1  铅 难选氧化铅矿是指与氢氧化铁、氢氧化锰及其他围岩严密共生的砷铅矿、磷氯铅矿、铅矾及某些已严峻被氢氧化铁所浸染或在矿石中含有很多原生矿泥和赭土的氧化铅矿。这类矿石的选别选用一般的办法不易得到好成果，关于这类矿石的研讨，已从机械选矿办法逐渐转入化学选矿办法，首要包含烟化法和酸无法。 烟化法计划根据具体情况而定，一般情况下，先经过机械选矿的办法，加以开始富集，然后将比较少数的物料用烟化法处理比较适合。若在浮选给矿中有许多黏土质矿泥和氧化铁，则矿石在细磨曾经预先除掉矿泥(-5μm)是十分必要的，由于这部分矿泥会很多耗费药剂，并严峻影响精矿质量，这时泥质部分可考虑用烟化法处理。 在介质中浸出铅矿藏是当时处理深度氧化铅矿石的常用办法，刘智林用浸出某氧化泥化铅锌矿，铅收回率为14.22%。由于PbCl2的溶解度较高，仍有相当多的铅金属以Pb2+状况赋存于其饱满溶液中，且此办法存在经济本钱较高及设备防腐的问题。 2  锑 多年来，为了进步细粒氧化锑矿的选矿收回率，国内外学者进行了许多实验研讨探究，首要包含细粒氧化锑矿的浮选、化学选矿、选冶联合工艺等几个研讨方向，但至今仍处于实验室研讨阶段。 锑化学选矿工艺首要为复原焙烧-碱浸-电积。周淑珊研讨了以黄锑华为主的氧化锑矿的复原焙烧-碱浸矿浆电积法提取锑，对黄锑华进行复原焙烧，转变为贱价锑的氧化物，再比照进行酸法浸出与碱法浸出，发现碱浸速度快、浸出率高，电积含锑浸出液得到终究产品海绵锑的质量也较好。 国内外学者对化学选矿进程的机理进行了相关研讨，Pavel Raschman研讨了天然辉锑矿在Na2S+NaOH溶液中的溶解动力学，经过SPPM模型断定了浸出速率控制步骤，动力学参数核算成果标明，浸出进程受固液界面Sb2S3与Na2S的化学反应和微孔扩散控制，经典的SPPM模型成果比SCM-PDC模型成果差，但SPPM模型能更好地反映进程参数(颗粒尺度、温度、Na2S浓度)对浸出的影响 3  钴 由于各种钴质料的成分及含量差异，钴的提取办法较多，归纳起来能够归为两类：一类是火法-湿法联合流程，即钴质料经火法预处理，使钴开始富集，然后经过湿法提取；另一类是全湿法流程，即钴质料经湿法浸出、脱除杂质制备纯洁钴溶液和制备得到钴及其化合物。 A  酸浸 现在钴酸浸首要选用硫酸浸出。兰玮锋针对非洲刚果某氧化型水钻矿，进行两段浸出，浸出渣中钴质量分数小于0.5%，钴浸出率达99%。刘俊以Na2SO3为复原剂，从水钴矿复原酸浸液中提取铜和钴，研讨了复原剂品种及用量、浸出温度、硫酸浓度等要素对水钴矿复原酸浸进程中有价金属铜和钴浸出率的影响。 处理水钻矿首要的工艺流程为硫酸浸出-净化除铁-萃取别离-草酸钙沉积。浸出进程一般为非选择性，很多铁及其他杂质一起浸出，有必要选用专门工序净化除铁。一起，萃取别离中萃取设备占地面积大，设备杂乱，需求很多萃取剂。草酸沉积钴时发生很多含铵根离子废水，其处理也是个难题，且整个处理工艺流程较长。针对现有处理工艺所存在的缺乏，郭学益以刚果(金)某含铜较高的水钴矿为质料，进行复原酸浸-旋流电积选择性提取铜和钴的新工艺研讨，对浸出液进行了旋流电积提取铜和钴的探究实验研讨，得到纯度别离为99.95%、99.97%的电积铜、钴产品，铜、钴的直收率别离到达98.23% 和 94.54%. B加压浸 在传统酸法浸出钴矿的进程中，很多杂质进入浸出液，净化进程杂乱，除杂剂、酸碱耗费量大。而关于铜含量较高，导致浸出液萃铜不能一次萃净的矿藏，尤为杂乱。在性系统中，浸出具有选择性，可有用削减钙、镁、铁等离子进人浸出液，净化及别离进程简略。浸液经萃铜后，再蒸得到纯度较高的钴化合物，蒸所得和铵盐回来浸出。与传统酸法处理钴矿进程比较，钴化合物的后续处理进程可显着削减废水排放量。 廖元杭根据质量平衡和电荷平衡的双平衡电算指数法研讨了Co(Ⅱ)与NH3、Cl-、OH-等多种配体的合作平衡规则，经过核算制作了热力学平衡图，提醒了系统中各物质的平衡浓度与浓度和氯离子浓度之间的联系。成果标明，在该系统中仅有存在的固相物质为Co(0H)2，实验验证了热力学核算成果，两者之间的误差仅为10.13%。 刘建华以刚果某钴铜氧化矿为质料，选用加压浸工艺在NH3-NH-H2O系统中浸出钴、铜，分析了各要素对钴、铜浸出率的影响。成果标明：进步cNH3/cMe有利于构成稳定性高的钴、铜合作离子;下降c/c,进步系统pH值可下降复原剂复原电位。钴浸出率可到达95.2%，铜浸出率可到达95.8%。浸出液后续处理工艺简略，及铵盐可完成闭路循环，对环境友好。 C  铵盐焙烧-浸出 现在硫酸浸出、加压浸均可完成氧化铜钴矿中铜钴的收回使用，首要存在的问题是:硫酸浸出耗酸大，收回后发生高浓度硫酸铵废水污染环境；加压浸尽管能够循环使用，但出资和实践生产本钱均较高。因而，开发本钱低且无废水排出的工艺是氧化铜钴矿处理的重要课题。 张明珠选用铵盐焙烧-浸出-沉积工艺，循环使用氯化铵从刚果某铜钴氧化矿中收回铜钴，实验研讨标明：在最佳工艺技术条件下，铜钴收回率别离为90%、95%，氯化铵可从饱满的沉积母液中冷却结晶出来，循环用于氧化铜钴矿的处理，整个进程不会发生废水，也不会污染空气，可完成氧化铜钴矿的低温少废高效开发使用。其焙烧机理为：该铜钴氧化矿在低于320℃时构成中间产品Co( NH3)6CuCl5，该中间产品在320℃时转化成可溶的CoCI2 、CuCI2。 D  其他工艺 王亚雄针对云南某钴土矿的特色，开发了SO2浸出-离子浮选-溶剂萃取工艺，并用以归纳提取钴、锰、铜、镍等有价金属。成果标明，锰收回率大于97%，钴总收回率大于95%，镍总收回率大于90%。 郑雅杰针对青海某地高砷钴矿，比较传统工艺和硝酸氧化硫酸浸出。选用惯例的硫酸浸出时钴浸出率仅为16.86%；选用硫酸化焙烧后硫酸浸出工艺，钴浸出率为67.48%；选用硝酸氧化硫酸浸出，钴浸出率为96.35%。这是由于该矿石中钴首要以类质同象方式存在于砷和铁的化合物中，硝酸能使矿石在溶液中发生分化，有利于钴的浸出。 李光芒等人在二效果下用柠檬酸浸出某红土矿中的钴，钴首要与锰和硅酸盐矿藏共生。30g/L柠檬酸、10g/L二室温下处理该矿石时钴浸出率为84.5%，仅用30g/L柠檬酸处理时钴浸出率为29.1%，这是由于二溶解硅酸盐矿藏，钴从中解离，浸出率进步。

含银的硫化物能为溶液所分化，但分化速度却很缓慢。如将精矿加食盐焙烧使银转化为氯化银后，就很易被溶液所分化了。焙烧的食盐参加量，一般为精矿分量的5%～15%，并要求精矿含硫到达2%～3%，以满意自热焙烧的条件。如含硫量过低时，可按核算量参加黄铁矿。氯化焙烧时因为贱金属杂质的存在而发作许多杂乱的反响。但就银而言，它按下列反响生成氯化银： Ag2S＋2NaCl＋2O2 2AgCl＋Na2SO4 银精矿的氯化焙烧一般在多膛焙烧炉内约600℃条件下进行。

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

以某厂湿法炼锌浸出渣浮选所得的银精矿为质料,用对其进行络合浸出,并用锌粉分步复原收回浸出液中的银和铜。结果表明,银浸出率保持在90%左右,锌粉分步复原可得到含银80%左右的银绵和含铜60%左右的铜渣。银绵经火法处理得粗银锭,再经电解可得精银,二次复原后液可直接回来浸出流程,可使得到循环使用。经出产中试,该工艺可应用于工业出产并获得较好的经济效益。

