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)

在选矿阶段除砷，是归纳使用含砷多金属矿的根本途径。在选别中抑砷是下降产品含砷的首要办法，因而研发和选用选择性好的抑砷药剂，是砷与多金属矿藏别离的要害。石灰、钠、腐殖酸钠等是常用而较有用的毒砂类砷矿藏的按捺剂，特别是石灰，使用遍及，一起作为调整剂和按捺剂，它不但能较好地按捺毒砂，并且还能消除矿浆中金属离子对毒砂的活化影响，出产使用成功的实例较多。对性质杂乱的矿石选用组合按捺剂是一种趋势。如后卜河铅锌矿原矿含砷2.10%，一起运用上述三种按捺剂，并辅以少数（小于20g/t），使铅、锌精矿含砷别离降至0.60%和0.10%的抱负程度。赤峰大井银铜矿选用我院制造的FYS组合按捺剂，使铜精矿含砷降至0.30%以下，工业目标0.40%以下，到达冶炼的要求，实验成果见表1。别的，使用选择性捕收剂也非常重要，如选用甲基硫酯和乙基黄药混合或丁黄腈酯对铜砷的别离有显着作用，如兴安盟莲花山铜矿，用石灰和钠作按捺剂，乙基黄药和甲基硫酯作捕收剂，使铜精矿含砷降到0.3%以下。   表1  各种矿石闭路实验成果/%矿石称号产品 称号品   位回  收  率补白CuPbZnAsCuPbZn霍各乞铅 锌矿石铅精矿 锌精矿 62.97 1.042.99 44.09  67.96 2.282.35 70.41铅精选脱碳，选锌抑碳，少组合剂抑硫，归纳收回硫甲生盘铅 锌矿石铅精矿 锌精矿 55.98 0.674.19 43.71  56.31 6.450.34 83.14预先、中间脱碳，高碱度抑硫，中矿独自处理，归纳收回了硫后卜河 铅锌矿铅精矿 锌精矿 63.20 0.495.15 50.670.60 0.10 78.72 85.821.35 0.60少组合剂抑砷、硫，乙硫氮强化捕收剂，归纳收回硫砷玛尼吐多 金属矿铜精矿29.03  0.3789.30  组合按捺剂抑砷赤峰大井 银铜矿铜精矿21.80  0.2794.55  组合按捺剂抑砷硐子 铅锌矿铜精矿 铅精矿 锌精矿19.24 1.23 0.537.67 49.00 0.8117.69 3.37 46.84 71.79 10.66 7.735.58 86.78 2.438.09 3.58 83.99多段抑碳，高碱度抑硫，归纳收回了硫

依据钨精矿的质量标准，除WO3的含量大于65%以上外，其他有害杂质的含量要低于相应标准，特级品钨精矿质量要求还高。钨精矿中的S、P、As、Mo、Ca、Mn、Cu、Sn、SiOl2等杂质均有相应标准，当物理选矿办法达不到要求时则选用化学选矿办法，这样不只能够进步钨精矿质量等级，一起还能够归纳利用其他有用组分。 (1)钨精矿除锡办法锡矿石中的锡以锡石的单体存在时，可用强磁选和电选办法使其别离与黑钨矿及白钨矿别离。 出产中常用固体氯化剂对超锡的钨粗精矿进行氯化焙烧，使锡蒸发以到达除锡的意图。进程的首要反应为： SnO2 + CaCl2+C=SnCl2↑CaO+CO↑(850℃效果下) 2FeWO4+2CaO+1/2O2 =2CaWO4+Fe2O3 2FeWO4+6CaCl2+1/2O2 =6CaWO4+4FeCl2+Fe2O3 钨粗矿氯化焙烧除锡时常用的氯化剂为腐蚀性小并且易收回的氯化铵、等。为了确保反应在复原气氛中进行，配料时需参加必定数量的木炭粉或锯木屑，反应式如下： SnO2 + 2NH4Cl+3C+O2 =SnCl2↑+2NH2↑+3CO↑H2O(850℃效果下) 焙烧时氯化铵的参加量视钨精矿含锡量的不同而异。氯化焙烧温度为850℃左右，进程可在反射炉或回转窑中进行。为了进步脱锡功率，氯化焙烧2～4小时后可翻料一次，保温一段时间以进行氯化焙烧，脱锡率可达90%以上，锡含量可降至0.2%以下。 (2)钨精矿除砷办法 钨精矿中含砷首要以毒矿(FeAsS)、雄黄(AsS)、雌黄(As2 S3)、石(As2O3)和各种盐的形状存在，脱除砷的办法有： ①浮和浮选法能够脱除大部分硫化砷; ②弱氧化焙烧或复原焙烧法脱砷。 焙烧前配料时依据原猜中砷含量的凹凸参加质料质量的2%～6%的木炭粉或煤粉，在700～800℃的温度下焙烧2～4小时，焙烧在反射炉或回转窑中进行，假如木炭粉达不到脱砷要求可参加少数硫黄。进程首要反应为： 2FeAsS+6O2+C=As2O3+Fe2O3+2SO2+CO2 2As2 S3+10O2+C=2As2O3+6SO2+CO2 CaO·As2O5+C=As2O3+CaO+CO2 砷的贱价氧化物(As2O3)为易蒸发物。高价砷氧化物(As2O5)较难蒸发，它能够与某些碱性氧化物生成安稳的盐： As2O3+SiO2+O2=As2O5+SiO2 FeO(CaO)+As2O5=FeO·As2O5(或CaO·As2O5) 因而.川焙烧法脱砷宜在弱氧化气氛中或复原气氛中进行，此刻方可使砷呈贱价砷氧化物蒸发，并使高价砷氧化物(或盐)复原为贱价砷氧化物，然后进步脱砷率。 (3)钨精矿脱磷办法 钨精矿中含磷常以磷灰石Ca5(PO4)3(F、Cl、OH)、磷钇矿YPO4和独居石(Ce、La、Th)PO4等磷酸盐的形状存在。脱磷办法有两种。 ①稀浸出法脱磷 此法适用于脱除磷灰石，一般用1：(3～5)的稀作浸出剂，粗粒精矿用渗浸法，细粒精矿用拌和浸出，能够使磷含量降到0.05%以下。 ②浮选法脱磷 若钨精矿中以磷钇矿、独居石等形状存在磷杂质时，则无法用稀除磷，可用浮磷抑钨的办法，用和油酸混合捕收剂，草酸作抑制剂，碳酸钠作调整剂，可到达降磷意图，并归纳收回了磷钇矿。 (4)钨精矿除钼办法 钨精矿中的钼常呈辉钼矿和钼氧化物(钼酸钙、钼华等)形状存在。一般用抬浮或浮选能够脱除钼的硫化物或许用次氯酸溶液浸出，亦可除掉辉钼矿形状存在的钼。浸出宜在低于40℃温度下进行，此刻铁、铜硫化物的氧化速度比辉钼矿小，且有较高的挑选性。若钼以氧化物形状存在，降钼比较困难，现在尚无经济有用的办法。一般可用酸浸或碱浸办法处理，如用20%～30%的在加热条件下可使悉数钼酸盐转变为易溶于的钼酸钙，部分铜和钨也转入溶液中，钨的酸溶量随浓度和温度的添加而添加。 (5)钨精矿脱铜办法 在钨精矿中的铜若呈硫化物形状存在时，一般用浮选或浮办法将其脱除 选用上述办法除掉某一杂质时，皆可随同除掉适当部分的其他杂质，如氯化焙烧降锡或复原焙烧除砷时均可除掉适当数量的硫。酸浸法除钼、磷时，可除掉适当量的钙、铋、铜等杂质。有时可从酸浸液中收回铋，用次溶液除钼时可除掉部分铜、砷硫化物等。 钨精矿中其他杂质超支状况罕见，一般用物理选矿法屡次精选及化学选矿法除杂质，可使钨精矿中杂质含量降到标准规定值以下。 究竟该做哪些实验? 1、简易探究选矿实验——实用于购买矿权之前，满意出资分析，下降出资危险开始价值判定。 2、矿石的可行性实验——实用于地质详查分析，满意点评，断定合理流程合理工艺目标。 3、体系工艺流程实验——实用于选厂建造之前，满意规划定案，找出规则断定最佳工艺目标。 4、技能攻关研讨实验——实用于矿难技能未解，满意提高效益，产品不合格收回低成本高时。 5、工艺流程验证实验——实用于矿石性质比照，满意药厂挑选，矿山有不同矿石断定适应性。 6、工艺流程考察实验——实用于现已出产选厂，满意现厂查因，进行选厂体检分析选厂问题。 究竟该化验哪些项目? 1、断定矿石类型----需做光谱分析及稀贵元素化验。 2、查明矿石详细性质--需做多元素分析，断定有价及有害元素含量。 3、搞清矿石中各矿藏间联系，含量及成分--需做岩矿判定，对选矿有严重指导意义。 4、断定元素在矿石中的详细存在方式及散布--需做物相分析，对选矿有指导意义。 5、精矿、尾矿化验---需做有价元素及有害元素。 6、原矿及精矿水份、矿石比重断定---选矿实践计量运用。

