黄开国  李隆峰  胡为柏  张国祥    锑精矿含砷要求低于1.0％。但据国内11个矿山锑矿产品查询，有7个矿山的锑精矿（占63％）含砷超越1％，有的高达4％，产品不合格，供应困难，甚至停产。锑精矿含砷高，导致冶炼碱耗高，周期长，收回率低，本钱高，环境污染严峻。因此，锑精矿降砷是一个亟待解决的问题。本文侧重介绍硫化锑一毒砂在弱酸性矿浆中混合浮选，在碱性矿浆中别离浮选的研究成果。     一、矿样及实验办法     试样为含砷锑矿石，首要金属矿藏是辉锑矿、毒砂、黄铁矿等。脉石矿藏为石英、绢云母等。原矿含锑5.12％、砷0.45％，依照惯例的样品制备办法加工至－3毫米供实验用。小型实验用XMQ型球磨机磨矿，在XFD型1.5升单槽浮选机中粗选，在1升单槽浮选机和100克挂槽浮选机中进行锑砷别离浮选（精选）。     微型浮选实验所需纯矿藏是从上述矿石中选择其大块辉锑矿和毒砂，按一般的纯矿藏加工办法制备，别离取得－80＋200目粒级的辉锑矿（矿藏含量96.8％）和毒砂（矿藏含量97.8％）供实验用。微型浮选实验在改善的哈里蒙德管（单泡管）中进行，充气量为17.5毫升／分。     二、实验成果及分析    （一）纯矿藏实验在参加硫酸铜和不加硫酸铜的条件下，用丁基黄药10毫克／升，不同介质pH值下的浮选成果见图1、2。        可见，不加硫酸铜时，在不同pH值下毒砂的可浮性与辉锑矿很挨近，即在酸性、弱酸性介质中好浮，在碱性介质中受按捺。 但有少数活化剂硫酸铜存在时,遭到活化的毒砂，在碱性介质中浮游得很好。而辉锑矿在碱性介质中，因为其表面的溶解行为，不利于Cu2＋的活化和黄药的捕收，依然遭到按捺。两者可望在碱性介质中取得别离。  （二）含砷锑矿石浮选实验 1、矿浆pH实验 含砷锑矿石磨至62%－200目，用药为160克／吨、丁基黄药800克／吨、松醇油30克／吨时，在不同介质pH下浮选成果见图3。相同显出在酸性矿浆中两者可浮性都很好，但跟着矿浆pH值升高。锑收回率急剧下降，而毒砂可浮性比较好。因此，两者在碱性矿浆中进行别离浮选是或许的。表1  药方实验的要素及水平（克／吨）表2  L8（27）析因实验组织及成果（％）2、药方调优实验 药方调优实验按正交规划，见表1。并力求在黄药用量较低时能取得较好的目标。实验成果列入表2。实验判据选用锑分选功率    式中ε－收回率，％；γ－精矿产率，％；α－原矿档次，％；βm－意图矿藏中某金属含量，辉锑矿含锑按71.4％计。由表2可看出，A（硫酸）和C（丁基黄药）的效应比较显著，用量宜添加。AC交互效应也较显着，或许与黄药在酸性介质中易于分化有关。B（）影响不大。各试点中以第8点为最好。即硫酸、、丁基黄药的用量别离为2500, 160, 500克／吨时，分选功率为93%，最高。     但是，咱们不期望添加黄药用最，而添加硫酸用量则会加快黄药的分化，对下一步碱性调浆、锑－砷别离浮选也未必有利。故组织中心点实验，即在A、B、C三要素的凹凸水平之间，取A为2000克／吨，B为140克／吨，C为400克／吨，实验成果列人表3。其分选功率为93％，与表2中最佳试点8的分选功率彻底相同。因此，能够以为中心点是比较抱负的试点。表3  中心点实验成果（％）3、锑－砷别离浮选实验 以上所得锑粗精矿含砷很高（4.18％），锑档次尚低(50.57％），需求进行别离浮选。依据上述纯矿藏和矿石pH实验，可望在碱性矿浆中抑锑浮砷取得别离。本实验选用碳酸钠调浆，用量别离为1200、1600、2000、2400克／吨，均以用量的3/4参加精选I，1/4参加精选Ⅱ。实验流程见图4，实验成果见图5。最佳点碳酸钠的用量为1600克／吨。这时，取得的锑精矿含锑58.51％，含砷0.48％，锑收回率94％；砷精矿含砷24.7％，含锑6.5％，砷收回率80.6％，达到了锑一砷别离的意图。图4  含砷锑矿石别离浮选流程及工艺条件图5  含砷锑矿石别离浮选成果     三、结语     1. 未经活化的辉锑矿和毒砂在不同pH值下可浮性相近，即在酸性、弱酸性介质中可浮性好，跟着pH值增高，可浮性急剧下降，在碱性介质中都浮游得欠好。有活化剂硫酸铜或存在时，两者在碱性介质中可浮性有不同，毒砂好浮，辉锑矿遭到按捺。     2. 含砷锑矿石在弱酸性矿浆中粗选，得锑砷混合精矿，然后在碱性矿浆中抑锑浮砷，进行锑－砷别离浮选，可取得较满足的成果。若是锑金砷矿藏共生，则金矿藏有或许在砷精矿中收回。本文原载《有色金属（选矿部分）》1986, №6, P.5              ☺

中和的意图是脱除Sb4O5Cl2中的氯，使之转化为Sb2O3，一般用做中和剂：别的，在中和的一起参加适量的配合剂及转型剂，能够大大下降氧化锑中铅铁等杂质元素的含量(≤0.001%)，并使氧化锑的晶形由斜方转化成立方，大大减小锑的光敏性，对坚持白度十分有利。中和进程中，用中和洗液调浆，在常温条件下中和，中和结尾pH值为7.5左右，并安稳10～20min。然后，过滤洗刷，中等规划以上工厂应该用带滤机，带滤机应设置过滤段和洗刷段，小规划工厂用真空抽滤槽过滤机，用纯水洗刷，洗刷快到结尾(8次以上)时，用AgNO3查看洗液无白色沉积停止。 由脆硫锑铅矿精矿和高锑铅阳极泥直接制成的高纯度氧化锑产品质量状况见下表。 表 新氯化-水解法及AC法直接制得的高纯氧化锑主要成分及杂质元素含量(%)No.Sb2O3PbAsFeCuBiSeSCl原料及办法299.830.00120.00980.00190.000690.00620.0020.00130.013脆硫锑铅矿精矿，新氯化－水解法399.910.00210.0170.0050.00290.00540.00230.00100.012499.810.00140.0210.00050.000260.00520.00240.00100.016599.850.0000.000170.00050.000010.0000.000－0.011高锑铅阳极泥，AC法799.850.0000.00000.00060.0000.0000.000－0.0095  注：新氯化-水解法未采纳除砷办法;AC法比新氯化-水解法多1个还原液的干馏进程，产出纯SbCl3后再水解。

1硫化锑矿     首要的硫化锑矿藏是辉锑矿Sb2S3，含Sb71.4%，非必须的硫化锑矿有脆硫锑铅矿2PbS·Sb2S3、硫锑银矿3Ag2S·Sb2S3和车轮矿2PbS·Cu2S·Sb2S3等。     用黄药捕收辉锑矿时，需求预先用重金属离子如Pb2+、Cu2+活化。硫酸铜活化辉锑矿的PH规模是4～7.4。没有活化的辉锑矿，可用中性油作捕收剂，其间页岩焦油和泥煤加工产品比较有用。     按捺辉锑矿。据研讨,被Pb2+活化的辉锑矿，能被K2Cr2O7按捺，条件是矿浆中必须有很多的Pb2+，使辉锑矿表面吸附Pb2+今后，构成不溶的表面化合物。依照这一理论，成功地完成了辉锑矿与辰砂的别离。先用作活化剂，进行锑混合浮选，混合精矿别离时，再加K2Cr2O7，按捺辉锑矿。     如某锑矿，属低温热液充填似层状矿床，锑矿藏首要是辉锑矿，此外尚有少数氧化锑矿藏。脉石有石英、方解石、高岭土、石膏和重晶石等。     现厂选用重介质-浮选联合流程，原矿经重介质选别后，可抛弃50％的废石，档次由含Sb3.67%提高到7.1％,回收率97%。     经重介质处理后的矿石磨至55%~60%-0.074mm，加（155g/t）活化辉锑矿，捕收剂用丁黄药（384g/t）和页岩油（482g/t），以松醇油（130g/t )作起泡剂。浮选得到的锑精矿含Sb55％，回收率93.5％。     2硫化砷矿     有工业价值的含砷矿藏是毒砂FeAsS，含As46％，其次是雄黄AsS和雌黄As2S3。毒砂在硫化矿中，是一种散布很广的矿藏，砷矿藏混入其他有色金属精矿，成为有害杂质，如炼铅、水冶锌、黄铁矿制酸等，砷都是有害的。因而，在多金属矿分选时，应当操控含砷矿藏的去向。     毒砂和其他硫化矿相同，易被硫代化合物类捕收剂浮选。在碱性介质中，受按捺。硫酸铜能在石灰介质中活化毒砂。     雄黄用重金属离子活化后，可用黄药浮选。中性油可浮选未经活化的雄黄。糊精是雄黄的按捺剂。     雌黄的可浮性比毒砂和雄黄差，如乙黄药用量为100~750g/t,其回收率不能确保超越45％。用黄药捕收时，硫酸铜是活化剂，用量500g/t左右，用量过多或过少，都会使成果变坏。页岩焦油对雌黄有较强的捕收效果，用量大致为500g/t。     毒砂与黄铁矿的可浮性很类似，因而，毒砂与黄铁矿的别离，是硫化砷矿浮选的一个首要问题。依据它们的氧化速度不同，拟定了它们的别离计划，并用于工业出产。在氧和氧化剂（如、漂等）效果下，毒砂被氧化，而黄铁矿仍可浮，适宜的PH是6.7左右。     在石灰介质中加铵盐（如氯化铵），可成功别离毒砂和黄铁矿的混合精矿。铵盐对黄铁矿有维护效果，而毒砂受石灰的按捺不浮。     3硫化铋矿     铋的首要矿藏是辉铋矿Bi2S3，含Bi 81.2 %。硫化铋和天然铋，易被黄药和黑药捕收，还可用烃油类浮选。辉铋矿不受按捺，与硫化铁、铜、砷等矿藏别离时，可用抑其他硫化矿浮铋。辉铋矿与方铅矿不易别离，一般在冶炼过程中再使之别离。辉铋矿与辉钼矿的别离，选用作铋的按捺剂。     因为辉钼矿和辉铋矿的可浮性相近，故出产中常将它们选为混合精矿，然后再行别离。如某钨钼铋矿，先加火油和乙硫氮作捕收剂全浮硫化矿，混合硫化矿精矿经活性炭解吸脱药后，加和硫酸锌按捺其他硫化矿，浮出钼和铋。钼铋混合精矿别离时，加作铋的按捺剂，用火油浮钼。原矿含Mo 0.13%、Bi 0.114%，钼精矿含Mo45.95 %，回收率85.74%；铋精矿含Bi 18.53％，回收率68.59％。[next     4硫化矿     辰砂HgS,含Hg 86.2％，是首要的硫化矿藏。辰砂易被黄药类捕收剂捕收，石灰和几乎不按捺辰砂。在出产实践中，有时加硫酸铜作活化剂。     档次较高的矿石，能够直接冶炼。浮选矿一般只处理那些低档次的矿石。现在已处理原矿档次为0.08%左右的矿石。作为药用的，不光要求档次高（HgS> 96 %），并且不能污染，故不必浮选，一般用重选法选出。     某矿属低温热液似层状矿，首要矿藏有辰砂，伴生矿藏有黄铁矿、闪锌矿、天然。脉石为硅化白云岩，其间以白云石、石英和方解石为主。出产流程为图1所示的重-浮联合流程。  图1 某矿的重-浮联合流程       原矿破碎到25mm今后，有一部分经摇床选别，得出精矿。摇床尾矿与另一部分原矿兼并：磨到60％-0.074mm后浮选。    浮选时加硫酸铜（300g/t)作活化剂，粗选加乙黄药（285~300g/t）作捕收剂，樟油（600g/t )作起泡剂，扫选加黑药（20g/t）；当原矿档次为0.18%时，得到精矿含Hg17.5 %，回收率为95.74％。

三氯化锑 　　1英文名称 Antimony trichloride 　　别 名 氯化亚锑 　　分子式 SbCl3 外观与性状 白色易潮解的透明斜方结晶体，在空气中发烟 　　分子量 228.11 蒸汽压 0.13kPa(49.2℃) 　　熔 点 73.4℃ 沸点：223.5℃ 溶解性 溶于醇、苯、丙酮等 　　密 度 相对密度(水=1)3.14 稳定性 稳定 　　危险标记 20(酸性腐蚀品) 主要用途 用作分析试剂、催化剂及用于有机合成三氯化锑 对环境的影响:一、健康危害　　侵入途径：吸入、食入、经皮吸收。 　　健康危害：吸入、摄入或经皮肤吸收对身体有害。高浓度的三氯化锑对眼睛、皮肤、粘膜和呼吸道有强烈的刺激作用。可引起支气管炎、肺水肿。 　　慢性影响：实验表明有诱变作用。二、毒理学资料及环境行为　　急性毒性：LD50525mg/kg(大鼠经口) 　　危险特性：受热或遇水分解放热，放出有毒的腐蚀性烟气。具有较强的腐蚀性。 　　燃烧(分解)产物：氯化物。三氯化锑 应急处理处置方法:一、泄漏应急处理　　隔离泄漏污染区，周围设警告标志，建议应急处理人员戴自给式呼吸器，穿化学防护服。不要直接接触泄漏物，用沙土、干燥石灰或苏打灰混合，转移到安全场所。如大量泄漏，收集回收或无害处理后废弃。二、防护措施　　呼吸系统防护：可能接触其粉尘时，应该佩带防尘口罩。必要时佩带防毒面具。 　　眼睛防护：戴化学安全防护眼镜。 　　防护服：穿工作服(防腐材料制作)。 　　手防护：戴橡皮手套。 　　其它：工作后，淋浴更衣。单独存放被毒物污染的衣服，洗后再用。保持良好的卫生习惯。三、急救措施　　皮肤接触：立即脱去污染的衣着，用大量流动清水彻底冲洗。若有灼伤，就医治疗。 　　眼睛接触：立即提起眼睑，用流动清水冲洗10分钟或用2%碳酸氢钠溶液冲洗。 　　吸入：迅速脱离现场至空气新鲜处。注意保暖，保持呼吸道通畅。必要时进行人工呼吸。就医。 　　食入：患者清醒时立即漱口，给饮牛奶或蛋清。立即就医。 　　灭火方法：干粉、砂土。

