铅精矿价格是很多铅精矿企业关注的重点。    2010年7月12日讯，现货铅精矿价格今报14700-14900元/吨，上涨50元/吨。美股与欧元的反弹给伦敦金属市场带来不少乐观情绪，伦铅连续7日持稳，涨势虽微，但昨日已收高至1800美元以上。国内现货市场买气回温，部分贸易商报价持平，另一些贸易商则适当调高50元/吨左右出货。伦铅小幅攀升，但国内铅精矿价格上行压力较大，下游主动接货意愿依然较低，云南铅寡淡交投于14700-14750；品牌铅在14800。隔夜伦铅以1755开盘，最高1805美元/吨，最低1754，截至收盘报1775美元/吨，涨1%。LME总持仓96551手，增加290手。LME库存减少275吨，昨日报18.93万吨。    现货市场某铅贸易商说：“因为最近希望能多出点货，我们铅精矿价格还是持平在14700元/吨，和昨天一样。最近云南铅、金沙铅都有在出，每逢周末，成交量基本都会多少增加一些，今天出了170吨左右，还算不错。”但也有贸易商告诉我们：“前一阵我们这里的成交情况很好，很多老客户都选择了那时来采购。也许正因如此，这几天的成交量就减少了不少。今天云南铅铅精矿价格14750元/吨，也有一些厂家认为价格高了点，选择持币观望。”     宏观面：美国供应管理协会(ISM)周二公布,6月非制造业指数为53.8,预估为55.0,5月为55.4，数据令人失望，尽管读数在50以上。美国近日公布的经济数据表现疲弱明显拖累美元走势，昨日美元兑欧元下跌   至 6 周低点，美元兑日元也下跌至 7 个月以来的低点。美元走弱支持基本金属大幅反弹，但毕竟投资人担心全球经济增长前景，在需求没有好转，精铅仍供应过剩的背景下，伦铅最终冲高回落。      中国目前是全球第一大铅生产国，国内2009年达到273.5万吨，占全球产量约34%；此外，中国也是出口大国，2009年精炼铅出口量高达537092吨，同比增长18%。分析师则认为，国内铅精矿短缺量并不大，只是冶炼/精炼阶段存在盈利性瓶颈；减产只能在近期内使市场短缺。目前国内铅精矿供应明显增长。根据国家统计局提供的数据，国内前5个月精炼铅产量为109.27万吨，同比增长6.7%，5月份产量同比增长14.6%，铅精矿产量为28.45万吨，同比增长10.1%，5月份同比增长22.2%。    更多关于铅精矿价格的资讯，请登录上海有色网查询。

由于目前铅精矿被广泛地运用在各行各业，所以铅精矿价格也备受业内人士的关注。我们上海有色网是一家关于有色金属方面资讯的网站，我们希望您在关注铅精矿价格的同时也能多去我们的网站了解相关铅精矿价格的信息。铅是人类从铅锌矿石中提炼出来的较早的金属之一。它是最软的重金属，也是比重大的金属之一，具蓝灰色，硬度1.5，比重11.34，熔点327.4℃，沸点1750℃，展性良好，易与其他金属(如锌、锡、锑、砷等)制成合金。锌从铅锌矿石中提炼出来的金属较晚，是古代7种有色金属(铜、锡、铅、金、银、汞、锌)中最后的一种。锌金属具蓝白色，硬度2.0，熔点419.5℃，沸点911℃，加热至100～150℃时，具有良好压性，压延后比重7.19。锌能与多种有色金属制成合金或含锌合金，其中最主要的是锌与铜、锡、铅等组成的黄铜等，还可与铝、镁、铜等组成压铸合金。  铅精矿用途广泛，用于电气工业、机械工业、军事工业、冶金工业、化学工业、轻工业和医药业等领域。此外，铅金属在核工业、石油工业等部门也有较多的用途。以上是我们网站为各位用户简单地介绍有关铅精矿价格以及基本信息，希望您还能多多关注我们上海有色网的其他金属，我们能够为您提供最新的实时金属价格。

1970-2009年，世界铅精矿长期增长率为0.3%，2000-2009年年均递增2.2%，2009年为385.1万吨。西方国家铅精矿产量长期处于下降趋势，中国是世界铅精矿增长的主要力量。　　世界铅精矿的主要生产国有中国、澳大利亚、美国、秘鲁和墨西哥，2009年上述国家铅精矿产量在世界总产量中占到77%。 　　世界主要铅精矿生产企业有道朗公司（Doe Run）、必和必拓（BHP Billiton）、超达（Xstrata）、泰克资源公司（Teck Resources）等。2009年，世界前10家生产企业铅精矿产量在世界总产量中占到33.6%。世界主要铅矿山有美国的韦伯纳姆矿（Viburnum）铅锌矿、澳大利亚的坎宁顿（Cannington） 银铅锌矿和伊萨山（MountIsa） 铅锌矿、加拿大的红狗铅锌矿（Red Dog）等。2009年，世界前10大矿山的铅精矿产量在世界总产量中占到26.9%。 　　世界精铅的生产 　　世界精铅生产主要集中在亚洲、欧洲和美洲三大地区，2009年，这三大地区的精铅产量达到847.8万吨，占全球总产量的96.1%；其中亚洲占比达到55.5%。 　　二十世纪八十年代以前，世界精铅产量在西方产量的增长推动下上扬。1960-1980年间，世界精铅产量的年度增幅为2.7%，其中西方国家精铅产量增幅达到2.6%。九十年代以后，中国铅冶炼产能的迅速扩张，引导中国精铅产量迅猛增长，成为世界精铅产量增长的主力军； 同期，西方国家精铅产量维持在500万吨下方。1990-2009年间，世界精铅产量年度增幅为2.5%，其中西方国家的产量增幅仅为0.2%，而中国达到了13.5%。 　　亚洲在精铅生产方面与美洲、欧洲明显不同，前者以原生铅为主，而后两者以再生铅为主。2009年，亚洲再生铅产量占其总产量的比例为41.2%，低于世界平均水平的56.4%，欧洲、美洲再生铅产量在总产量中所占比重分别高达76.4%和81.2%。 　　分国别来看，精铅生产主要集中在中国和美国，2009年上述两国精铅产量为494.5万吨，占全球总量的56.1%。但两国的生产方式截然不同，中国以原生铅为主，美国以再生铅为主。2009年中国精铅产量为370.8万吨，其中再生铅为123.3万吨，所占比重为33.2%。美国2009年精铅产量为123.7万吨，其中再生铅所占比重高达91.4%。  (miki)

跟着钢铁工业的快速开展，现在铁矿石资源日趋严峻，一些杂乱铁矿资源正在被大力的开发运用。我国贮藏有很多的含砷铁矿，到1990年国内探明的含砷铁矿储量达18.8亿t。砷作为钢材中的有害元素，对钢材功能发作一系列不良影响。例如，含砷钢在正常轧制的工艺条件下，即氧化气氛中长时刻的高温加热，会呈现表面富集层，构成热加工表面龟裂。它在钢中偏析严峻，促进钢材带状安排的开展，下降钢的冲击韧性，易使钢在热加工进程中开裂。有特殊用处的钢，如石油钻杆钢、大型发电机转子钢、核工业用钢等，乃至要求不含砷。此外，砷及其化合物大都为剧毒物质，对含砷矿石的处理睬带来严峻的环境问题。进行含砷铁矿石脱砷研讨，关于下降砷在冶炼系统中的损害，完成含砷矿产资源的综合运用有着十分重要的含义。 理论分析及实验研讨标明，高炉炉渣及炼钢进程氧化均无法完成脱砷。铁水预处理脱砷本钱较高，合适作为深度脱砷手法，当铁水砷含量较高时，该办法显得并不经济，单纯依托预处理脱砷无法完成含砷铁矿有用运用。矿石中含砷化合物在高温下易分化气化，国内外冶金工作者运用这一特性，选用焙烧和烧结的办法做了很多矿石预处理脱砷的研讨，矿石中的砷含量得到了有用操控。与铁水预处理脱砷比较，气化脱砷具有本钱低价、处理规划大、工艺简略等特色，是开发运用含砷铁矿资源、下降钢材中砷含量的有用途径。 铁矿石气化脱砷工艺主要有球团脱砷、烧结脱砷、氯化脱砷。 球团脱砷：球团矿出产以煤为发热剂，出产温度较高，属弱氧化-复原性气氛，具有气化脱砷的根本条件，在合理的出产工艺条件下，可以取得较高的脱砷率。可是，矿石脱砷率与球团矿抗压强度之间却存在一些对立。例如，球团矿抗强度随氧体积分数添加而上升，矿石脱砷率却与氧体积分数成反比联络；球团矿抗强度与配煤量成正比，但若配煤量过大而导致复原性气氛太强，脱砷率反而下降。因而，怎么完成最大化脱砷一起又确保球团矿质量是该工艺的关键所在。 烧结脱砷：烧结矿出产规划较大，可以很多处理含砷铁矿石；焚烧层及冷却层料温很高，料层高温区停留时刻较长，含砷化合物可以充沛的分化；烧结机底部设有抽风设备，负压操作工艺更有利于砷化物分化气化。此外，烧结出产可选用不同矿石及质料调配运用，可供调理手法较多。但是，烧结脱砷除了上述优势外也具有一些缺陷。例如，现在烧结工艺遍及选用高碱度烧结，这将大大按捺烧结脱砷；烧结进程伴跟着一系列杂乱的物理化学变化，各个工艺参数联络严密、相互影响，模拟实验及工业实验都很难精确取得每个工艺参数对烧结脱砷的详细影响；此外，烧结进程归于“黑箱”模型，关于烧结脱砷机理的深入研讨存在很大难度。 氯化脱砷是在必定温度和气氛条件下，用氯化剂使矿藏质猜中的意图组分转为气相或凝集相的氯化物，以使意图组分别离富集的工艺进程。砷将以低沸点化合物氯化砷(AsCl3)方式气化，AsCl3在温度121.4℃时，蒸汽压即为105Pa，而As4O6分压到达105Pa，需求温度478.8℃，因而AsCl3在焙烧进程中更简单蒸发。此外，AsCl3在高温下不易被氧化，可以有用避免钙、铁等固态砷化物的生成，理论上具有大幅进步脱砷率的可能性。 影响铁矿石气化脱砷的要素有反响温度、反响气氛、矿石中的碱性氧化物和反响时刻等。 单质As熔点为300～320℃，沸点为550～600℃。As2S2等硫化砷熔点为300～320℃，沸点为550～600℃。FeAsS分化温度为510～530℃，FeAsO4分化温度为980～1050℃。跟着温度升高，As2S2、FeAsS、FeAsO4、As2O5等固相砷化物都将逐步分化。而Fe2As、FeAs、FeAs2安稳性则随温度升高而加强，但其仅在低硫势、低氧势的条件下存在。As2S2O气相系统，跟着温度升高，As2S2、As2S3安稳性大大下降，简单发作反响生成As4O6及SO2。 在氧化性气氛下砷化物将以As4O6方式气化，但若氧势过高则简单发作反响，构成As2O5、FeAsO4固相产品而下降脱砷率。 在氧化性气氛下，As4O6可以与CaO等碱性氧化物发作反响生成安稳的盐而下降脱砷率。 在混合气体流量为200L/h(空气∶氮气=1∶1)、焦粉配入量6%、反响温度1100℃的条件下，反响进行到3min时脱砷率已达90%以上，随时刻的延伸脱砷率持续添加；恒温时刻在8～15min内，脱砷率均达95%以上，且15min时脱砷率到达最大；恒温时刻大于15min后脱砷率添加不明显或反而下降。 跟着矿石的日趋贫化及资源的日渐干涸，加大对我国含砷铁矿的开发和运用契合我国国情和钢铁开展的需求，具有重要的现实含义。现在，经过选用合理的脱砷工艺，铁矿石中的砷质量分数得到必定操控，根本可以满意高炉出产要求。但进一步进步铁矿石脱砷率有必要研讨各个工艺条件下的脱砷机理，树立热力学、动力学理论，特别是进行含砷化合物在不同条件下固态-气态-固态转化机制相关研讨。此外，氧化砷、氯化砷、硫化砷等气化脱砷产品均属剧毒性气体，直接排放将带来严峻的环境问题。因而，铁矿石脱砷还应加强含砷废气的无害化处理及收回运用相关研讨。

铅精矿质量标准品级Pb质量分子数不小于 %杂质质量分子数不大于 %CuZnAsMgOAl2O3一级品701.240.21.02.0二级品651.550.31.52.5三级品552.060.41.53.0四级品452.570.62.04.0注：铅精矿中金、银为有价元素，应报分析数据；其他类型铅精矿的杂质要求由供需双方商定

铁精矿脱磷技术： 铁精矿中的磷杂质主要以磷灰石、胶磷矿形式存在，少量呈稀土磷酸盐矿物存在。虽然磷矿物的可浮性优于铁矿物，但二者的可浮性差别不大，因此一般尽可能采用磁选方法脱除粗粒嵌布的磷矿物，然后用反浮选脱除呈细粒嵌布的磷矿物。反浮选时一般加入大量水玻璃或适量淀粉以抑制铁矿物，用阴离子捕收剂浮选磷矿物，其适宜的pH值为10左右，并且矿浆加温有利于提高除磷效果。例如瑞典格兰耶斯贝里铁矿(Grangesberg)选厂和阿根廷耶巴公司(Hipasam)铁矿选厂等在工业上都采用了该工艺，铁精矿中的磷可分别从1%和0.45%降至0.016%和0.16%;我国包钢选厂铁精矿中的磷(稀土磷)从0.3%降至0.15%;梅山选厂铁精矿反浮选降磷试验结果表明，磷可从0.4%左右降至0.18%以下。虽然该方法是目前工业应用较多且简单的工艺，但一般浮磷泡沫中的铁损失较多，因此通常采用泡沫再经磁选回收再选的办法来减少铁份损失。 为了使磷矿物和硅质矿物一起脱除，可以采用在强碱性介质中(pH=11～12)、以淀粉作抑制剂、以Ca++作活化剂的阴离子捕收剂反浮选工艺。如娜威拉纳格鲁贝(RanaGrubery)公司对拉纳选厂的铁矿石进行了多种方案除磷工艺研究，最后认为采用该工艺的效果最佳，铁精矿品位可以提高至65%，含磷降至0.015%以下。 另外，对于微细粒嵌布的含磷弱磁性铁矿石，可以采用选择性絮凝脱泥-阴离子捕收剂(ca++活化)反浮选工艺同时除磷、硅等杂质，如对美国蒂尔登(Tilden)铁矿石采用该工艺进行了试验，结果证明，该工艺的除磷效果好于选择性絮凝脱泥-阳离子捕收剂反浮选工艺。

铅精矿是由主金属铅(Pb)、硫(S)和伴生元素Zn、Cu、Fe、As、Sb、Bi、Sn、Au、Ag以及脉石氧化物SiO2、CaO、MgO、A12O3等组成。为了保证冶金产品质量和获得较高的生产效率，避免有害杂质的影响，使生产能够顺利进行。