云南某一大型矿山现在建成的单一浮选流程只能出产铜铅混合精矿，不能完成铜铅别离。而另建体系在选矿时完成铜铅一次性别离将会构成出资大、严重影响出产的问题。针对此现状，展开铜铅混合精矿浮选别离实验研讨，意图是寻觅一种有用的工艺技术，建一个小型的浮选厂对现有体系出产的混合精矿进行铜、铅别离，进步产品的附加值。 实验矿样含铜8.22%、铅28.87%、锌11.36%。经过多方实验研讨，终究选用脱药、硫酸调浆、硫代硫酸钠与硫酸亚铁组合按捺剂[1]抑铅浮铜，成功完成了铜铅的有用别离，获得如下选矿目标：铜精矿铜回收率90.66%、精矿档次20.01%、含铅2.66%、含锌3.46%，铅精矿铅回收率96.56%、精矿档次45.51%、含铜1.27%、含锌16.55%。 一、矿样性质 矿样为云南某矿山所产铜铅混合精矿，经筛析其细度为－741xm占95%，－45μm占81.2%。矿样中金属矿藏以硫化矿藏为主，首要矿藏有黄铜矿、方铅矿、闪锌矿、黄铁矿、辉铜矿等，还伴生有金银等稀贵金属，矿样多元素分析成果见表1。 表1  矿样多元素分析成果%二、浮选实验研讨 实验作业在实验室进行，实验设备为：XMB－67型200～240棒磨机，XFD－3L粗扫选浮选机，XFD－1.5L和1.0L精选浮选机。 （一）混合精矿脱药办法挑选 因为矿样为抑硫混选后得到的混合精矿，混选时参加的浮选药剂有部分存在于矿藏中，所以在铜铅别离实验前有必要先将这部分药剂脱除，结合矿石性质归纳研讨，实验选用脱药。经仔细调研，现在脱药办法有拌和脱药、再磨脱药、加温脱药[三种办法，经实验成果比照分析，再磨办法可到达较好的脱药作用，再磨细度－451μm占95%、用量9000g/t时的铜、铅分选作用较为抱负。 （二）铜铅别离药剂用量实验 传统的铜铅别离常运用重完成抑铅浮铜[2]，或运用完成抑铜浮，因为这些办导致环境污染，现在政府在出产中制止运用。为此，本次实验选用脱药，硫酸调浆，硫代硫酸钠与硫酸亚铁组合按捺剂来抑铅浮铜，详细药剂用量实验成果如下。 1、硫酸用量实验 硫酸用量实验成果见图1，实验成果表明，当硫酸用量大于3680g/t时，对铅的按捺作用变差，但硫酸的参加对进步铜档次和回收率有利，适合的硫酸用量为3680g/t，此刻矿浆pH5.5。图1  硫酸用量实验成果 2、硫代硫酸钠用量实验 硫代硫酸钠用量实验成果如图2，实验成果表明，硫代硫酸钠用量大于1200g/t时对铜铅的目标均发生晦气的影响，但小于1200g/tt时对铅的按捺作用欠好，因而适合的硫代硫酸钠用量为1200g/t。图2  硫代硫酸钠用量实验成果 3、硫酸亚铁用量实验 硫酸亚铁用量实验成果如图3，实验成果表明，硫酸亚铁用量添加会小幅度进步铜的回收率，一起进步尾矿中铅的档次，当硫酸亚铁用量到达5000g/t时可获得较好的铜铅别离作用。图3  硫酸亚铁用量实验成果 4、丁基黄药用量实验成果 丁基黄药用量实验成果如图4，运用捕收性较强的丁基黄药后铅在铜粗精矿中的回收率均在30%邻近，铜的回收率得到进步，其适宜的用量为60g/t。图4  丁基黄药用量实验成果 （三）精选Ⅰ药剂用量实验 首要进行了精选Ⅰ药剂用量实验，经实验得到精选Ⅰ较佳的药剂用量为：硫酸800g/t(此刻pH值为6.3)，硫代硫酸钠600g/t，硫酸亚铁1600g/t，丁基黄药30，松醇油5g/t。 （四）闭路实验 闭路实验流程见图5，实验成果见表2。图5  铜铅别离闭路实验流程 表2  铜铅别离闭路实验成果%三、结语与评论 1、针对该混合精矿的特征，经过多种计划的比较，选用组合按捺剂进行铜铅别离实验，能够到达铜铅别离的意图，并可获得较为抱负的分选目标，完成铜、铅有用别离。 2、使用脱药，硫酸调浆，与硫酸亚铁组合按捺剂进行铜铅别离，效，并且环保作用很好。硫代硫酸钠不只十分有 3、实验成果表明，浮选工艺准则施行便利、简单易行，所用选矿药剂均为惯例浮选药剂，较易在出产中施行。 4、因为矿石中锌的含量不高，分选难以构成合格的独自精矿产品，故本次实验未进行别离。 参考文献 [1] 艾光华,朱易春,魏宗武.组合按捺剂在铜铅别离浮选中的实验研讨[J].我国矿山工程,2005(5):11－12,16. [2] 秦永启,张文华.某铅锌矿选矿工艺实验研讨[J].湿法冶金,2004(6):98—100. [3] 邱廷省,罗仙平,陈卫华,等.进步会东铅锌矿铅锌选矿目标的实验研讨[J].金属矿山,2004(9):34－36.

含高铜、高铅金精矿是一种难处理类型金精矿。关于该类精矿，如选用直接化法浸取，其金、银的化浸出率较低，且本钱较高；如选用焙烧化法浸取，则因为铅含量较高，在焙烧过程中构成很多的硫酸铅，对金发生二次包裹，影响金的化浸出率。在文献的基础上，实验研讨了从这类高铜、高铅金精矿中直接化提取金、银的工艺办法。实验成果标明，在化浸出时，选用CaO＋NH4HCO3为pH调整剂，一起参加SD助浸剂，可有效地进步金、银的化浸出率。化尾渣的铅、硫、铜别离选用浮选法、焙烧—酸浸法进行收回，完成了金精矿中有价元素的归纳使用。该工艺办法操作简洁，不添加投资，本钱较低，其经济效益和社会效益显着。     一、矿样性质     含高铜、高铅金精矿由某黄金矿山供给。矿样细度－200目含量高于80%，呈深褐色。首要矿藏成分为黄铁矿、黄铜矿、方铅矿等硫化矿藏。金、银首要以显微粒、次显微粒状况赋存于上述矿藏中，并为硫化物包裹。矿样的首要成分分析成果见表1。 表1  矿样的首要成分分析成果成分AuAgCuPbZnSAsWB/%39.75193.22.727.820.2825.800.084     从表1可见，金精矿样中的铜、铅、硫的含量都很高，尤其是铜、铅含量高。它们的存在严重影响金、银的化浸出。因此，该矿样属含高铜、高铅难处理类型金精矿。     二、惯例化浸出实验     称取一定量金精矿于电动拌和槽中，按以下化浸出条件进行浸出：质量分数为0.5%；液固比2∶1；浸出液 pH＞11（用CaO调理）；浸出时刻48h。实验成果见表2。 表2  直接化浸出成果项目AuAg原矿档次/（g·t－1）39.75193.2渣档次/（g·t－1）7.5156.8浸出率/%81.1318.84     从表2可见，按惯例化法进行拌和化浸出，其金、银的化浸出率很低，别离为81.13%，18.84%。其首要原因是金精矿中Cu、Pb含量较高。铜的存在不光耗费了很多根，影响Au、Ag的化浸出，并且溶解的铜或许会在Au、Ag矿藏的表面构成CuCN薄膜和铜膜，使之钝化，减缓了Au、Ag的化速度。别的，硫化铅的存在，当含量小于1%时，无碍、乃至有利于金的化；但当金精矿中铅大于1%时，就会使金浸出率下降，耗费添加，并且铅有或许与矿浆中的S2－生成沉积，附着在金矿藏表面，构成钝化膜，影响金的浸出。     三、选用新式混合调整剂和助浸剂化浸出实验     依据“焙烧化工艺中选用新式组成调整剂技能办法”（专利号01103128.X），选用CaO＋NH4HCO3和NOH＋NH4HCO3二种类型的pH调整剂对含高铜、高铅金精矿进行化浸出实验。实验条件：质量分数0.4%；液固比2∶1；浸出时刻48h；NH4HCO3参加量为矿样量的1%；别离用CaO和NaOH调浸出液的pH≈10。实验成果见表3。 表3  选用新式调整剂化浸出成果项目CaO＋NH4HCO3NaOH＋NH4HCO3AuAgAuAg原矿档次/（g·t－1）39.75193.239.75193.2渣档次/（g·t－1）1.60118.402.00100.6浸出率/%95.9738.7294.9747.93     从表3可见，选用CaO＋NH4HCO3为pH调整剂进行化浸出，金的浸出率较高，但银的化浸出率稍低。二种调整剂比较，选用CaO＋NH4HCO3调整剂为维护碱，其本钱低，效益大，故在生产中选用CaO＋NH4HCO3调整剂作为化浸出的维护碱。     在选用CaO＋NH4HCO3调整剂进行化浸出时，参加SD助浸剂，可使Au、Ag的化浸出率得到进一步进步。SD助浸剂的参加量为矿样量的1%。实验成果见表4。 表4  参加SD助浸剂化浸出成果项目AuAg原矿档次/（g·t－1）39.73193.2渣档次/（g·t－1）1.2098.00浸出率/%96.9849.28     从表4可见，Au、Ag的化浸出率别离为96.98%，49.28%，与不加SD助浸剂化浸出比较，别离进步了1.01%和10.56%，其效果是十分显着的。     四、进步金、银化浸出率机理的讨论     文献［1］提出，碳酸氢铵是一种易溶于水的弱碱性化合物，在化浸出矿浆中参加NH4HCO3，除起到化维护碱的效果外，还与矿浆中的有害元素发生一系列的化学反应。 当矿浆中的铜较高时，部分铜将被溶解进入溶液，并与矿浆中的CN－、OH－构成铜的化络合物，其反应式如下： 2Cu2＋＋7CN－＋2OH－→2Cu（CN）32－＋CNO－＋H2O     当化矿浆中参加性化合物后，则构成混合配位络离子［Cu（CN）3·（NH3）3］2－，该类混合配位络离子具有较强的溶金才能，其反应式如下： 4Au0＋4[Cu（CN）3·（NH3）3]2－＋O2＋2H2O→4Cu（CN）2－＋4Cu（CN）＋12NH3＋4OH－     因此，在化浸出时，关于含铜矿样参加碳酸氢铵，不光能进步金的浸出率，并可下降的用量。     文献［2］指出，当金精矿中铅含量小于1%时，不影响、乃至有利于金的浸出，当铅含量大于1%时，可使金的化浸出下降，用量添加。关于含高铅金精矿，当引进碳酸根时，可使铅以碳酸盐的方式存在，减小了铅对化浸出的影响，因此参加碳酸氢铵，关于含高铅金精矿化浸金是有利的。     文献［3］指出，在金精矿中一般含有一一量的磁黄铁矿。磁黄铁矿中含有一个可溶的流，在化浸出时，易构成很多的SO42－、SCN－等构成的化合物，耗费很多的氧和CN－，因为溶液中氧和根的下降，直接影响金的浸出率。别的，因为硫化物的溶解，在金矿藏表面上或许构成硫化物、砷化物和铁的化合物等钝化膜。在化矿浆中参加SD助浸剂可起到供氧和除掉金矿藏表面钝化膜的效果，有利于金的化浸出。     五、渣的归纳收回使用     含高铜、高铅金精矿通过化浸金、银后，其化浸渣中含有Cu、Pb、S等有价元素，可按图1所示工艺流程进行归纳收回使用。图1  渣归纳使用工艺流程     生产实践标明，上述工艺流程是可行的，渣中的有价元素都得到收回使用，其经济效益和社会效益是十分显着的。     六、结语     （一）实验研讨标明，关于含高铜、高铅金精矿，选用CaO＋NH4HCO3调整剂并参加SD助浸剂进行化浸出，可有效地进步金、银的化浸出率。与惯例化法比较，金、银的化浸出率别离进步15.85%和30.44%。     （二）生产实践标明，化浸取金、银后的尾渣，选用浮选法选铅、焙烧—酸浸法收回S和Cu、酸浸渣制备水泥，完成了金精矿的一切组分的收回使用。     （三）该工艺办法操作简单易行，本钱低，已在国内黄金矿山、冶炼部分得到推广应用，取得了较好的经济效益和社会效应。     参考文献：     [1]薛光，于永江。焙烧化工艺中选用新式组成调整剂的技能办法［P］.我国专利，O1103128.X.      [2]陆克源，于红。低铅金矿的脱铅技能，我国金矿研讨新进展［M］.北京：冶金工业出版社，1996。     ［3］薛光，于永江。进步高硫金精矿金的化浸出率的实验研讨［J］.黄金,2004，25（9）：31～33。

