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

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

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

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

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

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

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

闪速炉脱硫率高且易于控制，对铜精矿含铜、硫品位无特殊要求，一般均可产出规定品位的铜锍。     但杂质铅、锌、砷、锑、铋等应控制。铅、锌将降低闪速炉烟尘的熔点，使之易于粘结废热锅炉管壁。精矿含砷高，将增加工厂处理含砷烟尘及废酸的负担。精矿含锑、铋高，则阳极铜含锑、铋高，将增加电解精炼净液工序的负担，并影响电解铜质量。     闪速炉渣若经浮选处理，获得渣精矿可返回闪速炉。     各厂闪速炉熔炼铜精矿及浮选渣精矿成分实例分别见表1和表2。 表1  闪速炉熔炼铜精矿成分实例，%厂名CuFeSPbZnAsSbBiSiO2贵冶21～2228～2932～330.4～0.50.6～1.20.250.060.076～6.5哈里亚瓦尔塔23～2524～2927～320.2～0.41.5～2.56～7足尾25.427.830.41.42.60.6小坂2127334.33.60.530.110.04巴亚马雷1128351.530.59东予30.824.329.70.41.10.143～5佐贺关3023280.250.60.14玉野28.324.930.80.20.90.0913汉堡26～3218～2823～330.1～0.50.5～20.16～7日立25.7225.1029.571.222.535～6萨姆松22.629350.52.70.17凯特里213526韦尔瓦2528330.520.13伊达哥2327370.11.06格沃古夫28.52.910.41.70.40.05718.5温山29.326320.31.00.1卡巴卡里32.820.226.30.20.2伊萨贝拉28.626.930.10.20.80.09圣马纽尔28.3528.4633.615.96奥林匹克坝54.811.619.63.5 表2  浮选渣精矿成分实例，%厂名CuFeSPbZnAsSiO2备注贵冶36.529.69.61.60.90.1211转炉渣哈里亚 瓦尔塔35～4219～256～80.5～0.81.5～2.017～19闪速炉+转炉渣足尾24.732.24.53.03.90.110.5转炉渣小坂392211转炉渣巴亚马雷13～14闪速炉+转炉渣东予36.5265.71.52.10.4112.6转炉渣佐贺关303080.3514.3转炉渣玉野2730713转炉渣萨姆松1939130.21.10.317闪速炉+转炉渣伊萨拉4027.810.60.20.20.2411.6转炉渣圣马纽尔33.7327.1113.1314.13闪速炉+转炉渣奥林匹克坝601713闪速炉渣

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。

经过各个试验的流程比较，对该种硫铁矿烧渣而言，最理想的工艺流程为二段磁选－螺旋溜槽，并通过试验确定了最佳的工艺条件，可以得到Fe品位为62.63%，累积回收率为78.08%，S的含量降为0.23%。下表为铁精矿成分分析，数质量流程图见图1。另外，用螺旋溜槽－磁选和磁选－反浮选也可以得到较好的指标。表1  二段磁选－螺旋溜槽铁精矿成分分析(%)产品名称FeSSiO2PbZnCu铁精矿（Ⅰ＋Ⅱ）62.230.239.470.240.360.32图1  二段磁选－螺旋溜槽数质量流程 以上各个工艺均是在开路条件下进行的流程试验，在二段磁选－螺旋溜槽联合工艺流程的基础上，进行了闭路流程的试验，结果与开路条件得到的铁精矿指标差不多。 昆明冶金设计研究院曾用此硫铁矿烧渣开发生产铁红产品。比较了直接用硫铁矿烧渣原料与经上述工艺选别出的铁精矿制备铁红的产品质量，用铁精矿生产出的铁红产品，质量与色泽上都明显优于用硫铁矿烧渣原料制备的铁红产品。