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

摘要介绍了我国砷矿资源的特色、除砷的必要性及含砷矿石难选的原因，总述了近年来国内外含砷矿石除砷的研讨发展情况，并对各种除砷的药剂和工艺等进行了分析与讨论，提出了发展方向和趋势。砷在国际范围内广泛存在，地壳中砷的丰度约2g/t，因为砷归于亲硫元素，不少硫化矿都伴生有砷。自然界砷矿藏约有150多种，首要为毒砂和砷黄铁矿，大多见于高温文中温热液矿床，并且常常与黄铜矿、黄铁矿、磁黄铁矿、辉锑矿、方铅矿、闪锌矿、锡石等硫化矿藏和贵金属金银亲近共生。此外，硫砷铜矿和斜方砷铁矿也较常见。据统计，国际上有15%的铜矿资源砷与铜之比为1：5，有5%的金矿资源砷金比达2000：l。而简直在所有的情况下，砷都是不期望有的杂质。选矿中砷的存在，不只影响了精矿产品的质量。晦气销价与供应，一同也影响了后续的冶金处理进程，并带来了严峻的环境问题。跟着环境立法的日趋完善与严厉，对冶炼精矿产品中所答应的砷含量也日趋下降。我国有关质量标准规则冶炼精矿中As l含砷硫化矿的除砷研讨发展 1.1 含砷铜矿与硫化铜矿的别离铜砷别离是选矿范畴的一大难题，国内外对铜砷别离进行过许多研讨。铜精矿中砷的来历首要有3种途径：①砷以类质同象方式存在于铜矿藏中，选用浮选无法别离，但一般对铜精矿含砷影响不大;⑦含砷铜矿藏如硫砷铜矿、砷黝铜矿等在铜精矿中富集;③含砷矿藏(首要是毒砂)的混入。硫砷铜矿(Cu3AsS4)是最常见的含砷铜矿。因为硫砷铜矿和其伴生的硫化铜矿(铜蓝Cu2S、辉铜矿cuzs、黄铜矿CuFeS2等)表面性质相似，可选性也十分挨近，因而在惯例的浮选流程中，含砷铜矿会不行防止地跟着其它铜矿藏进人精矿中。处理含砷铜矿的存在问题可从两处着手：即在浮选铜矿藏时按捺硫砷铜矿，或是在终究铜精矿中挑选性除掉硫砷铜矿。许多学者研讨了硫砷铜矿的电化学性质及浮选特性。几个学者提出了硫砷铜矿与黄药反响的成果。H.龚为找出硫砷铜矿的最佳浮选电位，研讨了硫砷铜矿在戊基钾黄药(PAX)中的电位和潮湿性。Tajadod和Yen就报导过，在一般混合浮选条件下，用黄药做捕收剂，硫砷铜矿和黄铜矿的表面特性和浮选性质简直相同，惯例的按捺剂如石灰、、硫化物以及都不能有用地完成硫砷铜矿和硫化铜矿的别离。他们曾简略说到经过MAA(镁铵良合物：0.5M六水氯化镁、2.0M氯化铵、1.5M氢氧化铵混合而成)来下降铜精矿中砷的含量。sH Castro和SHonores经过丈量硫砷铜矿的Zeta电位、甄砷铜矿的静电位和哈利蒙特管实验，研讨了硫砷铜矿的表面性质和可浮性，以为硫砷铜矿是一种易于被被黄药浮选的磺酸盐矿藏，其表面存在的硫代盐基团使它在碱性介质中比铜的其它硫化物更能阮抗氧化剂的按捺。有关操控矿浆电位，浮选脱除硫砷铜矿的研讨成果现已宣布。这些成果标明，调理矿浆电位，可将硫砷铜矿与硫化铜矿浮选别脱离。W T Yen和JTajadod就研讨了硫砷铜矿和黄铜矿的两种优先浮选办法，有用地完成了黄铜矿的脱砷作业，其一是黄药用量为20 mg/L，电位一250mV，pH=9.0，按捺黄铜矿而反浮选硫砷铜矿;其二是在相同的pH和黄药浓度下，选用250mg/L的MAA按捺硫砷铜矿浮选黄铜矿。Jaime和Cifuentes也企图经过改动矿隙电位来下降铜精矿中的砷含量，选用这种办法，砷的档次由0.72%降到0.32%。但操控矿浆电位浮选办法在工业上运用的挑选性不高。硫砷铜矿还有一个显着性质是它能反抗强氧化剂的按捺作用。据此，Hunch(1993年)申请了一项用H202和其它氧化剂挑选性地氧化按捺辉铜矿，从辉铜矿铜精矿中挑选性浮选硫砷铜矿的专利。而D.Fomasiero等则以矿藏的挑选性氧化位为根底，提出了挑选性氧化一溶解别离法：在弱酸性介质(pH=5.0)顶用H202挑选氧化，或在碱性介质(pH=11.0)用H202氧化后接着添加EDTA(强络合剂乙二铵四醋酸)挑选性除掉表面氧化物，能够很好地将含砷铜矿和硫化铜矿别离。XPS分析成果标明：用H2O2能很好地别离这些矿藏是因为含砷矿藏遭到的氧化程度比不含砷矿藏要强。此外值得一提的是，细菌浸取技能在除砷方面的运用。细菌浸取铜精矿中硫砷铜矿的原理为：在H20和02存在的条件下，在氧化亚铁硫杆菌、氧化硫硫杆菌及氧化铁铁杆菌及复合细菌作用下，硫砷铜矿发作直接浸出反响：Cu3AsS4+6H20+1302→4H3AsS04+4CuS04.北京有色金属研讨总院的温建康等经过对我国某含砷低档次硫化铜矿的浮选精矿的细菌浸出实验研讨，指出经过选育优秀浸矿菌种，可有用地直接提取铜精矿中的硫砷铜矿1.2含砷矿藏(毒砂)与(含金)硫化矿的分选 以毒砂为主的含砷矿藏与(含金)硫化矿的别离是选矿作业者一向研讨也是比较扎手的课题。 1.2.1毒砂的可浮性研讨研讨标明：毒砂在中强碱的水一气介质中易氧化，表面生成相似臭葱石[Fe(AsO4)·2H20]结构的亲水膜，尤其在氧化剂存在时，将会激烈促进这一盐的构成。此亲水膜能阻挠黄药捕收剂的吸附，然后大大下降了毒砂的可浮性，在pH=6-11间呈直线下降，pH=9.5时就根本不行浮，pH>11时则彻底受按捺。 1.2.2毒砂与(含金)硫化矿分选的浮选药剂研讨发展 浮选新药剂首要是研讨高效、低成本、无毒或少毒混合药剂。(1)高挑选性捕收剂。毒砂与(含金)硫化矿浮选别离的捕收剂的研讨着重于高挑选性捕收剂的研讨。所用捕收剂首要有巯基阴离子型、硫代酯类和基酸类捕收剂。众所周知，在黄药保存时构成的三硫代碳酸盐类化合物会下降黄药在硫化矿藏表面上构成金属的才能。烷基三硫代碳酸盐(R—s—CS—SNa)能够从毒砂矿藏表面上排出黄药，下降它的疏水性。美国的一些学者申请了归于烷基或芳基三硫代碳酸盐类浮选药剂的专利。BA钱图里亚以丁基与过量的丙稀氯醇为根底制取了新式IIPOKC药剂，它由丙稀基三硫代碳酸盐(11TFK)和丙氧基化硫化物(OIIC)组成，IIPOKC药剂的组分固着在毒砂的表面上，下降了毒砂的可浮性，阻挠了黄药在毒砂表面上的吸附使其表面亲水。在含金黄铁矿和毒砂的浮选时，在黄药前添加IIPOKC药剂可按捺毒砂和进步黄铁矿的可浮性。孟书青等在研讨高砷多金属硫化矿浮选降砷时，发现乙硫氟和胺醇黄药具有相同的作用，使历年出产的含砷3.00%的铜精矿降砷至0.50%左右，并以为这两种药剂与黄药别离以3：5混合运用比独自运用作用更佳。法国选用钾黄药和巯基并噻唑浮选含金毒砂矿石，金精矿档次得到大幅度进步。唐晓莲等人在研讨黄铜矿和毒砂的分选时，发现甲基硫酯具有显着的挑选性，是铜砷别离的有用捕收剂，而黄药简直没有挑选性。基酸类捕收剂运用于硫化矿的除砷研讨报导多见于国外。前苏联学者运用基酸类捕收剂从黄铁矿——砷黄矿矿石中浮选有色金属硫化矿，发现联合运用挑选性基酸类捕收剂和电解溶液，能够进步别离浮选精矿中有色金属的收回率，并能够把少数的有色金属和贵金属从黄铁矿和砷黄铁矿的主体矿石平分选出来。(2)石灰组合型按捺剂。毒砂与硫化矿藏有不同的临界pH值。石灰是常用的碱性pH调整剂，又可促进矿藏表面溶解或氧化。B.Bali和R.S.Rich-ard以为石灰首要经过阻挠硫化矿藏表面双黄药的构成而到达按捺硫化矿的意图的。但是，单一石灰法在毒砂或硫化矿遭到活化或按捺时，其作用往往欠安。所以，石灰常常与其它药剂混合运用以到达较好的按捺作用。童雄等人将石灰与铵盐(硝酸铵、氯化铵)一同参加矿浆中，发现黄铁矿因受铵盐的维护不受按捺，而毒砂则因石灰的按捺而失掉可浮性。将石灰与钠混用，使毒砂在溶有石灰的矿浆中被钠按捺，而硫化矿则依然坚持浮游状况。关于石灰与硫酸铜联合用药，一般以为：被铜离子活化的毒砂在用石灰调整的矿浆中能坚持浮游才能，黄铁矿则因石灰的作用处于按捺状况;或许在石灰的矿浆中参加硫酸铜，能够使被按捺的毒砂康复可浮性，而黄铁矿依然处于按捺状况。研讨标明：当原矿中含许多次生铜矿藏时，可选用石灰与共用，此刻S-与Cu2+生成难溶沉淀物，然后消除了cu2+的活化作用。贺政等人以为进步矿浆pH值对锌砷别离有利，因为闪锌矿浮选的最佳pH值是9—12，而在这种pH值下毒砂表面易构成FeAsO4和Fe(OH)3，然后有用地阻挠了Cu2+在表面的吸附。