浙江遂昌金矿挖掘贫硫化物石英脉型金矿，原矿中金含量9.7g/t，银含量高达242.96g/t，矿藏组成比较复杂，但仍归于易选矿石，金以中细颗粒居多。首要赋存于金银矿和银金矿中，需求细磨才干使金银矿藏单体解离。自1986年建成300t/d采选规划以来，靠单一浮选工艺，曩昔金精矿出售给富春江冶炼厂。为了完成就地产金，削减精矿运送丢失，加速资金周转，进步厂商效益，1989年建成化车间并投入出产。该矿金精矿化学组成见表1。 表1  浙江遂昌金矿金糟矿化学组成元素Au（g/t）Ag（g/t）CuPbZnFe含量（%）98.722984.770.370.612.00530.27元素SMnSiO2Al2O3CaOMgO含量（%）33.370.3323.856.890.4760.182         该矿在建厂前曾进行专门实验，但成果收支预料。众所周知，化法收回银一般收回率不高，而这次实验银收回率高达95.15%；其次精矿磨矿粒度到达－320目占77.60%金浸出率最高，过磨反而下降；要使银在化溶液中溶解，生成银络合物，有必要坚持较高的浓度，根浓度坚持在0.08%左右，耗量高达8.1kg/t。     在实验研讨基础上建成两浸两洗、锌粉置换、酸化法污水处理、金泥火法冶炼工艺流程，经多年出产实践其金银化收回率别离达97.15%与90.26%。取得极佳作用。其首要特色为：（1）高浓度根浸出加适度磨矿，即一320目占75%左右，一浸作业根浓度操控在0.08%～0.10%之间，二浸作业操控在0.06%－0.08%上下；（2）选用主动立式压滤机过滤浸渣，化尾渣即为硫精矿，含硫30%～35%就近出售给化工厂制酸；（3）该矿地处江南水乡，人口稠密，水系兴旺，若选用普通圆筒型过滤机，其滤饼含水将高达20%，硫精矿外运需求通过几个村庄。车箱密封不严必定散落，将会对环境形成严峻污染，但选用主动立式压滤机后滤饼水份降至8%～10%。呈干饼情况，契合环保要求。     一般以为。金精含铜档次大于1%时采纳化工艺是不经济的，首要原因是铜矿藏会很多耗费。然后影响金的浸出率；一起，因为铜矿藏在浸出过程中很多被溶解而使铜无法得到有用收回。铜矿藏在溶液中的溶解度见表2。但是。广东高要河台金矿在金精中却很好处理了这个问题。该矿挖掘含金蚀变糜棱岩型矿床，表8铜矿藏在0.099% NaCN溶液中的溶解度矿石中含铜档次0.2%～0.3%。矿石浮选后得金精矿，1998年前悉数销往冶炼厂。因为冶炼厂压水份、压档次与延迟返还货款以及长途运送和损耗等原因。厂商经营情况一向被迫。为了改动这种相貌并完成就地产金于1998年展开金精矿化项目技术改造，含铜精矿多元素分析见表3。其间氧化铜相对含量仅9.01%，其他为硫化物，在惯例化浸出实验中即运用碱作了预处理。耗量仍l2kg/t。金浸出率96%，比较抱负。为了下降耗量。该矿工程技术人员作了深化探究与研讨，通过多年尽力采纳某种特殊办法，使耗量降至8kg/t。 表2  铜矿藏在0.099% NaCN溶液中的溶解度矿藏称号分子式铜溶解率（%）23℃45℃金属铜 蓝铜矿 赤铜矿 硅孔雀石 辉铜矿 黄铜矿 斑铜矿 孔雀石 硫砷铜矿 黝铜矿Cu 2CuCO3·Cu（OH）2 Cu2O CuSiO3 Cu2S CuFeS FeS·2Cu2S·CuS CuCO3·Cu（OH）2 3CuS·As2S5 4Cu2S·SB2S390.0 94.5 85.5 11.8 90.2 5.6 70.0 90.2 65.8 21.9100.0 100.0 100.0 15.7 100.0 8.2 100.0 100.0 75.1 13.7 表3  河台金矿金精矿多元素分析成果元素Au（g/t）Ag（g/t）CuPbZnFeS含量（%）96.034.04.70.0380.1020.2114.08元素NiMgOAl2O3CaOSiOCaOC含量（%）0.0490.020.898.9544.920.660.34        为了持续下降耗量并进行改造，原化流程为增加浸出时刻采纳边磨边浸。将化贫液回来再磨作业，浸渣尾矿档次偏高，改造时采纳如下办法：一撤销边磨边浸流程，贫液不再回来再磨作业，而回来浸出矿浆中；二是磨前增加石灰，将矿浆操控pH=9左右；三是进步再磨细度，使-400目占90%以上，依然采纳二浸二洗流程，耗量由8.01kg/t降至4.59kg/t的正常水平。金浸出率再进步1.27%。达98.43%。该矿金精矿化工艺为这类金矿闯出一条新路。    但是，含铜金精矿处理办法按含铜量凹凸区分，基本规律是铜含量越高金浸出率越低，惯例化答应含铜量在1%以下；含铜在1%～6%时，即要采纳特殊办法才干到达惯例目标；含铜大于6%时，如长白山一带的小西南岔、珲春金铜矿以及长江中下游的鸡冠嘴、鸡笼山、桃花嘴等金矿，其铜档次较高，金精矿销往冶炼厂。其间如鸡冠嘴金矿原矿档次金2.74 g/t、铜1.595%、铁40.82%、硫l6.53%。还伴生有Ag、Mo、Se、Ni等元素。但珲春金铜矿的金精矿化浸出实验，铜档次达l2.5%，惯例化时金浸出率仅43.64%。但脱药后选用一混合液炭浸法，可使金浸出率进步至93.43%。是否建厂出产则不详。

1号电解铅 :Pb含量不小于99.994% ； 2号铅: Pb含量不小于99.99%； 粗铅:  硫化铅矿氧化脱硫-去渣-粗铅.粗铅Pb纯度在96%-98%； 还原铅：以废铅做原料，重新回炉冶炼而得，PB含量通常在96%~98%左右，也可做为生产电解铅的原料。   再生铅：蓄电池用铅量在铅的消费中占很大比例，因此废旧蓄电池是再生铅的主要原料。有的国家再生铅量占总产铅量的一半以上。 再生铅主要用火法生产。例如,处理废蓄电池时,通常配以8～15%的碎焦，5～10%的铁屑和适量的石灰、苏打等熔剂，在反射炉或其他炉中熔炼成粗铅。 铅精矿：矿石经过经济合理的选矿流程选别后，其主要有用组分富集，成为精矿，它是选矿厂的最终产品。精矿中主要有用组分的含量称精矿品位。精矿品位有的以重量百分比（如铜、铜、锌等）表示，有的以重量比（如金矿以克／吨）表示。它是反映精矿质量的指标，也是制定选矿工艺流程的一项参数。

铅精矿中的杂质:铜:在精矿中呈含铜硫化物存在.在烧结焙烧温度下,反应为氧化铜,熔炼时还原为金属铜,进入粗铅,如粗铅含铜高(>2%)时,则需造冰铜,对铜进行回收,否则,熔炼时,铅,渣分离困难,且易堵塞虹吸道,造成处理困难,影响工人健康和铅的挥发损失大.铅产品中合铜量较高时易使铅变硬.故要求铅精矿中含铜量锌:在铅精矿中以硫化锌状态存在,焙烧时变成ZnO.在熔炼过程中不起化学变化,大部分进入炉渣,增加炉渣粘度,缩小铅液与炉渣比重差,而使二者分离困难,影响铅的回收率.部分ZnO可能凝结在炉壁上形成炉结,使操作困难.原料中含锌高时,会造成高铁炉渣,增加铅在渣中的损失.锌易使铅金属变硬不能压成薄片,并促使硫酸对铅的腐蚀性.因此要求铅精矿含锌不大于10%.砷:在精矿中以毒砂(FeAsS)及雄黄(As2S3)的状态存在,熔炼时,部分还原成As2O3而挥发进入烟气,形成极有害的大气环境污染.部分As进入粗铅和炉渣;粗铅中含As高时,需采用碱性精炼法除As,产出的浮渣中所含的Na3AsO4极易溶于水而污染水源,致使人畜中毒.砷易与铅形成合金,使铅硬化,故要求铅精矿中含砷不大于0.6%.氧化镁(MgO):熔点2800℃,增加炉渣熔点,且易使铁的氧化物在渣中溶解度降低,炉渣变粘,一般含MgO达3.5%,则故障频繁,因此希望铅精矿含MgO不大于2%.氧化铝(Al2O3):熔点2050℃,使炉渣熔点增高,粘度增大,特别是与ZnO结合成锌尖晶石(ZnO·Al2O3),在鼓风炉中系不熔物质,使炉渣熔点与粘度显著升高,故要求精矿中Al2O3不大于4%.