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。

在硫酸出产过程中，硫铁矿通过焙烧后发生的烧渣中，含有氧化铁和剩下的硫化亚铁以及少数铜、铅、锌、砷和微量元素钴、硒、锗、银、金等组分。据统计，我国近几年来年排出的烧渣量在2000万t左右,利用率仅为30%，剩下很多的烧渣不只占有土地，污染着环境，且这种趋势在逐年递加[1]。因而，归纳利用硫酸烧渣，提取其间有价组分，下降废渣排放量，已成燃眉之急。该实验以某高档次硫精矿为研讨目标,研讨了硫精矿焙烧及烧渣浸金的最佳工艺条件,以到达归纳收回烧渣中铁和金、削减废渣排放的意图。 一、矿样性质 某高档次硫精矿的化学多元素分析见表1。该硫精矿含硫较高，为51.6%，还含有低档次的金、银以及铜、铅、锌等元素。铜、铅、锌的含量低，无法归纳收回。金档次达0.98g/t，能够进行归纳收回。 表1  硫精矿多元素分析成果成分w/%S51.60Cu0.22Pb0.01Zn0.28Au*0.98 *w(Au)/10－6 依据硫精矿工艺矿藏学研讨成果，硫精矿矿藏组成杂乱，以硫化矿藏为主，硫化矿藏又以黄铁矿为主，白铁矿、胶状黄铁矿少数；脉石矿藏有方解石、石榴石、石英、云母等。硫矿藏单体解离程度较高，且连生体中黄（白）铁矿粒度偏细。硫精矿中金是以超微粒被包裹于黄铁矿中，须经处理才干使其解离和露出，这样才有利于金的浸取。对硫精矿进行了氧化焙烧，然后再提取金，以到达归纳收回的意图。 二、工艺流程实验 （一）硫精矿焙烧实验 1、不同焙烧保温时刻实验 焙烧保温时刻分别为6、7、8、9h，焙烧温度均为850℃，实验成果见表2。 表2  不同保温时刻的硫精矿焙烧实验成果保温时刻/h烧渣产率/%铁品尝/%Au档次/g·t-1S档次/%668.560.191.012.08767.762.621.131.20867.366.811.310.31966.766.181.350.25 从表2可知，在焙烧温度为850℃的条件下，跟着保温时刻的延伸，烧渣的产率有所下降，但烧渣中铁金的档次均不断提高，而含硫却下降得较快。在保温时刻为8h时，硫质量分数降至0.31%。持续添加保温时刻，铁金以及硫的含量的改动不大，因而挑选最佳的保温时刻为8h。 2、焙烧温度实验 在保温时刻8h，在焙烧温度分别为750℃、850℃、950℃条件下，焙烧实验成果见表3。 表3  不同温度的硫精矿焙烧实验成果焙烧温度/℃烧渣产率/%铁品尝/%Au档次/g·t-1S档次/%75069.070.901.090.9785068.366.811.310.3195067.865.821.370.30 实验成果及烧渣的化学多元素分析成果表明∶焙烧温度850℃时，保温时刻8h，烧渣中铁品尝最高，达66.81%，金档次1.31g/t，含硫为0.31%，焙渣已到达合格铁精矿的要求，而且该温度正好在工业上硫铁矿焙烧制硫酸的温度范围内，因而焙烧温度断定为850℃。 （二）烧渣浸金工艺研讨 1、烧渣水浸除硫实验 为了归纳收回烧渣中的金，进行了浸金实验研讨。在焙烧后的烧渣中，还有残留的硫。为了将这部分硫除掉，对烧渣进行水浸。烧渣水浸实验条件∶水浸液固份额为2∶1，水浸时刻分别为15min、 45min 、60min、 90min 、120min，实验成果见表4。 从表4能够得知，跟着水浸时刻的添加，烧渣中的含硫量越来越少，当水浸时刻45 min后，硫含量改动不明显，因而挑选水浸时刻为45min。 表4 烧渣水浸时刻实验成果水浸时刻/minw(S)/%00.31150.27450.18600.16900.151200.15 为了实验便利，将一切烧渣样先进行了水浸45min，晒干后进行浸金实验。因而，以下用于浸金的试样，均是烧渣水浸45 min后的试样。 2、预处理后化浸金实验 依据硫精矿烧渣化学分析成果，烧渣中金档次1.31，其间含有影响化浸出的有害元素S、Cu、As。这些元素均可与效果，耗费，有的还耗费溶解氧，然后下降金的化浸出率，但少数的Pb盐的存在能够加快金的敏捷溶解。为此，对水浸后烧渣进行了预处理后的化浸金实验。对水浸后烧渣矿浆进行重复过滤洗刷，对浸出前后的渣进行金档次测定。条件实验有∶磨矿细度、用量、预处理时刻、化浸出矿浆浓度、化浸出PH值、用量、化浸出时刻等。实验工艺流程及条件见图1。图1  化浸出工艺流程 （1）磨矿细度实验 改动磨矿时刻，得到不同磨矿细度，进行化浸金实验，成果见图2。从图2得知，跟着磨矿时刻的添加，金的浸出率反而下降。这说明烧渣孔隙度添加，其间金颗粒现已露出出来了，细磨反而使得矿浆泥化，使泥掩盖在露出的金粒上，不利于金的化浸出，故挑选烧渣不经磨矿直接进行浸金。图2  磨矿细度对金浸出率的影响 （2）用量实验 用来那个实验成果见图3。从图3得知，不加，金的浸出率仅为37.8%；跟着用量的添加，金的浸出率也随之添加。当用量到达300g/t时，金的浸出率到达了52.3%；用量为400g/t时，金的浸出率为53.5%，比用量300g/t时稍好。归纳考虑，选取300g/t做为最佳用量。图3  用量对金浸出率的影响 （3）预处理时刻实验 用量固定在300g/t，改动预处理时刻，其他条件固定不变，实验成果见图4。从图4得知∶跟着预处理时刻的添加，金的浸出率也随之升高；当预处理时刻到达4h后，金的浸出率改动缓慢，浸出的效果改善不明显，断定预处理时刻为4h。图4  预处理时刻对金浸出率的影响 （4）化矿浆浓度实验 的用量为300g/t，预处理时刻为4h。矿浆浓度（以液固比来表明）实验成果见图5。从图5得知∶液固比为1.5∶1时，金的浸出率为46.3%。液固比对金的浸出率影响不大。图5  矿浆浓度对金浸出率的影响 （5）pH值条件实验 的用量为300g/t，预处理时刻为4h，化浸出液固比为2∶1，其他条件固定不变，pH条件实验成果见图6。选用石灰调理矿浆ph值。参加石灰的效果∶一是石灰能够清洁单体金和连生金的表面，使金颗粒更易化浸出；二是石灰在化过程中能够调整矿浆的pH值，使矿浆能够坚持足够高的ph值，然后是化浸出顺利进行；别的，石灰价廉易得，还能够使矿浆凝集，有利于化矿浆的洗刷。 从图6可知，跟着矿浆ph值的升高，金的浸出率改动很明显。在低pH（pH＝9）时金的浸出率很低，仅为8.4%；而当矿浆ph升高时，金的浸出率随之增大；当pH到达11时，金的浸出率达最大，为55.9%；pH持续升高，金的浸出率略微下降。这可能是因为过量Ca(OH)2会发生薄膜掩盖在金的表面，影响了金与的效果，使得浸出率下降。浸出时矿浆的pH控制在11左右。图6  化浸出ph对金浸出率的影响 （6）用量实验 的用量为300g/t，预处理时刻为4h，化浸出液固比为2∶1，矿浆ph值为11，浸出时刻24h，用量实验成果见图7。由图7可知，跟着用量的添加，金的浸出率也随之升高。在低用量时金的浸出率很低。仅为19.3%；而当用量到达5g/t时，金的浸出率达53.8%；持续添加的用量，金的浸出率改动不大。图7  用量对金浸出率的影响 （7）化浸出时刻条件实验 化浸出时刻实验成果如图8。从图8可知，跟着化浸出时刻的添加，金的浸出率也随之升高。而当化浸出时刻为24h时，金的浸出率到达52.3%；持续添加化浸出时刻，金的浸出率改动不大。归纳考虑，化浸出时刻选取24h。图8  化浸出时刻对金浸出率的影响 （8）归纳条件实验 依据以上断定的条件进行归纳条件实验。的用量为300g/t，预处理时刻为4h，化浸出液固比为2∶1，矿浆ph值为11，用量5kg/t，化浸出时刻24h，归纳条件实验成果见表5。化浸金后浸渣的多元素分析见表6。实验成果表明，烧渣化金浸出率达51.9%，烧渣中铁品尝达66.63%，且烧渣中Cu，S，Pb，As等元素的含量均契合铁精矿冶炼的标准。 表5 化浸出归纳条件实验成果序号烧渣Au 档次/（g·t-1）浸渣Au 档次/（g·t-1）Au浸出率/%11.320.6550.821.320.6253.0平均值                                               51.9 表6 化浸渣的化学多元素分析成分w/%Fe66.63Cu0.258S0.16Pb0.022As0.12Au*0.61 w(Au)/10-6 三、结语 （一）对含硫51.6%、金0.98 g/t的硫精矿进行了焙烧条件实验，断定选用的焙烧温度为850℃、保温时刻为8h，烧渣中铁品尝达66.81%，金档次达1.31g/t，一起烧渣中硫质量分数为0.31%。 （二）烧渣中残留硫选用水浸45min能够有用去除，使烧渣中硫质量分数下降至0.18%，契合铁精矿冶炼对硫的要求。 （三）水浸后烧渣进行了预处理化浸金工艺实验，取得金浸出率为51.9%，化浸渣中铁品尝到达66.63%，且杂质元素的含量均契合铁精矿冶炼的标准。 （四）选用实验断定的工艺及条件处理该硫精矿，能够归纳收回铁、金，到达削减废渣排放的意图。 【参考文献】 [1]罗文，许承凤.硫酸烧渣归纳利用新途径探析[J].安徽化工，2004，31（6）：42-43.

一、引言 锌的用途广泛，在国民经济中占有重要的地位[1]。随着经济的发展，一次资源日渐贫竭，利用二次资源成为必然[2]，湿法炼锌已占据世界炼锌总量的80%以上，是世界炼锌生产的发展方向，而湿法炼锌中产出的锌浸出渣造成了环境污染及资源浪费[3]，加强锌渣中有价金属的回收利用，可最大限度地利用矿产资源，提高经济效益。 湖南某集团公司是以采、选、冶为一体的生产企业，该企业每年生产数万吨金属产品的同时，也排出了几十万吨的冶炼渣，其中锌常规浸出渣中锌品位高达16.8%，受公司委托，对锌浸出渣中的锌进行了热酸浸出和浮选回收试验，取得了较好的效果。 二、原料性质 试验原料来自湖南某冶炼厂的湿法炼锌渣，原料中含锌16.8%，铁17.8%。利用X衍射分析表明，原料中锌主要是以铁酸锌(ZnFe2O4)和硫化锌(ZnS)的形式存在，没有单独的氧化锌(ZnO)，经过粒度分析可知，冶炼渣的粒度为－0.074mm占90.5%。 三、实验结果及分析 （一）温度对浸出率的影响 图1  温度对浸划翠的影晌 实验结果表明，随着浸出温度的增加，锌浸出率有所提高。当温度为90℃时，锌浸出率达到72.0%，继续增加温度，锌浸出率增加不明显，但这样还会消耗大量的能量，增加成本，因此浸出温度90℃最佳。 （二）时间对浸出率的影晌 在液－固比为3:1，浸出温度为90℃，始酸浓度250g/L的条件下，考察不同浸出时间对锌浸出率的影响，在不同时间下浸出的研究结果见图2。图2  时间对浸出翠的影响 试验结果表明，随着浸出时间的增加，锌浸出率随之提高。在浸出3小时时浸出率达到73.3%，继续增加浸出时间，锌的浸出率增长不是很明显，由于增大浸出时间工业成本也会大幅增加，因此浸出时间确定为3小时。 （三）液－固比对浸出率的影响 在浸出温度为90℃，硫酸浓度为250g/L，浸出时间为3小时，考察不同液－固比对锌浸出率的影响，试验结果如图3所示。图3  液－固比对浸出率的影响 试验结果表明，随着液－固比的增加，锌浸出率随之增加，在液－固比为4:1时，锌的浸出率达到74.2%，继续加大液－固比，锌浸出率增加不明显，但这样会消耗大量的硫酸，使浸出液残酸升高，不利后续工艺的处理，在经济上不合理。所以选择液－固比为4:1。 （四）始酸浓度对浸出率的影响 在液－固比为4:1，浸出温度90℃，浸出时间3小时，考察不同酸度对锌浸出率的研究结果见图4。图4  始酸浓度对浸出率的影响 试验结果表明，随着硫酸用量的提高，锌的浸出率有所增加，当硫酸浓度为310g/L时，锌浸出率已达75.3%，继续增加浸出始酸浓度，锌的浸出率提高不大，试验中始酸浓度选择310g/L时最佳。 （五）浮选试验 通过热酸浸出锌，使其浸出率已达到75.3%，但热酸浸出渣仍含锌4.12%，X衍射分析表明，热酸浸出渣中锌以硫化锌形态存在，这是导致热酸浸出中锌不能完全溶出的原因。为了额外回收该部分硫化锌，采用浮选方法进行处理，浮选实验采用一次粗选、一次精选的试验流程。 ——粗选药剂条件:石灰3000g/t，硫酸铜1000g/t，黄药200g/t，2#油40g/t，粗选指标:精选药剂条件为精矿品位9.7%，回收率92.4%，所以对原粗选精矿再进行精选试验。 ——对粗精矿进行一次精选，精选中加入500g/t的硅酸钠(NaSiO4)作为分散剂和抑制剂，精矿品位18.9%，回收率89.4%。 四、结语 ——某冶炼厂湿法炼锌渣中锌主要以铁酸锌、硫化锌形态存在； ——采用热酸浸出，在浸出温度95℃、始酸浓度310g/L、液－固比4:1、浸出3小时的条件下，锌浸出率为75.3%，物像分析表明，热酸浸出条件下铁酸锌已经完全溶出，但硫化锌难以溶出； ——浮选法回收热酸浸出渣的硫化锌，采用一次粗选、一次精选的浮选流程，黄药、石灰、硫酸铜、硅酸钠、2#油作为浮选药剂，可得到锌精矿品位为18.9%，硫化锌回收率为89.4%的浮选指标。 参考文献： [1]屠海令，赵国权，郭青蔚.有色金属冶金、材料、再生与环保[M].化学工业出版社，2002,66. [2]刘清，招国栋，赵由才.有色冶金废渣中有价金属回收的技术及现状[J].《有色冶金设计与研究》，200(3):22－26. [3]刘斌，王伟涛.浅谈湿法炼锌工艺的浸出渣问题 [J].《四川环境》，2007(2):105－108.