一、浸出方法及技能条件 硫化锑精矿、脆硫锑铅矿精矿的氯化－浸出进程分循环浸出和非循环浸出两种方法。循环浸出是A#－氯化剂作为浸出剂的必要浸出方法：由于A#氯化剂有必要由回来的浸出剂制造和再生。浸出对错循环浸出，浸出条件是；（1）确保游离酸度2.5～3.0mol∕L，也可用NaCl来替代部分游离酸；（2）反响温度80～85℃；（3）反响时刻2.0～4.0h；（4）用量，以浸出结尾浸出液中含Sb5＋ 10g∕L为准；（5）有必要用2.0～2.5mol·dm－3的酸洗浸出渣3～5次，再水洗3～5次。循环浸出条件为：（1）氯化剂过剩系数0.1～0.15；（2）浸出液回来份数，按有关公式核算，关于单一硫化锑矿，一般为60%左右，而关于脆硫锑铅矿精矿却高达72%～75%：（3）浸出剂酸度：HCl1.5～2.0mol∕L；H2SO4 0.75～1.0mol∕L，选用H2SO4首要是为了按捺铅进入浸出液；（4）温度和时刻与一般浸出相同；（5）浸出结尾判别：以浸出液为红棕色，含Sb5＋5～10g／L为准。（6）选用混酸洗渣，洗酸酸度与浸出剂相同，其量等于开路的浸出液量；（7）酸洗之后水洗浸出渣3～5次，洗水量为精矿的50%。洗酸由回来的水解液或浸渣水洗液和浓及浓硫酸（处理高铅锑精矿时用）制造，依据它们的酸度及要配洗酸的体积，树立二元或三元联立方程组，解之则可求得它们各自的用量。选用这种方法配酸，杂乱锑矿可节酸40%以上，单一锑矿节酸30%以上，一起削减废水排放量。 二、浸出进程实践及设备 以循环浸出为例阐明浸出进程操作：浸出进程包含A#氯化剂的装备和再生，加矿、保温、拌和、过滤及洗刷等四十进程。A#氯化剂再生前液由回来的浸出液和悉数酸洗液制造，查看其首要成分、酸度和体积符合要求后，即通再生，再生率（[Sb5＋]∕[Sb]T）≥95%时，再生完结。浸出和再生在同一反响釜中进行，再生完结后，即可加矿浸出，浸出和再生都放出很多的热，因而，为加速通氯和加矿速度。有必要采纳冷却办法，以排走剩余的热量。一般选用珐琅反响釜（有夹套）作为浸出及再生槽，也可用其他耐腐蚀原料制造的反响槽，但有必要附设有冷却排热设备。浸出槽盖装有均匀分布的由内外包有聚四乙烯的钢管制成的四根通氯管，并有排气管由排风机排出酸雾。在浸出进程中，保持80～85℃左右的温度，查看是否到结尾，若浸出液为灰白色，则氧化剂不行，需求弥补通氧，使浸出液转为棕赤色，而且Sb5＋为5～10g∕L，即可过滤，过滤能够在真空抽滤槽或带式过滤机上进行；由于要进行酸洗和水洗，不运用压滤机过滤。如果是带滤机，需求设置过滤段、酸洗段和水洗段，滤渣洗净后主动卸下，劳动强度小。用抽滤槽过滤时浸出液刚好滤干但滤渣未开裂前就要酸洗，如此洗刷3～5次；酸洗完结后进行水洗。当然，用抽滤槽过滤，劳动强度大得多。 三、浸出进程技能数据和目标 以脆硫锑铅矿循环氯化－浸出的出产实践数据为例阐明。精矿、浸渣、浸液、酸洗液、水洗液的成分如下表。表  浸出进程原料及产品化学成分称号SbPbZnFeCuAgMnAs精矿∕%29.4134.943.928.690.120.070.160.58浸出液∕（g·L－1）323.331.9629.8371.310.570.562.420.355浸出渣∕%0.8049.290.6523.690.0580.02190.0150.817酸洗液∕（g·L－1）138.911.66－37.36－0.196－－水洗液∕（g·L－1）18.691.14－8.66－0.024－－ 续上表称号CaSnMgBiInS（SO42-）Cl－H＋精矿∕%1.030.460.0480.0170.002631.33－－浸出液∕（g·L－1）0.230.160.83－0.006（32.98）488.392.504浸出渣∕%0.820.3170.00234.9211.69酸洗液∕（g·L－1）－－－－－（70.23）252.36－水洗液∕（g·L－1）－－－－－（21.95）67.69－    按渣核算，锑和银的浸出率为97.97%及78.98%；铅的入渣率≥99%；硫的转化率为99.74%。首要化工材料单耗：1.236t∕t（Sb2O3）；工业0.350L∕t（Sb2O3）；工业硫酸0.250t∕t（Sb2O3）。

具有工业含义的锑的硫化物是和五硫化二锑。硫化锑的物理和化学性质列于下表。 表  硫化锑的物理和化学性质品种物理性质化学性质Sb2S3有结晶和无定形两种形状，前若属斜方晶系，色骨灰，有金属光泽，密度4.642g∕cm3，硬度HB2～2.5．比热容（20～500℃）0.34158J∕（g·K），熔点550℃，沸点1080～1000℃，蒸发热61296J∕mol，熔化热23430～28953J∕mol 蒸气压（Pa）与温度的关系式为： lgp＝14.671－11200∕T（673K≤T＜773K） lgp＝9.915－7068∕T（773K≤T≤1223K） 结晶三硫化锑在自然界以辉锑矿存在，无定形三硫化锑为人工制作，因生成条件和粒度巨细不同而有黑、灰、红、黄、棕、紫各种色彩几乎不洛于水（18℃时溶解度约0.0176%），在沸水中可徐缓氧化为Sb2O3，受热易分化，600℃时已很明显，880℃时的分化压可达2452.58Pa；易氧化，当粒度为0.1mm时加热至290℃，即自发焚烧，其反响为：2Sb2S3＋9O2＝2Sb2O3＋6SO2 这个反响是蒸发焙烧的根底；用Cl2或FeCl3可使其氧化为SbCl3，分出元素硫，是氧化－水解法制取锑白的根底。Sb2S3能与Na2S构成Na3SbS3，是碱性浸出湿法炼锑的根底； Sb2S3与Sb2O3可交互反响转化为金属锑和SO2，但在慵懒气氛下则构成2Sb2S3·Sb2O3（锑玻璃），Sb2S3能被铁置换分出金属锑，这个反响是沉积熔炼的根底五硫化二锑 Sb2S5常呈金黄色无定形粉末，商业上称为金黄锑，密度为4.12～4.2g∕cm2分子组成为Sb2S3·2S，在空气中易自燃，加热至120～170℃即可悉数分化为Sb2S3和元素硫，工业上多选用硫酸或与硫代锑酸钠作用以制备Sb2S5

一、水解方法及技能条件和目标 水解包含冲稀水解和中和水解两种方法。在冲稀水解脱水杰出的情况下不该选用中和水解，中和水解只适用于阳极泥及极杂乱的脆硫锑铅矿精矿浸液的还原液。 冲稀水解在常温下进行，操控水解液含Sb3+1～2g∕L，用式(1)核算加水量。脱水后拌和10～20min;氯氧锑滤饼用纯水洗8次以上。中和水解进程的数控水解率质料为铅阳极泥时取45%～50%.为长坡脆硫锑矿精矿时取85%，用或苏打为中和剂，按式(2)核算其参加量，洗刷要求与冲稀水解进程相同。必要时，水解进程中参加某些配合剂以进步产品质量。水解率均很高(≥95%)。水解液含锑1g∕L。二、水解进程作业 当还原液参加到弄清水中后，SbCl3开端水解，生成一些不稳定的中间产品：料浆很黏稠，需加强拌和，然后发作显着的脱水进程：生成过滤性能好易洗刷的Sb4O5Cl2。脱水10～20min后中止拌和沉清，然后抽上清液，再将沉底的氯氧锑过滤。中等规划以上工厂用带滤机过滤比较好，带滤机设置过滤段和洗刷段，用纯水洗刷保证氯氧化锑洗洁净，带滤接连化，劳动强度低。小规划的工厂用真空抽滤槽过滤。水解液滤完后，即用纯水洗滤饼洗8次以上，以保证洗净杂质元素。

浸出作业应既要获得尽可能高的浸出率，又要制取合适下一步处理的溶液。浸出作业可接连或接连进行，工业生产上多选用后者，以便于完成自动化并进步浸出进程的生产率；接连浸出比较合适于小型和质料多变的厂商，但工业上较步选用，图1和图2别离示出接连浸出和接连浸出的工艺流程。图1  接连浸出工艺流程图图2  前苏联某湿法炼锑厂接连浸出流程 图3和图4别离是我国1.1万t湿法炼锑厂和前苏联某湿法炼锑厂所用的接连浸出槽，视生产规模每槽容积别离为7.7m3和10～20m3。图3  我国的接连浸出槽 1－拌驱动设备；2，4－支架； 3－拌和设备；5－盖板；6－槽体； 7－角钢架；8－蛇形管；9－小孔盖图4  前苏联的接连浸出槽 1－槽体；2－槽盖；3－进料管；4－轴承体； 5－传动设备；6－大孔盖；7－保温层；8－衬板； 9－蒸汽夹套；10－空气升液管；11－拌和器 接连浸出实例：我国半工业实验所用浮选锑精矿含Sb48%～55%，其间氧化物料约占12.7%，浸出剂为阴极废液结晶后的母液，含Na2S为120～140g∕L，NaOH 20～28g∕L，Sb15～17.5g∕L，渣（体积）固（质量）比为3∶5～5∶1，锑浸出率可达99.6%～99.8%，砷浸出率40%～45%，渣含锑0.3%～0.4%，渣率22%～35%。 由浸出液和洗水制成阴极液，其主要成分为：Sb93～100g∕L，As 0.25～0.38g∕L，Na2S 20g∕L，NaOH 116～125g∕L，Na2SO4 26～31g∕L，Na2CO3 60～77g∕L，Na2SO3 4～8g∕L，Na2S2O3 39～60g∕L。 接连浸出实例：前苏联某厂所用质料为浮选硫化锑精矿和氧化物料，浸出剂为含Na2S90～100g／L，NaOH 25～35g∕L和Sb 20～30g∕L的电解废液。浸出槽用蒸汽夹套加热，为了强化进程，其间设有管式加热器，浸出和电解是闭路循环，所以浸出所用的溶液浓度有必要高，但在电解液中浓度又有必要尽量低，最有利的浓度应根据处理质料的形状、溶剂和电解费用选定。 使用含锑25～35g∕L的电解废液浸出，能够得到含锑70～80g∕L的浸出液，其组成也能满意电解的要求，浮选精矿锑的浸出率为98%～99%，渣含锑1.3%～1.7%。

跟着工业的开展，国际锑的耗量日趋添加，我国是国际上的产锑大国，国际上70%的锑产于我国。锑总是和其他矿藏一同存在，在锑的矿产资源中，多金属硫化锑矿是最重要的锑矿资源之一，其归纳价值较高，但往往也比较难选。依据不同的矿石性质，研讨相应的收回工艺，对充分利用好这类矿产资源含义严重。 某矿归于石英、萤石型脉状锑钨矿床，矿石中首要有价元素为锑、钨、铅、砷和伴生金属银。锑、铅、银、砷皆以硫化矿藏为主，但单体硫化银矿藏粒度很细，银的首要载体矿藏为方铅矿，钨首要为白钨矿和黑钨矿。为开发该矿产资源，对矿石性质、选矿工艺流程和工艺条件进行了实验研讨。实验选用部分混合）别离浮选收回硫化矿中的锑、银、铅和砷，浮选尾矿再用重选）磁选收回钨的工艺流程，得到的实验成果为：锑精矿含锑56.27%、锑收回率77.92%，银铅混合精矿含铅26. 63%、铅的收回率61. 34%、含银2500g∕t、银收回率68.84%，砷精矿含砷10.31%、砷收回率83.09%，钨精矿含WO39.28%、钨收回率74.77%。 一、矿石性质 （一）矿石的矿藏组成和化学组成 矿石中所含矿藏品种繁复，且较杂乱。金属矿藏以辉锑矿、辉铁锑矿、毒砂、方铅矿、黄铁矿、白钨矿、黑钨矿为主，含有少数的铁闪锌矿、硫锑铅矿、车轮矿等；脉石矿藏有石英、方解石和萤石等。原矿多元素化学分析成果见表1。 表1    矿石多元素分析成果／%（二）首要矿藏的物相分析和单矿藏分析 锑、钨矿藏物相分析成果见表2，辉锑矿、辉铁锑矿、方铅矿、白钨矿单矿藏化学分析成果见表3。 表2  锑、钨物相分析成果／%表3  单矿藏化学分析成果／%二、硫化矿收回 硫化矿浮选挑选了充分利用矿藏自身天然可浮性的部分混合）别离流程。首要将可浮性较好的含铅、银矿藏及小部分可浮性好的毒砂浮起，然后参加活化剂将辉锑矿等锑矿藏活化后与较难浮的那部分毒砂一同浮起。银铅粗精矿及锑、砷粗精矿别离进行银铅）砷及锑）砷别离，通过精选后得到银铅混合精矿、锑精矿、砷精矿三种产品。硫化矿浮选流程如图1，各浮选作业的工艺条件见表4，浮选实验成果列于表5。图1  硫化矿浮选实验流程 表4  硫化矿浮选药剂条件表5  硫化矿浮选实验成果／%     实验过程中发现选用丁基黄药与乙硫氮合作作为银铅浮选的捕收剂，与用丁基铵黑药及丁基铵黑药与磷铵四号合作比较，银铅粗精矿中银铅的档次及收回率均较高。因为矿石中存在硫锑铅矿及车轮矿等既含锑又含铅的矿藏，且这些矿藏中铅的含量较锑的含量还高，因而锑精矿中含铅量较高。三、钨的收回 化矿浮选尾矿中含WO30.24%，其间白钨矿占74.47%，黑钨矿占25.53%。为对其进行归纳收回，专门研发了一种重选）磁选设备。该设备不需要动力，处理量大，富集比高，选矿成本低，特别适合于从含钨档次较低的硫化矿浮选尾矿中收回白钨矿和黑钨矿。用该设备按图2流程处理硫化矿浮选尾矿，所得实验成果见表6。图2  钨收回流程 表6  钨收回实验成果／%四、结语 本研讨矿样中含有锑、铅、银、砷、钨、锌和铜等多种金属，矿石中矿藏品种繁复，金属矿藏有辉锑矿、辉铁锑矿、方铅矿、黄铁矿、毒砂、白钨矿、黑钨矿、铁闪锌矿、硫锑铅矿、车轮矿、硫锑铁矿、银、黝铜矿和黄铜矿等；脉石矿藏有石英、方解石、萤石等。依据矿石中金属矿藏含量及其工业价值，应以收回锑为主，归纳收回银、铅、钨等金属。实验标明，选用部分混合）别离流程浮选收回硫化矿中的锑、铅、银和砷，硫化矿浮选尾矿再以重选为主收回钨，可获得锑精矿、银铅混合精矿、砷精矿和三氧化钨粗精矿多种产品。并且因为硫化矿浮选充分利用了矿藏的可浮性，钨收回利用了高效的粗选设备，使得整个收回工艺技能牢靠，操作安稳，别离作用好，更适于出产使用。因为矿石含砷高（1.02%），因而收回锑、铅、银等金属时都需与砷别离，特别是锑）砷别离为收回锑的技能要害。本实验选用的钠法别离计划，较好地处理了锑）砷别离问题。

以循环浸出为例阐明浸出进程操作：浸出进程包含A#氯化剂的装备和再生，加矿、保温、拌和、过滤及洗刷等四十过程。A#氯化剂再生前液由回来的浸出液和悉数酸洗液制造，查看其主要成分、酸度和体积符合要求后，即通再生，再生率（[Sb5＋]∕[Sb]T）≥95%时，再生完结。浸出和再生在同一反响釜中进行，再生完结后，即可加矿浸出，浸出和再生都放出很多的热，因而，为加速通氯和加矿速度。有必要采纳冷却办法，以排走剩余的热量。一般选用珐琅反响釜（有夹套）作为浸出及再生槽，也可用其他耐腐蚀原料制造的反响槽，但有必要附设有冷却排热设备。浸出槽盖装有均匀分布的由内外包有聚四乙烯的钢管制成的四根通氯管，并有排气管由排风机排出酸雾。在浸出进程中，保持80～85℃左右的温度，查看是否到结尾，若浸出液为灰白色，则氧化剂不行，需求弥补通氧，使浸出液转为棕赤色，而且Sb5＋为5～10g∕L，即可过滤，过滤能够在真空抽滤槽或带式过滤机上进行；由于要进行酸洗和水洗，不运用压滤机过滤。如果是带滤机，需求设置过滤段、酸洗段和水洗段，滤渣洗净后主动卸下，劳动强度小。用抽滤槽过滤时浸出液刚好滤干但滤渣未开裂前就要酸洗，如此洗刷3～5次；酸洗完结后进行水洗。当然，用抽滤槽过滤，劳动强度大得多。

用Na2S溶液浸出硫化锑精矿及脆硫锑铅精矿的首要反响为：但Na2S在水中能激烈地发作水解：而水解后发生的NaHS又被空气中的氧所氧化，生成多Na2S2，然后下降Na2S的效果，所以在Na2S浸出液中要参加必定的NaOH，以按捺达两种影响浸出功率的晦气反响。试验证明，在增加NaOH的情况下，Na2S的用量略高于理论量，就可得到很高的浸出率。因而，实际上所用的浸出剂为Na2S＋NaOH，当Na2S缺乏时，NaOH对Sb2S3也有必定的溶解效果，其反响为：Na2S＋NaOH混合溶液也可溶解Sb2O3，其反响分两步进行：高价氧化物Sb2O4和Sb2O3在Na2S溶液中不溶解。硫化锑精矿中的伴生金属，除Hg和Ag外，Cu、Pb、Fe、Zn、Ag等在Na2S溶液中都难溶解，在浸出过程中富集于渣中。Hg和As的硫化物的浸出反响如下：砷的硫化物也能被NaOH溶解，但毒砂（FeAsS）中的砷不溶。

硫化锑精矿、脆硫锑铅矿精矿的氯化－浸出进程分循环浸出和非循环浸出两种方法。循环浸出是A#－氯化剂作为浸出剂的必要浸出方法：由于A#氯化剂必须由回来的浸出剂制造和再生。浸出对错循环浸出，浸出条件是；（1）确保游离酸度2.5～3.0mol∕L，也可用NaCl来替代部分游离酸；（2）反响温度80～85℃；（3）反响时刻2.0～4.0h；（4）用量，以浸出结尾浸出液中含Sb5＋ 10g∕L为准；（5）必须用2.0～2.5mol·dm－3的酸洗浸出渣3～5次，再水洗3～5次。循环浸出条件为：（1）氯化剂过剩系数0.1～0.15；（2）浸出液回来份数，按有关公式核算，关于单一硫化锑矿，一般为60%左右，而关于脆硫锑铅矿精矿却高达72%～75%：（3）浸出剂酸度：HCl1.5～2.0mol∕L；H2SO4 0.75～1.0mol∕L，选用H2SO4首要是为了按捺铅进入浸出液；（4）温度和时刻与一般浸出相同；（5）浸出结尾判别：以浸出液为红棕色，含Sb5＋5～10g／L为准。（6）选用混酸洗渣，洗酸酸度与浸出剂相同，其量等于开路的浸出液量；（7）酸洗之后水洗浸出渣3～5次，洗水量为精矿的50%。洗酸由回来的水解液或浸渣水洗液和浓及浓硫酸（处理高铅锑精矿时用）制造，依据它们的酸度及要配洗酸的体积，树立二元或三元联立方程组，解之则可求得它们各自的用量。选用这种方法配酸，杂乱锑矿可节酸40%以上，单一锑矿节酸30%以上，一起削减废水排放量。

