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％。

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）。

到目前为止，在工业生产中广泛选用的分化以亚微粒状浸染在硫化物中金的首要办法仍是氧化焙烧法。但是在处理含砷高的硫化物精矿时，选用这种办法分化金时会严峻污染环境。此外，在焙烧进程中不可避免地使一部分金丢失在蒸发产品中。因而，选用湿法冶金乃是处理含金-砷的硫化物精矿的最有发展前途的办法。     苏联研讨人员曾用硝酸来分化含金-砷的硫化物精矿。硝酸是黄铁矿、砷黄铁矿以及有色金属硫化物的-种有用氧化剂。用硝酸分化硫化物时，铜、锌、铁，镉、砷都能转入溶液中，而铅、金和锑则富集到不溶解的残渣中。运用硝酸分化的长处是，它有或许彻底再生。     在存在氧的条件下，用硝酸氧化金属硫化物的化学反响式如下：           MeS2+2HNO3+3O2=MeSO4+H2SO4+2NO2，                   （1）           2NO2+H2O=HNO3+HNO2物质                                                     （2）           MeS2+HNQ+3O2+H2O=MeSO4+H2SO4+HNO2                    （3）     反响式（1）~（3）这个进程可在下列情况下完成；这一进程必须在闭路循环中进行，并使与氧的混合物屡次循环  地通过矿浆。在具有了必要条件今后，在亚硝酸气体再循环进程中氮的贱价氧化物被氧化成。在随后的与矿浆触摸进程中，它们便转变成硝酸或许直接参加硫化物的氧化。    作者曾研讨了含金浮选精矿的硝酸分化。在这种精矿中90%以上的金都被黄铁矿和砷黄铁矿所包裹。在带有充气搅拌器的反响槽中对硫化物精矿进行常压下硝酸浸出时，各项工艺参数如下：硝酸浓度为150~200克/升，固液比=1：5（7.5），温度为75~85℃，浸出时刻2小时。反响进程中分出的，与氧（空气）混合后不断被抽到硝酸的再生体系中。从反响槽中抽出的气体在闭路循环的喷发设备中被水吸收。喷发设备包含盛水（酸）的容器、冷却器、泵和喷发器。在循环通过喷发器被水吸收后，就可得到必定浓度的硝酸。这些硝酸可以循环运用。    在最佳的硫酸盐化条下进行实验时，96%的硫化物硫、98%的砷和97%的铁转入到硝酸溶液中。砷和硫被氧化成亚和硫酸。溶液中的铁以硫酸铁方式存在。有色金属悉数转入溶液中。金、银（在存在氯离子时）、铅和锑富集在不溶解的残渣（浸渣）中。浸渣的产率则依据精矿的矿藏组成不同而有所不同，一般在25%到34%之间。浸渣通过化处理后，金的回收率为92~94%，而与铜精矿一同熔炼时，金的回收率为96~98%。 含有剩余硝酸，己溶解的有色金属，铁和砷的酸性母液，应在350℃下进行脱硝处理，以便再生硝酸。脱硝后的固体残渣应在650--700℃下锻烧。在这些条件下，铁与砷化合，生成不溶于水的铁。它类似于天然矿藏-臭葱石。在通过热处理后的产品中，除铁以外，还存在有呈它们的硫酸盐方式的有色金属。这些有色金属可以用水浸出。浸出后的残渣送到堆积场堆存。含金-砷的硫化物精矿的分化工艺流程见插图。    依据矿藏组成的不同，分化一吨含金硫化物精矿所需的硝酸耗量为0.1~0.3吨浓硝酸或许为0.18~0.6（56%浓度的硝酸）假如原始产品中除了含金之外，还含有色金属、稀有金属时，选用这样的酸耗量在经济上是较为合算的。依照上述用硝酸分化硫化物（反响式（1）~（3））的理论，假如可以循环运用和氧的混合物，那么硝酸的耗量则可降到最低极限。一起，硝酸在浸出进程中还可起到催化剂的作用。这样就使得硝酸不仅在处理富精矿（例如，辉钼矿和白钨矿等），并且石处理其它含金产品时的作用都比较抱负。 在气相循环的条件下，用定型的实验设备进行了用硝酸分化硫化物精矿的实验。不断使氧化氮转变成，是进行这一进程的必要条件。这是因为能参加使金属硫化物的氧化。这时，硝酸的耗量将比理论耗量削减1/2~2/3。这是因为在硫化物的氧化进程中得到了最大极限的使用。在许多情况下，还可以使用氮肥厂的废气替代硝酸来分化硫化物精矿。

