地质构造复杂，褶皱、断裂发育，岩浆活动频繁强烈，受热液接触变质及交代作用，蚀变矿化普遍而强烈。远景储量可观。矿石嵌布以微细粒为主，主要以裂隙金、包体金、粒间金的形式分布在黄铁矿、毒砂等金属矿物中。黄铁矿和毒砂是金的主要载体矿物。矿石类型主要为黄铁矿型和石英白云石黄铁矿蚀变岩型。按矿石中矿物的相对含量来说，矿石中的金属矿物以硫化物为主，黄铁矿占绝对优势，其次为毒砂。通过选矿多方案试验研究，采用粗磨—混合浮选—再磨—金硫分离的工艺，取得的试验指标为金精矿产率12.42%，金品位55.2g/t，金回收率80.56%，其中含硫51.52%，含砷1.68%。 一、矿石性质 （一）矿石类型与矿物组成 矿石自然类型为黄铁矿型和石英、白云石黄铁矿蚀变岩型。矿石的结构主要为次生交代结构、结晶粒状结构、鳞片粒状变晶结构。矿石的构造有褶皱构造、块状构造、条带状构造、浸染状构造等。矿石中主要矿物组成及含量见表1。 表1  矿石中主要矿物成分相对含量(%)（二）矿石化学组成 原矿化学分析结果见表2，铁物相分析结果表3。 表2  原矿化学多项分析结果(%)表3  原矿中铁元素的物相分析结果(%)（三）矿石中主要矿物特征 自然金、银金矿的粒度一般在0.1～0.005mm之间，与金属硫化物共生关系密切，主要以裂隙金、包体金、粒间金的形式分布在黄铁矿、毒砂等金属矿物或脉石矿物中。 黄铁矿是矿石中含量最多的金属矿物，也是矿石中主要的金属硫化物之一，约占矿物总量的36%。黄铁矿主要呈自形、半自形晶粒状产出，部分呈他形晶粒状产出，立方体自形晶黄铁矿常见。粒度粗细不均，最大粒度2～5mm，细粒黄铁矿5～10μm。一般粒度分布在0.07～2mm之间。大于0.074mm的约占86%，0.074mm以下仅占14%。受构造作用影响黄铁矿裂隙较发育，自然金、银金矿往往嵌布在黄铁矿的裂隙中。黄铁矿与金矿物密切嵌生，是金的主要载体矿物之一。 毒砂是矿石中的主要含砷矿物，呈自形、半自形晶或他形晶粒状产出。柱状、菱柱状自形晶常见。毒砂粒度粗细不均，粗粒可达1～3mm，细粒为10～20μm，一般粒度为0.1～2mm。毒砂与黄铁矿、自然金、银金矿、方铅矿以及石英、碳酸盐等脉石矿物密切伴生，常呈自形或半自形晶粒状被包裹在较粗的黄铁矿中，也有些与黄铁矿连生嵌布在脉石中，或在脉石中独立产出。毒砂也是矿石中的主要载金矿物之一。脉石矿物以石英为主，常常充填在黄铁矿的裂隙中，或交代黄铁矿构成“文象”结构。见有少量的微细粒金矿物被包裹在石英中。石英的粒度一般为0.03～1mm。石英、绢云母、白云母以碳酸盐矿物与黄铁矿、毒砂等金属矿物密切共生，形成浸染状、条带状矿石。 二、选矿试验研究 （一）工艺流程的选择 矿石中金的主要载体矿物是黄铁矿和毒砂，且金与黄铁矿及毒砂关系密切，金的嵌布特性表明金嵌布粒度微细，以裂隙金、包体金和粒间金为主。根据原矿性质及我们多年对金矿的研究经验，曾拟订过三种方案：一是优先重选；二是石灰抑硫浮金试验研究；三是先混合浮选，再磨后金硫分离试验研究。但第一种方案虽说精矿有一定的富集，但回收率较低，并存在大量中矿，尾矿中含金2～3g/t，又不能丢弃；第二种方案浮选指标较底，硫的回收还需进一步活化，石灰量大了，金也会受到强烈抑制，且技术经济指标不理想；试验结果表明，第三种方案切实可行，技术经济指标较为合理，因此对该方案进行了详细试验。 （二）混合浮选试验 混合浮选试验的目的是在一段粗磨的条件下，初步将金富集，并抛除大量尾矿。 混合浮选进行了调整剂种类及用量试验、磨矿细度试验及捕收剂用量试验等，在这基础上确定混合浮选最佳工艺条件，推荐工艺流程及条件见图1，其试验结果见表4。 表4  混合浮选闭路试验结果(%)图1  混合浮选推荐工艺流程 （三）混合浮选精矿金硫分离试验 虽然金硫混合浮选试验金精矿回收率高，但金品位较低。从原矿鉴定可知，矿石中金的原生嵌布粒度以微细粒金为主，因此只有通过再磨使金得以进一步解离，抑制硫矿物浮选富集金精矿，这样可以提高金精矿的品位。混合精矿金硫分离试验工艺流程及条件见图2。图2  精矿金硫分离试验工艺流程及条件 试验采用的样品为混合浮选闭路试验制取的粗精矿。分别进行了石灰抑硫用量试验，捕收剂条件试验及磨矿细度试验。 1、金硫分离抑制剂试验 经试验确定，采用有效而廉价的石灰作抑制剂。固定条件：磨矿细度－320目86%，一段浮选、二段扫选药剂用量相同，丁基黄药10g/t，2号油10g/t。试验结果见图3。图3  金硫分离抑制剂试验结果 试验表明，采用石灰可有效地抑制硫，综合金的品位和金的回收率，适宜的石灰用量(对原矿)为1kg/t。 2、混合粗精矿金硫分离磨矿细度试验试验(结果见图4)表明，通过再磨可使金进一步解离，从而有利于浮选提高金精矿的品位，降低了硫中的含金量。综合金的品位和金的回收率，试验适宜的磨矿细度为－320目占86%。图4  混合粗精矿金硫分离磨矿细度试验结果 3、混合粗精矿金硫分离捕收剂种类及用量试验 试验固定条件：CaO用量(对原矿)1kg/t，磨矿细度－320目86%。其它条件及结果见表5。 表5  混合粗精矿金硫分离捕收剂种类及用量试验结果试验表明，采用混合药剂虽然选择性好一些，但捕收能力较弱，金的回收率较低。而丁铵黑药的价格也较昂贵，因此采用单一捕收剂丁黄药即可，只需添加少量就可有效地实现金硫分选。 4、混合浮选金硫分离综合条件试验 试验最终综合工艺流程及条件如图5所示。最终得到产率为12.42%、品位为55.20g/t的金精矿，金回收率为80.56%。其中含硫51.52%，含砷1.68%。图5  混合浮选—金硫分离最终工艺流程及条件 三、结语 1、采用混合浮选—混精再磨—金硫分离的工艺是处理此种高硫含砷的含金难选矿石较为适用的处理办法。 2、采用一次粗选、两次扫选、一次精选的闭路混合浮选试验，可以从含Au 8.45g/t，含S高达20.5%，含As 1.94%的矿石中，获得产率为43.20%，含Au 18.82g/t，含As 3.94%，金回收率达到95.59%的混合精矿；经过再磨，金硫分离工艺，可以获得产率为产率12.42%，金品位55.2g/t，回收率80.56%的金精矿，其中含硫51.52%，含砷1.68%。 3、对高硫含砷难选金矿石试验得到的金精矿经冶金浸金试验，金的浸出率大于95%，因此该工艺对该矿的合理开发利用具有一定的指导作用。 4、经过选矿试验多方案比较，粗磨—混合浮选—再磨—金硫分离的工艺处理该矿取得了理想的指标，并且该工艺具有流程简单、易于操作以及适应性强等特点，工艺流程合理可行。

电镀工业含铬废水的处理最常用的办法有复原法、电解法，工艺老练，运转作用好。可是近来又有许多其他的办法被研究出来，归纳比较会发现这些办法也各有优缺点。作为新办法，他们自有学习之处。　　一、复原沉积法 　　化学复原法是运用硫酸亚铁、盐、二氧化硫等复原剂将废水中六价铬复原成三价铬离子，加碱调整pH值，使三价铬构成氢氧化铬沉积除掉。这种办法设备出资和运转费用低，首要用于间歇处理。 　　常用处理工艺为在榜首反响池中先将废水用硫酸调pH值至2～3，再参加复原剂，鄙人一个反响池顶用NaOH或Ca(OH)2调pH值至7～8，生成Cr(OH)3沉积，再加混凝剂，使Cr(OH)3沉积除掉。改进的工艺为在榜首反响池中直接投加硫酸亚铁，用NaOH或Ca(OH)2调pH值至7～8，生成Cr(OH)3沉积，再加混凝剂，使Cr(OH)3沉积除掉。运用该技能后，含铬废水日处理量为1000M3，废水中铬含量为10mg/l.该技能适用于含铬工业电镀废水处理。 　　在一些报导中也有说到运用聚合铁处理电镀含铬废水。聚合铁兼有传统絮凝剂PAC，PFC的长处，构成的絮凝体大而重，沉降速度快。其出水色度比聚合好，除浊作用和絮凝体沉降功能又优于聚合。详细报导内容附于文后。 　　二、电解法沉积过滤 　　1.工艺流程概略 　　电镀含铬废水首要经过格栅去除较大颗粒的悬浮物后自流至调理池，均衡水量水质，然后由泵提升至电解槽电解，在电解过程中阳极铁板溶解成亚铁离子，在酸性条件下亚铁离子将六价铬离子复原成三价铬离子，一起因为阴极板上分出，使废水pH值逐渐上升，最终呈中性。此刻Cr3+、Fe3+都以氢氧化物沉积分出，电解后的出水首要经过初沉池，然后接连经过(废水自上而下)两级沉积过滤池。一级过滤池内有填料：木炭、焦炭、炉渣;二级过滤池内有填料：无烟煤、石英砂。污水中沉积物由过滤池填料过滤、吸附，出水流入排水检查井。然后经过泵进入循环水池作为冷却用水。过滤用的木炭、焦炭、无烟煤、炉渣定时搜集在锅炉房掺烧。 　　2.首要设备 　　调理池1座;初沉池1座、沉积过滤池2座;循环水池1座;电源控制柜、电解槽、电解电源、电解电压1套;水泵5台。 　　3.结果与分析 　　某电镀厂电镀废水处理设备在正常工况条件下，距离不同的时刻屡次取样。 　　电镀含铬废水选用电解法沉积过滤工艺处理后悉数回用，过滤池内填料定时集中于锅炉房掺烧，达到了归纳办理电镀含铬废水的意图。 　　该处理技能尽管运转牢靠，操作简略，但应留意几个方面： 　　a)需求定时替换极板; 　　b)在必定的酸性介质中，氢氧化铬有被从头溶解的或许; 　　c)沉积过滤池内的填料有必要定时处理，燃烧完全，不然会引起二次污染。由此可见，对处理设备加强办理非常重要。 　　4.定论 　　1)该处理工艺对电镀含铬废水办理完全，过滤池内填料定时一致处理，不会引起二次污染;处理后清水悉数回用，可节约水资源，具有显着的经济效益。 　　2)该工艺出资较小，技能老练，运转安稳牢靠，操作便利，易于办理，适应于不同规划的电镀出产厂商.