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。

摘要  介绍了对广东河台金矿金精矿化尾渣铜归纳收回所采纳的技能改造办法，以及改造后所取得的经济技能目标。    关键词  金精矿  化尾渣  浮选  归纳收回    1.导言    广东河台金矿原矿为贫硫化物糜棱岩型含金矿石，其有价元素首要为金、银、铜。选厂原规划选矿流程为单一浮选金铜工艺。为完成就地产金，1998年底又建成日处理100t的金精矿化厂，形成了浮选—金精矿化提金工艺流程。该流程因受原浮选工艺出产规模的约束，金精矿化工艺的供矿量仅达50t/d，别的化尾渣中的有价铜矿藏不能得到归纳收回。    浮选金精矿中所含矿藏首要是以黄铜矿为主的原生矿藏及次生硫化铜矿藏，两种铜矿藏对化浸出影响不大。为此，决议选用金精矿化尾渣浮铜工艺进行铜和剩下金银矿藏的归纳收回。    2.化尾渣的物质组成    2.1  原矿性质    该矿矿石为贫硫化物糜棱岩型含金矿石，矿石中金属矿藏含量较低。首要金属矿藏有黄铁矿、磁黄铁矿、黄铜矿、天然金，共含有少数的闪锌矿、方铅矿和毒砂。金属矿藏含量约占矿石矿藏含量的2.27%。脉石矿藏以石英、绢云母为主，其次为方解石、长石等。    2.2  化尾渣分析    因本次工艺研讨的首要对象是化尾渣，因而对其进行了多元素分析和首要收回意图矿藏铜矿藏的物相分析，成果别离见表1、表2。表1 化尾渣多元素分析成果表元素CuFeSAl2O3SiO2CPbZnAu（g/t）Ag（g/t）WB/%2.515.3613.484.4245.60.650.310.232.6830表2  化尾渣铜矿藏物相分析成果物相称号Cu/氧化铜Cu/次生硫化铜Cu/原生硫化铜全铜WB/%0.0090.0560.1760.241W相对B/%3.7323.2473.02100[next]     3   工艺出产实践研讨    经过对化尾渣的矿石性质分析及小型实验研讨，决议选用浮选工艺收回浸渣中的铜矿藏及剩下金银矿藏，为此对现场原出产工艺中影响渣浮选的首要问题进行了分析研讨并采纳了相应的改造办法。    原出产工艺中浮选精矿化要求的磨矿细度为-0.037mm占90%，在此粒度条件下咱们对铜矿藏的单体解离状况进行了测定，测定成果如表3.表3  铜矿藏单体解离度测定成果铜矿藏存在状况单体铜矿藏铜矿藏与脉石连生铜矿藏与黄铁矿连生铜矿藏与磁黄铁矿连生脉石包裹铜矿藏算计W相对B/%48.626.41.57.216.3100     从表3能够看出，浸渣中铜矿藏的单体解离度不高，仅为48.6%，这将影响浮选铜精矿的档次。为此，要到达在满意铜精矿档次的前提下，最大极限进步收回率的意图，出产中要求必须加强磨矿作业的办理。采纳的首要办法为：下降旋流器给矿浓度，安稳其给矿量和给矿浓度，增大旋流器的作业压力，进步旋流器的分级功率，从而在现有条件下使磨矿细度到达-0.037mm占95%以上。严格操控浮选作业条件，以完成在保证铜精矿档次的前提下取得较高的收回率。    河台金矿对环保要求较高。前段化工艺的出产尾液施行零排放，置换贫液悉数回来洗刷作业，而原规划的收回体系长时间搁置，因而洗刷后的稠密机底流根含量仍较高，一般可达2~6×10-6。如此高的根浓度将对铜矿藏发生较强的抑制效果。为此决议选用以下计划消除其影响，首要选用厢式压滤机对化尾渣进行压滤，使其滤饼含水量不高于15%，然后参加滑水调浆至浓度27.5%，这样可使浮选的矿浆中根浓度大幅度下降，消除根对选铜作业的影响。一起参加CS药剂一方面进一步消除剩余根的影响，另一方面活化次生铜矿藏及部分氧化矿藏和连生体矿藏，以完成最大极限进步浮选作业收回率的意图。    原浮选精矿中浮选药剂含量较高，在化浸出前没有经过脱药处理，虽经过磨矿分级及洗刷作业，但渣中残留的浮选药剂仍严峻影响下段铜矿藏的收回。在出产中发生很多的泡沫，至使呈现目标无法操控及浮选作业严峻跑槽等问题，给选铜工艺带来困难。经过厢式压滤机的过滤，可大大消除残留药剂的影响。经过对选铜新药剂品种和用量的調整，使铜精矿档次和收回率得到较好的操控。    出产中选用的厢式压滤机为接连排矿。跟着前面化作业的动摇，使其每次排矿量及排矿距离时间都无法固定，而选铜的浮选出产一般对工艺参数要求较提升，因而要求给矿量及给矿浓度相对安稳，为此在浮铜作业前设置三段拌和作业。一段为调浆作业，以保证矿浆浓度为27%；二段为缓冲作业，以保证前段压滤距离期间能有满足的储矿量；三段为给矿作业，保证给入浮选作业的矿量及浓度均匀接连。    4.改造后的工艺流程、设备及作业条件依据现场工艺研讨终究断定的渣选铜工艺流程所选首要设备为压滤设备： XAZ120m2箱式主动压滤机：1#拌和槽：ф2500 x 2500mm机械式拌和槽;2#拌和槽: ф  2500 x 2500mm冲1500 x 1500mm机械拌和槽;3#拌和槽:似500 x 2500mm机械拌和槽;粗选:SF一4m3浮选机2台(原有);一次精选:SF一4m3浮选机2台(原有);二次精选:SF一4m3浮选机1台(原有);二次扫选:SF一4m3浮选机1台(原有);[next]    渣浮选作业条件:处理矿量50t/d;磨矿细度:-320目占95%;滤饼含水:不大于17%;矿浆流量:117L/min;调浆浓度:27%;粗选加药:黄药80留t,2号油60g/t;一扫加药:黄药40 g/t,2号油30 g/t;二扫加药:黄药20 g/t,2号油20 g/t ; CS用量:200 g/t。    5 出产工艺目标及技能经济分析    5.1 出产工艺目标    经过4个月的出产运转，所取得的首要技能目标见表4.表4  化尾渣浮选工艺目标原矿累计铜档次/%尾矿累计铜档次/%精矿累计铜档次/%收回率/%4.140.5518.87/%     5.2  经济技能目标    1)产量核算。处理矿量按50t/d计，年作业天数按300d计，渣铜档次按4%计，归纳收回率按85%计，铜精矿档次按18%计，铜价格按其时价格11 500元/t计，年产含量铜510t，含量铜供应收入为586.5万元。    别的化验铜精矿中金档次为6岁t，精矿中金计价40元/g，则含量金供应总收人为68万元。年总收人为654.5万元。   (2)年总本钱核算。年总本钱包含出产本钱和供应本钱。其间，出产本钱包含电耗、药耗、人工及材料耗费，其年总额为65.02万元。供应本钱包含人工费、运费，年总额为85万元，两项算计总本钱为150.02万元。   (3)税金按供应收人的12%计，则总额为70.38万元(不包含含量金部分)。   (4)年供应铜精矿赢利为434.1万元。    6 结语    经过对广东高要河台金矿现场工艺和矿石物质组成的全面研讨，选用浮选工艺归纳收回金精矿化尾渣中的铜及剩金，对现场的工艺施行改造，使其渣收回铜浮选厂投产一次成功，完成了归纳收回的意图，给厂商带来较明显的经济效益。渣收回铜不管在技能和经济上都是合理可行的，因而，能够为相似矿石的尾矿收回供给很好的学习效果。

