铅锑钴矿化学选矿
2019-02-22 09:16:34
1 铅
难选氧化铅矿是指与氢氧化铁、氢氧化锰及其他围岩严密共生的砷铅矿、磷氯铅矿、铅矾及某些已严峻被氢氧化铁所浸染或在矿石中含有很多原生矿泥和赭土的氧化铅矿。这类矿石的选别选用一般的办法不易得到好成果，关于这类矿石的研讨，已从机械选矿办法逐渐转入化学选矿办法，首要包含烟化法和酸无法。
烟化法计划根据具体情况而定，一般情况下，先经过机械选矿的办法，加以开始富集，然后将比较少数的物料用烟化法处理比较适合。若在浮选给矿中有许多黏土质矿泥和氧化铁，则矿石在细磨曾经预先除掉矿泥(-5μm)是十分必要的，由于这部分矿泥会很多耗费药剂，并严峻影响精矿质量，这时泥质部分可考虑用烟化法处理。
在介质中浸出铅矿藏是当时处理深度氧化铅矿石的常用办法，刘智林用浸出某氧化泥化铅锌矿，铅收回率为14.22%。由于PbCl2的溶解度较高，仍有相当多的铅金属以Pb2+状况赋存于其饱满溶液中，且此办法存在经济本钱较高及设备防腐的问题。
2 锑
多年来，为了进步细粒氧化锑矿的选矿收回率，国内外学者进行了许多实验研讨探究，首要包含细粒氧化锑矿的浮选、化学选矿、选冶联合工艺等几个研讨方向，但至今仍处于实验室研讨阶段。
锑化学选矿工艺首要为复原焙烧-碱浸-电积。周淑珊研讨了以黄锑华为主的氧化锑矿的复原焙烧-碱浸矿浆电积法提取锑，对黄锑华进行复原焙烧，转变为贱价锑的氧化物，再比照进行酸法浸出与碱法浸出，发现碱浸速度快、浸出率高，电积含锑浸出液得到终究产品海绵锑的质量也较好。
国内外学者对化学选矿进程的机理进行了相关研讨，Pavel Raschman研讨了天然辉锑矿在Na2S+NaOH溶液中的溶解动力学，经过SPPM模型断定了浸出速率控制步骤，动力学参数核算成果标明，浸出进程受固液界面Sb2S3与Na2S的化学反应和微孔扩散控制，经典的SPPM模型成果比SCM-PDC模型成果差，但SPPM模型能更好地反映进程参数(颗粒尺度、温度、Na2S浓度)对浸出的影响
3 钴
由于各种钴质料的成分及含量差异，钴的提取办法较多，归纳起来能够归为两类：一类是火法-湿法联合流程，即钴质料经火法预处理，使钴开始富集，然后经过湿法提取；另一类是全湿法流程，即钴质料经湿法浸出、脱除杂质制备纯洁钴溶液和制备得到钴及其化合物。
A 酸浸
现在钴酸浸首要选用硫酸浸出。兰玮锋针对非洲刚果某氧化型水钻矿，进行两段浸出，浸出渣中钴质量分数小于0.5%，钴浸出率达99%。刘俊以Na2SO3为复原剂，从水钴矿复原酸浸液中提取铜和钴，研讨了复原剂品种及用量、浸出温度、硫酸浓度等要素对水钴矿复原酸浸进程中有价金属铜和钴浸出率的影响。
处理水钻矿首要的工艺流程为硫酸浸出-净化除铁-萃取别离-草酸钙沉积。浸出进程一般为非选择性，很多铁及其他杂质一起浸出，有必要选用专门工序净化除铁。一起，萃取别离中萃取设备占地面积大，设备杂乱，需求很多萃取剂。草酸沉积钴时发生很多含铵根离子废水，其处理也是个难题，且整个处理工艺流程较长。针对现有处理工艺所存在的缺乏，郭学益以刚果(金)某含铜较高的水钴矿为质料，进行复原酸浸-旋流电积选择性提取铜和钴的新工艺研讨，对浸出液进行了旋流电积提取铜和钴的探究实验研讨，得到纯度别离为99.95%、99.97%的电积铜、钴产品，铜、钴的直收率别离到达98.23% 和 94.54%.