酸分化法为现在工业上处理标准白钨精矿（要求含黑钨及磷、砷等杂质低，例如我国的一级B类白钨精矿）的首要办法，将流程作恰当修改后，亦可用于处理质量稍差的白钨精矿（含40% ~70%W03，一起含少数CaC03等易溶于酸的化合物），具有流程短、本钱低一级特色。    A  准则流程    准则流程如下图所示。    B  墓本原理    a  首要反响及其热力学条件    白钨矿：      CaW04（s)+2HC1(aq）====H2W04（s)+CaCl2（aq）               （1）     黑钨矿：      FeW04（s）+2HC1（aq）====H2W04（s）+FeCl2（aq）            （2）                   MnW04（s）+2HC1（aq）====H2WO4（s）+MnC12（aq）            （3）    上述反响在25℃的平衡常数及浓度平衡常数Kc（Kc＝〔CaCl2）／〔HCl〕2）见表1。 表1          某些反响的平衡常数反响序号Ka（25℃核算值）Kc=[CaCl2][HCl]2（测定值）（1）107104（2）6.3×104700（3）2.5×108 [next]     b  反响机理及影响分化率的要素    反响机理  郑昌琼等研讨标明，当拌和速度满意快时，经过固态H2W04膜的分散为分化进程的操控性进程，跟着浓度的不同，进程中反响的级数以及生成的H2W04膜的性质也不彻底相同，在浓度为1~4mo1/L时，膜对分散进程的阻止效果最大，而在8mo1/L左右则阻止小些。对人工白钨而言，其分化分数(x)与时刻（t)的联系遵守以下方程式：                                  2                             1 - ——x - （1 - x）2/3 = kt                                  3    反响的表观活化能(40-98℃）为37.93 kJ/mol ,属固相膜（即H2W04膜）操控。对白钨精矿而言，测出表观活化能为43.61 kJ/mol。    影响分化率的要素进步分化温度、添加用量和延长时刻都有利于进步分化率。在酸用量必定的情况下，改变酸浓度的一起就改变了固液比，浓度进步则一方面反响剂浓度大，有利于反响；另一方面固液比变大，不利于液相内的传质，总的说来，人们普遍认为选用高浓度有利于进步分化率。因为进程属经过H2W04膜的分散操控，因而减小矿的粒度，相应地将减小H2W04膜的厚度，有利于进步分化率，例如在用量为理论量的2.5倍，浓度29.75%，100℃，拌和1.5h的条件下，当粒度分别为58~74μm和小于58μm，则分化率分别为87.3%和95.1%。    因为经过H2W04膜的分散为速率操控进程，故在球磨的一起进行分化有利于进步分化率。此外，因为黑钨矿难与HCl反响，故原猜中含铁（黑钨矿）高，则分化率下降。    杂质行为  用分化时的杂质行为见表2。表2            白钨矿分化进程中的杂质行为杂质及其矿藏分化进程中的行为铁及重金属硫化物与反响生成相应的氯盐并放出H2S。为防止H2S将钨酸还原成贱价化合物，分化时往往参加精矿重0.1%~0.15%的硝石砷：As2S5，As2S3在中性气氛下不与HCl反响，在有氧化剂NaNO3存在时，生成H3AsO4进入溶液： 3AsS3+28NaNO3+10HCl+4H2O====6H3AsO4+9Na2SO4+10NaCl+28NO↑FeAsO4部分反响，生成H3AsO4进入溶液，并进一步构成杂多酸钼：辉钼矿中性气氛下不与HCl反响，有氧化剂存在时： 3MoS2+18NaNO3+6HCl====3H2MoO4+6Na2SO4+6NaCl+18NO钼：钼酸钙矿CaMoO4+2HCl====H2MoO4+CaCl2；H2MoO4在中溶解度远大于H2WO4（见表3）；故在高酸度下部分进入溶液与钨别离，工业条件下除钼率达50%~70%磷：磷灰石2Ca5（PO4）3F+18HCl→6H3PO4+9CaCl2+CaF2（或HF），H3PO4和H3AsO4相同与钨构成杂多酸，P的存在使钨的丢失量进步。HF加快对设备（如珐琅等）的损坏金属氧化矿大部分金属氧化矿与HCl反响生成相应的氯直盐[next]  表3             H2WO4和H2MoO4在中的溶解度浓度20℃50℃70℃H2MoO4H2WO4H2MoO4H2WO4H2MoO4H2WO44004407.02551.39.45535.66.48270192.64.32270.04.86265.05.25200101.51.7124.52.50135.02.1613029.20.6518.60.692.60.678010.90.256.480.2813.00.25403.80.132.460.094.60.01     C  工业实践    a 酸分化进程    设备    (1)拌和浸出槽  槽内壁及拌和器均衬以耐腐蚀的橡胶，或槽壁在内衬玻璃钢的情况下，再砌一层石墨砖，以确保设备有满意的运用寿命，酸分化时一般用蒸汽直接加热。设备无特殊密封办法。    (2）密闭酸分化槽  其主体设备结构与拌和浸出槽相同，但密封杰出，滚动轴采纳机械密封，并选用耐磨、耐酸的密封元件；改进了传动系统以削减轴滚动进程的摇摆，然后确保在操作进程不漏气，槽内可在50kPa的正压下操作，温度达110℃，HC1蒸发量及消耗量少，因而有很好的经济效益及环保效益。    (3）热球磨反响器结构见下图。对其内衬材料及球的原料要求在工作温度下耐、耐磨，现在没有找到能一起满意上述要求的材料。前苏联科学工作者主张用熔铸辉绿岩。我国科学工作者对研磨介质的材料进行了比较，发现在酸分化的详细条件下，钦球、卵石每小时的损耗量分别在0.36%和0.1％以下，一个直径20mm的铝球可运用5000h。    首要技能经济指标  某些工厂的工艺特色及首要技能经济指标见表4，一般白钨矿酸分化时操控终究母液含HCl约100~150g/L。[next] 表4             白钨精矿分化的首要技能经济指标工艺特色技能参数分化率/%酸用量/理论量固：液温度/℃时刻/h白钨精矿热球磨分化1.3~1.51：155~60499白钨精矿拌和分化3.5~4.01：2~100 约99.540%~75%WO3的白钨矿酸分化后再碱浸    98白钨精矿密闭酸分化2.9~3.0--110199.7     b  溶进程    先将粗钨酸用热水调浆，按1kg钨酸加1.2~1.5kg水，操控矿浆密度为1.6~1.65g/cm3（亦有操控为1.35 g/cm3左右的），将热矿浆参加剧烈拌和、浓度为25%~28%的中，1kgW03约需28%浓度的1~1.5L，操控温度约60℃左右，2h左右即可彻底溶解，终究操控溶液含游离35g/L左右，过滤所得的溶液含W03350g/L左右。    溶时，H2W04、H2Mo04分别成（NH4）2 WO4、（NH4）2 Mo04形状进入溶液，磷、砷亦成相应的铁盐进入溶液，为除磷、砷可参加MgCl2，使之成铵镁盐沉积，终究钨酸铵溶液中As/W03、P/W03可降至0.01％以下。    酸分化后溶渣的产出率约相当于精矿量的10%~15％，其间含W03达5% -30%，应进一步处理收回WO3。    参考文献：    1.郑昌琼.分化白钨精矿动力学开始研讨.稀有金属，1980（6）：11~15