北京矿冶研讨总院纪军经过将CaCI：和石灰联合运用，摆脱了Cu2+对砷黄铁矿的活化作用，完成在中性和弱碱性矿浆中砷黄铁矿和多金属硫化矿的别离，在原矿含砷高达5.17%的情况下，铅、锌精矿中的砷含量别离降至0.44%和0.35%。(3)氧化剂型按捺剂。毒砂比较简单氧化，长期拌和或加各种氧化剂可激烈按捺毒砂的可浮性。氧化剂品种许多，常见有、、二氧化锰、漂、过氧二硫酸钾(K2S2O8)、次、重等。用或次作氧化按捺剂按捺预先活化的砷黄铁矿，发现当pH值大于7时，氧化剂对砷黄铁矿的按捺作用得到了加强，强的氧化剂能够按捺预先浮选的砷黄铁矿。在酸性条件下，作氧化剂时，选用十二烷基磺酸钠，从黄铁矿和毒砂的混合精矿中浮选含金毒砂，作用杰出。MJ VBeattie等用或许次作氧化剂按捺剂，用作调整剂，导致砷黄铁矿表面氧化构成铁的氢氧化物薄膜，然后按捺了它的可浮性，完成了对砷黄铁矿的别离。别的，进步矿浆温度可加快氧化进程。许多实验作业标明，操控温度在40-50℃，能够强化对毒砂的按捺。(4)碳酸盐型按捺剂。首要包含碳酸钠和碳酸锌。运用碳酸钠作按捺剂，它对黄铁矿等硫化矿表面的氧化产品有必定的清洗作用(溶解作用)，然后活化黄铁矿等硫化矿，使硫化矿与砷矿藏的可浮性差异增大，大大加强了别离的作用。而对碳酸锌而言起作用的实际上是胶体碳酸锌。明景范等发现：当硫酸锌与碳酸钠以必定比倒混合配制成胶体碳酸锌作按捺剂时，能取得满足的按捺毒砂的作用。朱申红又发现不管碳酸钠和硫酸锌的配比怎么，对含金黄铁矿的浮选没有影响，并且发现碳酸钠和硫酸锌适宜的配比应在硫酸锌含量30.00%以下比较适宜。李广明等联合运用碳酸钠和漂，发现能够强化对毒砂的按捺，恰当操控药剂的参加次序，能够改善或活化黄铁矿的浮选。(5)硫氧化合物类按捺剂。将硫氧化合物类药剂运用于抑砷已有许多报导，在工业上也有所运用。这类药剂首要有钠、硫代硫酸盐、、过氧二硫酸钾以及+等。钠就是黄铁矿和毒砂别离中常用的、价廉的有用无机调整剂，它能够有用地抑砷。研讨标明：运用过氧二硫酸钾氧化剂按捺砷黄铁矿，这种办法比用许多的石灰或许在石灰的碱性介质中处理砷黄铁矿作用要好得多。朱申红等在氧化法别离含金黄铁矿和毒砂的研讨中发现过氧二硫酸钾作按捺剂时，其氧化才能适中，挑选性较强，且别离浮选不受氧化时刻影响，能够较好地完成两种矿藏的别离。罗小华经过对以含毒砂为首要砷矿藏的硫化铜进行细磨以及对粗精矿再磨，完成了钠对毒砂的充沛按捺，进步了除砷作用。(6)有机按捺剂的研讨。有机药剂价廉且对环境友好，用来作按捺剂的研讨日益遭到选矿作业者的注重.例如，糊精、腐植酸钠(铵)、丹宁、聚酰胺、木质素磺酸盐及其混台物在已在硫化矿除砷中有所运用，并且取得了满足的作用，展现了有机按捺剂夸姣的运用远景。一同人们发现，有机按捺剂和无机按捺剂组合运用，作用更显着。刘四清运用烤胶与硫酸钠组合对毒砂进行按捺，取得了满足的金精矿。王湘英在研讨含金黄铁矿和毒砂时，运用有机小分子按捺剂，发现H23与未经cu2+活化的毒砂表面发作化学反响，而与含金黄铁矿则没有反响，她以为H23归于硬碱类药剂，毒砂是比含金黄铁矿稍硬的酸，硬酸对碱具有更强的亲和力，这是H23挑选性按捺毒砂的原因。 1.2.3含砷矿藏(毒砂)与(含金)硫化矿分选的其它研讨发展近年来，在浮选技能和联合工艺方面也有必定的发展。例如，选用电位操控含金砷硫化矿的浮选，用氮气替代空气能够精确操控矿浆电位。金矿藏浮选时，砷矿藏能到较好的按捺。又例如，在碳酸钠介质中，充入空气，能够有用进步砷黄铁矿的可浮性。Matsuoka Lsao等选用通电氧化法脱除铅锌精矿中的砷，发现这种办法相同适用于黄铁矿、黄铜矿等硫化矿与毒砂矿的别离。 A MAbeidu等用含镁化合物作黄铁矿与黄铜矿、毒砂别离的调整剂，发现它能够挑选性地按捺毒砂与黄铜矿，而对黄铁矿没有按捺作用。 2含砷金矿的除砷研讨发展含砷金矿石的处理，根本上能够概括为2种办法：①含砷量低且毒砂中含金较少的矿石，用浮选法脱砷，即浮选别离硫化矿与毒砂(此类含砷金矿的脱砷浮选可拜见1.2章节，在此不再论说);②含砷较高并且毒砂中含金较高的矿石(多为含砷难处理金矿型)，经过浮选得到含砷金精矿，再按相应的工艺脱砷。2.1含砷难处理金矿脱砷研讨发展在黄金提取范畴，因为易选金矿资源的不断削减，含砷难浸金矿已逐步成为提金的首要原料。统计资料显现，含砷难浸金矿的开发与运用，将成为国际黄金产值大幅添加的要害。因而，对含砷难浸金矿中金的收回研讨，各国均说到重要日程。在我国，含砷金矿在黄金矿产资源中占适当份额。自20世纪70年代中期以来，已相继在全国16个省区发现了此类金矿。其间，在湖南、云南、贵州、四川、甘肃、新疆等省区都发现了大中型砷金矿，但适当部分为含砷的微细粒浸染型金矿，如湖南的黄金洞、四川的东北寨、贵州的丹寨、甘肃的坪定和久源、新疆的哈图等金矿。因为此类含砷金矿(和浮选含砷金精矿)中金呈显微或次显微金，嵌布粒度十分细，赋存于毒砂或黄铁矿等硫化矿的晶格中，而机械法很难到达单体解离，毒砂又会发作化学搅扰，全泥化或浮选精矿直接化不只使金的浸出率很低，并且形成精矿含砷很高。针对含砷难处理金矿的工艺矿藏学特性，可从3处着手：①强化或改善化条件;②进行脱砷预处理;③选用非化法，防止搅扰化进程的物质的晦气影响，如硫代硫酸盐、法等。现在，强化或改善化条件的研讨还没有实质性发展，所以各国均致力于脱砷预处理和非化法的研讨。 2.2含砷难处理金矿的脱砷预处理研讨发展(1)焙烧氧化法脱砷。焙烧氧化法是工业中运用较广的脱砷硫法。现在，焙烧法首要有欢腾炉焙烧和回转窑焙烧两种，设备方面从单膛炉发展到多膛炉，由固定床焙烧发展到流动态欢腾焙烧直至闪速焙烧。工艺方面从一段焙烧发展到两段焙烧，从运用空气焙烧到富氧焙烧。许多学者都对焙烧脱砷法进行了许多的研讨：熊大民等在维护性气体条件下对高砷金精矿进行的焙烧新技能实验研讨，脱砷率达97.32%，一同他们选用溶解硫然后收回硫，以高纯氢复原硫化砷制取金属砷。我国湖南黄金洞的含砷精矿选用了两段回转窑焙烧脱砷工艺。该工艺在缺氧的气氛下脱砷，脱砷率达99.16%，在有氧的气氛下脱硫，产出的多孔焙砂化浸出率可达93%。但焙烧法在处理进程中排放了必定量的粉尘和砷尘，跟着环保认识的日益增强，它的运用将会不断遭到限制。眇的研讨中发现过氧二硫酸钾作按捺剂时，其氧化才能适中，挑选性较强，且别离浮选不受氧化时刻影响，能够较好地完成两种矿藏的别离。罗小华经过对以含毒砂为首要砷矿藏的硫化铜进行细磨以及对阻精矿再磨，完成了钠对毒砂的充沛按捺，进步了除砷作用。(6)有机按捺剂的研讨。有机药剂价廉且对环境友好，用来作按捺剂的研讨日益遭到选矿作业者的注重.例如，糊精、腐植酸钠(铵)、丹宁、聚酰胺、木质素磺酸盐及其混台物在已在硫化矿除砷中有所运用，并且取得了满足的作用，展现了有机按捺剂夸姣的运用远景。一同人们发现，有机按捺剂和无机按捺剂组合运用，作用更显着。刘四清运用烤胶与硫酸钠组合对毒砂进行按捺，取得了满足的金精矿。王湘英在研讨含金黄铁矿和毒砂时，运用有机小分子按捺剂，发现H23与未经Cu2+活化的毒砂表面发作化学反响，而与含金黄铁矿则没有反响，她队为I{23归于硬碱类药剂，毒砂是比含金黄铁矿稍硬的酸，硬酸对碱具有更强的亲和力，这是H23挑选性按捺毒砂的原因。1.2.3含砷矿藏(毒砂)与(含金)硫化矿分选的其陀研讨发展近年来，在浮选技能和联合工艺方面也有必定的发展。例如，选用电位操控含金砷硫化矿的浮选，用氮气替代空气能够精确操控矿浆电位。金矿藏浮选时，砷矿藏能到较好的按捺。又例如，在碳酸钠介甑中，充入空气，能够有用进步砷黄铁矿的可浮性。Matsuoka Lsao等选用通电氧化法脱除铅锌精矿中的砷，发现这种办法相同适用于黄铁矿、黄铜矿等硫化矿与毒砂矿的别离。 A MAbeidu等用含镁化合物作黄铁矿与黄铜矿、毒砂别离的调整剂，发现它能够挑选性地按捺毒砂与黄铜矿，而对黄铁矿没有按捺作用。 2 含砷金矿的除砷研讨发展含砷金矿石的处理，根本上能够概括为2种方陆：①含砷量低且毒砂中含金较少的矿石，用浮选法脱砷，即浮选别离硫化矿与毒砂(此类含砷金矿的瞻砷浮选可拜见1.2章节，在此不再论说);②含砷I较高并且毒砂中含金较高的矿石(多为含砷难处理险矿型)，经过浮选得到含砷金精矿，再按相应的工艺脱砷。

