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％。

锑的用途 锑(antimony)是银白色天然 金属 ，原子序数51，原子量121.75，元素名来源于英文名，原意是“辉锑矿”。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，在常温下不易氧化，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。 

(一)锑的性质1．主要物理性质密度(20℃) 6.68 g／cm3熔点 630.5 ℃沸点 1590 ℃平均比热(0～100℃) 209 J／(kg·K)熔化热 19.89 kJ／mol汽化热 167 (Sb2估算值) kJ／mol热导率(0 ～100℃ ) 23.8 W／(m K)电阻率(20℃) 40.1 μΩ／cm锑是热和电的不良导体，导热率和导电率仅为铜的1/20和1/27。锑有灰锑、黑锑、黄锑和爆锑四种同素异形体。常温下只有灰锑稳定。锑性脆易碎，无延展性，但能与其他金属形成化合物。2．主要化学性质锑是一种较稳定的金属，常温下在潮湿的空气中也不会氧化，加热至100～250℃间还不会氧化。但超过熔点的锑会着火燃烧生成Sb203，加热到700～800℃的熔融锑会使水分解放出氢。锑不溶于水、稀盐酸和浓氢氟酸，而溶于浓盐酸、浓硫酸和浓硝酸中。常温下锑与卤素元素激烈反应，生成相应的卤化物。三价锑的标准电极电位为+0.1伏，锑(3+)的电化当量为1.514克／(安培·小时)。三氧化锑很易挥发，而四氧化锑不挥发。二)锑的用途金属锑由于其性质的特点除用于电镀外，很少单独使用，多以其他金属为基体配成各种各样的合金。锑业的发展与印刷业的发展分不开，因发现铅基锑锡合金熔点低，易浇铸，铸成的铅字轮廓清晰，经久耐用，生产印刷合金而开创了锑在工业应用上的新纪元。19世纪初，锑作为铅的增硬剂用于制造榴霰弹，使铅丸在炮弹爆炸时易破裂，增加杀伤力，所以第一次世界女战中称锑为“战争金属”。20世纪以来用含锑的铅做蓄电池栅板、铅板及接头零件，使锑的用量大增，并随着现代交通事业的发展而发展。蓄电池广泛应用于飞机、轮船、铁路机车、汽车、拖拉机和邮电通讯等。1939年美国人发明的巴比特耐磨铅锑合金，用于做轴承的轴瓦，又称轴承合金，在应用过程中不断发展。现在已有锡基、铅基、锌基和铝锑镁的巴氏合金用于各种不同用途。此外，锑青铜即以锑代锡的锑铜合金可制造受重载荷的齿轮电机的轴衬，铅锑合金可做成电缆护套，锑还可用于配制各种焊料等。纯度大于99.9994％的锑，用于制造远红外装置、金属间化合物半导体(如BSb、AlSb、ZnSb、GaSb、 InSb、CdSb等)还可作为掺杂剂。锑的化合物也有很多用途。三氧化二锑又称为锑白，用作搪瓷和油漆的白色颜料；可作为玻璃的脱色剂和澄清剂；可生产色泽鲜艳、透明度高的锑红玻璃，用于铁路指示灯和工艺美术灯；可配成陶瓷的黄色颜料。锑白的重要用途是可以作阻燃剂。锑白因既能阻燃又能增加塑料耐热性，所以是许多塑料的理想阻燃剂。锑白还可作为防火涂料，用于合成纤维、建筑材料、安全胶卷、大功率电路元件、高温绝缘材料、汽车内部装饰等。锑白作为阻燃剂的用量还在逐年增加。此外，锑白与硫化锑配合还可作橡胶填充剂；钛白生产中作沉淀剂；在汽油中加入少量锑白可使其完全燃烧，而减少尾气对环境的污染；锑白还可做有机合成的催化剂。三硫化锑或纯的辉锑矿可用于生产安全火柴、弹药、鞭炮和橡胶工业；五硫化锑用于橡胶工业和制作兽药。三氯化锑可用于医药，葡萄糖酸锑是治疗黑热病的高效低毒性药。锑的化合物用于电镀，可得到抗腐蚀较好的镀层。20世纪60年代以来，锑化合物的耗锑量已超过锑合金的耗锑量。 

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。

金属 锑的用途   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。 　　 金属 锑是电和热的不良导体，在常温下不易氧化，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,所以锑被成为战略 金属 。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。 　　 金属 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 。 　　一些锑的 金属 互化物是化学反应中的优良催化剂。可催化间苯二酚氧化成间苯醌的反应以及环己烷的加氢反应。 　　随着科学技术的发展， 金属 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。

