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

锌是微量元素的一种，在人体内的含量以及每天所需摄入量都很少，但对机体的性发育、性功能、生殖细胞的生成却能起到举足轻重的作用，故有“生命的火花”与“婚姻和谐素”之称。人体正常含锌量为2-3克。绝大部分组织中都有极微量的锌分布，其中肝脏、肌肉和骨骼中含量较高。锌是体内数十种酶的主要成分。锌缺乏时全身各系统都会受到不良影响。尤其对青春期性腺成熟的影响更为直接。概况锌精矿一般是由铅锌矿或含锌矿石经破碎、球磨、泡沫浮选等工艺而生产出的达到国家标准的含锌量较高的矿石。锌 是一种常用有色金属,是古代铜、锡、铅、金、银、汞、锌等7种有色金属中提炼最晚的一种,金属锌具蓝白色，硬度2.0，熔点419.5℃，沸点911℃，加热至100～150℃时，具有良好压性，压延后比重7.19。锌能与多种有色金属制成合金，其中最主要的是锌与铜、锡、铅等组成的黄铜等，还可与铝、镁、铜等组成压铸合金。锌主要用于钢铁、冶金、机械、电气、化工、轻工、军事和医药等领域。锌精矿是生产金属锌、锌化合物等的主要原料。金属锌主要是生产铜合金、铅合金、镁合金 、 铅锌合金及锌化合物用于钢铁、冶金、机械、电气、化工、轻工、军事和医药等领域。市场行情由于全球锌精矿增产，特别是中国矿山扩产带来供应增加，2012年全球锌精矿供应首次由短缺转为过剩，过剩数额36.99万吨，受此影响，锌精矿加工费逐渐回升，行业利润格局出现向冶炼环节转移倾向，中国产业洞察网《锌精矿行业当前现状及未来趋势发展预测报告》数据显示2013年全球锌精矿加工费已敲定210.5美元/吨，增幅为10.2%，中国锌精矿加工费从2012年的4247元/吨，上升到了5060元/吨，增幅19.1%。矿产商在TC上的让利有利于提振生产企业热情，中国产业洞察网分析师调研，今年1月中国冶炼企业开工率73.41%，较去年相比维持高位，2月份受春节假期影响开工率略低，但仍能维持在70%上方。资源锌的单一锌矿较少,锌矿资源主要是铅锌矿。中国铅锌矿资源比较丰富，全国除上海、天津、香港外，均有铅锌矿产出。产地有700多处，保有铅总储量3572万吨，居世界第4位；锌储量9384万吨，居世界第4位。从省际比较来看，云南铅储量占全国总储量17%，位居全国榜首；广东、内蒙古、甘肃、江西、湖南、四川次之，探明储量均在200万吨以上。全国锌储量以云南为最，占全国21.8%；内蒙古次之，占13.5%；其他如甘肃、广东、广西、湖南等省(区)的锌矿资源也较丰富，均在600万吨以上。铅锌矿主要分布在滇西兰坪地区、滇川地区、南岭地区、秦岭-祁连山地区以及内蒙古狼山-渣尔泰地区。从矿床类型来看，有与花岗岩有关的花岗岩型(广东连平)、夕卡岩型(湖南水口山)、斑岩型(云南姚安)矿床，有与海相火山有关的矿床(青海锡铁山)，有产于陆相火山岩中的矿床(江西冷水坑和浙江五部铅锌矿)，有产于海相碳酸盐(广东凡口)、泥岩-碎屑岩系中的铅锌矿(甘肃西成铅锌矿)，有产于海相或陆相砂岩和砾岩中的铅锌矿(云南金顶)等。铅锌矿成矿时代从太古宙到新生代皆有，以古生代铅锌矿资源力量丰富。生产工艺与质量指标锌精矿的选矿工艺一般是由铅锌矿或含锌矿石经破碎、球磨、泡沫浮选等工艺,生产出达到国家标准的锌精矿,锌精矿的主要成份根据产品等级规定，锌含量为40--55%。质量指标等 级Zn(%)Cu(%)Pb(%)Fe(%1≧55≦0.8≦1.0≦6.02≧53≦0.8≦1.0≦6.03≧50≦1.0≦1.5≦8.04≧48≦1.0≦1.5≦12.05≧45≦1.5≦2.0≦12.06≧43≦1.5≦2.0≦12.07≧40≦2.0≦2.5≦14.08≧40≦2.0≦2.8≦18.0

黄铁矿有含金或根本不含金之分。含金黄铁矿经浮选产出的精矿再经氧化焙烧脱硫（或制酸），产出的焙砂和烟尘，呈疏松多孔结构，金粒大多从载体矿藏中解离出来呈单体，易于浸出收回。焙砂的组分首要转变为赤铁矿和少数磁铁矿，其间尚残存少数黄铁矿和磁黄铁矿之类的硫化物，提金后浸渣还可用于炼铁或制作水泥。在许多情况下，焙砂中还含有一定量的银、铜等有价金属，可考虑归纳收回。 影响黄铁矿焙砂中金浸出率的首要因素是焙烧温度、焙砂中残硫量和硫酸化程度。焙烧温度过高，颗粒易结块构成包裹金。为了使焙砂中残硫量减至最小，就需要充沛供氧，它也能较多地生成SO3，有利于焙砂的硫酸盐化和金的浸出。但焙烧制酸的作业又必须在供氧量略为缺乏的条件下进行，以防止生成SO3。故在焙烧实践中，要统筹硫酸和者的出产，使之产出含很多赤铁矿和少数磁铁矿的焙砂。 A.O.菲尔默（Filmer）研讨了南非几种含金黄铁矿焙砂中金的化浸出进程后发现，金的浸出率随焙砂的氧化程度而进步，而随焙砂中硫含量的增加而下降。他以为：焙砂中金的浸出速度慢和浸出率低，首要是难溶包裹金和硫化物中金的电化学钝化效果。包裹金首要是焙砂结块形成的。因而，焙烧进程中要使颗粒尽量散碎，让金粒充沛露出出来。不然，只要通过再细磨才干进步金的浸出率。电化学钝化则与载金矿藏的导电率有关。在黄铁矿和焙砂中与金共生的矿藏如黄铁矿，磁黄铁矿、磁铁矿都有较高的导电性。浸出进程中，在这些矿藏的整个表面上会发作氧的复原。它不但会增大氧和的耗费，还因氧对硫化物的氧化进程缓慢，而阻碍它荷载金粒的溶解速度。若焙砂是通过充沛氧化焙烧的，其间的矿藏绝大多数都转化为赤铁矿。赤铁矿的导电率约为10－4／m，近似绝缘体，除它所荷载的金粒外，它本身的表面不会发作氧的复原，金粒也不会发作钝化。既使焙烧进程中物料内的可溶组分在金粒表面生成被膜，对金粒溶解速度的影响也或许不大，更不大或许因而而引起金粒的钝化。当他运用99.9%的纯金板在纯的化浸出液顶用饱满甘电极丈量电位时发现，阴极电位坚持－0.6V时，金的溶解简直到达最大值；反之，阳极电位至－0.6V时，金就会由活化转为钝化。但向纯化液中参加铅、、、铋离子杂质时，它能使金的钝化倾向发作改动。 综上所述能够得出如下的定论：从未经充沛氧化焙烧的黄铁矿焙砂中提金，浸出率低的原因之一是焙砂孔隙结构发育不充沛，金粒不能彻底露出于浸出液中；原因之二是残存的荷金硫化矿藏在浸出时，表面上会发作氧的复原，而引起金的溶解受阻或钝化。若用来浸出只经部分氧化的焙砂，因为浸液中缺氧，的耗费虽多，也不能加强金溶解的效果。 根据对山东、河北、内蒙古等地含金硫精矿和焙砂的化提金实验，其作业条件和技能经济目标分述如下。 一、含金黄铁矿焙烧条件的挑选 根据黄铁矿热谱图，它的吸热峰值在650℃±50℃。很多出产实践证明，黄铁矿焙烧温度的凹凸是影响焙砂中金浸出率的关键因素之一。焙烧温度越高，产出焙砂的色彩越深，这是磁铁矿（Fe3O4）产出增多之故。它不但会使金粒露出削减，浸出率下降，且焙砂硬度大，加大磨矿难度。故在通常情况下，焙烧温度应力求在答应的下限温度中焙烧，使其产出以Fe2O3（赤铁矿）为主的红棕色焙砂。这种焙砂可在粗磨或不磨的条件下送化，金的收回率也高。 为了使金粒最大极限地露出出来，以进步金的浸出率，据实验：焙烧炉排出的赤热焙砂经水淬产出的水淬渣，比干法排渣金的化浸出率可进步7%。其效果是因为热焙砂迂骤冷而迸裂，使更多的金粒露出出来之故。 因为各地含金黄铁矿的矿藏结构和组分不同，焙烧时吸热峰值的温度也有差异，可进行实验测定，挑选最佳焙烧温度和焙烧时刻。许多厂矿焙烧黄铁矿是为了制酸。为满意制酸要求，通常将焙烧温度进步至850℃或900℃以上，它对焙砂提金是晦气的。对用含金黄铁矿焙烧制酸的厂矿，则应统筹制酸和提者的利益，以进步经济效益。 二、含金黄铁矿焙砂的浮选 山东某矿含金黄铁矿原矿经焙烧产出含金8.34g∕t的焙砂。焙砂中金呈微细粒级，粒度均小于0.074mm。其间0.074～0.053mm占20.30%，0.053～0.037mm占23.20%，0.037～0.010mm占24.50%，小于0.010mm的占32.00%。因为原矿通过氧化焙烧，质地疏松，解理增大，金粒刚失掉敲体矿藏（硫化矿藏）多解离呈单体，为浮选富集金供给了条件。 金的浮选选用三段磨矿和三次浮选作业，每次均产出粗选金精矿。为了使矿藏充沛涣散和按捺矿泥及赤铁矿等氧化物，每段磨矿都增加碳酸钠（2000～5000g∕t）、羧甲基纤维素（100～900g∕t）并选用20%固体的矿浆。浮选捕收剂用铵黑药、起泡剂2#油，选用分次加药捕收和分批刮泡。取得的精矿含金最高达324g∕t焙砂的浮选实验成果列于表1。三次精矿中金的总收回率为88.90%，均匀含金档次100.42g∕t。尾矿和矿泥中含金1g∕t。表1  黄铁矿精矿焙砂三段磨矿－浮选流程实验成果产品产率∕%金档次∕g·t－1金散布率∕%一次精矿1.967.395281.86100.4266.2288.90二次精矿2.61544.1513.84三次精矿2.8226.148.84尾矿44.8492.6051.001.005.3811.10矿泥47.7651.005.72算计100.00100.00100.00100.00 实验成果证明，为了取得好的目标，浮选前应先按捺矿泥及氧化物，和确保有满足的浮选时刻（三次浮选总时刻48min），并选用分次增加药剂。这样既能确保金粒均匀而长时刻地飘浮，又可防止浮选初期药剂浓度过大而使很多矿泥搀杂上浮。 三、含金黄铁矿精矿和焙砂的化实例 表2是山东、内蒙古、河北五个含金黄铁矿矿样的矿石处理及化工艺流程比照。其间5#样为金厂峪金矿的化尾矿，经迁西化工厂焙烧制酸后再进行化浸出。此工艺已于1982年在迁西化工厂建成25t∕d化提金工业实验厂，金的再浸出率77%。且从表中看出，在磨矿粒度适合的前提下，3#样的流程为好，它收回率最高，且化处理的进料少，与1#和2#样比还削减了化浸出前的再磨矿作业。化浸渣中残留的金，经查验80%均为包裹金，这是因为黄铁矿中金的粒度太细而难于收回。 表2  含金黄铁矿精矿和焙砂化浸出比较编号产地工艺 流程化前磨矿∕%－300目NaCN∕ g·t－1CaO∕ kg·t－1浸出 时刻∕h质料档次∕ g·t－1浸渣含金∕ g·t－1金浸出率 ∕%1山东原矿浮选精矿化98.06.25.0101.2591.672山东原矿浮选精矿焙烧后化53.23.85.01018.501.3392.813山东原矿焙烧后浮选精矿化不磨6.011.6524104.04.7595.084内蒙原矿焙烧后化不磨1.542.088.61.2086.055河北化渣焙烧水淬后化83% －360目0.946.778.54.200.9677.00 四、黄铁矿精矿焙砂和烟尘的化     某硫酸厂欢腾焙烧炉焙烧含硫29.34%、金6～9g∕t的黄铁矿精矿制酸产出的焙砂，金呈微细粒状。其间，小于10μm的金粒占52.5%、＋53μm的金粒仅占11.3%。     焙砂由焙烧炉排出并经水淬、脱水、磨矿和洗矿。洗矿作业包含水力旋流器分级、浓缩及过滤，以除掉矿砂中的硫酸铜、酸、贱金属氧化物和铁盐等。然后加石灰处理矿浆至pH10（未加石灰前矿浆pH2～3）送拌和化。金的收回率为72%～80.%。因为洗矿处理不完善，金的收回率偏低，和石灰的耗费量也很高。