B加压浸
在传统酸法浸出钴矿的进程中，很多杂质进入浸出液，净化进程杂乱，除杂剂、酸碱耗费量大。而关于铜含量较高，导致浸出液萃铜不能一次萃净的矿藏，尤为杂乱。在性系统中，浸出具有选择性，可有用削减钙、镁、铁等离子进人浸出液，净化及别离进程简略。浸液经萃铜后，再蒸得到纯度较高的钴化合物，蒸所得和铵盐回来浸出。与传统酸法处理钴矿进程比较，钴化合物的后续处理进程可显着削减废水排放量。
廖元杭根据质量平衡和电荷平衡的双平衡电算指数法研讨了Co(Ⅱ)与NH3、Cl-、OH-等多种配体的合作平衡规则，经过核算制作了热力学平衡图，提醒了系统中各物质的平衡浓度与浓度和氯离子浓度之间的联系。成果标明，在该系统中仅有存在的固相物质为Co(0H)2，实验验证了热力学核算成果，两者之间的误差仅为10.13%。
刘建华以刚果某钴铜氧化矿为质料，选用加压浸工艺在NH3-NH-H2O系统中浸出钴、铜，分析了各要素对钴、铜浸出率的影响。成果标明：进步cNH3/cMe有利于构成稳定性高的钴、铜合作离子;下降c/c,进步系统pH值可下降复原剂复原电位。钴浸出率可到达95.2%，铜浸出率可到达95.8%。浸出液后续处理工艺简略，及铵盐可完成闭路循环，对环境友好。
C 铵盐焙烧-浸出
现在硫酸浸出、加压浸均可完成氧化铜钴矿中铜钴的收回使用，首要存在的问题是:硫酸浸出耗酸大，收回后发生高浓度硫酸铵废水污染环境；加压浸尽管能够循环使用，但出资和实践生产本钱均较高。因而，开发本钱低且无废水排出的工艺是氧化铜钴矿处理的重要课题。
张明珠选用铵盐焙烧-浸出-沉积工艺，循环使用氯化铵从刚果某铜钴氧化矿中收回铜钴，实验研讨标明：在最佳工艺技术条件下，铜钴收回率别离为90%、95%，氯化铵可从饱满的沉积母液中冷却结晶出来，循环用于氧化铜钴矿的处理，整个进程不会发生废水，也不会污染空气，可完成氧化铜钴矿的低温少废高效开发使用。其焙烧机理为：该铜钴氧化矿在低于320℃时构成中间产品Co( NH3)6CuCl5，该中间产品在320℃时转化成可溶的CoCI2 、CuCI2。
D 其他工艺
王亚雄针对云南某钴土矿的特色，开发了SO2浸出-离子浮选-溶剂萃取工艺，并用以归纳提取钴、锰、铜、镍等有价金属。成果标明，锰收回率大于97%，钴总收回率大于95%，镍总收回率大于90%。
郑雅杰针对青海某地高砷钴矿，比较传统工艺和硝酸氧化硫酸浸出。选用惯例的硫酸浸出时钴浸出率仅为16.86%；选用硫酸化焙烧后硫酸浸出工艺，钴浸出率为67.48%；选用硝酸氧化硫酸浸出，钴浸出率为96.35%。这是由于该矿石中钴首要以类质同象方式存在于砷和铁的化合物中，硝酸能使矿石在溶液中发生分化，有利于钴的浸出。
李光芒等人在二效果下用柠檬酸浸出某红土矿中的钴，钴首要与锰和硅酸盐矿藏共生。30g/L柠檬酸、10g/L二室温下处理该矿石时钴浸出率为84.5%，仅用30g/L柠檬酸处理时钴浸出率为29.1%，这是由于二溶解硅酸盐矿藏，钴从中解离，浸出率进步。
银精矿的氯化焙烧
2019-02-19 11:01:57
含银的硫化物能为溶液所分化，但分化速度却很缓慢。如将精矿加食盐焙烧使银转化为氯化银后，就很易被溶液所分化了。焙烧的食盐参加量，一般为精矿分量的5%～15%，并要求精矿含硫到达2%～3%，以满意自热焙烧的条件。如含硫量过低时，可按核算量参加黄铁矿。氯化焙烧时因为贱金属杂质的存在而发作许多杂乱的反响。但就银而言，它按下列反响生成氯化银：
Ag2S＋2NaCl＋2O2 2AgCl＋Na2SO4
银精矿的氯化焙烧一般在多膛焙烧炉内约600℃条件下进行。
从阳极泥中回收金、银，并综合回收铜、铅、锑
2019-02-25 15:59:39
1)项目简介咱们选用获国家自然科学基金赞助研发的R-410树脂，开宣布非化浸出R-410吸附收回金并归纳收回铜等有价金属的新工艺，完成新工艺、新材料与新设备的全体技能配套。已在湖北某地建成一条从铜、铅混合型阳极泥的杂乱物猜中收回金、银，并归纳收回铜、铅、锑的生产线，年产黄金50kg;白银10t;铜、铅各10t;锑30t左右，技能经济指标杰出。金浸出率≥98.0%，吸附率、解吸率和电解收回率≥99.5%，总收回率≥96.0%，铜浸出率≥99.0%，复原沉积率≥99.0%，总收回率≥95.0%，锑和铅的收回率也到达90.0%，最终的残渣也是一种精矿产品，无固体废弃物。
2)技能指标 Au浸出率：≥98.0% Ag浸出率：≥98.0% Au收回率：≥96.0% Ag收回率：≥97.0%
3)生产条件按年处理100t阳极泥规划需：主厂房面积320m2，配套水、电、风、汽。首要设备：1m3珐琅反应罐3台、0.5m3珐琅反应罐2台、离子交换设备1套、真空设备1套、过滤设备3台;动力总额：60～100kW;投资总额：80～100万元。
4)商场猜测国际商场上金的报价逐步走低，但质料报价也随之下调，质料与制品之间的差价是比较固定的，而制品金的供应不存在商场问题。银的商场报价稳中有升，商场前景很好。