锑化合物种类繁复.运用规模适当广泛，在医药、电子、玻璃制作、阻燃剂、陶瓷、珐琅、印染、化工、化学分析等方面都有运用。 葡萄糠酸锑钠是医治黑热病的首选药，作用很好，且很少发作副作用，可由葡萄糖酸钠与锑酸作用制得。酒石酸锑氧钾C4H4O7KSb·I/2H2O(吐酒石)和锑一273(次没食子酸锑钠)都是医治血吸虫病的药物，前者经过打乱血吸虫虫体代谢到达消除血吸虫的意图.后者则能将肠系膜睁脉中血吸虫转人.堵塞于肝小血管.被吞咙细胞所围住，最终消火。酒石酸锑敏钾由三氧化锑与酒石酸氢钾溶液共热后结晶制得;锑一273则由没食子酸和三氧化锑在中性液中作用制得。 锑与IIIA族、VIA族元素构成的化合物InSb, AISb, GaSb, Sb2Se3, Sb2Te3等都是很好的半导体材料。金属锑和铟在高a熔合.再经熔炼提纯即为锑化锢的单晶.该单晶可制成具有特殊功能的红外线勘探器材。        氧化锑(Sb203 )、锑酸钠(NaShO3)、水合锑酸钠[NaSb(OH)6]等都可用于玻璃生产中作弄清剂，仅仅Sb2O3用于普通玻璃,而NaShO3和NaSb(OH)6用于显像管玻壳、 光学玻璃及各种高档玻璃。 Sb2O3作玻璃弄清剂运用时，要和硝酸盐并用，其原理为在1000-1200℃温度下，Sb2O3，被硝酸盐放出的氧所氧化(Sb2O3 → Sb205);当温度到达1300℃以上时又放出氧(Sb2O5→Sb2O3)，然后起弄清作用;在冷却过程中Sb203再变为Sb205.这样便把氧气气泡吸收除掉。一般玻璃中Sb203的用量为0.05~0.5%.NaSbO3和NaSb(OH)6作为 玻璃弄清剂比Sb203作用要好.它们独自运用,所起作用与Sb2O3类似,也是高温时生成Sb2O3而放出氧，冷却时Sb2O3再转变为Sb2O5吸收氧气气泡,然后到达弄清玻璃的意图. 在钠钙玻瑞中加人一定量的Sb203、硫黄、炭粉，熔炼后再经显色热处理.即得到报价便宜、便于推行锑红玻璃.此种玻璃用作信号玻璃和艺术玻璃等。 锑系阻燃剂在无机阻燃剂中占有越来越重要的位置，阻燃荆已成为锑的最大运用领域.其耗费盘占锑总耗费盘的80%以上。选用Sb2O3、非胶体Sb205、胶体Sb2O5、SbCl3 , NaSbO3等，已别离开发出了组成不同、特性不问、运用于不同场合的系列种类，广泛运用于橡胶、塑料、化纤、地毯、涂料等阻燃制品中。跟着Sb203超微细技能的开展，可以得到粒径更细的Sb203,其添加功能更好，对被阻燃基材物理功能的恶化更少。胶体Sb2O5的均匀粒径仅0.03μm，约为般Sb2飞粒径的1/100.因为极细，基本上不恶化树脂基材的物理功能，一起对树脂的色彩也罕见影响。实验证明，胶体Sb205阻燃性高于同系列的非胶体Sb205、Sb2O3，及NaSbO3等.是锑系阻燃剂中最好的一种。 SbCl3用于查验生物碱和元素。NaSbO3，和焦锑酸钾(K2H2Sb207·4H20)都可用于钠离子的判定。SbCl3常作为无机和有机氯化反响的催化剂。       Sb203是最重要的锑化合物之一，除了前面说到的用处外，它还可用作石油化工和组成纤维的催化剂;用于制作媒染剂、乳白剂;用作组成锑盐的质料;在珐琅工业中用作添加剂，以添加面釉的不透明性和表面光泽。别的.Sb203仍是一种优秀的白色颜料.其遮盖力略次于钛白，而与锌白附近。在钛白的生产中.Sb203能有效地按捺铁白的光致变色反响。使用Sb203杰出的抗粉化、对光安稳功能以及阻姗燃功能，人们现已制备出各种用处的含锑二氧化钛，如钛镍黄、化纤钛白、超细含锑二氧化钛等。

硫化锌是比较常见的材料.但硫化锌的用途有哪些呢?小编相信大多数人并不一定清楚,下面我们就一起来了解下硫化锌的用途吧!硫化锌作为一个重要的二，六化合物半导体，硫化锌材料已经引起了极大的关注，不仅因为其出色的物理特性，如能带隙宽，高折射率，高透光率在可见光范围内，而且其巨大的潜力应用光学，电子和光电子器件。硫化锌具有优良的荧光效应及电致发光功能，纳米硫化锌更具有独特的光电效应，硫化锌的用途在电学、磁学、光学、力学和催化等领域呈现出许多优异的性能，因此纳米硫化锌的研究引起了更多人的重视，尤其是1994年Bhargava报道了经表面钝化处理的纳米硫化锌：锰荧光粉在高温下不仅有高达18％ 的外量子效率，其荧光寿命缩短了5个数量级，而且发光性能有了很大的变化，更为硫化锌的用途开辟了一条新途径。硫化锌可用于制白色的颜料及玻璃、发光粉、橡胶、塑料、发光油漆等.不可否认,目前硫化锌的用途已经越来越广,由于硫化锌的特殊性,不少研究所还将继续保持对硫化锌的用途的探索 