现在国内从含铜、铅金精矿中提取金、银一般选用焙烧化法。该工艺不光能够有效地提取金、银，还可归纳收回硫和铜。但关于铅、砷的含量要求比较严厉，因为铅在工艺过程中以硫酸铅的方式存在于酸浸渣中，除添加化浸出本钱外，还直接影响金、银的化浸出率。为此怎么从酸浸渣中收回铅，一直是人们十分重视的课题。     据材料介绍，从焙烧化工艺中的酸浸渣收回铅有两种途径：1.矿浆电解法、2.湿法除铅法。因为矿浆电解法设备出资大，本钱较高，技能办法没有老练，所以湿法除铅仍是现在待挑选的工艺办法之一。     本文在前人作业的基础上，拟定了一个从铜、铅金精矿中，选用焙烧化法归纳收回金、银、铜、铅的新工艺办法，该法是在矿样中参加一定量的NaOH，Na2S混合添加剂进行焙烧。焙烧渣经稀硫酸浸铜后在常温条件下，用25%NaCl的弱酸性溶液浸取铅.然后以化法提取金、银。实验标明，该法不光归纳收回铜、铅、硫、下降化浸出本钱，进步金、银的化浸出率，且答应较高砷含量的存在，拓宽了矿源的运用规模，具有较大的经济效益和社会效益。     一、矿样性质      本实验选用的矿样是由河南华夏黄金冶炼厂供给。矿藏成分首要为黄铁矿、砷黄铁矿、黄铜矿、方铅矿、闪锌矿等硫化矿藏，金、银则以类质同象散布在硫化矿藏中。经分析测定，矿样的首要化学成分见表1。 从表1可见，矿样中除含有金、银外，铜、铅、硫含量均较高，别的还含有一定量的砷，该矿样归于难处理金、银精矿类型，选用现行的焙烧化法是难以获得较高的金、银化浸出率和到达归纳收回有价元素的意图。     二、直接化浸出实验     选用直接化浸出法对该矿样进行浸出，其浸出条件；浓度：0.5% ，液固比：2：1浸出液PH＞11(石灰调理)，浸出时刻：42h，浸出成果见表2。 表1  矿样的化学组成含量43.52423.361.130.536.631.00.40         注：Au、Ag单位为1×10-6 表2  直接化浸出成果原矿档次(1×10-6)41.5242.0渣档次(1×10-6)13.60224.4浸出率(%)67.237.20         从表2可见，在常温条件下进行化浸出，金、银的化浸出率较低，尤其是银的化浸出率更低，首要原因是矿样中的铜、砷含量较高，影响了金、银的化浸出，别的很多硫的存在，对微粒，超微粒的金、银发生包裹.使金、银的化反响难以进行。     三、焙烧化浸出实验     选用焙烧化浸出工艺对该矿样进行金、银的收回。焙烧条件：温度630℃，时刻60min。硫酸浸铜条件：硫酸浓度：2%，温度：7O－80℃，浸出时刻：2h。化浸出条件：浓度0.2%，液固比2.1，浸出液PH=9.5(碳酸钠调理)，浸出时刻：36h。实验成果见表3。 表3  焙烧化浸出成果原矿档次(1×10-6)41.5242.0渣档次(1×10-6)4.08178.4浸出率(%)90.1726.28         从表3可见，焙烧化法与惯例化法比较，可大大进步金、银化浸出率，但渣中的金、银含量依然较高，尤其是银，其浸出率仅为26.28%，大部分银未浸出。     四、加添加剂焙烧化浸出实验     笔者曾对金精矿焙烧化浸出工艺中进步银的收回率进行了研讨，也对含砷金精矿焙烧化浸出工艺进步金、银的收回率进行了讨论，本实验结合两种工艺办法的特色，选用Na0H+N aS混合添加剂对矿样进行焙烧化浸出实验，其工艺条件：混合添加剂(NaOH+NaS)用量别离为矿样量的0.5%，焙烧温度63O℃，焙烧时刻1h，硫酸溶液浸铜和酸浸渣化浸金、银的工艺条件与焙烧化浸出实验条件相同。实验成果见表4。 表4  加混合添加剂焙烧化浸出成果原矿档次(1×10-6)41.5242.0渣档次(1×10-6)2.2091浸出率(%)94.7062.39         从表4可见，在矿样中参加NaOH+Na2S混合添加剂进行焙烧化，可大大进步金、银的化浸出率，与焙烧化法比较，金、银的化浸出率别离进步了4.53%和36.11%。     五、从酸浸渣中浸铅实验     金精矿中的铅首要以方铅矿的方式存在，当矿样经高温焙烧，稀硫酸浸铜后，铅首要以硫酸铅存在于酸浸渣中。本文运用酸性氯化钠溶液溶解硫酸铅的性质，在常温条件下，以酸性氯化钠溶液进行浸取，则硫酸铅转化为可溶性的氯化络离子溶液.其反响式如下： Pb2＋＋NaCl－→PbCln(n－2)－     在13℃时，当氯化钠浓度为300g/L，溶液中铅离子浓度可到达20g/L，进步氯化钠浓度有利于铅的浸取。当2O℃时，水中饱满氯化钠浓度为360g/L。本实验选用的工艺条件： NaCl浓度25%，液固比5：1，浸出液PH=2，浸出时刻4h，浸出温度：常温。其实验成果见表5。 表5  酸浸渣浸铅实验成果铅含量(%)2.200.19         从表5可见，依据实验成果计算出的铅浸出率为91.36%，盐浸渣中的金、银在化浸出时可选用CaO为的维护碱，盐浸液中的铅能够进行收回。     六、盐浸液中铅的收回     盐浸液中首要含有铅以及少数的铜、铁、锌等金属，选用下述工艺程序进行收回。     （一）碳酸钠沉积铅     在常温条件下在盐浸液中参加固体碳酸钠.调至溶液的PH=5，此刻铅的沉积率达9O%以上，铜、铁等金属也一起沉积，固液别离后滤液回来循环运用。     （二）硫酸溶液浸取铜     选用5%硫酸浸取铅沉积物，碳酸铅转化为硫酸铅，而铜、铁则构成硫酸盐转入溶液。固液别离后制得硫酸铅沉积，溶液中的铜进行收回。     （三）3碳酸氢铵转化     选用碳酸氢铵溶液浸取硫酸铅沉积，在碱性介质中硫酸铅转化成碳酸铅，固液别离后制得碳酸铅。     （四）硝酸溶液溶解碳酸铅     用硝酸溶液在常温条件下溶解碳酸铅，制备成溶液，以为质料可组成十余种化工产品，如红丹，黄丹，，等。     实验标明，关于含铅2%，铜O.6%的酸浸渣经上述工艺处理，可收回铜5kg，铅化工产品20kg。     七、比照实验     取两份矿样，1份按以下工艺办法处理：矿样加混合添加剂焙烧－硫酸浸铜－酸浸渣化浸出金、银(以、碳酸氢铵为PH调整剂)。另1份按以下工艺办法处理：矿样加混合添加剂焙烧－硫酸浸铜－酸浸渣浸铅－浸铅渣化浸金、银(以CaO为PH调整剂)。其实验成果见表6。 表6  比照实验成果元素AuAgAuAg矿样档次(1×10-6 )41.524241.5242渣档次(1×10-6)2.2O911.1856浸出率(%)94.7062.3997.1676.86         从表6可见，选用新工艺办法(除铅工艺)，关于金、银的化浸出是有利的，与未除铅工艺办法比较，其金、银的化浸出率别离进步了2.46%和14.47%。因为新工艺办法选用了廉价的CaO为PH调整剂，可大大下降化浸出的本钱，其经济效益和社会效益是明显的。     八、定论     （一）实验标明：选用参加混合剂(NaOH+Na2S)进行焙烧化浸出，可进步金、银的收回率，且答应焙烧质猜中较高含量砷的存在，拓宽了质料来历。     （二）实验标明，在常温条件下，选用氯化钠溶液(25%，PH=2)对酸浸渣进行浸取，铅的浸出率达91.36%。以此为质料可制备、等化工产品，其经济效益明显。     （三）实验标明，酸浸渣经浸铅后，再进行化，有利于金、银化浸出Au，Ag的化浸出率别离进步2.46%和14.47%。因为选用廉价的CaO作为PH的调整剂，大大下降了化浸出本钱，其经济效益和社会效益明显。

