铜铅混合精矿铜铅浮选分离试验研究
2019-02-21 10:13:28
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.
选择铜铅混合精矿分离方法时应考虑哪些因素?
2019-02-27 12:01:46
挑选铜铅混合精矿别离的办法，应从如下几个方面进行考虑：(1)矿藏组成。铜铅混合精矿中的矿藏组成是挑选别离办法的主要依据。例如，假如方铅矿表面遭到氧化且未被铜离子活化，则可采纳重铬酸盐法或氧硫法;如方铅矿与次生硫化铜矿藏(如斑铜矿及砷黝铜矿)的别离，可选用法或加硫酸锌法。(2)混合精矿中的铜铅比。从生产实践来看，当混合精矿中的铜与铅质量比较大时，多选用抑铜浮铅办法;当铜与铅质量比较小时，则多选用抑铅浮铜的办法。这是由于“抑多浮少”泡沫量少，能够削减泡沫产品的搀杂，进步精矿质量。(3)从工艺目标、环境保护、经济本钱等多方面归纳考虑，进行计划的挑选。
铜钼混合精矿铜钼混合精矿分离技术流程了解
2019-02-25 09:35:32
铜钼混合精矿别离有两种计划：一是抑铜浮钼，是最主要的选矿办法。二是抑钼浮铜。后一办法只要少量选厂选用，并用糊精按捺辉钼矿。
浮钼抑铜进行铜钼别离的按捺剂计划有：
(1)法;
(2)+蒸汽加温法;
(3)单一法;
(4)+法;
(5)诺克斯药剂(或它与合用)法;
(6)铁及亚铁法;
(7)次或法;
(8)硫基乙醇等有机按捺剂法。
铜钼别离：、、砷或磷诺克斯药剂按捺以黄铜矿、斑铜矿为主的铜矿藏较有用;硫化铵、铁及亚铁、氧化剂、次氯酸盐及按捺次生硫化铜矿藏较有用。巯基乙醇等有机按捺剂是新研发的无毒高效钼的伴生硫化物按捺剂，正在推行之中。为了改进铜钼别离作用常选用的办法有：
(1)浓缩脱药。混合精矿别离之前，先进行浓缩脱药，除掉进入混合精矿中的过剩药剂，确保搅拌和粗选在适合的浓度下进行。
(2)蒸汽加温。国外一些铜钼选厂在铜钼别离前，对铜钼混合精矿进行蒸汽加温(85～90℃)，有时还参加适量石灰(0.8～1.2kg/t精矿)，鼓入氧气或空气。其意图是经过解吸和分化损坏混合精矿表面的捕收剂膜。不少国家把+加温(蒸吹)法视为铜钼精矿别离的最佳计划，此法是在运用硫化物按捺铜矿藏的一起，沿浮选作业线用蒸汽直接加温(60～75℃)矿浆，这样不只加快了捕收剂的解吸和分化，还减缓了硫化物的氧化，大大地下降了硫化物用量，改进了别离目标。
(3)分段增加。法是铜钼别离最常用的办法，它能够按捺非钼的一切金属硫化矿藏，其用量动摇规模很大，可在2～30kg/t内动摇。选用分段增加较有利，常将一部分溶液增加到拌和槽中，而另一部分以固体方式放在粗选和精选的泡沫槽中，运用溶解时宣布的热量使矿浆温度升高，以增强其按捺作用。
(4)用氮气浮选。铜钼别离浮选中运用的按捺剂，如、钠、诺克斯药剂中的或易氧化而失掉按捺作用。因为铜钼别离循环，精选次数多(6～8次)，作业线长，这些药剂因氧化而增大耗量更为杰出。为了防止药剂氧化、下降用量，铜钼选厂用氮气替代空气作充气介质进行铜钼别离浮选取得了明显的经济作用，可使诺克斯药剂用量下降50%～70%。
铅锑钴矿化学选矿
2019-02-22 09:16:34
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。
铜钼混合精矿分离的药剂及方法
2019-02-22 12:01:55
铜钼别离
铜钼混合精矿别离有两种计划，一是抑铜浮钼，是最主要的办法。二是抑钼浮铜，现在只要极少数选厂选用。
以下对这些别离办法作简略介绍：
(一)法：法对硫化物有激烈的按捺效果，这是因为CN-与重金属离子Me2+反响，能生成亲水难溶的Me(CN)2，持续增加，沉淀物与CN-反响，生成安稳的络离子Me(CN)42-。CN-也能使硫化矿表面吸附的表收剂膜解吸。