锑共生硫化矿锑浮选别离半工业实验研讨   王建斌   刘运杰   陈文科  张世银 陕西省地质矿产实验研讨所       摘  要 在矿山日处理25吨原矿的选厂，以小实验研讨为依据，针对选厂当选矿石类型及性质杂乱这一现实问题，进行了半工业实验研讨。经接连工作，终究取得了安稳的锑别离半工业实验目标。经实验后，下降了出产本钱，削减了对环境的损害，其经济效益和社会效益非常显着。    要害词 锑共生矿  混合浮选   脱药  按捺  锑别离1 前语    陕西省旬阳青铜沟锑矿床是国内仅有探明的一座大型锑共生矿山，的储量为亚洲榜首。其矿床类型共同，在世界上尚属罕见，为杂乱难选矿石，在资源归纳收回使用方面还没有成功的先例，陕西旬阳锑公司于1987年开端出资近200万元，先后建立了赫式炉和直井窑，企图完成锑火法别离，但因环境污染严峻，收回率很低，未能正式投入出产。    面临富矿资源日益削减和很多贫矿资源得不到使用这一严峻问题，从1997年开端。咱们在完成了锑浮选别离的实验室实验的根底上，又在青铜沟日处理25吨矿石的选矿厂进行了锑浮选别离的半工业使用实验。在半工业实验中，针对矿石性质的改变和选厂的实践条件，加强数据的检测，不断地调理药剂准则和技能参数，经接连工作，终究取得了抱负的半工业实验目标：    精矿：W（Hg）=74.24%；收回率：85.32%；锑精矿：W（Sb）=62.93%；收回率:90.12%    该研讨效果经地矿部评定，以为该研讨效果到达国内领先水平，1999年获陕西省科技进步三等奖。2 半工业实验当选矿石的性质     本次半工业实验当选的矿石由4个类型的矿石组成，共发现原生金属矿矿藏4种（辉锑矿、辰砂、黄铁矿、磁铁矿），次生金属矿矿藏3种（褐铁矿、锑华、黄锑华），及脉石矿藏9种，总计16种。金属矿藏除Sb的工业矿藏辉锑矿和Hg的工业矿藏辰砂外，其他很少。脉石矿藏以石英、方解石、白云石为主，次为重晶石，其他很罕见。    首要矿藏辰砂与辉锑矿的联系比较杂乱，既有被辉锑矿包裹的现象，也有包裹辉锑矿的现象，还有共结连生、彼此交生的现象，嵌布粒度大于0.074mm者约为50%左右，别离难度较大。    本次半工业实验当选的矿石为浸染状~细脉浸染状结构；网环状~网脉状浸染状结构；细脉状交织状结构；尘点状及薄膜状结构。依据矿石矿藏组合特征，矿石类型分为锑矿石、矿石、锑矿石和氧化矿4品种型，曾经三类为主，后者仅部分可见，所占量缺乏1%。3 实验室实验概略    在实验室的实验研讨中，咱们依据选厂首采期各品种型矿石的特征，别离进行了磨矿细度及混合精矿再磨的实验研讨，药剂条件的实验研讨，多种工艺计划的比照实验，中矿处理工艺的计划实验，以及各种技能条件、工艺流程的实验研讨等。终究断定了锑混合浮选（一次粗选、二次扫选、三次精选）——混合精矿脱药——选择性按捺——锑混合精矿浮选别离（别离粗选、两次扫选、三次精选）——精矿、锑精矿的工艺流程，取得了抱负的实验研讨目标：    精矿：含70.29%；收回率：87.7%     锑精矿：含锑58.56%，锑收回率：91.30%4 半工业实验的工艺条件及流程4.1 工艺条件及规划目标    以小试的实验研讨效果为根底，结合青铜沟选厂的实践状况和当选矿石性制质改变较大的现状，经归纳分析后断定的工艺条件如下：    实验规划：25吨/日    球磨机给矿粒度：8~0mm[next]    球磨机磨矿浓度：W（矿石）=75%    分级机溢流浓度：W（矿石）=30%    分级机溢流细度：-0.074mm80%左右    药剂准则：（见表1）   表1   半工业实验药剂准则  作业称号用量(/gt-1)丁黄药用量(/gt-1)二号油用量(/gt-1)活性炭用量(/gt-1)重用量(/gt-1)1号按捺剂用量(/gt-1)混合浮选粗选800100~15030~50   一扫2005015   二扫1003010   别离浮选粗选 5530050040一扫 55   二扫 105   一精    10010       依据实验室的实验目标，考虑到半工业实验与小实验的距离，半工业实验规划的技能目标为：    原矿档次：W（Hg）>0.6%；W（Sb）>3%    精矿档次：W（Hg）>65%    锑精矿档次：W（Hg）>55%    收回率：Hg>85%；Sb>80%5 半工业实验调试    在半工业实验之前，首要对锑混合浮选进行了接连安稳的实验，并对首要技能条件进行检测和调整，使选厂的处理量、磨矿目标、分级细度等基本条件到达了半工业实验所需的标准。在进入浮选别离半工业实验期间，在要害的作业首要对选矿药剂和技能条件进行了详尽的实验和调整。5.1 锑混合浮选    在混合浮选中，为了确保别离后锑有较高的收回率，咱们添加了扫选黄药的用量，使混合浮选尾矿中的和锑含量降到最低极限，尽可能地进步混合浮选的收回率。经屡次取样分析，尾矿中和锑的含量已安稳在0.03%和0.12%左右，和锑的混合浮选收回率别离大于95%和96%。除此之外，咱们把混合浮选粗选的二号油用量在不影响选别目标的前提下，由本来的40g/t降至20g/t，下降了粗精矿泡沫的粘度，为别离作业的脱药打下了杰出的根底。5.2 锑别离浮选    能否取得高质量的精矿和锑精矿产品，要害之处是进入锑别离前混合精矿的脱药工艺。在进入别离前的锑混合精矿表面带有很多的浮选药剂，如脱药技能使用不当，使锑别离非常困难。针对这一问题咱们要点从研讨脱药工艺着手，选用简单易行的吸附法脱药，给脱药作业更换了一台高效拌和槽以进步拌和才能。别的，还对脱药剂的品种、用量等进行了很多的实验，使混合精矿表面的药剂得到了有用的脱离。5.3 选择性按捺    在锑的浮选别离中，因为辉锑矿表面易受离子的激烈活化，使得锑别离恰当困难。为此，在有用地按捺辉锑矿方面，除下降惯例所用的重用量外，咱们还选用找我单位自己组成的1号按捺剂，来有用地阻挠捕收剂在辉锑矿表面的吸附，消除矿浆中的活化离子，阻挠矿藏活化，解吸附着在辉锑矿表面的浮选药剂，改善表面性质，使其表面氧化并得到有用的按捺，终究到达锑有用别离的意图。    重和1号按捺剂的配等到用量有必要严厉把握，如用量过大，会使矿浆中部分也得到按捺，用量小，使锑按捺不完全。在半工业实验中，依据小试的研讨效果和现场的不断调试，重和1号按捺剂的用量别离由1700g/t、50g/t降至终究的400g/t、35g/t，并取得了满足的别离目标。[next]5.4捕收剂的调整实验    锑混合精矿经脱药和选择性抑锑后，有必要恰当的补加少数的丁黄药，使用和锑可浮性的差异，到达浮抑锑的意图。在半工业实验中，为了进一步进步精矿和锑精矿的档次和收回率，咱们在现场做了丁黄药的用量实验，实验效果见表2。5.5半工业实验效果及工艺流程    经在现场调试安稳正常后，经接连10天的工作，共处理矿石261吨，终究取得了抱负的别离技能目标（平均目标）：    精矿：W（Hg）=74.24%，产率1.00%，收回率85.32%    锑精矿：W（Sb）=62.93%，产率3.05%，收回率90.12%   表2   锑别离浮选半工业实验丁黄药用量实验效果丁黄药用量产品称号产率（%）档次（%）收回率（%）HgSbHgSb别离粗选（10g/t） 扫选（10g/t）精矿0.7472.0248.0774.652.14锑精矿3.973.33165.9518.5293.84尾矿95.290.0480.126.834.02原矿100.000.7142.79100.00100.00别离粗选（30g/t） 扫选（30g/t）精矿0.9874.1067.2884.843.19锑精矿3.392.85557.1911.3190.74尾矿95.630.0360.143.856.07原矿100.000.8562.24100.00100.00别离粗选（35g/t） 扫选（35g/t）精矿1.0578.6266.2487.832.80锑精矿3.522.65761.879.9593.07尾矿94.430.0240.102.224.13原矿100.000.9402.34100.00100.00        终究工艺流程图见图2。[next]5.6半工业实验工艺条件及效果分析    （1）二号油在混合浮选中的特色    工业实验所用的二号油是辽宁铁岭出产的。其特色是较其他供应商出产的粘度大，并具有必定的捕收才能。在混合浮选时，如按规则的用量加，虽可进步收回率，但缺乏之处是给别离前混合精矿的脱药添加了难度。为了不影响脱药作用，在半工业实验中，混合浮选的二号油用量削减了50%，使混合精矿的脱药作用抱负。   （2）锑别离后和锑的丢失状况分析    从实验效果可看出，锑浮选别离后，和锑的收回率别离由混合浮选的95%和96%，下降到85.32%和90.12%，这首要与当选矿石的性质改变有关。依据岩矿判定分析可知，当选矿石多为细脉浸染状，网脉浸染状，点尘状及薄膜状，且和锑存在着包裹体，虽然磨矿细度已达-325目97%，但和锑的收回率没有显着的进步。为了进一步查清其原因，在半工业实验中，咱们别离取样送西安进行镜下分析。经镜下分析得知，在别离后的精矿和锑精矿中，锑精矿中看不到的单体，精矿中看不到锑的单体，仅有彼此浸染的现象和少数的包裹体。由此可阐明别离后和锑得收回率得到进步首要原因是矿石的结构结构和嵌布联系杂乱而形成的，此现象也是机械选矿法无法处理的问题。6 半工业实验本钱及技能经济目标    经半工业实验后，各项技能目标逐渐走向安稳，以150吨/日的出产规划核算，每处理一吨原矿的本钱为92.91元。此费用包含辅佐材料费、能源消耗费、工资福利、折旧、修理、车间管理费等。技能经济目标见表3。   表3   技能济目标  序号项目单位目标序号项目单位目标1年处理矿石量万吨4.805原矿石本钱元/吨95.002  原矿档次%0.876选矿别离本钱元/吨92.91锑%2.137产品产量金属吨356.593精矿档次%74.20锑金属吨921.29锑%62.938年供应收入万元1840.944收回率%85.329年总本钱万元898.08锑%90.1210年利税万元942.86   7 结语   （1）依据岩矿判定得知，本次半工业实验当选的矿石中，辉锑矿和辰砂的嵌布粒度较细，其结构为细脉状，细脉浸染状及网脉浸染状，辉锑矿和辰砂部分红包裹体，给和锑较完全的别离带来了较大的难度。   （2）本次半工业实验选用了自己组成的1号按捺剂，选用了混合浮选—混合精矿脱药—选择性抑锑—锑浮选别离的工艺流程，下降了有剂重的用量，技能可行，经济合理，技能目标抱负。   （3）在本次浮选别离锑的半工业实验中，咱们又在小试的根底上进行了改善，使辉锑矿的按捺剂重的用量由原1700g/t下降到了400g/t，仅此一项每年可节省的药剂费用102万元(150吨/日规划核算）。   （4）从技能经济目标可看出，各项目标均到达了要求，经济效益非常显着。    （5）该项效果得到使用后，可使一矿变多矿，在削减资源糟蹋，维护生态环境，复兴地方经济，添加国家税收，安顿工作人员等方面有着严重的社会效益。

一、硫化物    Sb2S3为橙红色沉积，显，既溶于酸又溶于碱。                           Sb2S3＋6OH－SbO33－＋SbS33－＋3H2O                          Sb2S3＋6H＋＋12Cl－2[SbCl6]3－＋3H2S↑    Sb2S3还能溶于碱性硫化物如Na2S或(NH4)2S中:                                  Sb2S3＋3S2－2AsS33－    Sb2S5可溶于浓HCl中，并发作氧化复原反响：                          Sb2S5＋12HCl(热,浓)2H3[SbCl6]＋3H2S↑＋2S↓    Sb2S5的酸性比Sb2S3的更强，因而，Sb2S5比Sb2S3更易溶于碱性硫化物溶液中。                                Sb2S5＋3Na2S2Na3SbS4    Sb2S3具有复原性，与多硫化物反响生成硫代酸盐：                                   Sb2S3＋3S2－2SbS43－＋S    二、硫代酸盐    与砷相同，硫代亚锑酸钠(Na3SbS3)和硫代锑酸钠(Na3SbS4)遇酸当即反响生成相应的硫化物和H2S。                             2SbS43－＋6H＋Sb2S5↓＋3H2S↑                             2SbS33－＋6H＋Sb2S3↓＋3H2S↑

以脆硫锑铅矿循环氯化－浸出的出产实践数据为例阐明。精矿、浸渣、浸液、酸洗液、水洗液的成分如下表。 表  浸出进程原料及产品化学成分称号SbPbZnFeCuAgMnAs精矿∕%29.4134.943.928.690.120.070.160.58浸出液∕（g·L－1）323.331.9629.8371.310.570.562.420.355浸出渣∕%0.8049.290.6523.690.0580.02190.0150.817酸洗液∕（g·L－1）138.911.66－37.36－0.196－－水洗液∕（g·L－1）18.691.14－8.66－0.024－－ 续上表称号CaSnMgBiInS（SO42-）Cl－H＋精矿∕%1.030.460.0480.0170.002631.33－－浸出液∕（g·L－1）0.230.160.83－0.006（32.98）488.392.504浸出渣∕%0.820.3170.00234.9211.69酸洗液∕（g·L－1）－－－－－（70.23）252.36－水洗液∕（g·L－1）－－－－－（21.95）67.69－    按渣核算，锑和银的浸出率为97.97%及78.98%；铅的入渣率≥99%；硫的转化率为99.74%。首要化工材料单耗：1.236t∕t（Sb2O3）；工业0.350L∕t（Sb2O3）；工业硫酸0.250t∕t（Sb2O3）。