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。

除砷的办法有化学沉积法、吸附法、电絮凝法、生物除砷法等。    1.化学沉积法   经过向废水中参加化学药剂，生成难溶的盐和亚盐直接沉积砷。对酸性废水可参加FeSO4—FeSO4•7H2O或FeCl3、Na2S、CaO、NaOH等，碱性废水中可参加FeCl3、Al2（SO4）3、CaO等药剂。    2.吸附法   经过对含砷废水中参加吸附剂，如离子交换树脂或活性炭、活性氧化铝、酸性石膏粉、硅酸铝等，使砷被吸附到这些具有活性表面的固体上，到达除砷的意图。此外，还可用、等作调整剂，用于调整溶液的pH值。

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、毒砂的可浮性     毒砂是散布最广泛的硫砷化合物，其分红子式为FeAsS，含As46%。毒砂多见于高温热液矿床中，与铜、铅、锌等硫化物共生，据统计世界上15%的铜资源中As/Cu比为1:5，30%的钴资源中As/Co比为2:1，10%的锡资源中As/Sn比为10:1。因为毒砂的生成条件与这些矿藏类似，所以在选别进程中它常进入精矿，形成硫化矿精矿含砷不符合冶炼要求。     铜精矿含砷的首要来历有三：（1）砷以类质同象方式存在于铜矿藏中，选用浮选无法别离，但一般对铜精矿含砷影响不大。（2）含砷铜矿藏－砷黝铜矿、硫砷铜矿等在铜精矿中富集。（3）含砷矿藏－首要是毒砂的混入，怎么处理铜矿藏与毒砂的别离是下降铜精矿中含砷的首要办法。     毒砂的可浮性和其他硫化矿附近，在弱酸性介质中可浮性很好，pH＞7可浮性下降，其浮选的捕收剂为硫代化合物类。金属离子（如Cu2＋）对毒砂浮选有激烈活化作用，经Cu2＋活化后的毒砂表面具有与铜矿藏类似的可浮性。研讨标明Cu2＋对毒砂的活化作用是因为它选择性吸附在砷矿藏的晶格上，成为结实固着黄药的当地，然后使毒砂获得很好的可浮性，这就形成铜砷矿藏别离的困难。     二、铜砷别离     铜砷别离首要是处理铜矿藏与毒砂的别离问题，可归纳如下：     （一）高选择性捕收剂。运用选择性捕收剂扩展两种矿藏的分选十分重要。如选用黄药与丁铵黑药组合、黄药与硫氮类混合、丁黄腈酯（OSN－43）、醇黄药、磷基在必定条件下对某一特定矿石都有较好的选择性。辅佐捕收剂如DPG或8－hydroxyquinoline与按捺剂一同参加磨机能进步分选功率和贵金属的回收率。     （二）石灰为主的组合按捺剂：石灰是一种常用的碱性pH值调整剂，既可进步矿浆pH值，一起还可以促进矿藏表面溶解或氧化。但石灰用量要细心操控，若过量对硫化铜矿藏也有必定按捺作用。所以当单一石灰按捺作用欠安时，可配用其他按捺剂，如、硫酸锌和SO2等。研讨标明，由石灰－SO2－Zn（CN）2－络合物组合的组合药剂，对毒砂按捺最有用。当原矿中含很多次生铜矿藏时，毒砂被Cu2＋活化可浮性较高时，可选用石灰与共用；此刻S2－与Cu2＋生成难溶沉淀物，然后消除了Cu2＋的活化作用。     （三）氧化法：毒砂较易氧化，运用充气氧化（pH5.7～6.5）、长期拌和或加各种氧化剂可激烈按捺毒砂的可浮性。常用的氧化剂有漂、、重和二氧化锰等，几种氧化剂作用的强弱次序为：漂＞＞重＞二氧化锰。     进步矿浆温度，可加快氧化进程。很多实验作业标明，在进步矿浆温度的情况下，部分硫化矿藏受氧化强弱程度的次序为：毒砂＞磁黄铁矿＞黄铜矿。操控温度在40～50℃，可以强化对毒砂的按捺。     （四）硫氧酸等无机按捺剂：用硫氧酸或硫代硫酸盐按捺毒砂，实验成果标明，对毒砂的按捺次序为：诺克斯药刘＞硫代硫酸钠＞钠。     （五）有机按捺剂：除无机按捺剂外，从环境保护考虑，人们对寻觅研发新的廉价的有用有机按捺爱好日益稠密。对毒砂的有机按捺剂包含糊精、丹宁、木质素磺酸盐、聚酰胺等，一起人们发现有机按捺剂与无机试剂组合运用，作用显着。     三、硫化铜砷矿别离实践     国内外研讨成果标明，运用现有的选矿技能是彻底可以完成毒砂与硫化铜矿藏的别离。     日本曾报导，关于已吸附药剂的铜砷混合精矿，黄铜矿和毒砂都处于易浮状况，可在混合精矿中增加石灰及，在pH值在10.5～11.5规模进行拌和，再用硫酸或SO2将pH值调到弱酸性pH值为5～7，不加捕收剂仅用起泡剂浮游黄铜矿，使两种矿藏别离。其成果为当铜砷混合精矿含铜3.81%、砷15.28%时，可获得铜精矿档次19.4%、含砷0.24%，铜作业回收率92.4%；砷精矿档次18.6%、含铜0.35%，砷作业回收率92%。     国在铜－砷别离工艺方面也获得很大发展，如江西弋阳铜矿在pH=5～7.0弱酸性介质中，选用－石灰法按捺毒砂和黄铁矿，用选择性较好的甲基硫酯和乙黄药浮选铜矿藏，在原矿含砷0.7%时，铜精矿含砷下降0.3%以下，而且铜回收率和精矿质量都进步。湖南郴州雷坪矿，选用石灰法按捺毒砂，使铜精矿含砷由2%以上降到0.5%以下。