5)效益猜测处理每吨含Au0.05%、含Ag10%的阳极泥，试剂本钱约5500元，可获利税约2.0万元。100t/a规划的生产线，利税总计约200万元。
6)转让方法 技能转让、技能服务、来料加工或技能入股。
硫脲法处理银精矿的研究
2019-02-27 08:59:29
以某厂湿法炼锌浸出渣浮选所得的银精矿为质料,用对其进行络合浸出,并用锌粉分步复原收回浸出液中的银和铜。结果表明,银浸出率保持在90%左右,锌粉分步复原可得到含银80%左右的银绵和含铜60%左右的铜渣。银绵经火法处理得粗银锭,再经电解可得精银,二次复原后液可直接回来浸出流程,可使得到循环使用。经出产中试,该工艺可应用于工业出产并获得较好的经济效益。
铜铅混合精矿铜铅浮选分离试验研究
2019-02-21 10:13:28
云南某一大型矿山现在建成的单一浮选流程只能出产铜铅混合精矿，不能完成铜铅别离。而另建体系在选矿时完成铜铅一次性别离将会构成出资大、严重影响出产的问题。针对此现状，展开铜铅混合精矿浮选别离实验研讨，意图是寻觅一种有用的工艺技术，建一个小型的浮选厂对现有体系出产的混合精矿进行铜、铅别离，进步产品的附加值。
实验矿样含铜8.22%、铅28.87%、锌11.36%。经过多方实验研讨，终究选用脱药、硫酸调浆、硫代硫酸钠与硫酸亚铁组合按捺剂[1]抑铅浮铜，成功完成了铜铅的有用别离，获得如下选矿目标：铜精矿铜回收率90.66%、精矿档次20.01%、含铅2.66%、含锌3.46%，铅精矿铅回收率96.56%、精矿档次45.51%、含铜1.27%、含锌16.55%。
一、矿样性质
矿样为云南某矿山所产铜铅混合精矿，经筛析其细度为－741xm占95%，－45μm占81.2%。矿样中金属矿藏以硫化矿藏为主，首要矿藏有黄铜矿、方铅矿、闪锌矿、黄铁矿、辉铜矿等，还伴生有金银等稀贵金属，矿样多元素分析成果见表1。
表1 矿样多元素分析成果%二、浮选实验研讨
实验作业在实验室进行，实验设备为：XMB－67型200～240棒磨机，XFD－3L粗扫选浮选机，XFD－1.5L和1.0L精选浮选机。
（一）混合精矿脱药办法挑选
因为矿样为抑硫混选后得到的混合精矿，混选时参加的浮选药剂有部分存在于矿藏中，所以在铜铅别离实验前有必要先将这部分药剂脱除，结合矿石性质归纳研讨，实验选用脱药。经仔细调研，现在脱药办法有拌和脱药、再磨脱药、加温脱药[三种办法，经实验成果比照分析，再磨办法可到达较好的脱药作用，再磨细度－451μm占95%、用量9000g/t时的铜、铅分选作用较为抱负。
（二）铜铅别离药剂用量实验
传统的铜铅别离常运用重完成抑铅浮铜[2]，或运用完成抑铜浮，因为这些办导致环境污染，现在政府在出产中制止运用。为此，本次实验选用脱药，硫酸调浆，硫代硫酸钠与硫酸亚铁组合按捺剂来抑铅浮铜，详细药剂用量实验成果如下。
1、硫酸用量实验
硫酸用量实验成果见图1，实验成果表明，当硫酸用量大于3680g/t时，对铅的按捺作用变差，但硫酸的参加对进步铜档次和回收率有利，适合的硫酸用量为3680g/t，此刻矿浆pH5.5。图1 硫酸用量实验成果
2、硫代硫酸钠用量实验
硫代硫酸钠用量实验成果如图2，实验成果表明，硫代硫酸钠用量大于1200g/t时对铜铅的目标均发生晦气的影响，但小于1200g/tt时对铅的按捺作用欠好，因而适合的硫代硫酸钠用量为1200g/t。图2 硫代硫酸钠用量实验成果
3、硫酸亚铁用量实验
硫酸亚铁用量实验成果如图3，实验成果表明，硫酸亚铁用量添加会小幅度进步铜的回收率，一起进步尾矿中铅的档次，当硫酸亚铁用量到达5000g/t时可获得较好的铜铅别离作用。图3 硫酸亚铁用量实验成果
4、丁基黄药用量实验成果
丁基黄药用量实验成果如图4，运用捕收性较强的丁基黄药后铅在铜粗精矿中的回收率均在30%邻近，铜的回收率得到进步，其适宜的用量为60g/t。图4 丁基黄药用量实验成果
（三）精选Ⅰ药剂用量实验
首要进行了精选Ⅰ药剂用量实验，经实验得到精选Ⅰ较佳的药剂用量为：硫酸800g/t(此刻pH值为6.3)，硫代硫酸钠600g/t，硫酸亚铁1600g/t，丁基黄药30，松醇油5g/t。
（四）闭路实验
闭路实验流程见图5，实验成果见表2。图5 铜铅别离闭路实验流程
表2 铜铅别离闭路实验成果%三、结语与评论
1、针对该混合精矿的特征，经过多种计划的比较，选用组合按捺剂进行铜铅别离实验，能够到达铜铅别离的意图，并可获得较为抱负的分选目标，完成铜、铅有用别离。
2、使用脱药，硫酸调浆，与硫酸亚铁组合按捺剂进行铜铅别离，效，并且环保作用很好。硫代硫酸钠不只十分有
3、实验成果表明，浮选工艺准则施行便利、简单易行，所用选矿药剂均为惯例浮选药剂，较易在出产中施行。
4、因为矿石中锌的含量不高，分选难以构成合格的独自精矿产品，故本次实验未进行别离。
参考文献
[1] 艾光华,朱易春,魏宗武.组合按捺剂在铜铅别离浮选中的实验研讨[J].我国矿山工程,2005(5):11－12,16.