锑矿选矿办法，首要有手选、重选、浮选等办法。其间，以选用浮选的选矿厂为较多，其次为手选，选用重选的选厂较少。少数选矿厂选用单一浮选流程，大多数选矿厂选用联合流程，如手选－浮选流程、手选－重选－浮选流程。    我国公营锑矿山已建成的选厂有25座，其间主产锑精矿的22座，副产锑精矿的3座。归纳日处理能力为6540t，主产锑选厂为4190t。其间日处理能力为1000t以上的有3座，500t以上的2座，100t以上14座，100t以下的6座。处理单一硫化锑矿的有11座，处理硫氧混合锑矿的3座，处理含锑多金属矿的11座。选矿首要技能经济指标，以1996年代表90年代公营锑矿山选矿技能经济指标：锑原矿档次1.78%，锑精矿档次24.29%，锑尾矿档次0.28%，选矿金属实践收回率85.24%，工人什物劳动出产率936.82t/(人•a)。     锑矿石经选矿得到的产品锑精矿，应契合国家有色金属职业拟定的《锑精矿质量标准(YB2419-82)，锑的冶炼办法有火法和湿法两种。我国用的矿藏质料，首要是硫化矿(辉锑矿)，其次是氧化矿和杂乱锑铅矿(首要是脆硫锑铅矿)。这些矿石一般要用选矿办法选出富块矿和精矿进行冶炼。    (1)火法炼锑硫化矿经蒸发焙烧或蒸发熔炼，使Sb2S3变成Sb2O3(俗称锑氧)，再经还原熔炼和精粹，成为金属锑。还可用沉积熔炼法直接出产粗锑。    (2)锑氧出产有4种办法：①硫化锑块矿的蒸发焙烧；②硫化锑精矿闪速蒸发焙烧；③硫化锑精矿鼓风炉蒸发熔炼；④硫化锑精矿旋涡炉蒸发熔炼。    (3)还原熔炼和火法精粹蒸发焙烧和蒸发熔炼所产锑氧含杂质很少，配入煤和少数纯碱(Na2CO3)，在反射炉内还原熔炼成粗锑。如需精粹，可持续参加纯碱，碱熔化后把压缩空气鼓入锑液，进行碱性精粹。    (4)电解精粹选用电解办法进行精粹，能获得纯度较高的锑并能收回粗锑中的贵金属和其他有价值金属。    (5)沉积熔炼此法适于处理富矿，不宜处理含铅的矿石。小规划出产多用坩埚炉，大规划出产用反射炉，有的厂用电炉。    (6)氧化锑矿石熔炼用鼓风炉熔炼成粗锑，鼓风炉习惯规划大，能够处理难熔矿石，对矿石档次要求不严厉，还答应氧化矿石中混有部分硫化矿。熔炼时以铁矿石、石灰石为熔剂，以焦炭为还原剂，产出粗锑。    (7)杂乱锑铅矿石熔炼这是一种难冶炼的矿石类型，广西大厂以脆硫锑铅矿为质料，选用欢腾炉焙烧，反射炉还原熔炼，所产粗合金吹炼蒸发锑、锑烟尘还原熔炼精粹出产高铅锑、精铅进行电解产精铅的办法。通过10多年的出产实践，已日趋老练，为杂乱的锑铅矿的处理积累了名贵经历。    火法炼锑是国内外传统选用的出产工艺，但由于在冶炼过程中，砷、硫污染环境严峻，因而迫使研讨使用新的湿法工艺。    (8)湿法炼锑用、溶液浸出硫化锑精矿，硫化锑与效果生成溶于水的硫代亚锑酸钠(Na3SbS3)；以此溶液配制成阴极液，以溶液为阳极液，进行隔阂电积，得到含锑96%～98%的电锑。    我国对湿法炼锑的研讨使用已获得可喜的发展。80年代末，“氯化-水解法处理硫化锑精矿制取锑白新工艺实验”，已在几家厂商构成规划出产，“从浸取液中直接提取锑酸钠新工艺”研讨，也已使用于出产。氯(盐)氧化法制取锑酸钠，已在出产中选用。其特点是：质料习惯性强，含铅等杂质较高的锑矿也能处理，能归纳收回质猜中的锑和硫，基本上处理了硫烟污染问题。    (9)锑白出产锑白(Sb2O3)是锑的首要用途之一。中国用精锑出产锑白一般用反射炉。将精锑投入反射炉熔化，向锑液中鼓入一次空气，向液面上鼓入二次空气，使锑蒸气彻底氧化。氧化锑出炉后与很多冷空气集合，敏捷冷却，进入收尘体系，即得优质锑白。    (10)生锑生锑即工业用纯洁Sb2O3，是由高档次辉锑矿熔析而得，呈针状结晶，又称针锑。将硫化锑块矿破碎至粒度为20～30mm，在反射炉中增加1%～2%的纯碱助熔剂，于900～1000℃下，熔融分出，扒出残渣，出炉铸锭，即得含锑71%～73%的生锑。

续上表     2.多段磨矿多段选别流程    近年来，采用多段磨矿多段选别流程的选厂逐渐增多，已占选厂的40%，多属规规模较小的选厂。有些选厂（黄沙坪、银山、河三、黄岩、清水塘）当前采用一段磨矿流程有用矿物单体解离度不够 ，拟进一 步研究适宜的磨矿细度，并拟进行多段流程均属精选回路中使用再磨（粗精矿再磨，中矿再磨）。而采用阶段磨矿阶段浮选的选厂（原岫岩选厂）较少。[next]    一些选厂由于磨矿细度的提高，指标得到明显示改善。凡口选厂原来采用一段磨矿（70%-200目）和中矿再磨，苏打—硫酸锌法分离工艺，1980年4月以来改为两段连续磨矿（82%-200目），粗精矿再磨（95%-200目）和铅回路的“高碱度工艺”。采用该流程与工艺后，使铅精矿品位由43.79%提高至52.67%，回收率由75.79提高到79.1%锌精矿品位及回收率亦稍有改善。水口山选厂采用中矿再磨作业，提高有用矿物合格粒级的产率，消除回路中粗颗粒黄铁矿易浮的毛病，提高了铅精矿品位0.78%，回收率1.57%；锌精矿品位7.59%，回收率0.36%（见下表）铅、锌、硫指标比较表（81年5～12月）   指标原矿品位%精矿品位%回收率%流程PbZnSPbZnSPbZnS中矿再磨2.784.512.8863.4852.7124.3486.6791.2765.08中矿未磨2.524.3712.9162.751.1241.685.190.9166.52     中矿再磨又提高了金银富集回收率。如入选原矿中含金和银比中矿不磨时还偏低的情况下，金和银的富集回收率分别又提高6.25%和5.40%（见下表）。金、银富集指标比较表（81年5～12月）    指标原矿品位（克/吨）铅精矿中富集（克/吨）回收率（克/吨）流程AuAgAuAgAuAg中矿再磨1.05639.08132141.2378.86中矿未磨1.06659146035.0575.46     试验研究表明，铅锌矿石中银矿物浸染粒度一般较细，适合铅锌矿物的磨矿细度不一定满足银矿物单体解离 度的要求。为了将银有效的富集于铜铅精矿中，对于许多选厂来说，提高磨矿细度，采用多段磨矿流程是提高银回收率的有效措施。    多段磨矿多段选别和细磨矿是近年来我国铅锌选矿厂工艺流程变革的主要趋向。    3.分支分速浮选流程    分支分速浮选工艺在当今国内外多金属浮选流程中，还是个新颖的工艺，它对原矿品位较贫的矿山，可以自身提高原矿品位，矿浆中的难选、细粒部分可以前一支的上浮速度快的粗粒易浮产品（泡沫）做为载体而被背浮；也可以借助前一支泡沫产品中剩余药剂而减少后一支药剂量以及全部的粗选泡沫产品可以集中在后一支的精选处理或分速括泡等等，这些优点都被认为是有利于提高指标的良好条件。在八二年银山矿选厂的第三次选矿工艺流程的技术改造中，能够将分支分速浮选工艺与优铅—锌硫混选—锌硫分选工艺结合起来进行技术改造，取得良好的效果。    该矿属中温热液裂隙充填交代的多金属硫化矿矿床。矿体围岩主要是绢云母千枚岩，其次为火山碎屑岩。主要的金属矿物为方铅矿、闪锌矿、黄铁矿、黄铜矿、辉银矿及含银矿物，其次为黝铜矿、磁铁矿、菱铁矿等。脉石矿物有石英、绢云母、方解石、白云石、绿泥石、高岭土、长石等。

锑在地壳中的含量为0.0001%，主要以单质或辉锑矿、方锑矿、锑华和锑赭石的形式存在，目前已知的含锑矿物多达120种。锑质坚而脆，锑钨矿山容易粉碎，有光泽，无延性和展性。锑具有黄锑、灰锑、黑锑三种同素异形体。金属锑呈银白色，性脆，有独特的热缩冷胀性。无定形锑呈灰色，可由卤化锑电解制得。 　　锑有两种同素异形体：黄色变体仅在零下90℃以下才稳定；金属变体是锑的稳定形式。2070℃时锑蒸汽为单原子分子。 　　金属锑不是一种活泼性很强的元素，它仅在赤热时与水反应放出氢气，在室温中不会被空气氧化，但能与氟、氯、溴化合；加热时才能与碘和其他百金属化合。锑易溶于热硝酸，形成水合的氧化锑。能与热硫反应，生成硫酸锑。锑在高温时可与氧反应，生成三氧化二锑，为两性氧化物，难溶于水，但溶于酸和碱；可与浓硝酸反应。锑多用作其它合金的组元，可增加其硬度和强度。如蓄电池极板、轴承合金、印刷合金（铅字）、焊料、电缆包皮及枪弹中都含锑。铅锡锑合金可作薄板冲压模具。高纯锑是半导体硅和锗的掺杂元素。锑白（三氧化二锑）是锑的主要用途之一，锑白是搪瓷、油漆的白色颜料和阻燃剂的重要原料。硫化锑（五硫化二锑）是橡胶的红色颜料。生锑（三硫化二锑）用于生产火柴和烟剂。 　　锑是电和热的不良导体，在常下不易氧化，有抗腐蚀性能。因此，锑在合金中的主要作用是增加硬度，常被称为金属或合金的硬化剂。在金属中加入比例不等的锑后，金属的硬度就会加大，可以用来制造军火。锑及锑化合物首先使用于耐磨合金、印刷铅字合金及军火工业，是重要的战略物资。 　　锑可用作PET生产中的缩聚催化剂。含锑合金及化合物则用途十分广泛，锑化物可阻燃，所以常应用在各式塑料和防火材料中。含锑、铅的合金耐腐蚀，是生产蓄电池极板、化工管道、电缆包皮的首选材料；锑与锡、铅、铜的合金强度高、极耐磨，是制造轴承、齿轮的好材料，高纯度锑及其它金属的复合物 （如银锑、镓锑）是生产半导体和电热装置的理想材料。锑的化合物锑白是优良的白色颜料，常用在陶瓷、橡胶、油漆、玻璃、纺织及化工产业。 　　随着科学技术的发展，锑现在已被广泛用于生产各种阻燃剂、搪瓷、玻璃、橡胶、涂料、颜料、陶瓷、塑料、半导体元件、烟花、医药及化工等部门产品。 中国锑的储量占世界的37％，是少数具有定价权的国有资源之一，而上市公司中的辰州矿业产锑居世界第二，约占全球供应的10％,同时占全球供应的10％就天天涨10％ 。

酸性湿法炼锑的研讨始于1870年，它的研讨和开展经历过三个阶段。第一阶段的特征是以作氯化浸出剂，浸出液经电解或置换取得金属锑，到1985年止，没有取得工业运用。第二阶段仅数年，其首要特征是以或作氯化剂，直接由硫化锑矿或精矿制取锑白，取得小规模工业运用。现在是第三阶段，其首要特征是处理高铅杂乱锑精矿和多金属杂乱含锑物料制取多种高档次锑品，与等离子体超细粉体技能相结合，出产高纯超细氧化锑的出产线已于1998年投入工业运用。 迫于低浓度二氧化硫烟气损害和习惯锑的商场格式，酸性湿法炼锑在开发利用我国极为丰厚的高铅杂乱锑矿资源上较传统火法具有显着的优势。 已获工业运用的酸性湿法炼锑的首要办法是以A#氯化剂－一种五氧化锑的水溶液为浸出剂的“氧化－水解法”和“新氯化－水解法”，这些都是在赵天从教授指导下由中南工业大学开发成功的，前者只适用于单一硫化矿，后者则可处理杂乱锑矿或精矿，并出产高纯产品。别的，已工业运用的酸性湿法炼锑办法还还包含“浸出－水解法”这是广东工学院曾达等开发成功的。替代作氯化－浸出剂是酸性湿法炼锑技能的一大前进，这种办法的最大长处是避免了很多铁对别离进程的搅扰及不需再生浸出剂，但也存在元素硫产率低、氯耗高、浸出液锑浓度低、酸耗高及进程难控制等问题。针对这些问题，中南工业大学开发成功A#氯化剂，A#氯化剂兼备有和氯化剂的长处，可是摒弃了它们的缺陷，它的发现和运用将酸性湿法炼锑面向一个簇新的阶段。酸性湿法炼锑的准则工艺流程如图1所示，首要包含氯化－浸出，复原，水解，中和及置换等进程。针对处理目标的不同，所用的工艺流程可简可繁。关于单一硫化锑矿不需除铅、脱砷及收回有价元素的进程，关于脆硫锑铅矿精矿和铅阳极泥各个过程都需求，流程最长。而高铅或高砷硫化锑矿需在单一硫化锑矿的基础上别离添加脱铅及除砷过程。图1  酸性湿法炼锑准则工艺流程

硫化矿是当条件镍工业的首要资源。硫化矿造锍熔炼工艺是现在处理硫化镍矿的首要办法，经过鼓风炉、反射炉、电炉、闪速炉和熔池炉熔炼，将浮选得到的镍精矿造硫产出低镍锍，经转炉吹炼得到高镍锍，然后再经过不同精粹工艺取得镍的终究产品，并提取伴生有价金属。因为闪速熔炼中SO2浓度高，利于制酸，能够避免和削减环境污染，是现在开展较快的先进熔炼工艺。各供应商高镍锍的精粹工艺如表1所示。 表1  高镍锍的首要精粹工艺和典型生产供应商首要供应商（投产年）高镍锍扼要精粹工艺首要产品加拿大汤普森厂（1961） 日本住友公司（1966）高镍锍阳极电解精粹电镍金川公司（1963）高锍磨浮→硫化镍阳极电解精粹电镍加拿大科尔博恩港精粹厂，前苏联北镍公司等高锍磨浮→硫化镍复原熔炼→粗镍电解电镍英国克莱达奇厂（1902）氧化焙烧/复原焙烧→常压加压羰基法镍粉、团块加拿大铜崖精粹厂（1974）卡尔多炉吹炼→中压羰基法镍粉、团块加拿大科尔博恩港精粹厂，韩国蔚山精粹厂，台湾高雄镍业公司氧化焙烧→电炉复原熔炼及水淬通用镍芬兰奥托昆普公司（1982）硫酸加压浸出→电积精粹电镍南非铂公司英帕拉厂（1974）硫酸浸出→转化→高压氢复原镍粉、团块澳大利亚克威纳纳厂（1972）加压浸→高压氢复原镍粉、团块法国桑多维尔厂（1978） 挪威克里斯蒂安松精粹厂（1981） 日本住友公司（1991）浸出→电积精粹电镍     高镍锍的湿法精粹流程中，硫酸选择性浸出工艺和浸出工艺在金属收回率和经济效益上具有优势，近年来开展较快。     浮选硫化镍精矿的直接湿法冶金办法现在工业上使用较少，加拿大的萨斯喀彻温保选用直接加压浸处理含镍磁黄铁矿，而鹰桥冶炼厂则选用硫酸化焙烧→浸出工艺处理磁黄铁矿，收回镍、铜、钴、硫和铁。这些工艺办法首要用于处理镍精矿平分选出来的低镍高铁的磁黄铁矿，以进步火法冶炼的经济效益及资源利用率。