近年来，很多齿轮钢用户提出了硫含量≥0.015%、[Al]含量≥0.020%的下限要求，这是为了改善钢的切削加工性能以及保证钢的晶粒度要求。　　这给连铸生产出了个难题，尤其是小方坯极易发生结瘤事故。为此，在精炼操作中要做好脱氧工作，注意钙处理的量，并注意好喂线的顺序和时机，做到既满足Al2O3充分变性，又不致有过多的Ca与S反应生成CaS。此类钢种在连铸过程中要特别做好防止二次氧化的工作：大包-中间包长水口+氩封，浸入式水口+黑渣面操作。

含金的废物品种许多，挑选收回金的方法应视废物的品种和性质而定。关于贵金属熔炼炉的拆块及扫地废物，可作为炉料配料，直接回来铅和铜冶炼车间熔炼而收回。      由撤除古代建筑物而构成的废物，木质的能够烧掉，金则进入烧灰中，从中收回金。而泥质可采用淘洗、重选或化等收回或提金。      描金陶瓷废猜中的金，可用化学退镀法、化法或溶解法收回其间金。

其惯例办法为锌置换法，也能够使用电解堆积的办法。 　　1、锌置换法 　　1.1、锌置换金的原理 　　在浸出作业中，金与效果，生成金络李合物溶解于溶液中，当向溶液中参加锌后，金被锌置换转化成为金属状况而分出，一起锌溶解于的溶液中。 　　锌置换进程是电化学反响进程，金的堆积是因为生成电偶的成果，该电偶为锌——铅电偶，锌为阳极，铅为阴极。铅的来历除矿石含有外，主要是向锌的产品中参加的铅或许置换进程中参加可溶性铅盐。金络离子在电偶电流的效果下，必定向阳极移动与锌效果，使锌以锌络离子状况进入溶液中，而金被复原堆积出来。 　　1.2、锌置换金的工艺条件 　　榜首、根离子浓度不能低于0.02%，出产中控制在0.03~0.06而碱的浓度控制在0.01%左右; 　　第二、氧的浓度有必要控制在0.5毫克/升以下，不然有害于置换; 　　第三、锌的用有必要恰当，其用量在出产中有必要经过试验来定，过少满意不了置换要求，过多则会使本钱大增; 　　第四、铅盐的效果是构成锌——铅电偶，使金被置换出来，但过量的铅对金的置换晦气，它会覆盖于锌的表面，减慢置换速度; 　　第五、温度及溶液中杂质的影响。温度低，置换速度下降，温度高，置换速度加速，出产中一般控制在15~30℃之间，溶液中的杂质如铜、、镍及可溶性硫化物等都是置换金的有害杂质; 　　第六、贵液清洁度的影响甚大，进入置换的贵液有必要明澈通明，不容许带有超越要求的悬浮物和油类。出产中要求贵液中悬浮物含量为5毫克/升以下。 　　1.3、锌丝置换法 　　1.4、 锌粉置换法 　　1.5、锌置换金的出产实践 　　2、金的电解堆积 　　所谓金的电解堆积就是把溶液中的金属在电流效果下，使之在阴极堆积，然后到达收回的意图。 　　电解堆积时的根本反响分为阳极反响和阴极反响。 　　在阳极上，氢氧离子变成H2O和氧气　　在阴极上则是： 　　总的电解堆积反响方程为： 　　金电积的条件;温度为40~50℃，有时可达90℃，槽电压3伏特，贵液在槽内逗留的时刻可由试验断定，一般为0.5~1小时，循环时刻10~20小时，贵液的活动速度约3升/分，电积的距离15毫米，电流速度一般为20~30安/米2。

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

我国铝土矿资源丰富，已探明的铝土矿储量达23亿t。其间含硫高的一水硬铝石型铝土矿储量达1.5亿t，占总储量的11.0%左右。这类矿石以中高铝、中低硅、高硫、中高铝硅比矿石为主，且此类矿石高档次所占份额大，需加工脱硫才干运用，因而研讨经济合理的脱硫办法，具有巨大的潜在工业含义。       在氧化铝出产流程中，铝土矿中的硫不只构成Na2O的丢失，并且溶液中S2－进步后会使钢材遭到腐蚀，蒸腾和分化工序的钢制设备因腐蚀而损坏，添加溶液中铁含量。在拜耳法出产氧化铝过程中假如铝土矿中硫的含量超越0.3%，就能导致氧化铝档次因铁的污染而超支，别的还能使氧化铝的溶出率下降。跟着氧化铝工业的不断发展，科学研讨者对脱硫办法进行了许多的研讨工作，但效果及运用均不尽人意。因而有必要对高硫铝土矿进行进一步脱硫研讨，到达拜耳法氧化铝厂对铝土矿含硫的要求。       铝土矿中硫首要以黄铁矿（FeS2）办法存在，因为黄铁矿简略用黄药等捕收剂浮选，而含铝矿藏以氧化物和氢氧化物办法存在，亲水，不易被黄药捕收，因而，浮选用黄药理论上简略完成黄铁矿和含铝矿藏的别离。用浮选的办法下降铝土矿中硫的含量，最早被原苏联人员选用。在我国，浮选脱除铝土矿中的含硫矿藏还未见文献报导。因而，针对我国铝土矿的特色，用选矿脱除铝土矿中含硫矿藏的研讨具有重要含义。       针对河南某地出产的铝土矿的特色，选用黄药等作捕收剂，对反浮选除掉铝土矿中的硫化物进行了实验研讨。       一、实验部分       （一）实验质料       河南高硫矿，碳酸钠（分析纯，上海虹光化工厂），六偏磷酸钠（分析纯，天津市科密欧科技有限公司），（分析纯，天津市科密欧化学试剂开发中心），硫酸铜（化学试剂，天津市博迪化工有限公司），丁基黄药（株洲选矿药剂厂），戊基黄药（长沙矿冶研讨院选矿所），松醇油（株洲选矿药剂厂），单质碘和碘化钾（分析纯，汕头市西陇化工厂）。对河南高硫矿进行了化学分析。首要化学成分列于表1。   表1  试样的首要化学组成（质量分数）/%Al2O3SiO2Fe2O3TiO2CaOK2ONa2OMgOST61.6212.654.603.003.001.810.080.420.96       （二）实验设备及仪器       实验一切设备及仪器包含浮选机，拌和机，pH计，过滤设备，电炉，烘箱，管状炉，石英管，滴定管等。       （三）实验办法       各添加剂预先装备成必定的浓度备用。药剂添加次序为：六偏磷酸钠→→硫酸铜→丁基黄药→戊基黄药→松醇油，实验中各药剂的用量及添加药剂后的拌和时刻见表2。实验所用脱硫浮选办法为简略的一段浮选。浮选产品别离过滤、洗刷、烘干后分析。   表2  药剂用量及拌和时刻药剂称号药剂用量/（g·L－1）拌和时刻/min碳酸钠 六偏磷酸钠硫酸铜 丁基黄药 戊基黄药 松醇油2.5 7.65×10－3 4.00×10－4 1.88×10－2 3.13×10－2 3.13×10－2 0.125  1 1 2 1 2 1       二、条件实验       选用六偏磷酸钠作为按捺剂，和硫酸铜作为活化剂，丁基黄药和戊基黄药作为捕收剂，对高硫铝土矿进行一段浮选脱硫条件实验，研讨各添加剂用量对浮选成果的影响。       （一）碳酸钠用量的影响       在pH＞11的高碱环境下，黄铁矿表面会有亲水的氢氧化物生成，进而浮选遭到按捺。碱性增强对黄铁矿的按捺不断增强。低pH值系统中难以浮选，乃至浮选没有泡沫，这与铝土矿结构以及实验条件有关。碳酸钠另一效果是对黄铁矿具有活化效果。在CO32－与HCO3－离子效果下，铁的氢氧化物又可转变成铁的碳酸盐，使黄铁矿表面掩盖的氢氧化物和硫酸盐脱落暴露出新鲜的表面。因而碳酸钠添加量对浮选的效果有较大的影响。按表2所示条件，进行了碳酸钠用量对脱硫效果的影响的研讨，成果见表3。   表3  碳酸钠用量条件实验成果碳酸钠用量/（g·L－1）pH值产品称号产率/%S档次/%S收回率/%0.59.70低硫铝土矿 高硫尾矿82.44 17.560.41 3.5435.25 64.751.010.10低硫铝土矿 高硫尾矿89.91 10.090.420 5.7739.35 60.652.510.43低硫铝土矿 高硫尾矿96 40.44 13.4444 563.510.78低硫铝土矿 高硫尾矿93.4 26.580.48 7.7846.67 53.33       由表3可知，跟着碳酸钠用量的添加和矿浆pH值升高，高硫尾矿中硫的档次越来越高，硫的收回率在逐步下降，低硫铝土矿的产率较大起伏的升高，到碳酸钠用量为2.5g/L，pH值为10.43时，硫的档次达最大值，随后又开端下降，硫的收回率持续下降，低硫铝土矿的产率也到达最大值后又下降。由此可见碳酸钠对浮选具有较大影响。归纳考虑以上要素，高硫矿浮选碳酸钠用量应为2.5g/L，pH值为10.43左右。       （二）按捺剂用量的影响       六偏碳酸钠在含量高时对一水硬铝石具有按捺效果，但在pH＞10时，其按捺效果较弱，只要在较高用量的条件下才具有较强的按捺效果。六偏磷酸钠的按捺效果为在浮选过程中损坏和削弱一水硬铝石与捕收剂之间相互效果，增强一水硬铝石表面的亲水性。它的效果办法有3种：消除活化离子；在矿藏表面构成亲水薄膜；消除矿藏表面的活化薄膜。六偏磷酸钠一起可对矿浆起涣散效果。按表2所示条件，进行六偏磷酸钠用量对脱硫效果的影响，成果见表4。   表4  六偏碳酸钠用量条件实验成果六偏碳酸钠用量/（×10－3g·L－1）产品称号产率/%S档次/%S收回率/%0低硫铝土矿 高硫尾矿93 70.54 6.5852.02 47.987.65低硫铝土矿 高硫尾矿96 40.44 13.4444 5615.30低硫铝土矿 高硫尾矿95.34 4.660.48 10.7947.68 52.32       由表4可知，跟着六偏碳酸钠用量的添加，高硫尾矿中硫的档次先进步然后下降，硫的收回率也是先进步后下降，低硫铝土矿的产率在小起伏规模内改变。六偏碳酸钠用量以7.65×10－3g/L为宜。       （三）活化剂用量的影响       活化剂的效果是在矿藏表面生成促进捕收剂效果的薄膜。浮选电化学以为，某些硫化矿藏具有半导体性质和必定的电子传导才能，表面的静电位是HS－离子能否在其表面氧化生成元素S0的要害，当表面静电位Ems高于HS－氧化成S0的平衡电位时，则这种氧化在热力学上能够完成。黄铁矿表面静电位Ems高于HS－氧化成S0的平衡电位，因而HS－可能在黄铁矿表面氧化成元素（S0）。王淀佐等人测定了黄铁矿的表面静电位，在pH＞8今后一直高于EHS-/S0，所以HS－能够在其表面氧化。Na2S参加矿浆中后，矿浆中存在许多的HS－离子，黄铁矿因为表面静电位较高，对HS－离子有较强的电催化效果，HS－在其表面有如下反响：   HS（aq）－→HS（ad）－     HS（aq）－→H＋＋S（ad）0＋2e－       S0吸附于黄铁矿表面使其变得疏水，因而黄铁矿具有杰出的诱导可浮性。       当黄铁矿表面氧化较深时，可被Cu2＋活化。其机理为Cu2＋可替代黄铁矿品质中的Fe2＋使表面生成含铜硫化膜然后增强对黄药的吸附效果。铜离子比较简略进入黄铁矿的晶格，铜和硫的亲和性比铁和硫的亲和性更大，使黄铁矿表面构成铜膜，铜离子不影响矿藏晶格深处，在黄铁矿表面上掩盖铜相当于分散处理黄铁矿表面，即影响到黄铁矿表面的导电类型。黄铁矿为电子型半导体，晶格表面层上富集电子的表面，因而不能安稳的吸附黄药。一些二价Cu2＋从其表面取得电子，Cu2＋浓度下降为Cu2＋，使黄铁矿表面层电子浓度下降。黄铁矿表面导电性的转化，这时能安稳地吸附黄药。       综上所述，首要对黄铁矿起到诱导浮选效果，但因为黄铁矿镶嵌于结构杂乱的铝土矿中，且黄铁矿的含量小，尤其是当黄铁矿表面氧化较深时，对黄铁矿就起不了诱导浮选效果，而Cu2＋能够进入黄铁矿晶格中替代Fe2＋使表面生成含铜硫化膜然后增强对黄药的吸附效果。因而和硫酸铜均可起到活化效果，其用量多少对硫档次影响很大。按表2所示条件，别离进行了和硫酸铜用量对脱硫效果的影响研讨，成果别离见表5和表6。   表5  用量条件实验成果用量/（×10－4g·L－1）产品称号产率/%S档次/%S收回率/%0低硫铝土矿 高硫尾矿95.25 4.750.50 10.1649.73 50.272低硫铝土矿 高硫尾矿94.12 5.880.48 8.5747.51 52.494低硫铝土矿 高硫尾矿96 40.44 13.4444 5610低硫铝土矿 高硫尾矿96.62 3.380.61 1161.27 38.73   表6  硫酸铜用量条件实验成果硫酸铜用量/（×10－2g·L－1）产品称号产率/%S档次/%S收回率/%0低硫铝土矿 高硫尾矿92.89 7.110.48 7.2348.59 51.411.88低硫铝土矿 高硫尾矿96 40.44 13.4444 563.75低硫铝土矿 高硫尾矿93.20 6.800.55 6.5553.6 46.4       由表5可知，跟着用量的添加，高硫尾矿中硫的档次先下降后升高，随后又下降，硫的收回首先升高后下降，低硫铝土矿的产率改变不大。用量以4×10－4g/L为宜。       由表6可知，跟着硫酸铜用量的添加，高硫尾矿中硫的档次先升高后下降，改变的起伏比较大，硫的收回首先逐步升高然后较大起伏的下降，低硫铝土矿的产率改变不大。硫酸铜用量以1.88×10－2g/L为宜。       （四）捕收剂用量及其品种的影响       在浮选中运用捕收剂，能够进步有用矿藏表面的疏水性。黄铁矿捕收剂首要是黄药类等捕收剂。在许多情况下，已成功地运用单一种捕收剂。但混合运用多种硫代捕收剂可大大进步硫化矿浮选目标。按表2所示条件，丁基黄药及戊基黄药用量对脱硫效果的影响成果别离见表7和表8。   表7  丁基黄药用量条件实验成果丁基黄药用量/（×10－2g·L－1）产品称号产率/%S档次/%S收回率/%0低硫铝土矿 高硫尾矿94.29 5.710.55 7.8253.49 46.511.56低硫铝土矿 高硫尾矿95.10 4.900.57 8.5456.41 43.593.13低硫铝土矿 高硫尾矿96 40.44 13.4444 566.25低硫铝土矿 高硫尾矿97.06 3.740.50 12.9251.68 48.32   表8  戊基黄药用量条件实验成果戊基黄药用量/（×10－2g·L－1）产品称号产率/%S档次/%S收回率/%0低硫铝土矿 高硫尾矿96.62 3.380.56 12.4556.17 43.831.56低硫铝土矿 高硫尾矿95.69 4.310.45 12.344.78 55.223.13低硫铝土矿 高硫尾矿96 40.44 13.4444 566.25低硫铝土矿 高硫尾矿96.5 3.50.57 11.5957.74 42.26       由表7可知，跟着丁基黄药用量的添加，高硫尾矿中硫的档次和收回率都随之添加，然后下降，低硫铝土矿的产率在小规模内增大。丁基黄药对浮选效果具有较大影响。丁基黄药用量以3.13×10－2g/L为宜。       由表8可知，跟着戊基黄药用量的添加，高硫尾矿中硫的档次在小起伏内先升高后下降，硫的收回率在较大起伏内先升高后下降，低硫铝土矿的产率改变不大。戊基黄药对硫的收回率影响较大。戊基黄药用量以3.13×10－2g/L为宜。       三、优化条件的浮选成果       通过以上各条件实验的影响，得出高硫铝土矿一段浮选除硫的最佳条件实验为：碳酸钠用量2.5g/L，六偏磷酸钠用量为7.65×10－3g/L，拌和1min，用量为4.0×10－4g/L，拌和1min，硫酸铜用量为1.88×10－2g/L，拌和2min，丁基黄药用量为3.13×10－2g/L，拌和1min，戊基黄药用量为3.13×10－2g/L，拌和2min，松醇油用量为0.125g/L，拌和1min，实验成果见表9。   表9  原矿一段浮选实验成果产品称号产率/%S档次/%S收回率/%低硫铝土矿 高硫尾矿 原矿96 4 1000.44 13.44 0.9644 56 100       由表9可知，在优化的浮选条件下，原矿通过一段浮选即可取得硫档次高达的13.44%，收回率56%，而产率仅为4%的高硫尾矿；一起取得产率为96%，硫档次为0.44%的低硫铝土矿。这一成果比前苏联研讨人员浮选高硫铝土矿一段浮选尾矿含硫达9%的工艺目标还好。       对浮选所得低硫铝土矿和高硫尾矿进行化学分析，分析成果见表10。为了便于对照，将原矿相应数据也列于表10中。   表10  浮选产品化学分析成果（质量分数）/%产品称号Al2O3SiO2Fe2O3TiO2CaOK2ONa2OMgOST1）低硫铝土矿 高硫尾矿 原矿62.10 51.96 61.6212.83 8.18 12.654.17 14.94 4.602.95 4.71 3.003.07 1.43 3.001.85 0.95 1.810.08 0.11 0.080.42 0.40 0.420.44 13.44 0.96        1) 此为化学分析成果，不是荧光分析成果       由表10可知，一段浮选高硫尾矿的A/S比为6.35，与A/S比为4.87的原矿比较，高硫尾矿的A/S比高，这是因为铝比硅更简略浮选，成果导致高硫尾矿中A/S比稍高。因为被浮选的高硫尾矿产率不大，因而对低硫铝土矿的A/S比的影响不大。高硫尾矿中硫和铁含量比原矿明显进步，铁略有进步，其它元素含量都偏低。而低硫铝土矿与原矿比较，除了铝，硅以及钾比原矿略低高外，其它元素都有所下降。       四、结语       （一）选用浮选的办法，以碳酸钠为pH调整剂，六偏磷酸钠为按捺剂，和硫酸铜为活化剂，丁基黄药和戊基黄药为捕收剂，松醇油为起泡剂，进行高硫铝土矿的一段反浮选，取得硫含量高达13.44%，收回率56%，氧化铝含量为51.96%，而产率仅为4%的高硫尾矿，一起取得产率为96%，氧化铝含量为62.10%，硫档次为0.44%的低硫铝土矿。因为铝比硅更简略浮选，高硫尾矿的A/S比升高，但因为高硫尾矿的产率低，仅为4%，因而对低硫铝土矿的A/S比影响不大。       （二）对原矿进行一段浮选的最佳条件是：碳酸钠用量为2.50g/L，六偏磷酸钠用量为7.65×10－3g/L，用量为4.00×10－4g/L，硫酸铜用量为1.88×10－2g/L，丁基黄药用量为3.13×10－2g/L，戊基黄药用量为3.13×10－2g/L，松醇油用量为1.25×10－1g/L。矿浆最佳浮选pH值规模是10.4～10.5左右。       （三）本研讨测验一起运用2种活化剂，即和硫酸铜，活化的效果大于单一活化剂的效果，进步硫的浮选收回率。丁基黄药与戊基黄药2种捕收剂按份额混合运用可进步硫的档次及收回率。