二硫化钼——天然或合成的辉钼矿，以润滑油脂及其他固体润滑剂难比拟的优点，被誉为“固体润滑之王”而被广泛应用。     作为润滑剂要必备两个条件，即材料内部具良好滑移面，材料与基材有很强的附着力。     二硫化钼以S—Mo—S的三明治式夹层相迭加。层内，S—Mo间以极性键紧密相连。层间，S—S间以分子键相连，范德华-伦敦力的键合力太弱，当受到很小的剪切应力后即能断裂产生滑移。而这样的滑移面在每两个夹心层间就有一个。也就是在1μM厚的二硫化钼薄层内就有399个良好的滑移面。     二硫化钼与基材强烈粘附，这也是其他润滑剂，比如石墨也难比拟的。     除此外，它还具备有许多良好的润滑特性。     （1）温度适应范围宽：高温航空硅油能耐250℃高温，冷冻机油耐-45℃低温，这在润滑油脂中已属姣姣者。而二硫化钼在空气中应用，可在349℃下长期使用，或399℃下短期使用；在真空中，二硫化钼可在1093℃下工作；在氩气等惰性气体中，二硫化钼可在1427℃下工作。除能在高温下工作，二硫化钼还能在-184℃或更低温度下工作。     （2）耐重负荷：在重负荷下油脂润滑膜会因变薄甚至消失而使润滑失效。但厚度仅为2.5μm的二硫化钼润滑膜在2800MPa、40m/s的重负荷、高速度下润滑性能良好。即使负荷加大到3200MPa超过了钢铁屈服强度，二硫化钼的润滑效能依旧存在。这是其他任何液体和固体润滑剂所难达到的。因此，全世界所产二硫化钼的大部份都被当作“极性添加剂”与油脂合用，比如市面常见的二硫化钼锂基脂、二硫化钼钙基脂、各种二硫化钼齿轮成膜膏等等。     （3）耐真空：航天器在500km以上高空飞行，太空的真空度已达1.3×10-2μPa以上：此时，油脂润滑剂的蒸发已超过它的极限蒸发率。这不仅会使润滑失效，而且挥发气体还会污染仪表和环境，在真空中连石墨润滑剂的润滑性能也会大幅度下降，而二硫化钼在真空条件下的润滑性能比在空气中的润滑性能还要好。在1.3×10-2μPa真空度下，二硫化钼擦涂膜的摩擦系数降至0.0016，比在空气中的0.1低了很多。在1.3μPa真空、8000r/min、0.2MPa条件下工作的二硫化钼溅射膜轴承，其工作寿命已超过1500h。     （4）抗辐射：油脂在放射性辐照下会因分子交联而失效。而二硫化钼膜在7×108伦琴强辐射辐照后，比辐照前润滑性能几乎没受影响。二硫化钼在辐照前，静摩擦系数为0.13~0.14，动摩擦系数为0.11~0.12，磨损为306.1×10-3cm3；在辐照后则分别为：0.13，0.11和382.3×10-3cm3。这是二硫化钼在原子工业中被广泛应用的主要原因。     （5）耐腐蚀：二硫化钼稳定的化学性能使它具备了耐酸、耐碱、耐腐蚀的优点，这为二硫化钼与其他润滑剂合用创造了条件。[next]     （6）速度适应范围宽：二硫化钼在很低或很高转速下，都具良好润滑效能。而油脂润滑剂在低速下会出现“粘-滑”或“冷焊”；高转速下，又会因润滑膜破裂而失效。     鉴于二硫化钼这些良好的润滑特性，从1940年开始应用至今，发展迅猛。美国和前苏联的研究起步早，应用广泛；而日本也已有七个生产和推销二硫化钼的公司。我国对二硫化钼的研究起步较晚，1958年开始研究，1963年上海井岗山化工厂开始生产，截至1986年，我国每年生产二硫化钼粉150t，而年需要量已达400t。西北有色金属研究院研究成的“二硫化钼润滑剂制备新工艺”于1987年已通过中国有色金属工业总公司主持的鉴定，按此工艺1987年在栾川县钼业公司和1992年在西北有色金属研究院分别新建的，年生产能力为l00t的生产线已正式投入了生产，它将缓解我国对二硫化钼供不应求的局面。其标准见下表。   表  二硫化钼（润滑级）质量标准  生产厂家等级主要成份含量（%）MoS2 ≥酸不溶物Fe ≤MoS3 ≤水 ≤油 ≤C ≤酸度中国专业标准 ZBG12022-90一级品981.50①0.30 0.50  5合格品962.50①0.70 0.50  5西北有色金属研究院企业标准0#990.10②0.100.10   0.21#980.20②0.150.10   0.2国际贸易标准非微粉98.00.40①0.130.05微0.031.100.5微粉98.00.40①0.130.200.150.201.103.0克莱迈克斯（Climax）化工产品标准 CC-3D72年非微粉产品98.20.35①0.150.010.00.031.000.01标准98.20.50①0.200.050.050.051.500.05微粉产品98.00.35①0.150.030.00.251.200.55标准98.00.50①0.200.050.050.401.500.59沪Q/HG11-85-820#98       1#97       2#96       辽Q240/800#990.02①0.06     1#990.02①0.04     2#980.05①0.1     栾川钼业公司企业标准0#990.100.200.050.201.000.2 1#980.200.300.10.451.000.5 2#970.400.400.10.501.501.0 3#960.500.400.10.501.501.0      ①不溶物；②SiO2。       二硫化钼不仅是“固体润滑之王”而且还是石油产品精炼加工中的良好脱硫催化剂。     不管作润滑剂或催化剂，对产品所含MoS2纯度要求都很高。     由含MoS2纯度较低的钼精矿，生产成高纯度的二硫化钼粉，其生产工艺繁多，各工厂都有各自的特色，不尽相同，其研究归类也互不统一。笔者将它们归纳进两个大类：合成法与天然法进行介绍。