废镍渣有铁磁性和延展性，能导电和导热。常温下，镍在潮湿空气中表面形成致密的氧化膜，不但能阻止继续被氧化，而且能耐碱、盐溶液的腐蚀。块状镍不会燃烧，细镍丝可燃，特制的细小多孔镍粒在空气中会自燃。加热时，镍与氧、硫、氯、溴发生剧烈反应。细粉末状的金属镍在加热时可吸收相当量的氢气。镍能缓慢地溶于稀盐酸、稀硫酸、稀硝酸，但在发烟硝酸中表面钝化。镍的氧化态为－1、＋1、＋2、＋3、＋4 ，简单化合物中以＋2价最稳定，＋3价镍盐为氧化剂。镍的氧化物有NiO和Ni2O3。氢氧化镍〔Ni(OH)2〕为强碱，微溶于水，易溶于酸。硫酸镍（NiSO4）能与碱金属硫酸盐形成矾 Ni(SO4)2o6H2O(MI为碱金属离子)。＋2价镍离子能形成配位化合物。在加压下，镍与一氧化碳能形成四羰基镍〔Ni（CO）4〕，加热后它又会分解成金属镍和一氧化碳。废镍渣银白色金属，密度8.9克/厘米3。熔点1455℃，沸点2730℃。化合价2和3。质坚硬，具有磁性和良好的可塑性。有好的耐腐蚀性，在空气中不被氧化，又耐强碱。在稀酸中可缓慢溶解，释放出氢气而产生绿色的正二价镍离子Ni2+；对氧化剂溶液包括硝酸在内，均不发生反应。镍是一个中等强度的还原剂。镍不溶于水，二价镍可能是主要生物类型，在生物体内能与很多物质络合、螯合或结合。废镍渣大量用于制造合金。在钢中加入镍，可以提高机械强度。如钢中含镍量从2．94％增加到了7.04％时，抗拉强度便由52．2公斤／毫米2增加到72．8公斤／毫米3。镍钢用来制造机器承受较大压力、承受冲击和往复负荷部分的零件，如涡轮叶片、曲轴、连杆等。含镍36％、含碳0.3-0．5％的镍钢，它的膨胀系数非常小，几乎不热胀冷缩，用来制造多种精密机械，精确量规等。含镍46％、含碳0．15％的高镍钢，叫&ldquo;类铂&rdquo;，因为它的膨胀系数与铂、玻璃相似，这种高镍钢可熔焊到玻璃中。在灯泡生产上很重要，可作铂丝的代用品。一些精密的透镜框，也用这种类铂钢做，透镜不会因热胀冷缩而从框中掉下来。由67．5％镍、16％铁、15％铬、1．5％锰组成的合金，具有很大的电阻，用来制造各种变阻器与电热器。

传统的提金办法为化法，每年发生很多的黄金冶炼化尾渣，并且跟着金矿挖掘程度的加深，难选金矿的产值越来越大。为了进步金的提取率和下降黄金冶炼化尾渣对环境污染，使用催化氧化法处理难选金矿和化尾渣，可将这些矿藏中中包裹金的硫化物、砷化物催化氧化掉，添加金与浸出剂的触摸时机，然后可进步金的回收率。一起还可归纳回收银、铜、铅等有价元素，并可使用其间很多的铁，出产超细的回收率。一起还可归纳回收银、铜、铅等有价元素，并可使用其间很多的铁，出产超细通明的铁系颜料等。

钛渣：钛铁矿（钛精矿）配加一定量的含碳还原剂通过电炉熔炼，使矿中的铁氧化物被C还原，从而实现铁钛分离，钛氧化物被富集在炉渣中所形成的产品。      酸溶钛渣： 用作硫酸法钛白生产原料的钛渣     氯化钛渣： 用作氯化法钛白或海绵钛生产原料的钛渣     富钛料： 将钛铁矿通过各种方法进行富集而得到的高品位的含钛物料的总称     预处理： 在矿物进入电炉冶炼前，为了改善矿物性能等而对矿物进行一定的处理。     预还原： 在矿物进入电炉冶炼前，对矿物先进行还原处理，将矿中部分铁氧化物还原成低价铁或金属铁的处理方法。     预氧化： 在矿物进入电炉冶炼前，将矿物在中性或氧化气氛中进行焙烧的处理方法。     电炉冶炼法： 通过电炉并由电极输入电能来进行冶炼的方法。      电极： 将电流输入电炉内，并由此将电能转化为矿物冶炼所需要的能量的导电物体。     石墨电极： 采用石墨作为电极的主要原料，是一种已焙烧成形的电极。     自焙电极： 将电极糊填充在电极筒套中，通过冶炼过程中产生的热量来焙烧成形的电极。     还原剂： 用于将高价氧化物还原成低价氧化物或金属单质的物料     炉况： 电炉冶炼过程中炉内的状况。     翻渣： 在钛渣冶炼时，因炉料突然陷落造成还原反应瞬间激烈发生，产生大量CO气体经熔渣逸出，使渣出现沸腾和喷溅现象。     低价钛： 化合价低＋4价的含钛化合物。     半钢： 钛渣冶炼时铁氧化物被还原后所生成的一种铁水，因含C介于钢与铁之间，故称半钢。      不溶钛： 不溶于硫酸的钛化合物。     挂渣： 在冶炼钛渣时，为防止钛渣对炉壁的腐蚀，在炉内壁挂上一层钛渣以保护炉壁的方法。     直流电炉： 采用直流电源的电炉。     交流电炉： 采用交流电源的电炉     明弧冶炼：在冶炼钛渣时，通过电极顶端发出弧光热量来熔化物料进行冶炼的方法。     埋弧冶炼： 冶炼时电极插入物料中通过物料的电阻产生热量来进行冶炼的方法。     铁、钛总量：原料中二氧化钛和三氧化二铁与氧化亚铁的总和。     配碳量：根据原料中铁含量与还原剂的碳含量及其还原程度来确定配碳的比例关系。