一、氧化机理 如图1所示，因为砷、锑的氧化物与铋的氧化物的自由焓相差甚大，所以在氧化精粹中，砷、锑会优先氧化而与铋液别离。                  图1  金属氧化物的自由焓图 依据质量作用定律，首要铋被氧化为Bi2O3，Bi2O3再使砷、锑氧化为As2O3与Sb2O3，部分蒸发，余下的进一步氧化为As2O3与Sb2O5入渣。实践中，砷与锑约三分之一以三氧化物蒸发，约三分之一以五氧化物入渣。 从As－Bi系状态图可见（见图2），图中液相线从铋的熔点上升至砷的熔点，共晶点为270.3℃，正坐落纯铋熔点邻近。砷在铋中的可溶性，在共晶点温度时为0.42%（原子），在100℃时为0.24%（原子），在室温下为0.2%（原子），所以，铋与砷构成的共晶化合物中含砷量是不高的，剩余的砷与铋构成有限固熔体，选用鼓风氧化的办法，很简单除掉铋液中的砷。 图2  As－Bi系状态图 Sb－Bi系状态图列于图3。图3  Sb－Bi系状态图 图3中锑与铋在液态彻底互溶，液相线以上的区域为均匀的液相，而固相线以下的区域为固溶体，液相线与固相线之间区域为液相与分出固溶体两相共存，因为锑与铋在液相与固相均能彻底互溶，所以铋液中能溶解很多的锑。图中液相线接近于直线，阐明其组成与温度近似成正比联系。 氧化精粹受动力学条件分配。铋液中杂质金属的氧化进程由两阶段构成，即杂质金属氧化物在铋液与鼓入的压缩空气气泡界面上的构成进程，和生成的杂质金属氧化物在铋液中的分散进程。也就是说，铋液中杂质元素的氧化速度，取决于铋液中砷、锑与氧的触摸情况和生成的砷、锑氧化物的分散速度。铋液中杂质金属的浓度的改变速度v，与液－气两相界面处杂质元素的浓度c0，和铋液中杂质元素的浓度cx之差，以及液－气两相分界表面积F的联系，可用下式描绘：式中K－份额常数，为分散系数的函数。 由上式可知，添加气－液两相的触摸表面和使生成的杂质氧化物敏捷从铋液中别离，是加速杂质氧化的重要途径。 某厂实践中测定氧化特炼时铋液中砷、锑的氧化程度如图4所示。图4  砷、锑的氧化程度 在生产实践中间，氧化精粹一般选用压缩空气鼓风氧化，也有用压入湿木块与通入水蒸汽氧化。氧化精粹温度控制在700℃左右，此刻铋比砷、锑的氧化物的自由焓相差约105焦耳／摩尔氧分子，砷、锑氧化物自由焓的直线方位在铋的氧化物自由焓直线方位的下方，故砷、锑优先氧化蒸发。As2O3在500℃时已很多蒸发，Sb2O3在700℃以上时明显蒸发，而铋及铋的氧化物在800℃以上时才开端蒸发。所以，为了使砷、锑氧化蒸发而铋又不蒸发丢失，氧化除砷、锑温度控制在700℃是恰当的。即便有部分铅、铋氧化，只需铋液中还存在砷与锑，也会发生如下复原反响：鼓入之压缩空气中的氧与铋液中砷、锑触摸而将其氧化，生成的砷，锑氧化物又因为压缩空气鼓入时，使铋液激烈翻腾而被带出液面敏捷蒸发逸出。 因为粗铋中很多杂质铅存在，而铅的氧化物的自由焓又比铋的氧化物的自由焓更负，故在氧化精粹后期，过量的氧会使铅氧化成PbO，PbO熔点888℃，呈固态浮渣，捞渣时铋被机械夹藏而丢失，所以应把握好除砷、锑的结尾，以防止产出氧化铅渣。 有的工厂为了别离砷与锑，以求副产低砷的氧化锑烟尘，则选用碱性除砷后再氧化挥锑的工艺。 碱性除砷的机理是依据砷能优先与Na2O结组成盐。其反响为：碱性除砷温度控制在450～500℃之间，参加的NaOH量为铋液中含砷量的3倍，并参加适量NaNO3，鼓入压缩空气，时刻4～6小时。 二、氧化精粹实践 除铜后之铋液，升温至680～750℃，鼓入压缩空气，使砷、锑氧化蒸发，作业时刻依据粗铋中砷、锑含量而定，一般为4～12小时，至白烟淡薄，铋液表面呈现氧化铅渣时，则为除砷、锑的结尾。在操作中如渣掩盖液面时，可酌情捞出，避免影响气体蒸发逸出，渣稀时，可参加少数固体碱或谷壳、木屑，使渣变干，便于捞渣。除砷、锑氧化渣量，约为料重的4%～8%。氧化渣组成列于下表。 表  氧化精粹渣成分（%）

