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。

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。

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％。

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%。

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）。

一、试验物料与工艺流程 高锑铅阳极泥组成为：Au0.04286%，Ag7.143%，Pb13.75%,Sb51.36%，Cu2.985%，As1.029%，Bi0.357%。其工艺流程如图1所示。图1 高锑铅阳极泥湿法工艺流程 二、浸出锑铜 锑阳极泥中的锑多以Sb2O3存在，少数金属锑和锑合金因为氧的存在，在浸出进程中均能与效果构成SbCl3溶液。其反响为： Sb2O3+6HCl=2SbCl3+3H2O 2Sb+1(1/2)O2+6HCl=2SbCl3+3H2O 铜在锑阳极泥中主要以金属铜存在，在氧效果下，部分铜构成Cu2(OH)2CO3，在浸出中反响为： Cu+(1/2) O2+2HCl=CuCl2+H2O Cu2(OH)2CO3+4HCl=2CuCl2+CO2↑+3H2O 反响生成的CuCl2进入溶液。 浸出试验成果表明，跟着浓度的增高，铜、锑浸出率也随之增高，而银的浸出率改变不大，银损失率小于1%，铅最高为1.26%。当浓度为4mol/L时，铜、锑浸出率都大于90%，完成铜锑与银铅别离。锑、铜的浸出率也跟着浸出温度上升也增高，当大于85℃时，增幅很小。因而浸出条件为：温度85℃、浓度4mol/L，液固比5∶1，时刻为1.5h时，浸出成果为：锑浸出率为90.8%～92.6%，铜93.2%～94.0%，银铅基本保存于固相渣中。 三、氯化浸出金和浸银 在固定浸出金条件为：浓度1mol/L，温度85℃，液固比5∶1，浸出4h，NaCl浓度40g/L，调查NaClO3参加量的影响，试验成果表明参加量在10%时，金的浸出率为96.1%，银浸出率 用10%渣重浸出金后的渣浸银。浸出条件为，浓度4mol/L，温度50℃，时刻1.5h，液固比5∶1，银浸出率最高为92.9%。分析银浸出不高的原因，发现阳极泥中有部分银是以单质银存在，必须经氧化才干被浸出。因而对氯化浸出金条件进行调整，然后对调整后的渣再浸银。为了氧化单质银，所以考虑在氯化浸出金时的参加量，由10%增加到20%。此刻浸20%的浸渣，其银的浸出率增加到96。9%。 归纳考虑浸银、浸出金的浸出率，断定浸出金的优化条件为：参加量为渣重的20%，浸出温度80～85℃，液固比4∶1，HCl介质浓度0.5mol/L，浸出时刻4h。 四、金、银收回和锑铅收回 在氯化浸出金时，Au以[AuCl4]-进入溶液，用硫酸亚铁复原，即可得金粉。反响为： [AuCl4]-+3Fe2+→Au+3Fe3++4Cl- Fe3+/Fe2+的标准电极电位较[AuCl]-/Au低，较铅、铜、锑离子高，故能选择性复原金。因为是液态离子复原，然后确保了金的质量。在常温下，参加亚铁离子为金理论需求量的15倍，复原率好达99.1%、纯度达99.981%。浸银液参加理论需求1.1倍的，常温至50℃下复原率为99.99%，复原银后液银含量为0.56µg/mL，银粉纯度为99.972%。 锑从浸锑液顶用铁屑置换收回，在70～80℃下，参加过量铁屑置换1.5h，置换率为98.7%。铁屑耗量与锑之比为1∶2。铅以精矿产出，含铅量50%～59%。整个进程无废渣产出。