[2] 秦永启,张文华.某铅锌矿选矿工艺实验研讨[J].湿法冶金,2004(6):98—100.
[3] 邱廷省,罗仙平,陈卫华,等.进步会东铅锌矿铅锌选矿目标的实验研讨[J].金属矿山,2004(9):34－36.
从高铜、高铅金精矿中氰化提取金、银的试验研究方案
2019-02-19 12:00:26
含高铜、高铅金精矿是一种难处理类型金精矿。关于该类精矿，如选用直接化法浸取，其金、银的化浸出率较低，且本钱较高；如选用焙烧化法浸取，则因为铅含量较高，在焙烧过程中构成很多的硫酸铅，对金发生二次包裹，影响金的化浸出率。在文献的基础上，实验研讨了从这类高铜、高铅金精矿中直接化提取金、银的工艺办法。实验成果标明，在化浸出时，选用CaO＋NH4HCO3为pH调整剂，一起参加SD助浸剂，可有效地进步金、银的化浸出率。化尾渣的铅、硫、铜别离选用浮选法、焙烧—酸浸法进行收回，完成了金精矿中有价元素的归纳使用。该工艺办法操作简洁，不添加投资，本钱较低，其经济效益和社会效益显着。
一、矿样性质
含高铜、高铅金精矿由某黄金矿山供给。矿样细度－200目含量高于80%，呈深褐色。首要矿藏成分为黄铁矿、黄铜矿、方铅矿等硫化矿藏。金、银首要以显微粒、次显微粒状况赋存于上述矿藏中，并为硫化物包裹。矿样的首要成分分析成果见表1。
表1 矿样的首要成分分析成果成分AuAgCuPbZnSAsWB/%39.75193.22.727.820.2825.800.084
从表1可见，金精矿样中的铜、铅、硫的含量都很高，尤其是铜、铅含量高。它们的存在严重影响金、银的化浸出。因此，该矿样属含高铜、高铅难处理类型金精矿。
二、惯例化浸出实验
称取一定量金精矿于电动拌和槽中，按以下化浸出条件进行浸出：质量分数为0.5%；液固比2∶1；浸出液 pH＞11（用CaO调理）；浸出时刻48h。实验成果见表2。
表2 直接化浸出成果项目AuAg原矿档次/（g·t－1）39.75193.2渣档次/（g·t－1）7.5156.8浸出率/%81.1318.84
从表2可见，按惯例化法进行拌和化浸出，其金、银的化浸出率很低，别离为81.13%，18.84%。其首要原因是金精矿中Cu、Pb含量较高。铜的存在不光耗费了很多根，影响Au、Ag的化浸出，并且溶解的铜或许会在Au、Ag矿藏的表面构成CuCN薄膜和铜膜，使之钝化，减缓了Au、Ag的化速度。别的，硫化铅的存在，当含量小于1%时，无碍、乃至有利于金的化；但当金精矿中铅大于1%时，就会使金浸出率下降，耗费添加，并且铅有或许与矿浆中的S2－生成沉积，附着在金矿藏表面，构成钝化膜，影响金的浸出。
三、选用新式混合调整剂和助浸剂化浸出实验
依据“焙烧化工艺中选用新式组成调整剂技能办法”（专利号01103128.X），选用CaO＋NH4HCO3和NOH＋NH4HCO3二种类型的pH调整剂对含高铜、高铅金精矿进行化浸出实验。实验条件：质量分数0.4%；液固比2∶1；浸出时刻48h；NH4HCO3参加量为矿样量的1%；别离用CaO和NaOH调浸出液的pH≈10。实验成果见表3。
表3 选用新式调整剂化浸出成果项目CaO＋NH4HCO3NaOH＋NH4HCO3AuAgAuAg原矿档次/（g·t－1）39.75193.239.75193.2渣档次/（g·t－1）1.60118.402.00100.6浸出率/%95.9738.7294.9747.93
从表3可见，选用CaO＋NH4HCO3为pH调整剂进行化浸出，金的浸出率较高，但银的化浸出率稍低。二种调整剂比较，选用CaO＋NH4HCO3调整剂为维护碱，其本钱低，效益大，故在生产中选用CaO＋NH4HCO3调整剂作为化浸出的维护碱。
在选用CaO＋NH4HCO3调整剂进行化浸出时，参加SD助浸剂，可使Au、Ag的化浸出率得到进一步进步。SD助浸剂的参加量为矿样量的1%。实验成果见表4。
表4 参加SD助浸剂化浸出成果项目AuAg原矿档次/（g·t－1）39.73193.2渣档次/（g·t－1）1.2098.00浸出率/%96.9849.28
从表4可见，Au、Ag的化浸出率别离为96.98%，49.28%，与不加SD助浸剂化浸出比较，别离进步了1.01%和10.56%，其效果是十分显着的。
四、进步金、银化浸出率机理的讨论
文献［1］提出，碳酸氢铵是一种易溶于水的弱碱性化合物，在化浸出矿浆中参加NH4HCO3，除起到化维护碱的效果外，还与矿浆中的有害元素发生一系列的化学反应。