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％。

黄金矿产资源是黄金储藏资源的首要组成部分，具有重要的战略含义。跟着黄金工业的开展和国内外黄金需求量的日益添加，易选冶金矿储量日渐干涸，难选冶金矿愈来愈受注重。据资料介绍，现在国际上难选冶金矿中的金占国际金储量的2/3[1]。 砷与金相似的地球化学特性注定了它们常共存于矿石中。含砷金矿在我国散布较广，现已成为金矿出产的重要资源。而砷、锑等矿藏对金的化极为有害，往往会很多耗费或下降金的浸出功率。鉴于此，对含砷矿石进行深化的除砷研讨，不管从环境保护，仍是在进步选冶效益方面，都具有十分重要的含义。 一、含砷难处理金矿的预处理研讨现状及分析 所谓难处理金矿，一般指那些不经过预处理，金的化浸出率低于80％的金矿石。据统计，有5％的金矿资源砷金比达2000：1[1]。我国在不少区域相继发现了含砷微细粒浸染型金矿，首要散布在滇、黔、贵及陕、甘、川两个三角区，其储量之丰，使之上升为我国一大重要金矿类型[2]。含砷金矿直接用化法时，耗费量大，金浸出率低。欲从这类金矿中提取金，有必要预先脱砷，将包裹金的黄铁矿和毒砂损坏，使金暴露而成为可浸状况，然后进步金的收回率[3]。近年来，国内外许多单位及学者对含砷矿石的选冶工艺进行了很多的研讨工作，并取得了严峻的开展[4]。 从国外对难选冶技能的研讨道路和使用效果能够看出，所谓的难选冶技能首要是指预处理技能。预处理是进步含砷难浸金矿金浸出率的前提条件，现在对高砷硫金矿现已开发使用或正在研讨的预处理办法首要有氧化焙烧法、加压氧化法、细菌氧化法、碱浸氧化法、硝酸分化法、真空脱砷法、蒸发熔炼法、离析焙烧法、化学氧化法、氯化法、含硫试剂氧化，以及在浸出进程中引进磁场进行强化浸出和超声强化浸出等办法[5,6]。其间国内外现已取得工业使用的预处理办法首要有焙烧氧化法、压力氧化法、细菌氧化法、化学氧化法等4种。从技能、经济、环保等视点来看，各种办法还存在着环境污染大、设备原料要求高、细菌活性受环境条件改变影响较大、设备腐蚀严峻、本钱高、矿石适应性差等的缺陷。 在实验研讨方面，经过在浸出进程中引进磁场或超声波进行强化，显着促进了金的浸出。邱廷省等实验结果标明，在相同浸出条件下，磁场强化浸出可比惯例氧化浸出进步浸出率33.08％；在削减用量及缩短浸出时刻的情况下，磁场强化浸出仍可使浸出率进步28.37％[7]。袁亮堂等研讨了在超声波强化条件下一起浸出含砷金矿和锰银矿，以分化包含金、银的毒砂和氧化锰矿藏。实验标明，在锰银矿/金矿(质量比)=1:1.3、硫酸浓度0.57mol/L、温度95℃、高频高功率超声波效果条件下，毒砂终究分化率可达84.9％[8]。别的，也有学者研讨标明，在真空条件下进行分化焙烧时，砷就以元素砷和硫化物的方式被蒸发，这一处理进程虽能大大减轻对环境的晦气影响，但却需求选用费用很高的工艺设备，并且需求采纳后续的大气污染防治办法[5,9]。 从国外难选冶技能的开展趋势看，研讨开发操作条件比较温文，反响速度快，工艺出资费用和出产费用适宜，环境污染小的预处理技能是首要的开展方向[10]。本文结合植物修正的使用远景侧重对含砷金矿植物提砷使用远景进行了开始讨论。 二、植物提取及蜈蚣草研讨现状及分析 跟着采矿业的迅速开展，很多重金属元素进入土壤体系，给生态环境构成严峻的负面影响。修正重金属污染土壤，已引起各国政府和环保人士的广泛注重。土壤重金属污染办理的传统办法首要有：工程办法和改进办法，前者如客土换土法、清洗法、热处理法、电化学法等，后者指参加改进剂以减轻污染物对生态环境的损害等。近年来，跟着超堆集植物的发现、植物提取思维的提出及技能的开展等，使用超富集植物铲除土壤和水体中有害元素污染的植物修正技能以其高效、廉价及其环境友好性取得了广泛重视。 植物修正技能能够分为如下5种类型：植物萃取(提取)、植物降解、植物安稳(固定)、植物蒸发和根际过滤。其间植物提取是指将某种特定的植物栽培在重金属污染的土壤和水体上，而该植物对基质中特定的污染元素具有特殊的吸收富集才能，将植物收成并进行妥善处理(如灰化收回)后即可将该重金属移出土体和水体，到达污染办理与生态修正的意图[11]。 现在超堆集植物的研讨和使用，要点之一就是对超堆集植物进行调控，以进步植物吸收才能[12]。其途径首要包含如下两方面。 （一）添加化学配体，进步重金属的生物可使用性。土壤中重金属处于一个很杂乱的平衡体系，其间生物可使用形状只占其间的很少一部分。经过人为的添加化学配体能损坏其平衡，进步可使用形状的含量，常见的配体包含人工螯合剂(如EDTA、DTPA等)和天然螯合剂(一般植物根系排泄物即可排泄的低分子有机酸，如柠檬酸、苹果酸等)[13]。 （二）施加植物养分，能促进植物的成长，进步根部活动强度，相应地进步了植物对重金属的吸收。Robison等人对Ni的超堆集植物Berkheya coddii研讨发现，土壤中施加硫能促进植物对钴和镍的吸收，植物中钴和镍的含量与添加硫呈显着的正相关(P＜0.01)，含量能够别离到达1500mg•kg-1(干物质)、300 mg•kg-1 (干物质)[14]；施加氮肥发作相同的效果，但施加磷肥对吸收影响不显着[15]。 别的，研讨标明，根排泄物在重金属污染土壤植物修正中的效果则各不相同。一方面，根系排泄物能够活化污染区重金属元素，使固定态转化为植物可吸收态，大大进步了重金属的植物有用性，以增强超堆集植物的提取去除效果；另一方面，根排泄物也能够和重金属构成安稳的络合物，下降它们在土壤中的移动性，起到固定和钝化效果[11]。例如植物经过排泄磷酸盐和土壤中的铅结合生成磷酸铅，使铅固化而下降铅的毒性。 国内外现在已发现10余种砷超堆集(超富集)植物，它们满是蕨类并且大多归于凤尾蕨属。研讨标明，蜈蚣草(Pteris vittata L.)和大叶井口边草(Pteris cretica L.)均契合砷超堆集植物的标准[16,17]。别的，砷钳制下蜈蚣草根排泄物首要为植酸和草酸，两种酸排泄的量别离为非砷超富集植物的0.46～1.06倍和3～5倍，标明根排泄物能将土壤砷活化并有用转移至叶片[18]。作为磷的类似物，砷能经磷转运体系经过质膜，一旦进入细胞质，便能与磷发作竞赛反响，例如，它能替代ATP中的磷构成不安稳的ADP-As，然后对细胞能量活动发作搅扰[19]。可是与其他重金属比较，人们对类金属砷钳制下植物的生理反响研讨还不行充沛[20]。 现在国内外大多以蜈蚣草为首要实验材料，打开对砷污染土壤和水体的植物修正研讨。在理论研讨上，大多会集在蜈蚣草对砷吸收、转运、富集和解毒等进程。而在砷污染土壤和水体的植物提取修正实践方面，大都研讨会集在影响植物提取的要素以及进步植物提取功率的办法方面。如Tu和Ma(2003)经过水培实验研讨了pH、As和P对蜈蚣草成长和吸收As和P的影响，发现培育介质pH≤5.21并坚持低磷浓度能优化蜈蚣草的成长[21-23]；在砷污染土壤植物修正的田间实验方面，中科院地舆科学与资源研讨所环境修正室在湖南郴州建立了砷污染土壤的植物修正演示工程，以探究和查验蜈蚣草修正砷污染土壤的可行性[22]。 蜈蚣草为多年生植物，生物量比较大，其安排含砷量具有羽片＞叶柄＞根状茎的散布特色心引。蜈蚣草既能在土壤砷含量较低的情况下富集很多的砷，也能在土壤含砷量很高的情况下正常成长，富集很多的砷。依据宋书巧等对广西南丹县境内砷严峻污染区蜈蚣草生物量的分析，其单支叶片高可达140cm，鲜重可达33g，干重6.6g，在成长茂盛的当地，每平方米上能够有这样的叶片120支左右，也就是说，每公顷蜈蚣草干重可达8t左右，按地上部分含砷量为700×10-6-800×10-6预算，经过收割地上部分，每年可从每公顷的土层中铲除6 kg左右的砷[24]。 三、砷转化的研讨现状及分析 在自然界，砷元素能够以许多不同形状的化合物存在，在空气、土壤、沉积物和水中发现的首要砷化物有As2O3或亚盐(As3+)、盐(As5+)、一甲基(MMAA)和二甲基(DMAA)，在海产品中则首要以砷甜菜碱(AsB)和砷胆碱(AsC)方式存在。毒性巨细次序依次为As(Ⅲ)>As(V)＞As2O3＞MMAA＞ DMAA＞AsC＞AsB[25]。 在环境中，砷的转化、搬迁和毒性很大程度上受砷存在的化学形状的影响。砷在土壤中以无机态为主，在氧化条件下盐是其首要成分，它首要以水溶态砷、交流态砷和固定态砷3种形状存在于土壤中，其间水溶态砷、交流态砷为土壤活性砷，它们的有用性相对较高，易被植物吸收，可是盐在酸性土壤中简略被铁、铝等氧化物固定构成固定态砷(如钙型砷、铁型砷、铝型砷)而不易被生物吸收，毒性较低。在复原条件下亚盐是首要形状，而亚盐在土壤中的溶解度较高，毒性也较强[26]。因为砷元素上述特殊的化学特性，使得其在吸附、解析、浸提活化和化学转化进程中的考虑要素要比一般的重金属杂乱。 吸附和解吸效果是影响土壤中含砷化合物的搬迁、残留和生物有用性的首要进程。土壤质地、矿藏成分的性质、pH值、氧化复原电位(Eh)、阳离子交流量(CEC)、阴离子交流量(AEC)和竞赛离子的性质都会影响到吸附进程及砷的形状散布[27]。其间土壤pH值、氧化复原电位(Eh)是两个影响砷活性的要害因子，升高pH或许下降Eh都将增大可溶态砷的浓度[25]。OH-或H+直接或间接地参加了砷的吸附-解吸进程，pH值的改变可促进土壤表面配位根离子发作质子离解或缔合，然后影响土壤表面对根离子的吸附与解吸。 很多的有机、无机离子在土壤和溶液中存在，如Cl-、SO42-、PO43-及来源于土壤根系的排泄物、植物残留物的降解物等有机离子。这些离子因与砷竞赛吸附位点而不同程度地影响土壤对砷的吸附。磷对砷的影响研讨标明，磷和砷在土壤中能够相互竞赛土壤胶体上的吸附点位，PO43-能够加快土柱中As5+的向下移动[28]。 周娟娟等研讨结果证明了磷和砷的化学性质附近，在土壤中存在竞赛吸附的联系，进步溶液磷浓度能够削减土壤对砷的吸持才能，并添加砷从土壤中的解吸量。在磷浓度较低的情况下，这种影响特别明显，砷的解吸量与磷浓度呈极明显的线性相关联系[29]。根际土壤中，磷砷共存下根排泄物中有机酸比单一加砷时多。根系排泄物首要经过竞赛吸附、酸化溶解、复原效果和螯合效果活化土壤中的Al-As，Fe-As，然后削减Al-As，Fe-As，添加Ca-As[30]。普遍认为PO43-或MoO43-可替换土壤已吸附的砷，一起土壤中的磷也会明显地按捺土壤(特别是粘土矿藏)对砷的吸附；但Cl-、SO42-和NO43-对砷吸附影响很少，或许是因为它们与砷的吸附机制不同。用很高浓度的PO43-溶液可替换出土壤中总砷的77％。 土壤中微生物的活动对砷化合物的构成起侧重要的效果，因而微生物对土壤中砷的转化、搬迁和毒性扮演着一个重要的人物。因为微生物的活动，亚盐As(Ⅲ)和盐As(V)能被氧化和降解[31]。无机砷化合物能够被生物甲基化，一起其它微生物能够使有机砷化合物去甲基化转化为无机态[32]。砷降解和甲基化的速率还依赖于土壤湿度、土壤温度、不同形状砷的丰厚程度、土壤中微生物的数量及pH值等，且随这些条件改变而改变[33]。 四、使用蜈蚣草提取除砷的使用远景 我国难处理金矿资源储量大且涣散，现已探明千余吨这类金[2]。选用经济有用的办法去除金矿的砷、锑等矿藏，成为进步金的浸提功率的要害要素，也是现在国内外科学家的研讨热门和难点。 使用砷超堆集植物能够很多富集砷的这一特性，含砷金矿的除砷也能够引进植物进行，经过收割累积性植物去除金矿中的砷，能够大大减轻砷对金化浸出的影响，大幅度进步金的化浸出功率。 作为典型砷超堆集植物的蜈蚣草(Pteris vittata L.)在我国南边比较常见，生物量也相对较大，在云南含砷难处理金矿区栽培该类植物，不会构成外来种侵略，还能够经过收割地上部分以及定时进行根的去除，快速去除金矿砂中的砷，为后续浸出提金做好预备。 含砷难处理金矿中常常会含有很多碳酸钙、菱镁矿、黄铁矿、毒砂、雌黄和雄黄等矿藏，一起含有少数含氮、含磷、含钾的矿藏，矿样在开始细磨后使用化法堆浸前能够用于栽培蜈蚣草，其成分能够满意蜈蚣草关于钙和很多元素的需求，在含砷金矿栽培蜈蚣草理论上是可行的，一起恰当进行上肥、活化等调控手法处理，能够发挥蜈蚣草的砷超堆集特性，进步砷的提取去除功率。 现在，关于土壤中砷的吸附、解析和微生物转化等办法虽然有较多研讨，可是其有用态的浸提预处理依然是难题之一，并且从现在所查阅的文献来看，没有进行过含砷金矿的植物预处理方面的研讨。运用于水体或土壤植物修正的调控办法也能够引进到含砷金矿上来查验，一起探寻其机理。因为砷元素特殊的化学特性使得其在吸附、解析、浸提活化和化学转化进程中的考虑要素要比一般的重金属杂乱。土壤和金矿的物质组成差异以及土壤和金矿中所存在的砷的形状差异，均对砷的活化构成不同的影响，需求在金矿中使用能够调理金矿pH值和氧化复原电位(Eh)的不同试剂进行砷活化效果比较研讨。因而使用植物修正中常用的螯合剂进行金矿砷活化实验研讨，挑选有用的活化剂调控进步蜈蚣草的生物量和累积量，然后进步除砷功率。 植物脱砷预处理办法是使用某些特定植物能够较快地吸收富集金矿砂中的砷而到达下降金矿砷含量的意图。与生物氧化、高压氧化和焙烧比较，该办法的出资和保护本钱低，工程量小，运转办理简略，不发作二次污染，并且对坚持水土和美化景象具有杰出的效果，是一种环境友好型办法，能够广泛用于含砷较高的难处理金矿的化(堆浸)前预处理。本文为我国很多的含砷难处理金矿资源的除砷预处理供给了一种新的办法和思路。别的，现在一些堆浸往后的尾矿中依然含有较多的砷和金，既构成了环境污染，也构成金的糟蹋，因而本研讨还能够用于进行尾矿除砷办理和尾矿中金进一步提炼的预处理。 综上所述，蜈蚣草除砷预处理办法关于黄金选冶中的含砷较高的原矿、精矿和尾矿都具有宽广的使用远景。 参考文献 [1] 刘四清，宋焕斌.含砷金矿石工艺矿藏学特征及其使用[J].昆明理工大学学报，1998，(4)：20～21. 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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(Rana Grubery)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。