一、株冶锑资源及其运用状况 （一）锑资源 1994年株冶铜铅锌三大产品的产值为22.5万t，从进厂原猜中带入的锑量估量为431t，锑在各质料和产品中的散布别离见表1、表2。 表1  从原猜中带入的锑量锌精矿铅精矿粗杂铅粗铜算计主金属量，t11131356393146039896192205带入锑量，t941941385431带入锑量比，%21.8145.0132.021.16100 表2  锑在冶炼体系各产品中的散布          %铅粗炼铅精粹锌冶炼铜冶炼金银冶炼粗铅87.07阳极泥94.92欢腾炉烟尘1.98鼓风炉渣19.32稀渣14.02氧化锌7.7冰铜3.54净化渣1.43鼓风炉烟尘9.08氧化渣2.40烟化炉渣1.69反射炉烟尘0.02窑渣45.22转炉渣52.01苏打渣0.07总烟尘1.64无名丢失1.5ZnO浸出渣24.03转炉烟尘3.92精粹烟尘25无名丢失2.5算计100多膛炉尘1.12粗铜13.02熔炼烟尘57.45算计100无名丢失26.22无名丢失1.75丢失1.11算计100算计100算计100 铅体系中的锑有一个较会集去向－铅电解阳极泥。但进入金银冶炼后又相对涣散，较会集的是熔炼烟尘，精粹烟尘和稀渣，后两者回来铅体系，然后进行一个循环。锌体系中的锑，约一半进入蒸发窑渣而堆存，1／4进入氧化锌浸出渣而转入铅体系。铜冶炼的锑首要来源于铅体系的铅冰铜，经铜冶炼后粗铜中的锑有75%进入反射炉渣，18%进入阳极泥，阳极泥又转入金银冶炼。 （二）运用状况 1、从白砷残渣中收回粗锑 运用烟灰出产白砷，其残渣送铅体系熔铅工序收回粗锑，工艺流程见图1。图1  从白砷残渣中收回粗锑工艺流程图 2、出产As－Sb合金 其工艺流程为：烟尘与木炭粉混合，经蒸馏、冷凝，得到As－Sb合金。 3、从高压水浸渣中收回锑 其工艺流程见图2。图2  从水浸渣中收回锑工艺流程图 由于种种原因，以上工艺均未能完成工业出产。 4、出产玻璃弄清剂 以As－Sb烟灰为出产质料，与多家玻璃厂和特种助剂厂协作出产玻璃弄清剂，处理了该烟灰很多长时刻积存的问题，但其报价极廉，从长远看，不合算。 二、国内几家炼铅厂的锑资源收回作业 （一）东北某铅厂 东北某铅厂从70年代就开端了锑资源的收回作业，走在各供应商前列。起先将锑质料处理成金属锑锭，从1985年起改为只出产三氧化二锑，年产值60～100t，锑的归纳收回率为50%～65.5%。现在的卖价为31000元∕t（含税价），出产本钱可操控在11000元／t左右。 1、质料 质料为金银熔炼烟气丘里收尘所得的烟尘（一次烟尘）和锑熔炼烟气丘里收尘所得的烟尘（二次烟尘），其成分见表3。 表3  烟尘成分    %2、工艺流程 将两种烟尘配入苏打、粉煤进行复原熔炼，取得含锑大于55%的锑台金，合金在蒸发锅中熔化，鼓入空气，得到三氧化二锑和铅铋合金。三氧化二锑经复原熔炼和精粹得到精锑，其工艺流程见图3，产品成分要求见表4。 表4  各阶段产品的质量要求    %图3  锑出产工艺流程图 （二）西北某厂 西北某厂从1983年起开端进行湿法提取铅阳极泥中锑和铋的工怍。选用浸出锑，硫陵一食盐溶液浸出铋，浸出渣提取金银的工艺流程。 1、质料 阳极混成分（%）：Sb43～46，Bi6～8， Pb7～9， Cu0.8～3， Fe0.2～0.8， As＜0.2，Au0.1～0.15， Ag15左∕右。 2、工艺流程 工艺流程见图4。图4  铅阳极混处理流程图 3、工艺条件 低酸、常温预处理，300℃条件下烘干氧化。浸出锑：溶液浸出，时刻1～2h，温度＞98℃，趁热过滤，热水洗刷。电积锑：温度32～40℃，槽压2.2～2.8V，电解后液含Sb＞16 g／l，阳极电流密度250～310A／m2。浸出铋；温度＞95℃，液固比8∶1，时刻2h，开端H2SO4100～120g／l，NaCl150g／l。