铅精矿价格是很多铅精矿企业关注的重点。    2010年7月12日讯，现货铅精矿价格今报14700-14900元/吨，上涨50元/吨。美股与欧元的反弹给伦敦金属市场带来不少乐观情绪，伦铅连续7日持稳，涨势虽微，但昨日已收高至1800美元以上。国内现货市场买气回温，部分贸易商报价持平，另一些贸易商则适当调高50元/吨左右出货。伦铅小幅攀升，但国内铅精矿价格上行压力较大，下游主动接货意愿依然较低，云南铅寡淡交投于14700-14750；品牌铅在14800。隔夜伦铅以1755开盘，最高1805美元/吨，最低1754，截至收盘报1775美元/吨，涨1%。LME总持仓96551手，增加290手。LME库存减少275吨，昨日报18.93万吨。    现货市场某铅贸易商说：“因为最近希望能多出点货，我们铅精矿价格还是持平在14700元/吨，和昨天一样。最近云南铅、金沙铅都有在出，每逢周末，成交量基本都会多少增加一些，今天出了170吨左右，还算不错。”但也有贸易商告诉我们：“前一阵我们这里的成交情况很好，很多老客户都选择了那时来采购。也许正因如此，这几天的成交量就减少了不少。今天云南铅铅精矿价格14750元/吨，也有一些厂家认为价格高了点，选择持币观望。”     宏观面：美国供应管理协会(ISM)周二公布,6月非制造业指数为53.8,预估为55.0,5月为55.4，数据令人失望，尽管读数在50以上。美国近日公布的经济数据表现疲弱明显拖累美元走势，昨日美元兑欧元下跌   至 6 周低点，美元兑日元也下跌至 7 个月以来的低点。美元走弱支持基本金属大幅反弹，但毕竟投资人担心全球经济增长前景，在需求没有好转，精铅仍供应过剩的背景下，伦铅最终冲高回落。      中国目前是全球第一大铅生产国，国内2009年达到273.5万吨，占全球产量约34%；此外，中国也是出口大国，2009年精炼铅出口量高达537092吨，同比增长18%。分析师则认为，国内铅精矿短缺量并不大，只是冶炼/精炼阶段存在盈利性瓶颈；减产只能在近期内使市场短缺。目前国内铅精矿供应明显增长。根据国家统计局提供的数据，国内前5个月精炼铅产量为109.27万吨，同比增长6.7%，5月份产量同比增长14.6%，铅精矿产量为28.45万吨，同比增长10.1%，5月份同比增长22.2%。    更多关于铅精矿价格的资讯，请登录上海有色网查询。

由于目前铅精矿被广泛地运用在各行各业，所以铅精矿价格也备受业内人士的关注。我们上海有色网是一家关于有色金属方面资讯的网站，我们希望您在关注铅精矿价格的同时也能多去我们的网站了解相关铅精矿价格的信息。铅是人类从铅锌矿石中提炼出来的较早的金属之一。它是最软的重金属，也是比重大的金属之一，具蓝灰色，硬度1.5，比重11.34，熔点327.4℃，沸点1750℃，展性良好，易与其他金属(如锌、锡、锑、砷等)制成合金。锌从铅锌矿石中提炼出来的金属较晚，是古代7种有色金属(铜、锡、铅、金、银、汞、锌)中最后的一种。锌金属具蓝白色，硬度2.0，熔点419.5℃，沸点911℃，加热至100～150℃时，具有良好压性，压延后比重7.19。锌能与多种有色金属制成合金或含锌合金，其中最主要的是锌与铜、锡、铅等组成的黄铜等，还可与铝、镁、铜等组成压铸合金。  铅精矿用途广泛，用于电气工业、机械工业、军事工业、冶金工业、化学工业、轻工业和医药业等领域。此外，铅金属在核工业、石油工业等部门也有较多的用途。以上是我们网站为各位用户简单地介绍有关铅精矿价格以及基本信息，希望您还能多多关注我们上海有色网的其他金属，我们能够为您提供最新的实时金属价格。

硫代锑酸锑（SbSbS4）是一种功能极端优秀的光滑油脂极压抗磨添加剂及固体光滑剂，20世纪80年代由美国首要研制成功并很快使用于水兵配备。许多文献作了报道并对其功能给予了高度的点评；少数添加于光滑脂中，可显着进步其承载才能和抗磨损才能，其极压抗磨性远优于传统的MoS2、WS2和石墨；与一切的根底脂如锂基脂、粘土脂、硅脂及复合铝基脂等都有较好的相容性；对各种合金包含难以光滑的铬工具钢及不锈钢等，均有很好的光滑效果；热安稳性好；适合于高真空、高负荷、辐射等特殊状况下运用。硫代锑酸锑的各种组成办法、功能及其使用作一概括性的总结。 一、组成办法 组成硫代锑酸锑的根本反响为 Sb3＋＋SbS43－＝SbSbS4 SbSb43－一般经过Na2S2氧化Na3SbS3制得，Na3SbS3则为Sb2S3（或辉锑矿）与Na2S的反响产品 Sb2S3＋3Na2S＝2Na3SbS3             （1） Na3SbS3＋Na2S2＝Na3SbS4＋Na2S       （2） 反响（1）可由固相反响或液相反响完结，其他反响均在溶液中进行。这两步反响也能够一步完结，总反响式表明为 Sb2S3＋3Na2S＋2S＝2Na3SbS4 这步反响要用N2维护，不然不能彻底生满足硫代酸盐（产品色暗）。经过参加少数辅佐试剂，处理了这一问题，不再需求N2维护。 Sb3＋可直接由SbCl3供给，也能够由Sb3＋的合作物供给。依据供给Sb3＋的办法不同，可将硫代锑酸锑的组成办法分红以下几类。 （一）直接由SbCl3与Na3SbS4反响 因为SbCl3在水中激烈水解，尽管能在强酸溶液中配成水溶液，但一遇碱性的Na3SbS4溶液，当即水解，使产品中含SbOCl；一起Na3SbS4遇 强酸性的SbCl3溶液时，也会发作分化，分出单质硫于产品中： SbCl3＋H2O＝SbOCl十2HCl 2SbS43－＋6H＋＝Sb2S3＋2S＋3H2S 这两种状况都会形成产品使用时对冲突副表面的腐蚀，尤其是后者。为削减这些副反响的发作，一般将SbCl3配成有机溶剂（乙醇等）的溶液，严格控制SbCl3溶液的滴加速度，而且用很多的有机溶剂（CS2、CCl4等）洗刷终究产品。即便这样，所得硫代锑酸锑的腐蚀性也难过关，产品功能不安稳，何况反响周期长，还有有机溶剂对操作者健康的影响和生产成本的增加等问题。 （二）以Sb2O3的浓碱溶液与Na3SbS4反响 将Sb2O3溶于浓的KOH溶液后，与Na3SbS4溶液混合反响一段时刻，用无机酸（HCl，H3PO4等）中和，可用下式表明： 2Na3SbS4＋Sb2O3＋2KOH＋8HCl＝2SbSbS4＋2KCl＋6NaCl＋5H2O 用酸中和时，发生很多的H2S气体,伴随着硫代酸盐的分化，产品中含较多游离硫，也需用很多有机溶剂洗刷。 （三）以配离子[SbCl4]与Na3SbS4反响 此办法是将SbCl3或Sb2O3先溶解在浓度较大的溶液中，再在NaCl饱满的状况下，渐渐稀释溶液，溶液中始终坚持较高的氯离子浓度，使Sb3＋以配离子[SbCl4]的方式存在于溶液中： SbCl3＋Cl－＝[SbCl4]－ Sb2O3＋6HCl＋2C1－＝2[SbCl4]－＋3H2O 这样所得的Sb3＋离子的溶液，其间酸的浓度能够比不必NaCl饱满时小得多，其酸性大为削弱，对处理反响时Na3SbS4的分化问题大有优点。因为该溶液加人Na3SbS4溶液时，其间的氯离子浓度变稀，故SbCl3的水解仍在所难免。不过按此办法制得的硫代锑酸锑产品功能与直接用SbCl3制备时要稳 定得多，腐蚀试验经过率大大进步。 （四）以Sb3＋离子的多羟基援酸合作物与Na3SbS4反响 为了彻底处理SbCl3水解及Na3SbS4遇酸分化的问题，以Sb3＋离子的较安稳的多羟基羧酸合作物与Na3SbS4反响制备硫代锑酸锑的办法因为该合作物在酸碱介质中有满足的安稳性，可一起处理SbCl4水解及Na3SbS4遇酸分化的问题。将合作物溶液调成弱酸性（意图是使反响结束时溶液呈中性， 进步产率）。直接与Na3SbS4溶液以恣意次序和速度相混合，反响必定时刻，过滤，水洗，即可获得功能优秀的硫代锑酸锑产品。 二、性质 （一）根本性质 SbSbS4为红棕色粉末状固体，易溶于碱溶液，不溶于大多数有机溶剂和无机酸。SbSbS4在N2环境中对热安稳，510℃熔化，525℃坚持36 h后，样品失重9.1%，相当于SbSbS4转化为Sb2S3的失分量，终究产品经X射线衍射证实为Sb2S3晶体。在空气中，SbSbS4的热安稳性稍 差，在193～371℃范围内有约8%的质量分数丢失。 （二）极压抗磨功能 将硫代锑酸锑在成脂过程中加于锂基光滑脂中，用MQ－800型四球机对其极压抗磨性进行鉴定,数据见表l：将其加于锂、钙基光滑脂中也显示出杰出的极压抗磨功能（表2）。 表1 含SbSbS4的锂基脂的四球测试数据极压剂 及含量（质量分数计）PB/NPD/N027415703%MoS264730901%SbSbS474539203%SbSbS474560805%SbSbS48047840 表2 含SbSbS4的锂钙基脂的四球测试数据SbSbS4含量/%(质量 分数计)PB/NPD/N047024501% SbSbS464739202% SbSbS469649004% SbSbS49217840 还将SbSbS4与石墨、二硫化钼、CaCO3及Sb2O3等复合，组成二元、三元复合添加剂，加于锂基脂中，鉴定了其极压抗磨性。成果表 明，SbSbS4与这些添加剂有杰出的协同效果，特别对进步其PB值具有十分显着的效果，见表3。 表3  复合添加剂对锂基脂极压抗磨性的效果添 加剂组成（质 量分数计）PB/NPD/N2% SbSbS4+1% MoS292149002% SbSbS4+0.5% Sb2O392149002% SbSbS4+0.5% CaCO392149002% SbSbS4+0.5%石墨+0.5% MoS29214900 三、使用 硫代锑酸锑具有优秀的极压抗磨功能，用于光滑脂中，可明显进步负荷承载才能和抗磨损才能，与多种脂有好的相容性，对根底脂的理化目标无不良影响，可在高真空、高负荷及辐射条件下起效果，并对一般光滑剂难以光滑的原料，有较好的光滑效果，其使用远景十分宽广。可作成多种极压、长寿命光滑脂，用于普通机械或特殊机械部位的光滑，还能够作成固体光滑剂使用。使用硫代锑酸锑制成极压锂、极压锂钙及多功能军用通用光滑脂产品在戎行的轿车、坦克、舰船及当地车辆等配备上使用，获得杰出的经济效益和军事、社会效益。

1970-2009年，世界铅精矿长期增长率为0.3%，2000-2009年年均递增2.2%，2009年为385.1万吨。西方国家铅精矿产量长期处于下降趋势，中国是世界铅精矿增长的主要力量。　　世界铅精矿的主要生产国有中国、澳大利亚、美国、秘鲁和墨西哥，2009年上述国家铅精矿产量在世界总产量中占到77%。 　　世界主要铅精矿生产企业有道朗公司（Doe Run）、必和必拓（BHP Billiton）、超达（Xstrata）、泰克资源公司（Teck Resources）等。2009年，世界前10家生产企业铅精矿产量在世界总产量中占到33.6%。世界主要铅矿山有美国的韦伯纳姆矿（Viburnum）铅锌矿、澳大利亚的坎宁顿（Cannington） 银铅锌矿和伊萨山（MountIsa） 铅锌矿、加拿大的红狗铅锌矿（Red Dog）等。2009年，世界前10大矿山的铅精矿产量在世界总产量中占到26.9%。 　　世界精铅的生产 　　世界精铅生产主要集中在亚洲、欧洲和美洲三大地区，2009年，这三大地区的精铅产量达到847.8万吨，占全球总产量的96.1%；其中亚洲占比达到55.5%。 　　二十世纪八十年代以前，世界精铅产量在西方产量的增长推动下上扬。1960-1980年间，世界精铅产量的年度增幅为2.7%，其中西方国家精铅产量增幅达到2.6%。九十年代以后，中国铅冶炼产能的迅速扩张，引导中国精铅产量迅猛增长，成为世界精铅产量增长的主力军； 同期，西方国家精铅产量维持在500万吨下方。1990-2009年间，世界精铅产量年度增幅为2.5%，其中西方国家的产量增幅仅为0.2%，而中国达到了13.5%。 　　亚洲在精铅生产方面与美洲、欧洲明显不同，前者以原生铅为主，而后两者以再生铅为主。2009年，亚洲再生铅产量占其总产量的比例为41.2%，低于世界平均水平的56.4%，欧洲、美洲再生铅产量在总产量中所占比重分别高达76.4%和81.2%。 　　分国别来看，精铅生产主要集中在中国和美国，2009年上述两国精铅产量为494.5万吨，占全球总量的56.1%。但两国的生产方式截然不同，中国以原生铅为主，美国以再生铅为主。2009年中国精铅产量为370.8万吨，其中再生铅为123.3万吨，所占比重为33.2%。美国2009年精铅产量为123.7万吨，其中再生铅所占比重高达91.4%。  (miki)

铅精矿质量标准品级Pb质量分子数不小于 %杂质质量分子数不大于 %CuZnAsMgOAl2O3一级品701.240.21.02.0二级品651.550.31.52.5三级品552.060.41.53.0四级品452.570.62.04.0注：铅精矿中金、银为有价元素，应报分析数据；其他类型铅精矿的杂质要求由供需双方商定

铅精矿是由主金属铅(Pb)、硫(S)和伴生元素Zn、Cu、Fe、As、Sb、Bi、Sn、Au、Ag以及脉石氧化物SiO2、CaO、MgO、A12O3等组成。为了保证冶金产品质量和获得较高的生产效率，避免有害杂质的影响，使生产能够顺利进行。