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

锑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。

所谓合成法，是损坏钼精矿里辉钼矿的结构和组成，经从头组合、结晶生成人工晶格二硫化钼。     明显，合成法里的钼阅历了Mo4+→Mo6+→Mo4+的两次氧化复原反响，经过了由辉钼矿转化生成钼酸铵或高纯三氧化钼到三硫化钼等中间产品，终究从头转化成人工合成的辉钼矿的一系列物相转化（图1、图2）。工艺以辉钼矿为目标，从钼的物相转变来除杂。常见的出产实践如下：   图1  合成法（一）出产流程   图2  全成法（二）出产流程       1、湿法硫化工艺     该工艺经钼酸铵、三硫化钼中间产品，选用H2S作钼酸铵的硫化剂来出产高纯二硫化钼。     出产钼酸铵的工艺许多，只需获高纯钼酸铵溶液，选用哪种办法都行。     此工艺出产、净化钼酸铵的进程已在第二节作过介绍，经净化后的钼酸铵溶液不经结晶、分出，直接通入气体进行硫化。很多H2S的通入，溶液中将发作如下反响：   （NH4）2MoO4+3H2S＝MoS3↓+2NH3↑+4H2O       根据Б.B.涅克拉索夫（Hexpacos）论说，反响机理是：首要，钼酸铵溶液通入H2S后发作硫逐一替代氧的一系列中间反响：  （NH4）2Mo+H2S（NH4）4MoSO3+H2S（NH4）2MoS3O→→+H2S（NH4）MoS3O→（NH4）2MoS4 →+H2S     [next] 这一系列硫代钼酸铵均可溶于水而无法分出。反响后，再对溶液酸化，将发作如下反响，生成沉积：  （NH4）2MoS4+2H+→2NH+4 +H2MoS4     酸分化      MoS3↓H2S↑     终究发生MoS3的深褐色沉积。将MoS3热解可产MoS2：  MoS3△MoS2+S↑＝       工业实践中，要留意阻隔空气，尤其是氧气。不然即便进入了极少量的氧气，也会发作如下反响：   2MoS3＋9O2＝2MoO3＋6SO2↑       工业实践中还须留意，焙烧进程要尽量能使S得到充沛提高，不然，游离硫与三氧化钼混入二硫化钼后，将会大大添加产品酸值、阻碍其使用。     2、火法（焙烧）硫化工艺     该工艺从钼精矿作质料，先制成高纯三氧化钼，高纯三氧化钼与硫化钙在焙烧中反响，硫化是本工艺特色。出产高纯三氧化钼的进程也已在第四节作过介绍。MoO3与CaS反响如下：  MoO3+3CaS△MoS3+3CaO＝       在发生此置换反响的一起，MoS3也会发生自氧化复原反响。焙烧完毕后，可通过水溶别离出CaO，碱溶或酸溶以脱除未充沛反响，残留的MoO3或CaS。但MoS3因自氧化复原反响所应留意的事项要求相同。     综上所述，合成法可在钼的物相转化进程里最大极限脱除杂质，出产出MoS2纯度很高的产品。可是，它也存在着以下的几点缺乏：     （1）工艺冗长、钼回收率低、加工费高、本钱高。     （2）三硫化钼自氧化复原后，产品往往呈现游离硫和三氧化钼。而这些物质是二硫化钼的主杂质，对使用影响很大。     （3）普遍认为，人工晶格的二硫化钼，不如天然晶格二硫化钼的光滑性能好。

所谓天然法，指在不破坏钼精矿里辉钼矿的结构与组成，仅脱除精矿中混入的杂质矿物，获得天然晶格二硫化钼产品的工艺。由于除杂方式不同，又可分选矿法，浸出法、选矿加浸出法。     1、选矿法     选矿法不仅辉钼矿没经物相转化，杂质矿物也不须经物相转化。常见的实践有：     单一浮选工艺：它利用辉钼矿与杂质矿物间天然可浮性的巨大差异，通过多次精选工艺提纯，生产出含MoS2≥97％的高纯钼精矿。例如：北京天河化工厂采用浮选柱，钼精矿经过七次开路浮选，获得含MoS297％、钼回收率37%的二硫化钼产品。又如智利的萨尔瓦多（Salvador）采用九次浮选工艺，获得含MoS297％左右、钼回收率约65%的二硫化钼产品。     控制磨矿-分级工艺：它利用辉钼矿各向异性的力学特征，与杂质矿物通常为各向同性的力学性能差异，通过控制磨矿和分级，杂质矿物破磨细进入筛下，而片状辉钼矿却难以粉碎留在筛上得到纯化。例如，加拿大钼有限公司采用四辊磨机加分级，获得少量MoS2含量＞97％的高纯产品和大量中矿供冶炼。又如，肯尼柯特公司采用三段控制磨矿工艺，获得MoS2含量97％、钼回收率30.1％的产品。     上述的两种选矿法尽管工艺简单、加工费低廉，但钼产品的回收率太低（如前述，最高的萨尔瓦多也仅达65%），导致二硫化钼成本偏高。笔者研究出脱活强浮新工艺，基本解决了选矿法钼回收率低的不足。     脱活-强浮工艺：鉴于钼选矿所采用烃油类非极性捕收剂选择性很差，而且，过程中所加油量的3/4左右富集在产率仅0.2%~0.8%的钼精矿的表面。