置换铋：铁屑常温置换，所得海绵铋含Bi50%～77%。海绵铋经枯燥后熔炼成粗铋，处理后的阳极混熔炼成贵铅。 4、首要技能经济目标 锑浸出率92%～96%，锑电流功率＞75%，铋浸出率＞90%，铋置换率＞96%，阴极锑档次＞97%，粗铋档次＞94%，金银熔炼收回率＞99%。 （三）湖南某铅厂 湖南某炼铅厂从1987年开端将铜、铅阳极泥一同处理，1990年下半年推广应用湿法处理阳极泥技能，选用氯盐预处理铅阳极泥－火法提金银出产流程。 1、质料 铅阳极泥成分（%）：Au 0.04～0.05，Ag 10～15， Cu 5～8，Pb 7～12，Bi20～27，As 4～10，Sb 25～27，H2O 25～35。 2、工艺流程 工艺流程见图5图5  铅阳极泥氯盐预处理流程图 3、首要技能条件 氯盐浸出：浸出结尾浓度2～2.5mol／l，固液比1∶4，温度80℃。收回锑、铋、铜：浸出液成分（g／l）；Bi35～40，Sb 40～50，Cu8～10，Pb1～3。水解沉锑：温度50～60℃，冲稀3～3.5倍。中和沉铋。结尾pH值2.5～3.0，室温。置换沉铜：pH值2～2.5，温度70℃。废水处理：用石灰乳词pH值至11～12，加、鼓风，弄清后外排。 4、首要技能目标 各有价金属收回率（%）：Au＞99， Ag＞98， Sb80～85， Bi90～95， Cu60～70。每吨阳极泥材料耗费（t）：2～2.2，纯碱0.8，铁粉0.08，0.023，石灰0.4。 （四）河南某铅厂 该厂原选用火法处理铅阳极泥，金银收回率较低，别离为90%和80%。80年代中南工大协助研究出一个全湿法流程，使金银收回率到达一个较好的水平，并收回了其间锑、铋、铜等有价金属。 1、质料 铅阳极混成分（%）；Au 0.8，Ag 8，Sb 40，Pb10，Bi 6，Cu 3，Ag1。 2、工艺流程 工艺流程见图6图6  铅阳极泥湿法处理工艺流程图 3、工艺条件与目标（见表5） 表5  工艺条件与目标工序工艺条件目标浸出L∕S＝4～6，50～80℃，拌和3hSb、Bi、Cu浸出率98%～99%水解（Cl－）＝1N，30℃，拌和3min氯氧化锑含Sb60%，水解后液含Sb＜0.5g∕l锑熔炼氯氧化锑∶纯碱∶煤＝100∶20∶8锑锭含Sb93% 三、评论 以上4个厂商工艺比照状况列于表6。 表6  锑收回工艺的比照东北某厂西北某厂湖南某厂河南某厂质料含Sb，%35～5043～4625～2735～45质料含As，%2～715±4～101～3铅阳极泥处理 办法火法湿法预处理－火法熔炼湿法预处理－火法熔炼全湿法处理工艺特色锑的收回在金银熔炼之后中，选用合金－氧化－复原－精粹流程锑的收回在金银熔炼之前，选用浸出－电积流程锑的收回在金银熔炼之前，选用氯盐浸出－水解－熔炼流程锑的收回在金银熔炼之前，选用氯盐浸出－水解－熔炼流程金收回率，%99.2999998银收回率，%99.2999896锑收回率，%50～60～9080～85～90长处对金银冶炼无影响，砷开路并成产品收回对金银收回率影响不大，锑的收回率高，一起也收回锑含锑质料首要处理，锑收回率较高，可收回铋、铜金银冶炼适应性强，收回铋、铜缺陷只从部分含锑原猜中收回，帮收回率较低，劳作环境较差电耗高，阴极锑档次不高，砷较涣散材料耗费大，砷涣散，易构成污染，耗费大，对金银收回率有影响金银收回率不太高，砷涣散，易构成污染，水耗大 （一）对金银冶炼的影响 某厂收回锑所用质料是金银熔炼的文丘里尘，故对金银冶炼毫无影响，这是一条很大的长处，其他各法均要对阳极混进行预处理，理论上影响不大，但机械丢失不免。我厂金银冶炼的收回率达99.01%（1994年数据），若要收回锑，需以不影响金银冶炼为准则。 （三）防止砷的晦气影响 砷的晦气影响首要是构成污染，难与锑别离。东北和河南的冶炼厂，质料含砷不高，砷在锑收回进程中的消沉效果不大。