下表是山东、内蒙古、河北五个含金黄铁矿矿样的矿石处理及化工艺流程比照。其间5#样为金厂峪金矿的化尾矿，经迁西化工厂焙烧制酸后再进行化浸出。此工艺已于1982年在迁西化工厂建成25t∕d化提金工业实验厂，金的再浸出率77%。且从表中看出，在磨矿粒度适合的前提下，3#样的流程为好，它收回率最高，且化处理的进料少，与1#和2#样比还减少了化浸出前的再磨矿作业。化浸渣中残留的金，经查验80%均为包裹金，这是因为黄铁矿中金的粒度太细而难于收回。表  含金黄铁矿精矿和焙砂化浸出比较编号产地工艺 流程化前磨矿∕%－300目NaCN∕ g·t－1CaO∕ kg·t－1浸出 时刻∕h质料档次∕ g·t－1浸渣含金∕ g·t－1金浸出率 ∕%1山东原矿浮选精矿化98.06.25.0101.2591.672山东原矿浮选精矿焙烧后化53.23.85.01018.501.3392.813山东原矿焙烧后浮选精矿化不磨6.011.6524104.04.7595.084内蒙原矿焙烧后化不磨1.542.088.61.2086.055河北化渣焙烧水淬后化83% －360目0.946.778.54.200.9677.00

由于锌矿山的产能跟不上冶炼产能的变化，导致锌精矿供应出现短缺,由于供应短缺，导致锌精矿加工费一直在走低,因此锌精矿价格逐步走低.西方铅锌矿业发展缓慢，冶炼业处于动荡之中最近几年，西方国家锌产能的变化和我国类似，即矿山的产能跟不上冶炼产能的变化。由于全球锌冶炼业正处于动荡之中，锌精矿加工费逐年下降，使一部分高成本的产能退出，而资源后开发和待开发地区冶炼能力正在发展壮大，这种局势在国内外都是如此.需求增加，成本拉动和供应紧张仍然是造成今年以来国内价格坚挺的主要因素。锌行业仍是锌需求增长的主要领域，主要体现在：家电、建筑业和汽车对热镀锌板和彩涂板的需求力度与去年一致；宏观调控对锌的需求总体影响不大，钢铁行业虽然遭受宏观调控价格回落，产量增长放慢，但是，镀锌板产量却是增长加快。全球锌精矿市场基本面还在继续好转，供应紧张和稳定将是今明两年的主要特点.

硫化锌精矿是选矿中分选作业的产物之一，是其中有用目标组分含量最高的部分,是选矿的最终产品。将硫化锌精矿进行水冶等冶金加工，将比处理原矿显著改善过程的经济性。从税法角度来说，以精矿形式伴选出的矿石作为副产品，比如攀枝花矿山公司开采的钒钛磁铁矿，钒钛作为伴生矿，不征收资源税。通过选矿得出的有用成分富集的产品。每一个选别设备、选别作业或选别过程，都可得出自己的精矿。最终精矿则是选矿厂的最终产品，它的矿物化学组成、粒度及含水量均需满足冶炼厂或其他工业过程的要求。硫化锌精矿不溶于水、易溶于酸。见阳光色变暗。久置潮湿空气中转变为硫酸锌。一般由硫化氢与锌盐溶液作用而得。若在晶体ZnS中加入微量的Cu、Mn、Ag做活化剂，经光照后，能发出不同颜色的荧光。用作分析试剂、涂料、制油漆、白色和不透明玻璃，充填橡胶、塑料，以及用于制备荧光粉。由硫跟锌共热制得。随着科技的发展,硫化锌精矿被利用率已经越来越高,因此在近几年中,硫化锌精矿市场也逐渐成熟,硫化锌精矿价格也是水涨船高 

本周锌精矿的价格窄幅震荡.2010年受西方精锌冶炼厂开工率逐步提高,全球精矿供应也日渐趋紧,特别是5-6月份随着锌精矿的价格的大幅走低,中国进口 锌精矿的 加工费一度下跌至100美元/吨以下.沪锌1010合约在15500元一带遇到较强阻力，三次冲击15500均未能突破，上涨动能不足；但KD指标、MACD指标显示其仍处于多头行情中，下方有多条均线支撑，短期内不轻易跌破。下周公布的经济数据，虽不如一季度抢眼，但预计也不会与市场预期相差太远，不会给锌精矿的价格带来很大的下跌动力；另一方面，上证指数虽处于上升趋势中，但快到的30日均线处压力也不小，会给锌精矿的价格的上升带来负面影响。综合来看，下周锌精矿的价格大幅下跌的可能性不大，但因缺乏上涨动力也难以大涨，更可能是在震荡中小幅上升至15800一带。操作上宜日内短线操作，依托5日均线逢低做多，如意外拉升至16500一带可轻仓放空。继10号海关公布进出口数据和11号央行公布金融数据后，下周四15日国家统计局公布的6月及二季度国民经济运行数据将成为市场关注的焦点。此外，下周美国一些大型公司也将披露其上半年业绩，预计也将对伦敦锌市造成一定影响。观察近期锌精矿的价格的表现可以发现，不仅在趋势上锌精矿的价格走势受上证指数影响，就连日内上证指数也对锌精矿的价格起明显的引领作用。 