本发明因为反响压力低，因而对设备要求不高，没有安全方面的困难；因为反响温度能够规划得很高，故处理作用优于国外运用的办法；因为一般仅运用报价较低的硫酸做反响药剂，并且耗量不太大，因而处理本钱较低；反响后仅需求洗刷到中性即可送到化工段，因而工艺流程不长，与其它办法比较，设备也不杂乱，依据矿山的条件，即能够选用间歇出产又能够选用连续出产。 　　因为这些长处，本发明的办法将被广泛应用。 三 专利权要求： 　　1 一种难选冶的金精矿（包含原矿）的预处理办法，其特色在于，运用硫酸作化学反响药剂； 　　2 依据专利权要求1，其特色在于反响所用硫酸的浓度不受约束，当运用浓硫酸时，反响的能耗较低； 　　3 依据专利权要求1，其特色在于化学反响温度在200~400℃规模；4 依据专利权要求1，其特色在于反响压力为常压，最高不超越0.3Mpa； 　　5 依据专利权要求1，反响时刻不超越4小时； 　　6 依据专利权要求1，硫酸（折合为浓硫酸）与被处理物料的分量比在0.1~2：1规模，与原猜中还原性物质含量有关； 　　7依据专利权要求1，其特色在于反响过程中仅运用硫酸在高温下的氧化作用，不需求氧气或空气中的氧参加反响； 　　8 依据专利权要求1，反响釜即能够是承压的，也能够是不承压的，也能够运用其它类型设备，如类似于枯燥窑的反响设备。 四 施行例 　　实验所用含砷金精矿取自辽宁某矿，金档次55.8 g/t，银217g/t，含砷3.15%，含硫16%，含铁18%，含碳3.45%.92%的次显微金，黄铁矿包裹金占19.4%，砷黄铁矿包裹金占68.57%。 　　运用生物化学分解法在18%矿浆浓度条件下处理170h，再化浸出，浸出率95%。 　　直接化浸出24小时，化条件与施行例相同。浸出液金浓度0.52mg/l，金浸出率仅18%。 施行例1 　　取10g，置于150ml克己不锈钢反响釜中，参加5ml浓硫酸，拌和均匀后，将拌和棒上粘的金精粉用水冲入反响釜中，封闭釜盖。将反响釜放到恒温箱中加温，设定反响温度275℃时，恒温1小时，然后天然冷却至室温，用水冲入烧杯并用水洗刷屡次，至洗水pH升高到7时，参加50ml1%溶液，参加水至挨近200ml，参加2%浓度的烧碱溶液少数调整矿浆pH值到达10左右，再补加水至200ml，间歇拌和，24小时后,浸出液金浓度为2.76mg/l,按浸出液量为195ml核算，浸出率到达96%。 施行例2 　　10g金精粉，按施行例1过程进行处理，反响温度为250℃，反响恒温时刻2小时，其他条件不变。浸出液金浓度2.14mg/l，金浸出率74.8%. 施行例3 　　10g金精粉, 按施行例1过程进行处理，反响温度为270℃，反响恒温时刻2小时，其他条件不变。浸出液金浓度2.63mg/l，金浸出率91.9%。

火法富集锰，是提高锰品位的一种方法，火法富集锰的主要产品是富锰渣渣和副产品生铁。生铁作为钢铁生产的用料，而富锰渣扎除作为硅锰合金的主要原料外，在化工上也有广泛的用途。用它作为化工原料，与原矿相比可以节省许多工序和能源。比如：生产硫锰。用它直接与硫酸反应，这样就省去用原矿煅烧还原的工序。    但是，目前富锰渣的价格较高，而且价格以其品位的提高而提高。目前的价格是每度43.00元，用它来生产硫酸锰很不合算，而生产富锰渣的另一副产品——渣皮其价格较便宜，每吨随市场价一般在250—400元之间。用它来作为生产锰盐及其他化工产品有着广阔的前景。笔者长期接触高炉火法集锰，在工作过程中摸索出渣皮中含有各种成分及数据：锰含量：24~30%，泥沙：32~36%，铁：12~15%，磷：1.5~1.8%，水分：6~8%渣皮中的含锰量与该高炉生产的富锰渣含量有直接的关系。渣皮中的二氧化硅含量除原矿原来含有之外，还与该高炉的操作工和业主的素质有关，渣皮中生铁的存在，是造成渣皮含铁高不能与富锰渣等价卖出的主要原因，渣皮中的水分，是长期堆放在露天日晒雨淋造成的。笔者通过研究和反复实验，成功地解决上述问题，为渣皮的用途翻开了新的一页。    目前这一技术已经形成成熟的生产工艺，生产的产品主要元素如下：粒度30目的含锰量为31%，含铁量为3.8，二氧化硅含量为28，磷为0.064~0.09，水分为1；粒度20目的含锰量为31%，含铁量为4.2，二氧化硅含量为29，磷为0.064~0.09，水分为1；粒度10的含锰量为30.57%，含铁量为4.58，二氧化硅含量为30.35，磷为0.064~0.09，水分为1。

&nbsp;硅锰水渣作为在铸造硅锰合金后残留下来的废物品。如利用硅锰水渣在中频炉中生产硅锰合金以及利用硅锰水渣和锡渣烧制硅酸盐水泥熟料等。每年随着硅锰合金的产出会产生大量的硅锰水渣，如何利用先进技术让这些硅锰水渣变废为宝成为未来一个具有前景的 行业 。&nbsp;&nbsp;硅锰水渣具有二次回收利用的价值。

一 前语 　　黄金工业的快速开展，现已使易选冶金矿资源耗费贻尽，国际各国都在加大力度开发问选冶金矿的提金技能，或称难处理金矿提金技能，其难度在于，难选冶金矿或金精矿中，金以微细粒状况包裹在其它物猜中，如黄铁矿、砷黄铁矿中，经过正常的磨矿无法使金露出出来，即便超细磨矿，一般也不能处理。因而难选冶金矿中很大一部分是指含砷金矿或含砷金精矿。近十几年来，国际范围内，对难选冶金矿的预处理技能开发一直在不断地进行。 　　现已到达工业使用水平的技能有高温焙烧分化法、生物分化法和酸压热分化法和碱压热分化法；处于实验阶段的技能有硝酸分化法、真空高温分化法、压热分化法、微波高温分化法及氯分化法。 　　焙烧分化法假如不考虑处理三废的出资，其设备出资较小，设备制作难度也小，对设备质料要求不高，因而前期有必定的商场。但发生很多含二氧化硫废气和剧毒的固体（），较难处理，因而对环境污染较严峻，并且，相关于别的两预处理办法，其金的收回率较低，一般只能到达85%。因为污染问题，现在不宜选用。 　　生物分化法在酸性条件下进行，需求恒温，设备需求防腐，因为反响速度很慢，一般需求120小时以上，因而设备出资大，出产本钱较高。关于含砷硫不太高的质料，处理作用较好，金收回率高达90%，但关于含砷硫高的质料，处理时刻很长，工业上不易完成。 　　以处理才能50t/d设备为例，设备出资1500万元以上，出产本钱不低于600元/t。 　　酸压热分化法指硫酸加压加温分化法。其最大长处是处理作用好，一般金收回率可达95%。反响在2%～8%浓度的硫酸、200℃、20Mpa、拌和条件下进行，反响设备质料要求高、制作难度大，国内尚不能出产。从国外使用状况看，其操作、修理要求高，设备出资大、出产本钱高。以处理才能50t/d设备为例，设备出资1500万元以上，出产本钱不低于500元/t。 　　未工业化的预处理办法中，硝酸分化法工艺及设备尚无法断定，出产本钱较高；真空高温分化法电耗高，出产规划不易扩展，金收回率不够高；压热分化法收回等问题没有处理，金的收回率不够高；微波高温分化法出资大，操控难度大，制作大功率微波源尚有较大难度；氯分化法设备防腐困难，当硫或砷含量高时，氯耗过大，出产本钱过高。 　　在国外，黄金矿山出产规划比较大，厂商一般投巨资树立处理难选冶金矿的设备，其处理规划到达1000t/d以上，因为处理规划大，处理本钱相对较低，所以硫酸压热分化技能、生物分化技能在国外得以工业使用。 　　我国难选冶金矿的特点是单个矿点储量小，从经济视点考虑不适宜上大规划预处理设备，并且现在黄金报价过低，出产黄金的赢利有限，尚没有大厂商投巨资选用国外先进技能树立预处理工厂的意向。 　　开发具有中国特征的处理难选冶金矿石包含金精矿的工业办法具有宽广的商场前景。其特征在于设备出资要小、出产本钱适中（出产本钱尽管高，但总出产本钱能被承受）、设备制作原材料安身国内、操作简洁、无环境污染。 二 硫酸常压分化技能 　　本发明选用具有高沸点的硫酸做氧化剂，辅以小量其它助剂，在常压下进行难选冶金精粉的加温分化反响。因为在常压下反响，反响设备材料易得、较易制作。 　　本发明用硫酸做反响的氧化剂，在较同温度下进行反响，将黄铁矿分化成硫酸亚铁、及硫代硫酸盐；将砷黄铁矿分化成盐、亚盐、硫黄、硫代硫酸盐，反响中还或许发生少数的二氧化硫。因为发生的硫黄蒸发，不会对后续收回金发生不良影响，发生的少数气体可经过吸收得以处理，发生的浸渣中砷以不溶性黄铁钒方式存在，因而不会污染环境。