而别的两厂铅阳极泥中含砷较高，砷在冶炼进程中散布较散，易对环境和冶炼进程构成晦气影响。 （三）经济的合理性 要使锑的收回经济合理，有必要做到对金银的收回率影响不大，防止这部分效益受损，一起还要做到锑收回的经济效益较好，产出大于投入。湖南某厂的办法在阳极泥预处理阶段，对金银收回率的影响操作正常时是微乎其微的，归纳收回锑、铋、铜也有必定的经济效益。 四、株冶锑资源运用的主张 株冶1994年铅阳极混成分如表7所示，阳极泥的总载锑量达516t，除掉一部分中间产品在铅冶炼体系穿插运用而构成的锑循环，可供运用的资源估量为380～400t。 表7  铅阳极泥成分    %PbBiSbAsSnAuAg最高值13.3713.8525.4310.030.300.02006.089最低值6.706.045.1225.412.050.056013.394平均值9.419.7135.2518.210.730.03448.7703 金银冶炼所发生的中间物料砷、锑含量及散布如表8所示。若从熔炼烟尘中收回锑，则可供运用的锑资源估量为296t。 表8  中间物猜中砷、锑含量及散布    %稀渣氧化渣苏打渣精粹冷却尘精粹面袋尘熔炼烟尘As含量12.150.970.9418.5733.5928.08散布18.440.830.0368.7913.8655.20Sb含量14.314.342.8152.4433.5242.06散布14.022.400.0716.038.9257.45 无论是从铅阳极泥中收回锑，仍是从金银熔炼烟尘中收回锑，对我厂而言，都存在质料含砷过高的问题，有必要先除掉砷后再收回锑。现在尚无现成工艺可照搬，主张就如下办法挑选实验。 （一）除砷 依据和三氧化二锑饱满蒸汽压的不同，运用焙烧法部分别离砷，已有工厂选用此法。但其设备出资较大，需求较巨大的收尘设备，作业场所的大气污染较难防治。此外，对我厂物料而言还或许存在炉料粘结问题。 依据与三氧化二锑水溶性的差异别离砷，也已有工厂有用选用。沈冶在收尘工艺中选用文丘里收尘，使大部分砷进入水相，再从水相中得到砷钙渣，这种砷钙渣供玻璃厂用于弄清玻璃，而文丘里烟尘中含砷则降到2%～5%，供锑收回用。广西某厂运用在水中溶解度随温度敏捷添加的性质，将含锡高砷烟尘（%）：As24.31， Sb 2.13，Sn 25.17，Pb 4.25，Zn 1.17， Fe8.67湿法处理，选用常压热水浸出一净化一浓缩结晶的工艺制取白砷也取得成功。水浸法脱砷工艺较简略，设备也不杂乱，污染可操控，简单上马，主张优先选用。 此外，我厂现在与国外某公司触摸的运用和三氧化二锑电性质不同，在电收尘中别离砷的办法也是能够考虑的。 （二）锑的收回 从铅阳极泥中收回锑仍是从金银熔炼烟尘中收回锑，关键在于经济效益的比照，即锑收回工艺对银回牧率的影响。以我厂铅阳极泥中的银量计，若收回率下降0.5%，则丢失银0.642t，合86.7万元。按沈冶数据，收回1t锑（氧化锑）本钱为1.1万元，价格2.65万元（不含税），毛利1.5万元左右，则要收回58t锑方能补偿银的上述丢失，该问题应当认真对待。两种锑收回计划的经济效益比照见表9。 表9  两种锑收回计划经济功率比照金银熔炼烟尘铅阳极泥可供收回锑量，t290380锑冶炼收回率，%9090收回锑量，t261342单位本钱，元∕t11000（氧化锑）10000（粗锑）单价，元∕t2650032000总产值，万元691.651094.4总赢利，万元404.55547（不影响银收回率）512（银收回率下降0.2%）460（银收回率下降0.5%）373（银收回率下降1%） 我厂曾对铅阳极泥预处理进行过一次开始实验，从成果看不会对银收回率构成太大影响，并且阳极泥中的锑、铋、铜均可得到收回，估量铋的归纳收回率比现行工艺有所进步，这对在现有工艺条件下进步金银冶炼和有关技能经济目标也是有利的。