一、酸性湿法炼锑工艺流程 酸性湿法炼锑的研讨始于1870年，它的研讨和开展经历过三个阶段。第一阶段的特征是以作氯化浸出剂，浸出液经电解或置换取得金属锑，到1985年止，没有取得工业运用。第二阶段仅数年，其首要特征是以或作氯化剂，直接由硫化锑矿或精矿制取锑白，取得小规划工业运用。现在是第三阶段，其首要特征是处理高铅杂乱锑精矿和多金属杂乱含锑物料制取多种高档次锑品，与等离子体超细粉体技能相结合，出产高纯超细氧化锑的出产线已于1998年投入工业运用。 迫于低浓度二氧化硫烟气损害和习惯锑的商场格式，酸性湿法炼锑在开发利用我国极为丰厚的高铅杂乱锑矿资源上较传统火法具有显着的优势。 已获工业运用的酸性湿法炼锑的首要办法是以A#氯化剂－一种五氧化锑的水溶液为浸出剂的“氧化－水解法”和“新氯化－水解法”，这些都是在赵天从教授指导下由中南工业大学开发成功的，前者只适用于单一硫化矿，后者则可处理杂乱锑矿或精矿，并出产高纯产品。别的，已工业运用的酸性湿法炼锑办法还还包含“浸出－水解法”这是广东工学院曾达等开发成功的。替代作氯化－浸出剂是酸性湿法炼锑技能的一大前进，这种办法的最大长处是避免了很多铁对别离进程的搅扰及不需再生浸出剂，但也存在元素硫产率低、氯耗高、浸出液锑浓度低、酸耗高及进程难操控等问题。针对这些问题，中南工业大学开发成功A#氯化剂，A#氯化剂兼备有和氯化剂的长处，可是摒弃了它们的缺陷，它的发现和运用将酸性湿法炼锑面向一个簇新的阶段。酸性湿法炼锑的准则工艺流程如图1所示，首要包含氯化－浸出，复原，水解，中和及置换等进程。针对处理目标的不同，所用的工艺流程可简可繁。关于单一硫化锑矿不需除铅、脱砷及收回有价元素的进程，关于脆硫锑铅矿精矿和铅阳极泥各个进程都需求，流程最长。而高铅或高砷硫化锑矿需在单一硫化锑矿的基础上别离添加脱铅及除砷进程。图1  酸性湿法炼锑准则工艺流程 二、硫化锑精矿的酸性浸出 （一）浸出办法及技能条件 硫化锑精矿、脆硫锑铅矿精矿的氯化－浸出进程分循环浸出和非循环浸出两种办法。循环浸出是A#－氯化剂作为浸出剂的必要浸出办法：由于A#氯化剂有必要由回来的浸出剂制造和再生。浸出对错循环浸出，浸出条件是；（1）保证游离酸度2.5～3.0mol∕L，也可用NaCl来替代部分游离酸；（2）反响温度80～85℃；（3）反响时刻2.0～4.0h；（4）用量，以浸出结尾浸出液中含Sb5＋ 10g∕L为准；（5）有必要用2.0～2.5mol·dm－3的酸洗浸出渣3～5次，再水洗3～5次。循环浸出条件为：（1）氯化剂过剩系数0.1～0.15；（2）浸出液回来份数，按有关公式核算，关于单一硫化锑矿，一般为60%左右，而关于脆硫锑铅矿精矿却高达72%～75%：（3）浸出剂酸度：HCl1.5～2.0mol∕L；H2SO4 0.75～1.0mol∕L，选用H2SO4首要是为了按捺铅进入浸出液；（4）温度和时刻与一般浸出相同；（5）浸出结尾判别：以浸出液为红棕色，含Sb5＋5～10g／L为准。（6）选用混酸洗渣，洗酸酸度与浸出剂相同，其量等于开路的浸出液量；（7）酸洗之后水洗浸出渣3～5次，洗水量为精矿的50%。洗酸由回来的水解液或浸渣水洗液和浓及浓硫酸（处理高铅锑精矿时用）制造，依据它们的酸度及要配洗酸的体积，树立二元或三元联立方程组，解之则可求得它们各自的用量。选用这种办法配酸，杂乱锑矿可节酸40%以上，单一锑矿节酸30%以上，一起削减废水排放量。 （二）浸出进程实践及设备 以循环浸出为例阐明浸出进程操作：浸出进程包含A#氯化剂的装备和再生，加矿、保温、拌和、过滤及洗刷等四十进程。A#氯化剂再生前液由回来的浸出液和悉数酸洗液制造，查看其首要成分、酸度和体积符合要求后，即通再生，再生率（[Sb5＋]∕[Sb]T）≥95%时，再生完结。浸出和再生在同一反响釜中进行，再生完结后，即可加矿浸出，浸出和再生都放出很多的热，因而，为加速通氯和加矿速度。有必要采纳冷却办法，以排走剩余的热量。一般选用珐琅反响釜（有夹套）作为浸出及再生槽，也可用其他耐腐蚀质料制造的反响槽，但有必要附设有冷却排热设备。浸出槽盖装有均匀分布的由内外包有聚四乙烯的钢管制成的四根通氯管，并有排气管由排风机排出酸雾。在浸出进程中，坚持80～85℃左右的温度，查看是否到结尾，若浸出液为灰白色，则氧化剂不行，需求弥补通氧，使浸出液转为棕赤色，而且Sb5＋为5～10g∕L，即可过滤，过滤能够在真空抽滤槽或带式过滤机上进行；由于要进行酸洗和水洗，不运用压滤机过滤。假如是带滤机，需求设置过滤段、酸洗段和水洗段，滤渣洗净后主动卸下，劳动强度小。用抽滤槽过滤时浸出液刚好滤干但滤渣未开裂前就要酸洗，如此洗刷3～5次；酸洗完结后进行水洗。当然，用抽滤槽过滤，劳动强度大得多。 （三）浸出进程技能数据和目标 以脆硫锑铅矿循环氯化－浸出的出产实践数据为例阐明。精矿、浸渣、浸液、酸洗液、水洗液的成分如表1。 表1  浸出进程质料及产品化学成分称号SbPbZnFeCuAgMnAs精矿∕%29.4134.943.928.690.120.070.160.58浸出液∕（g·L－1）323.331.9629.8371.310.570.562.420.355浸出渣∕%0.8049.290.6523.690.0580.02190.0150.817酸洗液∕（g·L－1）138.911.66－37.36－0.196－－水洗液∕（g·L－1）18.691.14－8.66－0.024－－ 续上表称号CaSnMgBiInS（SO42-）Cl－H＋精矿∕%1.030.460.0480.0170.002631.33－－浸出液∕（g·L－1）0.230.160.83－0.006（32.98）488.392.504浸出渣∕%0.820.3170.00234.9211.69酸洗液∕（g·L－1）－－－－－（70.23）252.36－水洗液∕（g·L－1）－－－－－（21.95）67.69－ 按渣核算，锑和银的浸出率为97.97%及78.98%；铅的入渣率≥99%；硫的转化率为99.74%。首要化工材料单耗：1.236t∕t（Sb2O3）；工业0.350L∕t（Sb2O3）；工业硫酸0.250t∕t（Sb2O3）。 三、浸出液的复原 浸出液中含有Sb5＋及Fe3＋等高价离子，水解前有必要复原，复原剂能够用或铁粉。一般选用水解液置换收回的活性最佳，活性用水维护以避免氧化、复原反响为：复原进程在常温下进行，以复原液为白色或浅绿色为复原结尾。假如浸出液中含银较高，复原时趁便将银置换收回，即在复原抵达结尾后．用5～20意图细铁粉多批参加沉积银，当浸液含Ag≥0.5g∕L，银的收回率大于90%，复原渣银含量≥7%。复原液易氧化，要及时水解。 四、硫化锑精矿浸出复原液的水解 （一）水解办法及技能条件和目标 水解包含冲稀水解和中和水解两种办法。在冲稀水解脱水杰出的状况下不该选用中和水解，中和水解只适用于阳极泥及极杂乱的脆硫锑铅矿精矿浸液的复原液。 冲稀水解在常温下进行，操控水解液含Sb3＋1～2g∕L，用式（1）核算加水量。脱水后拌和10～20min；氯氧锑滤饼用纯水洗8次以上。中和水解进程的数控水解率质料为铅阳极泥时取45%～50%．为长坡脆硫锑矿精矿时取85%，用或苏打为中和剂，按式（2）核算其参加量，洗刷要求与冲稀水解进程相同。必要时，水解进程中参加某些配合剂以进步产品质量。水解率均很高（≥95%）。水解液含锑1g∕L。    （1）    （2） （二）水解进程作业 当复原液参加到弄清水中后，SbCl3开端水解，生成一些不安稳的中间产品：料浆很黏稠，需加强拌和，然后发作显着的脱水进程：生成过滤性能好易洗刷的Sb4O5Cl2。脱水10～20min后中止拌和沉清，然后抽上清液，再将沉底的氯氧锑过滤。中等规划以上工厂用带滤机过滤比较好，带滤机设置过滤段和洗刷段，用纯水洗刷保证氯氧化锑洗洁净，带滤接连化，劳动强度低。小规划的工厂用真空抽滤槽过滤。水解液滤完后，即用纯水洗滤饼洗8次以上，以保证洗净杂质元素。 五、硫化锑精矿浸出氯氧化锑的中和 中和的意图是脱除Sb4O5Cl2中的氯，使之转化为Sb2O3，一般用做中和剂：别的，在中和的一起参加适量的配合剂及转型剂，能够大大下降氧化锑中铅铁等杂质元素的含量（≤0.001%），并使氧化锑的晶形由斜方转化成立方，大大减小锑的光敏性，对坚持白度十分有利。中和进程中，用中和洗液调浆，在常温条件下中和，中和结尾pH值为7.5左右，并安稳10～20min。然后，过滤洗刷，中等规划以上工厂应该用带滤机，带滤机应设置过滤段和洗刷段，小规划工厂用真空抽滤槽过滤机，用纯水洗刷，洗刷快到结尾（8次以上）时，用AgNO3查看洗液无白色沉积停止。 由脆硫锑铅矿精矿和高锑铅阳极泥直接制成的高纯度氧化锑产品质量状况见表2。 表2  新氯化－水解法及AC法直接制得的高纯氧化锑首要成分及杂质元素含量（%）No.Sb2O3PbAsFeCuBiSeSCl质料及办法299.830.00120.00980.00190.000690.00620.0020.00130.013脆硫锑铅矿精矿， 新氯化－水解法399.910.00210.0170.0050.00290.00540.00230.00100.012499.810.00140.0210.00050.000260.00520.00240.00100.016599.850.0000.000170.00050.000010.0000.000－0.011高锑铅阳极泥，AC法799.850.0000.00000.00060.0000.0000.000－0.0095 注：新氯化－水解法未采纳除砷办法；AC法比新氯化－水解法多1个复原液的干馏进程，产出纯SbCl3后再水解。 六、湿氧化锑的枯燥 湿氧化锑含水30%左右，有必要进行枯燥，使水分降到0.1%以下。中等以上规划的应该选用接连枯燥设备枯燥，小规划的用枯燥盘在隧道窑中枯燥。要注意的是，发生的水汽含微量HCl，枯燥设备的质料最好是钢衬氟塑料或耐热橡胶。 七、水解液的置换 水解液含Sb3＋1g∕L左右，含H＋1.0～1.4mol∕L。少部分回来配洗酸，大部分开路。为了收回其间的锑，并为复原进程供给活性，水解液有必要用铁屑置换。置换进程在常温下进行，铁用量为理论量的1.2倍（[Sb3＋]＞0.5g∕L）或2.0倍（[Sb3＋]≤0.5g∕L），置换时刻30min左右，用冲水法查看置换后液无白色沉积即到置换结尾。此刻，有必要立刻过滤，假如持续拌和，活性会被空气氧化而返溶。

一般来说，含硫高的有色金属硫化矿矿石简略起火燃烧，国内外普遍存在，该类矿石有用金属氧化程度高，性质杂乱，选别难度大，现在尚无行之有用的选别技能，资源开发也不多。在大厂矿田，火烧锡石-多金属硫化矿矿石储量较大，该部分矿石含有锡、铅锑、铟锌等多种有用金属，储量丰厚，潜在价值高。其间锡石价值约占45%，能够用传统办法选别；铅、锑、锌归纳价值约占50%，但氧化率较高，别离到达10%～40%，用普通硫化矿选别办法无法取得抱负的选别目标。有必要探究有用的工艺流程和药剂准则，以到达归纳收回的意图，使难以运用的矿产资源提前得到归纳运用，给厂商和工业带来实践的经济效益，并给其他火烧硫化矿选别提供有利的学习。 一、原矿性质 （一）原矿分析 实验归纳矿样取自矿山原矿。该矿石首要有用矿藏为锡石、铁闪锌矿、脆硫锑铅矿、辉锑锡铅矿、黄铁矿、磁黄铁矿、毒砂以及稀贵金属银、铟、镉等，并含有少数的铜和铋，脉石首要是方解石和石英，试样的多元素化学分析成果见表1，矿藏组成分析见表2。 表1  实验原矿化学多元素分析成果（%）表2  实验原矿矿藏组成含量分析成果（%）（二）矿石性质特色 从原矿分析能够看出，原矿含锡档次较低，且锡石晶体嵌布粒度较细，并有较大一部分呈浸染 状嵌布于脉石与硫化矿中，特别与硫化矿亲近共生。各种硫化矿均呈以细粒为主的不均匀嵌布，且彼此嵌结比较细密，除黄铁矿磨至0.2mm以下根本解离外，其他硫化矿藏则需磨至0.1mm以下才彻底解离。其他，铅锑、锌矿藏的氧化率较高，锌矿藏的氧化率一般在11%左右，铅、锑矿藏的氧化率到达30%，最高时到达44%，35%%；一起还存在可浮性较好，性质与铁闪锌矿附近的磁黄铁矿，含量较高。 二、实验流程与药剂准则 依据矿石性质特色，该矿石属氧化矿、硫化矿混合结晶的杂乱矿石。同类矿石的生产实践标明，锡石简略过粉，硫化矿浮选粒度超越0.3mm就难以上浮，所以矿石磨至0.3mm比较适宜，该粒度不致构成严峻的锡石过粉。在此粒度下，锡石归纳解离度到达90.54%，铅锑锌矿藏的归纳解离度到达85%，浮出铅锑锌矿藏后，浮选尾矿中的锡石用重选办法处理，而铅锑矿藏则另与锌矿藏浮选别离收回。这是锡石2多金属硫化矿惯例的选别办法。因而，矿藏别离实验流程首要考虑了两个计划：铅锑优先浮选流程和全浮2铅锌别离流程。 该矿石选其他另一个要害问题是被严峻氧化的铅锑锌矿藏的浮选收回。关于氧化铅锌矿藏的浮选收回，国内外近几年首要研讨方向是：（1）研发氧化铅锌矿的选择性捕收剂，到达不必或少用完成分选的意图；（2）探究不脱泥分选工艺；（3）处理氧化锌矿与与碳酸盐的别离问题；（4）研讨氧化矿藏的选择性絮凝别离工艺；（5）深化优化惯例选矿工艺[1]。研讨工作虽然有必定的发展，但没有实质性的打破，选矿收回率低，归纳经济效益差。而大厂矿田被火烧氧化的铅锑锌矿藏又有其共同的性质特色，与氧化铅锌矿不同较大。据开始分析，该矿石被严峻氧化后，铁闪锌矿表面构成氧化铁薄膜，影响了锌矿藏的可浮性。脆硫铅锑矿表面构成硫酸铅掩盖，在矿浆中溶解亲水；Pb2＋吸附在其间的辉锑矿表面后，亲水难浮[2]。这些特色决议了实验中有必要探究共同的药剂准则，以消除影响矿藏可浮性的各种因素。所以在两个流程实验中，侧重考虑了氧化铅锑锌矿藏的活化剂和选择性捕收剂以及它们与普通硫化矿浮选剂的组合效果。 三、成果与分析 （一）优先浮选流程实验 优先浮选流程工艺简略，所以实验中首要考虑了该计划。准则流程为：磨矿2铅锑浮选2锌硫混浮2锌硫别离。浮选给矿当选粒度为－0.3mm。依据当地选矿经历，实验探究了在中性至弱酸性（pH＝6～7）矿浆条件下，选用丁铵黑药或乙硫氮做捕收剂，XSQ、或氯化做活化剂，独自或联合运用来优先浮选铅锑矿藏。开路条件实验流程图略，实验最好成果见表3。 表3  铅锑优先浮选条件实验成果（%）实验成果标明：选用铅锑优先浮选流程计划，铅锑精矿的档次和收回率均较低，较佳目标均为40%左右，锌精矿档次和收回率也偏低，只到达50%，70%左右。分析各产品粒度可知，铅锑精矿中＋0.1mm的粗粒铅锑矿藏根本上没有上浮，丢失的铅锑金属大部份是在浮锌尾矿中，阐明浮选别离的粒度过粗。其他一个原因，部分铅锑矿氧化程度较深，在没有硫酸铜参加活化的情况下，这部分铅锑矿藏很难在优先浮选中上浮。阐明优先浮选流程并不合适该矿石的选别。 （二）全浮2铅锌别离流程实验 该计划准则流程为：磨矿2硫化矿全浮2硫化矿再磨2铅锑浮选2锌硫别离。硫化矿全浮给矿当选粒度为－0.3mm。铅锑、锌别离浮选给矿当选粒度为－0.1mm。 该计划先后进行了全浮作业药剂比照实验、全浮2别离流程开路实验和闭路实验。 1、全浮作业药剂比照实验　　 实验首要探究了氯化、、XSQ、X活化剂这几种药剂，在独自运用或合作运用的情况下对被火烧的铅锑锌氧化矿藏的活化效果，流程见图1。图1  全浮作业药剂比照实验流程图 比照实验成果标明，氯化和X活化剂对氧化铅锑锌矿藏的活化效果较差，的活化效果次之，XSQ的最好。实验发现易与矿浆中游离的铜、铅金属粒子发作化学反应，构成铜、铅的硫化物沉积，而相对添加了硫酸铜、XSQ与联合运用时的药剂用量。其他，在其它药剂条件根本相同的情况下，跟着全浮粗、扫选作业硫酸用量的添加，XSQ的用量可相对地削减。 实验条件（g·t－1）：硫酸：3000；硫酸铜：450；黄药：512；2#油：147。 部分药剂比照实验成果见表4。 表4  全浮作业药剂比照实验成果（%）2、全浮2铅锌别离流程开路实验 在全浮作业药剂比照实验成果中，选定了XSQ做为氧化铅锑矿的首要活化剂，硫酸做为辅佐清洗、活化剂。实验对铅锑浮选作业的药剂准则做了比较详细的探究，先后对硫化矿按捺剂：、硫酸锌、、腐植酸钠、石灰进行了比照实验；其他，还探究了乙硫氮对铅锑矿的选择性捕收效果。流程实验较佳的比照成果见表5。 表5  铅锌别离较佳条件实验成果（%）实验成果标明：铅锑浮选作业在弱碱性矿浆条件下（pH=8左右），只选用惯例的＋硫酸锌作按捺剂，合作运用少数的捕收剂乙硫氮，通过一粗二精一扫作业，便可取得较高质量的铅锑精矿，Pb＋Sb金属含量到达45%以上，铅金属收回率到达58%左右。锌浮选作业选用石灰做黄铁矿、磁黄铁矿的按捺剂，用硫酸铜活化被按捺的锌矿藏，以少数黄药做捕收剂，通过一粗一精一扫作业，便可取得含锌48%，收回率73%以上的高质量锌精矿，锌矿藏比较照较好选。 （三）小型闭路实验 归纳比照全浮2铅锌别离流程与铅锑优先浮选流程的小型开路实验成果，全浮2铅锌别离流程的选别目标较好，故小型闭路实验仅选用该流程计划。与开路实验比较，闭路实验流程别离添加了一次铅精选和一次锌精选作业，以消除中矿循环回来对铅、锌精矿质量的不良影响，详细实验流程见图2。闭路实验成果见表6。图2  闭路实验流程 表6  闭路实验成果P%四、结语 1、大厂矿田火烧锡石2多金属硫化矿铅锑锌矿藏以表面严峻氧化为主，表面的氧化掩盖物严峻影响了矿藏的可浮性。 2、硫酸与XSQ归纳效果能铲除矿藏表面严峻氧化的多种掩盖物，使铅锑锌矿藏相对简略上浮。 3、乙硫氮对被氧化过的铅锑矿藏有较好的捕收效果。 4、选用全浮2铅锌别离工艺，用XSQ和乙硫氮别离做氧化铅锑矿的活化剂与选择性捕收剂，可取得较好的选别目标：铅锑精矿档次到达44.95%、收回率为60.92%；锌精矿档次到达46.37%、收回率为81.17%；全浮选尾矿中锡金属的收回率到达89.16%。 参考文献： [1] 方启学.西部氧化铅锌资源提取根本思路讨论[J].矿冶,2002,75－78（增刊）:200. [2] 胡为柏.浮选（修订版）[M].长沙:中南工业大学.