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％。

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％。

硫金精矿的首要组分为黄铁矿、磁黄铁矿，有时也含有少数毒砂，经过焙烧可使精矿转化为疏松多孔的氧化铁焙砂，并使其中所荷载的细粒和微细粒金解离呈单体，以便下步浸出或用其他办法收回。 依据卡尔古利金矿的实践，黄铁矿在具有过剩空气的炉中焙烧时，因为下式的反响生成淡棕色焙砂： 4FeS2＋11O2 2Fe2O3＋8SO2 当焙烧是在操控温度下缓慢地进行（初期550℃，停止时近700℃）时，则可取得金易为溶解的红棕色多孔焙砂。如在约束空气参加量的条件下焙烧，则会产出黑色的磁铁矿焙砂： 3FeS2＋8O2 Fe3O4＋6SO2 当供焙烧的精矿中含有多于0.5%的锑时，会使焙烧进程中焙砂熔结，给化作业带来晦气影响。铅的存在给焙烧所形成的困难是众所周知的，且当质料含铅多于0.2%时，很多残留在焙砂中的铅便被带进化进程。铜的存在虽对焙烧作业影响不大，但进入化进程后需耗费很多的。焙烧时参加少数的氯化钠，能进步金的化提取率，但可能会添加金在焙烧时的蒸发丢失。 焙烧通常是在单膛爱德华（Edward）炉或欢腾层焙烧炉中进行，而坎贝尔红湖（Campbell Red Lakc）矿业公司则选用双膛多尔（Dorr）欢腾炉。榜首膛供入有限的空气，在570℃焙烧产出黑色焙砂，再入第二膛供入过量空气在770℃焙烧取得赤色焙砂。

铁精矿中有害杂质硫一般以黄铁矿和磁黄铁矿的形式存在，以黄铁矿形式存在的硫可通过加黄药浮选或磁选即可脱除，而以磁黄铁矿形式存在的硫，因其具有强磁性，且其可浮性易受各种因素的影响，因此难于脱除。国内外研究和实践证明，磁黄铁矿表面易于氧化（生成铁的氢氧化物）、泥化、磁团聚等，大大降低了其可浮性，为此在浮选除硫时，一般采用加酸擦洗表面、加分散剂分散、脱磁、多段活化、强化捕收等措施来提高其脱除率。

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↑

脆硫铅锑矿（分子式Pb4FeSb6Sl4）主产于我国广西南丹县境内的大厂、五圩等矿区，它是一种含多种有价金属如铅、锑、锌、铟、银等的多金属硫化物矿产，其间锑的资源量在我国甚至国际都名列前茅。现行的脆硫铅锑矿精矿的冶炼工艺大都选用烧结脱硫一鼓风炉还原熔炼，该工艺存在二氧化硫污染和归纳收回运用水平低，尤其是矿中的锌、锢等有价金属底子得不到收回等缺点。     为了改动传统冶炼工艺的缺点，研讨了一条冶炼脆硫铅锑矿精矿的新工艺。选用加“碱”固“硫”的办法，在熔炼时使矿中的硫悉数进入熔炼渣中，一同产出铅锑合金；再从熔炼渣中以和的方式收回碱，所收回的碱用于制作焦锑酸钠产品；熔炼渣经收回其间的碱后，终究构成高锌渣，其间富集有锌、铁、锢、锑、铅等金属，且其间的锌、铁等元素大都以硫化物的方式存在，可经过浮选办法别离出来。新工艺具有无二氧化硫发作、归纳收回水平高、技能经济指标好等长处；具有较好的经济效益和社会效益。     本文首要针对新工艺的熔炼部分所发作的碱性熔炼渣的归纳收回运用进行了研讨。由熔炼段产出的碱性熔炼渣（以下简称“碱渣”）除主成分以外，还根本上富集了脆硫铅锑矿精矿（以下简称“脆矿”）中除铅锑银以外的一切成分。因而，对碱渣的归纳收回运用也是联系到全流程是否成功的一个重要要素。本研讨对碱渣的收回运用选用全湿法流程。首要，经过水浸使碱渣中的和其它可溶盐进入溶液（溶液），使碱渣中的可溶物与不溶物别离开来，不溶物悉数进入碱渣浸出渣，其间富集有锌、铜、铁、铟等元素，一同也含有铅、锑、银等元素；根据碱渣浸出渣的成分和性质，能够把其定位为含多种金属成分的锌矿，可送入选矿厂处理得到锌精矿，然后得以收回其间有价成分。然后，运用所收回的溶液去浸出脆矿中的锑，以制取焦锑酸钠。       一、质料与工艺流程     质料：碱渣、精矿。其间碱渣系本研讨工业试验所产出。各质料成分如表1所示。 表1  质料成分（质量分数）／％质料PbSbAg1)ZnIn1)Cu脆矿26.2522.487805.101600.28碱渣2.371.141257.621800.45质料AsSNa2SFeCaOSiO2脆矿0.222.46－7.451.823.24碱渣0.1835.25211.313.624.70     1)单位为g/t。     工艺流程：碱渣处理工艺流程见图1。图1  碱渣处理工艺流程     二、试验设备与办法     首要试验设备：烧杯（4000 mL )、电动搅拌器（200W）、玻璃温度计（0～100℃）、真空泵、布氏漏斗（φ150）、抽滤瓶（2000ml）、电炉（1kW）等。     试验办法：首要针对碱渣中的进行浸出试验，试验前将碱渣破碎，过40目（0.36mm）筛备用。本次试验首要调查碱渣浸出时各个动力学条件（温度、时刻、液固比等）对浸出率的影响；矿浆选用真空过滤，滤渣加少数热水洗刷；一切滤液（溶液）兼并一同用于下一步浸锑试验；然后参照空气氧化法制备焦锑酸钠的出产工艺对精矿和氧粉别离进行锑的浸出和制取焦锑酸钠试验。     三、浸出锑矿制取焦锑酸钠的热力学分析     溶液浸出锑的首要反响是一个有液、固两相参与的多相反响。浸出系统中所含的Sb、S、Na3个组分在水中能够构成多种杂乱的络合离子。经过对Sb－S－H2O系和Sb－Na－S－H2O系的热力学分析，能够找出其相应的规则，以使浸出进程在最有利的条件下进行。     关于Sb－S－H2O系，它是一个杂乱的络合物系统，在其碱性负电位区的溶液中，除了存在单一配位体的单核络离子（SbS2－、SbS33－、SbS43－）外，还有单一配位体的多核络离子（Sb2S42－、Sb2S54－、Sb2S66－）以及部分氧代配位体和悉数氧代配位体的络离子，前者如SbSO－，SbSO2－，后者如SbO＋，SbO2－，SbO33－，SbO3－，SbO43－。作为配位体的S2－也有多种变价离子（S22－、S2O32－、SO42－、SO32－）和变体离子（HS－）。     根据一同平衡原理和电中性原理，有人用核算机求解指数方程，进行了Sb－S－H2O系的电位－pH值核算，制作了常温下的电位－pH图，如图2所示（C（Sb）和C（S）别离标明平衡时溶液中Sb和S的总浓度）。图2  Sb－S－H2O系φ－pH图 c（Sb）＝1mol/L；c（S）＝2mol/L     由图2能够看出，在固一液平衡线上，跟着pH值的升高，电位负向移动，溶液中含锑的络离子由以配位数少的络离子( SbS2－）为主（pH＜13.6)过渡到以配位数多的络离子（SbS33－、Sb2S66－）为主（pH＝13.6～14.2）；一同锑络阴离子中替代的氧硫原子数添加，例如，在pH＞14.2时, 以SbO33－为主。     核算标明，Sb2S3在溶液中的溶解首要发作如下反响：    由图2能够看出，溶液的安稳区特别是简略配位络合离子安稳区很窄；即跟着电位的升高，氧代配位体的个数添加，致使最终变成悉数氧代的SbO43－或许SbO3－以及SbO33－或SbO2－等离子，而被氧替代的S2－氧化成S2O32－等。这充分阐明浸出液很简单被氧化生成各种钠盐（Na2S2O3，Na2SO3，Na2SO4）等。     由图2还能够看出，跟着C（Sb）/c(S)比值的削减，锑固相和Sb2S3固相安稳区缩小，溶液安稳区扩展。在C（Sb）/c（S）＝1/2时，Sb2S3固相安稳区面积很大；当C（Sb)/c（S）＝1/3时，Sb2S3固相安稳区缩小为窄条状。核算标明，当c（Sb）/c（S） ≤1/4时，图中的Sb2S3固相安稳区消失。这阐明硫化锑精矿适合的浸出条件是c（Sb)/c（S）≤1/4。     关于Sb－Na－S－H2O系，碱性浸出进程实践上有Na＋参与，使得系统联系愈加杂乱。在c（Sb）＝0.5mol/L，c（S)＝2mol/L的负电位区内，除了具有Sb－S－H2O系的平衡联系外，在25℃下还存在有Sb－Na－S－H2O碱性负电区，其间溶液与Na3SbO4晶体、溶液与NaSbS2晶体及固态Sb与固态NaSbS2平衡。如图3所示。图3  Sb－S－Na－H2O系ψ－pH图     由图3能够看出Na3SbO4与NaSbS2有较宽的安稳区，即实践存在的大片溶液安稳区为这二个固相区所掩盖，因而，在碱性溶液中由Na3SbO3制取Na3SbO4结晶是很简单进行的。     四、成果与评论     （一）碱渣中的浸出     1、度对浸出的影响     温度对浸出的影响如图4所示。在试验温度范围内，随温度的上升，的浸出率简直呈直线上升。但当温度超越90℃时，的浸出率出现稍微下降的趋势；或许是因为温度增高，添加了溶液中的氧化程度。故挑选最佳浸出温度为90℃。图4  温度对浸出的影响     2、比对浸出的影响     液固比对浸出率的影响如图5所示。当液固比太小时（小于3），溶液中的浓度过高，一同因为系统含固量太高，影响固液面的表面分散，构成的浸出率不高。当液固比太大（大于5)时，因为系统过大，构成被氧化的量增大。一同，根据前面理论分析，浸出锑时的浓度宜控制在110～130g/L。故挑选适宜的液固比为4∶1。图5  液固比对浸出的影响     3、对浸出的影响浸出时刻对硫化     钠的浸出率也有很大的影响，如图6所示。理论上讲，极易溶于水，其溶解速度应该很快。但从图6中看出，溶解时刻需求80min以上，或许是因为碱渣含有其它不溶物质，碱渣中的成分彼此紧密结合构成固熔体，使得溶解缓慢。实践上，如果把碱渣颗粒磨得满意细，其溶解时刻能够大为缩短。在工业上，如能把熔融态的碱渣直接投入浸出，其浸出作用或许会好的多。本研讨挑选最佳浸出时刻为90min。图6  时刻对浸出的影响     浸出后的溶液碱性很强，矿浆颗粒很细，过滤时往往构成透滤，使所得滤液变成黑色的悬浮液，要静置12h以上溶液才变得清亮。为了处理这个问题，对过滤用的滤布原料作了比较和挑选，最终以为选用丙纶加强纤维滤布最适合矿浆的过滤。     （二）钠浸出归纳验证试验     根据以上单要素试验，对浸出进行了归纳试验验证（成果见表2）。固定条件：液固比为4∶1、温度90℃、时刻90min，由表2知，最佳浸出条件下的浸出率约为92％；所得溶液含约110g/L，溶液成分正好契合浸出锑制焦锑酸钠产品的条件。 表2  平行验证试验成果序号投入产出浸出率 /%渣率 /%碱渣 /g/g滤液 /mL/（g·L－1）/g浸出渣 /g16003122548112.9287.7301.292.250.226003122548114.5290.5291.693.148.636003122562111.8286.4307.891.851.346003122539114.1289.8293.492.948.956003122553111.9285.830691.651均匀60092.350     （三）碱渣浸出渣成分和组成     碱渣浸出渣渣率相关于碱渣为50%。碱渣浸出渣中简直富集了脆硫铅锑矿精矿中一切的锌、铁和硅、钙等元素，一同还含有铅、锑、银、铟等有价元素。碱渣浸出渣成分如表3所示。能够看出，其间铅锌的总含量约20％。 表3  碱渣浸出渣成分（质量分数）／％PbSbAg1)ZnIn1)SNa2SFeCaOSiO24.680.7526015.3135024.802.6822.524.866.35     1)单位为g/t。     经过对碱渣浸出渣和碱渣中的锑成分作比较能够看出，碱渣中的锑有适当一部分被浸出进人溶液，其浸出率为67%；实践化验溶液中的锑含量为1.6～1.9g/L，此数据与核算数据根本共同。     对碱渣浸出渣中锌和铁的作了物相分析，分析成果标明，锌和铁根本上都以硫化物方式存在于渣中。因而，锌在碱渣浸出渣中应该以单体的硫化锌方式存在，这对该渣的进一步化学选矿别离供给了根据，因为锌的硫化矿藏是很简单经过化学选矿得到别离和富集的。     五、制取焦锑酸钠     运用硫化碱浸出脆矿中的锑以制取焦锑酸钠产品的系统已有相关出产供应商运用，最典型的工艺是空气氧化法，其工艺技能条件比较老练。     因为本研讨所得溶液成分比较杂乱，除Na2S以外，或许还含有Na2CO3、NaAsO3、NaOH、Na2SO3、Na2SO4等物质。因而，参照实践出产操作条件，本试验首要调查由本研讨熔炼部分所得的碱渣经过水浸而得的硫化碱系统与惯例的硫化碱系统的性质有何不同；首要从本系统对锑的浸出作用、硫化碱的耗费和焦锑酸钠产品的质量等几个方面作了具体的证明。     （一）溶液浸出脆硫铅锑矿精矿的作用     按每500g精矿参加2000mL溶液在给定条件下进行浸出，浸出完成后悉数抽滤，滤渣用少数热水洗刷后枯燥、称重（铅渣）。     浸出时固定条件：温度90℃、时刻90min、液固比为4∶1。试验成果如表4所示。 表4  脆矿浸出作用试验序号投入产出锑浸出率/%Na2S耗费比铅渣渣率/%脆矿/g含Sb/g碱渣浸出液/mL含Na2S/（g·L－1）浸出液/mLSb/（g·L－1）铅渣/g1500101.4185054.335689.42.0271.22500104.0188053.835790.02.0671.43500112.42000106.3176059.434393.02.0368.64500121.5182056.6346.591.62.3669.35500109.6169061.5347.592.52.1169.5均匀91.32.1270     由表4知，运用碱渣浸出液浸脆矿时，锑浸出率均匀约91.3%（按投入的精矿计），每浸出1t锑金属耗费硫化碱2.12t，且不耗费烧碱。而传统硫化碱系统耗费为每吨锑耗Na2S 2.0t（纯量）NaOH25kg。这充分阐明，运用本研讨所得的溶液去浸出脆硫铅锑矿中的锑是彻底可行的，其浸出作用不亚于工业系统；一同，从浸出作用来看，本研讨所得溶液中含有满意的，正好能够满意浸出锑的需求。     （二）铅渣成分     脆硫铅锑矿精矿经浸出锑今后的铅渣成分如表5所示。除了锑、砷、硫以外，精矿中其它各元素根本上进入铅渣中，这正好与前面的理论分析成果相符，溶液对锑的浸出有杰出的挑选性，除砷以外，其它的杂质元素根本上不被浸出进人浸出液中。 表5  铅渣成分（质量分数）／％PbSbZnSnIn1)Ag1)FeCuAsSiO2CaOS37.792.837.290.42220111410.640.400.114.522.4120.54     1)单位为g/t。     （三）焦锑酸钠产品质量     运用5.1中所取得的锑浸出液直接加氧化制取焦锑酸钠样品，成果如表6所示。所得焦锑酸钠质量彻底到达了电子工业级质量标准（ZBG12019－89）。这足以阐明本研讨工艺中所发作的硫化碱能够用于浸取脆矿或氧粉以制取合格的焦锑酸钠产品。 表6  试验所得焦锑酸钠样品质量样品化学成分/%色彩细度/μmΣSbSb2O3Na2OFe2O3CuOCr2O3V2O5PbO149.200.2112.500.0150.00050.00050.0010.02银灰－150249.380.1812.630.0120.00030.0050.00050.02白色－150     六、定论     （一）提出了一条对脆硫铅锑矿碱性熔炼渣归纳运用的工艺流程。其间的用于浸出脆矿以制取焦锑酸钠产品；除锑以外的其它金属元素根本上被富集在碱渣浸出渣中，经过进一步浮选可产出高铟高铅锌精矿。     （二）从碱渣中浸出的最佳条件为：液固比为4∶1、温度90℃、时刻90min；在此条件下的浸出率能够到达92%；所得溶液含约110g/L，溶液成分正好契合浸出锑制焦锑酸钠产品的条件。     （三）碱渣浸出渣中锌和铁等元素根本上都以硫化物方式存在于渣中，这有利于经过浮选得到锌精矿；碱渣中的锑有约67%被浸出进入溶液。     （四）运用碱渣浸出液（溶液）浸出脆硫铅锑矿精矿，锑浸出率大于91％，每浸出1t锑金属耗费硫化碱2.12t，不耗费烧碱。运用本研讨所得的溶液去浸出脆硫铅锑矿中的锑是彻底可行的，其浸出作用不亚于工业系统；一同，从浸出作用来看，本研讨所得溶液中含有满意的，正好能够满意浸出锑的需求。     （五）所制得的焦锑酸钠产品质量能够到达电子工业用焦锑酸钠质量标准要求。