钼精矿深度加工的第一步按传统办法是经氧化焙烧出产出工业三氧化钼——钼焙砂。其质量标准见表1。 氧化焙烧时，辉钼矿分子中发作如下改变：Mo4+氧化成Mo6+、S2-氧化成S4+，生成相应的MoO3和SO2气体。MoO3留在焙砂中，SO2进入炉气排出。 表1 钼培砂(工业Mo2O3)标准国家或厂商等 级Mo≤SPCuPbWO3SiO2≤中 国     AsSnCYM05555.00.150.040.40.040.050.10YM05252.00.250.050.50.060.070.15YM04848.00.250.070.80.060.070.15YM04545.00.300.091.500.100.100.20美国后勤总署（GSA） 60.00.250.050.500.15  克莱麦克斯71年标准标 准57.00.100.050.15   产品典型分析60.00.060.020.10   菲利浦兄弟公司 57.00.100.050.50.05Bi0.01As0.01美国钼公司优 级62.00.050.05~0.040.30~0.200.05~0.02  60.00.150.070.5   加拿大钼公司 570.100.050.40   西德金属公司（代销标准）570.100.050.30.060.0615一、氧化培烧机理 钼精矿在氧化培烧进程进行的一系列化学反响，大体可归纳为三类：(1)辉钼矿氧化生成三氧化钼及三氧化钼与辉钼矿之间相互作用。(2)钼精矿中杂质矿藏氧化及氧化产品间的相互作用。(3)三氧化钼与杂质氧化物间的相互作用。下边将别离作介绍： 1、辉钼矿的氧化 辉钼矿的氧化是一个放热进程，一旦到达焚烧温度，反响就能自发进行下去：MoS2+31O2＝MoO3+2SO2+955kJ2与其他硫化物的氧化进程附近，辉钼矿的焚烧温度约为400℃左右，见表2。 表2 硫化矿藏氧化反响对照表反     应热效应（KJ/mol S2）燃点（℃）粒度（mm）MoS2→MoO3955365＜0.063  4650.09~0.1272CuS→4CuO10614650.09~0.1272NiS→2NiO910665＜0.0632ZrS→2ZrO889615＜0.063FeS2→1/3Fe3O4791360＜0.063明显辉钼矿的粒度对燃点影响较大，所以，对钼精矿粒度一般要求较细。GB3200-89要求钼精矿细度≥60%-200目。 辉钼矿在氧化焙烧气氛下，颗粒表面被氧化生成的氧化膜所掩盖。进一步反响，氧气穿过氧化膜向辉钼矿粒内部分散，氧化重生的二氧化硫气体则从氧化膜内向外分散。明显，辉钼矿氧化敏捷与反响生成的氧化膜结构相关。研讨标明，当温度低于400℃，辉钼矿表面氧化生成的是细密氧化膜，它对氧和二氧化硫的分散都很晦气。此刻辉钼矿氧化速度变得很慢。当温度升高，超越550℃~600℃后，辉钼矿表层氧化生成了多孔、疏松的氧化膜。此刻，氧与二氧化硫易于穿透氧化膜而不会受阻，氧化速度相应加快。所以随温度的上升，辉钼矿氧化速度加快。600℃时辉钼矿氧化速度可达0.009mm/min。 辉钼矿的氧化物—三氧化钼是一个低熔点(795℃)低沸点(1155℃)物质，它在熔化前就已开端提高并且随温度上升，提高加重。610℃时其蒸汽压为1.2Pa、800℃时达1350Pa(见表4-15)。明显，为避免三氧化钼提高而下降焙烧工艺的钼收回率，辉钼矿焙烧温度不宜太高。 辉钼矿在隔绝了空气(如钼精矿烧结块内部)或供氧缺乏时焙烧，其表面氧化层中三氧化钼会与里层没有氧化的二硫化钼反响： 6MoO3 + MoS2 = 7MoO2 + 2SO2↑ 然后呈现：表层为MoO3、中层呈现MoO2，内核残留有MoS2的包裹状况。MoO3与MoS2混合物在惰性气体中焙烧实验标明：随温度上升，MoS2参加上述的反响量增多，600℃下焙烧，经60min后有45%MoS2与MoO3反响。700℃焙烧，经60min后MoO2反响量高达90%。MoO2、MoS2都不溶于;MoS2也会使钼焙砂含硫量升高。为避免辉钼矿“烧不透”，有必要操控炉温，不宜过高。并要避免炉料粘结。 明显，为加快辉钼矿的氧化，炉温越高越好，有必要超越500~600℃;而为避免三氧化钼提高和炉料烧结，炉温又不宜太高。工业出产中有必要将其操控于550~650℃之间。 2、杂质矿藏的氧化 钼精矿里不可避免地含有一些杂质矿藏。其间，比较多的是石英或硅酸盐。其次，还含有Fe、Cu、Pb、Bi、Zn……的硫化矿藏、CaCO3、(方解石、白云石、石灰石)以及少数含P、As、Sb的矿藏。在550~630℃焙烧条件下，不少杂质矿藏也参加反响，生成相应氧化物或盐类。 非钼硫化矿藏在焙烧时也发作氧化，生成相应氧化物，通式为：MeS+11O2→MeO2+SO2↑–△Q2例如：FeS2+22O2→1Fe3O4+2SO2↑–791KJ33氧化物或盐又可与SO3(或P、As、Sb的氧化物)反响生成相应的硫酸盐(或磷酸盐、盐……)，反响通式为： MeO+SO3→MeSO4; CaCO3+SO3→CaSO4+CO2↑ 生成的这些硫酸盐有的在加热中易再分化，仍然生成相应氧化物，如：CuSO4△CuO+SO3↑→650℃有的(如CaSO4在1450℃后才干解离)在焙烧温度下却难解离，而残留在钼焙烧砂中，使产品硫(或磷、砷等)含量升高。 3、三氧化钼与杂质氧化物间的归纳反响 三氧化钼是酸酐，在与金属氧化物(碱酐)或盐一起焙烧时，会生成相应的钼酸盐，常见反响： CaO+MoO3=CaMoO4 (400℃后); CaO+MoO3=CaMoO4+CO2↑; CuO+MoO3=CuMoO4 (300~800℃); CuSO4+MoO3=CuMoO4+SO3↑; PbO+MoO3=PbMoO4; FeO+MoO3=FeMoO4↓ (300~850℃)。 而Fe2O3一般不能与MoO3反响。 这些钼酸盐有的易热解离，例如CuMoO4(900℃以上解离：CuMoO4△CuO+MoO3）→900℃而CaMoO4、PbMoO3以及FeMoO4比较稳定，到1000~1100℃仍然难解离，进入焙砂中，其间CaMoO4(及MgMoO4)不溶于，Fe2(MoO4)3在中表层溶解，生成密致Fe(OH)3，它阻挠了Fe2(MoO4)3进一步溶解，当用钼焙砂经浸出产仲钼酸铵时，它们会进入浸渣而下降钼的浸收回率。PbMoO4的沸点(1050℃)与MoO3明显提高温度共同，在用提高法出产高纯三氧化钼时难于与MoO3别离。Bi2(MoO4)3与PbMoO4相似也会搅扰三氧化钼进一步纯化。 除以上三类反响外，钼精矿中易熔脉石(如硅灰石等)在氧化焙烧的温度下易熔化使钼精矿烧结、结块，形成炉料烧不透。 炉温缺乏时MoS2氧化速度太慢;炉温太高，MoO3提高加重，有害副反响加重。因而，钼精矿的氧化焙烧要严厉操控炉温。这是在其他硫化矿氧化焙烧时不存在的。 二、氧化焙烧实践 氧化焙烧炉一般有四种：多层炉(又名多膛炉)、欢腾炉、回转炉、反射炉。大型工厂往往用前三种。小型和乡镇厂商一般用后一种。 1、多层炉焙烧钼精矿 多层炉早已在黄铁矿制酸工艺中广为使用。它是一个圆柱的炉体，内部由多层(常见有8、10、12、16层)炉床组成，每层都有机械耙翻动、推移炉料。 美国克莱麦克斯公司鹿特丹厂的焙烧炉直径6.5m，共十二层。美国矿藏(杜瓦尔)公司选用￠6.0m十层炉。我国吉林铁合金金厂、金堆城连花寺氧化钼厂也选用相似焙烧炉。俄罗斯用6.8m的八层焙烧炉。 焙烧时，钼精矿经给料口给入最上层炉床，经机械运动的耙料设备不断翻动推动，并由该层排料口撒落到下一层炉床，钼精矿接连由上部参加，炉料不断翻动推动并逐层向下一层排出。焙烧好的焙砂，不断由最下一层炉床上耙下，经排料口排出。 在多层炉中，炉料自上而下，气流自下而上逆流触摸，料、气混合杰出，焙烧供氧足够。炉料经机械不断翻动，在从炉床撤落到下一层时，炉料呈飘浮状况，氧化反响剧烈。故此，钼精矿的氧化很充沛，残硫很低。 鉴于氧化焙烧对炉温要求严厉。焙烧钼精矿的多层焙烧炉比其他用处(比方制硫酸)多层炉不同，每层炉床增设了独自输入空气和排放废气的管道，一起还通过向炉床喷洒带水的空气，来调理反响的炉温。美国Climax￠6.5m12层炉的炉温散布见图1。前苏联常用￠6.8m8层炉的规范炉温散布见表3。 表3 8层炉各层炉温层号12~34~56~78温度（℃）100~150400~500550~680600~660400~450图1 多层炉炉温散布 不论8层炉或16层炉，它们在炉中反响状况均可将炉子分为4个区(见图1)。 预热区：新给入的钼精矿受上升热气流及外部喷入的(根据需要决议喷入量)蒸汽预热钼精矿粒上吸附的浮选油在此区间蒸腾并焚烧。由于此区间炉温较低辉钼矿氧化速度很慢，仅表层能细微氧化。 第二区：辉钼矿氧化并与很多没有氧化的辉钼矿反响。此刻首要生成二氧化钼。 第三区：此刻，辉钼矿量已削减，此区间首要为二氧化钼进一步氧化成三氧化钼的反响阶段。 第四区：残存的辉钼矿及二氧化钼进一步氧化，直至反响完毕。 第二、三区是氧化焙烧首要反响区间，反响开释热量很大，不只可保持氧化有必要的炉温，还捉襟见肘。此两区间往往还须通人空气以下降沪温，使其不过热。 第四区的反响已近尾声，靠反响自身开释的热量已缺乏以保持有必要的炉温，为使炉料焙烧透，此区装有燃气喷嘴，由外部供热以确保450℃以上的炉温。 焙烧所发生SO2及SO3气体随废气排出，第二、三区浓度较高，可独自排出收回制酸。焙烧时还会有很多粉尘随烟气逸出，有必要通过收尘体系收回。收尘体系一般由旋风除尘器与电除尘器结合其作用较好。所收粉尘中不只有氧化钼还有氧化不充沛、未经氧化的辉钼矿。所以粉尘还要回炉从头焙烧。 多层炉的焙烧才能较高，一般每平方米炉床每天可处理60~80kg钼精矿。美国克莱麦克斯公司鹿特丹厂￠6.5m12层焙烧炉，处理钼精矿才能达100kg/m2·d(或30~40t/d·炉)，产品含硫很低仅只0.045%，钼焙烧收回率高达99%，收尘率也到达98.5%。俄罗斯报导，￠6.8m八层焙烧炉，每小时可产800kg钼焙砂(即20t/d钼焙砂)。 2、欢腾炉焙烧钼精矿 欢腾焙烧也是化工或冶金工业焙烧硫化矿藏常见的设备。我国白银有色金属公司就选用欢腾炉焙烧硫化铜精矿。 和多层炉相同，欢腾炉外形也是竖圆柱。只是在欢腾炉中没有层和炉床。 容器中固体粉末在上升气流中不同的状况如图2所示。图2 固体颗粒不同流速下状况 气流流速太小，固体粉末不动，呈渗滤型;气流流速加大，当达临界速度νmin后，固体粉末开端胀大变成流化状况，气流中的固体颗粒剧烈运动，外观很象欢腾的液体。气流流速持续加大，当达另一临界速度νmax后，固体颗粒呈悬浮状况被气流带走。 欢腾焙烧时，空气由下而上，钼精矿粉由上而下，两者逆流运动。在欢腾区，空气流速正介于两个临界速度νmin与νmax间，炉料呈流化态很象欢腾的液体，故被称流化欢腾或欢腾焙烧。欢腾炉的结构见图3。它是一个竖的圆柱形耐火室。其下部有带孔的空气散布板，空气流经此均匀向上喷出。钼精矿经主动加料机由炉体中部加料口向下参加欢腾床。焙烧好的钼焙砂由护体1~1.5m高处的出料孔不断涌出。炉气及被带着的粉尘经炉顶部烟道送进除尘器。经收尘器收回的粉尘回炉再焙烧，废气收回SO3或排空。图3 欢腾炉示意图 欢腾炉的发动进程：热空气将炉内的辉钼矿加热至500~510℃，氧化反响开端并成佛腾反响层。然后不断供料，氧化反响不断加重，炉温随之上升，约15至30min内即可使炉温到达所需炉温的最高值560~570℃。随钼精矿不断参加，欢腾层高度逐步上升，当升至出料口高度后，焙烧好的焙砂不断由出料口排出，至此，欢腾炉进入接连出产状况。

锌精矿一般是由铅锌矿或含锌矿石经破碎、球磨、泡沫浮选等工艺而生产出的达到国家标准的含锌量较高的矿石。那么这些符合国家标准的锌精矿的品级又是如何划分的呢? 一般来说，从含锌品位较低的多金属矿石中直接提炼金属锌是困难的，也是不恰当的，必须经过选矿，以获得含锌品位较高的锌精矿和含铅较高的铅精矿，分别进行冶炼。所以说，锌精矿中含锌一般在38%-62%之间。而且通过浮选方法所得的锌精矿一般是粉末状的，其中50%以上的粒子能通过0.07mm的筛子，大于0.6mm的粒子含量不超过0.1%-0.3%，含水10%-15%，堆密度为1.7-2.0t/m3。氧化矿含锌很高时可直接进行冶炼，但对于含锌低于10%的贫氧化矿，则要预先进行选矿富集或火法富集。 通过上述方法制得的锌精矿一般还要按其化学成分分为9个品级，以干矿品位计算，其成分如下表所示：目前，锌精矿已成为生产金属锌、锌化合物等的主要原料，其产品也涉及钢铁、冶金、机械、电气、化工、轻工、军事和医药等多个领域。