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％ 。

钽铌矿藏很难将其分化。一般依据精矿中的矿藏结构及其化学成分和需求取得什知类型的中间化合物和纯度要求来挑选分化办法。工业上钽铌精矿分化办法首要有三种：碱分化法、酸分化法和氯化分化法。此外还有氟化分化、电解分化法；分析化学中还选用KHSO4、K2S2O7、KHF2分化样品。其间，碱熔分化法是最最选用的工业办法，后续首要接分步结晶法别离钽和铌，也可进行酸转化接溶剂萃取法；氯化分化法一般后续精馏法别离钽和铌；酸分化法首要接溶剂萃取法或离子交换法别离钽和铌。       一、碱分化法       碱法分化钽铌精矿首要选用NaOH和KOH试剂，为了下降熔融物的熔点和黏度，常选用NOH＋Na2CO3或KOH＋K2CO3混合试剂。碱分化按设备和工艺分有坩埚碱熔分化和高压釜碱液分化两种办法。图1为碱熔融处理钽（铌）铁精矿的准则流程图。从中可看出NaOH和KOH熔融的不同之处。   图1  碱分化流程简图       （一）钽铌碱金属化合物的一般性质       和本家中的磷相似，钽、铌和碱金属氧化物能生成偏钽（铌）酸盐（MTaO3、MnbO3）（M为钾钠等碱金属，下同）、焦钽（铌）酸盐（M4Ta2O7、M4Nb2O7）和原钽（铌）酸盐（M2TaO4、M3NbO4）等多种盐类，一般将它们表明为：M2O·nTa2O5、M2O·nNb2O5，式中n值改变很大，常在10以上。实际上它们归于一种多聚体，其原子比一般为M∶Ta（Nb）＝16∶14；14∶12；12∶10；16∶12∶；10∶8；7∶5；8∶6；6∶4，化合物中的结晶水分子数改变也很大，从1到40或更多。       钽铌碱金属化合物有如下性质：       1、当用碱金属的氧化物或碳酸盐与钽（铌）氧化物熔融时，因组分不同能够得到不同成分的钽铌酸盐，当M2O∶（Ta，Nb）2O5＝1∶1时生成偏钽（铌）酸盐；当碱过量时生成原钽（铌）酸盐见图2、图3、图4。     2、钾和钠的偏钽（铌）酸盐少溶于水，不发作水解，也不为所分化。并且偏钽（铌）酸盐较易被氢复原成贱价氧化物：   2MnbO3＋H2＝M2O＋2NbO2＋H2O       复原温度＞400℃   2MtaO3＋H2＝M2O＋2TaO2＋H2O       复原温度600～700℃     图2  K2O（K2CO3）－Nb2O5系熔度图    图3  K2O（K2CO3）－Ta2O5    图4  Na2O（Na2CO3）－Nb2O5系熔度图       3、各种温度下偏钽（铌）酸盐在水中的溶解度见表1，溶度积见表2，一些热力学数据见表3。   表1  碱金属偏钽（铌）酸盐在水中的溶解度    （mol/L）化合物0℃25℃50℃75℃100℃NaNbO34.3×10－45.9×10－41.6×10－33.7×10－37.4×10－3KnbO37.4×10－48.7×10－44.4×10－39.5×10－31.3×10－2NaTaO34.69×10－55.46×10－51.10×10－43.19×10－42.39×10－4KtaO34.34×10－54.87×10－51.22×10－42.88×10－44.89×10－4   表2  25℃下碱金属偏钽（铌）酸盐的溶度积化合物溶度积化合物溶度积NaNbO33.23×10－7NaTaO32.99×10－9KnbO37.48×10－7KTaO32.37×10－9       表3  偏钽（铌）酸盐的一些热力学数据，温度20℃化合物溶解度/ （mol·L－1）自由能△F/ （kJ·mol－1）溶解热/ （J·mol－1）晶格能/ （J·mol－1）NaNbO34.803×10－436.819260.2496886.59KNbO36.726×10－435.145678.6952785.76NaTaO34.679×10－548.534444.7688960.65KTaO33.959×10－549.371259.8312843.49       4、与偏钽铌酸盐不同，原钽铌酸盐简单水解并构成一系列的多钽（铌）酸盐，如M8（Ta,Nb）5O16·nH2O，M7（Ta，Nb）5O16·nH2O，M14（Ta，Nb）12O37·NH2O等，又如水解反响：   6Na3TaO4＋21H2O＝Na8Ta6O19·16H2O＋10NaOH       铌也有相似反响。并且两者的高碱酸盐（K5NbO5）都存在这样的水解次序：      5、当Na＋离子过量时，多钽（铌）酸钠很少溶解，如90℃时Na7Nb12O37·23H2O在水和1％NaOH溶解中的溶解度分别为26g/L和1.1g/L。可是多钽（铌）酸钾则有很高的溶解度，乃至钾离子很多过剩时也溶解度很大。例如中，25℃时六铌酸钾K8Nb6O19·16H2O在水中的溶解度到达111.8g/L，生成的六钽（铌）酸钾盐可溶于水而不分化，并且可用真空蒸腾浓缩使以晶体方式分出。       （二）碱熔融分化钽（铌）铁矿精矿       1、碱熔分化工艺进程       国内外碱溶分化钽铌精矿的工业施行办法根本相似。一般将精矿与放内钢质坩埚中，在煤气敞式炉或竖式电炉中进行熔炼。大致的碱：精矿（分量比）＝3∶1（碱耗约为反响理论需求量的6～8倍）。为了下降熔融体的温度和黏度，往往选用90％的NaOH加10％的Na2CO3混合试剂。       操作时先将混合试剂在400～500℃下熔融，然后边拌和边参加磨至0.1mm的精矿（精矿过细会形成较高的漂尘丢失，参加量过大或过快会引起剧烈反响，导致熔体喷溅）。随精矿持续批量参加，将温度升至800℃，保温20～30min，然后将熔体倒入水中（水淬），或薄层倒入铁盘中。熔炼工艺也选用相似的办法。       2、熔炼反响       首要的熔炼反响如下：       Fe[（Ta，Nb）O3]2＋6MOH＝2M3（Ta,Nb）O4＋FeO＋3H2O       Mn[（Ta，Nb）O3]2＋6MOH＝2M3（Ta,Nb）O4＋MnO＋3H2O       FeWO4＋2MOH＝M2WO4＋FeO＋H2O      MnWO4＋2MOH＝M2WO4＋MnO＋H2O       FeTiO3＋2MOH＝M2TiO3＋FeO＋H2O       Al2O3＋2MOH＝2MAlO2＋H2O       SiO2＋2MOH＝M2SiO2＋H2O       SnO2＋2MOH＝M2SnO2＋H2O       熔融时参加氧或硝石等氧化剂，使铁锰氧化。       