一、导言     直接化含铜的金矿石时，只要参加很多的才干取得较高的浸出率。因为简直一切的铜矿藏溶于溶液，热压酸浸渣中铜的组份和含量对金的化具有重要影响。据报道，铜矿藏在0.1%NaCN溶液溶解率实测成果为（23℃）：黄铜矿5.6%，自然铜90.0%，辉铜矿90.2%，斑铜矿70.0%，孔雀石90.7%，赤铜矿85.5%等 。可见除黄铜矿以外的其它铜矿藏在溶液中都有很高的溶解度。溶液中Cu2＋离子氧化构成十分安稳的Cu（I）合作物，然后影响金的化浸出。     用处理含铜金矿石时，能够选用法改进的办法，即在化时添加NH4＋改进其提金功能。本文对法浸出系统研究标明，在操控必定量的条件下，浸出含铜热压酸浸渣可更有用的进步金银化浸出率，且下降耗量。     二、矿样性质     实验矿样来自吉林甘矿山的浮选铜金精矿通过热压酸浸预氧化后的浸出查，该浸出渣的多元素化学分析成果见表1。铜物相分析成果见表2。 表1  浸出渣多元素分析成果    *单位为g/t元素Au*Ag*CuTFeCaMgNaKTSS0SiO2wB/%45.2563.20.5733.040.680.101.450.4629.8918.0317.89   表2  浸出查中的铜物相分析自在氧化铜%结合氧化铜%次生硫化铜%原生硫化铜%总铜%0.0540.0750.2210.2210.571        三、实验     （一）基本原理     直接化含可溶溶液的铜矿藏时，只要参加很多的，才干获较高金的回收率，原因是与铜矿藏反响而被耗费，即： 2Cu2＋＋8CN－＝2Cu（CN）32－＋（CN）2      （1） （CN）2＋2OH－＝CN－＋CNO－＋H2O          （2）     总反响式可写为： 2Cu2＋＋7CN－＝2Cu（CN）32－＋CNO－＋H2O    （3）     法的特点是用NH3－CN－混合溶剂浸出，能够进步金的浸出率，下降的耗费。NH3在化进程中的作用是改动慵懒的［Cu（CN）2］2－，成为能浸出金的混合配位的络离子［Cu（CN）3（NH3）3］2－，即： 4Au0＋4［Cu（CN）2］2－＋O2＋2H2O＝4Au（CN）2－＋4CuCN＋12NH3＋4OH－     （二）实验办法     按必定的液固比将浸铜渣和水装入锥形瓶中，用石灰中和调碱至pH＝10～11后，参加必定量的的NaCN、NH4HCO3。将锥形瓶置于HY－8型调整振荡器上摇瓶浸出。必定时刻后过滤，浸出渣用水淋洗烘干，渣样和液样一同送检测。     四、成果与评论     该浸出渣在化贵液中Ag、Cu的浓度较高，合适选用全泥化锌粉置换工艺。     （一）惯例化实验     化条件：矿浆浓度为35%，用量为变量，化时刻24小时。实验成果见表3。 表3  直接化实验成果序号用量（kg·t－1）渣档次位（g·t－1）浸出率（%）AuAgAuAg1814.4233.2168.1347.4521211.2331.0275.1850.923169.6329.2378.7253.754208.7125.6880.7559.375258.5725.0581.0660.36        由表3能够看出，浸出渣直接选用炭浆法化，即便参加量为25kg/t，Au、Ag的浸出率只要81%、60%左右。分析化余液中的铜离子溶度，可到达0.8～1.5g/l。说明晰反响进程中，生成了可溶性的铜络离子。为了进步金的化浸出率，选用法。     （二）Cu档次对浸出率的影响     化条件：矿浆浓度为35%，用量10.0kg/t，碳酸氢铵用量按100kg/t，化时刻24小时。图1  Cu档次对金银浸出率的影响    图1是Cu档次对浸出率的影响的联系图。从图1中能够看出，当浸铜渣中铜含量大于2%，金浸出率只能维持在80%左右；当浸铜渣中铜含量低于2%时，金的浸出率急剧升高，到达95%以上，此刻铜含量的下降对金的浸出率影响较小。因为简直一切的铜矿藏溶于溶液，浸铜渣中铜的组份和含量对金银的化具有重要影响，因而，在热压酸浸进程中要尽可能把硫化铜矿藏氧化完全。     （三）用量对浸出率的影响     化条件：矿浆浓度为35%，碳酸氢铵用量100kg/t，化时刻24h。图2  用量对金银浸出率的影响     图2是用量对浸出率的影响的联系图。从图2中能够看出，进步用量，能够进步金银的化浸出率，但的添加也形成其耗费的添加。统筹浸出率和本钱，用量8.0kg/t为佳。     （四）碳酸氢铵用量对浸出率的影响     化条件：矿浆浓度为35%，用量8.0kg/t，化时刻24h。图3  碳酸氢铵用量对金银浸出率的影响     图3是碳酸氢铵用量对浸出率的影响的联系图。从图3中能够看出，进步碳酸氢铵用量，能够进步Au的化率，但对Ag的浸出率没有显着的影响。当碳酸氢铵量到达75kg/t时，添加碳酸氢铵的用量，对Au的浸出率进步不显着，统筹浸出率和本钱，碳酸氢铵用量75kg/t为佳。图4  矿浆浓度对金银浸出率的影响     （五）矿浆浓度对浸出率的影响     化条件：用量8.0kg/t，碳酸氢铵用量75kg/t，化时刻24小时。     图4是矿浆浓度用量对浸出率的影响的联系图。从图4中能够看出，在25%～45%浓度范围内均能取得较好的目标。矿浆浓度并不是影响浸出的主要因素，因而，矿浆浓度可选择更合适工业上使用的40%左右。图5  化时刻对金银浸出率的影响     （六）化时刻对浸出率的影响     化条件：矿浆浓度为40%，用量8.0kg/t，碳酸氢铵用量75kg/t。     图5是化时刻对浸出率的影响的联系图。从图5中能够看出，金的浸出率跟着浸出时刻的添加而显着升高，14h以后金的浸出率没有显着的改变，而银的浸出率在16h时有一最佳值。归纳考虑金银的回收率，化时刻选为16h。     （七）归纳条件实验     在上面单因子实验的基础上，进行了如下归纳条件实验：矿浆浓度40%，NaCN用量8.0kg/t，碳酸投争用呈75kg/t，化时刻16h。此刻，金、银的浸出率分别为98.3%、82.7%。     五、定论     （一）矿石中的铜被浸出耗费了，并大幅度下降了游离CN－浓度，这是惯例化中铜搅扰金化的主要原因。     （二）的参加供给了一种可溶解金的沸合配体化合物［Cu（CN）3（NH3）3］2－，使金浸出不依赖于溶液中的游离CN－浓度，然后大大改进了铜存鄙人金的化进程。     （三）选用法，在相同的用量下，可将惯例化时缺乏70%的金的化浸出率进步到98.3%。