1986年河南桐柏银矿投产以来，又有20多个独立银矿山连续竣工投产，因而银精矿已成为我国白银出产的重要来历。但因为我国银矿石的档次偏低、矿藏成分镶嵌杂乱，所产出的银（精）矿除少数可选用传统化法收回金银外，大多尴尬处理银精矿。氯化焙烧法、加压氧化法、硝酸氧化法和氯盐—加压氧化法等预处理手法能大起伏改进银的收回率，但关于贵金属元素中报价最低而化学性质却最生动的银而言，这些工艺仍缺少经济竞争力。故银精矿大多被搭配到相应的铅或铜冶炼炉中处理，而金银则从其阳极泥中归纳收回。但是因熔炼工艺存在收回流程长、资金占压严峻等缺陷，故怎么经济地处理含银矿石仍然是国内外冶金工作者未能很好处理的重要难题。  水氯化法曾一度是从矿石中提金的首要办法，但跟着易浸金矿石资源的日渐干涸，难处理金矿石的比重逐渐加大，特别是对环境保护的要求日趋严厉，化面对经济与环保的两层应战。因而，水氯化提金法从头受到重视。现在已有多家工厂投入出产，如南非用水氯化法浸出金精矿焙砂时的浸金率达99%，前苏联浸出含金110g/t的脱砷焙砂时的浸金率达98%，而美国用水氯化法处理含砷、碳矿石，浸出18h时的浸金率达94%，单耗17.5kg/t矿。本文拟对某炭质银金精矿的焙烧进程及其水氯化法提金工艺进行开始研讨。     1 试验部分      1.1  原料及试剂  试料系某银矿的浮选银金精矿，且粒度-0.074mm的物料约占95%。物相分析标明，首要硫化矿藏为FeS2，并伴有少数的方铅矿、闪锌矿、黝铜矿等；首要脉石为硅酸盐类如绢云母；并有较高含量的石墨碳，其化学成分及其金银的化学物相分析成果别离见表1和表2，其间CT为总碳含量;Corg为除碳酸盐以外的有机碳含量。  表1  银金精矿多元素分析成果  %  组分Ag/g·t-1Au/g·t-1CuPbZnFeSCaSiO2 Al2O3CT Corg含量440017.30.392.052.2726.4925.290.9925.293.896.716.69 表2  银精矿中的金和银的化学物相分析 金品种含量g·t-1分配率/%　银品种含量g·t-1分配率/%单体金及露出连生体金15.8795.09天然银与角银矿49011.31辉银矿178041硫化物包裹金0.724.31黄铁矿等硫化物中包裹银203046.87硅酸盐包裹金0.10.6脉石中包裹银310.72小计16.69100小计4331100     1.2  工艺流程    因为所处理的银精矿为炭质高硫矿，若选用水氯化法直接处理时，其间的首要硫化物将与发作如下反响（以黄铁矿为例）：                          FeS2+7Cl2+8H2O=FeCl2+12Cl-+2SO42-+16H+    由上式不难看出，每溶解1kg黄铁矿（折合硫0.533kg）将需求至少4.13 kg，假定精矿中的硫悉数以黄铁矿存在，则溶解1t该精矿的硫，需求1959 kg，按1200元/t核算，仅的费用就高达2352元，明显其药剂本钱是不能承受的。因而，本项研讨选用焙烧工艺，先使大部分硫化物转化为SO2（工业出产可考虑用于制酸），以下降水氯化浸出时的耗费量。试验工艺流程如图1所示。 [next]                          图1 水氯化法处理银金精矿的工艺流程示意图     试验时，首要制备焙砂并经XZP-100振动磨再磨1min后用于水氯化提金，然后从其浸出渣收回银。浸金是在可控温的磁力拌和器上的锥形瓶中进行的, 经缓冲瓶后通入，电位及pH值由pHS-2C精细酸度计丈量；浸银试验是由电炉加热、6402型电子继电器和触点式温度计控温、JB-50电动拌和机拌和的带盖的烧杯中进行的。    1.3  分析办法    银精矿、焙砂及固体渣样中金银含量选用火试金法分析，而液相中的银用原子吸收光谱法，其间除非特别指明外，水氯化浸金进程中仅分析金。     2 成果与评论      2.1  银精矿焙砂的制备    因为受炭质银精矿本身性质的约束，焙烧往往很难到达一起改进金银浸出率的意图，一般需求增加硫酸盐或氯化物进行硫酸化或氯化焙烧。本试验焙砂的制备条件为：当有5%以上的增加剂存在的情况下，选用分段焙烧，即榜首段焙烧温度为400℃、焙烧时刻为1h；第二段焙烧温度与焙烧时刻别离为400～670℃和4h。所得焙砂经细磨、调浆后供水氯化浸金试验用。    2.2  水氯化法提金  在水氯化提金进程中，焙砂中残留的硫化物亦被氧化，银将以氯化银方式残留在水氯化渣中；然后选用传统的化法、硫代硫酸盐法或法等都可将水氯化浸金渣中的银收回，且其银的收回率将有较大起伏的进步。    2.2.1  温度对金浸出率的影响  为了保持有满足量的游离氯离子，以保证金氯络离子的稳定性，在水氯化浸金进程中，需增加10～20g/L NH4Cl。在固定的浸出条件（电位大于1.0V、时刻为6h）下，调查了水氯化浸出温度对金浸出率的影响，其试验成果见图2。图2的曲线标明：当温度由室温升至45℃，金的浸出率则进步了约16%，但持续进步温度，金的浸出率却稍有下降，这是因为跟着温度的升高，的溶解度有所下降，且耗氯的副反响加重，浸出液的色彩也由黄绿色逐渐转变成黄棕色，其浸出渣率明显削减（如浸出12h，室温文45℃时的渣率别离为93%和74%左右），也就是说很多的铁氧化物也被溶出，这对后续的金银收回是晦气的。别的，因该焙砂的金含量较低，所以选用室温浸出工艺较好。[next] 图2 温度对金浸出率的影响NH4Cl:20g/L HCl:0.8mol/L  L/S:4:1  t:6h    2.2.2  浸出时刻对金浸出率的影响  在常温及适宜的流量下（由水溶液的电位调理）调查浸出时刻对浸金率的影响，其试验成果如图3所示。图3的曲线标明：金的浸出率跟着浸出时刻的延伸而明显进步，但浸出时刻以10h为宜，此刻的金浸出率为96.1%，渣含金0.7g/t左右。 图3 浸出时刻对金浸出率的影响 NH4Cl:20g/L  HCl:0.8mol/L  L/S:4:1     2.2.3 水氯化法工艺的试剂耗费  因为试验规划小，且试验进程中常遇到瓶阀门阻塞等困难，有关耗量等参数没有进行具体考察，但据文献报导，水氯化法处理含硫0.46%的焙砂时，耗量为35kg/t。本试验焙砂的含硫量虽大于1%，但曾以稀硫酸溶液能否浸出很多银来判别所制备焙砂的质量好坏，故焙砂中的硫化物含量将很低，因而其的耗量似不会超越文献报导的水平。别的，据文献报导, 、及的试剂本钱别离为吨矿1.0、1.5和2.5美元，由此可见，水氯化法的试剂本钱与化法比较毫不逊色，这也许是除环保要素以外，水氯化提金法在炭质金矿处理领域中的研讨非常活泼的原因之一。    2.3  水氯化浸金渣中的银收回  硫代硫酸盐法是近几十年来研讨得最多的几种非提金办法之一。除与铁氧化物构成的难溶银化合物外，水氯化浸金渣中的银均转化为易溶的氯化银等，因而，选用硫代硫酸盐法进行了收回银的测验，最佳浸出条件为：室温、pH 值为9、液固比为25:1、 Na2S2O3浓度为20～25 g/L和浸出时刻3h，此刻，银的最佳浸出率约94.1%～95.6%。     3 结  论      3.1  该炭质银精矿组成杂乱，难以用传统的化法处理，但经焙烧—水氯化浸金—硫代硫酸盐浸银，其金银浸出率最高可别离达96.1%和95.6%。该法选用非试剂常温浸出，金银的浸出率高，适合于在小型金银矿山选用。    3.2  因为受试验室试验规划的约束，许多参数如耗量、贵液中的金银收回等还有待于进一步研讨。

钼精矿质量标准锌精矿质量标准

Pb、Zn、S分子量分别为207、65和32； 方铅矿PbS，闪锌矿ZnS； 铅：40%～70%（理论品位：近87%）； 锌：40%～55%（理论品位：67%）。

山东某矿含金黄铁矿原矿经焙烧产出含金8.34g∕t的焙砂。焙砂中金呈微细粒级，粒度均小于0.074mm。其中0.074～0.053mm占20.30%，0.053～0.037mm占23.20%，0.037～0.010mm占24.50%，小于0.010mm的占32.00%。由于原矿经过氧化焙烧，质地疏松，解理增大，金粒刚失去敲体矿物（硫化矿物）多解离呈单体，为浮选富集金提供了条件。 金的浮选采用三段磨矿和三次浮选作业，每次均产出粗选金精矿。为了使矿物充分分散和抑制矿泥及赤铁矿等氧化物，每段磨矿都添加碳酸钠（2000～5000g∕t）、羧甲基纤维素（100～900g∕t）并采用20%固体的矿浆。浮选捕收剂用铵黑药、起泡剂2#油，采用分次加药捕收和分批刮泡。获得的精矿含金最高达324g∕t焙砂的浮选试验结果列于下表。三次精矿中金的总回收率为88.90%，平均含金品位100.42g∕t。尾矿和矿泥中含金1g∕t。表  黄铁矿精矿焙砂三段磨矿－浮选流程试验结果产品产率∕%金品位∕g·t－1金分布率∕%一次精矿1.967.395281.86100.4266.2288.90二次精矿2.61544.1513.84三次精矿2.8226.148.84尾矿44.8492.6051.001.005.3811.10矿泥47.7651.005.72合计100.00100.00100.00100.00 试验结果证明，为了获得好的指标，浮选前应先抑制矿泥及氧化物，和保证有足够的浮选时间（三次浮选总时间48min），并采用分次添加药剂。这样既能保证金粒均匀而长时间地飘浮，又可避免浮选初期药剂浓度过大而使大量矿泥夹杂上浮。