用化法提金时，从含金溶液中收回金的办法较多，如用吸附法、电解法、沉积法等。吸附法是将含金溶液中的金吸附到作为载金体的吸附剂上，然后再从载体大将金洗脱下来，再用沉积池或电解从洗脱液中沉积金，常用的吸附剂为活性炭及树脂等。电解法是将含金溶液直接电解得到金。沉积法是在贵液中参加沉积剂，经过化学反应使金沉积，而得到含金档次较高的金泥，作为冶炼的质料。最常用的沉积剂是金属锌，特殊情况下也可用金属铝。

由于近几年我国钢铁原料----铁精粉价格的攀升，河沙选铁的利润大幅度提高，专用机械----河沙选铁船、磁选机等系列选矿设备得以在全国范围内大面积推广。 中科公司生产的河沙铁粉提取磁选机有实际的应用效果。 这些选矿设备大致的工作原理为：通过磁选机将河沙中的磁性铁选出来。下面就具有代表性的设备--挖沙选铁船的构造、原理以及操作规程简介如下： 挖沙选铁船由浮体、链斗挖沙系统、筛分系统、磁选系统、尾沙排除系统、动力系统组成。 首先，河道里有水，我们的选矿设备必须要浮在水面上工作，因此我们用3.5-4毫米的钢板做成了浮体，根据挖沙深度的不同，浮体的宽度和长度都有相应的尺寸要求，一般宽度在1.5-2米之间，长度在16-32米之间。 另外，我们为了增加船的稳定性，两个浮体之间间隔了一定的距离，一般为1.5米左右。顾名思义，这套选矿设备的上料系统是链斗式的挖沙系统，河沙由链斗提上来以后，因为有大小不一的石子，为了保护磁选机的安全，必须经过筛分系统。根据河道的环境不同，一般来说，石子比较少、直径比较小的河道用自震式比较好，维修方便，节省动力(约3KW)。而石子很多，直径又比较大的河道就要用滚筒式的筛子了。经过筛分后的石子一般直接流入河道，如果有经济价值也可由传送带输送到岸上出售;河沙转入磁选系统。磁选系统主要是磁选机和水洗精选系统。 磁选机的磁表强度一般要达到3800-4500高斯，规格为750*2200-2400，这样配套才能达到90%的净选率。水洗的作用是提高毛铁粉的品位，一般可在30-45之间自由调节。尾沙排除系统的作用是将选去铁粉的尾沙排到远离本机械的地方，以保证本机械能正常的工作。一般有自流式、传送带式、抽沙泵式三种形式当然这也是根据河道的具体环境来定的。