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

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

传统的银电解工艺中，对银阳极的质量要求较高，一般有如下规则：（Au＋Ag）＞95%、Cu＜1.5%、Pb＜3%。唯有如此，才干较好地操控工艺条件，出产高纯度的电银，故在阳极的出产工序，都要加强氧化除杂进程。而我公司因为矿石性质多变，设备处理才能偏小，阳极板含铜铅很不安稳，一般成份（%）：（Au＋Ag）44.89～80.83、Cu 1.5～31.21、Pb 5.18～41.31，关于如此高杂质的阳极，咱们通过出产探索，断定了如下出产工艺，首要工艺流程如下图所示。一、高铜铅阳极的一次电解 依据电化学原理，在电解进程中，杂质电位比银负，会优先氧化。铜以离子方式进入电解液，铅一部分以离子方式进入电解液，另一部分以PbO2方式进入阳极泥中。因为阳极杂质高，为避免电解液中Ag＋贫化及杂质在阴极分出，所以有必要添加Ag＋浓度及HNO3浓度。一起，为避免金属积压，选用高电流密度进行快速别离金银。在操作中，咱们选用如下工艺条件：电流550～600A，槽温＞40℃，电解液成份（g/L）Ag＋110～130、Cu2＋＞3.0、HNO3＞15.0，一次电解得到如下产品：高铅阳极泥、高铅铜电解液、国标3#以下电解银粉（一次电解银粉）。依据出产实践，处理1000kg阳极板，选用三槽电解，此进程只须4～5天。 二、高铅阳极泥的处理 高铅阳极泥通过稀硝酸的预处理，得到高铅黑金粉（Au 40%～83%、Pb 10%～30%、Ag 1.3%～4.5%）。此金粉如选用火法冶炼技能，除67、!"的作用欠好，会影响金电解工序的出产，并且炉渣含金、银、铅都很高，回来流程后会构成铅的闭路循环。 为此，咱们选用全湿法工艺处理高铅金粉，时刻只需几小时。除铅银废液中含Au 0.005g/L、Ag 0.2g/L，在进行简略的除铅后即可排入化污水处理体系，除铅后金粉成份（%）：Au 96.8～99.43、Pb 0.03～0.99、Ag 0.3～1.24。用此金粉浇铸金阳极板，选用非对称交流电源进行电金出产，能出产出好于国标1#金，且1#等第率达100%。我公司出产的电金成份（%）：Au＞99.996；Ag＜0.0005；Cu＜0.0005；Pb＜0.0005；Fe 0.0005～0.00015；Bi＜0.0005；Sb＜0.0005。 三、高铜铅电解液的处理 电解必定周期后，电解液中Ag＋下降，Cu2＋、671#累积到恰当的浓度。此刻有必要进行处理，进行电解液的再生。依据理论核算，关于含Ag＋ 100g/L的电解液，只要Pb降到0.2g/L时，银才会构成Ag2SO4沉积。故咱们选用稀硫酸沉铅法来使电解液再生，沉铅前后电解液成份见下表（g/L）处理进程AgCuPbHNO3沉铅前61.3749.6586.2012.23沉铅后75.0454.600.3969.53 沉铅后的电解液含酸过高，要进行恰当加热赶硝，过滤后部分可回来电解体系。部分进行工业盐置换回收银，以下降电解液中Cu2＋浓度。沉积的铅粉经洗刷后成份为（%）：Ag 0.025～0.70、Pb 66.51～86.12。咱们把它作为炉渣进行出售。 四、一次电解银粉的处理 一次电解别离出的银粉质量很差，成份（%）：Cu 0.0018～0.025、Pb 0.016～0.61；Fe 0.0005～0.003，对这些银粉，选用从头浇铸阳极板，实施二次电解法进行出产。设备选用原一次电解的电解槽，但之前要进行充沛整理，二次电解选用如下工艺条件：Ag 75～130g/L、Cu＜60g/L、HNO3＞8g/L、温度＞35℃，电流450～480A，出产的国标1#银粉一次合格率达90%以上。

一、制备电缆护套铅的所需原料 （一）铜的加入 为了尽量避免Cu2Sb这一严重影响电缆护套铅挤压性能的金属间化合物的生成，采用了直接把铜加入铅熔体的方法。护套铅成品的含铜量与生产时配入量有很好的吻合性， 在正常情况下， 两者之间的误差小于5％。 现在电缆厂对护套铅的含铜量的要求逐步提高，趋向于0.06％ 。这给生产带来一定困难，一方面使熔解过程的时间延长;另一方面因含铜量的升高，容易从熔体中熔析，使铅液中的含铜量下降，尤其是在有Sb存在的情况下。 但是设法避开一些不利因素的影响，提高Cu含量是完全可行的。铜在铅液中的熔解，并不等于铜与铅已经合金化。必须给予合金化的过程。 （二）锑的加入 锑的熔点为630.5℃，比重为6.684。在灼热的情况下，容易氧化产生出三氧化二锑白烟。锑对氧的亲和力大于铅对氧的亲和力 因此，锑容易在配制过程中被烧损。但锑在液态铅中溶解度较大，溶解速度也快。破碎成块状的锑放入搅拌着的铅液中，很快被吸入液流旋涡，再也不浮出液面。从加入到溶解只需数分钟，但是搅拌必须充分。在锑完全溶解后还需持续一段时间，否则在金相照片中仍可见到单独的锑相。 锑的损失较大，其损失程度(也称烧损)与铅液温度、搅拌强度与时间、铅液表面残余的氧化铅量有关、烧损率可达l0%～l8％。温度对锑的利用率的影 响。为了减少烧损，在满足生产工艺要求的前提下,应采用较低的温度和搅拌强度、较短的搅拌时间。这对于降低生产成本有着实际意义。以成品含Sb为 0.55％计算，若把锑的利用率由85%提高到90%，则每吨护套铅的成本可降低近3元。 （三）锡的加入 在Pb～Sn—Sb合金中要加入锡。锡的熔点为231.9℃，比重7.29。配入锡时要注意的问题与配锑相似。它被氧化饶损的速度受到操作温度、搅拌强度 的极大影响。于由锡易于与PbO发生反应生成PbO•SnO2，因此铅液面上残存的氧化铅量的多少会直接影响锡的利用率。操作温度对锡的利用率的影响。由 于锡的烧损随操作温度的升高而急剧增大，为了减少烧损，应控制在尽可能低的温度。控制在400～4l0℃ 的范围内。温度过低，会增加铸锭机操作的困难，护套铅锭的飞边毛刺和表面夹渣明显增多，浇注孔也容易堵塞，工人的劳动强度大大增加。过度的搅拌可以使合金中锡含量下降，因此，在操作过程中应当控制搅拌强度和时间。另外，在铸锭时也应尽量减小铅液的回流量并尽可能地缩短浇铸过程的延续时间在搅拌强度一定的情况下，曾试验过搅拌时间对合金含Sn量的影响，从中可以看出随着搅拌时间的延长，合金中含Sn量降低。 液态合金平静保温放置时，虽经数小时，但含Sn量变化甚微。可见锡的烧损与新鲜液面对空气的接触情况有关。 二、关于Pb—Sb—Cu合金的金相结构 Pb—Sb—Cu护套铅合金从控制的化学成份范围和Pb—Sb—Cu三元相来看，应是铅基金属固溶体。护套铅锭的铸态组织是不平衡的，不可避免地存在着枝晶偏析。这种偏析经退火处理则会消失。由于护套铅锭在用于制作电缆包皮之前要经过重熔，其溶温一般要达到380～400℃，其铸态组织必然被破 坏。因此，铸态组织的状态不宜作为护套铅锭质量优劣的判断依据。 但是，电缆厂家从护套铅挤压加工的实践出发，认为护套铅中针状Cu2Sb的存在十分有害，会较严重地影响合金的挤压性能。因此，有的厂家在订货时要求护套铅中不得有针状Cu2Sb存在，团粒状Cu2Sb的直径在X250金相片上不得大于1 mm，即团粒直径不得大于4×10—3mm。这一要求的定量标准是否合理，另当别论，但从一个方面反映了电缆厂家的实践经验。 如果采用先配别Sb一Cu中间合金后再加入铅的方法来生产Pb—Sb—Cu合金，则合金中必然有大量Cu2Sb，其中针状Cu2Sb占相当大的比 例。这种合金不能用于连续挤压机的生产。这一点巳被电缆厂所证实。 采用直接配入铜，锑的方法，可以大大减少Cu2Sb的生成，但是不可能不产生Cu2Sb。在1l% Sb和0.075% Cu处，有一个铅、锑和锑化二铜的共晶点，共晶温度仅248℃。如果合金熔体成份是含Sb＞11％、含Cu＞0.075%的某点时，在冷却过 程中首先出现Cu2Sb相，接着出现Cu2Sb与Sb的共晶，最后是Pb，Sb和Cu2Sb三元共晶，其中Cu2Sb有一部分就形成针状结构。所以只要严格控制工艺条件，针状Cu2Sb的形成是可以避免的。

1号电解铅 :Pb含量不小于99.994% ；2号铅: Pb含量不小于99.99%；粗铅: 硫化铅矿氧化脱硫-去渣-粗铅.粗铅Pb纯度在96%-98%；还原铅：以废铅做原料，重新回炉冶炼而得，PB含量通常在96%~98%左右，也可做为生产电解铅的原料。 再生铅：蓄电池用铅量在铅的消费中占很大比例，因此废旧蓄电池是再生铅的主要原料。有的国家再生铅量占总产铅量的一半以上。 再生铅主要用火法生产。例如,处理废蓄电池时,通常配以8～15%的碎焦，5～10%的铁屑和适量的石灰、苏打等熔剂，在反射炉或其他炉中熔炼成粗铅。铅精矿：矿石经过经济合理的选矿流程选别后，其主要有用组分富集，成为精矿，它是选矿厂的最终产品。精矿中主要有用组分的含量称精矿品位。精矿品位有的以重量百分比（如铜、铜、锌等）表示，有的以重量比（如金矿以克／吨）表示。它是反映精矿质量的指标，也是制定选矿工艺流程的一项参数。