铁精矿中有害杂质硫一般以黄铁矿和磁黄铁矿的形式存在，以黄铁矿形式存在的硫可通过加黄药浮选或磁选即可脱除，而以磁黄铁矿形式存在的硫，因其具有强磁性，且其可浮性易受各种因素的影响，因此难于脱除。国内外研究和实践证明，磁黄铁矿表面易于氧化（生成铁的氢氧化物）、泥化、磁团聚等，大大降低了其可浮性，为此在浮选除硫时，一般采用加酸擦洗表面、加分散剂分散、脱磁、多段活化、强化捕收等措施来提高其脱除率。

一、铁精矿反浮选除硫。铁精矿中有害杂质硫一般以黄铁矿和磁黄铁矿的方式存在，以黄铁矿方式存在的硫可通过加黄药浮选或磁选即可脱除，而以磁黄铁矿方式存在的硫，因其具有强磁性，且其可浮性易受各种因素的影响，因而难于脱除。国内外研讨和实践证明，磁黄铁矿表面易于氧化(生成铁的氢氧化物)、泥化、磁聚会等，大大降低了其可浮性，为此在浮选除硫时，一般选用加酸擦拭表面、加涣散剂涣散、脱磁、多段活化、强化捕收等方法来进步其脱除率。二、铁精矿反浮选除磷。铁精矿中的磷杂质主要以磷灰石、胶磷矿方式存在，少数呈稀土磷酸盐矿藏存在。尽管磷矿藏的可浮性优于铁矿藏，但二者的可浮性不同不大，因而一般尽可能选用磁选方法脱除粗粒嵌布的磷矿藏，然后用反浮选脱除呈细粒嵌布的磷矿藏。反浮选时一般参加很多水玻璃或适量淀粉以按捺铁矿藏，用阴离子捕收剂浮选磷矿藏，其适合的pH值为10左右，而且矿浆加温有利于进步除磷作用。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选用了该工艺，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实验成果表明，磷可从0.4%左右降至0.18%以下。尽管该方法是现在工业使用较多且简略的工艺，但一般浮磷泡沫中的铁丢失较多，因而一般选用泡沫再经磁选收回再选的方法来削减铁份丢失。为了使磷矿藏和硅质矿藏一同脱除，能够选用在强碱性介质中(pH=11～12)、以淀粉作按捺剂、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计划除磷工艺研讨，最终以为选用该工艺的作用最佳，铁精矿档次能够进步至65%，含磷降至0.015%以下。别的，关于微细粒嵌布的含磷弱磁性铁矿石，能够选用选择性絮凝脱泥-阴离子捕收剂(ca++活化)反浮选工艺一起除磷、硅等杂质，如对美国蒂尔登(Tilden)铁矿石选用该工艺进行了实验，成果证明，该工艺的除磷作用好于选择性絮凝脱泥-阳离子捕收剂反浮选工艺。三、铁精矿反浮选除氟和碱金属氧化物(Na2O、K2 O)。铁精矿中的氟一般以萤石或稀土氟化物的方式存在，一般在碱性介质中，以很多水玻璃或适量淀粉按捺铁矿藏，选用阴离子捕收剂反矿藏，如我国包钢选厂铁精矿选用阴离子捕收剂反浮选工艺除氟，以水玻璃作为涣散和按捺剂，铁精矿中的氟含量可从1%～2.4%降至0.65%左右，但仍然存在着铁份丢失较大和除氟率不高级问题。别的，还能够选用在强碱性介质中加淀粉作按捺剂、加Ca++作活化剂、以阴离子捕收剂一起浮氟和硅的工艺。铁精矿中的碱金属氧化物主要以含碱金属硅酸盐矿藏的方式存在(如长石类矿藏等)。依据该类硅酸盐矿藏的物理化学性质特色，一般选用阳离子捕收剂反浮选工艺，一起研讨证明，参加有利于进步碱金属氧化物的脱除率，但需求延伸浮选时刻，以确保铁精矿中含硅矿藏的浮出。

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%。

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。

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。

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。

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%。

本发明公开了一种稀土精矿分化办法，特别是触及反浸除杂稀土精矿分化办法，工艺过程包含：过滤、烘干、焙烧、磁选。其特征在于：先反浸除杂，用稀将水溶性物质先行溶出，而将稀土元素留在浸渣中；然后将浸渣过滤烘干后，进行氧化焙烧；再用磁选法在恰当的磁场强度下选出稀土矿藏。本发明意图是供给一种质料耗费低、出产成本低、稀土回收率高的稀土精矿分化办法。