因为对金矿资源的很多开发，易选易处理金矿石日益削减，档次逐步下降，矿石成分越来越杂乱。包含我国在内的国际各首要产金国不得不把注意力转移到难处理矿石的加工上。能够以为，这些用惯例办法难以处理的含砷、硫或锑、碳成分的金矿石，很快将成为国际黄金出产的重要来历。 关于含砷、硫的金矿石，其之所以难处理，是因为此类矿石的矿藏组成杂乱，含有适当多的对提金进程的搅扰元素，金以极细粒方式浸染于黄铁矿、砷黄铁矿、辉锑矿中构成粘连和包裹体等，致使很难用一般机械选矿及化浸出办法富集收回，而有必要先经预处理脱除搅扰浸金的砷、硫等，然后再进行浸出提金。 关于含碳的金锑砷矿石或精矿来说，其难处理的原因，除了因为金与硫化物（首要是毒砂、黄铁矿和一部分辉锑矿）细粒共生外，还因为存在对贵金属络合物具有强吸附才干的含碳物质，以及以辉锑矿呈现的锑，它使精矿的化进程极端杂乱化。化进程中辉锑矿对金的抑制效果首要表现在吸收溶液中的氧和游离，以及在金粒的表面构成次生锑盐薄膜，因此当难处理的含碳砷锑金精矿进行化时，有必要预先处理以解离含金的硫化物。 现在研讨得比较多的氧化预处理办法，有焙烧，加压氧化、细菌氧化、化学氧化、硝酸分化和电化学氧化等。下面别离叙说一下它们的原理，特色、适用性和一些处理工艺实例。 一、焙烧 很多科学研讨和出产实践标明，关于含细粒浸染金的砷黄铁矿、黄铁矿、辉锑矿和碳质矿石之类的难处理盒矿石来说，进行氧化焙烧或将氧化焙烧作为化之前的矿石预备作业，在技术上和经济上都是合理的。假如不进行焙烧而直接对这些质料进行化时，金的收回率则不超越50%～70%。经过预先氧化焙饶之后，再用化法处理，就或许使金的收回率进步到95%～97.5%。 （一）含砷、硫金矿石的焙烧 处理含砷、硫金矿或金粒太细的金矿石或精矿，传统的办法都是选用预氧化焙烧脱除有害成分，然后对焙砂进行化浸出。精矿焙烧的意图在于硫化物分化时，能充沛露出金颗粒，使精矿中的硫、砷等杂质元素能最大极限以氧化物方式蒸发，产出有利于化的疏松多孔的焙砂。 现在国外氧化焙烧脱硫率一般为93%～95%，脱砷率为87%～90%，我国为78%～84%和82%～99%。 氧化焙烧常在500～800℃范围内进行，为了避免结块，焙烧温度一般不超越800℃。依据特矿中的砷、硫含量、粒度、焙烧温度、焙烧时刻、拌和强度等不同条件、脱硫率一般可达90%～95%，脱砷可达90%，当焙砂含硫0.2%～2%，含砷0.3%～1.5%时，金的浸出率为92%～94%。例如，加拿大Campbell red Lake Mines选金厂选用两段欢腾焙烧，榜首段焙烧温度为560℃，第二段为30℃，焙砂含砷1.6%，含硫1.0%，金的浸出率为97.3%，：加拿大Giant Yellow Knife选金厂选用两段欢腾焙烧，榜首段焙烧温度为500℃，第二段为540℃，焙砂含砷1.0%，含硫2.5%，脱砷率为91.6%，脱硫率为87.9%，金的浸出率为93.7%。 金到达最高化浸出率所需的焙烧程度取决于金在精矿中的状况。对金砷黄铁矿精矿来说，脱砷、脱硫都是十分重要的，而且要进行两段焙烧，榜首段脱砷是在450～600℃下进行，第二段脱硫是在550～800℃下进行。对某种精矿终究选用一段焙烧仍是两段焙烧，温度需求多高，只能由实验断定。 当选用两段焙烧从质猜中脱砷时，在榜首段焙烧进程中，空气供给量应低于使一切硫化物彻底焙烧所需求的空气量。这样可使焙烧炉处于弱氧化气镉中，能使黄铁矿、砷黄铁矿氧化成磁黄铁矿和赤铁矿的混合物，炉气成分首要是氮气、水蒸汽和二氧化硫，而砷以氧化物（As2O3）或砷化物方式蒸发，在此条件下砷很少以铁的方式留在焙砂中，大部分是钙和镁的盐。 苏联学者B.B.洛捷依什科夫研讨了砷黄铁矿（FeAsS）的氧化焙烧机理，研讨成果标明，为了下降焙砂浸渣中金的含量，有必要操控砷黄铁矿在焙烧进程中的改变特征。焙烧温度480℃有氧存在时，砷黄铁矿中硫焚烧成SO2气体，进步温度，硫的氧化速度加速。当焙烧温度到达1100℃时，脱硫率为99.2%～99.5%。进步氧的浓度，硫焚烧速度加速，下降氧的浓度，即便到达了焚烧温度，硫氧化或许中止。在空气缺乏时砷仍可按下述反响进入气相中： 2FeAsS＋1 O2＝2FeS＋As2O3↑ 国外氧化焙烧金－砷黄铁矿时，就是使用了焙烧进程中砷和硫相继焚烧而温度不同的特色。 因为Fe2＋和Fe3＋的盐（MeAsO3，Me3AsO4）为易熔物，焙烧最好分两段进行，榜首段为了脱砷和避免构成FeAsO3和Fe3AsO4易熔物，焙烧进程在弱氧化气氛下于550～580℃下进行，第二段在600～620℃和给入过量空气条件下焙烧，这时不易构成易熔物，并能得到孔隙度好的焙砂，焙砂含As低于1%～1.5%。 加拿大魁北克省Belle Terre金矿处理的精矿含砷只要2.3%。选用Wedge型多膛（焙烧）炉，在482℃下进行低温焙烧，简直可除掉悉数的砷。 依据现有材料，现在国际上首要产金国家如南非、苏联、加拿大、澳大利亚、美国、加纳等国对含金砷精矿收回金的办法均选用氧化焙烧脱砷工艺。 津巴布韦的Dalny矿山用欢腾炉处理含金93～10lg／t、硫22%、砷4.5%的浮选精矿，处理才干600t∕d。欢腾炉直径5m，由A和B两室组成，依据所得精矿数量的不同，焙烧炉每昼夜的作业时刻14～16h，精矿矿浆中含固体72%～78%和含硫22%～24%。A室内炉温坚持在588℃，经过往欢腾层上喷水来操控炉温。B室首要用来逐步冷却焙砂，B室的炉温坚持在340～450℃，焙砂中的砷档次为1.4%，硫1%，金120%～150g／t。 为了脱砷和避免构成FeAsO3和Fe3AsO4易熔物，焙烧需求在弱氧化气氛或慵懒气氛（约束空气给入量）中于550～580℃下进行，而为了脱硫和取得孔隙度好的焙砂，需求在给入过量空气于600～650℃下焙烧。两段培烧能较理想地满意上述工艺要求。 罗马尼亚达尔尼选金厂选用浮选一两段氧化焙烧－化浸出工艺流程，日处理800t原矿，浮选精矿含金90～1201l/t。硫16%～22%、砷6%。精矿焙烧量25t∕d，在560℃条件下两段焙烧，焙砂含金125～150 g／t，含硫1%～2%，砷1%～1.5%。焙砂化浸出，浸出率95%～97%，浸出尾矿含金4.5%～6.0g／t。 苏联国立稀有金属研讨所伊尔库茨克分所和全苏有色金属研讨所对金砷精矿氧化焙烧作了很多研讨作业，苏联有色冶金规划院完结了达拉松矿的砷黄铁矿欢腾焙烧车间的规划，并于1957年正式投人出产，处理金砷精矿成分为：金45%～62g／t，银61～83g／t，砷9%～13%，硫32%～40%。选用优先蒸发砷工艺。焙烧炉内机械尘产出量为精矿的20%，经电除尘后，可取得含92%～99%As2O3的合格工业白砷，其间含金1～2g／t，焙砂中金的实践收回率96.1%～97%。 国外各工厂在欢腾焙烧实践进程中常常发作培砂中的金富集在炉床内，特别是鄙人部炉底。在焙烧炉长时刻作业之后，炉底的焙砂中的盒档次能超越2～3kg／t，乃至更高。这首要是因为精矿中的金和硫化物氧化进程中被解离的金不断沉积所形成的。 我国金砷资源较多，有必要预先脱除砷、硫才干有用地收回其间的金。 湖南有色金属研讨所对含砷金精矿的焙烧脱砷作了很多研讨作业，并对湖南黄金洞金矿的砷金精矿（成分为：金98.5g∕t，砷19.35%、硫18.92%、铁25%、银8.5g／t、锑0.025%、铜0.062%、铅0.025%）选用回转窑脱砷工艺。首要目标为：砷蒸发率99.16%，脱硫率78.4%，焙砂含金166g／t，档次（含As2O3）97.97%，中金丢失0.66%。 实践证明，回转窑焙烧金砷精矿，除了出资省，见效快。操作便利等长处外，首要是能在一个窑内完结脱砷脱硫对气氛的不同要求。 山东省某金矿属中硫型含金黄铁矿矿石，硫档次高，金档次低，金的嵌布粒度细，且有部分金呈包裹体存在于矿石中，处理此类矿石的关键问题，就是扫除搅扰元素，一起使包裹金得到露出而使化液得以浸透。 经过对几种选冶工艺流程的实验研讨以为，对该中硫型含金黄铁矿矿石较为合理的计划是选用混合浮选＋混合精矿氧化焙烧＋烧渣化工艺流程。因此，实验取得金选冶总收回率达90%以上，较矿山现行出产流程目标进步15%以上。 （二）含砷、锑、碳金矿石的焙烧 对含碳的金砷精矿焙烧时，最好分两段进行：在温度500～600℃以及空气给入量缺乏的条件下进行榜首段焙烧；在温度650～700℃以及给入过量空气下进行第二段焙烧。榜首段焙烧应该将砷烧到焙砂中的含量低于1%：而第二段焙烧应将碳和硫烧尽。为了在焙烧炉中完结自热焙烧，精矿中的含硫量应为22%～24%。 金－锑精矿经焙烧能使锑呈三氧化锑蒸发出来，但焙烧温度不得高于650℃，避免呈现下降金的露出程度的熔化现象．金－锑精矿一般分两段进行焙烧：榜首段焙烧是在温度为500～600℃条件下进行1h；第二段焙烧是在温度为1000℃条件下进行2～3h。焙砂先用稀硫酸浸出后，再用化法处理。 对含碳高的浮选精矿焙烧所得之焙砂，其特色是含砷量少，大约为1%，含锑0.6%～0.8%，含碳4%。处理此类焙砂最好在80～90℃下用7.5%的碱溶液预浸1h，将砷浸出后再收回金。选用AM－2B阴离子交流树脂进行吸附化，金收回率可进步1%～2%，对含碳焙砂，收回率可进步5%。 运用高浓度（0.4～0.5g∕L），并在阴离子交流树脂AM－2B占矿量4%～5%的条件下进行化，可削减碳物质对金的吸附，化作业中金的收回率为85%～87%，但存在含碳物质时，收回率为79%～81%左右。 炭浆法具有较好的经济效果，因为其工艺简略，出资和出产费用低一级长处，所以已成为当今收回金的一种重要办法。 炭浆法工艺包含以下几个工序： 1、活性炭在浸出矿浆中的吸附； 2、载金炭的解吸： 3、用电解法从解吸含金贵液中收回金： 4、解吸炭的再生。 自1973年美国建成国际榜首座大型炭浆法提金工厂以来，在美国、南非、加拿大、澳大利亚、菲律宾和智利等国已有40余座炭浆厂投入出产。我国灵湖金矿和陕西李家沟金矿炭浆厂已先后于1984和1986年投产。从美国引入的日处理500t和250t两套炭浆工艺也别离在张家口和潼关金矿建成投产。 炭浸法是炭浆法的开展，它适于处理矿石中存在碳质组分（包含有机物）的那些难浸金矿石。因为矿石中的含碳组分会吸附化液中的金而形成“贵损”，所以选用炭浆法工艺处理这类矿石的效果就差一些，因此就研发了炭浸法新工艺。炭浸法与炭浆法不同之处在于：炭浆法是先浸后吸，而炭浸法是边浸边吸，因为边浸边吸，改进了金的溶解动力学条件，吸浸成果就更具有实践意义。美国的麦考尔金矿已建成投产了一座大型炭浸法提金工厂。 苏联学者B.H.拉斯柯利在研讨含金31～34g／t。硫化物20%～26%、砷3%～5%、锑0%～18%、碳质矿藏1.4%的浮选精矿的欢腾焙烧时，对不含锑、碳的精矿，榜首段焙烧温度定为450～500℃，第二段为600～650℃。对含碳精矿，榜首段为550℃，第二段为650℃。只要在这种条件下产出的焙砂在吸附化中金方能得到充沛的收回。 苏联国立稀有金属研讨所伊尔库茨克分所对含碳金－砷精矿进行了研讨，并依据研讨成果拟定了包含氧化焙烧及在一段焙烧平分化砷黄铁矿和在两段焙烧中使硫化物和碳彻底氧化，再磨烧渣，烧渣再磨后进行精选（95%－0.074mm），两段化和一段化滤饼进行中间碱处理。经化后，盘收回率为93%。 苏联曾对半工业条件下得到的含碳的含砷锑精矿（含全硫17.9%、全砷4.5%、全锑1.17%、有机碳1.84%）进行氧化焙烧，焙烧是在450℃和600～650℃下在马弗炉平分两段进行，每段焙烧2h。焙烧对脱硫率为97.7%，脱砷率不超越58.5%，锑呈氧化物留在焙砂中，脱碳率达100%。在较低温度下（一段焙烧为300℃，3h，两段焙烧为500℃、1h）进行焙烧时，在深度脱硫（98.0%）和锑（83.8%）的条件下，脱砷率可进步到90.6%，这时候焙砂中砷锑含量别离为0.52%和0.25%，而一般两段焙烧时（450～500℃和600～650℃）则别离为2.2%和1.7%。含碳量为0.4%。但在对用碱预处理后的焙砂进行吸附化时，贵金属的收率水平仍与前述焙烧条件所得成果差不多。 一起还对上述精矿进行了热分化焙烧实验。热分化是在特制的实验装置中阻隔空气下进行的，温度为800～850℃，时刻为2h，体系中负压为0.1×106Pa。热分化产出的焙砂含砷0.18%、硫14.56%、有机碳2.1%、锑0.72%，进程脱砷率为96.7%、脱硫率为32.3%。当热分化温度进步到950℃时，焙砂中锑含量可下降到0.52%。 二、加压氧化 对含金精矿和原矿进行加压氧化，是对难处理含金矿藏的有用顼处理办法，特别是处理与硫化物伴生的一部分金矿藏尤为适用。美国、苏联等国的学者对加压氧化浸出作了很多研讨作业。1985年美国霍姆斯特克(Homestake)公司存加里福尼亚的麦克劳林（Mclaugblin）金矿投产一座日处理2700t矿的加压氧化浸出厂。民主德国进行过250t矿的扩展实验，在200℃和约400×104Pa压力下进行浸出，然后从浸出渣顶用化法浸出98.8%的金。苏联在180℃下浸出1.5h，渣中金的化提取率可达98.5%。 加拿大谢里特·戈尔登（Sherritt Gorden）矿业公司对加压氧化预处理金砷精矿进行了广泛的研讨。曾对渥太华东部地区含金96g∕t、砷6.5%，硫34%的浮选精矿经加压氧化预处理1～2h之后，金的化收回率从40%进步到84%。用相同办法处理加拿大北部地区含金226g∕t、砷8.5%、硫24.3%的浮选精矿时，金的化收回率为98%。 苏联对金砷矿曾作过氧化焙烧、加压氧化和细菌氧化的比照实验，试样为含砷7.5%、硫18.8%、碳11.5%的浮选精矿。实验成果标明，焙烧化金收回率为79.1%；细菌氧化金收回率为81%～88%；在180℃下进行加压氧化，再经树脂吸附化法，金的收回率达89%。 拉斯克林等人宣布的论文证明，用弱碱性－加压浸出化办法处理含砷约6%和硫约28%，并伴生有碳质物料的含金砷黄铁矿，其金的收回率可迭90%～95%。试样中的金颗粒大部分呈连生体，因此浸出效果较好。其条件是在高压釜中处理，答应温度为180℃，压力为98×104Pa。 砂矿开发研讨有限公司(Pl8cer Development Ltd)的Mountiin Ita和Reuison采金联合公司共同对巴布亚新几内亚的Poregera金矿矿石进行了氧化焙烧、细菌氧化和加压氧化实验，成果标明，加压氧化是最有用的预处理办法。在180℃下用加压氧化法处理舍金14g／t、含铁28.5%、硫36%的金砷硫铁型矿石，金的化收回率可达97%；焙烧化为77%;细菌氧化为86.5%；惯例化为32%。 80年代初期，Sherritt研宄中心对黄铁矿或砷黄铁矿精矿以及矿石中的金进行了加压氧化实验，实验温度一般为170～190℃，停留时刻约2h，总压力为1500～2000kPa。一切精矿中金的收回率一般从50%～74%进步到96%～99%。这一收回率比焙烧后的要高。 最近，阿辛诺矿冶公司(Arieuo Processing)研讨成功一种低压氧化浸出新工艺－Arseno法（简称阿辛诺工艺），用以从难选冶的矿石和精矿中收回金，该工艺的浸出进程是一种用硝酸盐催化的低压氧化浸出进程，它适用于处理黄铁矿型和砷黄铁矿型难浸的金矿石和精矿。因为这种催化效果，致使浸出反响的速度很快，不到15min就可使硫化物彻底分化。使用这一办法的根本化学原理已研发出几种可用于处理很多种质料（从硫化物含量较低的矿石到硫化物含量很高的精矿）的工艺流程，加拿大温哥华的培根·唐纳德森和联合者公司(Bacon，Donaldson and Associate)及美国科罗拉多州的哈曾(Hazen)研讨所都对该工艺进行过很多研讨和实验，均取得了杰出的成果，证明这是处理难浸金矿石的一种经济而有用的新工艺。 据报道，中科院化工冶金研讨所研讨了一种催化氧化酸浸一化法（已请求国家专利），该新工艺与惯例办法比较，浸出时刻可缩短到15min，还可节省很多钛金属材料。实践证明，用此法处理高砷高硫金精矿，可彻底氧化毒砂和黄铁矿，使金的化浸出率进步到97%以上。 中南工业大学打破加压浸出的框框，以MnO2作供氧剂，用H2SO4常压浸出难处理硫化锑砷金矿的浸锑渣。渣中含金76g∕t、硫16.9%（元素硫已脱除），铁20.31%、砷9.74%。最佳条件下FeS和毒砂简直彻底分化，再用多浸金时，金浸出率＞98.5%，砷和锰也可别离收回。这为该法实用于中小矿增加了或许性。 三、细菌氧化 细菌浸出是近几年来开展起来的，它适于处理难浸的含金硫化矿（如黄铁矿、砷黄铁矿等），该法使含金硫化矿变成硫酸盐溶液，然后用浸出浸渣以收回金。巴布亚新几内亚用细菌浸出以微细粒浸染金，次显微金和以固溶体赋存于黄铁矿中的金，金的浸出率为86.5%。苏联选用细菌浸出－化法处理含碳、砷、锑的金矿石，金的浸出率为94.5%。加拿大Giant Bay资源公司选用细菌浸出－化法处理Salmita难浸金矿石，金的浸出收回率高达95.6%。选用惯例化法收回率汉65%。 含碳金－砷精矿的特色是十分难处理。金在这些精矿中与砷黄铁矿共生。在精矿中所含的碳质页岩对金络合物具有很高的吸附活性。含碳金－砷精矿的处理流程规则：用浮选法预先分出碳质页岩，对浮选尾矿实施细菌浸出，对浸渣实施化。经浸出70h后，精矿中的砷含量由6.6%下降到1.0%～1.2%，硫化砷氧化率为93%～95%。对浸渣实施吸附化后，吸附化金收回率为92%。如不经预先细菌浸出，而直接对原始精矿化时，金收回率仅5%～10%。浮选得到的碳质精矿含金20g∕t、砷1%。能够配到铜或铅精矿中进行火法处理，以收回金。 苏联选用氧化铁硫杆菌处理金砷浮选精矿时，砷黄铁矿的氧化率达87%～91%，细菌浸出渣再化时，金的收回率可达88%～90%。 加拿大矿藏浸出有限公司（Mineral Leiching Technologies）提出含硫、砷、锑金矿石及精矿的细菌浸出法。细菌分化了试剂难以处理的含金硫化矿藏，一起使有害杂质砷和锑转变为非活性化合物。进程在拌和槽内进行1～5d。细菌（氧化铁硫杆菌）将黄铁矿和其他硫化物氧化，使硫转变成硫酸。在强酸介质中，细菌的生机受到约束，因此，pH应坚持在1.0以上，细菌浸出后，使固相与液相别离、洗刷、中和，用一般的化法处理，提取金。细菌浸出可将金的收回率从76.3%进步到95.6%。 苏联曾用细菌法处理含碳的金－锑－砷精矿，在该精矿中首要含黄铁矿、砷黄铁矿和辉锑矿。因为金和硫化物共生亲近，含碳物质对含金化液的强吸附性和辉锑矿对化的搅扰，使精矿处理困难，用惯例的办法直接浸出，金收回率低。用细菌浸出规律可取得较高的收回率。 实践证明，用细菌预氧化－化法处理含砷、硫、锑金精矿时，金浸出率可大起伏进步，一起又可处理环境污染问题。 四、化学氧化 这种预氧化办法是70年代由卡林(Carlin)金矿首要开发并工业使用于处理碳质矿石的。当矿石是因存在有害杂质碳，以及金被浸染在易氧化的硫化矿中时，碱性氯化工艺是很有用的，所以在美国的卡林和杰里特峡谷选金厂（Jerritt Canyon）中都选用这一工艺。 用惯例的化办法仅能从碳质矿石中浸出1／3左右的金。经焙烧后虽可大大进步金的收回率，但因出资费用和环保方面的原因此不宜选用。研讨标明，矿石中碳质的有害效果，可经过在矿浆顶用氧化剂处理的办法而加以消除。被处理的矿石中的石灰石与效果而生成，随后又使含碳物质氧化成CO和CO2。经这样预处理之后，矿石就可化浸出83%的金，氯的消耗量为13.7kg∕t·矿石。 为了下降成本，卡林金矿又研讨成功一种“二次氧化法”。现在大部分的氧化是在榜首阶段有碳酸钠存鄙人鼓入空气完结的，在第二阶段再用氯化法使矿石到达彻底氧化。 用巴布亚新几内亚的Poregera精矿在实验室进行了黄铁矿的碱氧化研讨，发现NaOH较CiCO3或Ca(OH)2的效果更好。经化学氧化预处理后，金的化浸出率大约从25.30%（惯例化）进步到60%～70%。 五、硝酸分化 硝酸是黄铁矿和砷黄铁矿以及有色金属硫化物最有用的氧化剂。用硝酸分化硫化物时，铁砷都能转入溶液中，而金锑等则富集到不溶残渣中。为了分化含砷硫化物金精矿，苏联等国的学者曾进行以硝酸作浸出剂的广泛实验，浸出条件为HNO3 150～200g∕L，液固比5∶1，温度75～85℃，浸出时刻2h，硫、砷、铁的浸出率别离为96%、98%和97%。母液中剩余的硝酸经过350℃脱硝再生，结晶残渣在650～700℃煅烧，固化砷。 在氧存鄙人，用硝酸氧化金属硫化物的化学反响式：苏联学者А.К.昆巴札洛夫等人用硝酸分化金－砷硫化精矿，其效果机理是精矿在最佳的硝酸盐化的条件下操作时，转入到硝酸溶液中的砷和硫被氧化成亚硝酸和硫酸，而有色金属彻底转入到溶液中。金银则富集在不溶性残渣（浸渣）中。浸渣经化处理后，金的收回率可达92%～94%。 六、电化学氧化 对金、砷、碳质矿石的处理，用电化学氧化法的意图是把包裹在硫化物中的细粒涣散金充沛化离和露出出来，然后再用化法收回金。其条件为∶液∶固＝5∶1，电流密度为8.3A∕L，浸出时刻8h，溶液温度50～70℃，在苛性钠溶液中进行，金的收回率可到达与焙烧的目标适当的水平。 苏联用NaOH溶液作为砷黄铁矿和黄铁矿电化学氧化浸出液，其长处是，报价便宜，导电性高，不引起二次进程，阐明晰NaOH电化学浸出砷黄铁矿及黄铁矿的动力学和机理。在NaOH浓度为2.5～3.75mol∕L，溶液温度不超越50～60℃的最佳条件下氧化精矿，能够浸出72%～78%的砷黄铁矿及45%～53%的黄铁矿。关于详细的精矿、矿藏，浸出速度取决于：电解槽单位容积，溶液中氧的产率，阳极电流密度，矿石的粒度及精矿的成分。 七、结语 （一）化法是从矿石中提取金的最常用的一种办法。国际上绝大多数选金厂现在仍都选用这种办法。但对存在含砷、硫、锑、碳的难处理金矿石就不适于直接用惯例的化法处理，所以国际各国都十分重视研讨难处理金矿石的预处理工艺，并研讨出几种比较有用的工艺计划。 （二）现在研讨得比较多的氧化预处理办法，有焙烧、加压氧化、细菌氧化和化学氧化等，加压氧化、化学氧化虽在某些金矿使用，但局限性较大，只要在处理量小，档次较低，且含硫量较低的矿山选用才经济合算，而细菌氧化现在根本上处于实验研讨阶段，只要在美国、南非等少量国家刚开始进行工业出产，估量还得有一段时刻才干在工业上推广使用。 （三）关于处理含砷、硫、锑、碳的金矿石来说，焙烧是最常用的一种预氧化办法，现在国内外大型选金厂大都选用焙烧工艺，一般选用两段焙烧法。榜首段坚持低温文缺氧条件，第二段则在较高温度和氧过量条件下进行怍业，我国回转窑焙烧较好地在一个窑内满意了上述要求。 （四）虽然在某些当地焙烧仍是一种比较常用的办法，但在进行自热焙烧时则要求矿石中有必要到达必定的含硫量和（或）含碳量。