NaOH和KOH分化的不同在于：NaOH分化时多钽酸钠和多铌酸钠与氧化铁、氧化锰均转入沉积中，而大部分硅、锡、钨、铝则以硅酸盐等方式转入溶液中。然后加热用处理沉积物浸洗掉铁和锰，最终获工业纯钽铌混合氧化物。而用KOH分化时，用水浸熔体可使大部分钽和铌以可溶性多钽（铌）酸钾的方式进入溶液，氧化铁、氧化锰和钛酸钾则留在水浸渣中。水浸液中再参加氯化钠，使钽铌以难溶的多钽（铌）酸钠方式悉数沉积出来。再用处理沉积物即可获钽和铌的混合氧化物。       KOH分化所得钽铌混合氧化物的纯度较NaOH分化混合氧化物高，缺陷是钽铌的直收率偏低（仅80％）。       （三）碱溶液高压釜分化       碱熔分化的缺陷在于碱耗过高（每1kg精矿耗碱3kg）。选用碱溶液高压釜分化可使碱耗降至0.5kg（为碱熔法的1/6）。分化时选用30％～40％NaOH和KOH，温度在150～200℃，时刻约2～3h，分化时先生成多钽（铌）酸，然后转化成偏钽（铌）酸，反响为：   3Fe[(Ta,Nb)O3]2＋8NaOH＋（n－1）H2O→Na8（Ta,Nb）6O19·nH2O＋3Fe（OH）2   Na8（Ta,Nb）6O19·nH2O→6Na（Ta,Nb）O3＋2NaOH＋（n－1）H2O       分化后弄清或过滤，滤液初充碱后返回心压釜再用。沉积物则用15％HCl浸洗（固∶液＝1∶1，80～90℃，30min）。过滤所得偏钽铌酸盐在20℃下即可为15％～20％HF所溶解。       用KOH分化时（33％～37％KOH，200℃），为进步生成多钽（铌）酸的速度，还向高压釜参加氧化剂（氧压0.4～0.5MPa），所生成的K8（Ta，Nb）6O19·Nh2O虽难溶于KOH溶液，但易溶于水，为此在高压釜分化后沉积物先水浸［固液比1∶（4～5）］，将钽铌转入溶液，将溶液蒸腾浓缩后再加KOH使从头沉积出六钽（铌）酸盐，经分化即可得到适当纯的钽铌混合氧化物。       二、酸分化       钽铌的高度耐蚀性的长处，关于冶金更成了缺陷：很难用廉价的工业无机酸作为他们的冶金根底。除了腐蚀性最强的HF酸外，钽铌很难为其他无机酸所溶解，并且溶解度很小。从溶解度表4可看出，能用于分化精矿的只能是HF酸，其次是硫酸。因此有分化和硫酸分化两种办法，其间法用于高档次精矿，硫酸法用于低档次质料。   表4  钽铌在无机酸中的溶解度（20℃）酸名酸浓度/ （g·L－1）Na2O5溶解度/ （g·L－1）酸浓度/ （g·L－1）Ta2O5溶解度/ （g·L－1）HCl660.072360.2314514.8362923.48H2SO4680.047490.2059007.67841.8HF4187753021282       （一）分化法       和其他分化办法不同，分化一起也是浸出进程。分化一般在内衬铅、钼镍合金或镶砌石墨板的反响器中进行，拌和哭喊用蒙耐尔合金（含铜27％～29％铜镍合金）制造。       浸出液中钽铌以络合酸的方式存在，其组分与HF酸的浓度有关。对铌而言随HF酸浓度的添加，会呈现由氟氧铌酸络合物型向氟铌酸络合物型的过滤：H2NbOF5→H2NbF7→HNbF6，对金属性较铌强的钽则由：H2TaF7→HTaF6。浸出反响为：       Nb2O5＋10HF＝2H2NbOF5＋3H2O（低酸度HF＜20％）       Nb2O5＋14HF＝2H2NbF7＋5H2O（高酸度 HF浓度为20％～40％）       Nb2O5＋12HF＝2HNbF6＋5H2O（高酸度 HF浓度为20％～40％）       Ta2O5＋14HF＝2H2TaF7＋5H2O（高酸度 HF浓度为20％～40％）       Ta2O5＋12HF＝2HTaF6＋5H2O（高酸度 HF浓度为20％～40％）       即便在高酸度下，除了占主导地位的一种络合物外，实际上是多种络合酸并存。图5和图6分别为NbF5－HF－H2O和TaF5－HF－H2O在20℃时的等温溶解度图。  图5  NbF－HF－H2O系溶解度图（20℃）    图6  TaF5－HF－H2O系溶解度（温度20℃）       关于精矿，因为存在多种杂质，反响要杂乱得多，例如铁锰等也会以络合物方式如HFeF3，HMnF3等存在浸出液中。以钽（铌）铁矿为例，分化浸出反响还有：   Fe（Ta,Nb）2O6＋17HF＝2H2（Ta,Nb）F7＋HFeF3＋6H2O   Mn（Ta,Nb）2O6＋17HF＝2H2（Ta,Nb）F7＋HMnF3＋6H2O       除了钽、铌、铁、锰之外，在伴生矿藏中所含的其他元素如锡、钛、硅、钨也以络合酸H2SnF6、H2SiF6、H2WF8的方式进入溶液。而稀土、铀、钍、钙等则以沉积物方式REF3、UF4、ThF4、CaF2残留在浸出渣中。     为了加速反响速度和进步钽铌的分化率，分化时还参加硫酸。硫酸的参加还有利于后认取工序进步杂质的别离效果。一般选用60％～70％浓度的，分化温度为90～100℃，耗酸量按化学反响计量的理论用，并超越5％～10％。分化时，将磨至粒度＜0.074mm的精矿边拌和边参加反响器中，操控温度小于50℃，因分化为放热反响，加料过快，反响过于剧烈，易形成HF酸蒸发丢失。矿粉加完后，通蒸气或用石墨电阻发热体持续加热至90～100℃，拌和保温4h，冷却后过滤或直接送萃取工序。一般钽铌分化率达98％以上。分化残渣中的钽铌含量低于1％。       （二）硫酸分化法       钽铌能和硫酸效果生成多种硫酸盐，并且在硫酸介质中钽和铌表现出较大的不同。例如铌更易被复原成贱价和更易发作水解，在硫酸介质中铌很简单被锌齐、金属镁和碱金属复原到＋3价。钽很难复原，并且只能到达＋4价。钽铌硫酸化合物都易和碱金属和铵生成复盐，并且这些复盐都简单水解。随硫酸浓度添加，反响如下：   Nb2O5＋H2SO4＝Nb2O4SO4＋H2O   Nb2O5＋2H2SO4＝Nb2O3（SO4）2＋2H2O   Nb2O5＋3H2SO4＝Nb2O2（SO4）3＋3H2O（中）   Nb2O5＋4H2SO4＝Nb2O2（SO4）4＋4H2O（中）       钽的金属性较强，除上述反响外，还有反响：   Ta2O5＋5H2SO4＝Ta2（SO4）5＋5H2O       图7为Nb2O5－SO3－H2O的等温溶解度图。硫酸分化后一般再用水浸熔料使钽铌水解沉积，一起别离掉大部分铁、锰等可溶性硫酸盐杂质。但也有从硫酸溶液中直接萃取别离钽和铌。    图7  20℃下Nb2O5－SO3－H2O系溶解度图