传统烧结－鼓风炉熔炼工艺中，按硫化铅精矿中硫的质量分数为12％～24％计算，每冶炼1t粗铅有0.6～1.1t的SO2排空。     新的炼铅技术的共同特点是将焙烧与熔炼结合为一个过程，实现铅精矿直接处理，充分利用硫化铅氧化放出的大量热将炉料迅速熔化，产出液态铅和熔渣。直接炼铅仍需要将冶金过程分为氧化和还原两个阶段，在氧化段充分氧化获得低硫铅，在还原段充分还原产出低铅炉渣。本实验探讨熔池熔炼还原段，利用铅精矿和富铅渣之间的交互反应，考察还原段的终渣含铅量、铅回收率（按渣计）、烟气烟尘率、粗铅产率等各工艺指标的影响因素及条件。对其反应机理进行了初步的探讨。     一、试验理论基础     铅精矿和富铅渣之间的主要交互反应如下： PbS＋2PbO→3Pb＋SO2（1） PbS＋PbSO4→2Pb＋2SO2 （2）     这两个反应在一般高温1000℃时，△G已经很负了。随着温度的升高，△G越来越负，说明从热力学角度来说，交互反应很容易发生。渣中铅化合物的溶化温度低，其熔体的流动牲好，而且与SiO2结合的Pb0挥发性要比纯Pb0小。PbS溶化后流动性大；PbSO4在800℃便开始分解，至950℃以上分解进行的很快。反应式(1)在860℃时的平衡压力达101325Pa；反应式(2)在723℃时的平衡分压为98000Pa。即在较低温度下，两个反应可以剧烈的向右进行。从动力学角度看，熔渣的熔点一般为1200℃左右，试验温度只要能高于渣熔点，则在渣熔融状态下，各种化合物之间接触良好，反应能很好的进行。     二、试验原料及方法     （一）试验原料     本试验所用原料为某厂艾萨炉出来的富铅渣和铅精矿。铅精矿为黑色粉末，粒度小于1mm。化学成分（％）：Pb 45.44、Zn 6.46、Fe 8.82、SiO25.34、CaO 1.57、MgO 0.48、Al2O3 1.00、S 17.86、Cu 2.43、Ag 0.266。定性物相分析结果表明：铅精矿主要含PbS、ZnS、FeS、SiO2、FeS2、PbSO4。     富铅渣为浅粉色块状，化学成分（％）：Pb53.97、Zn 6.46、Fe 8.64、SiO2 8.31、CaO 3.07、MgO 0.75、Al203 1.78、S 0.17、Cu 0.73、Ag0.0197，堆密度3.05 g/cm3。XRD分析表明：铅物相以PbZnSiO4、PbO、Pb存在。其中PbZnSi04在高温下发生如下反应分解成PbO： PbZnSiO4→PbO＋ZnO＋SiO2     故本试验可将富铅渣中的Pb看做以Pb0形式存在，并以此进行配料计算，确定各种料的加入量。     试验所用熔剂为：石灰石(CaO 51.2％，MgO3.17％）；石英砂（SiO2 93.83％）。     （二）试验方法     根据可能发生的交互反应方程式，先计算出富铅渣和铅精矿所需的理论量，再以富铅渣与铅精矿中FeO成分含量的总和为渣型选择的计算基础，然后根据选定的渣型计算所需各溶剂的质量。将富铅渣、铅精矿、石灰石、石英砂分别先经破碎，磨细后，再充分混合均匀，加水湿润后制团，最后烘干12h以上。每次称2kg左右的混合料加人高15cm，内径14 cm的碳化硅坩埚中，从电炉底部进料。用一个Pt/Pt－13%Rh型热电偶检测炉内试验样料的温度，通人高纯氩气排除炉内空气并起轻微的搅拌作用；通过调节电炉的程序参数，设定好每次试验反应温度和时间；反应结束后，观察形成的铅渣表面现象，判断是否产生了泡沫渣，再称量铅渣和粗铅，并分析各主要成分含量。由于试验条件有限，未能检测SO2浓度和烟尘率，本试验将烟气烟尘率看做一个技术指标，计算式为：     烟气烟尘率＝（加入坩埚的炉料总量－反应后粗铅和铅渣的量）÷加入坩埚的炉料总量     三、试验结果及讨论     （一）渣型对终渣含铅量和烟尘率的影响     炼铅炉渣是个非常复杂的高温熔体体系，它由SiO2、FeO、CaO、MgO、Al2O3、ZnO等多种氧化物组成，并且它们之间可相互结合形成化合物、固熔体、共晶混合物。为了讨论渣型与结晶相的关系，将多元系简化为三元系：FeO－CaO－SiO2。将渣中该三相的成分换算为100％，再查看FeO－CaO－SiO2三元系相图，根据图中渣温度1 100～1 300℃区域，选择试验3个成分含量。A Perillo提供了维斯麦港基夫赛特法炼铅厂的投产与生产指标，炉渣的化学成分：FeO39％，SiO2 38％，CaO 23％。     试验条件：固定温度1250℃，时间5h，配料比1.0。试验编号分别为（1）－FeO 40％，SiO2 35％，CaO 25％；（2）－FeO 37.5％，SiO2 37.5％，CaO25％；（3）－FeO 35％，SiO2 40％，CaO 25％；（4）－FeO 35%，SiO2 37.5％，CaO 27.5％；（5）－FeO35％，SiO2 35％，CaO 30％。     试验结果表明CaO含量保持为25％，相应的SiO2含量减小时，试验（1），(2），(3)的渣含铅分别为3.48％，4.76％，5.87％；烟气烟尘率分别为36.9％，32.6％，28.1％。FeO含量固定为35％时，相应的SiO2含量减小时，试验(3)，(4)，(5)的渣含铅分别为5.87％，1.41％，3. 86％；烟气烟尘率分别为28.1％，42.25％，35.6％。     根据熔渣结构的离子理论，适当增加碱性氧化物有利降低炉渣黏度。但碱性氧化物过高时可能生成各种高熔点化合物，使炉渣难熔，渣黏度升高。对于FeO－CaO－SiO2三元系炉渣，但CaO含量超过30％时，黏度将随CaO含量的增加而迅速加大。SiO2/Fe过大，黏度高，排放困难，提高Ca0/SiO2，可降低渣的黏度。从试验结果数据可看出：当炉渣组成为FeO 35％、SiO2 37. 5％、CaO 27. 5％时，烟气烟尘率为42.25％，渣含铅1.41％为最低。     （二）配料比对终渣含铅量和烟尘率的影响     渣型FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，保温时间定为3h,温度为1250℃的条件下。以100 g富铅渣为计算基础，理论需要消耗铅精矿71.297g，试验中铅精矿用量分别为理论量的0.9、0.95、1.0、1.05、1.1、1.15和1.2倍。     从图1可看出，在其他条件不变的情况下，随配料比增加，渣含铅呈先减小后增大的趋势，在配料比为1.0有最小值；烟气烟尘率呈先增大后减小的趋势，与渣含铅趋势相反，即渣含铅低时则烟气烟尘率高。鉴于两者的矛盾关系，折中取定试验条件，故此后试验定配料比为 1.1，此条件下渣含铅2.61％，烟气烟尘率33.63％，能基本满足工业上对工艺指标的要求。图1  配料比对终渣含铅和烟尘率的影响     （三）反应温度对终渣含铅和烟尘率的影响     为减少烟尘量，必须严格控制炉内温度。如果能抑制铅及化合物的挥发，烟尘中氧化锌含量就会提高，就可以进入氧化锌系统进行处理。从沸点和平衡蒸气压分析，锌的挥发要比铅容易得多。如果试验中还原温度真正控制在1150～1200℃，Pb和PbO的蒸气压都只有1.3～6.7kPa，铅的挥发率不会如此高。     渣型FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，保温时间5h，配料比1.1。试验结果见图2。图2  反应温度对降低终渣含铅量，烟气烟尘率的影响     从图2可看出，其它试验条件不变时，渣含铅随温度的升高而降低，在1250℃有最小值，1300℃时反而渣含铅比其高。观察1300℃的试验现象，渣孔（从粗铅到渣表面）多，推测温度较高于渣熔点时，渣熔体流动性大，反应产生的气体更容易从渣孔隙跑出液面，同时使得渣中的铅及其化合物未能很好的沉降分离，所以渣含铅偏高；烟气烟尘率随温度升高而逐渐增大，1300℃时，烟气烟尘率高达48.82％。烟气烟尘率太高，对后续的收尘系统是个负担，会导致生产成本增加，严重时，会造成烟尘积压。综合考虑后选定温度为1250℃。     （四）反应时间对终渣含铅量和烟尘率的影响     渣型FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，温度1250℃，配料比1.1。试验结果见图3。图3  反应时间对终渣含铅量和烟尘率的影响     从图3可以看出，随着反应时间的延长，交互反应进行得越彻底，渣、铅分离沉降时间长，分离效果更好，则渣含铅逐渐减少；而烟气烟尘率逐渐增加。反应时间短，能缩短排渣周期时间，能提高床能率。试验时间为3h条件下，渣含铅2.61％，烟气烟尘率33.63％。     （五）反应温度对粗铅产率和渣产率的影响     渣型FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，时间3h，配料比1.1。试验结果见图4。图4  反应温度对粗铅产率和渣产率的影响     从图4可看出，随反应温度的升高，各种化合物和金属的挥发量增多，粗铅产率从27.23％降至14.62％，产渣率也逐渐减小。故反应温度不易过高，折中选择1250℃为较好，此条件下，粗铅产率22.76％，产渣率43.61％。     （六）反应时间对粗铅产率和渣产率的影响     固定渣型FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，温度1250℃，配料比1.1。反应时间对粗铅产率（占点炉料）和渣产率的影响结果见图5。图5  反应时间对粗铅产率和渣产率的影响     从图5可以看出：(1)随着反应时间的增加，粗铅产率从19.23％升至25.83%。时间长有利于渣铅沉降分离，同时能让其它各种金属化合物有足够时间发生还原反应，再以金属状态进入粗铅；(2)渣产率逐渐减少。时间长，渣中易挥发的化合物及被产出的气体气泡带走的物质则更多的进入烟气烟尘中，增加了收尘负荷。时间为3h时，粗铅产率22.76％，渣产率43.61％。     （七）其它反应效果的比较及分析     不同试验条件下，反应后，其它各成分含量变化不大。粗铅中的铅含量95.01％～96.12％；Ag含量0.28%～0.36％；S含量0.11％～0.19％；铜含量0.31％～0.56％。铅渣其它成分含量：S含量1.89％～2.37％；Zn含量2.47％～6.33％。且呈现渣含铅低，则含Zn亦低的试验现象。推测在相同工艺条件下，原料中铅化合物和锌化合物与其它物质之间发生的反应机理相似，故两者在铅渣和烟尘中呈正比例含量关系。随着反应时间的延长和反应温度的提高，各种化合物逐渐分解，易挥发物更多的进人烟尘，渣中较难挥发物SiO2、FeO、CaO的含量都有稍微增加的趋势。在渣含铅     四、结论     在熔池熔炼还原段采用铅精矿和富铅渣的交互反应可满足工业实践的各项经济技术指标。最优工艺条件：渣型三主要组成含量折算为FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，温度1250℃，时间3h，配料比1.1。在此条件下可得到渣含铅2.61％，铅的回收率（以渣计98.21％，脱硫率91.5％，烟气烟尘率33.63％，粗铅产率22.76％，渣产率43.61％。