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％ 。

目前，各国炼锡厂对选矿过程中产出的复杂锡中矿,均采用搭配方式掺入品位较高的锡精矿进行冶炼。我国有大量含砷、锑高的难选锡矿，因此70年代末作了许多试验研究工作。硫化挥发法富集锡很有效,因而采用选冶结合的流程。在选矿过程中只产出一种含砷、锑高的复杂锡中矿，以提高锡的回收率,随后将此复杂锡中矿在烟化炉中硫化挥发得到复杂锡烟尘。复杂锡烟尘的处理尚处于试验阶段，有几种不同的流程。 流程之一见图1。试验所用的锡中矿化学成分（%）为：4.96Sn，4.33Pb，3.15Sb，1.77As，0.025Ag,0.011In，0.019Cd，0.30Cu，5.99S，0.30C，28.95Fe，0.88CaO，20.44SiO2，3.05Al2O3,产品为锡酸钠。图1  复杂锡烟尘熔炼-合金加碱熔炼-碱渣水浸 浸出液净化和浓缩产锡酸钠的流程 流程之二见图2。试验所用锡烟尘的化学成分（%）为：21.26Sn，17.92Pb，9.73As，12.56Sb，5.03Zn，0.041Ag，0.047In，0.19Cd，3.79S，2.63Fe，0.29CaO，3.28SiO2。其物相分析见下表。产品为锡铅合金。图2  高砷锑多金属锡烟尘还原焙烧（两次）脱砷锑- 还原熔炼-电解精炼产锡铅合金的流程 表  高砷锑多金属锡烟尘的物相分析/%锡铅砷锑锌物相含量物相含量物相含量物相含量物相含量SnO SnO2 Sn5.7 87.9 6.2PbSO4 PbO PbS 不溶渣25.1 57.1 5.5 11.7As2O3 M3(AsO4)2 As As2S332.3 57.5 1.9 8.3Sb2O3 Sb2S3 M3(SbO4)221.6 4.3 74.1ZnO ZnS 不溶渣6.2 84.8 0.9 流程之三见图3。试料的化学成分（%）为：23.28Sn，11.81Sb，20.74Pb，4.79Zn，0.055Ag,2.56S，6.42As，1.85Fe，0.004Bi，0.81CaO，2.79SiO2，2.79SiO2，1.20Al2O3，0.047In。这是一个湿法与火法相结合的流程，利用氯化还原浸出蒸馏法,一次彻底分离出砷；并能较彻底地脱除锑、铅、锌、银、铁等伴生元素,然后进入传统的火法流程。图3  CR（氯化还原浸出蒸馏）法处理 高砷锑多金属锡烟尘的原则流程

自然界常出现多种硫化矿物共生的多金属硫化矿（有价金属氧化矿物含量较少），此时往往采用全硫混合浮选、硫化矿物分离的工艺（如下图所示）。当氧化矿物含量较高为主要矿物时，如柿竹园，则可考虑先重后浮，重-浮-重流程。当矿石还含磁铁矿时，还须考虑磁选工艺。   图  多金属硫化矿浮选原则流程       从钼矿石中不仅可回收硫化矿物副产品，还能回收到锡石、独居石、黑钨矿、白钨矿等多种氧化矿物。     这些氧化矿物通常采用重选法，从钼选矿尾矿中获得混合精矿。     氧化混合精矿再经电选、强磁选等手段进行分离，可分别获取锡石、独居石、钨精矿。    该回收工艺可参见克莱麦克斯生产实践。