(1)铝的影响。有时铝也是作为脱氧剂在炼钢时加入的。如果镀锌原板一定要使用镇静钢的话，必须使用含铝的镇静钢。但原板中含有约0.2％的铝的话，铝会在晶界聚集，降低了界面反应的活性。但铝也易在钢带表面富集，形成氧化物，降低钢板在锌液中的浸润性。因而，一般要求镀锌原板的含铝量控制在约0.02％。　　(2)锰的影响。锰有时作为性能强化元素加入钢中的。若原板中含有一定量的锰，且锌液中的铝含量在0.15％左右时，对铁铝化合物层的生长影响不大，但在锌液中的铝含量在0.20％左右时，随着锰含量的增加，铁铝化合物层的生成量则减少。一般将原板中的锰含量控制在0.25％～0.40％左右。 　　(3)铜的影响。原板中的铜能显着提高镀锌板的耐磨性能，所以生产特殊用途的耐腐蚀性镀锌板时，往往选择含铜量为0.2％～0.3％的原板。但含铜钢带在热轧时可能形成网裂缺陷，经酸洗后更加明显，在冷轧之后依然可见，在镀锌后则在板面形成和轧制方向一致的，类似厚板划伤状或条状结疤的条痕。因而镀锌板要求铜含量不高于0.15％。 　　(4)磷的影响。磷是钢中未脱尽的有害元素。磷对镀锌也有显着的不良影响，当含磷量在0．15％左右时，会使铁锌化合物层变厚，纯锌层变薄，甚至完全没有纯锌层，镀层出现无光泽的斑点，使镀层的粘附性能变坏。另外，含磷较高的钢带脆性很大，特别是厚0.23mm以下的极薄原板极易在生产线上运行时断带。因而，镀锌原板的磷含量越低越好，一般要求低于0.025％。 　　(5)硫的影响。硫也是钢中未脱尽的有害元素。硫对镀锌过程的影响不大，但硫严重影响钢带的力学性能。所以含硫量也是越低越好，一般要求小于0.03％。