当大剂量、选择性差的烃油随钼精矿进入生产二硫化钼的再精选工艺，势必造成：（1）一些杂质矿物因吸附有烃油捕收剂而被选进高纯精矿。（2）因油大泡粘，一些杂质矿物又因机械夹杂混进高纯精矿，构成纯化的困难。笔者自行研制出TL药剂[T-脱（To），L-林（Lin）]，并采用TL脱活剂强化钼精矿再精选，在工业试验中获得MoS2含量＞97％，钼回收率＞97%的高纯钼精矿。在发挥选矿法工艺简单、加工费低廉优势的同时，又取得高回收率。TL药剂脱油效果见下表。   表  强浮过程脱油效果  试验序号含油量（%）脱油率（%）试 料产 品闭路试验1.530.4579.59验证试验2.110.6569.19       对钼精矿再精选的影响见图1。   图1  TL用量对MoS2品位及回收率的影响       2、浸出法     此法虽然不改变钼精矿里辉钼矿的结构（与合成法不同），但须改变杂质矿物的物相，通过杂质的物相转变与固液分离来纯化。常见的实践有：     单一氟化浸出工艺：采用HF加HCI（或H2SO4）在50~90℃温度下，将钼精矿浸出4~24h，使其中的硅类杂质和部分可溶于酸的矿物转化进液相或气相而脱除，主要反应式为：[next]   SiO2+6HF=H2SiF6+4H2O   Fe2O3+6HCl=FeCl2+3H2O   FeS+2HCl=FeCl2+H2S↑   CaCO4+2HCl=CaCl2+CO2↑+H2O       HF是一个中等强度一元酸，电离度很低，即使在0.01~0.lmol/L的低浓度下，电离度也仅8.5％，电离常数Ka=3.53×10-4或PKa=3.45。而H2SiF6是一个强二元酸，电离度很高，即使在蒸汽状态中，也有50%以上的分子已电离。SiF2-6很稳定，SiF2-6←→SiF4+2F-的解离常数很小，Ka= 7×10-7。HF溶SiO2反应机理是：   SiO2+4HF＝SiF4↑+2H2O   SiF4+2HF=H2SiF6       在气相中SiF4会逸出；在液相中SiF4不待逸出就会与溶液中F-反应，形成H2SiF6。     浸液中HF用量取决钼精矿中SiO2的重量。笔者对浸出时间、HF用量与SiO2含量间的研究结果见图2。显然，HF耗量为SiO2重量4倍以上为佳。   图2  HF用量对SiO2浸出率的影响       浸液中HCI或（H2SO4）用量在原则上，只需保证足够的酸度（PH≤2），但生产中所加30%HCl或（H2SO4）量往往达到钼精矿重量的1~2.5倍。例如国内某厂浸出工艺中，每产1tMoS2粉，须加入50%的HF350kg，30%的HCl 2t，几乎不再需要添加清水。这样高酸耗有否必要值得考虑。     经浸除硅类及可溶于酸的杂质后，料浆经固液分离、洗滤等，可获高质量二硫化钼滤饼。但该产品往往还夹杂有滤液而含游离酸，最好再用碱液（NaOH、KOH或NH4OH均可，以KOH为佳）洗滤以中和游离酸。净化后的滤饼再经干燥、细磨，即成最终二硫化钼粉。     此法可最大限度脱除硅类杂质，但却无法脱除黄铁矿（FeS2）、黄铜矿（CuFeS2）…等难溶于HCI、H2SO4的硫化杂质。而莫氏硬度高达6.5的黄铁矿对产品润滑性能影响很大。为此。对含FeS2较高的钼精矿往往采用以下两种工艺：     （1）焙烧-浸出工艺：钼精矿在常规氟化浸出前，先在有氮气或惰性气氛保护下，经650~800℃焙烧1~2h。此时，黄铁矿将转化为硬度小（3.5）、易溶于HCI（或H2SO4）的磁黄铁矿（FeSx 1＜x＜2）。或者，将钼精矿掺入H2SO4，在惰性气氛焙烧，黄铁矿转化成可溶的硫酸亚铁（FeSO4）。焙烧后的钼精矿再经上述氟化浸出，就既可除硅又可除去黄铁矿。     （2）两段浸出工艺：钼精矿先经氯化浸出（——布伦达法）-脱除硫化杂质（布伦达法见第二章有关章节）。经除去了硫化杂质的钼精矿再给入常规氟化浸出以脱硅类杂质。     浸出法以杂质矿物的物相转化为手段来纯化钼精矿，钼损耗少、回收率高。但药耗大，成本高，尤其在钼精矿中黄铁矿等硫化杂质偏高时，焙烧-浸出工艺难控制，二次浸出工艺成本太高，困难较大。     3、选矿＋浸出法     该法分别吸收选矿和浸出的特点，先经选矿法获得含FeS2少的高纯钼精矿，再经氟化浸出脱硅类杂质，可获高质量的天然晶格的二硫化钼产品。用高纯钼精矿作浸出原料，药耗也会大幅度降低。     西北有色金属研究院研究出的新工艺，就是选矿＋浸出法：采用TL脱活强化浮选，获得MoS2含量≥97％、钼回收率≥97％的高纯钼精矿；再经液固比1：1每吨产品添加50%HF150kg，30%HCl 30kg，在50~800℃浸出3h，获得MoS2含量≥99％SiO2含量0.0275%的高质量二硫化钼粉。