我国有许多矿山的尾矿库堆存或继续排放着金矿石的化尾渣，原矿石中的硫化物等包裹金而使某些尾渣的金档次较高。这类尾矿如先选用浮选工艺选别硫化物对金进行预先富集，能以极低的采磨选本钱取得金精矿，再对精矿进行预处理，可有用收回其间的金。本文选用常温常压强化碱浸预氧化工艺[1-3]处理某金矿石化尾渣浮选精矿。 一、实验 （一）实验材料 实验物料为某金矿石化尾渣的浮选精矿，含金档次为29.78g/t，含银15.07g/t，含砷0.64%，含硫19.90%，含铁18.20%、SiO2 45.74%、Al2O3 8.78%。物猜中的金为显微不行见包裹金，并以黄铁矿包裹为主。选用超细磨－化办法处理，在 （二）实验流程与设备 工艺进程：化尾渣浮选难浸金精矿先经塔式磨浸机超细磨，然后进入强化碱浸拌和槽进行碱性常温常压强化预氧化，预氧化矿浆加CaO乳调浆并过滤，滤液回来碱浸预氧化，滤渣参加新水调浆进入化和炭吸附作业。实验所用的仪器设备首要有：螺旋拌和式塔式磨浸机，强化拌和预氧化槽，温度计，pH计，空压机，流量计，化和炭吸附槽等。 （三）实验条件 磨矿条件：金精矿2kg、水2L、 强化碱浸预氧化条件（预氧化进程没有预热和保温办法，NaOH为接连参加，保持矿浆pH=11～12）：调浆补水2L、矿浆浓度33%、温度30℃、压力011MPa、空气通入量013m3/h、2号引发剂110kg/t、矿浆初温30℃。 化和炭吸附条件：调浆CaO80kg/t、矿浆浓度37%～40%、pH～11、温度30℃、时刻24h。 二、成果和评论 （一）细磨活化 毒砂氧化尽管具有很大的热力学趋势，但其天然暴露在水和空气中的氧化反响半反响期达70年，天然氧化动力学十分缓慢。在相同条件下，毒砂的氧化分化速度约比黄铁矿高4.5倍。但经过细磨活化后，矿藏的热稳定性（熔点、分化温度、反响温度等）下降，耐酸耐碱程度削弱，溶解性、活性、反响速度等进步，使一些高温高压下才干进行的浸出反响能够在常温常压下发作。 塔式磨浸机首要运用研磨效果进行磨矿，细磨才能强且效率高。这类磨机具有一个重要特色，就是在对物料进行细磨的一起也具有很强的机械活化效果，能够一起强化并加快化学浸出进程。因而，它在作为一个高效细磨设备的一起也是一个活化器，且还能够成为一个预浸出器或预氧化器。 跟着细磨的进行，物料被磨细，增加了物料的比表面积和反响”活区”的数目。在必定的磨矿条件下，活化程度与磨矿细度有必定的对应联系。关于实验所用的金精粉，99.5% （二）强化碱浸预氧化 难浸金精粉经塔式磨浸机细磨活化后，进入强化碱浸槽中进行预氧化。因为强化的传质条件使新鲜、解离的FeS和FeAsS颗粒表面被强制与NaOH和O2触摸；高剪切速度除掉颗粒表面的掩盖物和锈斑，使钝化效果或钝化膜来不及构成；激烈的传质条件打破或减薄了分散界面层，强化分散；以及碱浸反响放热等要素，加快了砷硫矿藏的氧化速度，并发作如下转化： 3AeAsS＋9NaOH＋4O2＝Na3AsS3＋2Na3AsO4＋3Fe（OH）3    （1） 4FeAsS＋4FeS2＋12NaOH＋3O2＋6H2O＝4Na3AsS3＋8Fe（OH）3    （2） 2FeAsS＋4NaOH＋7O2＝2Fe（OH）3＋2Na3AsO4＋2Na2SO4＋2H2O    （3） 2FeAsS＋4NaOH＋7O2＝2FeAsO4＋2Na2SO4＋2H2O    （4） 2FeAsS＋4HaOH＋3O2＝2Na2S2O3＋2Fe（OH）2（5） 在必定条件下Na2S2O3和Na3AsS3被进一步氧化成Na2SO4和Na3AsO4，Fe（OH）2被氧化成Fe（OH）3，Fe（OH）3又分化成Fe2O3等。 因为FeAsS在热力学上比FeS2易于氧化，在黄铁矿-毒砂共同体中，总是优先氧化毒砂，这表明了能够运用砷硫矿藏氧化速度的差异到达氧化的选择性。别的，因为金在矿藏晶格中的赋存可引起组成改动、晶格歪曲、错位以及其它矿藏学反响，因而，也形成了硫化物表面的氧化散布存在不同，即表现出表面区域的氧化选择性，从而使FeS2也被选择性氧化，加快金的解离。一起，也因为有硫代盐的生成，使NaOH的耗费仅为相同氧化率条件下将砷硫氧化成盐和硫酸盐所需理论耗量的一少部分。 如图1所示，跟着拌和强化碱浸的进行，砷、硫矿藏被快速氧化，氧化渣金的化浸出率逐步升高。因为金精矿含硫高而含砷低，而且金首要被黄铁矿深深包裹，所以氧化渣金的化浸出率与硫的氧化率呈正相关联系。预氧化48h，硫氧化率87.50%，砷氧化率89.85%，氧化渣化浸出24h，金的浸出率85.85%。预氧化时刻如再延伸，氧化渣金的化浸出收回率会继续升高，但电耗、药剂本钱也将加大。预氧化时刻与金的浸出收回率存在最佳平衡点，不该为了寻求高的金浸出率而疏忽经济本钱。关于实验物料，预氧化48h能够完成技能和经济的最佳匹配，满意难浸金经济的矿藏学解离要求。图1　硫、砷氧化动力学及对应的金化收回率 强化碱浸反响放热使矿浆温度敏捷上升。碱浸预氧化0～1.75h，浆温从初始的30℃快速上升至65℃峰值点。碱浸3h今后，浆温在61℃水平上保持3h，随后缓慢下降。碱浸完毕时，浆温50℃。强化碱浸进程中反响热的继续放出使浆温远高于环境温度，这一特色使本工艺在冰冷区域应用时也具有杰出的适用性。强化碱浸进程中，渣的色彩改变敏捷。碱浸1.5h，物料显着变黄，碱浸完毕时，物料由初始的灰黑色变成深棕色。因碱浸同期发作Fe3＋、Ca2＋和AsO43－的沉积反响，使已进入液相的砷又被大部分转入固相，溶液中仅含微量砷。 在预氧化的一起，矿浆电位也发作相应的改变，如图2所示。拌和强化碱浸12h，矿浆电位从初始的－843mV快速升高到－247mV，随后缓慢升高改变，碱浸结尾为－53mV。这一改变规则，实际上是物料氧化进程的直观反响。跟着强化碱浸的进行，越来越多的硫、砷矿藏被氧化，矿浆被氧化的才能逐步削弱，其电位必定逐步升高（硫砷等由复原态向氧化态改变）。碱浸完毕时，物料由难浸改变为易浸，使金的提取简单进行。图2　预氧化矿浆电位的改变 （三）加CaO调浆 碱浸完毕后加CaO乳调浆，使溶液中的杂质离子沉积，溶液净化，利于随后的化提金作业并下降耗费。一起，溶液中的砷构成钙沉积，进一步降砷。如CaO参加量适宜，也能够再生一部分碱，经过滤，滤液可回来碱浸开端段或作为碱浸进程因碱浸放热形成水蒸腾的补水，在循环运用中进一步下降碱耗。 调浆后，溶液的沉降性和过滤性也均得到大幅度改进，易于过滤和沉降，利于后续提金作业和尾矿压滤堆存。 （四）金的收回 将参加CaO乳后的矿浆过滤，滤渣再参加新水化。图3给出了在NaCN参加量6kg/t、活性炭密度17.5g/L条件下，金的化浸出和吸附动力学。浸出和吸附24h，金的化收回率为85.85%，吸附收回率为99.62%。图3  金的浸出和吸附动力学 三、定论 运用超细磨塔式磨浸机的机械活化效果以及强化碱浸预氧化槽的强化拌和效果，在常温常压下引发硫、砷矿藏在高温高压下发作的氧化反响，使某金矿石化尾渣的浮选精矿由难浸改变为易浸，然后接化和炭吸附作业经济收回金。关于含金档次29.78 g/ t 、含砷0.64 %、含硫19.90 %的化尾渣浮选精矿，预氧化后金的化浸出收回率由预氧化前选用超细磨- 化办法的3.95 %进步到85.85 % ，炭吸附率99.62 %。 参考文献 [1]Meng Yuqun. Pretreatment and thiosulfate leaching of re2fractory gold2bearing arsenosulfide concentrates [J]. Journalof University of Science and Technology Beijing , 2005, 12（5）: 385 - 389. [2] Meng Yuqun. A new extraction process of carbonaceous re2fractory gold concentrate [J]. Transactions of NonferrousMetals Society of China , 2005, 15（5）: 1178 - 1184. [3] 孟宇群, 代淑娟, 宿少玲. 某含砷难浸金矿石进步收回率研讨[J]. 黄金, 2005 , 26（1）: 34 - 36. 作者单位： 中国科学院金属研讨所（孟宇群） 东北大学（代淑娟、刘德军、高付清）