树脂的连多硫酸盐和硫酸盐中毒，树脂的单质硫中毒实际上是前者的第二阶段，与前者比较，后者归于物理中毒，树脂吸附的连多硫酸盐或硫酸盐分解出单质硫阻塞树脂上的自在通道以及活性基团。使树脂中毒的单质硫可以用NaOH溶液有效地去除。溶液处理中毒树脂时，单质硫变成硫化物或多硫化物，而硫化物或多硫化物很容易用盐溶液除掉。用上述办法，树脂上的硫能彻底除掉。

焙砂中硫化物型硫的含量与金收回率的联系焙烧温度℃焙砂中的含量（%）金收回率 （%）脱硫率 （%）脱砷率 （%）第-段第二段砷总硫硫化物硫4006000.539.87.674.064.090.84506000.636.33.880.082.388.35006000.782.50.780.093.487.15506000.892.20.276.095.882.76006000.951.8未测67.295.485.2     砷黄铁矿的氧化物、某些含锑矿藏及其分化产品，在化进程中都会引起很大困难。依据文献资料来看，当存在有锑和砷的可溶性化合物时，在金粒表面上就会构成-层薄而细密的复盖膜。它们会阻止和氧与金表面触摸。因而显着降低了金的溶解速度。    为了溶解砷黄铁矿和辉锑矿的氧化产品，可对焙砂进行碱处理。但这项作业十分费事，并且需要在很高的碱浓度和90℃的温度条件下进行。通过这种碱处理后，能够取得砷和锑含量都很低的焙砂。这对下一步从焙烧产品中收回金的是极为有利的。在化进程中，当存在吸附剂时，关于从焙烧产品中收回金会发生很大影响。    有关用吸附浸出法从焙砂中收回金的问题还未研讨过。可是，这一办法将有助于进步金的收回率，并且还能够省掉过滤和从弄清溶液中沉积金的深重作业。    用化和吸附的办法，从含垒40～45（55～60）克/吨，硫化物型硫0.7～1.5（2.0～2.5）%，硫酸盐型硫2（1）%，砷3（1）%的焙砂中收回金的工艺现已完成了。    对碳质含量很高的浮选精矿进行焙烧所得到的焙砂中，砷的含量比较低（小于1%），而锑的含量0.8 ～ 0.6%。在这些焙砂中碳的含量在4%左右。在80～90℃条件下，用碱溶液预先对砷浸出1小时后，可从焙砂中收回金。在吸附化阶段，用AM-2B型阴离子交流树脂可使金收回率进步1～2%，而关于含碳的焙烧产品来说，则可使金的收回率进步5%。主张选用的吸附浸出法中包含对磨细的焙砂进行预先化，然后进行吸附化。    由所以在很高莳浓度（0.4～0.5二克/升）下进行化，并且又去掉了在参加很多AM-21～型阴离子交流树脂（为矿浆体积的4～5%）条件下进行的预先化作业，因而就按捺了含碳物质对金的吸附效果。    在焙砂的吸附浸出进程中，金的工艺收回串为85～87%，而存在含碳物质时，金收回串则为79～81%。    包含对含砷的金精矿进行焙烧在内的工艺流程的一起缺陷是：烟气净化系统十分复杂，并且从焙砂中提取金的收回率较低。因而，在选用从难处理的含砷精矿中收回金的工艺一起，还研讨了-些朴实的湿法冶金处理计划，例如，细菌氧化浸出和压热氧化浸出等。用这些办法能够避免往大气中排放有害气体。    细菌氧化浸出进程所需时刻很长。为了取得较高的金收回率，依据精矿的难处理程度不同，细菌氧化进程有必要进行150～300小时。    对精矿先进行压热氧化浸出，然后对压热浸出渣进行吸附化的办法是比较有发展前途的。

近年来，人们对含有许多砷、硫和碳的金矿石的处理比较注重。可是，从这类矿石中收回金有许多困难。 苏联曾研讨了两种类型类似的矿石；（1）含硅铝酸盐基质的硫化物-碳酸盐的矿石，（2）含硅酸盐和硅铝酸盐基质的硫化矿石。榜首类矿石中碳酸盐占18%，硫化物（黄铁矿和砷黄铁矿）占6%。在氧化后矿石样品中含有2.4%的盐和硫酸盐。第二类矿石中硫化物（如黄铁矿、砷黄铁矿以及辉锑矿）的数量占5.4%；经氧化后的矿石样品中，氧化铁和氢氧化铁到达6%。 氧化后的矿石中，硫化物型硫的含量很少，占0.1%或许更低。矿石中的金在黄铁矿、砷黄铁矿和辉锑矿中构成亚微细粒的包裹体。在氧化后矿石中，金粒略有增大，可到达十分之几和百分之几微米。 榜首类硫化矿石的化学组成：总硫含量为2.6～2.9%，硫酸型硫为0.1%；有机碳为0.05%；砷为0.87%。关于这类的氧化带矿石来说，其特点是含有许多砷（约为0.7%）。在该种矿石中未发现硫化物型硫。 第二类硫化矿石样品的特点是含砷较低（约0.18%），含锑为0.2%。矿石中硫的总含量为2.7%，硫酸盐型硫达0.1%。有机碳的含量比第-类矿石中高得多，约为1.1%。在该类氧化矿石中，也像榜首类矿石相同，没有硫化物型硫，而砷和锑的含量分别为0.06%和0.08%。 为了从氧化矿石中收回金，曾提出了选用无过滤的吸附工艺流程来处理矿石，并在半工业条件下作过实验。该工艺流程中包含有：破碎、磨矿（矿石的磨矿细度到达95～98%-0.1毫米）、分级、矿浆稠密（使其液固比二1.1：1.2）。然后进行化，并从稠密产品中收回金。 阴离子交流剂的吸附容量动摇在13～18毫克/克之间。处理氧化矿石时，金的工艺收回率为3～86%。吸附尾矿的物相分析标明，依照这一工艺流程处理矿石时，在未被收回的金中，约有80～90%的金是细粒浸染在石英和硫化物中的，并被氧化薄膜所复盖。因而，这部分金在化进程中不能被收回。 在化进程中，榜首类和第二类氧化矿石的行为有所不同。榜首类矿石的特点是在吸附尾矿中无单体金，而在第二类矿石的尾矿中单体金占丢失于尾矿中的金总量的7.3%。因而，为了更彻底地从第二类矿石收回单体金，就必须延伸化的时刻，或许在进程开端就预先选出单体金。 半工业实验标明，有可能用直接吸附化的工艺流程来处理这些矿石。从极难处理的榜首类矿石中收回金是十分困难的。这是由于在给矿中的金含量很低的情况下，硫化物中的金呈细粒浸染状况。关于这类矿石应选用特殊的方法，例如先进行浮选；然后用比较复杂的流程从浮选精矿中收回金。 在浮选进程中，依据被浮选矿石的类型不同，可获得含金31～34克/吨，硫化物型硫20～26%，砷S～5%，锑0～0.8%，含碳物质1～4%的浮选精矿。 从难处理的含金精矿中收回金时，最常用的方法是先进行焙烧；然后对焙砂化。焙烧后可获得硫化物和砷含量低的焙砂。这对金的收回是有利的。浮选精矿应在欢腾层中进行两段焙烧。榜首段焙烧时的焙烧温度为450～500℃，而第二段的焙烧温度为600～650℃（对不含锑和碳的精矿而言）。在此条件下，金在随后的吸附化进程中的收回率最高。关于含碳的精矿而言，主张选用下列焙烧准则：榜首段的焙烧温度为550℃，而第二段焙烧的温度应高于650℃。 假如考虑到金在该矿床的榜首类矿石中是细粒浸染在硫化物中，那么在处理焙砂时，金随尾矿丢失的原因在于氧化的不充分，致使不能使与细密的氧化铁和氧化砷共生的金得到解离。为了下降焙砂中硫化物的含量而采纳进步焙烧温度的方法，并不能进步金的收回串。硫化物型硫的剩余含量对从焙砂中收回金的影响见附表。