作为固体润滑剂，不仅要求纯度，而且对产品细度要求也很严格（见表1及表2）。                             表1  国际二硫化钼粒度标准  标  准等级粒径（μm）筛析（目）+30-20 +20-20 +10-10 +5-5 +2-2+100-100 +200-200 +325-325国际贸易标准非微粉50201783.81.2052075微粉   204733    克莱麦克斯 1971年标准非微粉   2  051085微粉平均粒度0.55~0.85μm（产品为0.70μm）   表2a  国产MoS2粒度标准  粒径 含量（%） 产品标准粒 径（μm）＜2＜4＜7.5＜10＞325目沪Q/HG0050#≥955  ≤0.51# ≥955 ≤0.52#   ≥95≤0.5西北有色金属研究院微粉≥80    平均＜0.5μm超＜1μm平均＜0.3μm微粉≥97μm   表2b  国产MoS2粒度标准  粒径 含量（%） 产品标准粒 径（μm）＜1＜23~56~7＞7沪Q240/80080107.0301 907.220.82 5525155       要达到平均粒度为1μm左右，常规胶体磨已难完成此重任。通常要采用超音速气流式粉碎机。它的工作过程是：由空压机产生的0.8~1.2MPa气流由喷嘴送入破碎腔，由高速气流按射流原理将二硫化钼粉由给料口吸入，送进破碎腔。在Laval喷嘴口，气流流速已达2~3马赫（约2.625~780m/s），二硫化钼颗粒在喷嘴口、破碎腔里受到撞击、剪切、摩擦、压缩等作用而粉碎。粉碎后产品在分级腔分级。不合格粗颗粒自动返回喷嘴及破碎腔。磨成胶体的合格产品随气流排出粉碎机，经多级旋风收尘器和布袋收尘器分离，几乎不含固体粉末的废气排空，收集到的固体已分级成不同细度的二硫化钼胶体。气流粉碎是一种新兴技术，除了二硫化钼的胶体化，在石墨等要求加工成极细粒径产品时也不失为一种最佳选择。只是系统的密封、收尘要千万注意。