当矿浆中的铜较高时，部分铜将被溶解进入溶液，并与矿浆中的CN－、OH－构成铜的化络合物，其反应式如下：
2Cu2＋＋7CN－＋2OH－→2Cu（CN）32－＋CNO－＋H2O
当化矿浆中参加性化合物后，则构成混合配位络离子［Cu（CN）3·（NH3）3］2－，该类混合配位络离子具有较强的溶金才能，其反应式如下：
4Au0＋4[Cu（CN）3·（NH3）3]2－＋O2＋2H2O→4Cu（CN）2－＋4Cu（CN）＋12NH3＋4OH－
因此，在化浸出时，关于含铜矿样参加碳酸氢铵，不光能进步金的浸出率，并可下降的用量。
文献［2］指出，当金精矿中铅含量小于1%时，不影响、乃至有利于金的浸出，当铅含量大于1%时，可使金的化浸出下降，用量添加。关于含高铅金精矿，当引进碳酸根时，可使铅以碳酸盐的方式存在，减小了铅对化浸出的影响，因此参加碳酸氢铵，关于含高铅金精矿化浸金是有利的。
文献［3］指出，在金精矿中一般含有一一量的磁黄铁矿。磁黄铁矿中含有一个可溶的流，在化浸出时，易构成很多的SO42－、SCN－等构成的化合物，耗费很多的氧和CN－，因为溶液中氧和根的下降，直接影响金的浸出率。别的，因为硫化物的溶解，在金矿藏表面上或许构成硫化物、砷化物和铁的化合物等钝化膜。在化矿浆中参加SD助浸剂可起到供氧和除掉金矿藏表面钝化膜的效果，有利于金的化浸出。
五、渣的归纳收回使用
含高铜、高铅金精矿通过化浸金、银后，其化浸渣中含有Cu、Pb、S等有价元素，可按图1所示工艺流程进行归纳收回使用。图1 渣归纳使用工艺流程
生产实践标明，上述工艺流程是可行的，渣中的有价元素都得到收回使用，其经济效益和社会效益是十分显着的。
六、结语
（一）实验研讨标明，关于含高铜、高铅金精矿，选用CaO＋NH4HCO3调整剂并参加SD助浸剂进行化浸出，可有效地进步金、银的化浸出率。与惯例化法比较，金、银的化浸出率别离进步15.85%和30.44%。
（二）生产实践标明，化浸取金、银后的尾渣，选用浮选法选铅、焙烧—酸浸法收回S和Cu、酸浸渣制备水泥，完成了金精矿的一切组分的收回使用。
（三）该工艺办法操作简单易行，本钱低，已在国内黄金矿山、冶炼部分得到推广应用，取得了较好的经济效益和社会效应。
参考文献： [1]薛光，于永江。焙烧化工艺中选用新式组成调整剂的技能办法［P］.我国专利，O1103128.X.
[2]陆克源，于红。低铅金矿的脱铅技能，我国金矿研讨新进展［M］.北京：冶金工业出版社，1996。
［3］薛光，于永江。进步高硫金精矿金的化浸出率的实验研讨［J］.黄金,2004，25（9）：31～33。
高银含铜金精矿氰化技术
2019-02-11 14:05:38
浙江遂昌金矿挖掘贫硫化物石英脉型金矿，原矿中金含量9.7g/t，银含量高达242.96g/t，矿藏组成比较复杂，但仍归于易选矿石，金以中细颗粒居多。首要赋存于金银矿和银金矿中，需求细磨才干使金银矿藏单体解离。自1986年建成300t/d采选规划以来，靠单一浮选工艺，曩昔金精矿出售给富春江冶炼厂。为了完成就地产金，削减精矿运送丢失，加速资金周转，进步厂商效益，1989年建成化车间并投入出产。该矿金精矿化学组成见表1。
表1 浙江遂昌金矿金糟矿化学组成元素Au（g/t）Ag（g/t）CuPbZnFe含量（%）98.722984.770.370.612.00530.27元素SMnSiO2Al2O3CaOMgO含量（%）33.370.3323.856.890.4760.182
该矿在建厂前曾进行专门实验，但成果收支预料。众所周知，化法收回银一般收回率不高，而这次实验银收回率高达95.15%；其次精矿磨矿粒度到达－320目占77.60%金浸出率最高，过磨反而下降；要使银在化溶液中溶解，生成银络合物，有必要坚持较高的浓度，根浓度坚持在0.08%左右，耗量高达8.1kg/t。
在实验研讨基础上建成两浸两洗、锌粉置换、酸化法污水处理、金泥火法冶炼工艺流程，经多年出产实践其金银化收回率别离达97.15%与90.26%。取得极佳作用。其首要特色为：（1）高浓度根浸出加适度磨矿，即一320目占75%左右，一浸作业根浓度操控在0.08%～0.10%之间，二浸作业操控在0.06%－0.08%上下；（2）选用主动立式压滤机过滤浸渣，化尾渣即为硫精矿，含硫30%～35%就近出售给化工厂制酸；（3）该矿地处江南水乡，人口稠密，水系兴旺，若选用普通圆筒型过滤机，其滤饼含水将高达20%，硫精矿外运需求通过几个村庄。车箱密封不严必定散落，将会对环境形成严峻污染，但选用主动立式压滤机后滤饼水份降至8%～10%。呈干饼情况，契合环保要求。