铁及亚铁与矿藏表面金属离子能生成亲水的沉淀物，使矿藏表面形成亲水膜而被按捺。这类按捺剂可有用按捺硫化铜矿藏，但先决条件是铜矿藏表面已充沛氧化，因而常与氧化剂合用。
(二)硫化物法：用量大时，可按捺除辉钼矿外简直一切的硫化矿藏。的按捺效果主要由水解发生HS-形成，HS-一方面架空吸附在矿藏表面的黄药，一起本身又吸附在矿藏表面，使矿藏表面亲水。除水外，还有与硫化铵等。国外用得多的是，有时与水钠并效果;我国主要用，其用量一般为1000～3000g/t。硫化铵水免除发生HS-外，还会发生NH4+。NH4+可与溶液中的钼矿表面吸附的MoO2-、HmoO4-生成可溶的(NH4)2MoO4而“清洗”辉钼矿表面，进步可浮性。
(三)硫代硫酸盐和硫酸盐法：硫硫酸盐及硫酸盐能与多种金属离子结组成安稳的络合物，这种混合物可以有用按捺黄铜矿和黄铁矿及闪锌矿。有文献报导，这种组合按捺低且无环境污染，是很有出路的有用按捺剂。
(四)诺克斯药剂：诺克斯(Nokes)药剂是20世纪50年代由诺克斯等人研发的一种非钼硫化矿的按捺剂，它包含磷诺克斯P-Nokes(LR-744)和砷诺克斯As-Nokes(ANa-mol-D)两种，按捺效果比Na2S强。按捺机理是解吸矿藏表面的捕收剂，一起在矿藏表面生成亲水难溶的硫代磷铜或硫代铜，使矿藏遭到按捺。
P-Nokes是由与苛性钠反响制成的硫代磷酸盐，其反响式为：
P2S5+10NaOH=Na3PO2S2+Na3PO3S+2Na2S+5H2O
As-Nokes是由(As2O3)与Na2S反响制成的硫化代盐，其反响式为：
As2O3+3Na2S+2H2O=Na3AsO2S2+Na3AsO3S2+2H2↑
(五)化学氧化剂法：运用氧化剂过氧化氢、次等使铜、铁硫化矿藏表面氧化，并使吸附在矿藏表面的捕收剂氧化被损坏。与氧化剂相配合的按捺剂主要是亚铁。铁及锌等。因为氧化剂有很强腐蚀性，这一办法的广泛运用遭到限制。
(六)低分子有机按捺剂：低分子有机按捺剂由烷烃(短链)、亲固基和亲水基组成，常见的有(钠)HSCH2COOH(Na)、巯基乙醇HSCH2CHOH、四甲基硫代脲嘧啶以及Pilips石油公司推出的以奥方(Orfom)为产品牌号的D系列产品。这类有机按捺剂的按捺机理是亲固基吸附在硫化矿藏表面，即-SH基、-NH2基吸附在矿藏表面，亲水的-COOH基、-OH基朝向水，在矿藏表面形成亲水膜，使矿藏遭到按捺。这类药剂本钱偏高，大规模工业运用尚困难。
(七)加温按捺法：用矿浆加温的办法来强化按捺剂的按捺效果。效果机理是加温可以使矿藏表面吸附的捕收剂膜分化、氧化和解吸;一起，运用各非钼硫化矿藏表面氧化速度快，辉钼矿表面不易氧化的性质扩展其可浮性的差异。
加温时的温度低于沸点，一般为60～90℃。加温方法有三种：蒸汽通入矿浆直接加温，蒸汽经热交换器直接加温，矿浆和蒸汽通入高压釜内加压加温。加温前先将矿浆浓缩，加温后再调浆、加药分选。
(八)充氮工艺：硫化物与诺克斯药剂运用中，S2-、SH-是还原剂，很简单被矿浆中所充空气中的氧所氧化，使很多的药剂没有参加对铜矿藏的按捺就白白浪费。选用充氮气替代空气可防止这些反响，实践证明铜-钼别离中选用氮气替代空气作气泡介质，可节约铜按捺剂50%～75%。
电解铅、粗铅、还原铅、再生铅、铅精矿的区别
2018-12-19 09:49:44
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。
精矿杂质对铅冶炼的影响
2018-12-19 09:49:16
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%.