1、主金属含量不宜过低，通常要求大于40％。含量过低，对整个铅冶炼工艺来讲，单位物料产出的金属铅量减少，从而降低了生产效率。2、杂质铜含量不宜过高，通常要求小于1.5％。铜过高，烧结块中铜含量会相应升高，在鼓风炉还原熔炼过程中，所产生的锍量增加：一则使溶于锍中的主金属铅损失增加，二则易洗刷鼓风炉水套，缩短了水套使用寿命，并易造成冲炮等安全事故。另外，含铜太高，也易造成粗铅和电铅中铜含量超标。3、锌的硫化物和氧化物均有熔点高、粘度大的特点，特别是硫化锌。如含锌过高，则在熔炼时，这些锌的化合物进入熔渣和铅锍，会使它们熔点升高，粘度增大，密度差变小，分离困难。甚至因饱和在铅锍和熔渣之间析出形成横隔膜，严重影响鼓风炉炉况，妨碍熔体分离，故锌含量不宜过高，一般要小于5％。4、砷、锑等杂质含量也有严格的要求，通常要求As+Sb小于1.2％，如过高，则经配料烧结后，在鼓风炉中形成黄渣的量会增加，而且金属铅的流失量会相应增大，更严重的是会造成粗铅、阳极铅含砷、锑过高；此外在电解精炼过程中，使铅溶解速度变慢，并且阳极泥难以洗刷干净。这样既影响电流效率，又影响生产效率。 另外，MgO、Al2O3等杂质会影响鼓风炉渣型，故一般要求MgO<2％，Al2O3<4％。

柳州冶炼厂流态化炉焙烧锡精矿的高砷烟尘成分见表1。该厂本来用火法出产白砷，将此烟尘先压制成椭圆形团矿，天然枯燥后放于方形料篮里，吊入蒸馏炉内加热至600～700℃，炉内压力为-20～-30Pa，蒸馏8h，砷蒸发率80％～95％，产出纯度为96％的白砷，残渣含砷5%～8%。可是蒸馏车间内砷蒸气超支严峻，污染环境，因而展开湿法提取优质白砷的研讨。1987年11月，该法已完成了每周期投料50kg烟尘，日100kg白砷的半工业性实验，其准则流程见图1中。半工业性实验所用烟尘的化学成分和砷的物相分析见表2。  表1  柳州冶炼厂锡精矿焙烧烟尘的成分序号AsSnSbFeSPbZn1 235.94 48.858.16 3.713.36 4.189.45 6.181.07 1.025.52 4.321.12 0.22       首要设备    浸出槽        夹套加热的500L珐琅反应罐    真空吸滤盘    ￠1100mm ×（600＋100）mm    中和槽        规格与浸出槽相同    离子交换柱    ￠200mm ×3000mm，内有￠120mm ×3000mm的加热管。每柱可装45kg（湿基）树脂    列管蒸发器    不锈钢焊制，加热面程4m2，容积约800L    冷却结晶槽    规格与浸出槽相同    离心脱水机    SS-600型，用于白砷晶体脱水    远红外线加热炉   CB80-18型烘箱，主动控温80℃，用于白砷晶体烘干    首要技能条件：    浸出：两段热水浸出，液固比7：1。渣率66.57%，渣成分（%）为：4.81As，38.19Sn，3.04Sb，6.02Pb，1.65Zn，13.19Fe。    净化：因为浸出液PH＝5，已挨近中性，故省略中和作用，仅经过中和过滤，滤液清亮。操控必定温度，让中和滤液经过离子交换柱脱杂，随后进行活性炭脱色，以保证产品皎白度。    首要技能经济指标：    烟尘含砷    24.31%      砷浸出率    85.57%    白砷直收率   73.26%     白砷总回收率   80.03%    砷的平衡率   98.80%    产品：    白砷含As2O3大于99%，其间特级品（As2O3大于99.5%）占78.7%    湿法与火法产出的白砷质量比较列于表3。  图1  从含锡高砷烟尘湿法提取优质白砷的准则流程   表2  含锡高砷烟尘的化学成分和砷的物相分析成分AsSbSnPbZnFeSSiO2%24.312.1325.174.251.178.671.254.30砷的物相类别As2O3As2O3或盐%21.061.95成分CaAlMgMnCdCBiCuTiO2%1.420.420.280.390.0651.130.130.051.71砷的物 相类别硫化砷总砷理论浸出率%1.3024.3186.63表3  湿法与火法产出的白砷质量比较工艺类别烟尘 含砷 / %总产品中各级品占百分数/ %白度/ %浸出渣 含砷/ %特级品一级品二级品三级品四级品＞99.599.5~9999~9898~9797~95湿法工艺 电热回转窑法 电弧炉法 蒸馏炉法24.31 45~5778.7 4.1521.30 12.24  18.66  37.56  27.5980~100 65~855± 14~1795%~99% As2O3 （无白度和分级数据） 92%~95% As2O3 （无白度和分级数据）

从杂乱的金-砷原猜中收回金，在很大程度上取决于工艺进程开端阶段脱砷的彻底程度。真空热解法是从难处理的硫化物精矿中脱砷的最有发展前途的一种办法。    本文叙说了对西伯利亚某矿床的浮选精矿和重选精矿所作的工业实验成果。这些实验是在工业生产条件下，在接连工作的振荡式真空热解设备中进行的。该真空热解设备由哈萨克科学院选矿研究所、国立稀有金属科学研究所和中亚有色金属科学研究设计院一起研制成功的。    实验用的精矿组成如下：（%）               As        Fc        S       SiO2     CaO       A12O3      MgO     C    浮选精矿  1.8       6.50      5.09     45.54    0.28      12.66      -      16.7    重选精矿  15.9      35.66    32.44     8.52     0.71      1.78      1.0     4.85    浮选精矿的真空热解处理    浮选精矿的粒度组成（粒级、毫米）如下，%：+2.5-6.81；-2.5+1.6-5.5；-1.6+0.63-4.4，；-0.63+0.4-4.2；-0.4+0.315-15；-0.315+0.20-2.8；-0.2+0.16-4.6；-0.16+0.1-21.8；-0.1+0.063-21.7；-0.063+0.05-11.6；-0.05-15.1。    假比重为1.11克/厘米3（未散落的）和1.34克/厘米3（散落的），精矿真比重为2.72克/厘米3，天然堆角为48°。在温度为650~700℃和剩下气体压力为35~100毫米-柱条件下，曾进行了几回实验。该设备的昼夜处理才能动摇在1~8吨之间（表1）。 表1  浮选精矿的实验条件和成果给入的精矿分量公斤处理才能 公斤/小时压力 毫米柱物料温度 ℃得到的烧渣烧渣中含砷量 %砷的蒸发率 %公斤%27228.407069021378.300.2190.8032042.2010067025078.100.2887.8080971.505064063375.200.1792.6018280.706066014278.000.1892.2041333.003566032378.200.2290.40     烧渣的产率为给入精矿的78.2%，其间砷的含量为0.17~.28%。    烧渣的粒度组成（粒级，毫米）如下，%：  +0.63-1.8；-0.63+0.4-1.4；-0.4+0.315-1.2；-0.315+0.2-1.3；-0.2+0.16-2.2；-0.16+0.1-17.1；-0.1+0.063-36.9；-0.063+0.05-17.6；-0.05-20.5。    假比重为0.91克/厘米3，真比重为2.74克/厘米3，天然堆角为50°。    在真空热解进程中，精矿需通过-定程度的磨碎和疏松。处理浮选精矿时的物料平衡状况和砷在不同产品中的散布状况列于表2。    烟尘产率为给入的精矿的6.40%。烟尘中的砷含量动摇在0.5~3.7%之间。烟尘中砷含量增多的原因在于旋风收尘器中加热不行充沛和不均匀。    冷凝物的产率为3.2%，其间砷含量为48.1%，硫含量为13%，金含量为4克/吨。    因为真空热解设备中没有细粒的烟尘捕收设备，所以使冷凝物被烟尘（主要是含碳组分）严峻污染。    在给入物料和所核算的物料之间存在必定的差数，其主要原因是跟着排出的烟气带来的机械损失和精矿中存在其它易蒸发组分。烟气是在碳酸盐的分化和硫与碳的部分氧化进程中发生的。[next]    重选精矿的真空热解处理    重选精矿的粒度组成（粒级，毫米）如下，%：+2.5-4.95）；-2.5+1.6-1.47；-1.6+0.63-1.89；-0.63+0.4-3.27；-0.4+0.315-3.67；-0.315+0.2-12.17；-0.2+0.16-10.53；-0.16+0.1-29.17；-0.1+0.063-22.89；-0.063-9.99。    精矿的假比重为2.81克/厘米3，真比重为4.63克/厘米3，天然堆角为35°。    在温度为700℃和剩下气体压力为40~100毫米柱（5.33~13.33千帕），单位处理才能为2.2吨/昼夜•米2条件下，同处理了1109公斤的重选精矿。对精矿进行真空热处理脱砷时的物料平衡状况列于表2。 表2      用真空热解法处理精矿时，物料平衡和砷在各种产品中的散布产        品重    量砷含量%砷的散布率%公斤%浮    选    精    矿给入的精矿19901001.80100.00得到的烧渣156178.200.208.881号旋风收尘器烟尘1065.310.511.502号旋风收尘器烟尘130.653.771.363号旋风收尘器烟尘80.403.000.67冷凝物643.2148.1082.20总计175287.77-94.60重    选    精    矿给入的精矿1109100.0015.90100.00得到的浇渣76869.250.672.921号旋风收尘器烟尘9.50.8610.550.552号旋风收尘器烟尘13.51.228.300.643号旋风收尘器烟尘6.00.5411.200.38冷凝物*21419.3070.2085.20总计101191.20-89.70* -部分冷凝物掉入真空体系的管道中，所以成果有些偏低。     在温度为700℃，压力为100毫米柱和处理才能为3吨/昼夜的条件下处理重选精矿时，砷的蒸发率为97%。    烧渣产率为69.3%，其间的砷含量为0.67%。    烧渣的粒度组成（粒级，毫米）如下，%：+2.5-5.4；-2.5+1.6-4.0；-1.6+0.63-2.3；-0.63+0.4-5.9；-0.4+02-22.0；-0.2+0.16-12.5；-0.16+0.1-23.6；-0.1+0.063-15.6；-0.063-8.7。    在真空热解进程中，精矿的粒度没有明显变化。烧渣真比重增大到5克/厘米3，而假比重则从2.8克/厘米3下降到1.93克/厘米3。    冷凝物的产率为19.3%。它呈黄色粉末状。冷凝物中砷含量为70.2%，硫为28.7%。按其化学组成来说，这种冷凝物适当于雄黄。    在重选精矿的真空热解进程中，约99.8%的金仍留在烧渣中，0.2%的金转入烟尘之中，而冷凝物中仅有痕量的金。    电耗为400~500千瓦•小时/吨精矿。    所进行的工业实验标明，彻底有可能从含砷黄铁矿的金浮选精矿和重选精矿中取得适当高的砷蒸发率，并能得到适合于常规法处理的烧渣以及无毒的含砷冷凝物。