日前，记者从辽宁北票盛隆粉末有限公司了解到，该公司用高科技把普通铁精粉加工成还原铁精粉，使普通铁精粉成为身价倍增的高附加值产品。目前，还原铁粉的国内市场价格为每吨4800元-18000元。（据2006年6月26日报道，国内部分地区铁精粉采购价格分别为承德580-590（含税）元/t、霍邱660-670（含税）元/t 、本溪510-520 (含税)元/t ）         北票盛隆粉末冶金有限公司前身是生产普通铁精粉的北票铁矿。2000年，该公司依托当地丰富的铁矿资源和自己较强的采矿、选矿生产能力，引进和采用乌克兰先进技术，并积极与国内科研院所开展技术合作，实现了初级资源型企业向高新技术企业的转型，开发出了还原铁粉、铝镍合金粉等一系列附加值较高的冶金新产品。2002年，该公司开始生产还原铁粉，目前已达到9000吨的年生产能力，产品主要供给“珠三角”和“长三角”地区的零部件制造企业，同时出口日本等国家和地区。    据了解，还原铁粉是用高科技把含铁量66%以上的普通铁精粉，经过加工成海绵铁、粉碎、磁选、两次还原、筛分等工序提纯，使其变成含铁量达到99%以上的纯铁粉，粒度可达到100-500网目。还原铁粉可用于汽车零部件制造、家电零部件制造、金刚石工具、钢结硬质合金以及高端电子产品软磁性材料等领域；用还原铁粉制成的各种零部件，能够做到无机械切削加工或极小量机械切削加工的特点，使下游各类制造业节约能源和原材料，降低生产成本。 来源:世纪金山网

钒是一种重要的战略资源。在我国，钒及其化合物的首要来历有两个，即钒钛磁铁矿和石煤。一些与钒相关的工业生产进程中所发作的含钒抛弃物虽在量上不占优势，但从资源循环运用的视点考虑，对这类抛弃钒资源进行提钒回用的研讨也有重要意义。     依据钒资源的不同特性，提钒工艺也有所不同。关于石煤和含钒粘土，传统提钒首要运用钠化焙烧－水浸、钙化焙烧－酸浸及空白焙烧－酸浸等工艺，对其间机理，特别涉及到焙烧工序的机理，已有很多学者进行了研讨报导。别的，也有学者从焙烧办法的视点进行了研讨，提出了微波焙烧－水浸提钒新工艺，并开端探讨了微波焙烧的机理。因为焙烧进程存在一些缺陷，如污染性气体的发作，转浸率低以及能耗量高级，提钒工艺研讨的重心转向了湿法酸浸，现在已在其工艺及机理上取得了必定发展。与此同时，也有研讨显现，对某些含钒资源进行直接酸浸，需较大的酸量才干得到较高的钒浸出率，这对提钒后续工序的操作造成了极大困难。还有学者研讨了在加压条件下酸浸提钒工艺发现用低酸即可溶出较多的钒，但因为设备约束等原因，该类工艺的工业化具有必定难度。因为碱浸进程具有杰出的挑选性，且对设备要求低一级长处，遭到了很多学者的注重。Navarro，何东升等人，针对各自钒资源特性进行了碱浸出的研讨。     关于含钒抛弃资源，因为其发作途径存在较大差异，即使同一类的钒资源也可能在物理性质、化学组成及结构等方面存在许多不同，因而，对这类含钒资源的提钒研讨需求有更强的针对性，才干到达工艺最优化的意图。本文针对某含钒铬泥的特色，先进行了探索性试验，然后进行了碱浸单要素试验，在此基础上，进行了氧化浸出的开端试验。     一、试验材料与办法     （一）试验材料 含钒铬泥取自攀枝花某公司，原矿渣中含水较多，将其在105℃下烘干后，进行元素分析，成果见表1。 表1  含钒铬泥干基化学组成（质量分数）／％V2O5CrFeCaSiO2NaClTiS4.8030.203.002.401.501.501.000.402.80     （二）试验原理     在浸出进程中，pH值对V（V）在溶液中的存在形状及行为有着较大的影响，具体表现如下：    关于V(V），酸浸出时有必要使pH＜1.5，而碱浸出则有必要确保OH－离子浓度足够大，以取代与阳离子结合的VO3－，使其溶出。     关于V（W），在pH＝6.7～11.5之间并不溶解，在pH＜6.7的酸性溶液中能够VO2＋离子形状溶出，在pH＞11.5的碱性溶液中将发作如下反响而溶出： VO2＋＋3OH－→VO（OH）3－     （三）试验办法     先对含钒铬泥进行了钒浸出的探索性试验。浸出时，称取100g含钒铬泥放入置于水浴之中的三口烧瓶，按必定液固比（浸出剂体积(mL)与钒渣质量（g)的比值）参加事前装备好的必定浓度的浸出剂，浸出剂用量为浸出剂与矿样的质量分数。操控浸出温度和浸出时 间。完结浸出后，对浸出液中V2O5浓度进行测定，若Cr离子浓度较低，未发作色彩搅扰，则用NaAsO2屏蔽Cr后用硫酸亚铁铵法进行滴定。若Cr离子浓度较高，则用钒铬接连测定法接连测定V2O5和Cr的浓度。     二、试验成果与评论     （一）探索性试验     先对高铬钒渣简略研磨后进行了探索性试验，分别用H2SO4和NaOH对含钒铬泥进行浸出，浸出时液固比2∶1，浸出时刻60min，浸出温度95℃。成果如表2所示。由表2可知，H2SO4能有用溶出铬泥中的钒，但酸用量大，且溶出的Cr3＋又需后续处理，极为不方便。试验进程中还发现，酸浸液中存在很多胶凝态物质，使浸出液过滤功能差。在碱浸试验中，必定用量的NaOH能使V2O5浸出率到达68.50%，且挑选性强，Cr3＋并未溶出，这一成果与文献报导的有所不同。     探索性试验标明，因为酸浸工艺存在酸耗量高和浸出液过滤功能差等缺陷，不宜选用酸浸工艺从该铬泥中浸出V2O5。而碱浸工艺挑选性强，且V2O5浸出率较高，因而，关于该铬泥，以挑选碱浸工艺提取其间V2O5为宜。 表2  铬泥探索性浸出成果浸出剂用量V2O5浸出率/%Cr浸出率/%10%H2SO418.515.350%H2SO491.892.410%NaOH7.8＜1.030NaOH68.5＜1.0     （二）NaOH浸出单要素试验     1、NaOH用量对V2O5浸出作用的影响NaOH用量对V2O5浸出作用的影响如图1。浸出时，液固比2∶1．浸出时刻60 min，浸出温度95℃。图1   NaOH用量对V2O5浸出率的影响     由图1可知，跟着NaOH用量的添加，V2O5浸出率也随之增大。但当NaOH用量到达30%并持续添加到50%时，V2O5浸出率仅从68.50%添加至72.30%，增幅并不显着，阐明当NaOH用量到达30%时，V2O5浸出率现已趋向于极限。     2、浸出时刻对V2O5浸出作用的影响浸出时刻对V2O5浸出作用的影响如图2。浸出时，NaOH用量30%。液固比2∶1，浸出温度95℃。图2  浸出时刻对V205浸出率的影响     由图2能够看出，浸出初始阶段，V2O5浸出率受浸出时刻影响较为显着，在20～60min之间，V2O5浸出率急速添加，从37.90%敏捷添加到68.50%，60min后，浸出时刻的影响显着下降V2O5浸出率简直不再添加。     3、浸出温度对V2O5浸出作用的影响浸出温度对V2O5浸出作用的影响如图3。浸出时，NaOH用量30%．液固比2∶1．浸出时刻60min。图3  浸出温度对V2O5浸出率的影响     由图3可知，浸出温度对V2O5浸出率有着较大的影响。温度为40℃时，V2O5浸出率很低，仅为36.70%，而当温度升高至95℃时，V2O5浸出率显着进步，为68.50%。     4、液固比对V2O5浸出作用的影响液固比对V2O5浸出作用的影响如图4。浸出时，NaOH用量30%，浸出温度95℃，浸出时刻60min。     由图4可知，当液固比小于5∶1时V2O5浸出率并未遭到太大影响，但跟着液固比的持续升高，V2O5浸出率有下降趋势。这是因为在液固比较低时，尽管矿浆粘度较高，不利于浸出反响，但NaOH浓度也比较高，OH－与v（Ⅳ）或v（Ⅴ）的作用显着强于粘度影响，因而，V2O5浸出率也比较高。而当液固比增大，OH－与V（Ⅳ)或V（Ⅴ）的作用削弱，不利于V2O5的浸出。图4  液固比对V2O5浸出率的影响     （三）氧化碱浸出试验     为进一步进步V2O5的浸出率，研讨了氧化碱浸出工艺对该铬泥中V2O5浸出的影响作用。试验中，采纳两种不同氧化办法将V（Ⅳ）氧化为V（Ⅴ），即直接碱浸氧化及在弱酸性条件下的氧化，前者运用H2O2作为氧化剂，而后者则运用KC1O3。     1、H2O2用量对V2O5及Cr浸出率的影响H2O2用量对V2O5及Cr浸出率的影响如图5所示。浸出条件为：NaOH用量30%，初始液固比2∶1，浸出温度95℃，浸出时刻60min。由图5可知，碱浸氧化进程中，Cr浸出率因H2O2用量的增大而添加，而V2O5的浸出率则显现出不同规则：当H2O2用量较低时，V2O5浸出率下降，直到必定程度后，才呈上升趋势。这可能是因为在该浸出系统中存在很多Cr（OH）3，故H2O2优先氧化Cr（Ⅲ），且在氧化进程中消耗掉必定的NaOH，所以下降了V2O5浸出率。跟着H2O2用量升高，Cr（Ⅲ）和v（Ⅳ）呈现了竞争性的氧化，因而V2O5浸出率开端进步。图5  H2O2用量对V2O5及Cr浸出率的影响     2、 KC1O3用量对V2O5浸出率的影响按液固比参加10% H2SO4发明酸性条件，参加进行氧化，温度95℃，酸性氧化时刻60min，完结氧化后，进行NaOH浸出。NaOH用量30%，浸出温度95℃，液固比2∶1，浸出时刻60min. KC1O3用量对V2O5浸出率的影响如图6所示。因为Cr（Ⅲ）在酸性条件下的强稳定性，并未在碱浸液中检测出Cr，因而，不对Cr进行测定。图6   KClO3用量对V2O5及Cr浸出率的影响     由图6可知，在酸性条件下氧化后的高铬钒渣，碱浸出率显着有进步。当KClO3用量为1％时，V2O5浸出率为71.4%，而当KClO3用量为2%时，V2O5浸出率到达79.3％，KClO3用量持续添加时，V2O5浸出率进步不显着。     三、结语     （一）关于本文研讨的含钒铬泥，因为酸浸工艺存在酸耗量高和浸出液过滤性差等缺陷，不宜选用酸浸；     （二）碱浸出工艺可较好地浸出铬泥中的V2O5，适宜的工艺条件为：NaOH用量30％，液固比2∶1，浸出温度95℃，浸出时刻60 min。此刻V2O5浸出率到达19.50%。     （三）比照碱浸直接氧化浸出工艺和弱酸性氧化－碱浸出工艺，发现碱浸直接氧化存在挑选性差、浸出进程中Cr也被很多浸出的缺陷，需很多H2O2才干进步V2O5浸出率。而在酸性条件下氧化后的铬泥，碱浸出时V2O5的浸出率有较大进步，可到达79.30。