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.

首要有烧碱分化法和纯碱焙烧法。前者首要用于分化独居石和磷钇矿精矿，后者首要用于分化氟碳铈矿和独居石的混合精矿。 烧碱分化法 有液碱(烧碱的水溶液)法和固碱法两种办法。液碱法又分常压法、压煮法和热球磨法。工业上大多选用液碱常压分化法。 独居石精矿液碱分化 1952年印度稀土有限公司(Indian Rare EaithLtd.)在特兰旺科一科琴(Travancore-Cochin)的阿尔沃耶(Alwaye)建成了世界上第一座液碱分化独居石精矿的工厂。直至90年代初期，美国、巴西、法国、马来西亚、朝鲜等国也相继建成了液碱处理独居石精矿的工厂。我国第一条液碱分化独居石精矿的出产线于1964年在上海跃龙化工厂投产。 液碱分化独居石精矿出产氯化稀土首要由液碱分化、归纳收回、优先溶解、除镭等作业组成。 在液碱分化中，独居石精矿中的稀土和钍与碱液效果生成氢氧化物沉积： REPO4+3NaOH=RE(OH)3↓+Na3PO4 (1) Th3(PO4)4+12NaOH=3Th(OH)4↓+4Na3PO4 (2) 而磷则生成可溶性的Na3PO4转入分化液中。因为分化进程在精矿颗粒表面生成的氢氧化物阻止了液碱与矿粒内部稀土持续反响，故分化前须先将精矿湿磨细至0.043mm粒级，然后再与含。NaOH50%的溶液在413K温度下反响约5h。实践用碱量约为精矿质量的1.5倍。分化进程在外加热的钢制反响器中进行。 碱液分化完成后，分化液中含过量NaOH和新生成的Na3PO4 有必要归纳收回。收回的办法是用热水稀释并洗刷分化产品，过滤后从滤液中收回Na3PO4和剩下的烧碱。独居石精矿含P2O5约25%，仅低于稀土，故Na3PO4 是烧碱分化独居石精矿的一种重要副产品。 滤饼的首要成分为稀土、钍、铁等的氢氧化物，运用稀土和其他元素的碱性差异，用稀优先溶解稀土： RE(OH)3+3HCl=RECl3+3H2O (3) 优先溶解结束时，溶液pH约4.5，在此pH下钍、铀、铁等仍残留在滤饼中。优先溶解产品经过滤所得的滤渣是提取铀、钍的质料(见铀钍与稀土元素别离)。 过滤所得滤液尚含有微量钍、铀的放射性蜕变产品226Ra和228Ra，有必要经过除镭处理。镭和同属ⅡA族元素，其硫酸盐溶度积均很小(298K时BaSO4为1.1×10-10，RaSO4为4.2×10-11)。往滤液中参加BaSO4就可使镭被BaSO4载带子沉积中： Ba2+(Ra2+)+2SO42-=BaSO4(RaSO4)↓ (4) 除镭后的清液为纯洁的RECl3溶液，可直接浓缩、结晶分出混合稀土氯化物产品，也可先经过P204溶剂萃取分组(见稀土元素革取分组别离)得到混合轻稀土氯化物和中重稀土富集物两种产品。 法国罗纳一普朗克公司(Rhone-Poulene)在拉罗歇尔(LaRochelle)的工厂选用在压煮器内用液碱分化独居石精矿的办法。因为压煮器的温度较常压容器的高，能加快独居石精矿的分化反响，然后可缩短分化时刻、下降碱耗。 与浓硫酸法分化独居石精矿(见稀土精矿硫酸法分化)比较，液碱分化法有两大长处：(1)分化反响不发作酸气，全流程产出的三废量少;(2)经济合理，占独居石精矿分量90%以上的稀土、磷、铀、钍均得到收回，分化剂中的钠成为副产品Na3PO4•12H2O的组成部分而得到运用。但也存在需运用磨细的高质量精矿等问题，因为精矿含杂质多会添加碱的耗费量。 白云鄂博混合型稀土矿精矿烧碱分化白云鄂博混合型稀土矿精矿含钙较高(折组成CaO5%～10%)，钙首要以萤石(CaF2)形状存在。钙含量过高不只会导致混合稀土氯化物产品质量下降乃至不合格，还会使稀土收率下降。我国已研讨出除掉精矿中钙的办法。 