高锑铅阳极泥湿法回收金
2019-02-26 09:00:22
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。
铅阳极泥中锑资源的回收
2019-01-31 11:06:17
一、株冶锑资源及其运用状况
（一）锑资源
1994年株冶铜铅锌三大产品的产值为22.5万t，从进厂原猜中带入的锑量估量为431t，锑在各质料和产品中的散布别离见表1、表2。
表1 从原猜中带入的锑量锌精矿铅精矿粗杂铅粗铜算计主金属量，t11131356393146039896192205带入锑量，t941941385431带入锑量比，%21.8145.0132.021.16100
表2 锑在冶炼体系各产品中的散布 %铅粗炼铅精粹锌冶炼铜冶炼金银冶炼粗铅87.07阳极泥94.92欢腾炉烟尘1.98鼓风炉渣19.32稀渣14.02氧化锌7.7冰铜3.54净化渣1.43鼓风炉烟尘9.08氧化渣2.40烟化炉渣1.69反射炉烟尘0.02窑渣45.22转炉渣52.01苏打渣0.07总烟尘1.64无名丢失1.5ZnO浸出渣24.03转炉烟尘3.92精粹烟尘25无名丢失2.5算计100多膛炉尘1.12粗铜13.02熔炼烟尘57.45算计100无名丢失26.22无名丢失1.75丢失1.11算计100算计100算计100
铅体系中的锑有一个较会集去向－铅电解阳极泥。但进入金银冶炼后又相对涣散，较会集的是熔炼烟尘，精粹烟尘和稀渣，后两者回来铅体系，然后进行一个循环。锌体系中的锑，约一半进入蒸发窑渣而堆存，1／4进入氧化锌浸出渣而转入铅体系。铜冶炼的锑首要来源于铅体系的铅冰铜，经铜冶炼后粗铜中的锑有75%进入反射炉渣，18%进入阳极泥，阳极泥又转入金银冶炼。
（二）运用状况
1、从白砷残渣中收回粗锑
运用烟灰出产白砷，其残渣送铅体系熔铅工序收回粗锑，工艺流程见图1。图1 从白砷残渣中收回粗锑工艺流程图
2、出产As－Sb合金
其工艺流程为：烟尘与木炭粉混合，经蒸馏、冷凝，得到As－Sb合金。
3、从高压水浸渣中收回锑
其工艺流程见图2。图2 从水浸渣中收回锑工艺流程图
由于种种原因，以上工艺均未能完成工业出产。
4、出产玻璃弄清剂
以As－Sb烟灰为出产质料，与多家玻璃厂和特种助剂厂协作出产玻璃弄清剂，处理了该烟灰很多长时刻积存的问题，但其报价极廉，从长远看，不合算。
二、国内几家炼铅厂的锑资源收回作业
（一）东北某铅厂
东北某铅厂从70年代就开端了锑资源的收回作业，走在各供应商前列。起先将锑质料处理成金属锑锭，从1985年起改为只出产三氧化二锑，年产值60～100t，锑的归纳收回率为50%～65.5%。现在的卖价为31000元∕t（含税价），出产本钱可操控在11000元／t左右。
1、质料
质料为金银熔炼烟气丘里收尘所得的烟尘（一次烟尘）和锑熔炼烟气丘里收尘所得的烟尘（二次烟尘），其成分见表3。
表3 烟尘成分 %2、工艺流程
将两种烟尘配入苏打、粉煤进行复原熔炼，取得含锑大于55%的锑台金，合金在蒸发锅中熔化，鼓入空气，得到三氧化二锑和铅铋合金。三氧化二锑经复原熔炼和精粹得到精锑，其工艺流程见图3，产品成分要求见表4。
表4 各阶段产品的质量要求 %图3 锑出产工艺流程图
（二）西北某厂
西北某厂从1983年起开端进行湿法提取铅阳极泥中锑和铋的工怍。选用浸出锑，硫陵一食盐溶液浸出铋，浸出渣提取金银的工艺流程。
1、质料
阳极混成分（%）：Sb43～46，Bi6～8， Pb7～9， Cu0.8～3， Fe0.2～0.8， As＜0.2，Au0.1～0.15， Ag15左∕右。
2、工艺流程
工艺流程见图4。图4 铅阳极混处理流程图
3、工艺条件
低酸、常温预处理，300℃条件下烘干氧化。浸出锑：溶液浸出，时刻1～2h，温度＞98℃，趁热过滤，热水洗刷。电积锑：温度32～40℃，槽压2.2～2.8V，电解后液含Sb＞16 g／l，阳极电流密度250～310A／m2。浸出铋；温度＞95℃，液固比8∶1，时刻2h，开端H2SO4100～120g／l，NaCl150g／l。置换铋：铁屑常温置换，所得海绵铋含Bi50%～77%。海绵铋经枯燥后熔炼成粗铋，处理后的阳极混熔炼成贵铅。