现在，从硫化铜矿中提铜所选用的办法首要是火法冶炼，特别是以黄铜矿为首要矿藏成分的硫化矿选用传统的选冶工艺仍是最合理的挑选。可是，火法炼铜对铜精矿的档次和杂质含量都有严厉的要求，不能独自处理档次低或杂质不合格的铜精矿。一同，该法存在着出资大、本钱高和污染严峻等缺点，使其难以推广使用。因而，研讨出一种高效、环保，并且能够归纳收回金银铜硫等元素的湿法冶金工艺具有十分重要的现实意义。     针对原矿的特殊性质，本研讨选用低温低压浸出铜，浸出液萃取提取铜，从浸铜渣中收回及提取金银的归纳收回金、银、铜和元素硫的湿法冶金工艺。与传统炼铜工艺比较，该工艺无需对硫化矿进行焙烧，既克服了的污染，又免去了焙烧作业和制酸工程，一同金、银、铜和硫的归纳收回率较高，有着明显的经济效益。     一、矿样性质     原矿判定成果标明，金首要赋存在黄铜矿、磁黄铁矿、含铋硫酸盐中，部分金还以次显微金的方式赋存在各类金属矿藏中，归于难处理的多金属含金矿石。     表1的多元素化学分析成果标明该矿中金、银和铜含量较高，应该作为有价金属进行收回；该矿样含硫较高而钙镁含量较低，归于典型的酸性矿样。 表1  矿样的多元素化学分析成果(质量分数)/%Au1）Ag1）CuTFeFe(II)SSiO2Al2O3MgOCaO46.2585.6913.6828.1611.7426.3315.706.050.740.38Na2OK2OTiO2ZnAsSbNiMnPbLOSS0.380.770.300.130.100.060.020.020.0116.33     1)单位为g/t。     二、实验     （一）基本原理     操控必定的温度和压力，首要载金矿藏——黄铜矿(CuFeS2)、黄铁矿(FeS2)等金属硫化物矿能够被氧化，铜和铁等贱金属能够溶于硫酸溶液中。矿藏中首要元素在浸出液及浸铜渣中的详细散布方式如下：铜基本上悉数以硫酸铜存在于浸出液中，渣中铜操控得尽量少并且以黄铜矿存在，然后确保下一步金银化浸出的顺利进行；大部分硫被氧化为单质硫(S0)存在于渣中或以黄铁矿方式存在于渣中未被氧化，少数被氧化为硫酸；少数铁以二价或三价铁离子存在于浸出液中，大部分以Fe2O3或黄铁矿等方式存在于渣中。首要的化学反响如下： CuFeS2＋2H2SO4＋O2==CuSO4＋FeSO4＋2H2O＋2SO FeS2＋H2S04＋0.5O2==FeS04＋2SO＋H2O 4FeSO4＋2H2S04＋O2==2Fe2(SO4)3＋2H2O Fe2(SO4)3＋3H2O== Fe2O3＋3H2S04     （二）实验办法     热压浸出在FCH型2L拌和衬钛高压釜中进行。将矿样和浸出剂按必定的液固比首先在烧杯中浆化，然后将其倒入高压釜中加盖密封，通入部分氧气，边拌和边升温，当温度升至要求时将氧气补充到必定的氧分压并计时，反响完毕后通水冷却降温，矿浆固液别离后，渣样烘干后与液样一同送检测。     三、成果与评论     （一）热压浸出实验     吉林某矿山的浮选铜金精矿是一种含铜较高的铜金混合精矿，常温常压下，将矿样直接酸化浸铜，硫酸浓度为110g/L时，铜的浸出率大约只要12%。原矿直接化，即便用量高达20kg/t时，金和银的化浸出率仅分别为56.32%和8.65%。     热压预氧化进程首要是为了将金银的载体矿藏结构损坏，并将黄铜矿中铜以液相方式浸出，有利于后续萃取提铜、化提取金银及溶剂收回元素硫。热压浸出实验先后调查了矿样粒度、氧分压、开始酸度、开始NaC1浓度、浸出时刻和浸出温度对铜和铁浸出率的影响。     实验固定条件：矿样粒度－0.044mm90%，液固比5：1，开始 (H2SO4)=91.5g/L，开始 (NaC1)=20g/L，氧分压0.60MPa，浸出温度110℃，浸出时刻3h，拌和速度750r/min。     1、矿样粒度对铜铁浸出率的影响     图1示出了矿样粒度对铜铁浸出率的影响。从图l能够看出，矿样粒度对铜浸出率影响较大。粒度减小，铜浸出率明显进步。而粒度对铁浸出率影响比较小。因而矿样越细，关于铜的浸出越有利。归纳考虑本钱要素，矿样粒度－0.044mm(－325目)90%最佳。    2、氧分压对铜铁浸出率的影响     图2示出了氧分压对铜铁浸出率的影响。图2标明，氧分压较低时(＜0.45 MPa)，铜的浸出率跟着氧分压的添加明显进步。其原因是硫化矿在高压反响釜中的浸出涉及到固、液、气三相体系，假如要加速硫化矿的氧化，就要增大氧气在液相中的溶解度。当氧分压为0.45 MPa时，反响的供氧量已满足，这时氧化反响的动力学由扩散操控转变为化学反响操控，再持续添加氧分压对铜的浸出率影响不大；一同铁的浸出率在氧分压为0.45MPa邻近有一最低值，考虑到铁在溶液中的溶解度太高对后续铜的萃取晦气，因而选定最佳氧分压为0.45Mpa。    3、开始酸度对铜铁浸出率的影响     图3示出了开始酸度对铜铁浸出率的影响。从图3能够看出铁的浸出率随酸度添加而明显添加，但铜的浸出率添加缓慢。这是由于在低酸度时，三价铁简略水解并以Fe2O3等方式沉积于渣中；高酸度时，铁以FeSO4方式溶于溶液中。因而进步酸度，虽可添加铜的浸出率，但铁的浸出率进步得更快。别的，酸度过高，对设备原料的要求添加，一同滤液酸度也相应进步，对后续对铜的萃取也晦气。归纳考虑以上要素，挑选初始酸度为90g/L左右。    4、开始NaC1浓度对铜铁浸出率的影响     图4是开始NaC1浓度对铜铁浸出率影响的联系图。图4标明，氯离子浓度增大，铜的浸出率添加，而铁的浸出率下降。氯离子有利于三价铁的水解，然后使铁的浸出率下降。一同铁的水解，添加了溶液中硫酸的浓度，有助于黄铜矿的进一步溶解，然后使铜的浸出率添加。但进步盐浓度对设备的原料要求相应添加，因而挑选NaCl初始浓度为20g/L。    5、浸出时刻对浸出率的影响     浸出时刻对浸出率的影响见图5。图5标明，在浸出时刻为2.5 h时，铜的浸出率已到达较高值；再添加浸出时刻，对铜及金银的浸出率影响不大。但浸出时刻过长，会使出资费用和运转本钱添加。    6、浸出温度对铜铁浸出率的影响     图6为浸出温度对铜铁浸出率的影响曲线。从图6中能够看出，温度升高，铜的浸出率添加。当浸出温度较低时(90～100℃)，铜浸出率较低，当温度进步到l1O℃，铜浸出率可达90%以上。这是由于升高温度能够加速反响速度，缩短浸出时刻，在相同的反响时刻内进步浸出率。鉴于浸出进程的复杂性，浸出的最佳温度只能由实验来断定。在90～120℃温度升高，铁浸出率改变不大；超越120℃，铁浸出率添加较快。一同，单质硫易于熔融结块，然后阻止反响的进一步进行。坚持浸出温度为110～115℃左右，既可坚持较高的铜浸出率和较低的铁浸出率，又可进步反响速度，添加单位时刻设备的处理量。    （二）铜的萃取     为了使萃余液能很好的坚持H2SO4和NaCl浓度，削减闭路循环中热压浸出体系H2SO4和NaCl的耗量，选用浸出原液直接进行铜的萃取实验。通过条件实验，断定选用的萃取工艺为：三级萃取二级反萃一级洗刷，萃取剂为Lix984N，浓度为20%，比较O/A为2/1，混合时刻为3min，洗刷液用硫酸浓度为5g/L的水溶液。此刻的萃取率到达96.5%以上，萃余液中的H2SO4和NaCl浓度能得到很好的坚持，到达热压体系循环运用的要求。     （三）金银化浸出     浸铜渣中Ag、Cu的档次较高(63.2g/t、0.57%)，合适选用全泥化锌粉置换工艺。浸铜渣直接选用炭浆法化，即便参加量为20kg/t，金的浸出率只要80%左右。分析余液中的铜离子溶度，可到达0.8～1.5g/L。阐明反响进程中，生成了可溶性的铜络离子。为了进步金银的化浸出率及下降用量，选用法。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。     通过条件实验，断定选用的化条件为：矿浆浓度为40%、NaCN用量为8.0 kg/t、NH4HCO3用量为75kg/t、化时刻为16 h。此刻，金、银、铜的浸出率分别为98.3%、82.7%、98.1%。此刻，金、银的浸出率分别为98.3%、82.7%。     （四）的收回     热压酸浸后浸铜渣含有很多的元素硫(18.O3%)，在收回金银铜的一同，研讨的收回技能，不只能够充分使用硫资源，并且能够下降的耗量。通过浮选法、化学法、热过滤法和溶剂溶解法等多种工艺的归纳比较，最终断定选用火油溶解来收回浸铜渣中的元素硫。通过两段火油溶解，单质硫的收回率可达99.2%，并且得到的纯度可达97%以上。脱硫渣通过洗刷晒干后，进行化，在确保金银收回率的前提下，的用量能够进一步下降到5kg/t。     四、定论     选用低温热压浸铜工艺，设备原料要求较低，出资较小，操作流程简略，结合传统的萃取－电积工艺和全泥化工艺，能够对其间金、银和铜进行有用收回。使用火油溶解来收回单质硫，收回率高，纯度高，火油能够重复运用，收回本钱低，并且能使后续的耗量下降，具有很高的经济价值。因而，含铜金精矿选用热压浸铜，火油收回，化浸出金银，工艺可行，金、银、铜和硫的归纳收回率高，出资省，见效快，为中小矿山直接出产铜和金银供给一项可行的新工艺，有着宽广的工业化使用远景。

一种从含硫铜铅金银矿中进步银回收率的办法。其特征在于：在现行“氧化焙烧—酸浸 —化”法处理含硫铜铅金银矿的工艺流程基础上，下降氧化焙烧温度和参加硫酸钠作为焙烧添加剂。

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

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。