一、导言       跟着易浸金矿资源的日益干涸，含砷金矿的开发日益显出其重要性。含砷金矿一般皆归于难处理矿石，其资源的开发使用是世界性难题。砷黄铁矿（毒砂）、雌黄和雄黄是含砷金矿中首要的砷矿藏。砷黄铁矿是最常见的载金矿藏之一，常包裹有细涣散的微粒金，在此情况下，矿石既使进行超细磨也不能使金微粒完全解离。由此，含砷金矿的预处理工艺是当今黄金提取技能科技攻关的主导方向之一，其难点是金与神化物（首要成分是毒砂）以及黄铁矿的联系非常亲近，金往往以微细粒状况被包裹在其间，或存在于毒砂或黄铁矿的单个晶体之间。当金与毒砂共生时会生成黑色或黑褐色的表面膜掩盖在金的表面。上述现象导致在提金工艺中金的收回率很低。为了进步其收回率，有必要对矿石进行预处理以尽可能地脱除其间的砷，这是现在采金业中要点研讨的方向。       二、焙烧氧化预处理       焙烧氧化法是有色金属选冶中的传统工艺，也是处理含金硫化矿，特别是含炭质硫化矿最通用的牢靠办法。焙烧的意图是使硫化物分化以露出金粒，使砷、锑的硫化物呈氧化态蒸发掉、炭质物焚烧或失掉活性；使显微或亚显微细粒金相对富集，以便为下一步化浸金供给杰出的动力条件。焙烧是多相化学反响进程，其首要影响要素有：温度、反响物和生成物的物化性质（粒度、孔隙度、化学组成等）、气流运动特性、气相中氧的浓度等。温度的挑选和条件的操控尤为重要，故焙烧法对操作参数和给料成分非常灵敏，常构成过烧或欠烧，使焙砂的浸出率不高。传统的焙烧工艺在焙烧进程中会开释许多SO2、As2O3等有毒气体，严峻污染环境；炉气的收尘净化设备杂乱、操作费用高。但焙烧法简略、牢靠，并可归纳收回S、As等元素的长处使入乐此不疲。为了处理欠烧、过烧及环境污染等缺陷，多年来．科技作业者不断研讨探究，使焙烧工艺和设备不断完善和开展。就设备而言，从单膛炉开展到多膛炉，由固定床开展到流态化欢腾焙烧。昆明理工大学矿业工程黄金课题组研发了多段控温、制粒内热焙烧体系，取得杰出作用；工艺方面，由一段开展到两段或多段焙烧，由空气到富氧焙烧。此外，在传统工艺的基础上，开展了加盐固硫、砷焙烧法，处理了硫、砷氧化物逸出构成环境污染的问题，减轻了尾气净化及除尘担负。氧化与硫酸化焙烧、复原焙烧、氧化焙烧及加盐焙烧等是近年来在传统焙烧法基础上开展起来的一些新式焙烧工艺。这些办法除了具有传统焙烧工艺某些特征外，都具有各自的特征。       氧化和硫酸化焙烧广泛用于处理Fe、Cu、Cu－Ni、Co、Mn、Zn、Sb等硫化矿，使重金属转变为易溶的金属氧化物或硫酸盐，使铁变成难溶的氧化铁，使炭质物焚烧As、Sb、Se、Pb呈气态氧化物蒸发。经过焙烧金的提取率大为进步。       加盐焙烧是针对含S、As较高的金矿用传统焙烧工艺环境污染大、尾气净化担负重的问题而开展的技能，是在焙烧物猜中参加适量的无机盐混合焙烧，以到达固化S、As的意图，常用的盐类为Na2CO3/NaHCO3和钙盐（CaCl2，Ca（OH）2）。       氧化焙烧虽是一种老练的工业办法，且脱As作用较好，但焙烧进程生成As2O3和SO2（含As2O3时难以制硫酸），构成严峻的环境污染。并且焙烧还生成不蒸发的盐及砷化物，使As不能完全脱除。Au被易熔的Fe和As的化合物包裹而钝化，化处理含Fe焙砂时也达不到高的收回率，要溶解钝化膜需求进行碱性或酸性浸出，再磨碎、浮选等附加作业。用氧化焙烧法虽可进步Au的收回率，但在工业上不易完成。由此可见，该法在不远的将来，必将被其它办法所代替。       三、湿法化学预处理       （一）常压碱浸预处理       常压碱浸预处理是在常压下经过增加化学试剂对矿石的有关组分进行氧化和处理，其介质是碱性的。       对某含砷金精矿进行了常温、常压强化碱浸预处理的实验研讨，该金精矿中的多金属矿藏首要以金属硫化物为主，首要为黄铁矿、毒砂、斜方砷铁矿。实验选用物理与化学归纳别离办法，使用边磨边浸工艺，其主体设备选用塔式磨浸机对含砷金精矿进行超细磨，然后在常温、常压下使用强化预处理拌和槽进行强化碱浸预处理，然后脱砷、脱硫或使金与硫化物充沛化离，再进行化浸金，到达高效提金的意图。该办法具有环保、工艺简略、流程短、出资小等长处。       （二）常压酸处理       常压酸处理通常是只用过一硫酸对难浸矿石进行氧化处理。过一硫酸是一种氧化性比H2O2更强的氧化剂，在pH值较低时是安稳的，过一硫酸是经过在浓硫酸中参加H2O2取得的：   H2O2＋H2SO4（浓）＝H2SO5＋H2O       过一硫酸可氧化硫化矿，对砷黄铁矿氧化作用更佳，Lakshaanan（据G．V．Weert，1988）曾报导过用过一硫酸完成相似于水相氧化的作用。与传统焙烧和加压氧化法比较，其处理费用更低，尽管如此，该法却没有得到工业使用。       （三）湿法氯化法       水氯化法被用于含炭质金矿的直接提金，与提金不同的是，预处理所用的试剂不是，而是次氯酸盐、高价盐和铜盐以及氯化钠等。高价铁盐和铜盐是一系列硫化矿藏预浸出的抱负氧化剂。实验标明，高价铁盐浸出硫化物从难到易的次序为：辉钼矿、黄铁矿、镍黄铁矿、辉钻矿、闪锌矿、方铅矿、辉铜矿、磁黄铁矿；高价铜盐浸出硫化物从难到易的次序为：黄铁矿、黄铜矿、方铅矿、闪锌矿、辉铜矿。经过硫化物的分化，可使包裹的金粒得到开释，然后易于化浸出。       （四）HNO3分化法       使用HNO3氧化砷黄铁矿可使原猜中的硫化物充沛分化，然后使Au成倍地富集，这有利于Au的收回。前苏联用HNO3处理砷金矿，As和S被氧化成亚和硫酸，然后到达充沛化离包裹金的意图，浸出渣化提金收回率＞95%。该法酸耗0.18～0.6t，但通入氧气或空气可加快氧化进程，使HNO3耗量下降1/2～1/3。前苏联巴依可夫冶金研讨所曾用5%～10%HNO3在75～85℃、固－液比1∶7.5的常压条件下处理含Au黄铁矿及砷黄铁矿1小时，并通入氧气或空气，Fe98%、As97%和S92%溶解于溶液中，Au留于渣中，氧化提金收回率可达94%～96%，KCN单耗3～4kg/t精矿。工艺进程发生的有毒氧化氮气体经过吸收再生HNO3后回来作业。广东有色研讨院以此法处理新疆克拉玛依金矿酸耗量939kg/t。从HNO3氧化分化的一些目标能够看出，用该法处理后Au的浸出率高达95%以上。但该法的丧命缺陷就是酸耗太大，尽管用加压氧浸的办法可下降HNO3耗用量，但每吨矿仍需0.1～0.3t。HNO3需求在350℃下蒸馏再生，这在工业上难以完成，并且As不光得不到使用，还需固化处理，能够以为该法在工业上使用的可能性极小，除非Au的档次非常高，否则是不经济的。       （五）热压化学预处理       众所周知，在密闭容器中进行热压氧浸出可进步反响速度，在较短的时间内到达反响结尾。把热压氧浸出用于难浸矿石的预处理，可进步金的化率、下降耗，缺陷是设备的耐压耐腐蚀的要求很高，初期出资和生产成本都较高。热压氧化法首要用于预处理硫化矿和砷黄铁矿，依据介质环境的不同，分为热压氧酸浸和碱浸。热压氧酸浸可用于闪锌矿、黄铜矿、方铅矿、铜锌硫化矿、镍钴硫化矿、含金黄铁矿、砷黄铁矿的预处理；热压氧碱浸首要是指热压氧浸，其原理是一些金属阳离子能与构成可溶性的合作物，一起在热氧压条件下，许多S被氧化SO42－。       四、细菌氧化预处理       细菌预氧化的研讨适当活泼，早在20世纪60年代，前苏联在对砷金矿进行细菌浸出的作业中发现了新的溶解自养性氧化铁硫杆菌，使用这种耐砷的细菌分化砷黄铁矿及黄铁矿等，能使其包裹Au取得解离，作用机理和加压氧化进程完全一致，细菌起到催化氧化的作用。在细菌作用下，许多矿藏的分化氧化进程可加快几十倍，乃至几百倍。经浸出60～120小时，毒砂的氧化率可达80%～90%；对浸渣实施化处理时，小型实验结果标明，经生物氧化后化期间金浸出率进步30%～50%。细菌浸出一般在25～35℃常压下进行，用压缩空气向矿浆供氧并拌和以强化反响进程。细菌氧化及提金作业大致可分为：1、细菌培育基培育铁硫杆菌等，制备pH1.5～2.5的硫酸细菌浸液；2、细菌催化氧化脱除砷、硫；3、预处理所得渣再进行化（或用其它办法），提金预处理溶液用细菌活化后再使用。       中国科学院微生物研讨所关于细菌氧化法也做了多年的作业。1980年在广西平果上岭金矿进行了砷金精矿脱砷实验，精矿含As＜6%、固－液比1∶5、温度30～35℃、pH1.5～2.5、细菌数＞1085个/mL、拌和5～6昼夜（或多段浸出）、浸渣用HCl洗刷、脱砷率约90%，Au收回率＞90%。后来在新疆克拉玛依金矿也进行了相似研讨，取得了杰出作用。近年来人们关于细菌优选、培育及遗传繁衍等一系列研讨及砷金矿分化方面取得了可喜开展。从细菌氧化法的原理和工艺能够看出，该法具有设备简略、试剂耗费少等共同的长处，可是也存在着周期过长、As等有价元素得不到收回等缺陷。       五、其它预处理技能       （一）真空脱砷法。该法是根据在真空条件下，砷黄铁矿热分化时构成的产品As具有较大的蒸气压而蒸发的特征，是在真空条件下对砷金矿脱As的一种有用办法。在有黄铁矿存在时，加热时分出的S、As构成的硫化物或金属As，可用冷凝器堆积，扫除的气体不需求专门净化。       （二）蒸发熔炼法。该法脱As比较完全，技能经济目标好，处理才能大，能够处理冶炼厂的各种中间产品。我国湘西金矿对含金硫化锑矿的冶炼，选用低料柱鼓风炉蒸发熔炼再电解分金的工艺流程，Au和Sb的收回率别离约95%和93%，并可归纳收回Pb、Cu、Ni和Fe等金属。每100g黄金的冶炼加工费仅约30元。不过该法存在烟尘中含Au高的问题，且烟气带来的污染问题也较为严峻。       （三）离析焙烧法。将精矿进行死烧完全脱硫、砷，发生的高浓度烟气另行处理，产出的热焙砂配入必定量的复原剂和氯化剂进行离析，离析产品经选矿得到高档次精矿。       六、结语       高砷金矿预处理技能日益受到重视是黄金开发的必然趋势，并得到选矿界的广泛重视，取得了必定的开展。但是，含砷难处理金矿资源的特征是多种多样的，预处理技能的研讨有待于进一步深化与开展。在自主开发新技能、新工艺的一起，要加大科研投入，并不断学内外的先进技能，使用其经历使含砷难处理金矿资源的预处理技能到达工业化使用的腾跃式开展。

1)主金属含量不宜过低，通常要求大于40％。含量过低，对整个铅冶炼工艺来讲，单位物料产出的金属铅量减少，从而降低了生产效率。  (2)杂质铜含量不宜过高，通常要求小于1.5％。铜过高，烧结块中铜含量会相应升高，在鼓风炉还原熔炼过程中，所产生的锍量增加：一则使溶于锍中的主金属铅损失增加，二则易洗刷鼓风炉水套，缩短了水套使用寿命，并易造成冲炮等安全事故。另外，含铜太高，也易造成粗铅和电铅中铜含量超标。  (3)锌的硫化物和氧化物均有熔点高、粘度大的特点，特别是硫化锌。如含锌过高，则在熔炼时，这些锌的化合物进入熔渣和铅锍，会使它们熔点升高，粘度增大，密度差变小，分离困难。甚至因饱和在铅锍和熔渣之间析出形成横隔膜，严重影响鼓风炉炉况，妨碍熔体分离，故锌含量不宜过高，一般要小于5％。  (4)砷、锑等杂质含量也有严格的要求，通常要求As+Sb小于1.2％，如过高，则经配料烧结后，在鼓风炉中形成黄渣的量会增加，而且金属铅的流失量会相应增大，更严重的是会造成粗铅、阳极铅含砷、锑过高；此外在电解精炼过程中，使铅溶解速度变慢，并且阳极泥难以洗刷干净。这样既影响电流效率，又影响生产效率。  另外，MgO、Al2O3等杂质会影响鼓风炉渣型，故一般要求MgO<2％，Al2O3<4％。

一、埃尔印第欧铜矿的砷收回       1981～2003年，智利埃尔印第欧（El Indio）铜矿一向选用焙烧法收回（As2O3），从而使铜精矿更适合作铜冶炼厂的熔炼物料。该矿山的脱砷处理流程，见图1。  图1  埃尔印第欧（El Indio）矿的砷处理工艺       3台焙烧炉均是由14个炉膛直径为6.5m的Nicols Herreshoff设备构成。每台焙烧炉都经过称量皮带和焙烧炉顶部的双密封闸板设备加料，加料速度为6.5～7t/h。在上部的6个炉膛中，喷入空气，以构成弱氧化气氛，从而在砷和硫之间发生放热反应。焙烧炉内温度散布维持在630℃～720℃之间。在下部炉膛（7至14）中，气氛坚持为强复原状况，发生烟化的As2S3和Sb2S3以及元素硫。焙砂经过格栅排走，在水套螺旋运输机中冷却，经潮湿处理并贮存在密封仓中，再用货车运至当地铜冶炼厂或经过港口输往其他铜冶炼厂。       砷、锑的焙烧提取率大约为95%和45%，还有大约42%的硫含量被留在焙砂中。详细数据，见表1。   表1  埃尔印第欧（EI Indio）焙烧炉的As、Sb和S的提取率（%）元素物料焙烧提取率As7.20.4894.5Sb0.540.3644.5S34.424.942.4                                             烟气经过旋风收尘器收回，然后再抽入燃烧室。在燃烧室中参加空气，以便在750℃时将硫化砷、硫化锑和元素硫转化成氧化物。这些烟气在换热器中冷却至大约350℃。烟尘中的As2O3和Sb2O3则经过静电收尘器脱除。捕集的烟尘用静电收尘器底部的机械运至物料贮仓中，然后喷水潮湿后用货车输往商场。静电收尘器中排出的烟气进一步冷却至120℃，再用布袋收尘器收回烟气中提高的，然后包装出售给美国的化工厂。过滤后的无害烟气经过间隔工厂大约100m的烟囱排入大气中。       1997年，该矿山安装了一台湿式洗刷器，进一步脱除烟气中的微量As2O3及颗粒物质。研讨标明，当布袋收尘器充分发挥功率（为80%至96%）时，砷的收回率可从95%添加至98%左右。       二、埃尔特尼恩特处理厂的砷处理工艺       该厂处理Caletones铜冶炼厂经过静电收尘器搜集的冶炼烟尘。该烟尘的化学成分，见表2。   表2  埃尔特尼恩特厂取得的烟尘化学成份CuTCu insolAsTFeTBiTAs（m）As（v）Fe3＋MoSb24.013.06.83.80.556.50.33.40.91.5                                               取得烟尘物料后先用埃尔特尼恩特（El Teniente）厂富含H2SO4的溶液制成浆，再用专用货车输送至埃尔特尼恩特厂的专用出产线进行处理。详细的处理工艺分为三个阶段：       （一）酸浸：在这一阶段、烟尘泥浆在室温下用硫酸浸出15分钟，提取铜和砷。浸出溶液转入砷的堆积处理阶段。       （二）浸出收回铋：第一阶段的固体物质用含NaCl（150g/L）的H2SO4溶液（40g/L）浸出60分钟，液固比为1.5∶1。然后，浸出泥浆送至稠密机，从溢流液中收回铋、铜、砷和其它金属。固体物质在另一台稠密机上用硫酸和SX工厂的溶液洗刷，然后再循环至冶炼厂。假如经济条件答应，铋能够从溶液中收回。假如经济条件不答应，就将铋混合在第一次溶液中，再作进一步的处理。       （三）砷堆积：没有收回铋时，向两台稠密机别离出的溢流液中参加H2O2（12L/m3）、将As（＋3）氧化成As（＋5），再参加NaOH将pH值调理至3，然后参加硫酸铁将砷堆积成铁。处理后的溢流液再送至溶剂萃取厂提取铜。含有铁和铋的固体物质则作为废渣填埋。       此外，硫酸厂产出的含砷排放物则在排放物处理厂处理。将溶液进行中和，砷以亚钙和钙的方式沉积，经焙烧产出安稳产品Ca3（AsO4）2。       三、丘基卡马塔冶炼厂处理含砷烟尘的工艺       丘基卡马塔（Chuquicamata）冶炼厂也在湿法冶炼车间处理来自铜冶炼厂的烟尘，经过浸出工艺收回铜及残留物中的砷。砷在现场以铁的方式沉积，见图2。  图2  丘基卡马塔冶炼厂脱除含砷烟尘的工艺       此外，丘基卡马塔冶炼厂还将出产硫酸发生的排放物pH值中和至12，使砷以亚钙CaAsO2（OH）的方式沉积。然后将泥浆输送至稠密机，经处理pH值为12的干清水溢流回来工业水体系，固体物质经过滤限制取得滤饼（50，000m3/a）。滤饼含3%～6%的砷及30%～45%H2O，然后用专用货车运至渣场填埋、智利Paipote、Chagres和Altonorte冶炼厂炼铜脱砷运用的也是这一工艺。       四、波特雷里约斯冶炼厂的脱砷工艺       波特雷里约斯（Potrerillos）冶炼厂所属硫酸厂的排放物（30m3/h）含有26g/L H＋和10g/L的砷。处理时先用石灰浆将其pH值中和至11，砷以亚钙和钙的方式沉积。泥浆增厚，底流过滤，含水份40%的滤饼（4t/h）送去作进一步处理。将含砷100ppm的溢流pH值进一步中和至8，砷作为铁沉积。详细的工艺流程，见图3。  图3  波特雷里约斯（Potrerillos）厂的脱砷工艺       然后，将泥浆送至另一台稠密机，底流过滤，溢流经过一台砂滤机，以取得含砷小于1mg/L的排放物。