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）。

钴 cobalt 　　元素符号Co，银白色铁磁性金属，表面抛光后有淡蓝光泽,在周期表中属Ⅷ族,原子序数27,原子量58.9332，密排六方晶体，常见化合价为+2、+3。 　　1735年瑞典化学家布兰特（G.Brandt）制出金属钴。1780年瑞典化学家伯格曼（T. Bergman）断定钴为元素。长期以来钴的矿藏或钴的化合物一向用作陶瓷、玻璃、珐琅的釉料。到20世纪，钴及其合金在电机、机械、化工、航空和航天等工业部分得到广泛的使用，并成为一种重要的战略金属，消费量逐年添加。我国于50年代开端从钴土矿、镍矿和含钴黄铁矿中提钴。 　　资源 已知的含钴矿藏约100种。首要的钴矿藏为：硫钴矿(Co3S4)、纤维基石(CuCo2S4)、辉砷钴矿(CoAsS)、砷钴矿(CoAs2)、钴华(3CoO·As2O5·8H2O)等。国际上的首要钴矿有四种类型:①铜钴矿,以扎伊尔、赞比亚储量为最大,扎伊尔的产钴量占全国际产值的一半以上;②镍钴矿,包含硫化矿和氧化矿;③砷钴矿；④含钴黄铁矿。这些钴矿含钴均较低。海底锰结核是钴的重要前景资源。从含钴废猜中收回钴也日益遭到人们的注重。1979年国际（我国在外）矿山产钴量和钴储量见表。   　　我国已探明的钴储量最大的是甘肃金川硫化镍矿中伴生的钴。云南的硅酸镍矿以及四川、山东、湖北、山西、广东等地的黄铁矿中也含有钴。 　　性质和用处 在常温下，细密金属钴在空气和水中安稳,高于300℃时，钴在空气中开端氧化。赤热的钴能分化水放出氢。氢复原法制备的细金属钴粉在空气中能自燃生成氧化钴。  　　含钴高温合金在 900～1000℃下仍有很高的强度和抗蠕变功能，多用于制造喷气发动机的耐高温部件。钴能进步铁基、铝镍基和稀土金属合金的磁饱满强度和居里点，使其具有高矫顽力，是电气工业中的优秀磁性材料。钴是硬质合金的粘合剂。金属部件用钴合金涂层和表面硬化后，其机械功能明显进步。钴的氧化物是陶瓷制品的脱色剂和颜料；珐琅中的含钴釉料可使珐琅同钢更好地粘结在一同。钴的有机化合物在油漆中作催干剂。钴还在化工出产中用于碳氢化合物的水合、脱硫、氧化、复原等方面。60Co是γ射线源,用于物理、化学、生物研讨和医疗部分。 　　冶炼 钴矿藏的赋存状况杂乱，矿石档次低，所以提取办法许多并且工艺杂乱，收回率低。一般先用火法将钴富集或转化为可溶性状况，然后再用湿法使钴进一步富集和提纯，终究得到钴化合物或金属钴。首要提钴工艺流程见图  　　硫化镍矿提钴 硫化镍精矿一般含镍4～5％，含钴0.1～0.3％。镍的火法熔炼过程中，因为钴对氧和硫的亲合力介于铁镍之间（见氧势图），在转炉吹炼高冰镍时，可控制冰镍中铁的氧化程度，使钴富集于高冰镍或富集于转炉渣，分别用下述办法提取：①富集于高冰镍中的钴，在镍电解精粹过程中，钴和镍一同进入阳极液。在净液除钴过程中，钴以高价氢氧化钴的形状进入钴渣，钴渣含钴6～7％，含镍25～30％。从此种钴渣提钴的一种办法是：将钴渣参加硫酸溶液中，通二氧化硫使之溶解，制得含硫酸镍、硫酸钴和少数铜、铁、砷、锑等杂质的溶液；再用活性镍粉置换除掉铜；通空气，氧化水解除掉铁，通氧化，加苏打中和沉积钴，若所得氢氧化钴含镍较高,可再次溶解、沉积别离钴镍,使其含镍小于1％；经煅烧制得氧化钴出售,也可将氧化钴制成粗金属钴，经电解精粹得电解钴。加拿大和苏联的镍厂都用此法收回钴。我国的工厂也有相似作法。从钴渣提钴的另一种办法是以钠作复原剂，将钴渣溶解于硫酸溶液中,得到含硫酸镍、硫酸钴和少数铜、铁、锰、锌等杂质的溶液，而后用黄钠铁矾法除掉溶液中的铁（见锌）,用烷基磷酸类如：二-2-乙基己基磷酸(D-2-EHPA)或其他烷基磷酸酯类萃取剂萃取其间的铜、铁、锰、锌等,并别离钴镍。萃取过程中取得的氯化钴溶液,用除钙、镁后,再用草酸铵沉积钴。所得草酸钴在450℃下煅烧，得到的氧化钴粉，可作为终究产品，也可用氢复原法制取金属钴粉。②富集于炼镍转炉渣中的钴，在复原硫化熔炼过程中，与镍一同转入钴冰铜(见锍)。转炉渣成分一般为：钴0.25～0.35％，镍1～1.5％；钴冰铜成分一般为：钴1～1.5％,镍5～13％。钴冰铜能够直接浸取（常压或加压酸浸），也能够将钴冰铜焙烧成可溶性化合物后再酸浸。浸出液可按钴渣提钴工艺流程处理。　　加拿大舍利特高尔顿公司(Sherritt Gordon MinesLtd.)用高压浸法处理硫化镍精矿和高冰镍时,钴留于镍的氢复原尾液中，通于尾液，得硫化钴和硫化镍的混合沉积物。此混合物用硫酸高压浸出、净化除杂质后，通氧、加、加压,使二价钴氧化成可溶性的[Co(NH3)5·H2O]2(SO4)3，而镍则以镍铵硫酸盐形状沉积出来，完成镍钴别离，溶液用高压氢复原产出钴粉，也可用萃取法净液、别离出镍后电积得电钴。　　含钴黄铁矿提钴 国际上从含钴黄铁矿中提钴较有代表性的工厂是芬兰科科拉钴厂（ Kok－kola Cobalt Plant）,精矿焙烧脱硫后，再配以部分精矿在流态化炉内进行硫酸化焙烧，再经浸出、稠密、洗刷，浸出液通使钴呈硫化钴沉积。再利用上述舍利特高尔顿的高压浸出法和高压氢复原法出产钴粉。我国含钴黄铁矿的钴档次较低，仅为0.02～0.09％。浮选产出的钴硫精矿含钴0.3～0.5％,硫30～35％,铁35～40％。钴硫精矿在流态化焙烧炉内于580～620℃下进行硫酸化焙烧，使钴、镍、铜等金属转化为可溶性的盐类。焙砂用水或稀硫酸浸出,用将浸出液中的铁氧化成高价铁后,用脂肪酸钠顺次萃取铁和铜。然后,通入使钴氧化,加碱水解生成高价氢氧化钴沉积，而与镍别离。在反射炉内使氢氧化钴脱水、烧结，烧结块配以石油焦和石灰石在三相电弧炉内复原熔炼成粗金属钴。粗钴浇铸成阳极，进行隔阂电解，得到纯度较高的金属钴。钴硫精矿也可先经900～950℃氧化焙烧，再配以氯化钠或氯化钙以及少数的钴硫精矿于 680℃下进行硫酸化氯化焙烧。焙砂按上述流程提钴。 　　砷钴矿提钴 砷钴矿经选矿得到含钴10～20％的精矿，其间含砷20～50％。处理砷钴矿的办法首要有两种，一种是先用火法熔炼产出砷冰钴，再用湿法提钴。另一种是用加压浸出法制得含钴溶液，再从中提取钴。我国选用前者：将精矿配以焦炭和熔剂在反射炉或电炉内熔炼,使部分砷呈蒸发,产出砷冰钴(旧称黄渣)。如质料含硫高，还产出部分钴冰铜。砷冰钴和钴冰铜磨细后焙烧，进一步脱砷和硫;焙砂用稀硫酸浸出,用次氧化浸出液中的铁,再用苏打调整pH为3～3.5,使铁成为氧化铁和铁沉积。滤液用铁屑置换除铜后，用次使钴氧化，加碱水解生成高价氢氧化钴沉积而与镍别离。所得氢氧化钴在反射炉内于1000～1200℃下煅烧，取得氧化钴，并使其间的碱式硫酸盐分化，将硫除掉。然后配入木炭，在反转窑内于1000℃左右复原成金属钴粉。也可将氢氧化钴熔炼成粗金属钴，再进行电解得电钴。焙砂的浸出液也可和前述硫化镍矿提钴相同，选用萃取法净液别离提钴。　　加压酸浸法处理砷钴精矿是将精矿用稀硫酸浆化，用高压釜浸出，操作压力35公斤力／厘米2，温度190℃，浸出时刻3～4小时，钴的浸出率95～97％。浸出液除砷、铁、铜、钙等杂质后，参加液，使钴构成钴络合物，在高压釜内，用氢复原得到钴粉，操作压力50～55公斤力/厘米2，温度190℃。此法流程简略，收回率高,劳动条件好。 　　铜钴矿提钴 扎伊尔的卢伊卢厂 ( Luilu CobaltPlant)是国际上处理铜钴矿最大的钴厂。铜钴矿经选矿取得氧化精矿和硫化精矿。氧化精矿档次为:铜25％,钴1.5％；硫化精矿档次为：铜45％，钴2.5％。首先将硫化精矿在流态化焙烧炉内进行硫酸化焙烧，然后将焙砂和氧化精矿一同用铜电解废液浸出。氧化精矿中的钴首要呈三价氧化物形状，在硫酸中溶解度很小，但在铜电解废液中可由其间的亚铁离子将钴复原，溶于电解废液中，Co3+(不溶性)+Fe2+ ─→Co2+ (可溶性)+Fe3+。 　　钴的浸出率可达95～96％。含钴和铜的浸出液用电解法分出铜，而钴和其他金属杂质留在溶液中。除杂质后，将溶液中的钴用石灰乳沉积为氢氧化钴，再溶于硫酸中，得到高浓度的硫酸钴溶液，终究用不溶阳极电积金属钴（见水溶液电解）。