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。

依据钨精矿的质量标准，除WO3的含量廊大于65%以上外，其他有害杂质的含量要低于相应标准，特级品钨精矿质量要求还高。钨精矿中的S、P、As、Mo、Ca、Mn、Cu、Sn、SiOl2等杂质均有相应标准，当物理选矿办法达不到要求时则选用化学选矿办法，这样不只能够进步钨精矿质量等级，一起还能够归纳利用其他有用组分。  (1)钨精矿除锡办法锡矿石中的锡以锡石的单体存在时，可用强磁选和电选办法使其别离与黑钨矿及白钨矿别离。出产中常用固体氯化剂对超锡的钨粗精矿进行氯化焙烧，使锡蒸发以到达除锡的意图。进程的首要反应为： SnO2 +CaCl2+C=SnCl2↑CaO+CO↑(850℃效果下) 2FeWO4+2CaO+1/2O2 =2CaWO4+Fe2O32FeWO4+6CaCl2+1/2O2 =6CaWO4+4FeCl2+Fe2O3钨粗矿氯化焙烧除锡时常用的氯化剂为腐蚀性小并且易收回的氯化铵、等。为了确保反应在复原气氛中进行，配料时需参加必定数量的木炭粉或锯木屑，反应式如下： SnO2 + 2NH4Cl+3C+O2 =SnCl2↑+2NH2↑+3CO↑H2O(850℃效果下) 焙烧时氯化铵的参加量视钨精矿含锡量的不同而异。氯化焙烧温度为850℃左右，进程可在反射炉或回转窑中进行。为了进步脱锡功率，氯化焙烧2～4小时后可翻料一次，保温一段时间以进行氯化焙烧，脱锡率可达90%以上，锡含量可降至0.2%以下。  (2)钨精矿除砷办法 钨精矿中含砷首要以毒矿(FeAsS)、雄黄(AsS)、雌黄(As2S3)、石(As2O3)和各种盐的形状存在，脱除砷的办法有：  ①浮选法能够脱除大部分硫化砷;  ②弱氧化焙烧或复原焙烧法脱砷。焙烧前配料时依据原猜中砷含量的凹凸参加质料质量的2%～6%的木炭粉或煤粉，在700～800℃的温度下焙烧2～4小时，焙烧在反射炉或回转窑中进行，假如木炭粉达不到脱砷要求可参加少数硫黄。进程首要反应为：2FeAsS+6O2+C=As2O3+Fe2O3+2SO2+CO2 2As2S3+10O2+C=2As2O3+6SO2+CO2CaO·As2O5+C=As2O3+CaO+CO2砷的贱价氧化物(As2O3)为易蒸发物。高价砷氧化物(As2O5)较难蒸发，它能够与某些碱性氧化物生成安稳的盐： As2O3+SiO2+O2=As2O5+SiO2 FeO(CaO)+As2O5=FeO·As2O5(或CaO·As2O5) 因而.川焙烧法脱砷宜在弱氧化气氛中或复原气氛中进行，此刻方可使砷呈贱价砷氧化物蒸发，并使高价砷氧化物(或盐)复原为贱价砷氧化物，然后进步脱砷率。 (3)钨精矿脱磷办法钨精矿中含磷常以磷灰石Ca5(PO4)3(F、Cl、OH)、磷钇矿YPO4和独居石(Ce、La、Th)PO4等磷酸盐的形状存在。 脱磷办法有两种  ①稀浸出法脱磷此法适用于脱除磷灰石，一般用1：(3～5)的稀作浸出剂，粗粒精矿用渗浸法，细粒精矿用拌和浸出，能够使磷含量降到0.05%以下。  ②浮选法脱磷若钨精矿中以磷钇矿、独居石等形状存在磷杂质时，则无法用稀除磷，可用浮磷抑钨的办法，用和油酸混合捕收剂，草酸作抑制剂，碳酸钠作调整剂，可到达降磷意图，并归纳收回了磷钇矿。  (4)钨精矿除钼办法钨精矿中的钼常呈辉钼矿和钼氧化物(钼酸钙、钼华等)形状存在。一般用抬浮或浮选能够脱除钼的硫化物或许用次氯酸溶液浸出，亦可除掉辉钼矿形状存在的钼。浸出宜在低于40℃温度下进行，此刻铁、铜硫化物的氧化速度比辉钼矿小，且有较高的选择性。若钼以氧化物形状存在，降钼比较困难，现在尚无经济有用的办法。一般可用酸浸或碱浸办法处理，如用20%～30%的在加热条件下可使悉数钼酸盐转变为易溶于的钼酸钙，部分铜和钨也转入溶液中，钨的酸溶量随浓度和温度的添加而添加。(5)钨精矿脱铜办法 在钨精矿中的铜若呈硫化物形状存在时，一般用浮选或浮办法将其脱除。选用上述办法除掉某一杂质时，皆可随同除掉适当部分的其他杂质，如氯化焙烧降锡或复原焙烧除砷时均可除掉适当数量的硫。酸浸法除钼、磷时，可除掉适当量的钙、铋、铜等杂质。有时可从酸浸液中收回铋，用次溶液除钼时可除掉部分铜、砷硫化物等。钨精矿中其他杂质超支状况罕见，一般用物理选矿法屡次精选及化学选矿法除杂质，可使钨精矿中杂质含量降到标准规定值以下。

一、前言锆英石深度除杂工艺技术研究是国家“八五”重点科技攻关项目-锆英石微粉工艺技术研究(编号为85-104-20-03-01)子专题。要求除杂后的锆英石杂质含量TiO2≤0.1%，Fe2O3≤0.06%。目的是为锆英石微粉生产提供优质可靠的原料。广州有色金属研究院于1993年6月完成的《锆英石深度除杂工艺技术研究报告》中对其钛、铁杂质赋存状态嵌布形式，以及除杂工艺作了较为详尽的研究。为了寻找工业生产更为有效的除杂手段，本试验探索数种试剂，摸索出一种药物除杂新工艺。处理过的锆英石TiO2和Fe2O3含量均达到攻关目标，而且颜色为白色。 二、试样采用铺前矿区锆英石精矿为本试验的主矿样。万宁矿样为验证样。颜色为肉灰色，化学成份分析结果如下：铺前矿：TiO2%=0.43,Fe2O3%=0.203,(Zr·Hf)O2%=64.84;万宁矿：TiO2%=0.14;Fe2O3%=0.086，(Zr·Hf)O2%=65.13。从过去对铺前锆英石精矿试样的筛析结果看，TiO2和Fe2O3杂质含量的分布比较均匀，通过筛分分级无法富集TiO2和Fe2O3，故在处理前不进行筛分分级。根据锆英石深度除杂工艺技术报告，锆英石精矿中铁、钛元素存在的形式有三种： (一)锆英石颗粒表面和裂隙中的铁质被膜; (二)锆英石颗粒中铁，钛矿物包裹体; (三)锆英石精矿中包含的少量钛矿物。 这就提供了用药物处理以降低锆英石精矿中铁、钛杂质的可能性。 三、药物处理试验        (一)药剂选择试验用多种药剂做大量的探索性试验后，取琼冶1#、琼冶2#、琼冶3#、琼冶4#和琼冶5#试剂，以100kg/t的用量分别对铺前矿和万宁矿处理50分钟，结果如下：从表1可见，用琼冶3#处理试样，杂质含量最低，白度最好，故选择琼冶3#试剂作进一步试验。 表1试样样品编号药剂化学成分（%）白度（目视）TiO2Fe2O3（Zr·Hf）O2铺前矿329－1#琼冶1#0.240.07565.12第二329－2#琼冶2#0.310.09464.97第三329－3#琼冶3#0.090.04465.29第一329－4#琼冶4#0.330.09464.87第五329－5#琼冶5#0.410.08765.00第四万宁矿410－1#琼冶1#0.100.06965.36第二410－3#琼冶3#0.080.05165.36第一        (二)处理时间试验 用l00kg/t琼冶3#对铺前矿作处理时间试验，结果如表2：表2处理时间（分）样品编号产率（%）化学成分（%）－200目白度（目）TiO2Fe2O3（Zr·Hf）O220502－1#98.40.130.06665.1852.730502－2#98.00.080.04756.840502－3#98.00.080.04458.950502－4#98.20.090.04458.7        从表2结果可见，随着处理时间的延长，杂质含量逐渐降低，白度逐渐增高，白色提纯锆英石产率≥98%，当处理时间达到30分钟时，杂质含量和白度均达到试验要求。在保证质量增加产量的前提下，考虑到生产中矿样杂质含量的变化，处理时间取30～40分钟为妥。        (三)药荆用量试验 用琼冶3#对铺前矿样处理30分钟作药剂用量试验，结果如表3： 表3药剂用量（kg／t）样品编号产率（%）化学成分白度（目视）TiO2Fe2O3（Zr·Hf）O240523－1#98.60.160.05665.10≈53度60523－2#98.30.120.052≈57度80523－3#98.00.090.049≈57度100523－4#98.00.080.047≈57度       从表3结果可见，药剂用量增加，杂质含量降低。当药剂用量为80kg/t时，杂质含量和白度均达到试验要求，白色提纯锆英石产率≥98%。在保证质量降低成本的前提下，考虑到生产中矿样杂质含量的变化，药剂用量取80～l00kg/t为妥。 (四)扩大试验 分别用80kg/t琼冶3#对几份(每份lt)铺前矿处理30分钟，白度(目视)近似57度，产率为98.1%，综合样(718-综)含0.09%TiO2，0.05l% Fe2O3，65.14%(Zr·Hf)O2。可见杂质含量和白度均达到试验要求。 四、推荐工艺条件和流程 工艺条件：药剂用量80～l00kg/t，除杂时间30～40min.擦洗固口比1：2。 流程见图1。图1 除杂新工艺流程 五、结语 (一)用本工艺技术处理铺前锆英石精矿，产率≥98%，TiO2和Fe2O3杂质含量，分别降低至0.1%和0.06%以下，且白度较高，可为锆英石徽粉生产提供优质可靠的原料。 (二)本工艺技术用药来源广泛，流程简单，操作方便，容易转化为生产力。 (三)从试验数据可见，本工艺技术降铁效果好，故本工艺技术对处理含铁较高的锆英石，精度效果更加显著。