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

金精矿提金前的预氧化处理首要有焙烧氧化、加压氧化和细菌氧化三种办法。实践标明，焙烧作为传统工艺仍然以其工艺老练、适应性强、操作简略和技能牢靠、出资本钱相对较低一级成为金精矿预处理工艺中最具有吸引力的处理办法。现在，首要选用两段焙烧工艺处理含砷含硫的难处理金精矿，在榜首段炉内复原气氛焙烧脱砷发作的作为白砷产品，在第二段炉内氧化焙烧脱硫发作的二氧化硫烟气制硫酸，烧渣用于化浸金，该工艺能够完成金、砷、硫资源的归纳利用。 2000年以来，国内涵金精矿欢腾氧化焙烧基础上开展起来的针对含砷难处理金精矿处理的两段焙烧技能得到了敏捷的开展，相继建成6家专业黄金冶炼厂商并投产运转，其间5个供应商的处理规划在100～200t∕d，这6家专业黄金冶炼厂商中，有4家由北京矿冶研讨总院规划并供给技能服务。我国最大的含砷难处理金精矿两段焙烧设备是青海大柴旦矿业公司的两段焙烧炉，由北京矿冶研讨总院供给成套技能并项目EPCM，其处理规划到达了处理含砷金精矿480t∕d。 咱们以为，在无法将难处理含砷金精矿掺入到重有色金属熔炼进程中归纳收回其间的有价金属的条件下，要对含砷难处理金精矿完成就地产金，并归纳收回金银砷硫等资源，选用两段焙烧处理工艺仍然是较佳的挑选。 尽管我国国内两段焙烧在难处理含砷金精矿焙烧提金方面开展较快，但现在运转的两段焙烧黄金冶炼工艺中化尾渣含金仍然偏高，渣金根本均匀在4g∕t以上，针对一些特别难处理的含砷金精，其化尾渣含金档次更高。所以，怎么进步两段焙烧烧渣中金的浸出率，下降尾渣中金的档次防止资源糟蹋以及进步冶炼厂商经济效益是现在迫切需求处理的问题。 本文针对西部某难处理金精矿两段焙烧工业出产进程中焙砂进行浸出提金实验研讨，获得了最优的浸出工艺条件及最佳金浸出率，为工业出产供给辅导具有实际意义。 一、两段焙烧焙砂的根本组成 对焙砂与烟尘进行多元素分析，成果列于表1。 表1  焙砂与烟尘首要化学成分 矿藏学研讨及扫描电镜调查标明，镜下能见到焙砂中金的颗粒，但粒度很小，一般 烟尘中硫的含量显着高于焙砂中硫的含量，烟尘中硫的存在方式首要为硫酸盐，但仍有少数未焙烧彻底的磁黄铁矿。烟尘中的As，与焙砂比较显着较高，这是因为烟尘在焙烧时停留时刻相对较短，而导致脱砷不彻底。 二、化浸出验证实验 （一）焙砂化浸出粒度对金浸出的影响 对该两段焙砂进行粒度分析，－0.055mm粒级占71.16%，－0.039 mm粒级占63.09%，阐明焙砂尚达不到难处理金精矿焙砂化浸出所要求的粒度，所以在化浸出提金前需求对焙砂进行进一步的细磨，以进步金的化浸出率。 选用惯例化浸出，分别称取磨矿后不同粒度的焙砂80g置于化滚瓶中，在常温下化浸出。浸出矿浆浓度40%，首先用CaO(6kg/t)调矿浆pH～10.5，翻滚预处理4h，然后再参加NaCN溶液浸出，NaCN用量6kg/t，pH＝11.5下浸出32h。化浸出实验成果列于表2。 表2  焙砂粒度对金浸出的影响由表2可见，跟着焙砂浸出粒度的变细，金的浸出率显着进步。当焙砂化浸出粒度到达－0.039mm占87.82%时，金的浸出率到达88.86%，持续进步焙砂浸出细度，金的浸出作用添加缓慢。另一方面添加磨矿细度，电耗、钢球丢失以及磨矿作业时刻等也随之添加；此外，磨矿太细将会给后续操作带来许多费事。主张焙砂化浸出粒度在－0.039mm占90%左右为宜。 （二）用量对金浸出的影响 选用焙砂浸出粒度为－0.039mm占90%，改动用量，其他条件同上，直接进行化浸出。实验成果列于表3。 表3  用量对金浸出率的影响由表3可看出，当NaCN用量为4.0kg/t，即浸出浓度0.267%时，金浸出率为88.86%。持续添加NaCN用量，金浸出率没有显着进步。主张选用NaCN用量为4.0 kg/t。 （三）焙砂化浸出维护碱的挑选实验 在化浸出进程中需求参加维护碱调理化浸出矿浆溶液pH在10～11.5。维护碱的存在具有三方面作用：(1)浸出进程需求的氧气是通过向浸出矿浆溶液通入空气供给。空气中的酸性气体，如CO2将使浸出矿浆溶液的pH下降，使水解，当维护碱存在时，能够消除这一影响；(2)浸出进程中许多伴生矿藏发作的副反响生成酸性化合物，必须用维护碱中和；(3)化浸出进程中一些伴生矿溶解构成的离子对金的浸出液起抑制作用或耗费，维护碱可与之反响而消除这一作用。 选用氧化钙、氢氧化钙以及做维护碱，调矿浆pH在9左右，进行预拌和处理后，再参加对焙砂进行化浸出，浸出粒度－0.039mm占90%。维护碱挑选实验成果见表4。 表4  不同维护碱与用量对金浸出率的影响 由表4可知，选用以上三种维护碱进行化浸出时，对金的浸出率并没有实质上的差异，现在在出产上挑选何种维护碱首要考虑出产本钱以及使用方便。 本实验没有选用碳酸钠（或碳酸铵）为维护碱进行实验，首要原因是，碳酸钠(Na2CO3)或碳酸铵均简单水解成H2CO3，而H2CO3可分化NaCN。因而，用碳酸钠（或碳酸铵）做维护碱时，欲下降的用量可能性很小。 三、进步焙砂中金化浸出率的讨论 （一）焙烧烟尘化浸出 工艺矿藏学的研讨标明，焙砂与焙烧烟尘中存在必定数量的磁黄铁矿，一起，因为焙烧金精矿中有少数黄铜矿存在，焙烧后见有少数蓝辉铜矿存在，所以焙砂的这两项目标严重影响金的浸出及的耗费。两段焙烧的烟尘的化浸出成果（浸出条件：0.039mm占87.8%、NaCN用量4.0kg/t、CaO用量6.0kg/t)标明：焙砂再磨后化金的浸出率到达89.15%，渣金档次4.28g/t;烟尘中金的化浸出率均匀88.42%，渣金档次6.82g/t。 （二）焙砂与烟尘再焙烧－化浸出为阐明焙砂与焙烧烟尘的质量对化浸出的影响，对焙砂与焙烧烟尘进行再焙烧－化浸出实验研讨。焙砂及焙烧烟尘马弗炉再焙烧首要元素化学分析成果如表5所示。 表5  焙砂与烟尘马弗炉再焙烧元素化学分析成果 表5标明，焙砂再焙烧仍然有28%脱硫率，所以标明仍有部分未分化的硫化矿藏在再焙烧进程中被氧化分化。而因为焙砂中的As、Sb在焙砂中以钙的化合物方式存在，被固定在焙砂中，在焙烧温度下难以分化脱除。当出产进程中的烟尘再焙烧时，其脱硫率在55%～60%。砷与Sb因为焙烧时氧化气氛过强，被反响生成砷（或锑）酸盐，而砷（或锑）酸盐是很安稳的化合物，仅在很高温度下才干分化，因而砷（或锑）持续残留在焙砂中。焙砂与烟尘650℃再焙烧－化浸出成果如表6所示（浸出条件：－0.039mm占90%、NaCN用量6.0kg/t)。 表6  焙砂与烟尘再焙烧－化浸出成果由表6可见，当焙砂通过再焙烧－化浸出，金的浸出率到达了92.69%左右，较焙砂直接细磨－化浸出，金的浸出率进步了4个百分点左右。可见，出产现场两段焙烧发作的烟尘通过再焙烧后，化渣中含金档次显着下降。 四、浸出渣的相组成及金在其间的状况 浸出渣首要相组成为由黄铁矿氧化脱硫转化而得的赤铁矿相，别的，不同程度上残留有FeS，烟尘中尤多。影响Au化作用的首要矿藏学要素是天然金的粒度极细，部分为赤铁矿或脉石（如石英）所包裹。浸渣中金的化学物相分析成果标明：金首要以氧化铁包裹金方式存在，散布率为69.50%，其次以硫化物包裹金方式存在，散布率为17.20%，只要少部分以露出金方式存在，散布率仅为5.80%，还有一少部分包裹在硅酸盐相中，散布率为7.50%。 化浸出渣中多孔状的铁氧化物部分已构成细密化的赤铁矿，若将浸出渣进一步超细磨，将可持续浸出少数本来被包裹的天然状况Au，但渣中的大部分Au仍然不行浸出。这部分金是存在精矿中的不行见金，这些不行见金尽管在氧化焙烧进程中跟着硫化物中硫的氧化脱出或构成的硫酸盐被浸出，大部分已变为可浸金，但仍然有部分为铁氧化物包裹而成为不行浸金。这种与铁氧化物关系密切的金只能随氧化铁的不断溶解才干不断露出，才干变为可浸出金。 五、定论 （一）焙砂（胶带过滤机后）归于典型难处理含多金属的金精矿焙砂；焙砂中存在没有分化的黄铁矿颗粒及分化不彻底的FeS以及未分化彻底的磁黄铁矿；焙烧烟尘中存在磁铁矿以及磁赤铁矿相，烟尘中见有较多的磁黄铁矿(FeS)存在； （二）在焙砂磨矿细度－0.039 mm占90%，CaO用量6kg/t(焙砂)、NaCN用量4kg/t(焙砂)、化时刻32h化条件下，化浸出渣中金档次为4.28g/t，金浸出率到达89.15%； 当焙砂再焙烧－细磨－化浸出时，再焙烧焙砂金的化浸出到达92.61%，渣中金档次2.92g/t。 （三）该含砷难处理金精矿两段焙烧提金现在存在的要害问题是金精矿焙烧产品质量欠好，直接影响到金的化浸出率及的耗费。在出产中完善含砷金精矿两段焙烧工艺条件以及加强焙砂化前的预处理等是进步金浸出率以及下降耗费的要害。

硫化物在常压下不加氧化剂的直接酸浸反应会产生H2S，难以达到工业化。                    ZnS＋2H＋ ==== Zn2+＋H2S↑    在20世纪50~60年代，有了用硝酸作为氧化硫化物精矿催化剂的报道，1978年澳大利亚电锌公司（EZ)的实验室对此做了大量的研究，研究结果表明，氧化氮、氧气混合物很容易与悬浮在稀硫酸中的硫化锌精矿反应，澳大利亚里斯顿冶炼厂已成功地完成了硫化锌精矿用NOx浸出的小型试验和扩大试验，不但获得了有关技术基本参数，并且证明了NOx气体可以重复利用，残余的NO3-可以全部从浸出液中除去，浸出液经过净化进行电积时电流效果很好。

