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.

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%。

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%。

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%.

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。

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。

在现有的多金属矿浮选过程中，有价金属往往以硫化矿和氧化矿两种方式存在，现在针对这类资源一般选用先浮硫化矿后浮氧化矿的浮选工艺。 文书明、张文彬等人针对云南东川新矿区、迪庆羊拉、新疆拜城的超越200万吨的混合铜矿，选用“低能耗碎磨矿-硫化铜自活化浮选-结合铜桥联浮选-钙镁反浮选-酸浸提铜”的办法进行处理。 乔吉波针对某杂乱难选铜铅锌多金属矿样选用先选硫化矿后选氧化矿的准则流程，断定了“铜铅混浮-铜铅别离-再浮锌-选氧化铅”的浮选工艺，完成了有价矿藏铜铅锌矿的有用别离方针。刘万峰针对河北张家口某铅矿中硫化铅、氧化铅含量都高的特色选用“先浮硫化铅-脱泥-再浮氧化铅”流程。 赵平等人针对某高氧化率钼矿选用硫化钼和氧化钼混合浮选全浮选流程。赵平等人针对某含金氧化钼矿，选用优先浮选辉钼矿，将金富集到硫化钼精矿中，然后再浮选氧化钼矿藏，硫化钼精矿经脱药按捺辉钼矿后化浸出收回金的工艺流程，使矿石中钼和金得到归纳收回。 陈代雄针对伊朗某难选氧化锑选用“先硫后氧”和“浮重结合”的选矿流程，其间硫化锑矿选用惯例浮选工艺，粗粒氧化锑矿选用重选工艺，细粒氧化锑矿选用浮选工艺。

混合稀土 金属稀土资料稀土的英文是Rare Earth,意即“稀少的土”。其实这不过是18世纪遗留给人们的误会。1787年后人们相继发现了若干种稀土元素，但相应的矿物发现却很少。由于当时科学技术水平的限制，人们只能制得一些不纯净的、像土一样的氧化物，故人们便给这组元素留下了这么一个别致有趣的名字。混合稀土 金属由稀土矿中提取出含有镧、铈、镨、钕及少量钐、铕、钆混合的氧化物或氯化物经熔盐电解制出的 金属 。稀土总量大于98％，铈大于48％的轻稀土。在空气中易氧化为黑色，室温下能和水反应，升温而加快。可做打火石、合金添加剂、贮氢材料等。                             金属 2.jpg" />                                                                                           

混合稀土　　mischmetal 　　由稀土矿中提取出含有镧、铈、镨、钕及少量钐、铕、钆混合的氧化物或氯化物经熔盐电解制出的 金属 。稀土总量大于98％，铈大于48％的轻稀土。在空气中易氧化为黑色，室温下能和水反应，升温而加快。可做打火石、合金添加剂、贮氢材料等。稀土的英文是Rare Earth,意即“稀少的土”。其实这不过是18世纪遗留给人们的误会。1787年后人们相继发现了若干种稀土元素，但相应的矿物发现却很少。由于当时科学技术水平的限制，人们只能制得一些不纯净的、像土一样的氧化物，故人们便给这组元素留下了这么一个别致有趣的名字。混合稀土的制造方法：（1）制造混合稀土 金属 所采用的原料为碳酸稀土、草酸稀土、氟碳酸稀土或氧化稀土中任一种以上；（2）所采用电解质的化学成分（wt％）为：REF3 35—85％，BaF2 5—35％，LiF 10—50％；（3）所述的原料在加入电解槽前要求煅烧或焙烧，使原料脱水，并分解成以氧化稀土为主的活性稀土混合料；（4）电解开始后，活性稀土混合料的加入量为30—50kg／hr；（5）电解过程的工艺参数为：直流电流20000—28000A，电解电压8—14V，电解温度为900—1080℃。 　更多有关混合稀土的内容请查阅上海 有色 网