一般以为。金精含铜档次大于1%时采纳化工艺是不经济的，首要原因是铜矿藏会很多耗费。然后影响金的浸出率；一起，因为铜矿藏在浸出过程中很多被溶解而使铜无法得到有用收回。铜矿藏在溶液中的溶解度见表2。但是。广东高要河台金矿在金精中却很好处理了这个问题。该矿挖掘含金蚀变糜棱岩型矿床，表8铜矿藏在0.099% NaCN溶液中的溶解度矿石中含铜档次0.2%～0.3%。矿石浮选后得金精矿，1998年前悉数销往冶炼厂。因为冶炼厂压水份、压档次与延迟返还货款以及长途运送和损耗等原因。厂商经营情况一向被迫。为了改动这种相貌并完成就地产金于1998年展开金精矿化项目技术改造，含铜精矿多元素分析见表3。其间氧化铜相对含量仅9.01%，其他为硫化物，在惯例化浸出实验中即运用碱作了预处理。耗量仍l2kg/t。金浸出率96%，比较抱负。为了下降耗量。该矿工程技术人员作了深化探究与研讨，通过多年尽力采纳某种特殊办法，使耗量降至8kg/t。
表2 铜矿藏在0.099% NaCN溶液中的溶解度矿藏称号分子式铜溶解率（%）23℃45℃金属铜
蓝铜矿
赤铜矿
硅孔雀石
辉铜矿
黄铜矿
斑铜矿
孔雀石
硫砷铜矿
黝铜矿Cu
2CuCO3·Cu（OH）2
Cu2O
CuSiO3
Cu2S
CuFeS
FeS·2Cu2S·CuS
CuCO3·Cu（OH）2
3CuS·As2S5
4Cu2S·SB2S390.0
94.5
85.5
11.8
90.2
5.6
70.0
90.2
65.8
21.9100.0
100.0
100.0
15.7
100.0
8.2
100.0
100.0
75.1
13.7
表3 河台金矿金精矿多元素分析成果元素Au（g/t）Ag（g/t）CuPbZnFeS含量（%）96.034.04.70.0380.1020.2114.08元素NiMgOAl2O3CaOSiOCaOC含量（%）0.0490.020.898.9544.920.660.34 为了持续下降耗量并进行改造，原化流程为增加浸出时刻采纳边磨边浸。将化贫液回来再磨作业，浸渣尾矿档次偏高，改造时采纳如下办法：一撤销边磨边浸流程，贫液不再回来再磨作业，而回来浸出矿浆中；二是磨前增加石灰，将矿浆操控pH=9左右；三是进步再磨细度，使-400目占90%以上，依然采纳二浸二洗流程，耗量由8.01kg/t降至4.59kg/t的正常水平。金浸出率再进步1.27%。达98.43%。该矿金精矿化工艺为这类金矿闯出一条新路。 但是，含铜金精矿处理办法按含铜量凹凸区分，基本规律是铜含量越高金浸出率越低，惯例化答应含铜量在1%以下；含铜在1%～6%时，即要采纳特殊办法才干到达惯例目标；含铜大于6%时，如长白山一带的小西南岔、珲春金铜矿以及长江中下游的鸡冠嘴、鸡笼山、桃花嘴等金矿，其铜档次较高，金精矿销往冶炼厂。其间如鸡冠嘴金矿原矿档次金2.74 g/t、铜1.595%、铁40.82%、硫l6.53%。还伴生有Ag、Mo、Se、Ni等元素。但珲春金铜矿的金精矿化浸出实验，铜档次达l2.5%，惯例化时金浸出率仅43.64%。但脱药后选用一混合液炭浸法，可使金浸出率进步至93.43%。是否建厂出产则不详。
电解铅、粗铅、还原铅、再生铅、铅精矿的区别
2018-12-19 09:49:44
1号电解铅 :Pb含量不小于99.994% ；
2号铅: Pb含量不小于99.99%；
粗铅: 硫化铅矿氧化脱硫-去渣-粗铅.粗铅Pb纯度在96%-98%；
还原铅：以废铅做原料，重新回炉冶炼而得，PB含量通常在96%~98%左右，也可做为生产电解铅的原料。 再生铅：蓄电池用铅量在铅的消费中占很大比例，因此废旧蓄电池是再生铅的主要原料。有的国家再生铅量占总产铅量的一半以上。 再生铅主要用火法生产。例如,处理废蓄电池时,通常配以8～15%的碎焦，5～10%的铁屑和适量的石灰、苏打等熔剂，在反射炉或其他炉中熔炼成粗铅。
铅精矿：矿石经过经济合理的选矿流程选别后，其主要有用组分富集，成为精矿，它是选矿厂的最终产品。精矿中主要有用组分的含量称精矿品位。精矿品位有的以重量百分比（如铜、铜、锌等）表示，有的以重量比（如金矿以克／吨）表示。它是反映精矿质量的指标，也是制定选矿工艺流程的一项参数。