铅精矿在被鼓风炉熔炼之前必须把铅精矿在熔炼前进行预备作业即烧结焙烧，其目的：（1）除去铅精矿中的硫，如含砷及锑较多也须将其除去；（2）将细料烧结成块。     因此，在焙烧过程中，除进行氧化反应外，还必须使细料结块。这种同时完成两个任务的焙烧法，称为烧结焙烧或简称为烧结，而呈块状的焙烧产物称为烧结块或烧结矿。当用鼓风炉还原熔炼法处理块状富氧化铅矿时，不需要进行烧结焙烧，只要将矿石破碎至一定的块度，就可送往鼓风炉直接熔炼。如果要进行处理的不是块矿而是细碎的氧化铅精矿，仍须先行烧结或制团，然后才加入鼓风炉熔炼。铅精矿的烧结焙烧是强化的氧化过程，即将炉料装入烧结机中，在强制地鼓入或吸入大量空气的条件下，加热到800－1000℃，使之着火并继续燃烧，其中金属硫化物便发生氧化，生成各种金属氧化物和硫酸盐。

一直以来异型材发脆是困扰一些型材企业正常运营的因素，型材发脆无论从截面外观上还是门窗组装厂的认同程度上都或多或少的影响着这些型材企业的市场份额和用户信誉。 　　型材发脆基本上在制品的物理、力学性能上得到充分体现。其主要特征为：下料时崩口、冷冲破裂。造成型材制品物理、力学性能差的原因有很多，主要表现为以下几种：　　一、配方及混料工艺不合理　　1、填料过多　　2、抗冲击改性剂添加种类、数量　　3、稳定剂过多或过少　　4、外润滑剂用量过多　　5、热混加料顺序、温度设值以及熟化时间对型材的性能也有决定性的因素　　二、挤出工艺不合理　　1、物料塑化过度或不足　　2、机头压力不足　　3、制品中的低分子成份未排出　　4、螺杆转矩太低　　5、牵引速度与挤出速度不匹配　　三、模具设计不合理　　1、口模截面设计不合理，尤其是内筋的分布和交界面角度的处理。这样会造成应力集中现象存在，需要改进设计和消除交界面处的直角和锐角。　　2、模头压力不足。模头处压力大小是直接受模具的压缩比，特别是模具平直段的长度来决定的。模头的压缩比太小或平直段太短都会造成制品不致密，影响物理性能。模头压力的改变一方面可以通过改变模头平直段长度来调整流料阻力；另一方面在模具设计阶段可选择不同的压缩比来改变挤出压力，但必须注意机头压缩比要与挤出机螺杆的压缩比相适应；还可以通过改变配方，调整挤出工艺参数，增加多孔板来改变熔体压力的大小。　　3、对于因分流筋汇合不良造成的性能下降应适当增加筋与外表面、筋与筋汇流处的长度，或者增大压缩比来解决。　　4、口模出料不均匀，造成型材壁厚薄不一致，或者密实度不一致。这也就造成了型材两个面之间的力学性能上的差别，我们在实验时有时冷冲一面合格一面不合格，也恰恰证明了这一点。至于壁薄等非标型材这里就不再多说。　　5、定型模的冷却速率。冷却水温往往没有引起足够的重视，冷却水的作用是将型材拉伸的大分子链及时冷却定型，达到使用目的。删除

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。

一直以来塑料异型材发脆是困扰一些型材厂商正常运营的要素，型材发脆不管从截面外观上仍是门窗组装厂的认同程度上都或多或少的影响着这些型材厂商的市场份额和用户诺言。 　　 　　型材发脆基本上在制品的物理、力学功能上得到充沛表现。其首要特征为：下料时崩口、冷冲决裂。构成型材制品物理、力学功能差的原因有许多，首要表现为以下几种： 　　一、配方及混料工艺不合理 　　1、填料过多 　　针对现在市场上型材报价低，而原材料报价上涨的格式，型材供应商都是在下降本钱上作文章，正规的型材供应商经过配方的优化组合，是在不下降质量的前提下，下降了本钱；有些供应商却在下降本钱的一同也下降了制品质量。因为配方组份的原因，最直接有用的方法是添加填料，在PVC-U塑料异型材中常用的填料为碳酸钙。在曾经的配方系统中大都是填加剧钙，其意图是添加刚性和下降本钱，但重钙因为自身粒子形状不规则而且粒径比较粗与PVC树脂本体的相溶性差，所以其添加份数很低，而且份数增大时会对型材的色泽和表观构成影响。现在跟着技能的开展，大多选用超细轻质活化碳酸钙、乃至是纳米级碳酸钙、其不只起到添加刚性和填充的效果，而且还具有改性的效果，可是其填加量并不是无极限的，其份额应该加以操控。现在有些供应商为了下降本钱将碳酸钙加到20-50质量份，这大大下降了型材的物理力学功能，形本钱章所说的型材发脆现象。 　　2、抗冲击改性剂添加品种、数量 　　抗冲击改性剂是在应力效果下，能够进步聚氯乙烯决裂总能量的一种高分子聚合物。现在硬质聚氯乙烯的抗冲击改性剂的首要品种有CPE、ACR、MBS、ABS、EVA等，其间CPE、EVA、ACR改性剂的分子结构中不含双键，耐候功能好，合适做野外建筑材料，它们与PVC共混，能有用的进步硬聚氯乙烯的抗冲击功能、加工性、耐候性及在必定范围内进步焊角强度。 　　在PVC/CPE共混系统中，其冲击强度随CPE的用量添加而添加，呈S形曲线。添加量在8质量份以下时，系统的冲击强度添加起伏十分小；添加量在8-15质量份时添加起伏最大；之后添加起伏又趋于陡峭。当CPE用量在8质量份以下时缺乏以构成网状结构；当CPE用量在8-15质量份时，其在共混系统中接连均匀涣散，构成分相不别离的网状结构，使共混系统的冲击强度添加起伏最大；当CPE用量超越15质量份时，就不能构成接连均匀的涣散，而是有部分CPE构成凝胶状，这样在两相界面上就不会有合适涣散的CPE颗粒来吸收冲击能量，因而冲击强度添加趋于缓慢。 　　而在PVC/ACR共混系统中，ACR可明显进步共混系统的抗冲击功能。一同“核一壳”粒子可均匀涣散在PVC基体中，PVC是接连相，ACR是涣散相，涣散在PVC接连相中与PVC彼此效果，起到加工助剂的效果，促进PVC的塑化和凝胶化，塑化时刻短，具有很好的加工功能。成形温度和塑化时刻对缺口冲击强度影响较小，曲折弹性模量下降也小。一般用量在5-7质量份，经ACR改性的硬PVC制品有优秀的室温冲击强度或低温冲击强度。 　　而经实验证明，ACR与CPE比较抗冲击强度要高30%左右。因而在配方中尽或许选用PVC/ACR共混系统，而用CPE改性且用量低于8质量份时往往会引起型材发脆。 　　3、安稳剂过多或过少 　　安稳剂的效果是按捺降解，或与释放出的氯化氢反响以及避免聚氯乙烯加工时变色。安稳剂依据品种不同用量也不同，但总的一点来说，用量过多会推延物料的塑化时刻然后使物料出口模时还欠塑化，其配方系统中各分子之间没有彻底溶合，其分子间结构不结实构成。而用量过少时会构成配方系统中相对低分子物降解或分化(也能够说成过塑化)，对各组份分子间结构的安定性构成损坏。因而安稳剂用量多少也会对型材的抗冲击强度构成影响，过多或过少都会构成型材强度下降引起型材发脆现象。 　　4、外光滑剂用量过多 　　外光滑剂与树脂相溶性较低，能够促进树脂粒子间的滑动，然后削减冲突热量并推延熔化进程，光滑剂的这种效果在加工进程前期(也就是在外部加热效果和内部发作的冲突热使树脂彻底熔化和熔体中树脂失掉辨认特征之前)是最大的。外光滑剂又分前期光滑和后期光滑、光滑过度的物料在各种条件下都表现为较差的外形，假如光滑剂用量不当，或许构成流痕，产值低，污浊，冲击性差，表面粗糙、粘连，塑化差等。特别是用量过多时，就会构成型材的密实度差、塑化差，而导致冲击功能差，引起型材发脆。 　　5、热混加料次序、温度设值以及熟化时刻对型材的功能也有决议性的要素 　　PVC-U配方的组分许多，所挑选加料次序应有利于发挥每种助剂的效果，并有利于进步涣散速度，而避免其不良的协同效应，助剂的加料次序应有助于进步助剂的相得益彰效果，战胜相克相消的效果，使应在PVC树脂中涣散的助剂，充沛进入PVC树脂内部。 　　典型的铅盐安稳系统配方加料次序如下： 　　a．低速工作时，将PVC树脂加到热混锅中； 　　b．在60℃时，高速工作下参加安稳剂及皂类； 　　c．在80℃左右，高速工作下参加内光滑剂、颜料、抗冲击改性剂、加工助剂； 　　d．在100℃左右，高转速下参加蜡类等外光滑剂； 　　e．在110℃，高速工作下参加填料； 　　f．在110℃-120℃低转速下排出物料至冷混桶中进行降温； 　　g．冷混至料温降至40℃左右时，卸料过筛。 　　上面加料次序较为合理，但在实践出产进程中，依据自身的设备及各种条件也有所不同，大都供应商除树脂外，其他助剂一同参加。还有的是轻质活化碳酸钙同主料一同参加等等。这就要求厂商技能人员依据本厂商的特色拟定出合适自己的加工工艺及投料次序。 　　一般热混温度在120℃左右，温度太低时物料达不到凝胶化和混料均匀，高于此温度部分物料或许会分化蒸发，而且干混粉料发黄。 　　混料时刻一般在7-10min物料才干到达密实、均化、部分凝胶化。而冷混一般在40℃以下，而且要求冷却时刻要短，如温度大于40℃且冷却速度又慢，则制备的干混料会相对惯例密实度差。干混料的熟化时刻一般在24小时，大于这个时刻物料易吸收水份或结块，小于这个时刻物料各分子间的结构还不稳，构成挤出时型材外形尺度和壁厚动摇较大。以上环节如不加强操控都会对型材制品的质量构成影响，单个状况便会表现为型材发脆。 　　 　　二、挤出工艺不合理 　　1、物料塑化过度或缺乏 　　这与工艺温度设定和喂料份额有关，温度设定过高会构成物料过塑化，其组分中部分分子量较低的成份会分化、蒸发；温度过低其组份中各分子间没有彻底熔合，分子结构不结实。而喂料份额太大构成物料受热面积和剪切增大，压力增大，易引起过塑化；喂料份额太小构成物料受热面积和剪切减小，会构成欠塑化。不管是过塑化仍是欠塑化都会构成型材切开崩口现象。 　　2、机头压力缺乏 　　一方面与模具规划有关(这在下面独自描绘)另一方面是与加料份额和温度设定有关，压力缺乏时，物料的密实度就差，就会成安排疏松呈现型材料脆现象，这时应调整计量加料转速和挤出螺杆转速使机头压力操控在25Mpa-35Mpa之间。 　　3、制品中的低分子成份未排出 　　制品中的低分子成分发作一般有两个途径，一是在热混时发作，这在热混时经过抽湿和排气系统能够排出。二是部分残存的和挤出受热受压时发作的水份和氯化体。这一般经过主机排气段的强制排气系统来强制排出，真空度一般在-0.05Mpa-0.08Mpa之间，不开或过低，都会在制品中残存低分子成份，构成型材力学功能下降。 　　4、螺杆转矩太低 　　螺杆的转矩是反响机械在受力状况下的数值，工艺温度设值的凹凸，喂料份额的多少都直接在螺杆转矩值上得到表现，螺杆转矩太低从某种程度上反响出温度偏低或喂料份额小，这样物料在挤出程度中相同得不到充沛塑化，也就会下降型材的力学功能。依据不同的挤出设备和模具，螺杆转矩一般把握在60%-85%之间就能满足要求。 　　5、牵引速度与挤出速度不匹配 　　牵引速度太快会构成型材壁薄力学功能下降，而牵引速度太慢，型材遭到的阻力大，制品处于高拉伸状况，也会对型材的力学功能构成影响。 　　 　　三、模具规划不合理 　　1、口模截面规划不合理，尤其是内筋的散布和交界面视点的处理。这样会构成应力会集现象存在，需求改善规划和消除交界面处的直角和锐角。 　　2、模头压力缺乏。模头处压力巨细是直承受模具的紧缩比，特别是模具平直段的长度来决议的。模头的紧缩比太小或平直段太短都会构成制品不细密，影响物理功能。模头压力的改动一方面能够经过改动模头平直段长度来调整流料阻力；另一方面在模具规划阶段可挑选不同的紧缩比来改动挤出压力，但有必要留意机头紧缩比要与挤出机螺杆的紧缩比相适应；还能够经过改动配方，调整挤出工艺参数，添加多孔板来改动熔体压力的巨细。 　　3、关于因分流筋集合不良构成的功能下降应恰当添加筋与外表面、筋与筋汇流处的长度，或许增大紧缩比来处理。 　　4、口模出料不均匀，构成型材壁厚薄不一致，或许密实度不一致。这也就构成了型材两个面之间的力学功能上的不同，咱们在实验时有时冷冲一面合格一面不合格，也恰恰证明了这一点。至于壁薄等非标型材这儿就不再多说。 　　5、定型模的冷却速率。冷却水温往往没有引起满足的注重，冷却水的效果是将型材拉伸的大分子链及时冷却定型，到达运用意图。缓慢的冷却能够使分子链有满足的时刻舒展，有利于定型。而急速冷却，水温与挤出型坯的温差太大，制品受骤冷不利于制品低温功能的进步。从高分子物理学解说，PVC大分子链在温度、外力的效果下，发作曲折、拉伸进程，当温度、外力撤出后，大分子链没有及时康复自在状况而外于玻璃态，大分子链杂乱无序摆放，构成微观上制品低温冲击功能低。从塑料加工工艺学解说PVC异型材在挤出后，制品撤去温度、外力后有应力松懈进程。合适的冷却水温有利于这个进程。冷却水温过低，制品中的应力没有来得及消除，构成制品功能下降。所以异型材冷却选用缓冷方法，并可避免成型后的制品翘曲，曲折和缩短现象，能够避免因为内应力效果而使制品冲击强度下降。一般水温度操控在20℃。为了使型坯柔软地冷却而不致骤冷，将衔接冷却定型套的水管接在定型的后部，让水在定型套中活动方向与型坯运动方向相反而从定型套前排出。这样也不致于构成因水温过低构成型坯骤冷、发作过大内应力，使型材脆化，型材的抗冲击功能下降。 　　 　　四、混料设备和挤出设备在本章中作为一个固化要素不再论说 　　 　　五、值得咱们参议的是有一种状况，在型材取样实验时，不管是冷冲、角强度仍是加热后尺度改变率等都合格，(GB/T8814-2004)，可是在下料时切断仍是有细微不明显的崩口现象，特别是内筋. 　　一种说法此种现象属正常现象是受外界要素影响即： 　　①门窗制造时，加工环境温度低于12℃。这不只对下料构成崩口，而且对焊角强度等都会构成一系列影响； 　　②下料时进锯速度过快，一般这时切开锯切开时声响比较短促且尖利； 　　③切开锯片老化或有脱齿现象。 　　另一种则以为仍是型材自身的原因，即配方和挤出工艺等，笔者以为这几个方面兼而有之，除以上说法外。这儿面还有一个刚性目标和柔性目标的和谐问题。即只需找到其最佳平衡点，那么问题就会方便的处理。 　　(1)配方系统对刚性目标和柔性目标的影响，配方中要添加或减小刚性目标必定要添加或削减填料，而添加填料又直接影响其柔性目标。填料过多，型材便会呈现冷冲不合格，焊接强度下降。填料过少，型材便会呈现尺度改变率大。相同的是添加或减小柔性目标，必定要添加或减小抗冲改性剂或加工助剂，而添加或减小加工助剂又直接影响其刚性目标。加工助剂过多，则型材刚性目标下降；加工助剂过少，则型材刚性目标上升，在配方中这两者是一个既对立又一致的彼此限制的要素，但不能说要进步刚性目标却又要坚持柔性目标便能够在添加填料的一同又无原则添加加工助剂，这是不合理的。所以在配方系统中要断定一个最佳结合点，以到达其刚性和柔性的平衡。 　　(2)挤出工艺对型材刚性和柔性目标的影响。挤出温度设定的凹凸是影响物料塑化程度的要素之一，物料过塑化物猜中的低分子聚合物分化，蒸发，构成分子间结构改变会增大刚性目标和下降柔性目标。物料塑化缺乏，物猜中各组分的分子之间还没有充沛溶合会下降刚性目标，一同柔性目标得到充沛展示。螺杆转矩和挤出压力与型材的刚性目标成正比，随转矩和压力升高而添加。柔性目标则与其成反比，随转矩和压力的升高而下降。 　　需求弥补的是，在刚开机挤出时会偶尔发现单个型材没有崩口现象，但却发现其内筋已有细微气泡，这又是一个新问题。有三种假定： 　　①此段型材挤出时的加工温度要高于惯例工艺温度，假如是则阐明前面咱们所设定的加工工艺温度偏低，型材欠塑化，而要进步工艺温度却不要让其内筋发泡，则要恰当添加安稳剂的用量，这当然也与物料的挤出速度即物料在机筒内的停留时刻有关。 　　②螺杆芯温过高，如是这种状况则更好处理，恰当下降螺杆芯部温度便可。 　　③主机没有开真空或真空度过低。如是这样则型材的加热后状况不过关，假如加热后状况没有问题则仍是要回到前面两个问题中去。 　　这也就阐明，尽管型材实验各项目标都合格，也不能阐明你的配方系统和挤出工艺肯定没有问题，说不准在哪个环节呈现小小的疏忽。因而咱们在研讨任何问题时都要统筹考虑，不能枉下结论就是哪一点，哪一方面的问题，构成无端的争辨，咱们应该本着谨慎的科学态度逐个排查，逐个酌量。咱们在处理这方面的问题时要找到一个基准，而且将其固化才干去研讨另一个要素有没有问题。删去