从杂乱的金-砷原猜中收回金，在很大程度上取决于工艺进程开端阶段脱砷的彻底程度。真空热解法是从难处理的硫化物精矿中脱砷的最有发展前途的一种办法。     本文叙说了对西伯利亚某矿床的浮选精矿和重选精矿所作的工业实验成果。这些实验是在工业生产条件下，在接连工作的振荡式真空热解设备中进行的。该真空热解设备由哈萨克科学院选矿研究所、国立稀有金属科学研究所和中亚有色金属科学研究设计院一起研制成功的。     实验用的精矿组成如下：（%）                                             As       Fc         S          SiO2         CaO      A1O3     MgO     C     浮选精矿                 1.8       6.50      5.09      45.54         0.28      12.66           -      16.7     重选精矿                15.9      35.66    32.44     8.52          0.71      1.78          1.0     4.85     浮选精矿的真空热解处理     浮选精矿的粒度组成（粒级、毫米）如下，%：+2.5-6.81；-2.5+1.6-5.5；-1.6+0.63-4.4，；-0.63+0.4-4.2；-0.4+0.315-15；-0.315+0.20-2.8；-0.2+0.16-4.6；-0.16+0.1-21.8；-0.1+0.063-21.7；-0.063+0.05-11.6；-0.05-15.1。 假比重为1.11克/厘米3（未散落的）和1.34克/厘米3（散落的），精矿真比重为2.72克/厘米3，天然堆角为48°。在温度为650~700℃和剩下气体压力为35~100毫米-柱条件下，曾进行了几回实验。该设备的昼夜处理才能动摇在1~8吨之间（表1）。 烧渣的产率为给入精矿的78.2%，其间砷的含量为0.17~.28%。 烧渣的粒度组成（粒级，毫米）如下，%：  +0.63-1.8；-0.63+0.4-1.4；-0.4+0.315-1.2；-0.315+0.2-1.3；-0.2+0.16-2.2；-0.16+0.1-17.1；-0.1+0.063-36.9；-0.063+0.05-17.6；-0.05-20.5。 假比重为0.91克/厘米3，真比重为2.74克/厘米3，天然堆角为50°。 在真空热解进程中，精矿需通过必定程度的磨碎和疏松。处理浮选精矿时的物料平衡状况和砷在不同产品中的散布状况列于表2。

稀土精矿球团经电弧炉、矿热炉脱铁除磷制备稀土精矿渣，是冶炼合格稀土硅铁合金的重要环节。下面重点介绍电弧炉脱铁除磷制备稀土精矿渣，的工艺和原理。     稀土精矿球团电弧炉脱铁除磷的工艺  利用电弧炉进行稀土精矿脱铁除磷制备稀土精矿渣，具有工艺简单、操作便利、设备利用率高等优点，因而在工业生产中采用。其工艺流程如图1所示。所用设备为冶炼稀土硅铁合金的电弧炉，渣铁罐为耐高温铸铁件。罐内渣铁经过8h以上的静止冷却，即可完全分离，注意不可将高磷铁混入渣中。

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

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

烟尘产率为给入的精矿的6.40%。烟尘中的砷含量动摇在0.5~3.7%之间。烟尘中砷含量增多的原因在于旋风收尘器中加热不行充沛和不均匀。 冷凝物的产率为3.2%，其间砷含量为48.1%，硫含量为13%，金含量为4克/吨。 因为真空热解设备中没有细粒的烟尘捕收设备，所以使冷凝物被烟尘（主要是含碳组分）严峻污染。 在给入物料和所核算的物料之间存在-定的差数，其主要原因是跟着排出的烟气带来的机械损失和精矿中存在其它易蒸发组分。烟气是在碳酸盐的分化和硫与碳的部分氧化过程中发生的。 重选精矿的真空热解处理 重选精矿的粒度组成（粒级，毫米）如下，%：+2.5-4.95）；-2.5+1.6-1.47；-1.6+0.63-1.89；-0.63+0.4-3.27；-0.4+0.315-3.67；-0.315+0.2-12.17；-0.2+0.16-10.53；-0.16+0.1-29.17；-0.1+0.063-22.89；-0.063-9.99。     精矿的假比重为2.81克/厘米3，真比重为4.63克/厘米3，天然堆角为35°。     在温度为700℃和剩下气体压力为40~100毫米柱（5.33~13.33千帕），单位处理才能为2.2吨/昼夜·米2条件下，同处理了1109公斤的重选精矿。对精矿进行真空热处理脱砷时的物料平衡状况列于表2。     在温度为700℃，压力为100毫米柱和处理才能为3吨/昼夜的条件下处理重选精矿时，砷的蒸发率为97%。     烧渣产率为69.3%，其间的砷含量为0.67%。     烧渣的粒度组成（粒级，毫米）如下，%：+2.5-5.4；-2.5+1.6-4.0；-1.6+0.63-2.3；-0.63+0.4-5.9；-0.4+02-22.0；-0.2+0.16-12.5；-0.16+0.1-23.6；-0.1+0.063-15.6；-0.063-8.7。     在真空热解过程中，精矿的粒度没有明显变化。烧渣真比重增大到5克/厘米3，而假比重则从2.8克/厘米3下降到1.93克/厘米3。     冷凝物的产率为19.3%。它呈黄色粉末状。冷凝物中砷含量为70.2%，硫为28.7%。按其化学组成来说，这种冷凝物适当于雄黄（AszSD）。     在重选精矿的真空热解过程中，约99.8%的金仍留在烧渣中，0.2%的金转入烟尘之中，而冷凝物中仅有痕量的金。     电耗为400~500千瓦·小时/吨精矿。    所进行的工业实验标明，彻底有可能从含砷黄铁矿的金浮选精矿和重选精矿中取得适当高的砷蒸发率，并能得到适合于常规法处理的烧渣以及无毒的含砷冷凝物。

原生金-砷矿石含有1~2%到10~12%的砷黄铁矿。在其他硫化物中，实际上常常有黄铁矿，有时还有磁黄铁矿。在很少情况下，矿藏中不含微粒金。这类矿石能够用化法或许先浮选然后对浮选精矿进行化的办法处理。矿石中大部分金常常呈微粒涣散状包裹在硫化物中。对这类矿石能够进行混合浮选，选出金-砷精矿或许金-砷-黄铁矿精矿。精矿进行焙烧，焙烧渣用化法处理或送冶炼厂冶炼。在焙烧进程中得到含砷的产品。可是，现在对这类产品的需求量不大。假如混合浮选后不能得到抛弃尾矿，那么可对浮选尾矿进行化或许对原矿进行化，而含金硫化物则用浮选法从化尾矿中收回。 浮选金-砷矿石时，有必要对已知的办法进行实验，即分段浮选，矿砂和矿泥别离浮选、在苏打介质中进行浮选等，以便改进金-砷矿石浮选进程的各项目标。浮选砷黄铁矿时，有必要往矿浆中加氧。磨矿进程中构成的碎铁可作为氧的吸收剂。当存在苏打灰时，铁的氧化和吸收氧进行得较慢。所以，在拟定浮选条件时，应当对磨矿机中增加的苏审察(耗量为1~2公斤/吨)进行实验，以便使磨矿机排矿中pH值到达10~10.2，然后在浮选时使其降到8.5~8.8。以硫酸铜作为活化剂是很有利的，其用量为100~200。克/吨。这种药剂应加在扫选中。在单个情况下，金和砷的收回率会跟着矿浆同捕收剂拌和时刻的增加(达20~30分钟)而进步。 有时，选用优先浮选分选出含金的黄铁矿精矿和砷精矿，或许单-的金-黄铁矿精矿是适宜的。假如黄铁矿精矿和砷精矿中的金是用不同办法进行收回或许需得到高晶位的砷精矿时，独自选出黄铁矿精矿和砷精矿是合算的。在下列情况下能够只选出单-的金-黄铁矿精矿： 当浮选尾矿符合抛弃金档次的要求，而砷又无工业价值时; 浮选尾矿中的金与黄铁矿精矿中的金不相同，它能够用化法收回时。 运用石灰或许在石灰介质顶用空气进行氧化，用软锰矿和按捺砷黄铁矿，可使黄铁矿与砷黄铁矿别离。在许多情况下，氧化剂的作用取决于氧化剂运用准则的拟定和遵守得怎么。氧化剂的用量过大，与矿浆触摸时刻过长都会引起砷黄铁矿的活化。 浮选泥质矿石和含碳矿石时的困难很大。矿泥中一般有含碳物质、各种页岩和碳酸盐。在浮选硫化物时，这些组分会进入精矿中，然后进步了精矿的产率和下降精矿质量。此外，矿泥能吸收浮选药剂并阻止硫化物的浮选。为了研讨泥质矿石，首要有必要断定矿石中的含金性并依据其质量能够实验下列办法： 矿石及其加工产品(粗选尾矿、中间产品、扫选精矿)的脱泥。假如有必要，别离后的矿泥应进行吸附化处理; 运用不同药剂(KMLI，IIAA，染料，淀粉等)按捺粗选、扫选或精选作业中的矿泥浮游; 浮选并用药剂处理矿砂部分。 含微粒浸染金的砷黄铁矿精矿和黄铁矿-砷黄铁矿精矿的工业运用问题，现在还未取得处理。因为对砷的各种化合物的需求量有限和这些化合物的毒性大，所以这个问题很难处理。 砷是火法冶金进程中的有害组分，所以送到冶炼厂中的精矿;对其间砷的含量有严厉的约束。 国外出产实践中，遍及选用对金-砷精矿进行焙烧，然后用化法处理焙砂。选用这一办法时，需求细心地从气相中捕收砷，假如砷产品的销路欠安时，还需求花贵重费用将其储存或埋藏起来。最好是选用两段焙烧：I段焙烧的温度为500~580C，并给入少数的空气，Ⅱ段焙烧温度为600~620并给入很多空气。只要这样，焙烧时才干不致生成易熔化合物，且能得到孔隙性杰出的焙砂。焙砂中的砷档次不该超越1~1.5%。假如在较高的温度下和给入过量的空气条件下进行一段焙烧，那将会因生成不易蒸发的盐(例如铁FeAsO4)而进步焙砂中的砷档次。盐会掩盖金的表面，阻止金在化进程中的溶解。对含有雄黄(AsS)和雌黄(As2S3)的物料进行焙烧时，在很大程度上会生成铁。在温度为600~620℃下进行的第二段焙烧大都为氯化焙烧或许氧化-氯化焙烧。在大都情况下;经过这种焙烧可使包裹在黄铁矿或砷黄铁矿中的金较充沛地露出出来。 对含碳的金-砷精矿进行焙烧时，最好分两段进行：在温度为500~600℃以及空气给入量缺乏的条件下进行第-段焙烧，在温度为650~700℃以及给入过量空气下进行第二段焙烧。第-段焙烧应该将砷烧到焙砂中的含量低于1%，而第二段焙烧应将活性碳和硫烧尽。为了使活性碳烧尽，不只需求给入过量的空气以及适当高的温度，并且还需求适当长的时刻。在欢腾焙烧炉中焙烧时，焙烧进程进行的较快，并且焙烧得较彻底充沛。为了在焙烧炉中完成不必燃料的自燃焙烧，精矿的含硫量应为22~24%。 假如焙烧渣送去熔炼，那么就能够进行一段焙烧。砷在这种焙烧渣中的含量容许到达2%。 对金砷精矿或许焙烧后的焙砂进行化处理时，又有其不同的特色。对精矿进行化时，应该预先用碱处理，分段化，用低浓度氧化钙的化溶液进行浸出等。假如原矿或其精矿中含有砷的简略硫化物(雌黄或雄黄)，那么在化时有必要用处理含锑矿石及其精矿的办法来进行实验。焙烧后的焙砂，一般需求用水冲刷，然后进行化并使化溶液中NaCN的浓度保持在0.08%以上。经过冲刷能大大下降和石灰的耗量。关于含有难以收回金的焙砂可用两段或许三段化来处理，必要时还能够用碱进行中间处理。碱能溶解砷的氧化物(特别是铁)，并能使包裹在这些化合物中的金露出出来。处理焙砂时，需求NaOH的浓度为6~8%的碱溶液。并将矿浆加热到80~90%℃，处理时刻为2~3小时。然后使物料脱水，最终进行化并对液相中的金进行查验分析。往溶液中增加氢氧化物或氧化钙，就能使含Na3AsO4的碱溶液得以再生。砷呈钙方式沉积下来，溶液再用NaOH增浓。 先进行不彻底氧化焙烧，然后进行氯化蒸发是从金-砷精矿中收回金的-种可行办法。氯化蒸发实验的条件如下：焙砂中的含硫量为3.5~4%，NaCl耗量为焙砂分量的7.5~10%，氯化蒸发的温度为1000℃。在这些条件下，约有96~98%的金转入蒸发物中而被收回。 分化金-砷精矿的压热-碱浸办法值得进一步研讨。在温度为100℃，气相中的氧分压为10大气压的条件下，用150~180克/升NaOH溶液对精矿进行2小时的压热处理，就能确保+分彻底地使硫化物分化，使98~99%的砷和硫进入液相。冲刷后浸出渣中的金可用化法(不增加石灰)加以收回。压热分化能够在水介质中，借助于在50大气压下使空气中的氧经过压热浸出器来完成。在这些条件下，砷被氧化并生成铁和硫酸。 细菌浸出是使金-神精矿被氧化的很有发展前途的办法。选用这-办法能适当彻底地使金露出出来。细菌浸出后所得到的砷化合物(主要是盐和亚钙)难溶于水中，并且其毒性很小。这是选用焙烧工艺和火法冶炼时生成的砷化合物所无法比拟的。 为了使砷黄铁矿氧化，主张选用人工培育的铁硫杆菌，其在原始溶液中的浓度为106-107细胞/毫升。细菌浸出的实验是在静态条件下进行的，有必要测定下列主要参数的最佳值：原始细菌溶液的pH值;三价铁的浓度，原始矿浆中的液固比细菌浸出的时刻。 这些参数的原始数值是：pH值;1.8~2;Fe3+的浓度为3~4克/升，液固比=30~50，时刻为300~400小时。然后使细菌适应于详细的条件，溶液进行中间脱砷(增加石灰乳使pH值到达3~3.5)，并依照顺流的工艺流程安排细菌浸出实验，力求缩短细菌浸出的时刻和在较稠的矿浆中完成这-办法。关于某些金-砷精矿来说，砷黄铁矿开端氧化的最佳条件是：液固比二5：1，浸出时刻为120~150小时。在砷黄铁矿被氧化的一起，部分黄铁矿(约30~40%)也被氧化。 细菌浸出后的浸出渣需用水洗刷，然后对浸出渣进行化。除了化法之外，还能够用法、水氯化法等进行实验。 为了从黄铁矿和砷黄铁矿中露出出金，还有-些比较新的办法(如机械化学法和电化学法)应引起注重。 部分氧化的矿石中所含的砷有-部分是呈臭葱石和其他氧化矿藏状况存在的。这种矿石中的金被臭葱石薄膜所掩盖，因而难以进行浮选和化。臭葱石可用脂肪酸捕收剂进行浮选。 为了从部分氧化矿石中收回金和砷，可用包含下列作业的流程进行实验： 用巯基捕收浮选金和硫化物，其精矿进行焙烧，焙砂加以化;浮选尾矿用NaOH溶液处理，以便浸出砷和除去金粒表面上的薄膜;残渣用化法处理;用石灰或高浓度NaOH溶液从碱性溶液中沉积砷。石灰能沉积，一起还能使NaOH再生。再生后的NaOH能够循环运用。