白云鄂博混合型稀土矿精矿含有氟碳铈矿和独居石两种稀土矿藏，在碱分化时，除发作独居石和烧碱式(1)的反响外，还发作氟碳铈矿和烧碱的反响： RECO3+3NaOH=RE(OH)3+Na2CO3+NaF (5) 影响稀土矿藏分化的首要因素是分化温度和烧碱浓度，较高的分化温度和较高的烧碱浓度都可加快分化反响。烧碱液的沸点随烧碱浓度的添加而升高，因此添加烧碱浓度亦可进步常压烧碱液分化的温度。但烧碱浓度过高又会引起分化产品过于粘稠，影响反响进行。 1982年我国选用固碱电场分化白云鄂博混合型稀土矿精矿。其作法是将除钙的精矿(含水分12%～14%)和固体碱混兼并拌和10min，然后装入分化设备，通电分化15～20min。其间最终7～8min的物料温度达453K。因精矿含有水分，碱易吸潮，故这种反响实践上是浓烧碱液与矿藏的反响，但分化设备中究竟还存在着固碱，所以存在分化反响不易进行的死角。电场分化时刻很短，能耗和碱耗都低。 1985年我国又选用在电加热的反响器平分化除钙后的白云鄂博混合型稀土矿精矿办法。该法运用含烧碱60%～70%的溶液，在433～453K温度下分化40min。这种分化工艺操作简略，耗碱量低。因为烧碱报价比硫酸高得多，故处理规划远不如浓硫酸法分化。 白云鄂博混合型稀土矿精矿烧碱法分化出产氯化稀土的工艺进程与独居石精矿液碱分化出产氯化稀土的类似，分化产品经水洗、过滤、优先溶解稀土、浓缩、结晶等处理，最终得到混合稀土氯化物产品。或在优先溶解稀土后，经溶剂萃取分组，得到混合轻稀土氯化物和中重稀土富集物产品。没有发现白云鄂博混合型稀土矿精矿中有镭的同位素，故全流程无需设除镭工序。 纯碱焙烧(或烧结)法纯碱即为碳酸钠(Na2CO3)，1958年苏联用纯碱焙烧(烧结)分化独居石精矿。1963年我国开端研讨用纯碱焙烧白云鄂博混合型稀土矿精矿，1970年前后曾用于工业出产。前苏联也曾进行过用纯碱烧结分化稀土氟碳酸盐和磷酸盐混合精矿的研讨。 按白云鄂博混合型稀土矿精矿质量的10%～30%参加纯碱，混合后于873～973K温度下焙烧，稀土矿藏即可分化生成RECO3，且精矿中的Ce抖被氧化成ce”，为后续作业的铈与其他稀土别离发明了条件。焙烧矿经磨细后，再用水、稀酸洗去非稀土杂质，然后用含硫酸0.25mol/L溶液浸出稀土。浸出液中Ce4+与F-构成合作物。如浸出液的F一浓度过低，则会使稀土浸出率和铈氧化率明显下降。浸出后过滤，滤液用1mol/LP204-0.2mol/LTBP-火油组成的有机相萃取Ce4+，得到纯度超越99.9%的CeO2。因浸出液中含F-及铁、硅等杂质，萃取进程中易发作乳化。参加可抑制因F-而发作的乳化。 前苏联所用的稀土混合精矿由钇氟碳铈矿(Y，Ca)FCO3•CaCO3、磷钇矿、独居石和钇萤石组成。精矿档次低(均匀含RE2O3约6%)，还含很多萤石、铁矿藏、云母及锆石，且各矿藏含量改变大。以精矿质量30%的Na2CO3+Na2SO4为分化剂，在1173K温度下焙烧可使稀土矿藏分化成可溶性的碳酸盐或硫酸盐。萤石有助于稀土矿藏分化。当精矿中含萤石高于15%时，不加分化剂在1273K温度下焙烧稀土矿藏即自行分化。 展望从环境保护、资源归纳运用、经济效益等方面衡量，独居石精矿的液碱分化都不失为一种较好的办法，因此为全世界大多数处理独居石的工厂所选用。但一般选用含烧碱50%的碱液在常压下分化，不只碱耗和能耗高，并且分化时刻长，因此极待改善。改善方向是从工艺和设备下手，环绕强化分化条件(如恰当进步分化温度)来进行，这是削减耗费、进步功率、下降成本的有效途径。烧碱分化白云鄂博混合型稀土矿精矿的研讨成果与工业实践都可以在这些方面供给学习。 将白云鄂博混合型稀土矿精矿的氟碳铈矿与独居石分隔，即把混合精矿分红两种精矿(见白云鄂博混合型稀土矿)，运用这两种矿藏的不同特色别离处理：独居石精矿用烧碱法分化，制取混合稀土化合物，磷亦得到归纳收回;氟碳铈矿精矿选用氧化焙烧分化，Ce3+一起氧化成Ce4+，然后进行单一稀土别离(见稀土元素别离提纯)。这是白云鄂博混合型稀土矿精矿的最佳处理计划。