4、首要技能经济目标
锑浸出率92%～96%，锑电流功率＞75%，铋浸出率＞90%，铋置换率＞96%，阴极锑档次＞97%，粗铋档次＞94%，金银熔炼收回率＞99%。
（三）湖南某铅厂
湖南某炼铅厂从1987年开端将铜、铅阳极泥一同处理，1990年下半年推广应用湿法处理阳极泥技能，选用氯盐预处理铅阳极泥－火法提金银出产流程。
1、质料
铅阳极泥成分（%）：Au 0.04～0.05，Ag 10～15， Cu 5～8，Pb 7～12，Bi20～27，As 4～10，Sb 25～27，H2O 25～35。
2、工艺流程
工艺流程见图5图5 铅阳极泥氯盐预处理流程图
3、首要技能条件
氯盐浸出：浸出结尾浓度2～2.5mol／l，固液比1∶4，温度80℃。收回锑、铋、铜：浸出液成分（g／l）；Bi35～40，Sb 40～50，Cu8～10，Pb1～3。水解沉锑：温度50～60℃，冲稀3～3.5倍。中和沉铋。结尾pH值2.5～3.0，室温。置换沉铜：pH值2～2.5，温度70℃。废水处理：用石灰乳词pH值至11～12，加、鼓风，弄清后外排。
4、首要技能目标
各有价金属收回率（%）：Au＞99， Ag＞98， Sb80～85， Bi90～95， Cu60～70。每吨阳极泥材料耗费（t）：2～2.2，纯碱0.8，铁粉0.08，0.023，石灰0.4。
（四）河南某铅厂
该厂原选用火法处理铅阳极泥，金银收回率较低，别离为90%和80%。80年代中南工大协助研究出一个全湿法流程，使金银收回率到达一个较好的水平，并收回了其间锑、铋、铜等有价金属。
1、质料
铅阳极混成分（%）；Au 0.8，Ag 8，Sb 40，Pb10，Bi 6，Cu 3，Ag1。
2、工艺流程
工艺流程见图6图6 铅阳极泥湿法处理工艺流程图
3、工艺条件与目标（见表5）
表5 工艺条件与目标工序工艺条件目标浸出L∕S＝4～6，50～80℃，拌和3hSb、Bi、Cu浸出率98%～99%水解（Cl－）＝1N，30℃，拌和3min氯氧化锑含Sb60%，水解后液含Sb＜0.5g∕l锑熔炼氯氧化锑∶纯碱∶煤＝100∶20∶8锑锭含Sb93%
三、评论
以上4个厂商工艺比照状况列于表6。
表6 锑收回工艺的比照东北某厂西北某厂湖南某厂河南某厂质料含Sb，%35～5043～4625～2735～45质料含As，%2～715±4～101～3铅阳极泥处理
办法火法湿法预处理－火法熔炼湿法预处理－火法熔炼全湿法处理工艺特色锑的收回在金银熔炼之后中，选用合金－氧化－复原－精粹流程锑的收回在金银熔炼之前，选用浸出－电积流程锑的收回在金银熔炼之前，选用氯盐浸出－水解－熔炼流程锑的收回在金银熔炼之前，选用氯盐浸出－水解－熔炼流程金收回率，%99.2999998银收回率，%99.2999896锑收回率，%50～60～9080～85～90长处对金银冶炼无影响，砷开路并成产品收回对金银收回率影响不大，锑的收回率高，一起也收回锑含锑质料首要处理，锑收回率较高，可收回铋、铜金银冶炼适应性强，收回铋、铜缺陷只从部分含锑原猜中收回，帮收回率较低，劳作环境较差电耗高，阴极锑档次不高，砷较涣散材料耗费大，砷涣散，易构成污染，耗费大，对金银收回率有影响金银收回率不太高，砷涣散，易构成污染，水耗大
（一）对金银冶炼的影响
某厂收回锑所用质料是金银熔炼的文丘里尘，故对金银冶炼毫无影响，这是一条很大的长处，其他各法均要对阳极混进行预处理，理论上影响不大，但机械丢失不免。我厂金银冶炼的收回率达99.01%（1994年数据），若要收回锑，需以不影响金银冶炼为准则。
（三）防止砷的晦气影响
砷的晦气影响首要是构成污染，难与锑别离。东北和河南的冶炼厂，质料含砷不高，砷在锑收回进程中的消沉效果不大。而别的两厂铅阳极泥中含砷较高，砷在冶炼进程中散布较散，易对环境和冶炼进程构成晦气影响。