烧结焙烧是硫化物在高温（800℃以上）条件下经氧化脱硫转为氧化物，并烧结产出具有多孔和一定强度的烧结块的过程。烧结过程应尽可能提高烟气中S02浓度，以利于制酸，同时力求富集原料中易挥发的有价金属，以便综合利用。       烧结设备有烧结锅、烧结盘和带式烧结机，带式烧结机适用于规模在20000t／a以上的大中型冶炼厂。带式烧结机又分为吸风和鼓风两种型式。烧结机吸风烧结、烧结锅烧结和烧结盘烧结所产烟气含SO2浓度低，一般在2.0％以下，难以制酸，排入大气严重污染环境，因而仅在极少数老厂或小厂还保留使用。烧结机鼓风烧结产出的烟气，含SO2浓度可达4％～7％，可进行制酸，有利环保，因此目前多采用烧结机鼓风烧结焙烧。       采用鼓风炉炼锌(I.S.P)冶炼流程时，铅锌精矿需先进行烧结焙烧，鉴于铅锌精矿的烧结工艺流程与铅烧结的工艺流程基本相同，为避免重复，故合在一起叙述。但是，这二种烧结工艺在烧结混合料成分控制、点火和烧结温度、烧结块质量要求等方面存在着较大的差异。为便于区分这二种不同烧结工艺，先将其主要不同点叙述如下。       一、混合料       （一）铅烧结       1、烧结块含铅一般要求在40％～45％，当处理高品位铅精矿时，配料时需添加熔炼炉或烟化炉的水碎渣降低烧结块中的铅品位。      2、鼓风炉熔炼时，烧结块中的锌几乎全部进入熔炼炉渣，为保证熔炼顺利进行，炉渣含锌受到限制，一般不超过15％。当处理高锌铅精矿时，必须添加烟化过的熔炼炉渣代替熔炼水碎渣。       3、进行配料的物料除各类铅精矿和含铅物料外，尚有烧结、熔炼、通风烟尘，熔剂，水碎渣等物料；熔剂有石英石（或河砂）、石灰石、烧渣等，熔剂可以全部在烧结配料时一次配入，也可以在烙炼时加入部分块状熔剂，剩余部分在烧结配料时加入。       （二）铅锌烧结       1、混合料中的Pb、Zn、 SiO2等成分必须符合产出的烧结块中的Pb+Si02不大于26%，锌铅比不小于2.0的要求。       2、混合料是由铅锌精矿，烧结烟尘、通风烟尘、熔剂、浮渣、蓝粉等物料组成的。熔剂通常为石灰石，且在烧结时一次配入。蓝粉和部分烧结通风烟尘以泥浆形态加入圆筒冷却机。       二、点火温度、烧结温度和料层厚度       名称       点火温度，℃    烧结温度，℃     料层厚度，mm     铅烧结      800～1000       1100～1150         200～300     铅锌烧结    950～1150       1200～1300         320～400       铅锌烧结的烧结尖峰温度有时高达1400℃，从而得到高强度烧结块。       三、烧结块质量要求       （一）铅烧结块       烧结块含铅和造渣成分必须符合鼓风炉熔炼的要求。此外，还要求：       1、残硫一般为1.5％～3.0％，当原料含铜高时，残硫会更高。       2、烧结块的块度为50～150mm。      （二）铅锌烧结块       1、残硫要求不能大于1.0%，一般0.6％～0.8％。       2、烧结块的块度为30～100mm。       3、烧结块的强度要比铅烧结块强度高。       四、返粉制备与返粉量       现代烧结－鼓风炉熔炼铅厂的返粉制备，甚至配料基本上与铅锌烧结相一致。       铅烧结返粉量由于铅精矿含硫一般为16％～18％，故返粉率为60％～75％；铅锌烧结原料中含硫要比铅精矿高得多，一般为26％～30％，故返粉率要比铅烧结高得多，通常达到75％～83.5%。

一、前言 韶关冶炼厂利用贵铅炉吹炼反射炉产出的冰铜，产出含铜90%左右粗铜，粗铜渣中含有较高的铜、锑、铅等有价金属，本文所阐述的就是从吹炼后的粗铜渣中回收铜、铅、锑等有价金属的试验研究。 粗铜渣经破碎筛分后，采用两段氧化酸浸生产硫酸铜，浸出渣还原熔炼得铅锑多元合金的工艺来处理，经小试及扩验，均可得到二级品以上的硫酸铜产品和主成份大于80%的铅锑合金。 二、方案选择 贵铅炉吹炼冰铜产出的粗铜渣主要成份如表1所示。 表1  粗铜渣主要成分从表1可知，粗铜渣中有价金属品位较低，采用火法处理比较困难，而用湿法工艺来处理该渣是比较合适的。在湿法工艺中，可根据产品结构不同而有多种方案。据我们研究分析及探索性试验，决定采用氧化酸浸，使铜、砷、钠进液，从液中分离出As、Na，生产硫酸铜产品，浸出渣中的铅、锑经还原熔炼生成铅锑合金。试验工艺流程如图1所示。 三、试验结果及讨论 （一）粗铜渣的酸浸 浸出的目的是将铜尽可能的浸出，铅、锑在渣中进一步富集。图1  试验工艺流程图 在探索试验中，进行了水洗、酸浸，铜的浸出率都很低；在一次氧化酸浸过程中，发现酸度越高，浸出时间越长，铜的浸出率越高；但同时由于浸出液终酸越高，下一步液的中和除杂所用的中和剂量就越大，铜的损失也就越大。 为了使浸出液酸度低而浸出率又高，我们最终采用两段逆流氧化酸浸。两段逆流氧化酸浸的技术条件如下： 一段酸浸：液固比4∶1，浸出温度70～80℃，浸出时间：4h，鼓入空气量46L/min，始酸浓度40g/L。 二段酸浸：液固比4∶1，浸出温度70～80℃，浸出时间：8h，鼓入空气量46L/min，始酸浓度98g/L。 根据表2数据可计算出，两段氧化酸浸铜的浸出率为85.56% 表2  粗铜渣酸浸小试数据一览表注：1.中和时取酸浸液量1000mL，沉铜时取中和后液量1150mL；2.液体浓度以g／L计，固体以百分含量计。 （二）酸浸液的中和 中和的主要目的是降低溶液酸度，同时除去As、Fe等杂质。Cu2＋的水解pH0值为3.88（t＝70℃），而Fe[3+]的水解pH0值（t=70℃）为0.99，因此中和终点pH值控制在2.5～3.0，将酸浸液加热至70～80℃后向烧杯内壁上方喷射石灰乳，慢慢加入石灰乳中和。 中和除杂时铜的直收率为95.3%（按渣计）。 （三）中和后液的沉铜与沉铜渣的漂洗、溶解 将中和后液加热至50℃，加入Na2CO3沉铜，终点pH值控制在5.5～6.0左右，到终点后继续搅拌10min即可过滤，沉铜过程主要反应为： 2CuSO4+3Na2CO3+2H2O=Cu（OH）2 CuCO3↓+2NaHCO3+2Na2SO4 过滤得到的沉铜渣在70～80℃下用渣中铜量30倍的水漂洗30min，洗后的渣加入铜量的1.8倍浓H2SO4溶解，30倍的水，搅拌溶解20min即可。过程主要反应为：中和后液沉铜及沉铜渣的溶解过程中，铜的直收率为95.69%。 （四）硫酸铜溶液的浓缩、结晶及离心过滤 将溶解沉铜渣得到的硫酸铜溶液加热蒸发浓缩至比重1.38～1.41后冷却结晶，离心过滤即可得到二级品硫酸铜过滤时要加水淋洗确保产品质量。 从粗铜渣浸出至产出硫酸铜产品，铜的总回收率78.02%。 （五）酸浸渣的还原熔炼 从表2可知，酸浸渣中含铅、锑高，必须再回收。我们初步探索了还原熔炼法来回收其中的铅和锑，即将酸浸渣配以焦炭粉、纯碱和铁屑，装在石墨坩锅放入井式电炉进行还原熔炼，过程主要反应为：还原熔炼主要技术条件： 焦炭粉：渣量的10%，纯碱：渣量的10%，铁屑：渣量的2%，温度1150℃，时间：3～4h。 酸浸渣：粗Pb-Sb合金和还原炉渣主要成份如表3所示。还原熔炼铅、锑直收率分别为90.1%和81.3%。 表3  还原熔炼各物料主要成份含量（%）（六）扩大试验 1、粗铜渣提铜 每次浸出物料5000g，试验条件与小试相同，试验数据如表4所示。扩大试验铜的浸出率为88.2%，总回收率达到81.8%，产出的硫酸铜达到二级品以上。 表4  粗铜渣提铜扩大试验数据一览表  注：1.中和时取酸浸液量3000mL，沉铜时取中和后液量3060mL；2.液体浓度以g／L计，固体以百分含量计 2、酸浸渣的还原熔炼 每次取扩大试验的酸浸渣900g来还原熔炼，条件与小试相同，各成份含量见下表5。实验结果：Pb直收率84.2%，Sb直收率77.3%。 表5  酸浸渣还原熔炼扩大试验数据四、主要技术经济指标 （一）主要技术指标（见表6）。 表6  主要技术指标（%）（二）原材料消耗和费用结算 1、每吨硫酸铜原材料消耗（见表7） 表7  每吨硫酸铜原材料消耗2、每吨粗Pb-Sb合金原材料消耗（见表8） 表8  每吨粗Pb-Sb合金原材料消耗五、结论和讨论 小试和扩大试验表明，两段氧化酸浸处理粗铜渣，综合回收其中的铜、铅、锑等有价金属的工艺是可行的，可产出二级品以上的硫酸铜和主成份大于80%的Pb-Sb合金，铜、铅、锑回收率高。 粗铜渣中含铜有0.2%左右，具有很高的回收价值，有待今后进一步考虑其回收问题；另外，酸浸渣还原熔炼后的还原渣含锑高，如何改变渣型，降低渣中锑含量，提高锑的回收率，仍需进一步实验研究。