摘要 新药剂—FC与磁铁矿石中的矿藏磁黄铁矿之间效果可使矿藏表面发作很大改变。磁黄铁矿被活化，它有利于从铁矿石中别离磁黄铁矿。     关键词 新药剂—FC铁矿石浮选磁选       目前我国有很多的磁铁矿矿山，因为含硫高而不能被使用。寻觅除硫新药剂，将磁铁矿矿石中有害杂质硫降至0.15%以下至关重要。某地磁铁矿经磁选取得铁精矿67.25%,含硫2%。为了下降铁精矿中硫档次,选用浮选办法,参加除硫新药剂—FC活化磁黄铁矿,将其与磁铁矿别离。终究取得磁铁矿档次68.14%,含硫0.097%,达到了特级质量的铁精矿。 1矿石类型及矿藏成分     该矿床矿石类型较简略，为中硫化物白云岩铁矿石。矿石中铁矿藏以磁铁矿为主，其次是菱铁矿、少数赤铁矿，次生氧化物为褐铁矿；硫化物以磁黄铁矿为主，其次为少数黄铁矿和镍黄铁矿，其他脉石矿藏以白云岩为主，其次为石英、方解石、黑云母；蚀变矿藏为绿泥化石等。 2选矿实验     依据矿石性质，磨矿85%-200目，选用一粗、一精磁选流程，取得67.25%铁精矿，含硫2%,铁精矿回收率98.38%。磁选实验流程如图1，实验成果列表1。   表1  磁选实验成果  产品名称产率（%）档次（%）回收率（%）精矿48.3067.252.0098.3866.33尾矿51.701.030.951.6233.67给矿100.0033.021.46100.00100.00[next]       因为磁选后，铁精矿含硫超支。为了处理这一问题，共调查了碳酸钠、、硫酸铜、新药剂—FC几种活化剂，经过实验只要参加新药剂—FC，硫降至0.097%，达到了特级铁精矿含硫的标准。实验流程如图2，实验成果列表2。   [next]  表2  磁选—浮选实验成果  活化剂产品产率(%)档次（%）回收率(%)品种用量(克/吨)铁硫铁硫碳酸钠500硫化物1.8054.527.552.869.31铁精矿47.7067.581.6694.0954.23尾矿50.502.071.053.0536.46给矿100.0033.431.46100.00100.00硫酸铜 +400+200硫化物2.1051.669.673.2213.91铁精矿47.9065.901.5493.5850.52尾矿50.002.161.043.2035.57给矿100.0033.731.46100.00100.00新药剂—FC1000硫化物6.761.7113.8412.5263.56铁精矿41.6068.140.09785.862.77尾矿51.701.440.951.6233.67给矿100.0033.741.46100.00100.00   3定论     （1）新药剂—FC是一种高效的磁黄铁矿浮选药剂，在某铁精矿脱硫浮选中，促成了磁铁矿与磁黄铁矿有用别离。     （2）新药剂—FC来历广泛，报价低廉，有推广应用价值。

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％ 。

近日，随着选矿厂蒙古铁精矿降硫试验获得成功，选矿厂依据生产实际情况，着手对三系列、一反浮两条生产线实施年处理300万吨蒙古矿及蒙古矿铁精矿降硫技术改造。 蒙古铁精矿工业分流降硫试验获得成功，不仅能够为后续冶炼创造良好的原料条件，提高高炉利用系数、铁水质量，大大降低冶炼成本，还能够进一步提高钢材质量，使包钢产品在钢铁行业同质化竞争中获得优势。同时，蒙古铁精矿降硫后产生的硫精矿可用于生产硫酸和铁品位64%、硫含量小于0.5%的烧渣铁精粉，返回包钢球团使用，且在制酸过程中可发电，产业链效益较好。这不仅符合国家环保要求，还可获得政策上的支持，如果能使硫精矿尽快转化为工业生产，可实现效益最大化。 据了解，第一阶段改造预计于12月上旬完成。目前，改造工程正按照网络工期有序推进。

本文根据攀钢集团钛业公司选钛厂选钛除硫所产硫钴粗精矿含钴和硫品位低、难精选而尚未综合利用等问题，研究了提高粗、细粒硫 钴粗精矿硫钴品位的浮选新技术，其新技术包括浮选药剂和浮选工艺 两个方面。       论文通过对捕收剂种类和组合捕收剂的研究，开发出了对于疏钴粗 精矿具有很好选择性捕收效果的组合捕收剂CF。通过对浮选精选工艺， 如精、扫选次数，精矿中矿处理方法和精矿再磨再选等方面的研究， 研究出了二精一扫精矿独立精选的新工艺，该工艺能很好地满足硫钴粗精矿精选的目的。通过详细的浮选药剂和工艺流程研究表明，采用二精一扫单独精选新工艺，组合捕收剂CF为捕收剂，硫酸铜为活化剂， 控制浮选pH值在5.0左右，无论是对于细粒硫钴粗精矿，还是对粗粒 粗精矿，均能取得很好精选效果，闭路浮选试验结果为精矿品位 Co≥0.32％，S≥35％；精选作业回收率钴和硫均大于80％，成功地解决了攀枝花硫钴粗精矿的有效富集和回收利用问题，达到了合同对浮选指 标的要求。        同时，论文根据粗粒和细粒硫钴粗精矿的浮选特性，进行了粗细粒硫钴粗精矿混合精选试验研究，提出了相应混合精选的新工艺和生产建议流程。 论文通过矿物表面吸附量测定和表面浮选特性分析研究，指出硫酸 铜的活化作用，在黄铁矿和磁黄铁矿表面形成硫化铜薄膜，能显著提 高含钴硫铁矿的可浮性；组合使用捕收剂，能明显提高捕收剂在矿物表面的吸附量，这是使用组合捕收剂能提高含钴硫铁矿浮选指标的主要原因。

一直以来异型材发脆是困扰一些型材企业正常运营的因素，型材发脆无论从截面外观上还是门窗组装厂的认同程度上都或多或少的影响着这些型材企业的市场份额和用户信誉。 　　型材发脆基本上在制品的物理、力学性能上得到充分体现。其主要特征为：下料时崩口、冷冲破裂。造成型材制品物理、力学性能差的原因有很多，主要表现为以下几种： 　　一、配方及混料工艺不合理 　　1、填料过多 　　2、抗冲击改性剂添加种类、数量 　　3、稳定剂过多或过少 　　4、外润滑剂用量过多 　　5、热混加料顺序、温度设值以及熟化时间对型材的性能也有决定性的因素 　　二、挤出工艺不合理 　　1、物料塑化过度或不足 　　2、机头压力不足 　　3、制品中的低分子成份未排出 　　4、螺杆转矩太低 　　5、牵引速度与挤出速度不匹配 　　三、模具设计不合理 　　1、口模截面设计不合理，尤其是内筋的分布和交界面角度的处理。这样会造成应力集中现象存在，需要改进设计和消除交界面处的直角和锐角。 　　2、模头压力不足。模头处压力大小是直接受模具的压缩比，特别是模具平直段的长度来决定的。模头的压缩比太小或平直段太短都会造成制品不致密，影响物理性能。模头压力的改变一方面可以通过改变模头平直段长度来调整流料阻力；另一方面在模具设计阶段可选择不同的压缩比来改变挤出压力，但必须注意机头压缩比要与挤出机螺杆的压缩比相适应；还可以通过改变配方，调整挤出工艺参数，增加多孔板来改变熔体压力的大小。 　　3、对于因分流筋汇合不良造成的性能下降应适当增加筋与外表面、筋与筋汇流处的长度，或者增大压缩比来解决。 　　4、口模出料不均匀，造成型材壁厚薄不一致，或者密实度不一致。这也就造成了型材两个面之间的力学性能上的差别，我们在实验时有时冷冲一面合格一面不合格，也恰恰证明了这一点。至于壁薄等非标型材这里就不再多说。 　　5、定型模的冷却速率。冷却水温往往没有引起足够的重视，冷却水的作用是将型材拉伸的大分子链及时冷却定型，达到使用目的。