含铜、铅、砷金精矿焙烧氰化法提取金、银、铜、铅新工艺方法的试验研究
2019-02-21 08:58:48
现在国内从含铜、铅金精矿中提取金、银一般选用焙烧化法。该工艺不光能够有效地提取金、银，还可归纳收回硫和铜。但关于铅、砷的含量要求比较严厉，因为铅在工艺过程中以硫酸铅的方式存在于酸浸渣中，除添加化浸出本钱外，还直接影响金、银的化浸出率。为此怎么从酸浸渣中收回铅，一直是人们十分重视的课题。
据材料介绍，从焙烧化工艺中的酸浸渣收回铅有两种途径：1.矿浆电解法、2.湿法除铅法。因为矿浆电解法设备出资大，本钱较高，技能办法没有老练，所以湿法除铅仍是现在待挑选的工艺办法之一。
本文在前人作业的基础上，拟定了一个从铜、铅金精矿中，选用焙烧化法归纳收回金、银、铜、铅的新工艺办法，该法是在矿样中参加一定量的NaOH，Na2S混合添加剂进行焙烧。焙烧渣经稀硫酸浸铜后在常温条件下，用25%NaCl的弱酸性溶液浸取铅.然后以化法提取金、银。实验标明，该法不光归纳收回铜、铅、硫、下降化浸出本钱，进步金、银的化浸出率，且答应较高砷含量的存在，拓宽了矿源的运用规模，具有较大的经济效益和社会效益。
一、矿样性质
本实验选用的矿样是由河南华夏黄金冶炼厂供给。矿藏成分首要为黄铁矿、砷黄铁矿、黄铜矿、方铅矿、闪锌矿等硫化矿藏，金、银则以类质同象散布在硫化矿藏中。经分析测定，矿样的首要化学成分见表1。
从表1可见，矿样中除含有金、银外，铜、铅、硫含量均较高，别的还含有一定量的砷，该矿样归于难处理金、银精矿类型，选用现行的焙烧化法是难以获得较高的金、银化浸出率和到达归纳收回有价元素的意图。
二、直接化浸出实验
选用直接化浸出法对该矿样进行浸出，其浸出条件；浓度：0.5% ，液固比：2：1浸出液PH＞11(石灰调理)，浸出时刻：42h，浸出成果见表2。
表1 矿样的化学组成含量43.52423.361.130.536.631.00.40
注：Au、Ag单位为1×10-6
表2 直接化浸出成果原矿档次(1×10-6)41.5242.0渣档次(1×10-6)13.60224.4浸出率(%)67.237.20
从表2可见，在常温条件下进行化浸出，金、银的化浸出率较低，尤其是银的化浸出率更低，首要原因是矿样中的铜、砷含量较高，影响了金、银的化浸出，别的很多硫的存在，对微粒，超微粒的金、银发生包裹.使金、银的化反响难以进行。
三、焙烧化浸出实验
选用焙烧化浸出工艺对该矿样进行金、银的收回。焙烧条件：温度630℃，时刻60min。硫酸浸铜条件：硫酸浓度：2%，温度：7O－80℃，浸出时刻：2h。化浸出条件：浓度0.2%，液固比2.1，浸出液PH=9.5(碳酸钠调理)，浸出时刻：36h。实验成果见表3。
表3 焙烧化浸出成果原矿档次(1×10-6)41.5242.0渣档次(1×10-6)4.08178.4浸出率(%)90.1726.28
从表3可见，焙烧化法与惯例化法比较，可大大进步金、银化浸出率，但渣中的金、银含量依然较高，尤其是银，其浸出率仅为26.28%，大部分银未浸出。
四、加添加剂焙烧化浸出实验
笔者曾对金精矿焙烧化浸出工艺中进步银的收回率进行了研讨，也对含砷金精矿焙烧化浸出工艺进步金、银的收回率进行了讨论，本实验结合两种工艺办法的特色，选用Na0H+N aS混合添加剂对矿样进行焙烧化浸出实验，其工艺条件：混合添加剂(NaOH+NaS)用量别离为矿样量的0.5%，焙烧温度63O℃，焙烧时刻1h，硫酸溶液浸铜和酸浸渣化浸金、银的工艺条件与焙烧化浸出实验条件相同。实验成果见表4。
表4 加混合添加剂焙烧化浸出成果原矿档次(1×10-6)41.5242.0渣档次(1×10-6)2.2091浸出率(%)94.7062.39
从表4可见，在矿样中参加NaOH+Na2S混合添加剂进行焙烧化，可大大进步金、银的化浸出率，与焙烧化法比较，金、银的化浸出率别离进步了4.53%和36.11%。
五、从酸浸渣中浸铅实验
金精矿中的铅首要以方铅矿的方式存在，当矿样经高温焙烧，稀硫酸浸铜后，铅首要以硫酸铅存在于酸浸渣中。本文运用酸性氯化钠溶液溶解硫酸铅的性质，在常温条件下，以酸性氯化钠溶液进行浸取，则硫酸铅转化为可溶性的氯化络离子溶液.其反响式如下：
Pb2＋＋NaCl－→PbCln(n－2)－