表5  铁浆法浸出精矿时各组分的溶解率项目AuAgCuFeSSiO2MgOCaOAl2O3/（g·t-1）/（g·t-1）/%/%/%/%/%/%/%精矿组分79500.6426.69185.5235.740.391.414.64浸渣组分4.25120.5416.2121.730.080.21.293.63溶解率94.627615.6339.2723.9215.8448.728.5221.77     ④本实验在初始矿浆pH为1-1.5，H2SO4的质量浓度为8.96g/L,浓度为4.49g/L的条件下浸出，因为上述各种杂质的很多溶解，每吨精矿耗费硫酸100.5kg,6kg。经作业耗费，贫液中含H2SO4浓度4.11g/L、SCN2H4浓度2.14g/L,作业过程中的药剂耗费占50%以上。    ⑤本次运用的精矿，金呈极细粒散布于精矿中，磨矿粒度原则上虽以细为好。实践作业中磨矿粒度已达80%-85% -0.043mm（-325目）。若再行细磨，不光增大磨矿本钱，还将增大杂质的溶出量，或许会引起金浸出目标的恶化。    ⑥实验证明：铁浆法工艺简略、操作便利。长春黄金研讨院为工业实验而规划的设备已完结了机械化和程序自动控制，可节约劳力，减轻劳动强度，故该工艺和设备在完结实验后已应用于工业出产。出产实践证明，它能满足出产需求。    4）金泥的处理    铁浆法金泥的产出率一般为精矿的1%左右，金泥含金常为1%-5%，富集比小。鉴于金泥含金档次低，给下一步的提纯带来困难，故多选用火法熔炼或湿法冶金处理。    金泥的火法熔炼能够选用坩埚炉、小型电炉、转炉或灰吹炉处理，因为金泥含金低、组分杂乱，特别是铅、铜、铋等金属的存在，需求进行长期的氧化熔炼才干除掉，给火法熔炼带来困难。为此，可根据金泥的实践组分，预先选用氧化或硫酸盐化焙烧和酸或高铁盐浸出等惯例工艺将S、Cu、Fe等除掉，使金、银富集后再进行火法熔炼，并加熔剂造渣产出合质金，然后用惯例工艺别离提纯。    金泥的湿法冶金，可用酸浸（煮）法、化法、法、化法、法等，但在大多数情况下，最好预先进行氧化或硫酸盐化焙烧和浸出以除掉杂质，使金富集后再处理。[next]    在上述湿法冶金中，化法和法所得产品金纯度不高，还需提纯处理。溶金再用SO2、亚铁盐或钠等复原剂复原的办法，使产品金纯度进步，但有必要预先除掉金泥中的杂质，使金泥中的金含量进步至50%以上才便于选用。而化规律不受金泥含金档次凹凸和杂质多少的约束。因为能溶解的物质化法也能溶解，浸出液中各种离子的浓度虽适当高，但运用SO2、亚铁盐、钠等复原剂均能挑选性复原金，并产出纯度高的金粉，再经氧化熔铸可产出纯度大于99%的金锭。但选用法或化法，金泥中的Ag会生成AgCl进入渣中，需选用浸法或钠浸出法及其他适合工艺从浸渣中收回银，或许将含AgCl的浸渣进行复原熔炼，经造渣后产出铜、银等的合金，再用惯例办法从中别离银并归纳收回有价金属。若选用硫酸浸出除杂质，硝酸分银和（或氯化浸出）分金的分步湿法别离提纯工艺，作用也很好。    4.炭浆或树脂浆法    从浸出矿浆中吸附金、银的炭浆法或树脂浆法，其作业办法和化浸出的炭浆法或树脂浆法相同，所用的活性炭也相同。若选用树脂浆规律因金络离子为阳离子，而应运用强酸性阳离子交换树脂或硫醇树脂等。如不运用粒状吸附剂，而运用阳离子交换树脂纤维布或活性炭纤维布，还可免除从矿浆中筛分收回载金粒状吸附剂的作业，只需守时从矿浆中提出载金纤维布送解吸金，并向槽中参加另一批备用纤维布继续进行吸附。    因为金是带正电荷的络阳离子，金在吸附剂上的吸附性能与带负电荷的金络阴离子是不同的，其解吸办法也简略些。只需通过热（约50℃）酸或热液洗刷，吸附剂上的金、银就可彻底洗脱下来。    活性炭吸附金时也吸附了一些，这些在有氧（空气）条件下解吸金时，会因炭表面的催化作用使快速氧化分化，鉴于相同的原因，若要从贫液或尾液中收回，可先用活性炭吸附，然后在无氧条件下用少数温热水洗刷，就可取得纯洁的浓液。因为此法具有必定的难度，一般是将尾液或贫液进行适度中和，使过量Fe3+水解堆积后回来运用。它既可节约，又可完结无排污作业。    广西龙水金矿是含碳质页岩、石墨的硫化矿床。天然金粒度较粗，大部分为0.01-0.1mm，少数大于0.3mm，-0.01mm的只占15%。金粒首要赋存于黄铁矿的裂隙中，少数为黄铁矿所包裹。鉴于矿石的特性，经实验后，多年来一向选用矿石浮选、精矿焙烧和铁浆法提金工艺。因为矿浆pH在1.5左右，铁板耗费量每吨精矿约10kg,铁板上酸蚀构成的孔洞中夹藏很多矿泥，金泥含金档次只0.1%-0.2%，并有部分金残存于铁板蜂窝状孔隙中得不到收回，且银的浸出率很低，形成资源糟蹋。    为此，龙水金矿又进行了炭浆法小型探究性实验。实验规划为1kg级，限于矿山设备条件，实验只选用单要素比照法，没有进行多要素最佳条件挑选实验。本次实验共进行两批计七个样品，矿样均为浮选精矿的焙砂。第一批三个样为高档次焙砂，未再磨矿，粒度较粗，用于铁浆法与炭浆法比照实验。实验条件是在室温下，按每吨焙砂加硫酸50kg,4kg,铁浆法浸出36h，在浸出的一起按3m2·m3·槽-1参加铁板进行浸置；炭浆法浸出24h，在浸出12h后按吨焙砂加活性炭15-20kg。第二批4个样为不同含金量的低档次焙砂，经再磨矿至90%~95%－0.043mm（-325目），全选用炭浆法浸出，其条件除加酸和与上述相同外，另增加高价铁盐2kg/t，浸出时刻24h，在浸出12h后加活性炭15-20kg/t，实验办法及成果列于表6。从表中看出，选用炭浆法和铁浆法，金的浸出和收回目标附近，银的浸出率二者都不高。怎么进步银的浸出目标等问题有待进一步探究。[next]表6  浸出炭浆法与铁浆法成果比较试样批号办法焙砂档次药剂量浸出时刻/h浸出率/%金收回率/%/（g·t-1）/（kg·t-1）AuAg硫酸Fe3+AuAg1-1#铁浆法342108504　3689.9118.5299.931-2#铁浆法2484.814.3599.881-3#2487.4322.6999.892-1#至4#炭浆法26.0~48.5未化验50422486.6~93.8未化验98.14~99.05     5.矿浆电解堆积法    浸出矿浆中金的电解堆积选用外加电源的不溶阳极电解法。此法于1979年首先由平桂矿务局进行了实验，后来广东矿冶学院别离选用铁、铅、铜作极板进行了较体系的小型探究性研讨，其办法和成果如下：    实验是在矿浆固液比1：2，硫酸10kg/t，3g/t，室温25-30℃，槽电压7V条件下浸出-电解4h。因为时刻短，金的浸出率虽不到50％，但已溶金的电积收回率高达99%左右。    后经条件实验，开始以为以矿浆pH1.0-1.3、槽电压3~5V较好。槽电压的监控运用饱满甘电极丈量阴极氧化复原电位，当阴极电位为-5mV时，金能满足地堆积于阴极上收回。若槽电压过高，阴极电极电位和电流密度将显着上升，尤以阳极电位升高最大，导致矿浆酸度和温度升高，热分化加速，阳极氧的分出速度也加大。因为实验用的金精矿含碳2.65%~3.12%，阳极析氧速度加速会使碳的氧化加重，生成一层粘稠的碳质泡沫浮于矿浆面上，不利于操作。    实验还证明，别离选用铁、铅、铜板作阴极，虽然这些金属的电位不同，但在通入电源后它们的电极电位简直相同，因为阳极在电解时不断分出氧，矿浆中的氧浓度可坚持稳定。矿浆中既有满足的氧，作业的拌和速度也可低些。这些氧还可使精矿溶出的Fe2+不断氧化生成Fe3+，而不用另加氧化剂。

金矿选别最常用的三大工艺是:重选、浮选和化。其间，重选为砂金矿常用的工艺，浮选多用于岩金矿，化则适用于氧化矿、浮选精矿等难选金矿石。下面详细解析这三大工艺在现在金矿选别中的详细运用及改善。金矿重选工艺 重选工艺是比较陈旧的选金办法，现在一般被用作辅佐工艺。如粗颗粒岩金矿、砂金矿可在磨矿回路中选用重选的办法预先富集，收回粗颗粒金，为后续浮选、化工艺创造条件。关于粗颗粒堪布的金矿，选用浮选或化工艺都不能到达较好的选别作用，而用单一重选工艺选别即可取得较高的选别目标，因而，重选工艺具有高效、节能、环保的优势，一起也是最经济的选矿工艺。 金矿浮选工艺 金矿浮选工艺在岩金矿选别中占有非常重要的位置，据统计，大约有80%的岩金矿选用浮选工艺选别。此外，可浮性很高的硫化含金矿石也多用浮选处理，且作用显著。浮选法也存在局限性和一些缺陷，如：关于粗粒堪布的金矿石选用浮选比较困难，浮选进程选用浮选药剂会对环境形成必定的污染，浮选药剂准则也比较难以确定。因而，现一般选用浮选和重选联合流程选别，这也是浮选工艺选别金矿石的干流趋势。 金矿化工艺 金矿化是金矿提取的首要工艺，常用的金矿化工艺首要有两种：一种是选用活性炭从化矿浆中吸附收回金，又称全泥化锌置换法；另一种是经稠密机洗刷后用锌粉置换收回金，又称全泥化炭浆法，即CIP。炭浆法与锌置换法比较，既节省了固液别离设备的出资，又可削减化药剂的用量，维护了环境，此外，炭浆法运用的金矿规模更广，可处理某些含泥多、过滤功能欠好的金矿石，因而，选矿厂广泛选用化炭浆法选别金矿石。 现在，国内可自行规划金矿化流程的单位有许多，但能真实规划出契合客户实际情况的却不多，而能规划出收回率到达95%以上的专业生产线更是百里挑一。烟台鑫海矿山机械经过二十多年的对金矿选别工艺的不断探究实践，已具有老练的金矿CIP选矿工艺技术。

锑是一种银灰色金属，密度6.68，熔点630.5℃，沸点1590℃，性脆，无延展性，是电和热的不良导体。在常温下不易氧化，有抗腐蚀功能，高温时可与氧反响，生成三氧化二锑，为氧化物，难溶于水，但溶于酸和碱。 锑在天然界中有120多种锑矿藏和含锑矿藏，首要以4种方式存在：①天然化合物与金属互化物，如天然锑、砷锑矿;②硫化物及硫盐类，如辉锑矿、硫铜锑矿、硫锑铁矿、辉锑铁矿、黝铜矿、车轮矿、硫锑铅矿、脆硫锑铅矿、斜硫锑铅矿、硫锑银矿、辉锑银矿、辉锑铅银矿、硫锑矿、硫氧锑矿等;③卤化物或含卤化物，如氯氧锑铅矿等;④氧化物，如锑华、黄锑华、锑赭石、锑钙石、水锑钙石、方锑矿等。现在具有工业利用价值的合适如今选冶条件的锑矿藏仅有10种，即辉锑矿、方锑矿、锑华、锑赭石、黄锑华、硫氧锑矿、天然锑、硫锑矿、脆硫锑铅矿、黝铜矿。其间，辉锑矿是锑的选冶最首要的矿藏质料。 锑矿石的天然类型，按锑氧化率巨细划分为氧化矿石、混合矿石、原生矿石三种。锑矿石的工业类型，根据我国锑矿床物质成分特色，有以锑为主的单一矿床，更多的是多组分共伴生矿床，有的锑与金、、钨等共伴生，故锑矿石工业类型有：单一锑、锑金、锑、锑金钨、锑钨等类型。 锑矿石经过手选-浮选或重介质选-浮选，选出块矿、富块矿和精矿，然后进行冶炼。锑的冶炼办法有火法和湿法。锑产品首要为精锑及锑的化合物，即三氧化二锑、等。锑在合金中的首要作用是添加硬度，常被称为金属或合金的硬化剂。锑及锑化合物用于耐磨合金、印刷铅字合金及军械工业。跟着科学技术的开展，锑现在已被广泛用于出产各种阻燃剂、珐琅、玻璃、橡胶、涂料、颜料、陶瓷、塑料、半导体元件、焰火、医药及化工等职业。 我国是国际上锑矿资源最丰厚的国家之一，现已探明有储量的矿区散布于18个省区，首要会集在中南区域，占全国锑矿储量的68.7%，其次是西南区域占21.3%，西北区域占8.3%。华东、东北、华北的锑矿很少，这三个区域算计占1.7%。我国锑矿资源具有以下特色： (1)储量丰厚，矿床多、规划大，储量、产值均居国际首位。国际上闻名的大型锑矿床54个，我国就有15个。大型、超大型锑矿床探明的锑矿储量占全国累计探明的锑矿总储量的81%。 (2)成矿环境优胜，具有构成大型、超大型矿床的成矿条件。国际锑矿首要会集散布在环太平洋结构成矿带、地中海结构成矿带、中亚天山结构成矿带，其间环太平洋结构成矿带会集了国际77%的锑储量。我国锑矿在这三大成矿带中均有散布，特别是环太平洋结构成矿带的重要组成部分，湘、桂、滇、黔等省区的一些大型、超大型矿床，会集散布于环太平洋结构成矿带西岸。如超大型矿床有湖南锡矿山锑矿田、广西大厂锡铅锌锑矿田以及一批大型矿床(锑储量均在10万吨以上)，如湖南安化残余溪锑矿、沅陵湘西(沃溪)金锑钨矿，广西河池五圩箭猪坡锑矿、南丹茶山锑矿，贵州晴隆锑矿、独山半坡锑矿，云南广南木利锑矿。 (3)锑矿散布高度会集。现已探明的超大型和大中型锑矿床会集散布在湘、桂、滇、黔、甘5省区，储量占全国锑总储量的86.1%。 (4)锑矿工业类型的储量构成以单锑硫化物矿床为主。单锑硫化物矿床占全国锑总储量的67%，其特色是规划大，以大中型为主，有的为超大型(如锡矿山锑矿田)，矿石成分简略、档次高，以辉锑矿为主，易采易选易炼，经济价值巨大;锑金钨等共生矿床，占全国总储量的21%，规划以中小型为主，单个的为大型(如湖南沃溪金锑钨矿床)，矿石成分较杂乱，以辉锑矿、天然金、白钨矿、黑钨矿为主，颇有归纳利用价值;锑(复)硫盐多金属伴生矿床，占全国锑总储量的12%，规划以中小型为主，单个的为大型(如广西大厂龙头山、茶山等矿床)，矿石成分杂乱，归纳利用价值大，但属难选冶矿石类型。

一、物理性质 锑为脆的银白色金属，熔点903K，沸点1908K，密度为6.68g∕cm3，它有两种同素异形体。锑是电和热的良导体，但与一般金属不同，锑固体的导电、导热性反而比它们熔融态的导电、导热功能差。与一般金属不同的是，它受热缩短，遇冷胀大。 锑有三种同素异形体：黄锑，黑锑和灰锑。黄锑与相似，能溶于，性质生动。黑锑结构则与黑磷相似，性质较不生动。灰锑（即金属锑）以金属键结合，具有金属光泽和菱形晶格。 二、化学性质    常温下锑在水和空气中都比较稳定，也不与稀酸效果，但能与硝酸、热浓硫酸、浓，等反响： 2Sb＋6H2SO4（热、浓）Sb2（SO4）3＋3SO2↑＋6H2O 2Sb＋6HCl2SbCl3＋3H2Sb＋5HNO3HSbO3（Sb2O5·H2O）↓＋5NO2↑＋2H2O 锑不与NaOH效果。    高温时锑能够和氧、硫、卤素等发作效果：                                4Sb＋3O22Sb2O3                                2Sb＋3SSb2S3                   2Sb＋3X22SbX3（X代表卤素，关于F2，还可构成SbF5）    锑能和许多金属构成合金和化合物，如和碱金属构成M3Sb型化合物（M为碱金属），和ⅢA族元素化合构成ⅢA－ⅤA族半导体材料，如锑化镓GaSb、锑化铝AlSb等。