跟着有色金属需求量的添加和科学技术的开展，近年来国内外对多金属矿石中伴生金属矿藏的归纳收回越来越注重，归纳收回的路子越走越宽，归纳收回的工艺作用和经济效益也越来越明显。    1.贵金属归纳收回    进步贵金属的收回率，是进步铅锌多金属硫化矿选矿厂经济效益的重要途径。    据统计，国际每年银产值的45%是自产自铅锌矿石的选矿产品中。我国现在出产的银约有三分之二自铅锌矿石，金和铜矿藏的联系比较亲近，而由铅锌多金属矿石中收回的黄金量比较少。近几年来，因为国家对贵金属收回的注重，许多科研单位也都开端对国内铅锌多金属选厂中金银的收回状况做了查询，许多选厂已开端注重贵金属收回的研讨，并获得了一些可喜的开展。    八家子选厂处理银铅锌铜杂乱硫化矿石，原矿含量150～220克/吨，含银矿藏主要是黑硫银锡矿及部分天然银。原选用工艺，银收回率仅30%左右，1978年5月铜铅混选以法替代法，并在铜铅别离时选用—加温浮选工艺得到合格的铜精矿，并使银收回率进步15。1980年3月将原矿一段磨矿（65～68%-200目），改为两段接连磨矿（75～80%-200目）。同年8月铜铅混选以丁胺黑药替代31号黑药和黄药，并取消了，使银在铜铅精矿中收回率进步7.23%。1982年2季度在铜铅粗选前设独立浮选槽，并以31号黑药替代部分丁胺黑药，以浮选开始阶段含银铅高的混合精矿，使其不通过再磨和屡次精选循环。因为选用了该工艺，银收回率到达69.26%（包含锌精矿中银）比原工艺进步3.37%。    栖霞山选厂选用优先选铅，然后锌硫混选别离的流程，铅浮选中的黑药为捕收剂，以钠和硫酸锌按捺闪锌矿、黄铁矿。银收回率仅38.5%。1982年江苏冶金研讨所和北京冶金规划研讨总院分别对该矿石做了以石灰替代钠，捕收剂选用丁胺黑药或丁铵黑药与黑药共用（份额为6：1）的实验，均获得杰出的浮选成果。铅精矿中银收回率到达60%以上。    铅锌多金属矿石中一般含金较少，但某些选厂（小铁山、水口山、张公岭等）处理的矿石中含金较高。细粒金一般富集于相应的铜铅精矿中，粗粒金一般选用重选法收回。水口山选厂选用重选法将铅浮选中矿进行处理，金收回率进步4.98%。    虽然不少选厂在贵金属归纳收回上获得了一些开展，但仍有一些选厂对贵金属的收回注重不行 。为了进步我国铅锌多金属矿石选矿中贵金属的收回率，有必要对各厂矿石中金银的赋存状况，浸染特性及在浮选中的行为进行仔细的研讨，选取最适合的工艺流程，磨矿细度及药剂准则，以便将我国Pb、Zn多金属矿石中贵金属的归纳收回进步到一个新的水平。    2.伴生低档次金属的收回    归纳收回伴生的低档次金属，能够扩展矿藏资源，进步厂商的经济效益。    浙江诸暨铅锌矿选厂规划为100吨/日，矿石以含锌为主，仅伴生少数的铅、铜、硫（见下表）。在主矿藏金属档次和伴生矿藏金属档次相差悬殊的状况下，选用铜、铅、硫部分混合浮选工艺流程；累积式连续分选办法和无浮选药剂准则，完成了伴生低档次金属矿藏的归纳收回。从一种锌精矿产品开展成为铅、硫、铜四个合格精矿产品。P、Zn、Cu、S、Au、Ag、Cd等七种元素金属得到了收回。其工艺作用是比较好的。这么一个小选厂，仅Pb、S、Cu、Au、Ag等金属归纳收回的年赢利达21.21万元，占厂商年总赢利的35.35%，其经济效益是很明显的。原矿中金属化学成份元素FeZnPbCuSCdCoAu*Ag*含量（%）5～105.06～8.50.15～0.50.015～0.053～50.01～0.050.01～0.050.1～11～30     该矿出产流程如下图。锌精矿档次为53～54%Zn，收回率94～96%；铅精矿档次55～60%Pb，收回率41～45%；硫精矿含硫40%左右。[next]    该流程的长处：   （1）低档次铜、铅、硫矿藏在天然pH值略偏酸性的矿浆中混合浮选，不需加调节剂，因三种矿藏可浮性相近，因而，能够一同浮游。在矿浆中三种矿藏的颗粒密度能到达形成矿化泡沫，为工艺操作创造条件。因抑锌是无剂一硫酸锌和亚（现在不选铜的状况下只用硫酸锌），因而有利于金银与方铅矿一同浮游，富集于混合精矿中。因为部分混合浮选的混合精矿产率低，便是用XJK一0.23浮选机，假如接连出产，也难形成矿化泡沫，在实践出产中运用累积式连续分选办法获得了较满足的成果。[next]   （2）该流程能有用的别离伴生金属矿藏和闪锌矿，闪锌矿能独自进行浮选，在部分混选作业中选出了部分易浮脉石矿藏（如石墨等），使主产品锌精矿的质量有所进步，收回率得到了确保。   （3）该流程统筹了各矿藏的可浮性，又兼有优先浮铅、硫、铜的长处。避免了低档次铅、铜矿藏受到了污染。以利进步精矿质量和收回率。    3.收回其他有价矿藏    铅锌多金属矿石中，常伴生有价工业矿藏如萤石、重晶石等。潘家冲铅锌矿（以下简称“潘矿”）在浮选铅锌今后，以浮选法出产酸级氟石酸，不光供应国内，还远销日本和欧美。    该矿出产流程（收回萤石部分）如下图。    多年的出产实践证明，单一的水玻璃按捺计划，关于含碳酸钙挨近2%或2%以上，特别是含泥较高的原矿，要使产品中的碳酸钙降至0.6%以下是十分困难的。    经实验研讨发现，硫酸铝加水玻璃加烤胶的按捺计划对萤石作用最佳。