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％ 。

B  锌精矿加压酸浸中有关硫化物的行为    硫化锌加压浸出的基本反应是                                     1                         ZnS＋H2S04＋——02 —→ZnS04+H20＋S                                     2    当系统内缺乏传递氧的物质时，上述反应进行得很慢，但锌精矿中铁溶解后，铁离子即是一种很好的传递氧的物质。通过铁离子的还原、氧化来加速ZnS的浸出过程。                         ZnS＋Fe2（S04）3 —→ZnS04+2FeS04+S                                     1                       2FeS04＋H2SO4 ——02 —→Fe2（S04）3＋H20                                     2    在正常情况下，精矿中含有足够的酸溶铁，完全可以满足浸出过程的需要。磁黄铁矿（Fe7S8）或者铁闪锌矿（ZnFeS)中铁的氧化反应与硫化锌氧化反应类似。黄铁矿是惰性的，较难浸出，它的氧化与浸出参数有关，在高温和强氧化条件下，黄铁矿将被氧化成硫酸。    锌精矿中铜通常以黄铜矿的形式存在，可大部分被浸出。                     CuFeS2＋O2＋2H2S04 —→CuS04＋FeS04＋2S＋2H20    方铅矿比较容易浸出生成硫酸铅。                                    1                       PbS＋H2SO4＋——O2 —→PbS04＋S＋H20                                    2    在加压浸出时精矿中非黄铁矿的硫化物一般情况下仅有5%被氧化成硫酸盐。                                  MeS＋202 —→MeS04    生成硫酸铅后会再生成铅铁矾、草铁矾等矾类物质，以及水合氧化铁，由溶液中析出，并使部分硫酸获得再生。    由此可见浸出的结果是锌精矿中的锌转入溶液，铅、元素硫、铁的水解产物留在渣中。硫在浸出时的行为比较复杂，其转化产物主要形式是元素硫、硫酸和HS04-。元素硫的转化率与操作条件有关，酸度高时易生成元素硫，降低酸度使反应向生成SO42-和HS04-方向进行，通常当pH    进入浸出高压釜的物料主要有: 锌精矿矿浆、废电积液和氧气三种物料。该厂的锌精矿主要成分:Zn 49 %，Fe 11%，Pb 5%，S 32%。其粒度80%为-44μm。[next]    首先将锌精矿用球磨机细磨，球磨机与水力旋流器（内衬橡胶）连接闭路循环，旋流器的溢流进入浓缩槽加入少量絮凝剂浓缩后，得到含固体量68%～70%，粒度95%为-44μm的矿浆原料。在矿浆搅拌槽里向矿浆加入表面活性剂，最后用泵送入到高压釜第一室。    废电积液配入浓硫酸，将浓度调到含硫酸165 g/L，与矿浆闪蒸排料槽产出的蒸汽进行热交换，将酸的温度由30℃左右提高到70℃。加压浸出用的氧气纯度为98%，由制氧装置提供。    浸出高压釜如下图所示，直径3.7m，长15.2m，容积103m3，壳体为低碳钢，内衬铅、耐高温涂料和耐酸砖。高压釜有四个室，每个室均有一个搅拌器和隔板。    浸出时进行搅拌，固体颗粒保持悬浮状态，使氧气与矿浆充分混合，锌精矿矿浆和大部分废电积液被泵入第一室，经耐酸砖溢流堰依次由上一室进入下一室，最后进入闪蒸槽。    氧气由前面三个室加入，惰性气体如N2, C02随蒸汽从第一室连续排出以防止其积累。特列尔锌厂高压釜典型操作参数如下：    精矿处理量                         190t/d    精矿／电积液                       145g/L    总压                              1300kPa    温度                              140～155℃    精矿停留时间                       100min    排气中氧含量（干量）                85%    浸出终液H2SO4                      含量30g/L    浸出终液含Fe量                     5g/L[next]    这里的精矿处理量指设计能力，该厂20世纪80年代中期已达到设计能力的250%。浸出温度主要由精矿反应热提供，为了维持高压釜中的热平衡，进入第一室的废电积液进行预热，不预热的废电积液加入第二室。    闪蒸槽的作用有：使高压釜矿浆降至大气压；使闪蒸蒸汽与热矿浆分离以及回收闪蒸蒸汽热量用以预热进人高压釜的废电积液。闪蒸槽与热回收系统如下图所示。    高压釜排出矿浆的温度约115℃，蒸汽经除雾器后送往换热器与配好的酸进行热交换。闪蒸后矿浆的体积约减少8%，再进入调节槽，矿浆用蛇管冷却到80℃，元素硫此时由无定形转变为单斜晶体。    调节槽中矿浆经水力旋流器分级，溢流主要为硫酸锌溶液及铅铁矾和少量元素硫（小于lg/L)等物质，送焙砂浸出系统。旋流器的底流为富硫矿浆（浸出矿浆中有98%的硫均入底流），用浮选法选出精矿，浮选的尾矿与主矿浆系统合并。    硫精矿经过滤洗涤之后与脏硫一起装入锥形熔锅，熔锅中的熔体排入一个装脏硫的地坑，最后由压滤机过滤得到元素硫（S99.7%）及一些残渣。

世界上5家镍厂闪速炉的主要特征见下表。镍厂闪速炉特点是以煤代油，不仅在经济上有显著效益,在技术上碳质还原剂的作用也很有效,因为镍炉渣是不宜采用磨浮贫化的,然而深度还帮贫化镍炉渣可使用渣中Fe3O4降至3%以下,渣含Ni降至0.2%。炉渣中的镍主要是化学溶解的NiO，故使用碳质还原剂作烟降低镍化学失的方法。另一特点是西部矿业的卡尔古利厂和金川公司镍闪速炉将炉渣贫化和闪速熔炼合并在一台设备内进行,这样就节约了能源并提高生产率。下表    5家镍厂闪速炉的主要物征项目哈贾伐尔塔厂卡尔古利厂皮克威厂诺里尔斯克厂金川公司反应塔尺寸/mØ内3.7 H7.4ø内6.98 H5.43Ø8   H9.5Ø8.16 H7.93ø内6 H6.4沉淀池尺寸/mL16.86， B4.5，D1.8L18.14，B7.3,H2.7L15，H4.2127m2L12.2，B7.04，D1.3炉渣贫化区尺寸/m分开，电炉贫化ø8.2，H4.1L16.99，B7.3，H2.7分开,2台电炉贫化分开,1台贫化电炉120m2L17.48,B7.04,D1.3变压器功率/kW80006000+45002台，900001台，180002台，40000制氧机能力/（m3.h-1）　2台，27006550  (98%O2)　2台，6500，1台，1400(90%～92%O2)(99.8%O2)反应塔风量/（m3.h-1）　72900　5500027520氧浓度/%3523.82442～4842风温/℃200459290　200燃料率/% 反应塔 沉淀池1.62（重油）0.71（重油） +3.34（煤） 0.04（重油）　　1.32（油或煤） 1.87（油）1t矿的油耗/kg137707090　1t矿的电耗/（kW.h）10202014　1t矿的总能耗/GJ66413251325　551

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.

世界最初采用废铝料为原料生产铝合金锭是在1904年美国U.S.Reduction Co.其后西欧及日本各国亦陆续兴起此项工业。当时之产设备只采用铁坩锅熔制，不但回收率低劣，亦无规格标准可供遵循，故品质参差极大，只限于家庭器具使用。直至1946年二次大战后，拜军需航器开发之赐，铝合金技术无论在熔炼炉之改进以及熔制技术产品质之提升上，均有长足之进步，二次铝合金锭也因此为业界广泛使用，举凡：汽机车、电器、电脑、机械、家庭五金 … 等，目前均大量使用二次铝合金锭来作为原材料。在此世界资源逐渐稀少，能 源日渐耗竭的时代，因铝有极容易的再生性，故使用二次铝合金锭，不仅节约 能源亦形成良好的资源再回收链，是既环保又经济的选择。