三氧化钼的熔点，沸点均较低，其熔点为795℃沸点为1155℃。三氧化钼在熔化前就已开端提高，当温度达900~1100℃时，蒸腾已适当快。气相的三氧化钼是以重聚合分子（MoO3）3状况存在。纯三氧化钼随温度改变，其蒸汽压的改变见下表。   表  温度与三氧化钼蒸汽压联系  温度（℃）600610625650720750800蒸汽压（Pa）0.001.202.406.6779.99233.311346.55温度（℃）8509009501000105011001150蒸汽压（Pa）3119.747186.0614012.1426504.4138436.7363487.94101324.7       液态三氧化钼上面的蒸汽压与温度之间联系，可用如下方程式表明： LgP（MoO3）3＝-1024580+1101.2T   式中P——（MoO3）3蒸汽压（Pa）；T——标定温度（K）。     此刻，蒸腾热△H蒸＝147KJ/mol，蒸腾熵△S蒸＝103J/mol。     纯三氧化钼的蒸腾速度随气流温度，速度而改变。即与重聚分子（MoO3）3从液面迁移出的速度相关。当气流速度在0.2~0.3cm/s时，气流温度为900℃，纯三氧化钼蒸腾速度为12.3kg/（m2·h），气温升至1100℃后，蒸腾速度骤升至110kg/（m2·h）。     提高法出产高纯三氧化钼的质料是工业钼焙砂，其间含有不少杂质，它们混入液体三氧化钼内，将下降三氧化钼的蒸汽压，因此下降三氧化钼的蒸腾速度。杂质含量愈高，影响愈显着。同一质料随蒸腾的继续进行，剩余物中杂质比率也显着加大。所以，出产实践中三氧化钼蒸腾速度也在逐步下降。在1000℃和气流速度2.3cm/s条件下，三氧化钼从含MoO348%~50％的钼焙砂中蒸腾速度仅为10~20kg/ (m2·h）。     钼焙砂所含杂质都是随钼精矿带入的。它们包含：氧化钙、氧化镁、氧化铁、氧化铅、氧化铜、氧化锌及二氧化硅等。对三氧化钼蒸腾速度影响最大的是那些能生成安稳钼酸盐并在提高温度（950~1100℃）下也不分化的钙、镁、铅、铁的氧化物杂质。明显，这些钼酸盐中的钼是无法提高出三氧化钼。至于氧化铜、氧化锌与三氧化钼生成的CuMoO4、ZnMoO4在≥900℃后就已分化；二氧化硅与三氧化钼间不发生化学反响。而PbMoO4不只储留了MoO3并且由于它的沸点为1060℃与MoO3明显提高温度共同，在1000~1100℃时，蒸汽压也适当可观，会随三氧化钼一起蒸腾进人高纯三氧化钼产品。所以，对用于提高法出产高纯三氧化钼的钼焙砂含铅量要求较严。当含量较高时，应严格操控提高温度，不该高于1000℃。可是，不论是否参予三氧化钼的反响，一切杂质都会影响三氧化钼的提高速度。[next]     美国克莱迈克斯选用含Mo56％、Cu0.16％、Fe 0.38%、SiO24.5％、A13O3 0.28％、CaO0.06%、Pb0.04％高质量钼精矿，经焙烧成含三氧化钼约90％的钼焙砂作质料，用电炉加热到1100~1200℃，并不断送入空气，提高的三氧化钼由空气带入收尘体系搜集，所得产品纯度可达99.9％，乃至高达99.975%MoO3。松装密度约0.2g/cm3。但质料中三氧化钼提高率仅60%~65％，余下的炉渣往往还含20%~30％未提高的MoO3被送去由湿法收回或冶炼钼铁。     前苏联在提高工艺中操控气流中MoO3浓度≥0.05g/L，气流速度7~14cm/s，温度＞690℃，出产出高松装密度0.8~1.2g/cm3的高纯三氧化钼。提高用电炉常有接连与间歇两种。 美国的一些厂商往往选用环形旋转炉底能接连出产的电炉，如下图。   图  电提高炉示意图       为防剩余物料烧结，炉底铺有一层石英砂。在炉上部径向摆放有硅碳加热电极。钼焙砂不断参加电炉炉底上，一边焙烧一边浸透石英层构成固定炉床，空气按要求的流速从炉底流过，带走已提高的三氧化钼，经过总集气管，表面冷凝体系，进入空气集尘器，高纯三氧化钼产品在此与空气别离。电炉由电极加热至1000~1100℃，并不断旋转。钼焙砂随电炉旋转一周后，其间三氧化钼已提高60％~65％，剩余炉料被螺旋耙料机从炉底卸出，并由给料器补加新的钼焙砂。被卸出的残渣还含有20%~30％的三氧化钼，往往经过浸收回，也有送去冶炼钼铁。此种电炉昼夜可出产3.75t高纯三氧化钼。     奥地利普兰杰厂出产规模较小，所以选用小型间歇式电炉提高三氧化钼。他们将钼焙砂与石英砂的混合物装入石英坩锅中，再放入与地表成35℃的旋转电炉内。歪斜增大了炉料的蒸腾面积，通入坩锅的空气将三氧化钼蒸汽带走。经电炉上通风罩由抽风机抽到带滤器中。     提高法出产高纯三氧化钼，工艺简略，产品纯度高。可是，对质料质量要求高，产品钼收回率低。

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

铜阳极泥经马弗炉或回转窑硫酸盐化焙烧蒸馏除硒，其间大部分铜、镍等贱金属和部分银均氧化为固态的CuSO4、NiSO4及Ag2SO4等。当用热水（参加少数硫酸）浸出时，这些可溶硫酸盐便进入溶液。过程中，可溶硫酸盐的去除是否彻底，在很大程度上取决于液固比、溶液温度和拌和条件。焙砂粒度的巨细亦会影响浸出作用。 某厂运用圆筒形下部呈漏斗状的铅锑合金整浇脱铜槽（图1），每槽处理焙烧除硒蒸馏渣160～250kg。为了进步铜的浸出率，先向蒸馏渣中参加渣重30%～40%的浓硫酸。每槽加水约1m3（槽容量的一半），用蒸汽直接加热至欢腾后，开压缩空气拌和，再缓缓参加蒸馏渣。在坚持液温高于90℃下接连拌和浸出3.5h。浸出完成后，经真空抽滤别离固液。渣子抽滤槽用热水淋洗后送贵铅炉熔炼。浸液和洗液兼并，加铜残极（某些厂是在浸出作业后期加生阳极泥使银沉积进入浸渣中）并通蒸汽直接加热进行银的置换： Ag2SO4＋Cu CuSO4＋2Ag↓ 置换反响一向进行到用氯离子（滴入食盐水或）查验不生成乳白色氯化银沉积停止。这时进入溶液中的硒也被置换出来： H2SeO3＋2H2SO4＋4Cu＝Cu2Se＋2CuSO4＋3H2O 置换银后的溶液送制硫酸铜。置换银粉（约含80%银，俗称粗银粉）送分银炉熔炼银阳极板。图1  浸出脱铜槽（单位：mm） 阳极泥经硫酸盐化焙烧和浸出脱铜，可将阳极泥中的含铜量降至3%以下。但此法硫酸的耗费量大，为空气拌和直接浸出法和氧化焙烧硫酸浸出法的两倍以上。

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

一、研讨项意图意图和含义： 锌是重要的有色金属原材料，现在锌在有色金属的消费中仅次于铜和铝，锌金属具有杰出的压延性、耐磨性和抗腐性。锌和许多金属能组成功能优秀的各种合金。最首要的是锌与铜、锡、铅等制成黄铜，用于机械制作业;锌与铝、镁、铜等制成压铸合金，用于制作各种精细铸件;钢铁及各种铸铁表面镀锌能避免腐蚀，含锌喷涂材料和各种抗腐蚀材料得到广泛应用;锌加工材是制作干电池的首要材料。锌的化合物，如氧化锌和立德粉是医药、橡胶、颜料和油漆等职业不行短少的原材料。 较常见的含锌矿藏是闪锌矿、磁闪锌矿、菱锌矿、硅锌矿和异级矿，一般可将锌矿石分为硫化矿和氧化矿两种。炼锌办法归结起来仍分为火法和湿法两类，全世界湿法炼锌的产值占金属锌总产值的85%以上。现在，湿法冶炼锌工艺中，电积工序是出产锌最要害的一步，它对本钱凹凸和电锌质量影响最大。电积进程溶液中有机物的量对电积操作目标的操控和环保具有重要的含义。进入电解液的有机物首要有三类：一类是为了改进阴极分出锌的物理化学质量、下降槽电压和改进工作环境而参加的有机增加剂，如胶、B-酚以及的磺酸盐等;另一类是从锌质料带入的，质料来至于矿藏的浮选，因而或许残存的有机物有：3号絮凝剂、黑药、、脂肪酸、胺类药剂等;还有一类是操作失误带入的，如：润滑油。有机物浓度过大，会影响电积进程的电流效率，乃至终究导致“烧板”，严重影响锌出产进程的正常进行和产品的质量，形成严重的经济损失。 炼锌质料首要是硫化矿，但由于含锌硫化矿日益减少，菱锌矿等含锌氧化矿得到开发用于提锌。传统处理硫化矿工艺中，火法和湿法都需求焙烧，浮选药剂在焙烧进程中蒸发分化，根本不会影响后续的电积进程。氧化锌精矿是指选用低档次的氧化锌矿，通过浮选出产出高档次的氧化锌矿，这种氧化锌精矿直接酸浸，浮选药剂有机物在浸出进程中进入溶液，致使电积出产进程中发作“烧板”现象。因而，研讨氧化锌精矿浮选药剂的脱除办法，已成为当时氧化锌矿提取锌工业中亟待处理的严重技能课题。 本研讨的首要意图在于提出脱除氧化锌精矿浮选药剂的要害技能，技能计划简略、经济、易操作，并且安全环保，彻底处理电积锌出产中这一新的技能难题，使出产正常进行，对开发使用低档次锌氧化矿具有严重的现实含义。 二、 首要研讨内容、拟处理的要害技能问题： 针对氧化锌精矿直接酸浸时，浮选药剂进入溶液，形成电积进程“烧板”的问题，本课题首要研讨内容如下： 1、研讨脱除浮选药剂的办法，如机械脱药法、解吸法等;       2、研讨脱除浮选药剂办法的最优工艺条件; 3、研讨浮选药剂浓度与电积“烧板”的联系; 拟处理的要害技能问题： 1、脱除浮选药剂对电积进程的影响; 2、脱除浮选药剂办法的挑选。 三、 拟选用的技能道路和实施计划： 氧化锌精矿脱除浮选药剂有二种途径：一是焙烧，使有机物蒸发或分化，但由于浮选得到的氧化锌精矿含水量高，焙烧办法脱除浮选药剂能耗较高;二是湿法，首要有氧化锌精矿直接脱去药剂和在浸出液中除掉药剂2种办法。详细技能道路和实施计划如下。 1、浮选氧化锌精矿—脱除有机物—硫酸浸出—锌溶液净化—电积。浸出前脱除，使有机物不进入锌浸出液。研讨技能关键为： ①混合精矿再磨。首要是使混合精矿中的连生体单体解离，一起脱除一部分药剂。 ②拌和。高浓度矿浆条件下，在拌和槽中拌和，依靠矿粒间的彼此冲突以脱除矿粒表面的药剂。 ③调整矿浆pH值和增加其它试剂。调至弱碱性、中性或弱酸性。浮选剂一般在强碱性介质中进行，调整矿浆pH可损坏药剂与矿粒的吸附平衡，使胺从矿粒上解吸下来。 2、浮选氧化锌精矿—硫酸浸出—脱除有机物——锌溶液净化—电积 。浮选药剂跟着锌的浸出进入浸出液，在浸出溶液中进行脱除。研讨技能关键为： ①增加某种阴离子试剂。氧化锌浮选药剂一般为阳离子捕收剂，增加某种阴离子试剂，沉积或吸附除掉浮选药剂 ②增加吸附剂如活性炭、活性氧化铝、作废的沸石催化剂等。使用吸附剂的吸附功能，除掉浸出液中过剩的浮选药剂。 ③离子交流柱。调理恰当的pH值，在阴离子交流柱上吸附浮选药剂，脱除有机物。