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。

我国铝土矿资源丰富，已探明的铝土矿储量达23亿t。其间含硫高的一水硬铝石型铝土矿储量达1.5亿t，占总储量的11.0%左右。这类矿石以中高铝、中低硅、高硫、中高铝硅比矿石为主，且此类矿石高档次所占份额大，需加工脱硫才干运用，因而研讨经济合理的脱硫办法，具有巨大的潜在工业含义。       在氧化铝出产流程中，铝土矿中的硫不只构成Na2O的丢失，并且溶液中S2－进步后会使钢材遭到腐蚀，蒸腾和分化工序的钢制设备因腐蚀而损坏，添加溶液中铁含量。在拜耳法出产氧化铝过程中假如铝土矿中硫的含量超越0.3%，就能导致氧化铝档次因铁的污染而超支，别的还能使氧化铝的溶出率下降。跟着氧化铝工业的不断发展，科学研讨者对脱硫办法进行了许多的研讨工作，但效果及运用均不尽人意。因而有必要对高硫铝土矿进行进一步脱硫研讨，到达拜耳法氧化铝厂对铝土矿含硫的要求。       铝土矿中硫首要以黄铁矿（FeS2）办法存在，因为黄铁矿简略用黄药等捕收剂浮选，而含铝矿藏以氧化物和氢氧化物办法存在，亲水，不易被黄药捕收，因而，浮选用黄药理论上简略完成黄铁矿和含铝矿藏的别离。用浮选的办法下降铝土矿中硫的含量，最早被原苏联人员选用。在我国，浮选脱除铝土矿中的含硫矿藏还未见文献报导。因而，针对我国铝土矿的特色，用选矿脱除铝土矿中含硫矿藏的研讨具有重要含义。       针对河南某地出产的铝土矿的特色，选用黄药等作捕收剂，对反浮选除掉铝土矿中的硫化物进行了实验研讨。       一、实验部分       （一）实验质料       河南高硫矿，碳酸钠（分析纯，上海虹光化工厂），六偏磷酸钠（分析纯，天津市科密欧科技有限公司），（分析纯，天津市科密欧化学试剂开发中心），硫酸铜（化学试剂，天津市博迪化工有限公司），丁基黄药（株洲选矿药剂厂），戊基黄药（长沙矿冶研讨院选矿所），松醇油（株洲选矿药剂厂），单质碘和碘化钾（分析纯，汕头市西陇化工厂）。对河南高硫矿进行了化学分析。首要化学成分列于表1。   表1  试样的首要化学组成（质量分数）/%Al2O3SiO2Fe2O3TiO2CaOK2ONa2OMgOST61.6212.654.603.003.001.810.080.420.96       （二）实验设备及仪器       实验一切设备及仪器包含浮选机，拌和机，pH计，过滤设备，电炉，烘箱，管状炉，石英管，滴定管等。       （三）实验办法       各添加剂预先装备成必定的浓度备用。药剂添加次序为：六偏磷酸钠→→硫酸铜→丁基黄药→戊基黄药→松醇油，实验中各药剂的用量及添加药剂后的拌和时刻见表2。实验所用脱硫浮选办法为简略的一段浮选。浮选产品别离过滤、洗刷、烘干后分析。   表2  药剂用量及拌和时刻药剂称号药剂用量/（g·L－1）拌和时刻/min碳酸钠 六偏磷酸钠硫酸铜 丁基黄药 戊基黄药 松醇油2.5 7.65×10－3 4.00×10－4 1.88×10－2 3.13×10－2 3.13×10－2 0.125  1 1 2 1 2 1       二、条件实验       选用六偏磷酸钠作为按捺剂，和硫酸铜作为活化剂，丁基黄药和戊基黄药作为捕收剂，对高硫铝土矿进行一段浮选脱硫条件实验，研讨各添加剂用量对浮选成果的影响。       （一）碳酸钠用量的影响       在pH＞11的高碱环境下，黄铁矿表面会有亲水的氢氧化物生成，进而浮选遭到按捺。碱性增强对黄铁矿的按捺不断增强。低pH值系统中难以浮选，乃至浮选没有泡沫，这与铝土矿结构以及实验条件有关。碳酸钠另一效果是对黄铁矿具有活化效果。在CO32－与HCO3－离子效果下，铁的氢氧化物又可转变成铁的碳酸盐，使黄铁矿表面掩盖的氢氧化物和硫酸盐脱落暴露出新鲜的表面。因而碳酸钠添加量对浮选的效果有较大的影响。按表2所示条件，进行了碳酸钠用量对脱硫效果的影响的研讨，成果见表3。   表3  碳酸钠用量条件实验成果碳酸钠用量/（g·L－1）pH值产品称号产率/%S档次/%S收回率/%0.59.70低硫铝土矿 高硫尾矿82.44 17.560.41 3.5435.25 64.751.010.10低硫铝土矿 高硫尾矿89.91 10.090.420 5.7739.35 60.652.510.43低硫铝土矿 高硫尾矿96 40.44 13.4444 563.510.78低硫铝土矿 高硫尾矿93.4 26.580.48 7.7846.67 53.33       由表3可知，跟着碳酸钠用量的添加和矿浆pH值升高，高硫尾矿中硫的档次越来越高，硫的收回率在逐步下降，低硫铝土矿的产率较大起伏的升高，到碳酸钠用量为2.5g/L，pH值为10.43时，硫的档次达最大值，随后又开端下降，硫的收回率持续下降，低硫铝土矿的产率也到达最大值后又下降。由此可见碳酸钠对浮选具有较大影响。归纳考虑以上要素，高硫矿浮选碳酸钠用量应为2.5g/L，pH值为10.43左右。       （二）按捺剂用量的影响       六偏碳酸钠在含量高时对一水硬铝石具有按捺效果，但在pH＞10时，其按捺效果较弱，只要在较高用量的条件下才具有较强的按捺效果。六偏磷酸钠的按捺效果为在浮选过程中损坏和削弱一水硬铝石与捕收剂之间相互效果，增强一水硬铝石表面的亲水性。它的效果办法有3种：消除活化离子；在矿藏表面构成亲水薄膜；消除矿藏表面的活化薄膜。六偏磷酸钠一起可对矿浆起涣散效果。按表2所示条件，进行六偏磷酸钠用量对脱硫效果的影响，成果见表4。   表4  六偏碳酸钠用量条件实验成果六偏碳酸钠用量/（×10－3g·L－1）产品称号产率/%S档次/%S收回率/%0低硫铝土矿 高硫尾矿93 70.54 6.5852.02 47.987.65低硫铝土矿 高硫尾矿96 40.44 13.4444 5615.30低硫铝土矿 高硫尾矿95.34 4.660.48 10.7947.68 52.32       由表4可知，跟着六偏碳酸钠用量的添加，高硫尾矿中硫的档次先进步然后下降，硫的收回率也是先进步后下降，低硫铝土矿的产率在小起伏规模内改变。六偏碳酸钠用量以7.65×10－3g/L为宜。       （三）活化剂用量的影响       活化剂的效果是在矿藏表面生成促进捕收剂效果的薄膜。浮选电化学以为，某些硫化矿藏具有半导体性质和必定的电子传导才能，表面的静电位是HS－离子能否在其表面氧化生成元素S0的要害，当表面静电位Ems高于HS－氧化成S0的平衡电位时，则这种氧化在热力学上能够完成。黄铁矿表面静电位Ems高于HS－氧化成S0的平衡电位，因而HS－可能在黄铁矿表面氧化成元素（S0）。王淀佐等人测定了黄铁矿的表面静电位，在pH＞8今后一直高于EHS-/S0，所以HS－能够在其表面氧化。Na2S参加矿浆中后，矿浆中存在许多的HS－离子，黄铁矿因为表面静电位较高，对HS－离子有较强的电催化效果，HS－在其表面有如下反响：   HS（aq）－→HS（ad）－     HS（aq）－→H＋＋S（ad）0＋2e－       S0吸附于黄铁矿表面使其变得疏水，因而黄铁矿具有杰出的诱导可浮性。       当黄铁矿表面氧化较深时，可被Cu2＋活化。其机理为Cu2＋可替代黄铁矿品质中的Fe2＋使表面生成含铜硫化膜然后增强对黄药的吸附效果。铜离子比较简略进入黄铁矿的晶格，铜和硫的亲和性比铁和硫的亲和性更大，使黄铁矿表面构成铜膜，铜离子不影响矿藏晶格深处，在黄铁矿表面上掩盖铜相当于分散处理黄铁矿表面，即影响到黄铁矿表面的导电类型。黄铁矿为电子型半导体，晶格表面层上富集电子的表面，因而不能安稳的吸附黄药。一些二价Cu2＋从其表面取得电子，Cu2＋浓度下降为Cu2＋，使黄铁矿表面层电子浓度下降。黄铁矿表面导电性的转化，这时能安稳地吸附黄药。       综上所述，首要对黄铁矿起到诱导浮选效果，但因为黄铁矿镶嵌于结构杂乱的铝土矿中，且黄铁矿的含量小，尤其是当黄铁矿表面氧化较深时，对黄铁矿就起不了诱导浮选效果，而Cu2＋能够进入黄铁矿晶格中替代Fe2＋使表面生成含铜硫化膜然后增强对黄药的吸附效果。因而和硫酸铜均可起到活化效果，其用量多少对硫档次影响很大。按表2所示条件，别离进行了和硫酸铜用量对脱硫效果的影响研讨，成果别离见表5和表6。   表5  用量条件实验成果用量/（×10－4g·L－1）产品称号产率/%S档次/%S收回率/%0低硫铝土矿 高硫尾矿95.25 4.750.50 10.1649.73 50.272低硫铝土矿 高硫尾矿94.12 5.880.48 8.5747.51 52.494低硫铝土矿 高硫尾矿96 40.44 13.4444 5610低硫铝土矿 高硫尾矿96.62 3.380.61 1161.27 38.73   表6  硫酸铜用量条件实验成果硫酸铜用量/（×10－2g·L－1）产品称号产率/%S档次/%S收回率/%0低硫铝土矿 高硫尾矿92.89 7.110.48 7.2348.59 51.411.88低硫铝土矿 高硫尾矿96 40.44 13.4444 563.75低硫铝土矿 高硫尾矿93.20 6.800.55 6.5553.6 46.4       由表5可知，跟着用量的添加，高硫尾矿中硫的档次先下降后升高，随后又下降，硫的收回首先升高后下降，低硫铝土矿的产率改变不大。用量以4×10－4g/L为宜。       由表6可知，跟着硫酸铜用量的添加，高硫尾矿中硫的档次先升高后下降，改变的起伏比较大，硫的收回首先逐步升高然后较大起伏的下降，低硫铝土矿的产率改变不大。硫酸铜用量以1.88×10－2g/L为宜。       （四）捕收剂用量及其品种的影响       在浮选中运用捕收剂，能够进步有用矿藏表面的疏水性。黄铁矿捕收剂首要是黄药类等捕收剂。在许多情况下，已成功地运用单一种捕收剂。但混合运用多种硫代捕收剂可大大进步硫化矿浮选目标。按表2所示条件，丁基黄药及戊基黄药用量对脱硫效果的影响成果别离见表7和表8。   表7  丁基黄药用量条件实验成果丁基黄药用量/（×10－2g·L－1）产品称号产率/%S档次/%S收回率/%0低硫铝土矿 高硫尾矿94.29 5.710.55 7.8253.49 46.511.56低硫铝土矿 高硫尾矿95.10 4.900.57 8.5456.41 43.593.13低硫铝土矿 高硫尾矿96 40.44 13.4444 566.25低硫铝土矿 高硫尾矿97.06 3.740.50 12.9251.68 48.32   表8  戊基黄药用量条件实验成果戊基黄药用量/（×10－2g·L－1）产品称号产率/%S档次/%S收回率/%0低硫铝土矿 高硫尾矿96.62 3.380.56 12.4556.17 43.831.56低硫铝土矿 高硫尾矿95.69 4.310.45 12.344.78 55.223.13低硫铝土矿 高硫尾矿96 40.44 13.4444 566.25低硫铝土矿 高硫尾矿96.5 3.50.57 11.5957.74 42.26       由表7可知，跟着丁基黄药用量的添加，高硫尾矿中硫的档次和收回率都随之添加，然后下降，低硫铝土矿的产率在小规模内增大。丁基黄药对浮选效果具有较大影响。丁基黄药用量以3.13×10－2g/L为宜。       由表8可知，跟着戊基黄药用量的添加，高硫尾矿中硫的档次在小起伏内先升高后下降，硫的收回率在较大起伏内先升高后下降，低硫铝土矿的产率改变不大。戊基黄药对硫的收回率影响较大。戊基黄药用量以3.13×10－2g/L为宜。       三、优化条件的浮选成果       通过以上各条件实验的影响，得出高硫铝土矿一段浮选除硫的最佳条件实验为：碳酸钠用量2.5g/L，六偏磷酸钠用量为7.65×10－3g/L，拌和1min，用量为4.0×10－4g/L，拌和1min，硫酸铜用量为1.88×10－2g/L，拌和2min，丁基黄药用量为3.13×10－2g/L，拌和1min，戊基黄药用量为3.13×10－2g/L，拌和2min，松醇油用量为0.125g/L，拌和1min，实验成果见表9。   表9  原矿一段浮选实验成果产品称号产率/%S档次/%S收回率/%低硫铝土矿 高硫尾矿 原矿96 4 1000.44 13.44 0.9644 56 100       由表9可知，在优化的浮选条件下，原矿通过一段浮选即可取得硫档次高达的13.44%，收回率56%，而产率仅为4%的高硫尾矿；一起取得产率为96%，硫档次为0.44%的低硫铝土矿。这一成果比前苏联研讨人员浮选高硫铝土矿一段浮选尾矿含硫达9%的工艺目标还好。       对浮选所得低硫铝土矿和高硫尾矿进行化学分析，分析成果见表10。为了便于对照，将原矿相应数据也列于表10中。   表10  浮选产品化学分析成果（质量分数）/%产品称号Al2O3SiO2Fe2O3TiO2CaOK2ONa2OMgOST1）低硫铝土矿 高硫尾矿 原矿62.10 51.96 61.6212.83 8.18 12.654.17 14.94 4.602.95 4.71 3.003.07 1.43 3.001.85 0.95 1.810.08 0.11 0.080.42 0.40 0.420.44 13.44 0.96        1) 此为化学分析成果，不是荧光分析成果       由表10可知，一段浮选高硫尾矿的A/S比为6.35，与A/S比为4.87的原矿比较，高硫尾矿的A/S比高，这是因为铝比硅更简略浮选，成果导致高硫尾矿中A/S比稍高。因为被浮选的高硫尾矿产率不大，因而对低硫铝土矿的A/S比的影响不大。高硫尾矿中硫和铁含量比原矿明显进步，铁略有进步，其它元素含量都偏低。而低硫铝土矿与原矿比较，除了铝，硅以及钾比原矿略低高外，其它元素都有所下降。       四、结语       （一）选用浮选的办法，以碳酸钠为pH调整剂，六偏磷酸钠为按捺剂，和硫酸铜为活化剂，丁基黄药和戊基黄药为捕收剂，松醇油为起泡剂，进行高硫铝土矿的一段反浮选，取得硫含量高达13.44%，收回率56%，氧化铝含量为51.96%，而产率仅为4%的高硫尾矿，一起取得产率为96%，氧化铝含量为62.10%，硫档次为0.44%的低硫铝土矿。因为铝比硅更简略浮选，高硫尾矿的A/S比升高，但因为高硫尾矿的产率低，仅为4%，因而对低硫铝土矿的A/S比影响不大。       （二）对原矿进行一段浮选的最佳条件是：碳酸钠用量为2.50g/L，六偏磷酸钠用量为7.65×10－3g/L，用量为4.00×10－4g/L，硫酸铜用量为1.88×10－2g/L，丁基黄药用量为3.13×10－2g/L，戊基黄药用量为3.13×10－2g/L，松醇油用量为1.25×10－1g/L。矿浆最佳浮选pH值规模是10.4～10.5左右。       （三）本研讨测验一起运用2种活化剂，即和硫酸铜，活化的效果大于单一活化剂的效果，进步硫的浮选收回率。丁基黄药与戊基黄药2种捕收剂按份额混合运用可进步硫的档次及收回率。