锑网是一个对锑的总量指标评估的网站 国土资源部下发了《关于下达2009年钨矿锑矿和稀土矿开采总量控制指标的通知》（国土资发〔2009〕49号文），首次下达全国锑矿开采总量控制指标，并继续下达了全国稀土矿开采总量控制指标。下达的2009年全国锑矿开采总量控制指标为90180吨（ 金属 ），其中下达到各省（区）锑矿开采总量控制指标为65180吨，另有25000吨暂未下达。下达的2009年全国稀土矿开采总量控制指标为82320吨（稀土氧化物REO），比2008年的87620吨减少5300吨，减少6.05%。其中：轻稀土72300吨，比2008年的78500吨减少6200吨，减少7.90%；中重稀土10020吨，比2008年的9120吨增加900吨，增加9.87%。（上海 有色 网为您提供）

中条山有色金属公司矿研所结合铜矿峪矿石特色和现场出产实际情况，将分支浮选工艺与粗精矿再磨浮选工艺相结合，到达了进步精矿档次，下降药剂耗费的意图。    大井银铜矿是一个以银、铜、锡为主的难选杂乱多金属矿床。铜矿藏首要有黄铜矿，粒茺较粗，一般在0.043~1毫米，+0.074毫米占88%左右。银在矿石中首要以独立矿藏的方式存在。呈细粒，一般在0.040毫米以下，达0.060毫米很少。锡矿藏的绝大多数是锡石，很少数呈黝锡矿的方式散布于黄铜矿中或其边际，粒度较细，0.02~0.1毫米粒级的占43%。砷在矿石中首要以毒砂方式存在，其次为含砷黄铁矿，粒度较粗。矿石铜、银、锡的含量较高，是首要收回目标。    北京矿冶研讨总院经过实验研讨提出选用浮选—重选联合工艺流程收回银、铜、锡三种金属，流程结构如图6。 图6[next]     优先选银铜时选用硫代硫酸钠与硫酸锌作为含砷矿藏及黄铁矿的按捺剂，选用丁基铵黑药和黑药为捕收剂，精选时选用石灰、氯化铵脱砷能获得较好的技能经济目标。药剂用量见下表。小型闭路实验成果见下下表。闭路实验药剂用量药剂称号药剂用量（克/吨）药剂称号药剂用量（克/吨）硫代硫酸钠500氧化钙500硫酸锌250氯化铵300丁基铵黑药63硫酸铜300黑药32丁黄药180二号油43　　小型闭路实验成果产品称号产率%档次（%）收回率（%）CuAg（吨/克）SAsSnCuAgSAsSn银铜精矿6.8224.141279.131.160.220.32591.8275.3154.782.54.09硫砷产品6.521.57293.621.597.540.465.7216.5336.2883.135.54锡精矿0.50.1228.81.680.4860.390.030.120.220.4155.73尾矿86.160.05110.810.390.0960.222.438.048.7213.9634.64原矿1001.79115.833.870.590.54100100100100100     广东工学院以某钨选厂供给的硫化矿为试样进行归纳收回其有用成分的研讨。实验研讨标明，选用选冶联合流程，即用FeCl3挑选浸出收回铋、铅、银，用—石灰法从FeCl3浸出渣中浮选收回钼、铜、砷等，可使硫化矿中的多种有用成分得到充沛合理地运用。    FeCl3浸出后的硫化矿渣含铜6.51%，含砷9.46%，含硫34.83%。矿渣物相组成的分析成果标明，铜矿藏为黄铜矿，含砷矿藏为毒砂，含硫矿藏首要为黄铁矿。    一石灰法使黄铜矿与毒砂、黄铁矿别离是根据在溶解有石灰的弱酸性矿浆中能使毒砂、黄铁矿有用地按捺，而黄铜矿不光不受按捺，反而能促进其浮游。效果的这种双重性使得铜、砷分选具有很高的挑选性。    实验成果标明，在弱酸性矿浆中（pH=6.5~7），选用与石灰配协作毒砂、黄铁矿的按捺剂，丁基黄药与硫脂混作捕收剂浮选黄铜矿，可使黄铜与毒砂、黄铁矿有用别离，并可获得很好的分选成果，在较低pH值（pH=5.5~6）时，根据对毒砂、黄铁矿按捺程序的差异，在浮铜后的尾矿中，用做调整剂，丁基黄药做捕收剂浮选黄铁矿，可使毒砂与黄铁矿开始别离，并能得到合格的砷精矿。    实验流程及药剂准则见图7，所获得目标见下表。[next]流程实验成果产品称号产率%档次（%）收回率（%）CuAsSCuAsS铜精矿25.6123.880.1834.8890.640.4925.96铜中矿6.816.363.1443.316.422.287.77硫精矿36.580.334.8344.491.7918.8747.3砷精矿31.090.2523.6721.041.1578.3618.96原矿1006.759.2634.4100100100 图7     对浸出渣进行预处理，严格操控矿浆pH值，浮选前对矿浆进行激烈拌和擦拭，以铲除矿渣中夹藏的重金属离子关于矿藏表面所遭到的污染，以及浸出渣表面氧化蜕变的影响。挑选适宜的用量，在矿浆中坚持必定的游离氧化钙含量，操控的效果时刻，是—石灰法的重要工艺条件，也是黄铜矿与毒砂有用别离，下降铜精矿含砷的有用办法。[next]    湖南省郴州雷坪有色金属矿归于含铜多金属矿。金属矿藏有：黄铜矿、斑铜矿、毒砂、闪锌矿、锡石、黄铁矿、磁黄铁矿等。脉石矿藏有：方解石、石英、透辉石、透闪石、萤石、阳起石、绿泥石、绢云母、普通角闪石、滑石、云母等。原矿含铜0.6~0.7%，含砷3.5~4.5%，高者达6~7%。    该矿选厂投产以来，以选矿铜为主，其铜精矿档次一般 为12~16%，铜的收回率为80%左右，铜精矿中含砷在2%以上，产品供应不出去。    该矿考虑到原矿含铜比较低，含砷又比较高；铜矿藏与砷黄铁矿的别离又比较困难。为了进步铜精矿档次，下降有害杂质砷含量，将原浮铜流程的一粗、三精、三扫，改变为一粗、五精、四扫。一起，加大石灰用量，并分四段添加。本来只是将石灰加入球磨和精选，每吨原矿耗费4~5公斤，添加到每吨原矿耗费8~10公斤，添加点为球磨1.5~2公斤/吨；拌和机2.5~3公斤/吨；精选II、精选III合计4~5公斤/吨；粗选pH由8~8.5进步到9~10。使铜精矿档次进步了5.16%,而将砷降至0.5%以下。另一方面改进操作条件，进步磨矿细度、粗选严格操控捕收剂和起泡剂的用量。    经过上述的采纳的办法，收到了杰出的效果。1981年铜精矿档次、铜的收回率别离达22.57%和86.72%，而铜精矿含砷为0.42%。    湖南冶金研讨所用浮选办法对从矽卡岩铜锡矿石中别离硫化铜矿藏与毒砂进行了实验研讨。    实验试料矿体产于花岗岩和白云质大理岩触摸带中，归于高温镁砂卡岩矿床。原矿首要含铜矿藏以黄铜矿为主。砷矿藏以毒砂为主，有少数的硫砷铜矿和砷黝铜矿；毒砂同首要原生硫化矿藏嵌镶严密，并且含量较高，又广泛散布于各种矿石之中。脉石矿藏品种繁复，首要的有石英、长石、金云母、绢云母、绿泥石、铁白云石、白云石、方解石、阳起石、透闪石、角闪石等。    铜砷别离的实验研讨：铜砷别离系指黄铜矿、方黄铜矿、斑铜矿与毒砂别离。毒砂与硫化铁的性质类似，所以铜砷别离也包含与硫铁矿的别离。    硫化铜矿藏、毒砂、黄铁矿的可浮性差异不大，在铜优先浮选时，有必要留意挑选具有挑选性好和捕收力较强的捕收剂。实验证明，丁黄酸丙睛酯在硫化铜矿藏表面吸附结实，适宜于强碱介质屡次精选。    按捺剂的挑选：硫离子能与重金属离子生成难溶性的沉淀物，然后可以消除这些离子活化的影响。粗选进程用与石灰合作运用，可以获得杰出的别离效果。精选进程中，用钠与石灰合作运用，则别离效果得到显着的改进。    添加精选次数显着下降铜精矿含砷量，这是因为屡次按捺使毒砂失掉或下降浮游性，到达了按捺砷矿藏的意图。    粗精矿再磨进一步使铜矿藏与毒砂硫铁矿的连生体得到充沛解离，一起也起擦拭矿粒表面的效果，有利于按捺剂对毒砂的充沛按捺，发明铜、砷别离和进步铜收回率的有利条件，不光使终究铜精矿含砷到达预订的要求，并且使其档次进步5.49%，收回率进步2.72%。    采纳上述办法，不只有用地将铜精矿含砷降至0.3%以下，还有利于进步铜精矿档次和收回率。闭路实验流程见下图8，实验成果见下表。闭路实验成果产品称号产率%档次%收回率%别离条件CuAsCuAs铜精矿2.2428.410.28581.481.23粗精矿再磨（-200目96%）硫精矿8.550.695.297.5587.09尾矿89.210.0960.06810.9711.68原矿1000.780.52100100[next] 图8