稀土精矿渣是冶炼稀土硅铁合金的重要质料。稀土精矿是由白云鄂博稀土铁矿经过选铁后的尾矿在经选矿处理而取得的。跟着选矿技能的不断进步和进步，现在稀土精矿的稀土氧化物含量能够到达60%以上。但用高档次稀土精矿冶炼稀土硅铁合金在经济上不合理，因此在工业规划的出产中未得到运用。现在很多运用白云鄂博中低档次稀土精矿冶炼稀土硅铁合金，其化学成分见表1。                                           表1  包头稀土精矿的化学成分                  单位：%品  级REOCaOCaF2SiO2MnOTiO2P2O5TFeBaOThO2S中等第 低等第54.18 30.420.95 1.1215.83 23.001.31 1.020.29 0.660.11 0.275.74 7.683.49 10.305.67 8.810.11 0.131.80 2.60        从中低档次稀土精矿的化学成分能够看出，稀土精矿中含有较多的杂质，特别是含磷量较高，这些氧化物，除在冶炼进程中要耗费必定数量的还原剂，不利于进步稀土硅铁合金的稀土含量，并且给产品质量构成很坏影响。因此稀土精矿有必要经过处理，以下降造渣的本钱。     中低档次稀土精矿的粒度一般都在200mm以下，且含有较高的水分，因此稀土精矿有必要经过造块和枯燥后，才干入炉进行脱铁除磷。     （1）稀土精矿的造块  常用的稀土精矿造块办法有球团法和压块法。     ①稀土精矿球团的制备  依据稀土精矿球团的固结温度的不同，将其分为低温固结球团和高温焙烧球团两种。     低温固结球团的制备  稀土精矿球团制备工艺流程如表2所示。  时刻/min02.55101530405075120合金含钙量/%0.3915.93 21.5321.1522.3321.8721.3019.0515.20合金含硅量/%75.7067.5059.10 56.1056.10 55.7055.8057.00        低温固结的稀土精矿球团需求挑选适宜的黏结剂，常用的有水玻璃（Na2SiO3）和消石灰[Ca(OH)2]等。造球工艺简略易行，首先向水分小于8%的稀土精矿进入占其精矿球团。生球在烘干炉内烘干40min，操控烘干炉底层球团温度为120～150℃。经过烘干的稀土精矿球团抗压强度能够到达390N/球以上。     制备低温固结稀土精矿球团的另一种办法是碳酸化冷固结。其工艺进程是用枯燥的稀土精矿增加10%～15%的消石灰及少数的玻璃，混合均匀，然后用造球机制成φ15～25mm的球团，成球率为70%～80%，经过天然枯燥后生球抗压强度大于50N/球，将枯燥的球团投入碳酸化罐内，通入热炉废气（CO2＞20%，50～80℃）。经过处理的球团抗压强度能够到达30～50N/球。稀土精矿球团中的消石灰不只参加了碳酸化反响，一起又作为熔剂进步了球团的碱度。  稀土精矿 固体水玻璃  ↓ ↓料仓 破碎机      ↓  ↓混料机 球磨机↓ ↓造球机 料仓↓   稀土精矿球团     图1  低温固结球团制备工艺示意图  图2烧结炉示意图                             1-炉体；2-抽风口；3-除尘阀4-手轮        高温焙烧球团的制备  稀土精矿不加黏结剂或只加少数熔剂。经过混匀后用造球机制成φ15～25mm的球团，经高温焙烧，依托球集体自身构成的渣相到达固结的意图。高温焙烧的办法有多种，稀土精矿球团常用烧结炉焙烧法和回转窑焙烧法。     用φ1600mm的圆盘造球机和0.24m3的烧结炉进行稀土精矿的造球和焙烧[15]，造球机圆盘倾盘为45°。边高180mm，转速17r/min，每吨稀土精矿可制得1.0～1.1t生球团，出产率为900kg/（m2·h）。生球功能列于表3。烧结炉如图2所示，所用风机的风压为4000Pa，转速2850r/min，功率2.8kW，每炉可产稀土精矿熟球0.8～1.0t，返矿率为5%～8%。焙烧的技能条件和熟球功能别离列于表3和表4。   表3  稀土精矿生球功能消石灰参加量%生球直径/mm抗压强度/（N/球）冲击强度/（次/50mm）堆密度/（t/m3）含水量/%9～1010～155.363.61.72～1.819.5～10.5   表4  焙烧技能条件焙烧时刻最高尾气温度/℃料层厚度/mm笔直焙烧速度（mm/min）最高焙烧温度/℃45～55450～500350～4006～81140～1150   表5  焙烧熟球功能堆密度/（t/m3）抗压强度/（N/球）转数目标（＞5mm）/%1.54395089.6        回转窑的首要参数为：窑身直径700mm，长度12000mm，有用容积4.6m3，内衬耐火砖厚115mm，窑身倾角5°，转速别离为0.465r/min、0.58r/min和1.2r/min。以焦炉煤气作燃料。空气助燃。窑内坚持弱小负压，火焰为弱氧化性，在窑尾设有钟式给料机，球团经过φ120mm排料弯管给入窑内，从窑头排出的制品球团存于料斗内。实践标明，当回转窑倾角为5°、转速0.58r/min，烧焙温度为115～1130℃时，能够取得利用系数1.45～1.54t/（m3 ·d ），制品率87.4%～91.1%的出产目标，球团抗压强度约为1100N/球。     在实践出产中，选用回转窑或烧焙炉进行稀土精矿球团的焙烧，都能够满意脱铁除磷及冶炼稀土硅铁合金的需求。     ②稀土精矿压块  稀土精矿压块工艺简略易行。将稀土精矿与消石灰（参加量为精矿量的8%～10%）在混料机内混合均匀，然后送入压块机内约束成型。稀土精矿压块的巨细能够依据出产要求用替换不同模具来改动，一般操控在65mm×110mm×240mm。这种压块经天然枯燥后，强度能够满意电炉脱铁的要求。此法简略，操作便当，但压块强度较低，在长时间贮存和运送进程中会构成破损，因此运用有必定约束。     ③稀土精矿球团的矿藏组成  稀土精矿球团的矿藏组成很大程度上取决于其焙烧温度和碱度。低温固结稀土精矿球团基本上坚持原稀土精矿的矿藏组成，其首要矿藏有独居石、氟碳铈矿、赤铁矿（Fe2O3）、磁铁矿（Fe3O4）、萤石（CaF2）和重晶石（BaSO4）等。     高温焙烧的高碱度稀土精矿球团的矿藏组成与低温固结球团有所不同，首要原因是在高温焙烧条件下，球团内部发作了一些物理化学变化，其矿藏组成首要有赤铁矿（Fe2O3）、铁酸钙（CaO·Fe2O3）、萤石（CaF2）、重晶石（BaSO4）、晶石（3CaO·CaFe2·SiO2）和铈针石（Ce2O3）等。铈针石的呈现显然是在焙烧进程中由独居石和氟碳铈矿发作分化发生的。而高碱度（CaO/SiO2>1.87）和高温（1100～1200℃）焙烧是发生铈针石的心要条件。高碱度高温焙烧的稀土精矿球团，对出产优质稀土精矿渣和冶炼土硅铁合金非常有利，在工业出产中应予推行。    参 考 文 献    15、JI.B.CлeпoBa и дp..CMaJIb 1980,6:507

某矿业有限公司是一家以采选金产品为主业的矿山企业，目前工采的含金多金属硫化矿石，采用浮选法从矿石中分选出金精矿、铅金精矿、锌精矿和硫精矿。载金矿物以方铅矿、毒砂为主。由于硫砷分离（磁黄铁矿、黄铁矿与毒砂分离）没有有效解决，硫精矿中的金没有被计价销售，目前金的回收率偏低仅60%左右。为提高金的回收率，实现硫精矿中金的有效回收，本研究针对高砷硫精矿，以突破硫砷分离为技术路线，探索获得砷金精矿产品以提高金的回收率。 一、试样性质 将高砷硫精矿（下称物料）进行主要化学元素分析和粒度分析，结果分别见表1和表2。    物料试样中含硫36.30%，含砷6.72%，含金2.6g/t，属高砷硫精矿，且知毒砂是金的载体矿物。就本试样言，试验拟通过浮选分离毒砂和黄铁矿，使金在毒砂中富集作为砷金精矿产出。 由表2数据可知，试样粒度较细，－0.074mm（－200目）粒级含量为68.24%，硫、砷的分布率分别为72.56%和76.00%。其中－0.043mm（－325目）粒级中的硫砷分布率也较高，分别达到32.52%与34.62%，从浮选角度分析，这部分物料会影响分离时抑制剂的选择性，从而造成分离困难。 二、分离方法的确定和试验研究内容 （一）该公司现场选矿原则流程为混浮选铅金－铅金分离，浮尾硫酸铜活化浮锌，锌尾调浆在酸性条件下浮硫。本研究在不改变生产原测流程的前提下，采用抑砷浮硫的方案进行试验研究，重点探讨砷硫分离浮选的抑制剂。 通过对比进行了碱法和酸法两种浮抑砷分离工艺的试验研究，结果表明采用酸法工艺为宜，并在酸法浮硫抑砷的抑制剂种类中筛选出Y－As抑制剂为佳。 （二）硫砷分离试验分析与结果 1、抑制剂用量试验 以Y－As作毒砂的抑制剂，分别进行了矿浆pH、Y－As抑制剂用量及捕收剂的用量试验，其中Y－As抑制剂的粗选用量条件试验流程图见图1，试验结果见图2。图2表明：增加抑制剂用量，硫精矿回收率有下降趋势。当Y－As用量2kg/（t·原矿），硫精矿含砷1.65%最低，此时砷的回收率69.36%。 2、精选试验 两次粗选后的泡沫含砷1.65%，因此进行精选Y－As用量试验，精选试验流程在图1条件试验流程的基础上增加一次精选，试验结果见图3。 由图3可知，精选增加Y－As用量有利于抑制毒砂。当添加Y－As为100g/t时，硫精矿中砷含量为1.00%左右，且砷的回收率约为9.00%，继续增加用量，砷品位及其回收率基本不变，因此，确定精选Y－As用量为100g/t为量佳。 （四）闭路试验 针对原矿中部分黄铁矿难活化而部分毒砂难抑制的特点，根据精选试验结果进行闭路试验。硫砷分离闭试验流程为两粗一精一扫见图4，试验结果见表3。由表3数据可以看出，经两次粗选一次精选后硫精矿含S42.85%，硫回收率85.51%，含As1.08%，Au0.42g/t；尾矿作为砷金精矿，产率27.52%，砷品位20.34%，含Au8.66g/t，砷回收率87.73%，金回收率88.67%，硫损失率仅14.49%。 三、结论 （一）试样为高砷硫精矿，含S36.30%，As6.72%，Au2.6g/t，砷矿物主要是毒砂，且为载金矿物，因此实现硫砷分离是提高金回收率的必要途径。 （二）Y－As为一组合抑制剂，由无机盐与有机抑制剂组合而成，无毒、廉价、来源广。本试验研究表明，在酸性矿浆中，Y－As组合抑制剂对毒砂具有较强的抑制作用。 （三）小型闭路试验获得硫精矿含S42.85%，硫回收率85.51%，含As1.08%，Au0.42%；尾矿砷品位20.34%，含Au8.66g/t，砷回收率87.73%，金回收率88.67%，作为砷金精矿销售，达到预期综合回收金的目标。

对含金-砷的硫化精矿进行欢腾层内焙烧是使金与砷黄铁矿和黄铁矿到达解离的一项预备作业。这种办法在国外采金厂商的出产实践中得到适当广泛的使用。    国内稀有金属科学研讨所伊尔库茨克分所的研讨标明，对精矿进行-段焙烧是无法得到含种和硫最低的烧渣的。这样在进-步处理进程中必然会丢失很多的金。    因而就需求拟定-种能确保取得比较适合于铜冶炼厂熔炼的产品和能就地处理精矿并提取贵金属的办法。    全国有色金属矿冶科学研讨所和国立稀有金属科学研讨所伊尔库茨克分所的研讨标明，关于比达拉松矿区的精矿更为杂乱的精矿进行两段焙烧能确保得到十分适合于化并能有较高金回收率的烧渣。    半工业实验所用之设备为接连作业式两段欢腾层焙烧设备。该设备中包含有两个顺次组织的欢腾炉，第1段炉底面积为0.0336米2，第2段焙烧炉炉底面积为0.089米2、干式除尘器，电除尘器、砷结晶室、布袋收尘器和静化气体的湿式洗刷塔（见图1）。该设备的处理才能为每昼夜250~300公斤精矿。    在I段焙烧时，在焙烧温度较低和弱酸气氛中使As进步在Ⅱ段焙烧进程中，硫在高温文剩下空气比理论需求量多1~2倍的情况下完全被扫除。    从图2中看出，当空气过剩量比等于0.75-1.0时，砷的进步率最高。此刻气体中的游离氧不超越2%。脱硫率为57~ 60%。 [next]     跟着剩下空气量的增大砷的进步率则下降，一起进步了脱硫效果。在空气耗量对理论需求量低0.75时，烧渣中砷含量很高。    当焙烧温度在550~650℃时，砷的进步率最大（见图3）。当温度低于550℃时烧渣中仍留有很多未氧化的砷黄铁矿。    从图4数据看出，焙烧温度对除硫有-定影响，而决定性的要素是空气的耗量（见图3和图4）。    烧渣中砷含量的进步（见图4）证明，在Ⅱ段焙烧中砷实际上是不进步的，而烧渣中的砷浓度有进步。 [next]     烧渣质量与往焙烧炉中装入精矿的速度的联系如图5所示。从图5中看出，在第1个焙烧炉的单位处理才能为7.0~ 9.5吨/平方米·昼夜，第二个焙烧炉为3.5~4.7吨/平方米.昼夜时所得之成果较好。    在进行半工业实验进程中曾断定了下列工艺准则：                                        第I段                第Ⅱ段    欢腾层温度℃                        550~600              650~675    空气的过剩系数，a                   0.75~1.0             1.5~2.0    欢腾层中气体流速，厘米/秒           0.1~0012             0.10    昼夜处理才能，吨/平方米、           7.0~9.5              3.5~4.75    在此工艺条件下得到了含As            0.19~0.6%和S 0.9~l.3%的烧渣。    依照上述工艺条件曾对接连作业的焙烧设备进行了8个昼夜的平衡实验（见表）。 对达拉松矿的精矿进行两段焙烧时金属物质平衡和散布物料称号分量AuAsS公斤散布 百分比克/吨克散布 百分比%公斤散布 百分比%公斤散布 百分比装入量：           精矿1915100.0052.50100,537100.004.45104.40100.040.50775.60100.0得到的：          1.50烧渣93248.7086.1080.24579.800.484.504.301.3011.404.00除尘器烟尘28314.8054.0015,28215.309.5527.0025.909.6031.500.70电除尘器烟尘351.8029.601,0361.0027.439.609.2014.905.200.60结晶槽烟尘492.6019.100.9360.9063.4531.1029.803.804.300.30布袋收尘器烟尘422.207.110.7180.7049.1020.6019.705.402.307.40算计1341.070.00-98,12797.70-92.8088.90-54.7092.90随气体的丢失和差错574.030.00-2,3202.30-11.6011.10-720.90 总计1915--100,537--104.40--775.60-     金属平衡核算成果标明，被平衡的金属的差错均处在化学分析进程中所答应的差错范围内。很多金（79.8%）富集在焙砂中，而剩下的金留在收尘设备的烟尘中。金未随气体丢失。    结晶槽和布袋收尘器中的烟尘的特点是砷含量高（约为63~49%）并需求进行特殊的处理。    大约16%的Au转入干式除尘器和电除尘器的烟尘中。就其化学组成来看，这些烟尘简直相同。对这些烟尘中含砷的方式的分析标明，大约92%的砷呈。    依照从前所做的实验曾验证了将除尘器和电除尘器中的烟尘与通过预先粒化后的原始物料一起处理的或许性。    将上述烟尘放在直径500毫米的圆盘制粒机中制成粒。圆盘的转速为14-16转/分钟，倾角为52~55°，制粒时仅需求加水，不用增加粘合剂。依据能以确保炉内物料假液层的条件所选定的颗粒粒度为100%-5+1.0毫米。粗颗粒的水分为10~12%，其强度为-1.1~1.5公斤/颗粒。除尘器和电除尘器中的烟尘混合时的份额应依照焙烧进程中产出的各种烟尘分量断定。然后把混匀后的烟尘送制粒机中制粒。    精矿的焙烧与烟尘的回来都选用曾经断定的准则。第I段焙烧的均匀单位处理才能为每昼夜9吨/平方米。在物料平衡树立之前，回来的烟尘混合物的增加量应到达精矿分量的19.5%，这正是焙烧设备对原始精矿处理才能下降的数值。焙烧作业的特点是温度和空气条件安稳；烧渣的质量很好。第2次所得到的烟尘中含金较贫，约为5~3%。烧渣的产率进步到精矿分量的59~62%。    半工业实验成果标明，所选用的包含除尘器，电除尘器、结晶槽和布袋除尘器在内的整个除尘体系能够确保气体的除尘率到达99.9%（见图6）。[next]    在达拉松选矿厂所实施的两段焙烧办法不仅为：改善技能经济指标供给了或许性，并且也有或许完成就地产出贵金属。