元素称号：硫俗称:元素符号：S元素原子量：32.066晶体结构：晶胞为正交晶胞。 莫氏硬度：2.0 元素类型：非金属发现进程：古代人类已认识了天然硫。硫散布较广。单质物理性质：一般为淡黄色晶体，它的元素名来历于拉丁文，本意是鲜黄色。单质硫有几种同素异形体，菱形硫（斜方硫）和单斜硫是现在已知最重要的晶状硫。它们都是由S8环状分子组成。 密度 熔点 沸点 存在条件 菱形硫(S8) 2.07克/厘米3 112.8℃444.674℃ 200℃以下 单斜硫(S8) 1.96克/厘米3 119.0℃444.6℃ 200℃以上 硫单质导热性和导电性都差。性松脆，不溶于水,易溶于(弹性硫只能部分溶解)。无定形硫主要有弹性硫，是由熔态硫敏捷倾倒在冰水中所得。不安稳，可转变为晶状硫(正交硫),正交硫是室温下仅有安稳的硫的存在方式。化学性质: 化合价为-2、+2、+4和+6。榜首电离能10.360电子伏特。化学性质比较生动，能与氧、金属、、卤素（除碘外）及已知的大多数元素化合。还可以与强氧化性的酸、盐、氧化物，浓的强碱溶液反响。它存在正氧化态，也存在负氧化态，可构成离子化合物、共价化合成物和配位共价化合物。元素来历：重要的硫化物是黄铁矿，其次是有色金属元素（Cu、Pb、Zn等）的硫化物矿。天然的硫酸盐中以石膏CaSO4·2H2O和芒硝Na2SO4·10H2O为最丰厚。可从它的天然矿石或化合物中制取。火山口处存在许多。元素用处：大部分用于制作硫酸。橡胶制品工业、火柴、焰火、硫酸盐、盐、硫化物等产品中也需求许多。部分用于制作药物、虫剂以及漂染剂等。元素辅佐材料：硫在自然界中存在有单质状况，每一次火山爆发都会把许多地下的硫带到地上。硫还和多种金属构成硫化物和各种硫酸盐，广泛存在于自然界中。单质硫具有明显的橙黄色，焚烧时构成激烈有刺激性的气味。金属硫化物在焚烧时发生的气味可以断语，硫在远古时代就被人们发现并使用了。在西方，古代人们以为硫焚烧时所构成的浓烟和激烈的气味能驱除魔鬼。在古罗马博物学家普林尼的作品中写到：硫用来打扫住屋，由于许多人以为，硫焚烧所构成的气味可以消除全部妖魔和全部凶恶的实力，大约4000年前，埃及人现已用硫焚烧所构成的二氧化硫漂白布疋。在古罗马闻名诗人荷马的作品里也讲到硫焚烧有消毒和漂白效果。中西方炼金术士都很注重硫，他们把硫看作是可燃性的化身，以为它是组成全部物体的要素之一。我国炼丹家们用硫、硝石的混合物制成黑色。不管在西方仍是我国，古医药学家都把硫用于医药中，我国闻名医师李时珍编著的《本草纲目》中，将到硫在医药中的运用：治腰久冷，除凉风顽痹寒热，生用治疥廯。的广泛应用促进了的提取和精粹，跟着工业的开展，硫在制取硫酸中起着关键效果，而硫酸就是工业之母，无处不需求它。1894年出生在德国的美国工业化学家弗拉施发明用过热水的办法，将硫从地下深处直接提取出来。世界上每年耗费许多的硫，其间一部分用于制作硫酸，另一部分用于橡胶制品、纸张、硫酸盐、硫化物等的出产，还有一部分硫用于农业和漂染、医药等。1789年法国化学家拉瓦锡宣布近代榜首张元素表，把硫列入表中，断定硫的不可分割性。18世纪后半页，德国化学家米切里希和法国化学家波美等人发现硫具有不同的晶形，提出硫的同素异形体。硫在地壳中的含量为0.048%