其首要使命是使辉钼矿转变为契合钢铁及化工部分使用要求的氧化物或钼酸盐。钢铁部分的要求首要是含硫、磷、砷低，化工部分则首要要求其在中可溶性好，即含MoS2、MoO2、CaMoO4等难溶于NH4OH中的化合物少。    辉钼矿的分化办法有氧化焙烧法和各种湿法分化法（拜见下图）。前者首要适用于处理标准精矿，后者既可处理精矿，亦可处理非标准精矿和中矿以及杂乱矿。    上述分化办法得到的Mo03粉，可直接制成三氧钼块用于炼钢。因为Mo02的密度比Mo03大，在高温下蒸发丢失小，近年来越来越多地选用MoO2块炼钢，处理辉钼矿时，有时直接制成moO2产品。

含稀土的原矿岩通过选矿后所到的高稀土档次的产品称为稀土精矿。表1中列出的是我国出产的稀土精矿的化学成分。精矿中的稀土与原矿岩中的稀土的赋存形状根本相同，仍然是难溶于水和一般条件下的无机酸的化合物。为使其易溶于水和无机酸，以便于从中收回稀土，工业上依据精矿中稀土存在的形状而选用相应的办法，将稀土矿藏转化为易于提取稀土的化合物。这样一个将稀土矿藏转化为易于提取稀土的化合物的进程称为精矿分化，稀土化合物中REO与稀土精矿的REO之比的质量百分数成为精矿分化率。 精矿分化的办法许多，归纳起来能够分为酸分化法、碱分化法、氧化焙烧法和氯化法四大类。 一、酸分化法包含硫酸、和氟氢酸分化等。 二、碱分化法首要包含分化和碳酸钠焙烧法等，它合适对稀土磷酸盐矿藏和氟碳酸盐矿藏的处理。 三、氧化焙烧办法首要用于氢碳铈矿的分化。 碳酸钠焙烧法、氧化钙焙烧法以及在焙烧进程中具有使三价铈化物被进一步氧化成四价的氧化物特色的分化办法都具有优先别离铈长处。 四、氯化法分化稀土精矿能够直接制得无水氯化稀土，其产品可用于熔盐电解制取混合稀土金属。 稀土精矿的分化办法许多，工业出产中一般依据下列准则挑选适合的工艺流程： (一)依据精矿中稀土矿藏的化学性质、稀土档次、其他非稀土化学成分等特色，先择分化办法，以求得高的分化率。 (二)由产品计划、原材料的直销和报价以及耗费状况，优化工艺进程以求得高的经济效益。 (三)便于收回有价元素和综合利用，有利于劳动卫生与环境保护。

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）

当温度在900℃以上，碳为还原剂时，锆英砂可与反响生成ZrCl4和SiCl4，从而将二氧化硅别离，主反响为： ZrSiO4＋4Cl2＋2C＝ZrCl4（g）＋SiCl4（g）＋2CO2 ZrSiO4＋4Cl2＋4C＝ZrCl4（g）＋SiCl4（g）＋4CO     取得的经水溶可制取二氧化锆或其他锆化学制品，工艺流程参见图1。图1  锆英砂分化和制备锆化合物的准则流程