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

稀土精矿渣是冶炼稀土硅铁合金的重要质料。稀土精矿是由白云鄂博稀土铁矿通过选铁后的尾矿在经选矿处理而取得的。跟着选矿技能的不断进步和进步，现在稀土精矿的稀土氧化物含量能够到达60%以上。但用高档次稀土精矿冶炼稀土硅铁合金在经济上不合理，因而在工业规划的出产中未得到运用。现在很多运用白云鄂博中低档次稀土精矿冶炼稀土硅铁合金，其化学成分见表1。 表1  包头稀土精矿的化学成分    单位：%等第ReOCaOCaF2SiO2MnOTiO2P2O5TFeBaOThO2S中等第 低等第54.18 30.420.95 1.1215.83 23.001.31 1.020.29 0.660.11 0.275.74 7.683.49 10.305.67 8.810.11 0.131.80 2.60 从中低档次稀土精矿的化学成分能够看出，稀土精矿中含有较多的杂质，特别是含磷量较高，这些氧化物，除在冶炼进程中要耗费必定数量的复原剂，不利于进步稀土硅铁合金的稀土含量，并且给产品质量构成很坏影响。因而稀土精矿有必要通过处理，以下降造渣的本钱。 中低档次稀土精矿的粒度一般都在20mm以下，且含有较高的水分，因而稀土精矿有必要通过造块和枯燥后，才干入炉进行脱铁除磷。 一、稀土精矿的造块  常用的稀土精矿造块办法有球团法和压块法。 （一）稀土精矿球团的制备  依据稀土精矿球团的固结温度的不同，将其分为低温固结球团和高温焙烧球团两种。 低温固结球团的制备  稀土精矿球团制备工艺流程如图1所示。图1  低温固结球团制备工艺示意图 低温固结的稀土精矿球团需求挑选适宜的黏结剂，常用的有水玻璃（Na2SiO3）和消石灰[Ca（OH）2]等。造球工艺简略易行，首要向水分小于8%的稀土精矿进入占其质量5%的水玻璃粉，在滚筒混料机内混匀，然后再经造球机制成Ф15～25mm的稀土精矿球团。生球在烘干炉内烘干40min，操控烘干炉底层球团温度为120～150℃。通过烘干的稀土精矿球团抗压强度能够到达390N/球以上。 制备低温固结稀土精矿球团的另一种办法是碳酸化冷固结。其工艺进程是用枯燥的稀土精矿添加10%～15%的消石灰及少数的水玻璃，混合均匀，然后用造球机制成Ф15～25mm的球团，成球率为70%～80%，通过天然枯燥后生球抗压强度大于50N/球，将枯燥的球团投入碳酸化罐内，通入热炉废气（CO2＞20%，50～80℃）。通过处理的球团抗压强度能够到达30～50N/球。稀土精矿球团中的消石灰不只参与了碳酸化反响，一起又作为熔剂进步了球团的碱度。 高温焙烧球团的制备  稀土精矿不加黏结剂或只加少数熔剂。通过混匀后用造球机制成Ф15～25mm的球团，经高温焙烧，依托球团自身构成的渣相到达固结的意图。高温焙烧的办法有多种，稀土精矿球团常用烧结炉焙烧法和回转窑焙烧法。 用Ф1600mm的圆盘造球机和0.24m³的烧结炉进行过稀土精矿的造球和焙烧，造球机圆盘倾角为45°。边高180mm，转速17r/min，每吨稀土精矿可制得1.0～1.1t生球团，出产率为900kg/（㎡·h）。生球功能列于表2。烧结炉如图2所示，所用风机的风压为4000Pa，转速2850r/min，功率2.8kW，每炉可产稀土精矿熟球0.8～1.0t，返矿率为5%～8%。焙烧的技能条件和熟球功能别离列于表3和表4。 表2  稀土精矿生球功能消石灰参与量/%生球直径/mm抗压强度/（N/球）冲击强度/（次/500mm）堆密度/（t/m³）含水量/%9～1010～155.363.61.72～1.819.5～10.5 表3  焙烧技能条件焙烧时刻/min最高尾气温度/℃料层厚度/mm笔直焙烧速度/（mm/min）最高焙烧温度/℃45～55450～500350～4006～81140～1150   表4  焙烧熟球功能堆密度/（t/m³）抗压强度/（N/球）转速目标（＞5mm）/%1.54395089.6图2  烧结炉示意图 1－炉体；2－抽风口；3－除尘阀；4－手轮 回转窑的首要参数为：窑身直径700mm，长度12000mm，有用容积4.6m³，内衬耐火砖厚115mm，窑身倾角5°，转速别离为0.465r/min、0.58r/min和1.2r/min。以焦炉煤气作燃料。空气助燃。窑内坚持弱小负压，火焰为弱氧化性，在窑尾设有钟式给料机，球团通过Ф120mm排料弯管给入窑内，从窑头排出的制品球团存于料斗内。实践标明，当回转窑倾角为5°、转速0.58r/min，烧结温度为1115～1130℃时，能够取得使用系数1.45～1.54t（m³·d），制品率87.4%～91.1%的出产目标，球团抗压强度约为1100N/球。 在实践出产中，选用回转窑或烧结炉进行稀土精矿球团的焙烧，都能够满意脱铁除磷及冶炼稀土硅铁合金的需求。 （二）稀土精矿压块  稀土精矿压块工艺简略易行。将稀土精矿与消石灰（参与量为精矿量的8%～10%）在混料机内混合均匀，然后送入压块机内约束成型。稀土精矿压块的巨细能够依据出产要求用替换不同模具来改动，一般操控在65mm×110mm×240mm。这种压块经天然枯燥后，强度能够满意电炉脱铁的要求。此法简略，操作便当，但压块强度较低，在长时间贮存和运送进程中会构成破损，因而运用有必定约束。 （三）稀土精矿球团的矿藏组成  稀土精矿球团的矿藏组成很大程度上取决于其焙烧温度和碱度。低温固结稀土精矿球团基本上坚持原稀土精矿的矿藏组成，其首要矿藏有独居石、氟碳铈矿、赤铁矿（Fe2O3）、磁铁矿（Fe3O4）、萤石（CaF2）和重晶石（BaSO4）等。 高温焙烧的高碱度稀土精矿球团的矿藏组成与低温固结球团有所不同，首要原因是在高温焙烧条件下，球团内部发作了一些物理化学变化，其矿藏组成首要有赤铁矿（Fe2O3）、铁酸钙（CaO·Fe2O3）、萤石（CaF2）和重晶石（BaSO4）、晶石（3CaO·CaF2·SiO2）和铈针石（Ce2O3）等。铈针石的呈现显然是在焙烧进程中由独居石和氟碳铈矿发作分化发作的。而高碱度（CaO/SiO2＞1.87）和高温（1100～1200℃）焙烧是发作铈针石的必要条件。高碱度高温焙烧的稀土精矿球团，对出产优质稀土精矿渣和冶炼稀土硅铁合金非常有利，在工业出产中应予推行。 二、稀土精矿球团脱铁除磷  稀土精矿球团经电弧炉、矿热炉脱铁除磷制备稀土精矿渣，是冶炼合格稀土硅铁合金的重要环节。下面要点介绍电弧炉脱铁除磷制备稀土精矿渣的工艺和原理。 （一）稀土精矿球团电弧炉脱铁除磷的工艺  使用电弧炉进行稀土精矿脱铁除磷制备稀土精矿渣，具有工艺简略、操作便当、设备使用率高级长处，因而在工业出产中选用。其工艺流程如图3所示。所用设备为冶炼稀土硅铁合金的电弧炉，渣铁罐为耐高温铸铁件。罐内渣铁通过8h以上的停止冷却，即可彻底别离，留意不可将高磷铁混入渣中。图3  电弧炉制备稀土精矿渣的流程示意图 （二）稀土精矿球团脱铁除磷的基本原理  中低档次稀土精矿球团电弧炉脱铁除磷，所用的复原剂首要是碳。在电弧炉冶炼温度条件下，碳能够复原铁、锰、磷、铌和钛等氧化物，但不能复原稀土氧化物，稀土氧化物仍坚持原形状留在渣中。 因为焦炭密度远比熔渣小，冶炼时焦炭易于漂浮在熔渣的表面，即便加强拌和，熔渣与焦炭之间的触摸也不抱负。因而复原的动力学条件不充分。另外用碳彻底去除较难复原的氧化物如TiO2等也有困难。为改进复原条件，在实践出产中配入必定量硅铁作辅佐复原剂，硅铁的复原效果优于焦炭，但因为报价昂贵，用量过多将导致稀土精矿渣的造价添加和部分稀土的被复原，在保证稀土精矿渣质量的前提下，应尽或许少用硅铁。 铁氧化物的复原  铁氧化物的复原是逐级进行的，用碳或硅均可使铁氧化物按Fe2O3→Fe3O4→FeO→Fe次序复原成铁。在实践出产中，铁的复原速度非常快，用压缩空气拌和10min，熔渣中含铁量可由10%降至0.5%以下。因为反响进程有CO气体逸出，起到了辅佐拌和的效果，有利于加快复原进程。 磷氧化物的复原  稀土精矿中的磷土首要以碳酸盐的状况存在，如独居石（CePO4），磷酸钙（3CaO·P2O5）、蓝铁矿（3FeO·P2O5·H2O）等。在电弧炉冶炼条件下，有SiO2和CaO参与时，独居石将发作分化[反响式（1）]生成的P2O5被碳[反响式（2）]或硅复原[反响式（3）]。 2CePO4＋3CaO＋2SiO2＝3CaO·Ce2O3·2SiO2＋P2O5     （1） P2O5＋5C＝2P＋5CO↑                             （2） 2P2O5＋5Si＝4P＋5SiO2                            （3） 在1200～1500℃时，磷酸钙能够被碳复原： 3CaO·P2O5＋5C＝3CaO＋2P＋5CO↑                  （4） 在SiO2存在时，磷酸钙将发作分化： 2（3CaO·P2O5）＋3SiO2＝3（2CaO·SiO2）＋2P2O5     （5） 硅复原铁氧化物及其他氧化物发作的SiO2能促进磷酸盐的分化，然后加快了反响进程。 当稀土精矿球团含铁量较低时，参与少数生铁，使复原发作的磷溶解于铁中，构成安稳的Fe3P相。 锰氧化物的复原  锰氧化物与铁氧化物的复原相同都是逐级进行的。但锰对氧的亲和力，且在稀土精矿中锰的含量远比铁的含量低，复原的热力学条件较差，因而锰氧化物比铁氧化物较难复原。用碳复原锰的高价氧化物为贱价氧化物在较低的温度下就能进行，碳和硅复原MnO的反响拜见反响式（6）和反响式（7）。 （MnO）＋C＝[Mn]＋CO↑     （6） 2MnO＋Si＝2Mn＋SiO2     （7） △G0＝－123090＋18.79T 渣中SiO2能与MnO反响生成难复原的MnSiO3，因而参与适量的CaO能够促进MnSiO3的分化，然后增大熔渣中MnO的活度。 MnSiO3＋CaO＝CaSiO3＋MnO     （8） △G0＝－75470－5.31T 稀土精矿球团脱铁除磷进程中锰的复原率能够到达80%以上。 钛氧化物的复原  白云鄂博稀土矿因为其含钛量相对较高，冶炼用于球铁的稀土硅铁合金时，要求精矿渣含钛量越低越好，因而稀土精矿在脱铁除磷进程中下降其渣的含钛量也是一项重要的内容。 TiO2是很安稳的氧化物，用碳复原TiO2[反响式（9）]，开端温度为1684℃，这在电弧炉冶炼温度条件下是适当困难的。但假如在炉料中参与硅铁，用硅复原[反响式（10）]，该反响能够顺利进行。 1/2 TiO2＋C＝1/2 Ti＋CO↑     （9） △G0＝－341290－174.05T [RESi]＋[Si]＝[RESi2]          （10） （三）脱铁除磷进程的配料核算  稀土精矿球团脱铁除磷制备稀土精矿渣进程中，各种质料的入炉配比有必要通过精确的核算，所用质料要进行化学分析。当稀土精矿球团中铁、磷、锰、钛悉数为碳复原时，则焦炭量可按下式核算。式中：      C－焦炭入炉量，kg；      Q－稀土精矿球团入炉量，kg；      C固－焦炭中含碳量，%；      A－焦炭烧损量，%；      Fe、Mn、P、Ti－别离为稀土精矿球团中依据化学分析数据换算出的含铁、锰、磷、钛元素，%。 在实践出产中，为了简化核算进程，焦炭参与量可按下列经历公式核算： 1.2Q（0.58Fe＋0.32P）     （12） 式中：      C－焦炭入炉量，kg；      Q－稀土精矿球团入炉量，kg；      Fe、P－别离为稀土精矿球团中含铁、磷量，%。 为了进步铁、锰和钛等的复原率，可向炉内参与占稀土精矿球团总量2%～3%的75硅铁。假如稀土精矿含铁量低于6%，能够参与占稀土精矿球团量2%～5%的生铁或废钢。 （四）稀土精矿球团脱铁除磷进程的操作  首要依据电弧炉容量巨细，断定稀土精矿球团（压块）的参与量，核算出焦炭、硅铁和生铁（废钢）的参与量。电弧炉用低电压起弧后，将准备好的焦炭悉数参与炉内，稀土精矿球团（压块）加到焦炭上面。30min后用高电压送电。电流逐步到达满负荷。随时调查炉内的冶炼状况，在炉料熔化的一起，尽或许把炉料堆向高温区，以加快熔化进程及防止炉料黏结炉衬。 当炉料熔化80%～90%时，向炉内参与硅铁，必要时参与生铁或废钢。留意应尽或许发挥焦炭的复原效果，硅铁参与机遇不宜过早。 炉温操控在1400～1500℃，并辅以适度拌和。当渣中Fe＜0.5%时便能够出炉，稀土富渣和高磷铁在罐内冷却别离。 （五）制备稀土精矿渣的技能经济目标  稀土精矿球团电弧炉脱铁除磷制备稀土精矿渣，一个重要的技能目标是成渣率，即耗费单位稀土精矿球团所产出的渣量。成渣率的凹凸首要取决于稀土精矿球团的磷及锰等元素的含量，也与生成操作有关。白云鄂博低档次稀土精矿球团的成渣率一般为70%～80%。 另一个重要的技能目标就是稀土的回收率，稀土回收率的凹凸归纳反映了出产工艺水平缓操作水平。白云鄂博稀土精矿球团电弧炉脱铁除磷制备稀土精矿渣时，稀土回收率在80%以上。 包头中档次稀土精矿球团和脱铁渣的化学成分举例列于表5，脱铁除磷进程的首要元素在渣和铁相中的分配比例列于表6，出产技能经济目标列于表7。表5  中档次稀土精矿球团和脱铁渣的化学成分  单位：%质料称号REOTFeMnOP2O5CaOCaF2SiO2MgOTiO2BaOAl2O3球团 脱铁渣29.54 34.409.32 0.270.86 0.157.05 0.342.10 2.8023.40 27.688.76 13.360.66 0.870.42 0.146.39 8.231.21 1.39   表6  脱铁除磷进程的首要元素在渣和铁相的分配  单位：%项  目REFePMnTi渣相 铁相 损失率86.00 0 14.002.20 96.50 1.303.15 92.18 4.6712.54 86.73 0.7340.28 59.31 0.41   表7  电炉脱铁的技能经济目标质料耗费/（kg/t渣）电耗/（kW·h/t渣）成渣率/%稀土回收率/%精矿球团焦炭硅铁13501253010207486