锑的化合物在工业上的用处很广泛，它已成为多种重要的化工质料，其间首要的工业化合物有三氧化二锑、和锑的多种盐类。我国称三氧化二锑为锑白，首要用于珐琅、颜料、油漆、塑料、陶瓷以及防火织物等制品工业，特别是作阻燃剂，用于防火制品。我国称为生锑，首要用于安全火柴、弹药、鞭炮和橡胶工业。         我国锑白和生锑出产至今已构成独具特色的出产工艺。锑盐如焦锑酸钠、醋酸锑等多种重要锑盐，自70年代末开端研发，现在已构成出产规模，部分产品还出口国外，得到外商的好评。         一、生锑出产       （一）概述       生锑是一种纯洁的针状结晶，由高档次辉锑矿直接熔析生成。依据不同用处，出产不同的质量或种类。表1和表2为我国和前苏联的现行生锑质量标准。 表1  我国生锑的现行质量标准（GB5236－85）品 级代 号化学成分%Sb化合硫杂质不大于不熔物不溶物游离硫一级 二级Sb2S3－1 Sb2S3－270.0～73.0 69.0～73.025.0～28.3 25.0～28.30.3 0.51.5 不规则0.07 0.10 表2  前苏联生锑的质量标准（OCT48.35－72）项 目ΣSbΣS杂质不大于%不熔物As2S3H2O游离硫%≮25.5～280.20.30.10.07        我国首要选用火法工艺出发生锑。一种是民间选用的土法，即旧式的坩埚析法，出产规模很小；一种是反射炉熔析法，是现代工业出产的办法。     图1为我国反射熔炼生锑的工艺流程。 图1  生锑出产工艺流程     （二）质料与燃料     1、质料－辉锑矿块矿     对矿石的质量要求如下：SbS水分粉矿粒度＞45%＞16%＜5%＜5%20～50mm     入炉粉矿量之所以不能大于5%，是因为粉矿量添加，形成锑液与矿石残渣的别离困难，不光渣含锑增高，并且粉矿会进入生锑液污染生锑。       2、燃料     我国出产锑的反射炉选用烟煤作燃料，对其质量要求如下：固定碳蒸发物灰分水分块度50%～60%15%～10%15%～10%6%±30μm       （三）技能操作条件挑选       1、备料与加料       （1）备料     矿石经查看契合质量要求，不该混有铜、铅、铁及复原物和金属锑，大块矿石需先用颚式破碎机碎至规则粒度。     （2）加料     分次加料：每加一次料，熔析后放一次生锑液，出一次渣；每昼夜加料6次，即每昼夜循环作业6次。     2、炉温操控     加料前炉膛温度升到900～1000℃，熔析时期炉膛温度操控在750～850℃，炉内坚持复原气氛。     （四）产品     1、生锑锭     锡矿山矿务局实践出产的生锑锭质量与国家一级标准列于表3。 表3  生锑锭国家一级标准与实践质量  %质量指标国家一级标准锡矿山实践产品总含锑量 化合物硫 游离硫 不溶物70.0～73.0 25.0～28.3 不大于0.07 不大于0.372～73 26.7～28.1 痕量 0.02～0.11       2、锑渣     锑渣首要为脉石和未熔析彻底而残留在脉石中的硫化锑，锑渣含锑一般为20%～25%。表4为锑渣的化学成分实例。 表4  锑渣化学成分实例  %产品Sb2S3SiO2FeOCaO其它算计锑渣1 锑渣228.16 32.1630.50 29.2023.40 18.3014.50 12.503.44 7.84100.00 100.00       锑渣可参加直井炉或鼓风炉处理，收回其间的锑。     3、烟尘     在熔析阶段中反射炉排出的烟气含有Sb2S3粉尘，在放生锑液和扒渣时，烟气中含有很多Sb2S3和Sb2O3，烟气经冷却收尘后，烟尘可送熔炼反射炉处理，收回其间的锑。表5为烟尘的化学成分实例。 表5  熔析反射炉烟尘化学成分实例  %产品SbAsFeSPbSiO2CaO其它算计烟道尘 布袋尘60.0～70.0 65.0～75.00.1～0.2 0.3～0.50.4～0.7 0.2～0.30.8～1.2 0.5～0.60.1～0.2 0.2～0.51～1.5 0.5～0.70.8～1.2 0.5～0.836.8～26.2 32.8～21.6100.0 100.0       （五）技能经济指标       1、炉床能率       熔析反射炉的床能率：一般为1.2～1.5t/（m2·d），锑矿山矿务局北炼厂8m2反射炉的实践床能率为1.4～1.8t（m2·d）。     2、直接收回率     熔析反射炉的直接收回率：一般为70%，锡矿山矿务局北炼厂为70%～73%。     3、冶炼收回率     熔析反射炉的冶炼收回率包含生锑炉渣、浇铸浮渣和烟尘处理所收回的锑，锑的冶炼总收回率为98%左右。     4、锑渣出产率与渣含锑     锑渣产出率与入炉锑矿石档次有关，入炉矿石含锑45%～48%，锑渣产出率为30%～32%。渣含锑一般为20%～25%，最高达30%，锡矿山矿务局北炼厂锑渣产出率为15%～23%。     5、燃料耗费     锡矿山北炼厂每吨生锑实践耗费烟煤230～270kg。     （六）首要设备挑选     1、熔析反射炉     辉锑矿熔析反射炉的结构特色如下：一般炉膛较浅，炉尾一端略深，以便于熔析了来的生锑液活动会集；炉底向一侧略歪斜，以便于扒渣和放出世锑液；炉拱顶较矮，有利于加强热交换，削减燃料耗费；其他各部结构与熔炼锑氧反射炉根本相同，所用耐火材料亦同。     图2 为锡矿山矿务局有用生锑反射炉结构。  图2  8.4m3生锑反射炉结构图 1－加料口；2－生锑放出口；3－排烟口     火床面积与炉床面积之比为1:3.5～4。     2、烟气冷凝和收尘设备     烟气出炉温度最高可达800℃，一般放凉风冷却至450℃左右，然后进表面冷却器冷却至150℃进入抽风机，120～130℃进布袋收尘器，出布袋收尘器的废气经排风机排入烟囱放空。     （七）装备阐明     依据锡矿山矿务局的出产经历，大中型锑冶炼厂的生锑反射炉可与锑氧复原熔炼反射炉平行摆放装备，其烟气冷凝与收尘设备也可平行装备，以节省厂房。     独自建造的生锑反射炉可自成体系，反射炉设于主厂房内，烟气冷凝与收尘设备可装备在紧靠反射炉厂房的副跨内，垂直于主厂房。     二、锑白出产     （一）概述     锑白是一种粒度纤细、色泽皎白的三氧化二锑，一般含Sb2O399%～99. 5%。     锑白的出产办法分火法与湿法两类，现代出产以火法为主。火法又分直接和直接法两种：直接法是用高档次低杂质的作质料，直接氧化蒸发出产契合要求的Sb2O3产品；直接规律精锑经过熔化、氧化蒸发和急剧冷却，取得纯洁的Sb2O3粉末。我国首要选用直接法出产。     直接法出产锑白分自热与外热两种：自热法是开炉时将精锑加热熔化，吹炼进程则彻底靠氧化反响供热，连续参加精锑，也靠反响热熔化，彻底不而外加热。     我国锡矿山矿务局和湖南省益阳锑品冶炼厂均选用直接自热法出产锑白，出产成本低，锑白质量好，在国际上享有很高的诺言。两厂的出产工艺流程根本相同。图3为两厂用直接自热法出产锑白的工艺流程。图3  直接自热法出产锑白工艺流程     国外出产锑白也多选用火法，直接法和直接法均有；从产质量量看，直接法产品较直接法为优。意大利曼阿诺厂选用外加热辐射式炉和闪速蒸发焙烧回转窑，质料为粗锑或高档次锑矿石；日本选用电加热熔化质料，自热氧化蒸发法；前苏联选用电炉，其作业与金银灰吹炉类似，其不同在于灰吹炉中氧化铅呈液态流出，而电炉所产呈气态，随炉气从炉内带出，然后冷却收回；美国阿姆斯派克公司选用所谓“双窑法”，第一个回转窑与意大利的闪速蒸发焙烧回转窑类似，所产粗锑氧再经过第二台回转窑精粹，质料为高档次Sb2S3精矿含锑达58%。     现在世界各国所产锑白质量均略低于我国直接法所产锑白，我国锡矿山矿务局出产的零号锑白，含Sb2O3到达99.5%以上，含砷低于0.05%。美国蓝星牌锑白含锑虽到达99.5%，但含砷则达0.1%左右；白星牌和KR或LTS含Sb2O3都为99.2%，含砷达0.5%。表6为国三氧化二锑标准，表7为美国哈绍化学公司三氧化二锑成分。 表6  我国三氧化二锑标准（GB4062－83）等第Sb %Sb2O3 %杂质成分不大于%色彩细度As2O3PbOS杂质总和325网目筛余物不大于100网目筛零号三氧化二锑 一号三氧化二锑 二号三氧化二锑99.50 99.00 98.0099.50 99.00 98.000.06 0.12 0.300.12 0.20 －    0.150.50 1.00 2.00纯白 白色 白带微红0.1% 0.5%      全经过 表7  美国哈绍化学公司产品三氧化锑化学成分  %牌 号Sb2O3不少于As不大于Pb不大于KR（或LTS） 白星 蓝星99.2 99.2 99.20.5 0.5 0.10.1 0.07 0.05       近十多年来，我国对湿法出产锑白的实验研讨，也已取得可喜的成果。       中南工业大学选用（SbCl5）作为浸出硫化锑矿石的氯化剂，经过浸出、复原、水解、中和制取锑白已取得国家专利，并在一些当地厂商投入出产，取得了零级和一级优质锑白产品。        图4为SbCl5制取锑白的准则流程。图4  SbCl5制取锑白的准则流程图     本章介绍两个首要出产锑白的办法：     火法（直接法）－锑白炉自热出产锑白；     湿法（直接法）－SbCl5浸出硫化锑矿石制取锑白。     （二）火法出产锑白     1、质料与燃料     （1）质料－精锑     直接法出产锑白对质料的要求如下（%）：SbAsCuFePbSe＞99.65＜0.05＜0.01＜0.02＜0.2＜0.005       锡矿山矿务局炼锑厂曩昔用一号精锑作锑白质料，现在改用二号精锑，但其间砷有必要小于0.05%，硒有必要小于0.005%；出产实践标明：锑白质猜中含硒小于0.005%时，锑白中含硒在0.002%～0.003%，对锑白产品白度无形响，超越此极限白度难以到达96%。          （2）燃料－烟煤          锑白炉自热法出产锑白，仅开炉、停炉和处理毛病时需用少数燃料，故燃料耗费甚少，一般选用烟煤，燃料率小于5%。对煤质要求如下：固定碳蒸发物灰分水分粒度＞55%15%～20%15%～20%＜6%＜30mm       2、技能操作条件挑选       锑白出产的关健是怎么进步锑白的白度。影响白度的首要因素有：（1）一次空气量、二次空气量、一次与二次空气量的份额；（2）反响室离温区的温度操控；（3）炉膛内锑液深度和温度操控；（4）冷却风量的巨细分配。         锡矿山矿务局炼锑厂锑白炉自热出产锑白操作实践条件如下：   一次空气量8～13m3/h二次空气量80～110m3/h二次空气量/一次空气量10～13反响室高温区操控温度1000±20℃二次空气管出口距锑液500±mm表面 炉膛内锑液温度操控970～990℃炉膛内锑液深度操控228～234mm冷却空气量10000～12000m3/h锑液含铅富集上限＜3.5%       3、产品     （1）锑白     现在我国的首要出产锑白工厂的产品均已到达国家零级和一级标准（GB4062－83），近年来并产出超细粒氧化锑、超微粒氧化锑和催化剂型氧化锑，广销国内外。     超微粒氧化锑的规格如下：化学成分契合国家零级标准最大粒度≤0.3μm       催化剂型氧化锑规格如下：  三氧化二锑≥99.5%铅≤0.10%铁≤0.10%氯化物≤0.10%乙二醇残渣0.008%     益阳锑品冶炼厂所产分级锑白化学成分和物理性质到于表8。 表8  分级锑白成分和物理性质等第化学成分%物理性质Sb2O3不少于Sb2O3不大于PbO不大于色彩均匀粒度μm一级 二级 三级 四级99.50 99.50   99.500.06 0.06 0.06 0.060.12 0.12 0.12 0.12纯白 纯白 纯白 纯白0.5～1.0 1.0～1.3 1.3～1.7 1.7～2.5     表9为国外三氧化二锑质量标准。 表9  国外三氧化二锑质量标准国别标准代号与出产供应商牌号化学成分%Sb2O3 不小于As 不大于Pb 不大于Fe 不大于S 不大于Cu 不大于酒石酸不溶物不大于美国哈肖 化学公司KR牌 LTS牌 白星牌 蓝星牌99.2 99.2 99.2 99.50.5 0.5 0.5 0.10.1 0.1 0.07 0.05    日本三国制炼 株式会社标准品 高纯品 粗粒品 微粒品99.5 99.7 99.3 99.30.1 0.05 0.2 0.20.1 0.05 0.2 0.20.002 0.002 0.002 0.0020.001       Ni0.001 0.001 0.001 0.001日本精矿 株式会社粗粒品 PatoX－L 超细粒 PatoX－U99.3   99.3   0.03   0.03  0.003   0.003  0.08   H2   H20.01   无水  英国安公司红星 白星 绿星 蓝星 15SSb2O399.3 99.4 99.1 99.7 99.20.3 0.3 0.3 0.08 0.30.2 0.08 0.4 0.06 0.20.003 0.002 0.005 0.002 0.010.08 0.08 0.08 0.08 0.080.001 0.001 0.001 0.001 0.001Ni0.001 0.001 0.001 0.001 0.001美国 隔热牌L级 隔热牌S级 隔热－S80099.5 99.5 99.5      德国高纯品标准级N 催化剂级C99.8 99.90.08 0.050.1 0.050.003 0.003    续上表国别标准代号与出产供应商牌号物理性能补白色泽 （白度）细度% ＋325目 不大于均匀粒度μm松装 密度g/cm3吸油量ml/100g遮盖力g/m2上色力酸度SO4%美国哈肖 化学公司  KR牌 LTS牌 白星牌 蓝星牌  特别白 白 白 白  0.05 0.1 0.05 0.004  1～1.3 1.8～2.1 1～1.3 1～1.3   9～11 9～11 9～11 9～11   高 低 高 高  0.05 0.05 0.05 0.05油中反射系数 96% 91% 92% 92%日本三国制炼 株式会社  标准品 高纯品 粗粒品 微粒品（55mμ） ＞93 ＞93 ＞96 ＞96   0.8～1.2 1.0～1.2 － 0.6～0.7  0.4～0.6 0.4～0.6 － 0.4～0.6      日本精矿 株式会社粗粒品 PatoX－L 超细粒 PatoX－U白色   白色   6～7   0.01～0.02  2   0.2  10～15        0.005      比表面积50～100m2/g英国安公司  红星 白星 绿星 蓝星 15SSb2O3 ＋300目 0.005 0.005 0.005 0.005 0.5  1.25   1.25 1.25 1.25    0.05   0.05 0.05 0.02 0.1 美国 隔热牌L级 隔热牌S级 隔热－S800 0.1 0.1 0.13.0 1.3     低 高 高 折射率 2.087 2.087德国高纯品标准级N 催化剂级C纯白 纯白0.1 0.10.6～0.9 0.6～0.90.3～0.4 0.3～0.4  适中 适中0.01 0.005中性 中性     （2）次锑氧     锑白炉烟气收尘体系搜集的烟尘含Sb2O3达90%～92%，称为次锑氧，其化学成分如下（%）：SbAsPbCu79～800.07～0.080.06～0.1～0.001     此产品一般送锑氧复原熔炼反射炉炼成精锑。         （3）高铅锑        锑白炉的锑液含铅到达3.5%以上时不能再吹制锑白，须停炉放出，此种产品称为高铅锑，可供制造合金只用，其化学成分如下（%）：  SbPbAsFeSCu＞95%＞3.50.02±0.01±0.0063＞0.19       （4）浮渣     首要为锑的高价氧化物，并含有被腐蚀的炉壁耐火材料成分及铁的氧化物，一般含锑～75%，可回来反射炉复原熔炼，以取得精锑。     锑白炉浮渣的一般化学成分如下（%）：SbPbAs＞65～750.1～0.20.1～0.2FeOSiO2CaO1.2～1.53.5～4.20.8～1.0       4、技能经济指标       （1）锑白吹炼时刻         锑白炉出产1t合格锑白需求吹炼时刻的单位为h/t，吹炼时刻的长短与产质量量要求有关，零级锑白的吹炼时刻为2～2.2h/t，一级为1.5～1.7h/t。     （2）次锑氧率     开炉时熔化精锑和停炉以及处理毛病时产出的次锑氧，质量较均较差，有必要另行搜集，称次锑氧。所产次锑氧含锑量占装入炉内物料总锑量的百分比，称为次锑氧率，一般为7%～8%     （3）残梯率（又称高铅锑率）     在吹炼进程中，锑液含铅不断富集，锑液中含铅到达必定程度，吹炼出的锑白产品含铅即不合格，锡矿山矿务局炼厂的实践经历锑液含铅到达3.5%，即须中止吹炼，清出炉内残存的锑液，从头开炉熔化精锑。清出的高铅锑液含锑量，占入炉精锑总量的百分比，称为残锑率或高铅锑率，这与装入的精锑含锑量有关，一般为1%～1.5%。     （4）锑白的直接收回率     锑白炉产出合格锑白的含锑量占装入精锑总含锑量的百分比，称为锑白炉的直接收回率，一般为87%～88%。影响锑白直收率的首要因素是高铅锑、次锑氧和浮渣的产出量。因而，选用好的精锑作质料，坚持最佳的炉况和炉龄，是进步直收率的首要办法。     （5）锑的冶炼收回率     吹炼锑的白进程中产出的次锑氧、浮渣和高铅锑，均可别离收回其间的锑，次锑氧送复原熔炼反射炉炼出精锑，浮渣能够送反射炉或鼓风炉处理，高铅锑能够制造铅锑合金，故锑的冶炼收回率可达58%～99%，核算公式如下：   （1）        （6）燃料耗费         出产1t合格锑白，依据出产核算耗费烟煤量一般为10～15kg。     自热法出产锑白的首要设备，除锑白炉外，还有两套收尘设备；一套作为搜集开炉、停炉和处理毛病时的烟法－次锑氧；另一套则为搜集锑白产品的首要收尘设备。图5为设备的衔接示意图。   图5  自热法出产锑白设备衔接示意图 1－锑白炉；2－反响室；3－一次空气管；4－二次空气管；5－冷却风总管； 6－表面冷却器；7～鼓风机；8～烟气收尘器；9－锑搜集室；10－排风机；11－旋风收尘器；12－锑白运送风机；13－锑白运送罐；14－锑白打包机        5、首要设备挑选       （1）锑白炉       自热法出产锑白的锑白炉为反射式隔焰炉，炉膛中装有耐火泥制的反响器，在隔焰的条件下，向锑液中鼓入一次空气，使锑蒸发发生很多锑蒸气，一起向反响器通入二次空气，使北蒸气氧化生成Sb2O3；使用锑氧化发生的很多氧化热坚持反响器有必要的温度，和炉内锑液温度（960～980℃），并熔化连续参加的碎精锑或水碎锑粒。因而，这种炉子只在开炉、停炉和处理毛病时向火膛加煤，在正常操作时刻彻底不需求外加热量。        炉子规划前有必要精确进行热平衡核算，热平衡核算的热源首要来自下列反响热： 2Sb＋2/3O2→Sb2O3 △H298=－642kJ/mol     规划的炉子熔池巨细、炉膛高度须合作恰当，使热量丢失削减到最小极限。图6为锡矿山矿务局6m2锑白炉的结构图。图6  锡矿山矿务局6m2锑白炉结构图     （2）锑蒸气氧化与冷却设备     鼓入一次空气于熔池锑液中，发生很多锑蒸气进入反响器与二次空气相遇，即氧化出产相Sb2O3，此刻反响器内温度坚持1000±20℃；为使Sb2O3发生极工细化的立方结晶，有必要急剧冷却到200℃以下，首要选用空气冷却，即以60～80倍于一、二次空气量的天然冷空气与反响器出口气体混合以到达之，其设备如图7。图7  锑蒸气氧化与冷却设备示意图1－锑白炉顶；2－反响器；3－冷却风管；4－锑白炉底；5－一次风管；6－二次风管     （三）锑白搜集体系设备     1、旋风收尘器     选用一般型慢速收尘器以别离出烟气中的尘埃和粗粒锑白，为了防止铁质混入锑白产品中，旋风收尘器和悉数衔接管道须选用铝合金板制造。     2、布袋收尘器     优质锑白产品首要搜集于布袋收尘器中，一般选用房室收尘器，机械振打或反吸风清灰，渡布可选用柞蚕丝绸制造，过滤速度不宜过大，一般取0.2～0.3m/min，收尘功率可达99.5%。     3、风机     风机安装在旋风收尘器与布袋室之间，担负着抽入很多凉风，冷却含Sb2O3的炉气，经旋风收尘器送入布袋室，废气经过布袋排出室外。风机挑选按一次与二次风量之和的80～100倍核算，体系阻力按实践管路核算。例如锡矿山矿务局6m2锑白炉体系有用风机，风量为19620m3/h，风压为2120Pa。     4、次锑氧收尘体系设备     锑白炉开炉、停炉和毛病处理需求烧煤加热，产出的烟气不能通入锑白产品搜集体系，防止污染锑白，故另设置一套烟气冷却与收尘体系。从炉内排出的烟气约为700～800℃，规划按800℃核算，需求设置冷凝柜、表面冷却器和布袋收尘器。其结构型式与锑氧复原熔炼反射炉烟气冷凝收尘设备类似，布袋排出的废气导入烟囱排空。     5、一、二次供风风机     鼓入锑白炉和反响器的一次与二次空气，小型炉能够共用1台风机，如新邵冶炼厂4m2锑白炉单一反响器，选用了3号叶氏风机1台，12.4m3/min，风压30000Pa。较大炉型选2台风机别离供应一次和二次空气，例如6m2锑白炉双反响器一次和二次空气别离由D22×21－5/3500和D22×32－5/3500罗茨风机供应。     6、装备阐明     （1）锑白车间厂房装备可紧靠熔炼车间，但须设置在主导风向的上方，防止受熔炼车间的烟害和尘害形响；如场所答应，最好独立装备，远离其它有烟害和尘害的车间，防止飞尘污染锑白质量。     主体设备锑白炉宜顺车间主厂房长方向装备，锑白冷凝与收尘体系设备相同沿车间主广房长方向装备；锑白炉烟气冷却收尘体系设备可配在锑白冷凝收尘体系相反的方向－主厂房另一端。     （2）主厂房与锑白布袋室要求     锑白炉为高温作业，主厂房应设置天窗，要求有杰出的通风，搜集锑白的布袋室外围砌满墙设两层明窗，地上要求选用水磨石，以便收回撒落在地上上的锑尘。

精锑的提取方法   一种用硫化碱法从铅锑精矿中提取精锑的方法，浸出液循环喷射吸带入空气强化锑的氧化，将废液经蒸发所得混合硫钠盐结晶还原煅烧，煅烧渣用蒸发冷凝水浸出，硫化钠溶液回收利用。用这种方法提取精锑，不需电解，铅锑分离好，还原后的精锑稍加精炼即可达１号精锑标准。工艺流程短，原料消耗少，动力消耗低，锑回收率在９１％以上，并彻底解决了湿法流程中的水平衡问题。化学成分及标准 锑(SB) 大于99.9%铅(PB) 小于0.03%砷(As) 小于0.02%铁(Fe) 小于0.015%硫(S ) 小于0.008%铜(Cu) 小于0.01%铋(Bi) 小于0.003%硒(Se) 小于0.003%杂质总和 小于0.10%精锑是一种银白色块状晶体,表面具有美丽的花纹,又名''星锑'',表面具有金色光泽,是重要的冶金.化工原料,用于化工.合金.电子.蓄电池.电镀.等工业,可作为防腐.阻燃或热稳定剂o