因为对金矿资源的很多开发，易选易处理金矿石日益削减，档次逐步下降，矿石成分越来越杂乱。包含我国在内的国际各首要产金国不得不把注意力转移到难处理矿石的加工上。能够以为，这些用惯例办法难以处理的含砷、硫或锑、碳成分的金矿石，很快将成为国际黄金出产的重要来历。 关于含砷、硫的金矿石，其之所以难处理，是因为此类矿石的矿藏组成杂乱，含有适当多的对提金进程的搅扰元素，金以极细粒方式浸染于黄铁矿、砷黄铁矿、辉锑矿中构成粘连和包裹体等，致使很难用一般机械选矿及化浸出办法富集收回，而有必要先经预处理脱除搅扰浸金的砷、硫等，然后再进行浸出提金。 关于含碳的金锑砷矿石或精矿来说，其难处理的原因，除了因为金与硫化物（首要是毒砂、黄铁矿和一部分辉锑矿）细粒共生外，还因为存在对贵金属络合物具有强吸附才干的含碳物质，以及以辉锑矿呈现的锑，它使精矿的化进程极端杂乱化。化进程中辉锑矿对金的抑制效果首要表现在吸收溶液中的氧和游离，以及在金粒的表面构成次生锑盐薄膜，因此当难处理的含碳砷锑金精矿进行化时，有必要预先处理以解离含金的硫化物。 现在研讨得比较多的氧化预处理办法，有焙烧，加压氧化、细菌氧化、化学氧化、硝酸分化和电化学氧化等。下面别离叙说一下它们的原理，特色、适用性和一些处理工艺实例。 一、焙烧 很多科学研讨和出产实践标明，关于含细粒浸染金的砷黄铁矿、黄铁矿、辉锑矿和碳质矿石之类的难处理盒矿石来说，进行氧化焙烧或将氧化焙烧作为化之前的矿石预备作业，在技术上和经济上都是合理的。假如不进行焙烧而直接对这些质料进行化时，金的收回率则不超越50%～70%。经过预先氧化焙饶之后，再用化法处理，就或许使金的收回率进步到95%～97.5%。 （一）含砷、硫金矿石的焙烧 处理含砷、硫金矿或金粒太细的金矿石或精矿，传统的办法都是选用预氧化焙烧脱除有害成分，然后对焙砂进行化浸出。精矿焙烧的意图在于硫化物分化时，能充沛露出金颗粒，使精矿中的硫、砷等杂质元素能最大极限以氧化物方式蒸发，产出有利于化的疏松多孔的焙砂。 现在国外氧化焙烧脱硫率一般为93%～95%，脱砷率为87%～90%，我国为78%～84%和82%～99%。 氧化焙烧常在500～800℃范围内进行，为了避免结块，焙烧温度一般不超越800℃。依据特矿中的砷、硫含量、粒度、焙烧温度、焙烧时刻、拌和强度等不同条件、脱硫率一般可达90%～95%，脱砷可达90%，当焙砂含硫0.2%～2%，含砷0.3%～1.5%时，金的浸出率为92%～94%。例如，加拿大Campbell red Lake Mines选金厂选用两段欢腾焙烧，榜首段焙烧温度为560℃，第二段为30℃，焙砂含砷1.6%，含硫1.0%，金的浸出率为97.3%，：加拿大Giant Yellow Knife选金厂选用两段欢腾焙烧，榜首段焙烧温度为500℃，第二段为540℃，焙砂含砷1.0%，含硫2.5%，脱砷率为91.6%，脱硫率为87.9%，金的浸出率为93.7%。 金到达最高化浸出率所需的焙烧程度取决于金在精矿中的状况。对金砷黄铁矿精矿来说，脱砷、脱硫都是十分重要的，而且要进行两段焙烧，榜首段脱砷是在450～600℃下进行，第二段脱硫是在550～800℃下进行。对某种精矿终究选用一段焙烧仍是两段焙烧，温度需求多高，只能由实验断定。 当选用两段焙烧从质猜中脱砷时，在榜首段焙烧进程中，空气供给量应低于使一切硫化物彻底焙烧所需求的空气量。这样可使焙烧炉处于弱氧化气镉中，能使黄铁矿、砷黄铁矿氧化成磁黄铁矿和赤铁矿的混合物，炉气成分首要是氮气、水蒸汽和二氧化硫，而砷以氧化物（As2O3）或砷化物方式蒸发，在此条件下砷很少以铁的方式留在焙砂中，大部分是钙和镁的盐。 苏联学者B.B.洛捷依什科夫研讨了砷黄铁矿（FeAsS）的氧化焙烧机理，研讨成果标明，为了下降焙砂浸渣中金的含量，有必要操控砷黄铁矿在焙烧进程中的改变特征。焙烧温度480℃有氧存在时，砷黄铁矿中硫焚烧成SO2气体，进步温度，硫的氧化速度加速。当焙烧温度到达1100℃时，脱硫率为99.2%～99.5%。进步氧的浓度，硫焚烧速度加速，下降氧的浓度，即便到达了焚烧温度，硫氧化或许中止。在空气缺乏时砷仍可按下述反响进入气相中： 2FeAsS＋1 O2＝2FeS＋As2O3↑ 国外氧化焙烧金－砷黄铁矿时，就是使用了焙烧进程中砷和硫相继焚烧而温度不同的特色。 因为Fe2＋和Fe3＋的盐（MeAsO3，Me3AsO4）为易熔物，焙烧最好分两段进行，榜首段为了脱砷和避免构成FeAsO3和Fe3AsO4易熔物，焙烧进程在弱氧化气氛下于550～580℃下进行，第二段在600～620℃和给入过量空气条件下焙烧，这时不易构成易熔物，并能得到孔隙度好的焙砂，焙砂含As低于1%～1.5%。 加拿大魁北克省Belle Terre金矿处理的精矿含砷只要2.3%。选用Wedge型多膛（焙烧）炉，在482℃下进行低温焙烧，简直可除掉悉数的砷。 依据现有材料，现在国际上首要产金国家如南非、苏联、加拿大、澳大利亚、美国、加纳等国对含金砷精矿收回金的办法均选用氧化焙烧脱砷工艺。 津巴布韦的Dalny矿山用欢腾炉处理含金93～10lg／t、硫22%、砷4.5%的浮选精矿，处理才干600t∕d。欢腾炉直径5m，由A和B两室组成，依据所得精矿数量的不同，焙烧炉每昼夜的作业时刻14～16h，精矿矿浆中含固体72%～78%和含硫22%～24%。A室内炉温坚持在588℃，经过往欢腾层上喷水来操控炉温。B室首要用来逐步冷却焙砂，B室的炉温坚持在340～450℃，焙砂中的砷档次为1.4%，硫1%，金120%～150g／t。 为了脱砷和避免构成FeAsO3和Fe3AsO4易熔物，焙烧需求在弱氧化气氛或慵懒气氛（约束空气给入量）中于550～580℃下进行，而为了脱硫和取得孔隙度好的焙砂，需求在给入过量空气于600～650℃下焙烧。两段培烧能较理想地满意上述工艺要求。 罗马尼亚达尔尼选金厂选用浮选一两段氧化焙烧－化浸出工艺流程，日处理800t原矿，浮选精矿含金90～1201l/t。硫16%～22%、砷6%。精矿焙烧量25t∕d，在560℃条件下两段焙烧，焙砂含金125～150 g／t，含硫1%～2%，砷1%～1.5%。焙砂化浸出，浸出率95%～97%，浸出尾矿含金4.5%～6.0g／t。 苏联国立稀有金属研讨所伊尔库茨克分所和全苏有色金属研讨所对金砷精矿氧化焙烧作了很多研讨作业，苏联有色冶金规划院完结了达拉松矿的砷黄铁矿欢腾焙烧车间的规划，并于1957年正式投人出产，处理金砷精矿成分为：金45%～62g／t，银61～83g／t，砷9%～13%，硫32%～40%。选用优先蒸发砷工艺。焙烧炉内机械尘产出量为精矿的20%，经电除尘后，可取得含92%～99%As2O3的合格工业白砷，其间含金1～2g／t，焙砂中金的实践收回率96.1%～97%。 国外各工厂在欢腾焙烧实践进程中常常发作培砂中的金富集在炉床内，特别是鄙人部炉底。在焙烧炉长时刻作业之后，炉底的焙砂中的盒档次能超越2～3kg／t，乃至更高。这首要是因为精矿中的金和硫化物氧化进程中被解离的金不断沉积所形成的。 我国金砷资源较多，有必要预先脱除砷、硫才干有用地收回其间的金。 湖南有色金属研讨所对含砷金精矿的焙烧脱砷作了很多研讨作业，并对湖南黄金洞金矿的砷金精矿（成分为：金98.5g∕t，砷19.35%、硫18.92%、铁25%、银8.5g／t、锑0.025%、铜0.062%、铅0.025%）选用回转窑脱砷工艺。首要目标为：砷蒸发率99.16%，脱硫率78.4%，焙砂含金166g／t，档次（含As2O3）97.97%，中金丢失0.66%。 实践证明，回转窑焙烧金砷精矿，除了出资省，见效快。操作便利等长处外，首要是能在一个窑内完结脱砷脱硫对气氛的不同要求。 山东省某金矿属中硫型含金黄铁矿矿石，硫档次高，金档次低，金的嵌布粒度细，且有部分金呈包裹体存在于矿石中，处理此类矿石的关键问题，就是扫除搅扰元素，一起使包裹金得到露出而使化液得以浸透。 经过对几种选冶工艺流程的实验研讨以为，对该中硫型含金黄铁矿矿石较为合理的计划是选用混合浮选＋混合精矿氧化焙烧＋烧渣化工艺流程。因此，实验取得金选冶总收回率达90%以上，较矿山现行出产流程目标进步15%以上。 （二）含砷、锑、碳金矿石的焙烧 对含碳的金砷精矿焙烧时，最好分两段进行：在温度500～600℃以及空气给入量缺乏的条件下进行榜首段焙烧；在温度650～700℃以及给入过量空气下进行第二段焙烧。榜首段焙烧应该将砷烧到焙砂中的含量低于1%：而第二段焙烧应将碳和硫烧尽。为了在焙烧炉中完结自热焙烧，精矿中的含硫量应为22%～24%。 金－锑精矿经焙烧能使锑呈三氧化锑蒸发出来，但焙烧温度不得高于650℃，避免呈现下降金的露出程度的熔化现象．金－锑精矿一般分两段进行焙烧：榜首段焙烧是在温度为500～600℃条件下进行1h；第二段焙烧是在温度为1000℃条件下进行2～3h。焙砂先用稀硫酸浸出后，再用化法处理。 对含碳高的浮选精矿焙烧所得之焙砂，其特色是含砷量少，大约为1%，含锑0.6%～0.8%，含碳4%。处理此类焙砂最好在80～90℃下用7.5%的碱溶液预浸1h，将砷浸出后再收回金。选用AM－2B阴离子交流树脂进行吸附化，金收回率可进步1%～2%，对含碳焙砂，收回率可进步5%。 运用高浓度（0.4～0.5g∕L），并在阴离子交流树脂AM－2B占矿量4%～5%的条件下进行化，可削减碳物质对金的吸附，化作业中金的收回率为85%～87%，但存在含碳物质时，收回率为79%～81%左右。 炭浆法具有较好的经济效果，因为其工艺简略，出资和出产费用低一级长处，所以已成为当今收回金的一种重要办法。 炭浆法工艺包含以下几个工序： 1、活性炭在浸出矿浆中的吸附； 2、载金炭的解吸： 3、用电解法从解吸含金贵液中收回金： 4、解吸炭的再生。 自1973年美国建成国际榜首座大型炭浆法提金工厂以来，在美国、南非、加拿大、澳大利亚、菲律宾和智利等国已有40余座炭浆厂投入出产。我国灵湖金矿和陕西李家沟金矿炭浆厂已先后于1984和1986年投产。从美国引入的日处理500t和250t两套炭浆工艺也别离在张家口和潼关金矿建成投产。 炭浸法是炭浆法的开展，它适于处理矿石中存在碳质组分（包含有机物）的那些难浸金矿石。因为矿石中的含碳组分会吸附化液中的金而形成“贵损”，所以选用炭浆法工艺处理这类矿石的效果就差一些，因此就研发了炭浸法新工艺。炭浸法与炭浆法不同之处在于：炭浆法是先浸后吸，而炭浸法是边浸边吸，因为边浸边吸，改进了金的溶解动力学条件，吸浸成果就更具有实践意义。美国的麦考尔金矿已建成投产了一座大型炭浸法提金工厂。 苏联学者B.H.拉斯柯利在研讨含金31～34g／t。硫化物20%～26%、砷3%～5%、锑0%～18%、碳质矿藏1.4%的浮选精矿的欢腾焙烧时，对不含锑、碳的精矿，榜首段焙烧温度定为450～500℃，第二段为600～650℃。对含碳精矿，榜首段为550℃，第二段为650℃。只要在这种条件下产出的焙砂在吸附化中金方能得到充沛的收回。 苏联国立稀有金属研讨所伊尔库茨克分所对含碳金－砷精矿进行了研讨，并依据研讨成果拟定了包含氧化焙烧及在一段焙烧平分化砷黄铁矿和在两段焙烧中使硫化物和碳彻底氧化，再磨烧渣，烧渣再磨后进行精选（95%－0.074mm），两段化和一段化滤饼进行中间碱处理。经化后，盘收回率为93%。 苏联曾对半工业条件下得到的含碳的含砷锑精矿（含全硫17.9%、全砷4.5%、全锑1.17%、有机碳1.84%）进行氧化焙烧，焙烧是在450℃和600～650℃下在马弗炉平分两段进行，每段焙烧2h。焙烧对脱硫率为97.7%，脱砷率不超越58.5%，锑呈氧化物留在焙砂中，脱碳率达100%。在较低温度下（一段焙烧为300℃，3h，两段焙烧为500℃、1h）进行焙烧时，在深度脱硫（98.0%）和锑（83.8%）的条件下，脱砷率可进步到90.6%，这时候焙砂中砷锑含量别离为0.52%和0.25%，而一般两段焙烧时（450～500℃和600～650℃）则别离为2.2%和1.7%。含碳量为0.4%。但在对用碱预处理后的焙砂进行吸附化时，贵金属的收率水平仍与前述焙烧条件所得成果差不多。 一起还对上述精矿进行了热分化焙烧实验。热分化是在特制的实验装置中阻隔空气下进行的，温度为800～850℃，时刻为2h，体系中负压为0.1×106Pa。热分化产出的焙砂含砷0.18%、硫14.56%、有机碳2.1%、锑0.72%，进程脱砷率为96.7%、脱硫率为32.3%。当热分化温度进步到950℃时，焙砂中锑含量可下降到0.52%。 二、加压氧化 对含金精矿和原矿进行加压氧化，是对难处理含金矿藏的有用顼处理办法，特别是处理与硫化物伴生的一部分金矿藏尤为适用。美国、苏联等国的学者对加压氧化浸出作了很多研讨作业。1985年美国霍姆斯特克(Homestake)公司存加里福尼亚的麦克劳林（Mclaugblin）金矿投产一座日处理2700t矿的加压氧化浸出厂。民主德国进行过250t矿的扩展实验，在200℃和约400×104Pa压力下进行浸出，然后从浸出渣顶用化法浸出98.8%的金。苏联在180℃下浸出1.5h，渣中金的化提取率可达98.5%。 加拿大谢里特·戈尔登（Sherritt Gorden）矿业公司对加压氧化预处理金砷精矿进行了广泛的研讨。曾对渥太华东部地区含金96g∕t、砷6.5%，硫34%的浮选精矿经加压氧化预处理1～2h之后，金的化收回率从40%进步到84%。用相同办法处理加拿大北部地区含金226g∕t、砷8.5%、硫24.3%的浮选精矿时，金的化收回率为98%。 苏联对金砷矿曾作过氧化焙烧、加压氧化和细菌氧化的比照实验，试样为含砷7.5%、硫18.8%、碳11.5%的浮选精矿。实验成果标明，焙烧化金收回率为79.1%；细菌氧化金收回率为81%～88%；在180℃下进行加压氧化，再经树脂吸附化法，金的收回率达89%。 拉斯克林等人宣布的论文证明，用弱碱性－加压浸出化办法处理含砷约6%和硫约28%，并伴生有碳质物料的含金砷黄铁矿，其金的收回率可迭90%～95%。试样中的金颗粒大部分呈连生体，因此浸出效果较好。其条件是在高压釜中处理，答应温度为180℃，压力为98×104Pa。 砂矿开发研讨有限公司(Pl8cer Development Ltd)的Mountiin Ita和Reuison采金联合公司共同对巴布亚新几内亚的Poregera金矿矿石进行了氧化焙烧、细菌氧化和加压氧化实验，成果标明，加压氧化是最有用的预处理办法。在180℃下用加压氧化法处理舍金14g／t、含铁28.5%、硫36%的金砷硫铁型矿石，金的化收回率可达97%；焙烧化为77%;细菌氧化为86.5%；惯例化为32%。 80年代初期，Sherritt研宄中心对黄铁矿或砷黄铁矿精矿以及矿石中的金进行了加压氧化实验，实验温度一般为170～190℃，停留时刻约2h，总压力为1500～2000kPa。一切精矿中金的收回率一般从50%～74%进步到96%～99%。这一收回率比焙烧后的要高。 最近，阿辛诺矿冶公司(Arieuo Processing)研讨成功一种低压氧化浸出新工艺－Arseno法（简称阿辛诺工艺），用以从难选冶的矿石和精矿中收回金，该工艺的浸出进程是一种用硝酸盐催化的低压氧化浸出进程，它适用于处理黄铁矿型和砷黄铁矿型难浸的金矿石和精矿。因为这种催化效果，致使浸出反响的速度很快，不到15min就可使硫化物彻底分化。使用这一办法的根本化学原理已研发出几种可用于处理很多种质料（从硫化物含量较低的矿石到硫化物含量很高的精矿）的工艺流程，加拿大温哥华的培根·唐纳德森和联合者公司(Bacon，Donaldson and Associate)及美国科罗拉多州的哈曾(Hazen)研讨所都对该工艺进行过很多研讨和实验，均取得了杰出的成果，证明这是处理难浸金矿石的一种经济而有用的新工艺。 据报道，中科院化工冶金研讨所研讨了一种催化氧化酸浸一化法（已请求国家专利），该新工艺与惯例办法比较，浸出时刻可缩短到15min，还可节省很多钛金属材料。实践证明，用此法处理高砷高硫金精矿，可彻底氧化毒砂和黄铁矿，使金的化浸出率进步到97%以上。 中南工业大学打破加压浸出的框框，以MnO2作供氧剂，用H2SO4常压浸出难处理硫化锑砷金矿的浸锑渣。渣中含金76g∕t、硫16.9%（元素硫已脱除），铁20.31%、砷9.74%。最佳条件下FeS和毒砂简直彻底分化，再用多浸金时，金浸出率＞98.5%，砷和锰也可别离收回。这为该法实用于中小矿增加了或许性。 三、细菌氧化 细菌浸出是近几年来开展起来的，它适于处理难浸的含金硫化矿（如黄铁矿、砷黄铁矿等），该法使含金硫化矿变成硫酸盐溶液，然后用浸出浸渣以收回金。巴布亚新几内亚用细菌浸出以微细粒浸染金，次显微金和以固溶体赋存于黄铁矿中的金，金的浸出率为86.5%。苏联选用细菌浸出－化法处理含碳、砷、锑的金矿石，金的浸出率为94.5%。加拿大Giant Bay资源公司选用细菌浸出－化法处理Salmita难浸金矿石，金的浸出收回率高达95.6%。选用惯例化法收回率汉65%。 含碳金－砷精矿的特色是十分难处理。金在这些精矿中与砷黄铁矿共生。在精矿中所含的碳质页岩对金络合物具有很高的吸附活性。含碳金－砷精矿的处理流程规则：用浮选法预先分出碳质页岩，对浮选尾矿实施细菌浸出，对浸渣实施化。经浸出70h后，精矿中的砷含量由6.6%下降到1.0%～1.2%，硫化砷氧化率为93%～95%。对浸渣实施吸附化后，吸附化金收回率为92%。如不经预先细菌浸出，而直接对原始精矿化时，金收回率仅5%～10%。浮选得到的碳质精矿含金20g∕t、砷1%。能够配到铜或铅精矿中进行火法处理，以收回金。 苏联选用氧化铁硫杆菌处理金砷浮选精矿时，砷黄铁矿的氧化率达87%～91%，细菌浸出渣再化时，金的收回率可达88%～90%。 加拿大矿藏浸出有限公司（Mineral Leiching Technologies）提出含硫、砷、锑金矿石及精矿的细菌浸出法。细菌分化了试剂难以处理的含金硫化矿藏，一起使有害杂质砷和锑转变为非活性化合物。进程在拌和槽内进行1～5d。细菌（氧化铁硫杆菌）将黄铁矿和其他硫化物氧化，使硫转变成硫酸。在强酸介质中，细菌的生机受到约束，因此，pH应坚持在1.0以上，细菌浸出后，使固相与液相别离、洗刷、中和，用一般的化法处理，提取金。细菌浸出可将金的收回率从76.3%进步到95.6%。 苏联曾用细菌法处理含碳的金－锑－砷精矿，在该精矿中首要含黄铁矿、砷黄铁矿和辉锑矿。因为金和硫化物共生亲近，含碳物质对含金化液的强吸附性和辉锑矿对化的搅扰，使精矿处理困难，用惯例的办法直接浸出，金收回率低。用细菌浸出规律可取得较高的收回率。 实践证明，用细菌预氧化－化法处理含砷、硫、锑金精矿时，金浸出率可大起伏进步，一起又可处理环境污染问题。 四、化学氧化 这种预氧化办法是70年代由卡林(Carlin)金矿首要开发并工业使用于处理碳质矿石的。当矿石是因存在有害杂质碳，以及金被浸染在易氧化的硫化矿中时，碱性氯化工艺是很有用的，所以在美国的卡林和杰里特峡谷选金厂（Jerritt Canyon）中都选用这一工艺。 用惯例的化办法仅能从碳质矿石中浸出1／3左右的金。经焙烧后虽可大大进步金的收回率，但因出资费用和环保方面的原因此不宜选用。研讨标明，矿石中碳质的有害效果，可经过在矿浆顶用氧化剂处理的办法而加以消除。被处理的矿石中的石灰石与效果而生成，随后又使含碳物质氧化成CO和CO2。经这样预处理之后，矿石就可化浸出83%的金，氯的消耗量为13.7kg∕t·矿石。 为了下降成本，卡林金矿又研讨成功一种“二次氧化法”。现在大部分的氧化是在榜首阶段有碳酸钠存鄙人鼓入空气完结的，在第二阶段再用氯化法使矿石到达彻底氧化。 用巴布亚新几内亚的Poregera精矿在实验室进行了黄铁矿的碱氧化研讨，发现NaOH较CiCO3或Ca(OH)2的效果更好。经化学氧化预处理后，金的化浸出率大约从25.30%（惯例化）进步到60%～70%。 五、硝酸分化 硝酸是黄铁矿和砷黄铁矿以及有色金属硫化物最有用的氧化剂。用硝酸分化硫化物时，铁砷都能转入溶液中，而金锑等则富集到不溶残渣中。为了分化含砷硫化物金精矿，苏联等国的学者曾进行以硝酸作浸出剂的广泛实验，浸出条件为HNO3 150～200g∕L，液固比5∶1，温度75～85℃，浸出时刻2h，硫、砷、铁的浸出率别离为96%、98%和97%。母液中剩余的硝酸经过350℃脱硝再生，结晶残渣在650～700℃煅烧，固化砷。 在氧存鄙人，用硝酸氧化金属硫化物的化学反响式：苏联学者А.К.昆巴札洛夫等人用硝酸分化金－砷硫化精矿，其效果机理是精矿在最佳的硝酸盐化的条件下操作时，转入到硝酸溶液中的砷和硫被氧化成亚硝酸和硫酸，而有色金属彻底转入到溶液中。金银则富集在不溶性残渣（浸渣）中。浸渣经化处理后，金的收回率可达92%～94%。 六、电化学氧化 对金、砷、碳质矿石的处理，用电化学氧化法的意图是把包裹在硫化物中的细粒涣散金充沛化离和露出出来，然后再用化法收回金。其条件为∶液∶固＝5∶1，电流密度为8.3A∕L，浸出时刻8h，溶液温度50～70℃，在苛性钠溶液中进行，金的收回率可到达与焙烧的目标适当的水平。 苏联用NaOH溶液作为砷黄铁矿和黄铁矿电化学氧化浸出液，其长处是，报价便宜，导电性高，不引起二次进程，阐明晰NaOH电化学浸出砷黄铁矿及黄铁矿的动力学和机理。在NaOH浓度为2.5～3.75mol∕L，溶液温度不超越50～60℃的最佳条件下氧化精矿，能够浸出72%～78%的砷黄铁矿及45%～53%的黄铁矿。关于详细的精矿、矿藏，浸出速度取决于：电解槽单位容积，溶液中氧的产率，阳极电流密度，矿石的粒度及精矿的成分。 七、结语 （一）化法是从矿石中提取金的最常用的一种办法。国际上绝大多数选金厂现在仍都选用这种办法。但对存在含砷、硫、锑、碳的难处理金矿石就不适于直接用惯例的化法处理，所以国际各国都十分重视研讨难处理金矿石的预处理工艺，并研讨出几种比较有用的工艺计划。 （二）现在研讨得比较多的氧化预处理办法，有焙烧、加压氧化、细菌氧化和化学氧化等，加压氧化、化学氧化虽在某些金矿使用，但局限性较大，只要在处理量小，档次较低，且含硫量较低的矿山选用才经济合算，而细菌氧化现在根本上处于实验研讨阶段，只要在美国、南非等少量国家刚开始进行工业出产，估量还得有一段时刻才干在工业上推广使用。 （三）关于处理含砷、硫、锑、碳的金矿石来说，焙烧是最常用的一种预氧化办法，现在国内外大型选金厂大都选用焙烧工艺，一般选用两段焙烧法。榜首段坚持低温文缺氧条件，第二段则在较高温度和氧过量条件下进行怍业，我国回转窑焙烧较好地在一个窑内满意了上述要求。 （四）虽然在某些当地焙烧仍是一种比较常用的办法，但在进行自热焙烧时则要求矿石中有必要到达必定的含硫量和（或）含碳量。

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

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

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

中和的意图是脱除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。