传统烧结－鼓风炉熔炼工艺中，按硫化铅精矿中硫的质量分数为12％～24％计算，每冶炼1t粗铅有0.6～1.1t的SO2排空。     新的炼铅技术的共同特点是将焙烧与熔炼结合为一个过程，实现铅精矿直接处理，充分利用硫化铅氧化放出的大量热将炉料迅速熔化，产出液态铅和熔渣。直接炼铅仍需要将冶金过程分为氧化和还原两个阶段，在氧化段充分氧化获得低硫铅，在还原段充分还原产出低铅炉渣。本实验探讨熔池熔炼还原段，利用铅精矿和富铅渣之间的交互反应，考察还原段的终渣含铅量、铅回收率（按渣计）、烟气烟尘率、粗铅产率等各工艺指标的影响因素及条件。对其反应机理进行了初步的探讨。     一、试验理论基础     铅精矿和富铅渣之间的主要交互反应如下： PbS＋2PbO→3Pb＋SO2（1） PbS＋PbSO4→2Pb＋2SO2 （2）     这两个反应在一般高温1000℃时，△G已经很负了。随着温度的升高，△G越来越负，说明从热力学角度来说，交互反应很容易发生。渣中铅化合物的溶化温度低，其熔体的流动牲好，而且与SiO2结合的Pb0挥发性要比纯Pb0小。PbS溶化后流动性大；PbSO4在800℃便开始分解，至950℃以上分解进行的很快。反应式(1)在860℃时的平衡压力达101325Pa；反应式(2)在723℃时的平衡分压为98000Pa。即在较低温度下，两个反应可以剧烈的向右进行。从动力学角度看，熔渣的熔点一般为1200℃左右，试验温度只要能高于渣熔点，则在渣熔融状态下，各种化合物之间接触良好，反应能很好的进行。     二、试验原料及方法     （一）试验原料     本试验所用原料为某厂艾萨炉出来的富铅渣和铅精矿。铅精矿为黑色粉末，粒度小于1mm。化学成分（％）：Pb 45.44、Zn 6.46、Fe 8.82、SiO25.34、CaO 1.57、MgO 0.48、Al2O3 1.00、S 17.86、Cu 2.43、Ag 0.266。定性物相分析结果表明：铅精矿主要含PbS、ZnS、FeS、SiO2、FeS2、PbSO4。     富铅渣为浅粉色块状，化学成分（％）：Pb53.97、Zn 6.46、Fe 8.64、SiO2 8.31、CaO 3.07、MgO 0.75、Al203 1.78、S 0.17、Cu 0.73、Ag0.0197，堆密度3.05 g/cm3。XRD分析表明：铅物相以PbZnSiO4、PbO、Pb存在。其中PbZnSi04在高温下发生如下反应分解成PbO： PbZnSiO4→PbO＋ZnO＋SiO2     故本试验可将富铅渣中的Pb看做以Pb0形式存在，并以此进行配料计算，确定各种料的加入量。     试验所用熔剂为：石灰石(CaO 51.2％，MgO3.17％）；石英砂（SiO2 93.83％）。     （二）试验方法     根据可能发生的交互反应方程式，先计算出富铅渣和铅精矿所需的理论量，再以富铅渣与铅精矿中FeO成分含量的总和为渣型选择的计算基础，然后根据选定的渣型计算所需各溶剂的质量。将富铅渣、铅精矿、石灰石、石英砂分别先经破碎，磨细后，再充分混合均匀，加水湿润后制团，最后烘干12h以上。每次称2kg左右的混合料加人高15cm，内径14 cm的碳化硅坩埚中，从电炉底部进料。用一个Pt/Pt－13%Rh型热电偶检测炉内试验样料的温度，通人高纯氩气排除炉内空气并起轻微的搅拌作用；通过调节电炉的程序参数，设定好每次试验反应温度和时间；反应结束后，观察形成的铅渣表面现象，判断是否产生了泡沫渣，再称量铅渣和粗铅，并分析各主要成分含量。由于试验条件有限，未能检测SO2浓度和烟尘率，本试验将烟气烟尘率看做一个技术指标，计算式为：     烟气烟尘率＝（加入坩埚的炉料总量－反应后粗铅和铅渣的量）÷加入坩埚的炉料总量     三、试验结果及讨论     （一）渣型对终渣含铅量和烟尘率的影响     炼铅炉渣是个非常复杂的高温熔体体系，它由SiO2、FeO、CaO、MgO、Al2O3、ZnO等多种氧化物组成，并且它们之间可相互结合形成化合物、固熔体、共晶混合物。为了讨论渣型与结晶相的关系，将多元系简化为三元系：FeO－CaO－SiO2。将渣中该三相的成分换算为100％，再查看FeO－CaO－SiO2三元系相图，根据图中渣温度1 100～1 300℃区域，选择试验3个成分含量。A Perillo提供了维斯麦港基夫赛特法炼铅厂的投产与生产指标，炉渣的化学成分：FeO39％，SiO2 38％，CaO 23％。     试验条件：固定温度1250℃，时间5h，配料比1.0。试验编号分别为（1）－FeO 40％，SiO2 35％，CaO 25％；（2）－FeO 37.5％，SiO2 37.5％，CaO25％；（3）－FeO 35％，SiO2 40％，CaO 25％；（4）－FeO 35%，SiO2 37.5％，CaO 27.5％；（5）－FeO35％，SiO2 35％，CaO 30％。     试验结果表明CaO含量保持为25％，相应的SiO2含量减小时，试验（1），(2），(3)的渣含铅分别为3.48％，4.76％，5.87％；烟气烟尘率分别为36.9％，32.6％，28.1％。FeO含量固定为35％时，相应的SiO2含量减小时，试验(3)，(4)，(5)的渣含铅分别为5.87％，1.41％，3. 86％；烟气烟尘率分别为28.1％，42.25％，35.6％。     根据熔渣结构的离子理论，适当增加碱性氧化物有利降低炉渣黏度。但碱性氧化物过高时可能生成各种高熔点化合物，使炉渣难熔，渣黏度升高。对于FeO－CaO－SiO2三元系炉渣，但CaO含量超过30％时，黏度将随CaO含量的增加而迅速加大。SiO2/Fe过大，黏度高，排放困难，提高Ca0/SiO2，可降低渣的黏度。从试验结果数据可看出：当炉渣组成为FeO 35％、SiO2 37. 5％、CaO 27. 5％时，烟气烟尘率为42.25％，渣含铅1.41％为最低。     （二）配料比对终渣含铅量和烟尘率的影响     渣型FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，保温时间定为3h,温度为1250℃的条件下。以100 g富铅渣为计算基础，理论需要消耗铅精矿71.297g，试验中铅精矿用量分别为理论量的0.9、0.95、1.0、1.05、1.1、1.15和1.2倍。     从图1可看出，在其他条件不变的情况下，随配料比增加，渣含铅呈先减小后增大的趋势，在配料比为1.0有最小值；烟气烟尘率呈先增大后减小的趋势，与渣含铅趋势相反，即渣含铅低时则烟气烟尘率高。鉴于两者的矛盾关系，折中取定试验条件，故此后试验定配料比为 1.1，此条件下渣含铅2.61％，烟气烟尘率33.63％，能基本满足工业上对工艺指标的要求。图1  配料比对终渣含铅和烟尘率的影响     （三）反应温度对终渣含铅和烟尘率的影响     为减少烟尘量，必须严格控制炉内温度。如果能抑制铅及化合物的挥发，烟尘中氧化锌含量就会提高，就可以进入氧化锌系统进行处理。从沸点和平衡蒸气压分析，锌的挥发要比铅容易得多。如果试验中还原温度真正控制在1150～1200℃，Pb和PbO的蒸气压都只有1.3～6.7kPa，铅的挥发率不会如此高。     渣型FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，保温时间5h，配料比1.1。试验结果见图2。图2  反应温度对降低终渣含铅量，烟气烟尘率的影响     从图2可看出，其它试验条件不变时，渣含铅随温度的升高而降低，在1250℃有最小值，1300℃时反而渣含铅比其高。观察1300℃的试验现象，渣孔（从粗铅到渣表面）多，推测温度较高于渣熔点时，渣熔体流动性大，反应产生的气体更容易从渣孔隙跑出液面，同时使得渣中的铅及其化合物未能很好的沉降分离，所以渣含铅偏高；烟气烟尘率随温度升高而逐渐增大，1300℃时，烟气烟尘率高达48.82％。烟气烟尘率太高，对后续的收尘系统是个负担，会导致生产成本增加，严重时，会造成烟尘积压。综合考虑后选定温度为1250℃。     （四）反应时间对终渣含铅量和烟尘率的影响     渣型FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，温度1250℃，配料比1.1。试验结果见图3。图3  反应时间对终渣含铅量和烟尘率的影响     从图3可以看出，随着反应时间的延长，交互反应进行得越彻底，渣、铅分离沉降时间长，分离效果更好，则渣含铅逐渐减少；而烟气烟尘率逐渐增加。反应时间短，能缩短排渣周期时间，能提高床能率。试验时间为3h条件下，渣含铅2.61％，烟气烟尘率33.63％。     （五）反应温度对粗铅产率和渣产率的影响     渣型FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，时间3h，配料比1.1。试验结果见图4。图4  反应温度对粗铅产率和渣产率的影响     从图4可看出，随反应温度的升高，各种化合物和金属的挥发量增多，粗铅产率从27.23％降至14.62％，产渣率也逐渐减小。故反应温度不易过高，折中选择1250℃为较好，此条件下，粗铅产率22.76％，产渣率43.61％。     （六）反应时间对粗铅产率和渣产率的影响     固定渣型FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，温度1250℃，配料比1.1。反应时间对粗铅产率（占点炉料）和渣产率的影响结果见图5。图5  反应时间对粗铅产率和渣产率的影响     从图5可以看出：(1)随着反应时间的增加，粗铅产率从19.23％升至25.83%。时间长有利于渣铅沉降分离，同时能让其它各种金属化合物有足够时间发生还原反应，再以金属状态进入粗铅；(2)渣产率逐渐减少。时间长，渣中易挥发的化合物及被产出的气体气泡带走的物质则更多的进入烟气烟尘中，增加了收尘负荷。时间为3h时，粗铅产率22.76％，渣产率43.61％。     （七）其它反应效果的比较及分析     不同试验条件下，反应后，其它各成分含量变化不大。粗铅中的铅含量95.01％～96.12％；Ag含量0.28%～0.36％；S含量0.11％～0.19％；铜含量0.31％～0.56％。铅渣其它成分含量：S含量1.89％～2.37％；Zn含量2.47％～6.33％。且呈现渣含铅低，则含Zn亦低的试验现象。推测在相同工艺条件下，原料中铅化合物和锌化合物与其它物质之间发生的反应机理相似，故两者在铅渣和烟尘中呈正比例含量关系。随着反应时间的延长和反应温度的提高，各种化合物逐渐分解，易挥发物更多的进人烟尘，渣中较难挥发物SiO2、FeO、CaO的含量都有稍微增加的趋势。在渣含铅     四、结论     在熔池熔炼还原段采用铅精矿和富铅渣的交互反应可满足工业实践的各项经济技术指标。最优工艺条件：渣型三主要组成含量折算为FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，温度1250℃，时间3h，配料比1.1。在此条件下可得到渣含铅2.61％，铅的回收率（以渣计98.21％，脱硫率91.5％，烟气烟尘率33.63％，粗铅产率22.76％，渣产率43.61％。

铅精矿在被鼓风炉熔炼之前必须把铅精矿在熔炼前进行预备作业即烧结焙烧，其目的：（1）除去铅精矿中的硫，如含砷及锑较多也须将其除去；（2）将细料烧结成块。     因此，在焙烧过程中，除进行氧化反应外，还必须使细料结块。这种同时完成两个任务的焙烧法，称为烧结焙烧或简称为烧结，而呈块状的焙烧产物称为烧结块或烧结矿。当用鼓风炉还原熔炼法处理块状富氧化铅矿时，不需要进行烧结焙烧，只要将矿石破碎至一定的块度，就可送往鼓风炉直接熔炼。如果要进行处理的不是块矿而是细碎的氧化铅精矿，仍须先行烧结或制团，然后才加入鼓风炉熔炼。铅精矿的烧结焙烧是强化的氧化过程，即将炉料装入烧结机中，在强制地鼓入或吸入大量空气的条件下，加热到800－1000℃，使之着火并继续燃烧，其中金属硫化物便发生氧化，生成各种金属氧化物和硫酸盐。

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

结晶槽和布袋收尘器中的烟尘的特点是砷含量高（约为63~49%）并需求进行特殊的处理。     大约16%的Au转入干式除尘器和电除尘器的烟尘中。就其化学组成来看，这些烟尘简直相同。对这些烟尘中含砷的方式的分析标明，大约92%的砷呈。 依照从前所做的实验曾验证了将除尘器和电除尘器中的烟尘与通过预先粒化后的原始物料一起处理的或许性。    将上述烟尘放在直径500毫米的圆盘制粒机中制成粒。圆盘的转速为14-16转/分钟，倾角为52~55°，制粒时仅需求加水，不用增加粘合剂。依据能以确保炉内物料假液层的条件所选定的颗粒粒度为100%-5+1.0毫米。粗颗粒的水分为10~12%，其强度为-1.1~1.5公斤/颗粒。除尘器和电除尘器中的烟尘混合时的份额应依照焙烧过程中产出的各种烟尘分量断定。然后把混匀后的烟尘送制粒机中制粒。    精矿的焙烧与烟尘的回来都选用曾经断定的准则。第I段焙烧的均匀单位处理才能为每昼夜9吨/平方米。在物料平衡树立之前，回来的烟尘混合物的增加量应到达精矿分量的19.5%，这正是焙烧设备对原始精矿处理才能下降的数值。焙烧作业的特点是温度和空气条件安稳；烧渣的质量很好。第2次所得到的烟尘中含金较贫，约为5~3%。烧渣的产率提高到精矿分量的59~62%。 半工业实验结果标明，所选用的包含除尘器，电除尘器、结晶槽和布袋除尘器在内的整个除尘体系能够确保气体的除尘率到达99.9%（见图6）。 在达拉松选矿厂所实施的两段焙烧办法不仅为：改善技能经济指标供给了或许性，并且也有或许完成就地产出贵金属。