含钼的铜矿石主要产于斑岩铜矿床与矽卡岩铜矿床。居世界铜贮量首位的斑岩铜矿几乎都伴生有辉钼矿。迄今，世界已发现的钼资源，约近一半储藏在铜矿床里，世界约一半以上的钼产量来源于铜矿选矿的副产品回收。所以，从铜矿石里综合回收辉钼矿有着极其重要的价值。     含钼的铜矿石里，主要有价成份为铜，选别通常以回收铜的最佳条件为基础，钼仅为副产品。     浮选铜-钼矿石时，由于辉钼矿分布不规则，选厂给矿中钼品位波动大；矿石中晶质辉钼矿、非晶质辉钼矿和氧化钼矿可浮性差异甚大，给选别带来困难；多个铜-钼矿床都发现有易浮滑石及活化脉石，给选别也带来困难。     铜-钼矿石的浮选工艺通常分三步：铜-钼混合浮选，铜-钼分选，钼精选，如下图所示。   图  铜-钼选矿原则流程       铜-钼矿石的浮选工艺还有先抑钼浮铜再浮钼，先抑铜浮钼再浮铜的优先浮选法。     铜-钼混合浮选通常加入强的极性捕收剂，而钼精选只采用有选择性的烃油作捕收剂。     铜-钼混合精矿含13％～42%Cu、0.2％~3%Mo，还含有铁、铅等的硫化矿物。按铜矿物种类，可分为三种类型：黄铜矿型——美国、加拿大的大多数铜-钼矿属此类型；辉铜矿型——智利、秘鲁的许多大型铜-钼矿属此类型；混合型——既有黄铜矿又含辉铜矿。     铜-钼混合精矿的分离是综合回收副产钼的关键。     钼矿石里综合回收硫化铜的浮选工艺，与钼矿石浮选工艺钼似。粗选捕收剂以烃油类非极性捕收剂为主。硫化铜的回收，往往向钼精选尾矿加入黄药等铜矿物的捕收剂选别。金堆城一选厂入选矿石含铜仅0.028％，从精选尾矿经综合回收到合格铜精矿。