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

废锌合金渣是生产商在制造锌合金时所遗留下的残渣.下面请跟随小编来了解下锌合金的咨询.锌合金按制造工艺又可分为铸造锌合金和变形锌合金两类。铸造合金的产量远大于变形合金。下表中列出几种重要锌合金的成分、性能和用途。铸造锌合金 依铸造方法不同又分为压力铸造锌合金（在外加压力作用下凝固）和重力铸造锌合金（仅在重力作用下凝固）。压力铸造锌合金 这种合金从1940年在汽车工业中应用以后,产量剧增，在锌的消耗总量中，约有25％用来生产这种合金。先进适用技术在不断采用，发展较快。对应相关人才也在增多，收录齐全的有钢铁英才网。最常用的合金系为Zn-Al-Cu-Mg系。 某些杂质明显影响压铸锌合金的性能。因此对铁、铅、镉、锡等杂质的含量限制极严,其上限分别为0.005％、0.004％、0.003％、0.02％，所以压铸锌合金应选用纯度大于99.99％的高纯锌作原料。 重力铸造锌合金 可在砂型、石膏模或硬模中铸造。这种锌合金不仅具有一般压铸锌合金的特性，而且强度高，铸造性能好，冷却速度对力学性能无明显影响，残、废料可循环使用，浇口简单，对过热和重熔不敏感，收缩率小，气孔少，能电镀，可用常规方法精整。 变形锌合金 工业上应用的变形锌合金除了传统品种外，出现了Zn-1Cu-0.1Ti和 Zn-22Al合金。前一种合金经轧制后,由于有TiZn15金属间化合物弥散质点沿轧向排列成行，可阻碍晶界移动。对于目前的国内市场而言,废锌合金渣的交易十分的冷清.更多的生产商还是把目光放在了锌合金的交易上面.&nbsp;

一、难选金矿和化尾渣提金及归纳使用：    1、该技能在国内外还未见报导，通过教育部判定以为该项目到达国际先进水平（鉴字[教SW2003]第008）。为了进步金的提取率和下降黄金冶炼化尾渣对环境污染，使用催化氧化法处理难选金矿和化尾渣，可将这些矿藏中包裹金的硫化物、砷化物催化氧化掉，添加金与浸出剂的触摸时机，然后可进步金的收回率。一起归纳收回银、铜、铅等有价元素，并可使用其间很多的铁，出产超细通明的铁系颜料等。该项目已通过教育部判定，申请和同意两项专利：CN1351963“一种以化提金废渣制备铁红的工艺办法”；CN1352310“一种以化提金废渣再提金工艺办法。    2、难选金矿和黄金冶炼化尾渣通过催化氧化后的尾渣仅占原矿的20%左右（由原矿的性质决议），金、银、铜、铁等元素的提取率到达99%以上，故此法处理了含硫化铁或砷较多的金精矿收回率较低的难题，最大极限地收回使用了其间的有价元素，还处理了黄金冶炼职业尾渣堆积带来的环境污染问题，具有显着的社会效益。    3、处理金精矿或尾渣5万吨，出资7000万元，厂商可获归纳效益3000-7000万元以上。    4、该技能现已进行了小试和中试，能够建厂。    5、因为矿产资源千差万别，先做可行性陈述，再做技能转让。二、电子废物的归纳使用：    1、跟着中国经济迅猛发展，人民生活水平的大幅度进步，电子电器的拥有量和抛弃量越来越大。自2003年起，我国每年至少有500万台电脑、上千万部手机（手机和电脑共100万吨以上）、500万台电视机、400万台冰箱和600万台洗衣机要作废。可是因为现在没有有体系完善的收回处置办法和有用的监管办法，废旧电子电器带来的污染问题日益突出。电子抛弃物中含有铅、砷、镉、铬、氟、等污染物质，还含有金、铜、锡、钽、铌等宝贵金属。不规范的处理处置办法现已造成了严峻的环境污染。因此，科学地处理电子抛弃物其经济价值和环保含义非常严重。事实证明，从１吨电子板卡中(手机和电脑)，能够别离出130公斤铜、0.45公斤黄金、20公斤锡，仅别离得到的黄金价值就达数千美元。      2、各种金属的提取率达99%，有机物使用率100%，资源使用率90%，消除铅等元素的污染。    3、据课题组开始研讨，处理电子抛弃物能够获得必定的经济效益。依照每年处理电子抛弃物5万吨(电路板、外壳等), 总出资估量8000万元。均匀每吨电子抛弃物含金100克，1克黄金市售95元（含金量99.99），处理每吨电子抛弃物包含废物物理分选、化学氧化处理、贵金属别离和有害元素的无害化处理费用大约5000元，电子抛弃物搜集费用1000元，其它费用405元。黄金提取率99%，则供应收入9405元，故处理1吨电子抛弃物可获毛利3000元。别的，铜、铁、钽、铌、银等金属也能够获得必定的赢利，估量大规模处理电子抛弃物后经济效益还会进步。    4、小试现已完结，合作开发。

电解锰渣，很多人都认为没用，垃圾，可有些人就能把他回收成有用的，能清楚水污染，解决空气污染，多好啊！值得提倡！一种电解锰渣综合工艺包括以下步骤主要是：a、将电解锰渣与清水按1:0.6～2的比例在打浆机中混合后打成浆状；b、将锰渣浆放入搅拌池中进行0.5～2时搅拌；c、过滤搅拌后的电解锰渣水浆，d、得到的滤液与未经水洗过的电解锰渣按0.6～2:1 的比例在打浆机中混合后打成浆状；e、将步骤d 中得到的锰渣浆放入搅拌池中进行0.8～2小时的搅拌；f、过滤步骤e搅拌后的电解锰渣浆；g、将步骤f过滤后的滤液放入蒸发浓缩器、进行蒸发浓缩，当浓缩到电解锰要求的金属锰约36 克／升，即停止加热，然后冷却结晶分离出硫酸按等晶体； h、将步骤f过滤后仅通过锰渣滤液洗涤过的的滤渣进入a步骤。所述的步骤f过滤得到的滤液，若其锰离子浓度低于12 克／升则进入步骤d。所述的步骤g浓缩结晶后的母液进入电解锰流程。所述的步骤c过滤后滤渣进入制砖或制水泥流程。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 该工艺经科学的流程提取出高价值的化工产品，剩余的滤渣制作成建材制品，使资源得到有效的利用，还可解决空气污染源，尤其是消除了水质污染源。更多关于电解锰渣的信息和资讯，请关注我站锰频道!

富锰渣价格，上海有色网资讯：什么是富锰渣？你说的是工业冶炼方面的问题.就是冶炼后的废弃物,里面的锰含量很高.国家提倡要提高资源的利用率.可以将富锰渣里面的锰再提炼出来或者锰的化合物加以利用.富锰渣的用途只要有四个方面:1用作生产硅锰合金的原料 2 用作生产金属锰的原料 3 用作生产电炉锰铁和中低锰铁的配料 4 用作冶炼高炉锰铁的配料品名规格钢厂/产地出厂含税价（元/吨）涨跌备注相关资源富锰渣Mn30% Fe&lt;3.5%广西1450--查看富锰渣Mn33%广西1550--查看富锰渣Mn30%湖南1450--查看富锰渣Mn40-42% Fe&lt;2%P0.02Si20广西2000-2200<td nowrap="now