泰克明科公司精炼金属部门总裁Mike Agg在纽约召开的一次会议上发表观点说,经历连续几年的大量短缺之后，2007年年底锌精矿市场将转为供求基本平衡。但是，金属市场将受强劲的需求支持而价格坚挺。 　　他预测，2006年锌精矿供应量将达到1058万吨，而冶炼厂处理量为1065万吨，全年市场供应短缺84000吨，2007年供应量和处理量都将达到1140万吨，到2007年底市场将转为平衡。但是，金属市场需求将继续超过供应。预计2007年锌消费增长5.6％，而全球锌金属产量为1160万吨，需求量为1190万吨。他认为，锌市场基本面从来没有这么好过，在过去三年里供应一直不足，他强调LME锌价受到基本面支持较多，而不是投机。他还预测明年库存将枯竭。他提到，供应紧张状况在继续，因为矿业公司预计不需要太多金属供应，矿业公司还没有在勘探业投资，“我们去年的勘探投资只有2％”，“尽管目前全球有10个项目在建，但是，只有San Cristobal会增加一些供应，该项目可以每年生产锌精矿20万吨，预计2008年投产”。

铟是稀散金属之一，在地壳中的含量很低，没有独自的铟矿床，首要富集于硫化矿中，特别是闪锌矿内，是冶炼锌、铅的副产物。     铟的别离提取办法有萃淋树脂别离、液膜别离、溶剂萃取等，其间溶剂萃取在工业上得到了广泛的使用。P204、P507是工业上常用的萃取剂，P204存在着反萃酸度高、萃取剂易老化，循环使用能力差、萃取进程中易乳化等现象，用P507替代P204作为铟的萃取剂能够战胜这些缺陷。     本文使用软锰矿氧化浸出锌精矿，用P507萃取铟别离铁，其间二价金属搅扰很小，搅扰最大的是铁，铁和铟有着类似的性质，成为最难别离的共存杂质．故铟铁别离成为收回铟的要害。     一、试验部分     试验质料：软锰矿（含二氧化锰30%）和锌精矿，锌精矿的首要成分：Zn 48%、Fe 36%、Pb 2.7%、Cu 0.55%、In 55 g/t、Ag 26g/t。     试验仪器：HY-4型调速多用振动器；DKZ-2型电热恒温振动水槽；DHG-9023A型电热恒温鼓风干燥箱。     试验试剂：P507，磺化火油，邻二氢钾，碳酸钙为基准试剂，其他试剂为分析纯。     洗刷条件：室温，平衡时刻5min，比较O/A=2/1。     洗刷率的测定：洗刷率%=∑[Y]A/∑[Y]O     其间：[Y]A为洗刷水相Y浓度，[Y]O为负载有机相Y浓度。     二、试验成果与评论     （一）平衡水相酸度对P507萃取铟、铁的影响     固定温度为293K，比较O/A=1/1，振动时刻10min，静置时刻5min的条件下（如未特殊阐明以下是相同的萃取条件），不同酸度条件下萃取铟、铁成果如表1所示，由表1可见跟着酸度的下降，铟、铁萃取率升高，考虑到铟在有机相的富集及负载有机相的洗刷状况，挑选水相酸度1.5mol/L左右为宜，此刻铁萃取率不高于20%。 表1  酸度对萃取率的影响平衡水相[H+]/(mol·L-1)4.03.53.02.52.01.51.00.5铟萃取率/%60.2386.2398.8499.8999.9099.9599.9699.99铁萃取率/%8.109.2810.8012.4213.6116.2830.5645.12     （二）革取剂体积浓度对铟、铁萃取的影响     依照萃取剂P507在有机相中的体积浓度分别为10%、20%、30%、40%、50%、60%进行操作。     成果如图1所示，从图1能够看出，跟着P507体积浓度的升高，铟、铁的萃取率显着升高，而当P507浓度大于30%后，曲线渐趋于陡峭，再加大萃取剂浓度，萃取率的改变不再显着。可见30%的P507能萃取绝大部分的铟，一级萃取率达99.95%，而此刻铁的一级萃取率却为16%，归纳各种因素，断定萃取剂的最佳体积浓度为30%。    （三）温度对铟、铁萃取的影响     温度也是影响萃取铟要害因素之一。从理论分析萃取反响是放热反响，温度升高不利于萃取反响的正向进行，一般萃取都是在室温下进行的，可是当溶液的温度过低，会使有机相萃取活性下降，有机相和水相触摸进程中使水相发粘，严峻的会发生油包水型的第三相，导致乳化，使分子的分散速度减慢。    因此在萃取进程中也要确保必定的温度，可是温度又不能太高，不然会使有机相蒸发，形成有机相的丢失。图2成果表明挑选293K为最佳条件。      （四）比较对P507萃取铟、铁的影响    不同比较对铟铁萃取的影咱，如图3所示，跟着比较的添加，铟和铁的萃取率都跟着增减，在比较为1︰1时，铟的萃取率大于99%，而铁的萃取率仅为16%，别离系数为最大，故挑选比较为1︰1。      （五）平衡时刻对萃取率的影响    时刻对铟、铁萃取率的影响成果见图4，萃取进程中没有发生乳化现象，易于分层，萃取铟的动力学反响速度快。依据图4分析，跟着时刻的添加铟和铁的萃取率都跟着添加。9min时，铟萃取率是99.53%，而铁的萃取率为16.30%，所以10min为最佳。     （六）负载有机相的洗刷与反萃状况     对负载有机相用30g/L草酸进行洗刷，In洗刷率为0.000 1%，Fe洗刷率为99.99%。阐明在用软锰矿氧化浸出闪锌矿的浸出液中，通过洗刷铁几乎不搅扰锢的萃取收回。     三、定论     用30%P507+70%磺化火油萃取别离含铟的浸出液，在O/A=1/1、酸度1.5mo1/L，萃取时刻10min、温度在293K的条件下，铟的一级萃取率达20%以上，铁的萃取率在20%以下，通过草酸的洗刷，铁的洗刷率为99.99%，能够满意有价金属铟富集别离的意图。

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

一、与矿山直接合作较少的原因：1、预付货款：成规模稳定的矿山，均是先款后货，实际操作过程中风险较大。一旦矿紧张，基本所有选厂均需要先款后货。2、检验结果：矿山要求按照出厂检验、过磅数据为准，以按照入厂检验过磅数据相比，一般重量损耗在千分之三到1%之间，品位差异在1%到0.5%之间。3、渠道的稳定性：要求有长期的需求量，以便生产与销售的正常开展。4、操作的规范性：矿产品是发票的源头，在购销过程中存在不开发票的灰色地带。5、发货困难：矿山企业股权复杂，现场情况恶劣，即使签了合同也未必能按时发货。二、袋装矿问题：省内小的选厂大多没有陶瓷过滤设备，水分大多采用自然挥发，为了便于保存和发运，基本都选择袋装方式。三、小金属计价问题：随着生产回收工艺的提高，现在大部分冶炼企业对原料中富含的小金属都采取计价的方式，如锌精矿中的银，100克以上按银价的10％—30%计。锌精矿的锗，目前按照0.3元/克计。

稀土瓷砂，是用稀土为材质做成的瓷砂。稀土瓷砂是根据国外新型滤料研制的经验，采用优质高岭土、粘结剂、成孔剂、稀土抗蚀剂，经高温烧制成外观白色，质地坚硬，颗粒均匀，微孔发达，孔隙率大，圆度饱满的新型滤料具有瓷砂滤料的性能外，吸附性能进一步增强，化学稳定性更好，特别适合做反渗透系统的过滤和超滤介质。稀土瓷砂为微孔型水处理填料，外观为球型颗粒，具有很多微孔，有优良的吸附性能，相互间以点接触，有均匀而恰当的间隙，在工作状态时，通道完全，流通距离长，为杂质造成了理想的沉积条件。 稀土瓷砂性能特点：化学性能稳定，粒度均匀，坚硬耐磨，不堵塞，滤速快，周期长，抗氧化、无毒性、耐磨擦、抗冲击、耐腐蚀、耐高温，过滤阻力小，滤液清，效果好。机械强度高、磨损率低，比表面积大，孔隙率高，截污能力强，吸附性能好，颗粒均匀，比重适当，使用寿命长达15年以上，扩大吸附面积,提高截污能力,对含有胶体杂质的污水处理效果更好.减少反冲洗量,各项技术指标经化验,均达到该 行业 标准。解决了天然滤料比重单一，易破碎泥化产生二氧化硅、有机碳后遗的二次污染问题。用于化学法处理的废水过滤、重 金属 去除率达90％以上，悬浮物去除率100％，浊度去除率99％，被列为中国环保基金会的科技新产品推广项目。 稀土瓷砂由于添加了含有耐腐蚀的金镧系和锕系原素的稀土，除具有普通型瓷的性能外，抗蚀性能进一走加强，SiO2更加稳定，特别适宜于锅炉化学水处理和超纯水的制备。用于火电厂二次循环水水处理过滤，过滤水头损失小，再生周期长，再生简易方便，不易堵塞，可达到最佳效益。想要了解更多关于稀土瓷砂的信息，请继续浏览上海 有色 网。

锰砂价格，昨日一位河南网友在本站资讯，问那个锰砂厂家质量好，信誉好，价格合适，小编为你精心筛选出来的。希望能帮助你！山东锰砂厂生产的天然锰砂滤料，经山东建委综合设计院地下水除铁除锰试验小组，在经过长时间多次的模型试验及生产性试验的实践中证明：我厂生产的锰砂滤料是目前国内最佳除锰除铁滤料，其二氧化锰含量在30%以上，机械强度高，化学稳定性好，使用年限长，深受用户欢迎。是山东省建委唯一指定地下水除铁除锰单位，也是目前山东省内最具规模、最专业、最可靠、最信得过的锰砂生产销售单位。是山东省内唯一生产锰砂厂家。产品销往山东、江苏、河北、天津、北京、湖北等各地市及厂矿、部队、学校等企事业单位，在除锰除铁构筑物中使用。经我厂生产的锰砂滤料过滤后的水，使用年限3年以上 ，水质：含铁〈0.3mg/L ；含锰〈0.1mg/L；锰砂是选用块状锰矿和天然砂作原料，经破碎筛选加工而成。外观粗糙、呈褐色，具有良好的除锰除铁功能，是给水排水行业最理想的产品。天然锰砂中含有 MnO2，它是 Fe2+ 氧化成 Fe3+ 的良好催化剂，含锰量（以 MnO2 计，下同）不小于 35% 的天然锰砂滤料，既可用于地下水除铁，又可用于地下水除锰；含锰量为 20% ~ 30% 的天然锰砂滤料，只宜用于地下水除铁，含锰量低于 20% 的则不宜采用。目前，对使用天然MnO2矿砂除铁，其原理有二种：一种是以所谓滤膜的作用，锰砂表面有一层较强的氧化作用。另一种是锰矿砂本身反铁催化作用，将水中的二价铁催化成三价铁，再把三价铁千周附着在锰矿砂颗粒表面从而起到除铁的目的。天然二氧化锰能氧化水中二价铁为三价铁使其沉淀除去，使水清净。二氧化锰被水中的溶解氧氧化成七价锰的氧化物。七价锰再将水中的二价铁氧化成三价铁。 天然锰矿砂是一种很强的氧化剂，能对水中股价铁起氧化作用            锰砂理化分析项目/单位                 数据 MnO2 %  ：20 ～45；     Fe % ：   20； SiO2 %        17～20 比重g/cm3 ：3.2～3.6；    容重g/cm3：2.0 盐酸可溶率 %：＜3.5；    含泥量 %：＜2.5 ；   我厂有先进的筛分及磁选设备，可向用户提供粒径为0．6–1．2mm、0．6–1．5mm、0．6–2mm的除锰除铁滤料和粒径为2–4mm、4–8mm、8–16mm、16–32mm、32–64mm的滤料支承层，并可按用户要求提供其他规格滤料。 最后小编给你说一下最近的锰砂价格，当前价格为580元/，你可以去厂家看看货源，在说山东离你河南是比较近的，希望你们能合作愉快!