经选矿作业得到的金锑精矿入冶炼鼓风炉挥发熔炼—贵锑吹炼—贵锑电解后，得到一种含金相当高的阳极泥称之为锑阳极泥。       锑电解阳极泥提金的传统处理方法为火法。湘西金矿系白钨矿、辉锑矿、自然金共生多金属矿术，金的嵌布粒度细小，绝大多数为显微金（约占15%），其锑阳极泥，历来采酸浸—坩埚熔炼—马弗炉吹炼收金工艺流程提取粗金，金品位90%～95%，直收率93%左右。火法的主要缺点是：①劳动强度大、作业条件差、铅害、砷定严重；②工序列复杂、返料多，直收率不够理想。为此，探索新处理方法是理所当然。       本文主要包括两部分内容，1、氯化浸出；2、高锑铅阳级泥湿法回收金。详细内容请查看本网有关标题。

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.

1)项目简介咱们选用获国家自然科学基金赞助研发的R-410树脂，开宣布非化浸出R-410吸附收回金并归纳收回铜等有价金属的新工艺，完成新工艺、新材料与新设备的全体技能配套。已在湖北某地建成一条从铜、铅混合型阳极泥的杂乱物猜中收回金、银，并归纳收回铜、铅、锑的生产线，年产黄金50kg;白银10t;铜、铅各10t;锑30t左右，技能经济指标杰出。金浸出率≥98.0%，吸附率、解吸率和电解收回率≥99.5%，总收回率≥96.0%，铜浸出率≥99.0%，复原沉积率≥99.0%，总收回率≥95.0%，锑和铅的收回率也到达90.0%，最终的残渣也是一种精矿产品，无固体废弃物。 2)技能指标 Au浸出率：≥98.0% Ag浸出率：≥98.0% Au收回率：≥96.0% 　Ag收回率：≥97.0% 3)生产条件按年处理100t阳极泥规划需：主厂房面积320m2，配套水、电、风、汽。首要设备：1m3珐琅反应罐3台、0.5m3珐琅反应罐2台、离子交换设备1套、真空设备1套、过滤设备3台;动力总额：60～100kW;投资总额：80～100万元。 4)商场猜测国际商场上金的报价逐步走低，但质料报价也随之下调，质料与制品之间的差价是比较固定的，而制品金的供应不存在商场问题。银的商场报价稳中有升，商场前景很好。 5)效益猜测处理每吨含Au0.05%、含Ag10%的阳极泥，试剂本钱约5500元，可获利税约2.0万元。100t/a规划的生产线，利税总计约200万元。 6)转让方法 技能转让、技能服务、来料加工或技能入股。

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）

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 

锑酸钠　　英文名称：sodiumantimonate;sodiummetantimonate详细说明： 　　NaSbO3又称偏锑酸钠。有粒状结晶与等轴结晶的白色粉末。耐高温，在1000℃仍不分解。溶于酒石酸、硫化钠溶液、浓硫酸，微溶于醇、铵盐，不溶于乙酸、稀碱和稀无机酸。冷水中不溶，热水中发生水解形成胶体。有毒。用作显像管、光学玻璃和各种高级玻璃的澄清剂，纺织品、塑料制品的阻燃剂，搪瓷乳白剂，制造铸件用漆的不透明填料及铁皮、钢板抗酸漆的成分；化学分析中用于鉴定纳离子。由锑块粉碎后与硝酸钠混合加热，通空气进行反应，再经硝酸浸取而得。也可由粗三氧化二锑与盐酸混合，再经氯气氯化、水解、用过量碱中和而得。 　　锑酸钠用途： 　　1.用作不透明填料、搪瓷的乳白剂及铁皮、钢板的抗酸漆； 　　2.用作显像管、光学玻璃等高档玻璃澄清剂、裉色剂。能抗暴晒，灯工性能极好； 　　3.用于塑料、橡胶等工业阻燃剂: 　　4.用于工程塑料待业着色力低，节约颜料； 　　用于搪次和耐酸陶瓷、高档陶瓷。