含稀土的原矿岩通过选矿后所到的高稀土档次的产品称为稀土精矿。表1中列出的是我国出产的稀土精矿的化学成分。 精矿中的稀土与原矿岩中的稀土的赋存形状根本相同，仍然是难溶于水和一般条件下的无机酸的化合物。为使其易溶于水和无机酸，以便于从中收回稀土，工业上依据精矿中稀土存在的形状而选用相应的办法，将稀土矿藏转化为易于提取稀土的化合物。这样一个将稀土矿藏转化为易于提取稀土的化合物的进程称为精矿分化，稀土化合物中REO与稀土精矿的REO之比的质量百分数成为精矿分化率。 稀土精矿的首要化学成分表精矿称号产地REOTFe(Fe2O3)P(P2O5)CaOBaOSiO2ThO2U3O8其他元素氟碳铈矿四川冕宁60.12(0.61)0.4611.450.230含F6.57混合型矿内蒙包头50.403.703.505.557.580.560.219含F5.90独居石中南某地60.30(1.80)(31.50)1.464.700.22磷钇矿南边某地550.5(26～30)1.031～2含钨 磷钇矿南边某地10～2010～20(5～8)13～100.5～1含WO3  15～25褐钇铌矿广西24.272.105.2010.502.47含(NbTa)2O5 20.05褐钇铌矿湖南20.821.964.435.602.24含(NbTa)2O3 26.99褐铌铌矿广东30.661.332.565.002.19含(NbTa)2O3 26.99 精矿分化的办法许多，归纳起来能够分为酸分化法、碱分化法、氧化焙烧法和氯化法四大类。 一、酸分化法包含硫酸、和氟氢酸分化等。硫酸分化法适用于处理磷酸盐矿藏（如独居石、磷钇矿）和氢碳酸盐矿藏（氟碳铈矿）。分化法使用有限，只适于处理硅酸盐矿藏（如褐帘石、硅铍钇矿）。分化法适于分化铌钽酸盐矿藏（如褐钇铌矿、铌钇矿）。酸分化法的特色是分化矿藏能力强，对精矿档次、粒度要求不严，适用而广，但挑选性差，腐蚀严峻，操作条件差，三废较多。 二、碱分化法首要包含分化和碳酸钠焙烧法等，它合适对稀土磷酸盐矿藏和氟碳酸盐矿藏的处理。关于单个难分化的稀土矿藏亦有选用熔合法的。碱法分化的特色是工艺办法老练，设备简略，归纳使用程度较高。但对精矿档次与粒度要求较高，污水排放量大。 三、氧化焙烧办法首要用于氢碳铈矿的分化。焙烧进程中氢碳铈矿被分化成稀土氧化物、氟氧化物、二氧化碳及氟的气态化合物，其间三价的铈氧化物一起被空气中的氧进一步氧化成四价的氧化物。该办法的缺陷是氟以气态化合物随焙烧尾气进入大气中，对环境有必定的污染。长处是焙烧进程中无须参加其他的焙烧尾气进入大气中，对环境有必定的污染。长处是焙烧进程中无须参加其他的焙烧助剂，而且使用四价铈三价稀土元素的化学性质上的不同。能够选用硫酸复盐沉积或优先溶解三价稀土元素的办法，优先将占稀土配分约50%的铈提取出来。这使得进一步的稀土萃取别离工艺进程简化，出产成本下降。 碳酸钠焙烧法、氧化钙焙烧法以及在焙烧进程中具有使三价铈化物被进一步氧化成四价的氧化物特色的分化办法都具有优先别离铈长处。 四、氯化法分化稀土精矿能够直接制得无水氯化稀土，其产品可用于熔盐电解制取混合稀土金属。氯化是指将碳与稀土精矿混合，制团，在竖式氯化炉的高温下直接通入的进程。依据生成不同氯化物的沸点差异，可一起得到三种产品：稀土、钙及等金属的氯化物，呈熔体状况流入氯化物溶盐接收器；低沸点的氯化物（钍、铀、铌、钽、钛、铁、硅等）为气态产品，从熔盐中蒸发后，被搜集在冷凝器内，再归纳收回；未分化的精矿与碳渣等高沸点成分则为残渣。氯化法现在因为设备的需氯腐蚀材料较难处理，放射性元素钍散布在三种产品中，所得熔盐成分杂乱，劳动条件较差等问题的存在而在我国尚为被工业选用。 稀土精矿的分化办法许多，工业出产中一般依据下列准则挑选适合的工艺流程： （一）依据精矿中稀土矿藏的化学性质、稀土档次、其他非稀土化学成分等特色，先择分化办法，以求得高的分化率。 （二）由产品计划、原材料的直销和报价以及耗费状况，优化工艺进程以求得高的经济效益。 （三）便于收回有价元素和归纳使用，有利于劳动卫生与环境保护。

碳化氯化与直接氯化分化锆英砂的办法相同，可用于制取和、铪，但也可用于出产二氧化锆和其他锆化学制品。此法的工艺流程见图1，碳化在温度高于2000℃的高温电弧炉中进行；碳（氮）化锆在400℃即可被氯化成为，首要反应为： ZrSiO4＋4C＝ZrC＋SiO（g）↑＋3CO ZrSiO4＋4N2＝ZrN＋SiO（g）↑＋3NO ZrC＋2Cl2＝ZrCl4（g）＋C ZrN＋2Cl2＝ZrCl4（g）＋1/2N2图1  碳化氯化法分化锆英砂工艺流程     水溶、结晶可获得碱式氯化锆再进行后处理。

我们知道氧化铜的化学稳定性强，但它的热稳定就相对较差，所以要使氧化铜分解，就必须在高温的条件下进行。氧化铜分解的温度条件在1000度左右，所以实验中使用酒精灯是达不到预计效果的，我们要改用酒精喷灯才可以。在氧化铜分解反应中，要不断地通入氧气，为了防止爆炸现象的产生，实验要在持续通入氮气的环境下进行，在氮气环境下氮气相当多O2相对很少，这样就不会爆炸，但反应还是会进行的。也可以在稀有气体的环境下进行，只要该气体的化学性质不活泼就可以。

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。