锡砂价格是锡投资者会感兴趣的一个话题，其关系到锡的投资与操作。锡砂：成分为SnO2,无色的极为少见，因常含铌、钽、铁、和锰而呈暗褐和沥表色，含钨而呈蜡黄色，深暗色锡石的条痕呈浅褐色。金刚光泽，断口油脂光泽，透明度随颜色而异，大多为半透明至不透明，呈砂状。锡砂是提炼锡的最主要原料。LME三月期货锡金属价格大涨，收报11000美元/吨，创16年来历史新高。受此影响，10月17日，锡业股份（000960）股价以涨停报收。锡：隔夜伦锡电子盘开盘20500美元/吨，最高20550美元/吨，最低在19780美元/吨得到支撑，收盘20050美元/吨，下跌475美元/吨，全天成交250手，持仓17727手。库存14385吨，减少605吨。美国和中国经济数据不如预期，市场避险情绪高涨，美元指数大幅上涨重新立于82上方，基本金属承压下挫。今日开盘19950美元/吨，围绕20000美元/吨窄幅震荡，市场对于全球经济增长放缓的担忧情绪在加剧，美元指数具有进一步上行动能，金属承压料以调整为主。沪锡市场，继续昨日清淡行情，云锡、云山报价15-15.1万元/吨，成交稀少；广胜、金龙等少量成交于14.5-14.65万元/吨，市场货源以杂牌锡居多，但报高价者无法成交，市场观望气氛弥漫，下游多持偏空心态，期待下周更低的价格再行入市。如果你想更多的了解锡砂价格等其他信息，你可以登陆上海有色网进行查询

锡砂选矿技能：全国绝大多数锡选厂是选用重选法收回锡。重选法收回锡的有用粒级为+40μm,而对-40μm粒级来说收回率极低一般仅为10%左右。全国的尾矿库每年丢失的锡金属达9.6万吨，其间-40μm粒级所丢失的金属约为7.68万吨/年，占总尾矿丢失的80%。锡砂选矿技能：收回细泥中的锡，最有用的办法是选用浮选法。广西大厂车河选厂从1983年至1987年是运用混合甲和苄基胂酸做捕收剂，浮选目标较好，细泥中锡收回率有大幅度进步，但这两种药剂再生产进程中和运用进程中对环境和人体损害都较大。咱们开发了水杨氧肟酸和P86组合捕收剂在该厂浮选锡，锡精矿档次达28%，作业收回率达93%，与重选比较，细泥中的收回率可进步40-50%。 锡砂选矿技能：在此基础上2005年又研发了GYC新式捕收剂，该药剂报价较水杨氧肟酸低，和P86联合运用对云南都龙锡矿进行小型实验，取得了较好的实验目标。选用重-浮联合流程(粗粒重选，细粒浮选)，取得精矿档次为40.48%，收回率53.77%的目标，小型实验与原全重选目标比较，收回率进步了16个百分点。 锡砂选矿技能：该项实验作业正准备进行扩展实验和工业实验，实验成功后，可在都龙锡矿各选厂中推广应用。 锡石性脆，选矿进程中极易泥化丢失，多年来国内外选矿作业者在致力于削减锡细泥化丢失，进步锡选矿收回率的研讨作了很多作业。如选用周边排矿磨机，细筛，粗粒浮选机等，而这些设备及传统台浮工艺均难以解决锡石多金属硫化矿中锡石嵌布粒度粗细不平等类型矿石的选矿问题。  锡砂选矿技能：咱们开发的粗磨早收锡石低臭台浮工艺是将粗磨(-1.5mm)条件下的重选精矿经过台浮作业，首先将粗粒单体锡石与硫化矿别离，及时收回已单体极力的锡石，直接取得高质量锡石精矿，完成早收锡石之意图。然后削减了锡石过磨泥化丢失，使锡的收回率得以明显进步，其次，还对台浮所用药剂和台浮床面结构进行了研讨和改善。该项技能先后对广东锯板坑锡矿和江西铁笼山钨锡的粗粒锡精矿脱硫实验中运用，脱硫作用较好。

（一）重选及混    砂铂矿的特点是：①铂族金属以铂、铱、锇的天然金属或合金矿藏为主，有时还含少数天然金。天然铂类矿藏是以铂为主含少数铁的天然合金，含铁>12%叫铁铂矿（密度12-15g/cm3),含铁6%-11%叫粗铂矿（密度14-19g/cm3),含铁更少叫天然铂（密度约19g/cm3)，含铁越高磁性越强，都溶于。锇铱矿藏是以锇铱两种金属为主，含少数钉、铂、铑的天然合金，含锇高(41％-86％）时称为铱锇矿（密度20-22.5g/cm3），含铱高(44%-77%）时叫锇铱矿（密度17-21g/cm3)，化学性质非常安稳，中都不溶解；②铂族金属矿藏都已单体解离；③大都砂铂矿中天然铂矿藏占80％以上，阿拉斯加及塔司马尼亚砂矿中锇铱矿藏含量较多，别离达54％和28％。天然铂矿藏粒度多在0.1-3mm规模，但不规矩。一切砂铂矿中天然铂矿藏都比锇铱矿藏粗大，在乌拉尔找到的最大天然铂矿块重达9.61 kg。    与砂金矿相似，砂铂矿也都用溜槽、跳汰机、摇床等重选收回铂矿藏。磁性强的铁铂矿较多时还辅以磁选，磁铁矿多而铁铂矿少时，则用磁选别离磁铁矿。砂铂矿坐落水面下时，用采金船作业，取得粗精矿。    大都砂铂矿的铂族金属矿藏粒度粗，可用系列重选流程直接选出铂精矿。以乌拉尔砂铂矿为例，重选精矿成分规模见表。 乌拉尔砂铂矿重选精矿成分规模元素PtOsIrIrPdRhFeCuNi含量69.1~82.32.0~17.60.6~4.50.3~1.00.5~0.76.1~14.00.8~2.8痕~0.4     重选的粗精矿以天然铂、天然金矿藏为主，矿藏粒度较细且泥质包裹严峻时，可用混法提取铂、金。如乌拉尔泥质粗精矿（含铂+金155-350g/t）的混条件是：在2-2.5mol/L NaCl溶液顶用NaHSO4调pH＝3-3.5，拌和使矿泥疏松分化，参加捕集铂、金，齐蒸馏后再用硫酸溶解铁，即可取得含铂+金50％以上的精矿。    南非威特沃特斯兰德陈旧超蜕变砾岩中的金铀砂砾矿床中含饿铱矿藏（档次约0.03g/m3，粒度0.04-0.19mm)。因为该矿是国际最大的黄金矿山，年产黄金最高时达1000t（1971年），副产饿铱精矿可达数百千克。金铀砂砾矿重选精矿先用混法收回金，残渣再用摇床或绒面溜槽重选～硝酸溶解铁矿藏～苛性钠溶解硅铝氧化物，即可取得含锇33%-36％、铱29％-36％、钌12％-15％、铂8％-13％的铂族精矿。[next]    我国内蒙达茂旗多金属共生矿，上部已风化蚀变为褐土型、氧化一角闪岩型矿石。首要脉石为角闪石、石英、斜长石及氧化铁矿藏（褐铁矿、磁铁矿）。铂族金属矿藏首要是砷铂矿（0.1-1mm粒级占80%），把矿藏很细（0.013 mm占70%）。原矿铂档次4.9g/t,把1.9g/t，磨矿至约74μm占60％后旋流器脱泥一两段摇床重选→磁选别离磁铁矿→取得含铂7.8%的重选精矿，铂收回率80%。把因粒度太细，70%以上丢失在旋流器脱泥的细泥中。    （二）从重选精矿中提取铂    重选铂精矿用煮沸溶解，铂及贱金属转入溶液，溶解铂的反响为：                      Pt＋2HNO3＋8HCI====H2PtCl6＋2NOCO＋4H2O    存在把时也按上式溶解。若天然铂矿藏粒度较粗，层层剥蚀溶解的速度较慢，需屡次补加新鲜直至反响彻底。过滤后，从溶液中别离精粹铂、钯，不溶残渣以锇铱矿藏为主，含少数其他铂族金属。    （三）锇铱矿处理    砂铂矿溶解提取铂后残留物为化学慵懒的锇铱矿藏，经典办法是用氧化碱熔法从中别离及提取锇、铱。即锇铱矿颗粒物料与（或过氧化）、（或碳酸钠）混匀后置于镍或铁坩埚中加温至600-700℃熔融，锇铱矿藏分化，锇被氧化为锇酸钠：                  Os＋6Na2O2＋2NaOH====2Na2OsO4＋5Na2O＋H2O    精矿中含钌时，也氧化生成钌酸钠Na2RuO4 ,铱被氧化生成IrO2。熔块用冷水浸出取得含锇、钌酸钠的碱性溶液。熔融-水浸可能要重复屡次才能将锇铱矿藏彻底损坏转化彻底。碱溶液再用氧化蒸馏办法提取锇、钌，即向溶液中参加氧化剂（如、、酸钠等），使用反响发生的新生态氧使锇、钌酸钠分化，进一步氧化为低沸点的高价和四氧化钌蒸发，再从头别离用碱液和液吸收并精粹产出金属锇和钌。用氧化蒸馏吸收锇的反响如下：                       蒸馏    Na2OsO4＋Cl2====2NaCl＋OsO4↑                    吸收    2OsO4＋4NaOH====2Na2OsO4＋O2＋2H2O    反响非常剧烈，操作有必要非常当心。    碱熔一水浸后的残渣以IrO2为主，再用溶解后精粹产出金属铱。    也可用锌、铝屡次熔融“碎化”，熔融物酸溶贱金属后使贵金属转化为微细活性状况，再用强酸及强氧化剂溶解贵金属。最先进的办法是锍熔一铝热还原法。