在13℃时，当氯化钠浓度为300g/L，溶液中铅离子浓度可到达20g/L，进步氯化钠浓度有利于铅的浸取。当2O℃时，水中饱满氯化钠浓度为360g/L。本实验选用的工艺条件： NaCl浓度25%，液固比5：1，浸出液PH=2，浸出时刻4h，浸出温度：常温。其实验成果见表5。
表5 酸浸渣浸铅实验成果铅含量(%)2.200.19
从表5可见，依据实验成果计算出的铅浸出率为91.36%，盐浸渣中的金、银在化浸出时可选用CaO为的维护碱，盐浸液中的铅能够进行收回。
六、盐浸液中铅的收回
盐浸液中首要含有铅以及少数的铜、铁、锌等金属，选用下述工艺程序进行收回。
（一）碳酸钠沉积铅
在常温条件下在盐浸液中参加固体碳酸钠.调至溶液的PH=5，此刻铅的沉积率达9O%以上，铜、铁等金属也一起沉积，固液别离后滤液回来循环运用。
（二）硫酸溶液浸取铜
选用5%硫酸浸取铅沉积物，碳酸铅转化为硫酸铅，而铜、铁则构成硫酸盐转入溶液。固液别离后制得硫酸铅沉积，溶液中的铜进行收回。
（三）3碳酸氢铵转化
选用碳酸氢铵溶液浸取硫酸铅沉积，在碱性介质中硫酸铅转化成碳酸铅，固液别离后制得碳酸铅。
（四）硝酸溶液溶解碳酸铅
用硝酸溶液在常温条件下溶解碳酸铅，制备成溶液，以为质料可组成十余种化工产品，如红丹，黄丹，，等。
实验标明，关于含铅2%，铜O.6%的酸浸渣经上述工艺处理，可收回铜5kg，铅化工产品20kg。
七、比照实验
取两份矿样，1份按以下工艺办法处理：矿样加混合添加剂焙烧－硫酸浸铜－酸浸渣化浸出金、银(以、碳酸氢铵为PH调整剂)。另1份按以下工艺办法处理：矿样加混合添加剂焙烧－硫酸浸铜－酸浸渣浸铅－浸铅渣化浸金、银(以CaO为PH调整剂)。其实验成果见表6。
表6 比照实验成果元素AuAgAuAg矿样档次(1×10-6 )41.524241.5242渣档次(1×10-6)2.2O911.1856浸出率(%)94.7062.3997.1676.86
从表6可见，选用新工艺办法(除铅工艺)，关于金、银的化浸出是有利的，与未除铅工艺办法比较，其金、银的化浸出率别离进步了2.46%和14.47%。因为新工艺办法选用了廉价的CaO为PH调整剂，可大大下降化浸出的本钱，其经济效益和社会效益是明显的。
八、定论
（一）实验标明：选用参加混合剂(NaOH+Na2S)进行焙烧化浸出，可进步金、银的收回率，且答应焙烧质猜中较高含量砷的存在，拓宽了质料来历。
（二）实验标明，在常温条件下，选用氯化钠溶液(25%，PH=2)对酸浸渣进行浸取，铅的浸出率达91.36%。以此为质料可制备、等化工产品，其经济效益明显。
（三）实验标明，酸浸渣经浸铅后，再进行化，有利于金、银化浸出Au，Ag的化浸出率别离进步2.46%和14.47%。因为选用廉价的CaO作为PH的调整剂，大大下降了化浸出本钱，其经济效益和社会效益明显。
精矿杂质对铅冶炼的影响
2018-12-19 09:49:16
铅精矿中的杂质:铜:在精矿中呈含铜硫化物存在.在烧结焙烧温度下,反应为氧化铜,熔炼时还原为金属铜,进入粗铅,如粗铅含铜高(>2%)时,则需造冰铜,对铜进行回收,否则,熔炼时,铅,渣分离困难,且易堵塞虹吸道,造成处理困难,影响工人健康和铅的挥发损失大.铅产品中合铜量较高时易使铅变硬.故要求铅精矿中含铜量锌:在铅精矿中以硫化锌状态存在,焙烧时变成ZnO.在熔炼过程中不起化学变化,大部分进入炉渣,增加炉渣粘度,缩小铅液与炉渣比重差,而使二者分离困难,影响铅的回收率.部分ZnO可能凝结在炉壁上形成炉结,使操作困难.原料中含锌高时,会造成高铁炉渣,增加铅在渣中的损失.锌易使铅金属变硬不能压成薄片,并促使硫酸对铅的腐蚀性.因此要求铅精矿含锌不大于10%.砷:在精矿中以毒砂(FeAsS)及雄黄(As2S3)的状态存在,熔炼时,部分还原成As2O3而挥发进入烟气,形成极有害的大气环境污染.部分As进入粗铅和炉渣;粗铅中含As高时,需采用碱性精炼法除As,产出的浮渣中所含的Na3AsO4极易溶于水而污染水源,致使人畜中毒.砷易与铅形成合金,使铅硬化,故要求铅精矿中含砷不大于0.6%.氧化镁(MgO):熔点2800℃,增加炉渣熔点,且易使铁的氧化物在渣中溶解度降低,炉渣变粘,一般含MgO达3.5%,则故障频繁,因此希望铅精矿含MgO不大于2%.氧化铝(Al2O3):熔点2050℃,使炉渣熔点增高,粘度增大,特别是与ZnO结合成锌尖晶石(ZnO·Al2O3),在鼓风炉中系不熔物质,使炉渣熔点与粘度显著升高,故要求精矿中Al2O3不大于4%.
铅精矿银计价