有色金属捕收剂zn-118 使用目的：有色金属矿选有色金属浮选性能：具有良好的捕收性和选择性 建议用量：300-3500克/吨给矿配制方法：2-5%水溶液(重量比) 适用范围：各类有色金属矿如铜、铅、锌及贵金属金、银等。 环保性能：药剂低毒，对人和环境友好 产品特点：①高效有色矿选矿新药剂。 ②药剂制度简单，成本低; ③对环境友好。 产品质量标准Q/CRX004-2008 包装规格：25公斤编织袋。 运输与贮存：非易燃易爆品，按一般化工产品运输。密封，贮于阴凉干燥处。

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％ 。

1、主金属含量不宜过低，通常要求大于40％。含量过低，对整个铅冶炼工艺来讲，单位物料产出的金属铅量减少，从而降低了生产效率。2、杂质铜含量不宜过高，通常要求小于1.5％。铜过高，烧结块中铜含量会相应升高，在鼓风炉还原熔炼过程中，所产生的锍量增加：一则使溶于锍中的主金属铅损失增加，二则易洗刷鼓风炉水套，缩短了水套使用寿命，并易造成冲炮等安全事故。另外，含铜太高，也易造成粗铅和电铅中铜含量超标。3、锌的硫化物和氧化物均有熔点高、粘度大的特点，特别是硫化锌。如含锌过高，则在熔炼时，这些锌的化合物进入熔渣和铅锍，会使它们熔点升高，粘度增大，密度差变小，分离困难。甚至因饱和在铅锍和熔渣之间析出形成横隔膜，严重影响鼓风炉炉况，妨碍熔体分离，故锌含量不宜过高，一般要小于5％。4、砷、锑等杂质含量也有严格的要求，通常要求As+Sb小于1.2％，如过高，则经配料烧结后，在鼓风炉中形成黄渣的量会增加，而且金属铅的流失量会相应增大，更严重的是会造成粗铅、阳极铅含砷、锑过高；此外在电解精炼过程中，使铅溶解速度变慢，并且阳极泥难以洗刷干净。这样既影响电流效率，又影响生产效率。 另外，MgO、Al2O3等杂质会影响鼓风炉渣型，故一般要求MgO<2％，Al2O3<4％。

细菌浸出法仅用来对浮选精矿作了实验。实验成果（表达式）标明：同焙烧工艺和压热氧化浸出工艺相比较，细菌浸出工艺对浮选精矿物质组成的影响不太灵敏。所以对细菌浸出渣直接吸附化时，金和银的回收率均较高。在这种情况下，贵金属的回收率（金为88.3%，银为88.4%）与用压热浸出--石灰处理--对浸出渣吸附化的工艺流程处理浮选精矿的回收率大致相同。    对硫、砷和含碳物质的组成与精矿处理办法的联系的研讨成果标明：浮选精矿和重选精矿通过两段焙烧后，可使有机碳彻底脱除，硫的氧化率分别为96%和98.7%，而进入气相中的砷分别为93.0$和99.25。选用无焙烧工艺分化含金硫化物时，则不能脱除精矿中的含碳物质，然后砷依旧留在固体渣中：75~88%呈氧化物状况，0.8~0.94%，呈硫化物状况。87.9~97%的硫转入溶液中。    依据进行化时增加和不增加树脂的比照成果，对原始浮选精矿及其处理后的产品中含碳物质的吸附特性进行了点评。为了削减液相离子组成对化作用的影响，矿浆的液固比有必要坚持50:1。                       表2  浮选精矿中含碳物吸附特性的改变硫化物分化办法精矿中的机碳的含量%所处理的产品化时金回收率%用产品吸附金吸附金络合物的按捺程度%分化前分化后加树脂不加树脂占已溶解的金量%相对的%原始精矿 压热氧化11.5-精矿60.7042.5029.801000温度160℃，3小时11.59.6不溶渣85.0066.6021.6072.4027.60温度180℃，1.5小时11.510.4不溶渣89.0066.2025.6085.9014.10细菌浸出（100小时）11.511.5不溶渣88.3081.008.3027.8072.20两段氧化焙烧11.5痕量焙砂79.7079.7000100     实验成果（表2）标明：存在于细菌浸出和压热氧化浸出的不溶液中含碳物质的吸附特性有所下降。可是，对固体渣进行吸附化时，树脂的装入量绝不能少于5%（见插图）。这是由于含碳物质也像以微粒涣散状况存在于精矿中的天然吸附剂-样，具有很高的动力学特性。

曼西阿诺浮选厂所用矿石主要为辉锑矿，一起存在方铅矿、闪锌矿、辰砂、黄铁矿、白铁矿和砷矿藏，脉石矿藏主要为方解石，所用浮选流程见下图，其浮选条件及选锑目标列于下表。   表  意大利曼西阿诺选厂的浮选条件及生产目标  项目异丁基黄药二硫化磷酸盐甲基异丁基醇水玻璃NaOH浮选剂用量g·t-112530095080600160生产目标/%原矿含 Sb2~4、Pb 0.15、Zn 0.25、Hg 0.04、As 0.95、Fe 3~8 精矿含Sb 53、Pb 1.5、Zn 3~5、Hg 0.3、As 0.8 回收率Sb 84.6、Pb 43.3、Zn 60、Hg 31.3、As 3.7、Fe 5.3    图  意大利曼西阿诺选矿厂流程图

细菌浸出实验采用了氧化铁硫杆菌。实验是在静态条件下，在分液漏斗中进行的。矿浆液固比=10：1并对矿浆进行充气拌和。在恒温器中使矿浆温度保持在30~33ºC，浸出时刻为100小时。    对原始精矿及其处理后产品化时的各种参数如下：NaCN浓度伪0.1%，CaO浓度为0.01~0.02%，液固比=3：1。CN型AM-2B树脂装入量为试料分量的10%，时刻24小时。精矿的细度为93~95%-0.044毫米。                              表1  处理精矿的条件的作用    从表1得知，在含碳物质彻底烧尽情况下，重选精矿经两段焙烧后的焙烧进行直接化，可确保得到很高得金属收回率：金为91.4~95.5%，银为69.3~79.0%。但从浮选精矿焙烧后焙砂中得到的收回率较低，金为79.1%，银为19~24%。    这可能是因为浮选精矿在焙烧进程中，生成难以被化的贵金属化合物（浸染在氧化铁中的微粒金和易熔磺酸银等熔体）的成果。    在特定条件（HCI18%，液固比=4：1，温度为80ºC，时刻2小时）下，用预先处理浮选精矿的焙砂后在进行化，贵金属收回率便可进步。这就证明上述估测是正确的。    实验中还发现，在浮选精矿的焙烧进程中，为了从预先处理后的焙砂顶用化法最大极限地收回金银所需求的最佳参数不相-致。例如，对两段焙烧后的焙砂化时，金和银的收回率仅为81.3%和85%。    可是，因为用处理焙砂的酸耗太大，部分金和银会从焙砂中进入溶液，然后有必要增设从溶液中收回贵金属的工序。所以从经济上考虑，在工业生产条件下用处理的办法很不好算。    用压热浸出流程从精矿中收回贵金属，其收回率比焙烧流程高。    在这种条件下，浮选精矿的处理要比重选精矿跟难-些。在最佳条件（温度为180ºC时刻1.5小时）下，对重选精矿和浮选精的压热浸出渣直接吸附化时，金的收回率分别为99.5%和90%。    从重选精矿的压热浸出渣中得到的银收回率和金相同，均为99.5%，然后浮选精矿的压热浸出渣中所的之银收回率仅为88%。因而，有必要用石灰乳预先处理浮选精矿的压热浸出渣，以便脱除压热氧化进程中所声成的元素硫。