注：分化焙烧原始烧渣中的含量%：21.98S总；Sso4无；3.67As；烧渣产率为64.8%。硫酸钠添回量为烧渣分量的10%。 分化焙烧后的烧渣应在砌有粘土砖的马佛炉内进行硫酸化焙烧。往原始产品中增加硫酸钠（Na2SO4·10H2O），其量为烧渣分量的10%。在焙烧时增加硫酸钠可进步有色金属硫酸化的速度和程度，以及进步硫酸盐在不分化状况下存在温度规模。 硫酸化焙烧后的烧渣（其磨矿细度为95%-0.074毫米）的浸出分两段进行：开始时用热水，然后用10%硫酸溶液浸出，其温度为60～70℃。每段浸出时刻为2小时。矿浆液：固=4:1。需求两段浸出的原因在于烧渣中钴的存在方式不同（硫酸盐、氧化物、盐等）。 * I段焙烧的温度为450～500℃； II段焙烧的温度为600～650℃ ** 7.5%NaOH；温度为90℃；时刻为24小时。 曾对有色金属硫酸化的程度和其进入溶液的状况与焙烧温度和时刻的联系，以及硫酸化焙烧的温度对脱硫程度的影响作了研讨（见表1）。研讨成果证明，分化焙烧后烧渣硫酸化处理的温度不该超越600℃。在焙烧温度为500～600℃，时刻为3小时条件下，转入兼并后溶液（水和硫酸溶液）中的钻、铜和镍的收回率别离为86.3，87.6和59.9%。 将硫酸化焙烧的温度进步到700℃，就会导致硫酸盐的分化，并下降钻和铜转入溶液的收回率。但是在最佳的硫酸化焙烧准则下，呈水溶液状况的钴、铜和镍的含量别离为51.6；63和42%，转入硫酸溶液中呈氧化物状况的金属含量别离为34.7%钴，24.6%铜和17.4%镍。在硫酸溶液中铁的溶解量不超越精矿中原始铁含量的3%。 因为精矿通过了两段焙烧，总的脱硫率为79.8%，其间在分化焙烧时仅为6.81%。在这种状况下，从精矿中收回的砷为98.6%，其间在分化焙烧时为93.22%。 在相同的焙烧温度、最-佳硫酸化剂耗量（H=SO4为400公斤/吨）和相同的硫酸钠增加量的条件下，对氧化焙烧后的烧渣进行硫酸化处理时，通过两段浸出后有色金属转入兼并溶液的收回率为钴81.4%，铜85.3%。这个数字说明晰这些金属转入溶液的收回率别离比分化焙烧后的焙砂进行硫酸化焙烧时下降了4.9%和1.3%。 对分化焙烧后的烧渣进行硫酸化焙烧时，若将硫酸钠的增加量从10%降到5%时，那么转入兼并溶液中的有色金属收回率就会下降，钴下降8.7%，铜下降3%。在对硫酸化焙烧后的烧渣进行浸出时，将矿浆的液固比由4：1进步到10：1，对各种金属的收回率无影响。 从兼并硫酸盐溶液（其比为1：1）中收回各种金属是依照已知的水合流程用来完成的。该 兼并溶液中含有2.17克/升钴，2.06克/升铜，9.5毫克/升镍；0.53克/升铁，1.04克/升砷；其pH=1.8。一起也获得了合格的供应产品：铜产品含Cul5.6%，收回率82.6%'钴产品含C024.3%，收回率80.5%，贵金属精矿，其含As0.29%，转入贵金属精矿中的金、银收回率别离为98.6%和89.1%。 在沉积出As、Fe、Cu、和Co之后，硫酸盐溶液中含有：（毫克/升）1.2Cu；17.1Co； 2.0Fe；0.023As。在将其排弃之前，有必要除掉其间的硫酸盐-离子和有色金属。为此，首要需求用石灰乳溶液，然后用溶液加以处理。用处理时，温度应在50～60℃，还须拌和2～3小时。的数量应当为用化学计算法算出的生成有色金属硫化物所需量的1.5倍以上。 曾对用化法从处理精矿所得的各种产品中收回贵金属进行了研讨（图2）。化条件如下：称取原始产品50克；矿浆中试剂浓度：0.1%NaCN，0.02%CaO，200克/吨PbO；液：固=3：11化时刻为36小时。 表2中数据标明，对原始精矿及其处理后的各种产品进行化时，贵金属的收回率低。原因在于在氧化焙烧和硫酸化焙烧的烧渣，以及硫酸化焙烧烧渣的浸出渣中的细粒涣散金呈极细色裹体存在于赤铁矿颗粒中，从而使金粒难以同化溶液触摸。在进行分化焙烧时，细粒涣散金处在磁黄铁矿的颗粒中，使化溶液无法进入。赤铁矿中金解离的一种或许办法是无机酸溶解赤铁矿。但该办法在经济上不合算。 依据屡次实验成果和硫酸化焙烧后烧渣浸渣组分（其间含9.98%Si2；5.28%CaO；2.43%Al2O3；0.67%Mg；80.0%Fe2O3；0.3%C；0.23%Cu；0.29%As），以为在有色金属冶炼厂处理这种产品，收回贵金属是最合适的。引荐的用火法-湿法冶金办法处理金-钴-砷精矿的工艺流程如图2所示。

原生金-砷矿石含有1~2%到10~12%的砷黄铁矿。在其他硫化物中，实际上常常有黄铁矿，有时还有磁黄铁矿。在很少情况下，矿藏中不含微粒金。这类矿石能够用化法或许先浮选然后对浮选精矿进行化的办法处理。矿石中大部分金常常呈微粒涣散状包裹在硫化物中。对这类矿石能够进行混合浮选，选出金-砷精矿或许金-砷-黄铁矿精矿。精矿进行焙烧，焙烧渣用化法处理或送冶炼厂冶炼。在焙烧进程中得到含砷的产品。可是，现在对这类产品的需求量不大。假如混合浮选后不能得到抛弃尾矿，那么可对浮选尾矿进行化或许对原矿进行化，而含金硫化物则用浮选法从化尾矿中收回。    浮选金-砷矿石时，有必要对已知的办法进行实验，即分段浮选，矿砂和矿泥别离浮选、在苏打介质中进行浮选等，以便改进金-砷矿石浮选进程的各项目标。浮选砷黄铁矿时，有必要往矿浆中加氧。磨矿进程中构成的碎铁可作为氧的吸收剂。当存在苏打灰时，铁的氧化和吸收氧进行得较慢。所以，在拟定浮选条件时，应当对磨矿机中增加的苏审察（耗量为1~2公斤/吨）进行实验，以便使磨矿机排矿中pH值到达10~10.2，然后在浮选时使其降到8.5~8.8。以硫酸铜作为活化剂是很有利的，其用量为100~200。克/吨。这种药剂应加在扫选中。在单个情况下，金和砷的收回率会跟着矿浆同捕收剂拌和时刻的增加（达20~30分钟）而进步。    有时，选用优先浮选分选出含金的黄铁矿精矿和砷精矿，或许单一的金-黄铁矿精矿是适宜的。假如黄铁矿精矿和砷精矿中的金是用不同办法进行收回或许需得到高晶位的砷精矿时，独自选出黄铁矿精矿和砷精矿是合算的。在下列情况下能够只选出单一的金-黄铁矿精矿：    当浮选尾矿符合抛弃金档次的要求，而砷又无工业价值时；    浮选尾矿中的金与黄铁矿精矿中的金不相同，它能够用化法收回时。    运用石灰或许在石灰介质顶用空气进行氧化，用软锰矿和按捺砷黄铁矿，可使黄铁矿与砷黄铁矿别离。在许多情况下，氧化剂的作用取决于氧化剂运用准则的拟定和遵守得怎么。氧化剂的用量过大，与矿浆触摸时刻过长都会引起砷黄铁矿的活化。    浮选泥质矿石和含碳矿石时的困难很大。矿泥中一般有含碳物质、各种页岩和碳酸盐。在浮选硫化物时，这些组分会进入精矿中，然后进步了精矿的产率和下降精矿质量。此外，矿泥能吸收浮选药剂并阻止硫化物的浮选。为了研讨泥质矿石，首要有必要断定矿石中的含金性并依据其质量能够实验下列办法：    矿石及其加工产品（粗选尾矿、中间产品、扫选精矿）的脱泥。假如有必要，别离后的矿泥应进行吸附化处理；    运用不同药剂（KMLI，IIAA，染料，淀粉等）按捺粗选、扫选或精选作业中的矿泥浮游；    浮选并用药剂处理矿砂部分。    含微粒浸染金的砷黄铁矿精矿和黄铁矿-砷黄铁矿精矿的工业运用问题，现在还未取得处理。因为对砷的各种化合物的需求量有限和这些化合物的毒性大，所以这个问题很难处理。    砷是火法冶金进程中的有害组分，所以送到冶炼厂中的精矿；对其间砷的含量有严厉的约束。    国外出产实践中，遍及选用对金-砷精矿进行焙烧，然后用化法处理焙砂。选用这一办法时，需求细心地从气相中捕收神，假如砷产品的销路欠安时，还需求花贵重费用将其储存或埋藏起来。最好是选用两段焙烧：I段焙烧的温度为500~580℃，并给入少数的空气，Ⅱ段焙烧温度为600~620℃并给入很多空气。只要这样，焙烧时才干不致生成易熔化合物，且能得到孔隙性杰出的焙砂。陪砂中的砷档次不该超越1~1.5%。假如在较高的温度下和给入过量的空气条件下进行一段焙烧，那将会因生成不易蒸发的盐（例如铁FeAsO4）而进步焙砂中的砷档次。盐会掩盖金的表面，阻止金在化进程中的溶解。对含有雄黄（AsS）和雌黄（As2S3）的物料进行焙烧时，在很大程度上会生成铁。在温度为600~620℃下进行的第二段焙烧大都为氯化焙烧或许氧化-氯化焙烧。在大都情况下；经过这种焙烧可使包裹在黄铁矿或砷黄铁矿中的金较充沛地露出出来。    对含碳的金-砷精矿进行焙烧时，最好分两段进行：在温度为500~600℃以及空气给入量缺乏的条件下进行榜首段焙烧，在温度为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%，而第二段焙烧应将活性碳和硫烧尽。为了使活性碳烧尽，不只需求给入过量的空气以及适当高的温度，并且还需求适当长的时刻。在欢腾焙烧炉中焙烧时，焙烧进程进行的较快，并且焙烧得较彻底充沛。为了在焙烧炉中完成不必燃料的自燃焙烧，精矿的含硫量应为22~24%。    假如焙烧渣送去熔炼，那么就能够进行一段焙烧。砷在这种焙烧渣中的含量容许到达2%。[next]    对金砷精矿或许焙烧后的焙砂进行化处理时，又有其不同的特色。对精矿进行化时，应该预先用碱处理，分段化，用低浓度氧化钙的化溶液进行浸出等。假如原矿或其精矿中含有砷的简略硫化物（雌黄或雄黄），那么在化时有必要用处理含锑矿石及其精矿的办法来进行实验。焙烧后的焙砂，一般需求用水冲刷，然后进行化并使化溶液中NaCN的浓度保持在0.08%以上。经过冲刷能大大下降和石灰的耗量。关于含有难以收回金的焙砂可用两段或许三段化来处理，必要时还能够用碱进行中间处理。碱能溶解砷的氧化物（特别是铁），并能使包裹在这些化合物中的金露出出来。处理焙砂时，需求NaOH的浓度为6~8%的碱溶液。并将矿浆加热到80~90%℃，处理时刻为2~3小时。然后使物料脱水，最终进行化并对液相中的金进行查验分析。往溶液中增加氢氧化物或氧化钙，就能使含Na3AsO4的碱溶液得以再生。砷呈钙方式沉积下来，溶液再用NaOH增浓。    先进行不彻底氧化焙烧，然后进行氯化蒸发是从金-砷精矿中收回金的一种可行办法。氯化蒸发实验的条件如下：焙砂中的含硫量为3.5~4%，NaCl耗量为焙砂分量的7.5~10%，氯化蒸发的温度为1000℃。在这些条件下，约有96~98%的金转入蒸发物中而被收回。    分化金-砷精矿的压热-碱浸办法值得进一步研讨。在温度为100℃，气相中的氧分压为10大气压的条件下，用150 ~180克/升NaOH溶液对精矿进行2小时的压热处理，就能确保非常彻底地使硫化物分化，使98~99%的砷和硫进入液相。冲刷后浸出渣中的金可用化法（不增加石灰）加以收回。压热分化能够在水介质中，借助于在50大气压下使空气中的氧经过压热浸出器来完成。在这些条件下，砷被氧化并生成铁和硫酸。    细菌浸出是使金-砷精矿被氧化的很有发展前途的办法。选用这一办法能适当彻底地使金露出出来。细菌浸出后所得到的砷化合物（主要是盐和亚钙）难溶于水中，并且其毒性很小。这是选用焙烧工艺和火法冶炼时生成的砷化合物所无法比拟的。    为了使砷黄铁矿氧化，主张选用人工培育的铁硫杆菌，其在原始溶液中的浓度为106-107细胞/毫升。细菌浸出的实验是在静态条件下进行的，有必要测定下列主要参数的最佳值：    原始细菌溶液的pH值；    三价铁的浓度；    原始矿浆中的液固比；    细菌浸出的时刻。    这些参数的原始数值是：pH值；1.8~2；Fe3+的浓度为3~4克/升，液固比=30~50，时刻为300~400小时。然后使细菌适应于详细的条件，溶液进行中间脱砷（增加石灰乳使pH值到达3~3.5），并依照顺流的工艺流程安排细菌浸出实验，力求缩短细菌浸出的时刻和在较稠的矿浆中完成这一办法。关于某些金-砷精矿来说，砷黄铁矿开端氧化的最佳条件是：液固比=5：1，浸出时刻为120~150小时。在砷黄铁矿被氧化的一起，部分黄铁矿（约30~40%）也被氧化。    细菌浸出后的浸出渣需用水洗刷，然后对浸出渣进行化。除了化法之外，还能够用法、水氯化法等进行实验。    为了从黄铁矿和砷黄铁矿中露出出金，还有一些比较新的办法（如机械化学法和电化学法）应引起注重。    部分氧化的矿石中所含的砷有一部分是呈臭葱石和其他氧化矿藏状况存在的。这种矿石中的金被臭葱石薄膜所掩盖，因而难以进行浮选和化。臭葱石可用脂肪酸捕收剂进行浮选。    为了从部分氧化矿石中收回金和砷，可用包含下列作业的流程进行实验：    用巯基捕收浮选金和硫化物，其精矿进行焙烧，焙砂加以化；    浮选尾矿用NaOH溶液处理，以便浸出砷和除去金粒表面上的薄膜；    残渣用化法处理；    用石灰或高浓度NaOH溶液从碱性溶液中沉积砷。石灰能沉积，一起还能使NaOH再生。再生后的NaOH能够循环运用。