（三）经济的合理性
要使锑的收回经济合理，有必要做到对金银的收回率影响不大，防止这部分效益受损，一起还要做到锑收回的经济效益较好，产出大于投入。湖南某厂的办法在阳极泥预处理阶段，对金银收回率的影响操作正常时是微乎其微的，归纳收回锑、铋、铜也有必定的经济效益。
四、株冶锑资源运用的主张
株冶1994年铅阳极混成分如表7所示，阳极泥的总载锑量达516t，除掉一部分中间产品在铅冶炼体系穿插运用而构成的锑循环，可供运用的资源估量为380～400t。
表7 铅阳极泥成分 %PbBiSbAsSnAuAg最高值13.3713.8525.4310.030.300.02006.089最低值6.706.045.1225.412.050.056013.394平均值9.419.7135.2518.210.730.03448.7703
金银冶炼所发生的中间物料砷、锑含量及散布如表8所示。若从熔炼烟尘中收回锑，则可供运用的锑资源估量为296t。
表8 中间物猜中砷、锑含量及散布 %稀渣氧化渣苏打渣精粹冷却尘精粹面袋尘熔炼烟尘As含量12.150.970.9418.5733.5928.08散布18.440.830.0368.7913.8655.20Sb含量14.314.342.8152.4433.5242.06散布14.022.400.0716.038.9257.45
无论是从铅阳极泥中收回锑，仍是从金银熔炼烟尘中收回锑，对我厂而言，都存在质料含砷过高的问题，有必要先除掉砷后再收回锑。现在尚无现成工艺可照搬，主张就如下办法挑选实验。
（一）除砷
依据和三氧化二锑饱满蒸汽压的不同，运用焙烧法部分别离砷，已有工厂选用此法。但其设备出资较大，需求较巨大的收尘设备，作业场所的大气污染较难防治。此外，对我厂物料而言还或许存在炉料粘结问题。
依据与三氧化二锑水溶性的差异别离砷，也已有工厂有用选用。沈冶在收尘工艺中选用文丘里收尘，使大部分砷进入水相，再从水相中得到砷钙渣，这种砷钙渣供玻璃厂用于弄清玻璃，而文丘里烟尘中含砷则降到2%～5%，供锑收回用。广西某厂运用在水中溶解度随温度敏捷添加的性质，将含锡高砷烟尘（%）：As24.31， Sb 2.13，Sn 25.17，Pb 4.25，Zn 1.17， Fe8.67湿法处理，选用常压热水浸出一净化一浓缩结晶的工艺制取白砷也取得成功。水浸法脱砷工艺较简略，设备也不杂乱，污染可操控，简单上马，主张优先选用。
此外，我厂现在与国外某公司触摸的运用和三氧化二锑电性质不同，在电收尘中别离砷的办法也是能够考虑的。
（二）锑的收回
从铅阳极泥中收回锑仍是从金银熔炼烟尘中收回锑，关键在于经济效益的比照，即锑收回工艺对银回牧率的影响。以我厂铅阳极泥中的银量计，若收回率下降0.5%，则丢失银0.642t，合86.7万元。按沈冶数据，收回1t锑（氧化锑）本钱为1.1万元，价格2.65万元（不含税），毛利1.5万元左右，则要收回58t锑方能补偿银的上述丢失，该问题应当认真对待。两种锑收回计划的经济效益比照见表9。
表9 两种锑收回计划经济功率比照金银熔炼烟尘铅阳极泥可供收回锑量，t290380锑冶炼收回率，%9090收回锑量，t261342单位本钱，元∕t11000（氧化锑）10000（粗锑）单价，元∕t2650032000总产值，万元691.651094.4总赢利，万元404.55547（不影响银收回率）512（银收回率下降0.2%）460（银收回率下降0.5%）373（银收回率下降1%）
我厂曾对铅阳极泥预处理进行过一次开始实验，从成果看不会对银收回率构成太大影响，并且阳极泥中的锑、铋、铜均可得到收回，估量铋的归纳收回率比现行工艺有所进步，这对在现有工艺条件下进步金银冶炼和有关技能经济目标也是有利的。
锑在电缆护套铅生产中的应用
2019-01-30 10:26:34
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。
铅锑精矿用途