银锌壳经熔析，蒸馏产出的富铅首要含铅和银，其次为锌及其他金属杂质和少数金。常用灰吹法富集铅中的金银，常将灰吹富铅的反射炉称为灰吹炉。       因为铅和氧的亲和力大大超越银和其他金属杂质与氧的亲和力，当富铅溶化后，沿铅液面吹入很多空气时铅将敏捷氧化为氧化铅。灰吹作业温度略高于铅熔点（888℃），生成的氧化铅呈密度小、流动性好的渣连续从渣口自流排出，贵金属在熔池内得到富集。灰吹时首要靠空气使铅氧化，但铅的高价氧化物的分化也起到必定效果。如PbO2和Pb3O4在炉温高达900℃时分化生成氧化铅并放出活性氧，加快了铅的氧化进程。灰吹时，部分砷、锑呈三氧化物蒸发，另一部分则呈亚盐、亚锑酸盐或盐、锑酸盐形状转入渣中，随氧化铅排出。约有25%是锌生成氧化锌蒸发除掉，75%的锌被氧化造渣。灰吹时铜与氧的亲和力比铅小，其氧化速度很慢，直至灰吹作业后期才被氧化进入渣中。铜首要与氧化铅发作可逆反应生成氧化亚铜进入渣中：                                   PbO＋2Cu≒Pb＋Cu2O                                         氧化亚铜与氧化铅可组成氧化铅含量为68%的低熔共晶（689℃）。因而，含铜的富铅常在低的温度下灰吹，且灰吹速度常比不含铜的富铅快，这与熔池生成氧化亚铜有关之故。铋可与银生成铋含量为97.5%的低熔共晶（262℃），也可与银组成铋含量为5%的固熔体。因而，灰吹时铋与银共聚于铅液中，直至灰吹晚期才被氧化为三氧化铋进入渣中。故灰吹铋含量高的富铅常需较长的作业时刻。碲和银的亲和力很大，灰吹时不易氧化。为了除碲，常往除铋后往熔池中参加不含碲的铅以下降碲的浓度，然后再灰吹。经二次加净铅灰吹后，大约可使三分之一的碲氧化进入渣中，剩余的微量碲则留在银中。       灰吹进程中，银首要富集于铅液中。但常有含银的铅粒混入渣中，且氧化铅能溶解少数的银和氧化亚银，这些要素会下降银的收回率。灰吹时金不被氧化而富集于银中，灰吹渣中含金微量，系机械混入。       灰吹炉可分为法国式和英国式两种。前者适于灰吹结晶法产出的富铅，但结晶法在大都铅厂已抛弃不必。除法国的某些铅厂外，现代灰吹炉一般均为英式灰吹炉，它适于灰吹加锌除银产出的富铅。       英式灰吹炉的结构如图1所示，为一烧重油的小型反射炉，其炉壁、炉顶、底基及烟道固定，炉床（灰吹盘）可移动，灰吹盘为长方形，用平坦的镁砖在可移动车架的钢板上。熔池深度为100～200mm，熔池面积决定于每批灰吹富铅的分量。炉床侧壁和流渣口设有冷却水套（小型炉一般不设）。装入灰吹盘后，用泥将一切接口关闭，只在侧壁一侧留重油喷嘴孔，与之相对的侧壁上留几个插风管的小孔（小型炉只一孔）。风管供入高压空气，除使铅等氧化外，还将氧化产出的炉渣吹往灰吹盘前端，使炉渣从水套上的流渣口连续流出。为了削减渣口损坏，大型炉开几个渣口替换运用。烟气经烟道和冷却系统进入收尘器。  图1  灰吹炉示意图 1-炉壁；2-炉顶；3-炉床（炉吹盘）；4-空气进口；5-地下烟囱       更换新灰吹盘后，先用小火烘烤4～6h再升温至炉壁发红，然后自炉口连续参加富铅锭，直至富铅液充溢灰吹盘，撇出浮渣后升温至900℃或更高，刺进风管，供1.47～1.96kPa的加压空气斜吹富铅液面，铅被氧化生成氧化铅浮于液面，被风吹往灰吹盘前端。当熔池液面被氧化铅掩盖一半以上时，凿开被黄泥堵住的流渣小沟，氧化铅连续排至炉前的渣车内。随铅的氧化和氧化铅的排出，熔池液面逐步下降。应当令加富铅于灰吹盘的斜坡上，使其缓慢熔化弥补入灰吹盘内以坚持恰当的液面，并使熔池液面的一半被氧化铅渣所掩盖。大型炉没有完善的收尘设备。灰吹温度应坚持1100～1200℃，小型炉则坚持900～1000℃，以加快铅的氧化。当连续加完最终一批富铅后，中止加料，持续吹风氧化直至熔池内简直全为金银合金时，可撒入少数硝石以加快铜等杂质的氧化，最终再均匀撒入一薄层骨粉（或枯燥的水泥），将剩余的渣吸附洁净后扒出。除完渣后，尚有一层氧化铅薄膜掩盖在金银合金熔体的表面，呈现与虹类似的颜色（因为激烈氧化效果所造成的）。跟着氧化铅的蒸发，“彩虹”很快消失，合金表面呈现“银的亮光”。此刻，加一层木炭掩盖液面，使其在复原气氛和炉温约为1000℃条件下静置0.5h，以除掉银液所吸收的很多氧，然后浇铸于预先加热的锭模中。产出含量为96%～98%的金银合金锭或铸成金银合金阳极板送电解提纯。每吨灰吹作业时刻取决于炉床容积、富铅含银量和灰吹速度等要素。炉床的生产能力与富铅组分及操作有关。一般条件下，1m2灰吹盘24h可氧化1t左右的铅。灰吹进程中银的丢失率约0.5%，灰吹低银富铅时，银的丢失率可达1%。约有3%～5%的铅进入烟气中，应进行烟气收尘以下降银、铅丢失和消除污染。       灰吹低银富铅或高铋富铅时，常分两段进行。榜首段灰吹至银含量为50%～70%后铸锭，再参加另一小型炉内进行第二段灰吹，直至产出金银总量达99.5%以上的合金锭或铸成金银合金阳极板送电解提纯。第二段灰吹渣中的银、铋含量较高，应与榜首段灰吹渣分隔以从中收回银、铋。有些厂对一切富铅均用二段灰吹法，意图是削减银和蒸发丢失，不致因熔池液面不断下降而需求控深渣沟和损坏灰吹盘，可使某些金属富集于后期渣中以便于收回。

一种从铅阳极泥中回收银、金、锑、铜、铅的方法，其特征依次按如下步骤进行：1.用液固比为3∶1～6∶1，3N～5.5N的盐酸在60～90℃下浸出1～2h，除去阳极泥中的铜、锑、经水解回收锑，用铁屑置换出铜；2.滤渣中加入渣重３～１０％的氯酸钠，用液固比为3∶1～5∶1，0.3N～１N的盐酸和渣重2～12％的氯化钠在60～90℃下浸出１～３h后过滤，滤液用草酸或亚硫酸铁或二氧化硫还原出海绵金；３.将氯酸钠浸出渣用液固比为３∶１～６∶１，３N～５N的氨水在20～60℃下分二次浸出１～３h后过滤，滤液加过量1.2～2倍的水合联氨还原得出海绵银，滤渣为含铅56～70％的二氯化铅；４.将海绵银溶于试剂级硝酸后经脱氯剂如活性炭或活性铝吸附过滤，再经蒸发、结晶、过滤、烘干得分析纯级硝酸银。

一种从铅阳极泥中收回银、金、锑、铜、铅的办法，其特征顺次按如下过程进行：1.用液固比为3∶1～6∶1，3N～5.5N的在60～90℃下浸出1～2h，除掉阳极泥中的铜、锑、经水解收回锑，用铁屑置换出铜；2.滤渣中参加渣重３～１０％的，用液固比为3∶1～5∶1，0.3N～１N的和渣重2～12％的氯化钠在60～90℃下浸出１～３h后过滤，滤液用草酸或铁或二氧化硫复原出海绵金；３.将浸出渣用液固比为３∶１～６∶１，３N～５N的在20～60℃下分二次浸出１～３h后过滤，滤液加过量1.2～2倍的复原得出海绵银，滤渣为含铅56～70％的二氯化铅；４.将海绵银溶于试剂级硝酸后经脱氯剂如活性炭或活性铝吸附过滤，再经蒸腾、结晶、过滤、烘干得分析纯级。

当处理硫化物中含微粒浸染金的难选金精矿时，主张选用湿法冶金或火法冶金，以及包含湿法、火法的联合流程。    本文叙说了依照下列联合流程处理不同组成的含碳的金-银-神精矿（浮选精矿和重选精矿）的比照成果：氧化焙烧---焙砂进行浸化；压热氧化浸出-浸出渣进行吸附化；细菌浸出---浸出渣进行吸附化。一起还研讨了精矿的处理办法对吸附活性的影响。    研讨时所用的精矿是依照重选---浮选流程分选微粒浸染状金-银硫化矿石时得到的。在分选过程中，富集到重选精矿中的金有75.9%,而进入浮选精矿中的因为75.5%。 精矿的化学组成， % 浮选精矿重选精矿 （93%-0.044毫米）（55%-0.074毫米）SiO223.22.22Al2O37.280.3Fe2O327.357.3TiO20.80.4MgO0.40.3CaO0.840.84MnO0.030.08K2O1.70.1Na2O0.50.1S金18.833.4Ss18.032.7C有机11.50.47Cu0.110.05Zn0.580.2Ph0.84.4As7.519.6FeS 228.556.5FeAsS17.932.8     因为浮选精矿中活性碳物质的含量，致运用直接化法收回贵金属更为困难，金收回率只能到达12.9%，银收回率为12.8%。     用直接化法处理含0.47%有机碳的重选精矿时，可获得较高的金属收回率：金为48.1%，银为80%。从磨矿细度为93%---0.044毫米的重选精矿和浮选精矿的物相分析来看，    用化法（增加10%AM-2B阴离子交流树脂）能够从上述精矿中收回的贵金属分别为：金54.3%和40.9%，银84.1%和63.2%。    对浮选精矿进行三段化，每段有必要替换化溶液和树脂。在金的收回率（41%）不变的情况下，可使银的收回率由63.2%提高到86.1%。现已证明，用化法无法收回的金首要与黄铁矿和砷黄铁矿共生，仅有少数金（2-3%）呈微粒浸染状存在于石英中。精矿中的银首要为简略的硫化物（螺状硫银矿）和磺酸盐（硫锑银矿和坳铜矿），其间在重选精矿中首要含螺状硫银矿，而浮选精矿中则首要含磺酸盐。这就是在进行吸附化时，银收回率底的原因。上述情况阐明，有必要选用其他十分正规的办法来处理这类精矿。    这类精矿能够用马弗炉进行一段，两段和三段焙烧。焙烧温度分别为500~550ºC，600~650ºC和850ºC。每段焙烧时刻均为2小时。    进行压热氧化浸出试验时，运用了维什涅夫斯基研发的机戒拌和式钛质压热浸出器，其容积为1升。每次试验时的氧分压为1兆帕。矿浆液固比保持在4：1。精矿的磨矿细度为93~95%--0.044毫米，温度为160ºC和180ºC，氧化时刻为1.5和3小时。

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.

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。