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。

一、概述       绕结物料的混合与制粒可在一台设备内完结，也可分隔在两台设备内完结，一般多选用后者。工厂实践经验标明，分隔进行混合与制粒可进步烧结产值12％。       鼓风烧结物料的混合与制粒多选用圆筒设备，仅仅因所起首要作用和放置方位不同而有所区别。混合圆筒以混合为主，一般远离烧结厂房，这是为了加强水分对混合料的浸透和潮湿。制粒圆筒以制粒为主，多接近烧结机并设于烧结厂房顶部楼层，这是为了防止过多的转运对制粒料的损坏。国外制粒设备也有用圆盘制粒机的。       表1为混合、制粒设备实例。   表1  混合、制粒设备实例厂别烧结机面积m2混合制粒设备规格 m转速r/min占临界转速％筒内情况设备规格m转速r/min占临界转速％筒内情况韶冶110φ2.8×66.724.5 φ2.8×6623.6光筒沈冶70φ2.2×6.26.723.9 φ2.2×68.530.3光筒株冶60φ2.2×6.26.723.9 φ2.2×68.530.3光筒埃文茅斯132φ2.5×6622.2有浆叶φ2.5×6830.6光筒科克尔－克里克94φ4.9圆盘混合机4  φ2.5×7.3726设置V形环八户90φ2.5×6622.2有浆叶φ2.5×6622.2光筒努瓦耶勒－高道特80φ2.5×69.535.4光筒φ4.6圆盘制粒机13  播磨75    φ2.5×6622.2光筒杜依斯堡73φ2×55.7520光筒φ2×5826.6光筒       二、混合料粒度       制粒后的混合料粒度组成一般要求是：小于3mm的操控在10％～15％；3～6mm 40％～60％；6～9mm 20％～25％；大于9mm的不超越15％。混合料粒度组成实例见表2。   表2  混合料粒度组成实例，％编号粒度，mm＜11～33～66～9＞91  ≥80％≥80％ 26～1115～2328～4123～2815～18310.817.541.127.13.54 ＜3小于25＞35＜25＜155 ＜3小于10～1540～6020～2510～15       （一）含水量要求       混合料加水后体积会有所改变，可测其堆积密度以取得最佳的含水量，即当物料的堆积密度最小时，炉料透气性最好，标明其湿度适合。最佳含水量也取决于混合料的物料组成和粒度组成，一般可由实验断定，一般为5％～7％。杜依斯堡厂最佳水分的测定见图1。    图1  杜依斯堡厂最佳水分的测定       混合料含水实例如下（％）  1号2号3号4号5号5～66～85～75～86～8       （二）加水量       为使混合料水分到达要求，返粉加水湿润进程至关重要。混合料加水一般分三段进行。       1、返粉段加水，一般在冷却返粉时参加。返粉加水的关键在于使水分能均匀浸透到返粉颗粒内部，返粉含水一般为2.5％～4％。其水分可选用电导仪测定。也可用温度计直接测定。       2、混合段加水，混合段加水量约占二、三段加水量的75％。混合段加水最好有一段时间使水分充沛浸透潮湿物料，再进行制粒。实验标明，经1h后可进步烧结机产值10％。圆筒混合机内的加水量应从进料端到排料端由大到小，喷撒在筒坡的中部，作用较好。       3、制粒段加水，制粒段加水仅限于调整混合料湿度，以期取得较好的造球作用，参加量约为二、三段加水量的25％。参加时，水滴不宜粗大，这样方能确保制粒作用杰出。       湿度操控可从排料口取样分析，也可安设主动操控设备。如用中子水分计，或经过导电性、透气性和红外线接连主动测定混合料的湿度、然后在加水体系进行自控调理。       三、停留时间       混合料在混合与制粒圆筒内要有必定的停留时间，以确保到达满足的混合与制粒作用。一般混合与制粒的总停留时间为5min左右，在分配上混合约为2～2.5min，制粒约为2.5～3min。

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％。

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

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。

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。

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。

锑的化合物在工业上的用处很广泛，它已成为多种重要的化工质料，其间首要的工业化合物有三氧化二锑、和锑的多种盐类。我国称三氧化二锑为锑白，首要用于珐琅、颜料、油漆、塑料、陶瓷以及防火织物等制品工业，特别是作阻燃剂，用于防火制品。我国称为生锑，首要用于安全火柴、弹药、鞭炮和橡胶工业。         我国锑白和生锑出产至今已构成独具特色的出产工艺。锑盐如焦锑酸钠、醋酸锑等多种重要锑盐，自70年代末开端研发，现在已构成出产规模，部分产品还出口国外，得到外商的好评。         一、生锑出产       （一）概述       生锑是一种纯洁的针状结晶，由高档次辉锑矿直接熔析生成。依据不同用处，出产不同的质量或种类。表1和表2为我国和前苏联的现行生锑质量标准。 表1  我国生锑的现行质量标准（GB5236－85）品 级代 号化学成分%Sb化合硫杂质不大于不熔物不溶物游离硫一级 二级Sb2S3－1 Sb2S3－270.0～73.0 69.0～73.025.0～28.3 25.0～28.30.3 0.51.5 不规则0.07 0.10 表2  前苏联生锑的质量标准（OCT48.35－72）项 目ΣSbΣS杂质不大于%不熔物As2S3H2O游离硫%≮25.5～280.20.30.10.07        我国首要选用火法工艺出发生锑。一种是民间选用的土法，即旧式的坩埚析法，出产规模很小；一种是反射炉熔析法，是现代工业出产的办法。     图1为我国反射熔炼生锑的工艺流程。 图1  生锑出产工艺流程     （二）质料与燃料     1、质料－辉锑矿块矿     对矿石的质量要求如下：SbS水分粉矿粒度＞45%＞16%＜5%＜5%20～50mm     入炉粉矿量之所以不能大于5%，是因为粉矿量添加，形成锑液与矿石残渣的别离困难，不光渣含锑增高，并且粉矿会进入生锑液污染生锑。       2、燃料     我国出产锑的反射炉选用烟煤作燃料，对其质量要求如下：固定碳蒸发物灰分水分块度50%～60%15%～10%15%～10%6%±30μm       （三）技能操作条件挑选       1、备料与加料       （1）备料     矿石经查看契合质量要求，不该混有铜、铅、铁及复原物和金属锑，大块矿石需先用颚式破碎机碎至规则粒度。     （2）加料     分次加料：每加一次料，熔析后放一次生锑液，出一次渣；每昼夜加料6次，即每昼夜循环作业6次。     2、炉温操控     加料前炉膛温度升到900～1000℃，熔析时期炉膛温度操控在750～850℃，炉内坚持复原气氛。     （四）产品     1、生锑锭     锡矿山矿务局实践出产的生锑锭质量与国家一级标准列于表3。 表3  生锑锭国家一级标准与实践质量  %质量指标国家一级标准锡矿山实践产品总含锑量 化合物硫 游离硫 不溶物70.0～73.0 25.0～28.3 不大于0.07 不大于0.372～73 26.7～28.1 痕量 0.02～0.11       2、锑渣     锑渣首要为脉石和未熔析彻底而残留在脉石中的硫化锑，锑渣含锑一般为20%～25%。表4为锑渣的化学成分实例。 表4  锑渣化学成分实例  %产品Sb2S3SiO2FeOCaO其它算计锑渣1 锑渣228.16 32.1630.50 29.2023.40 18.3014.50 12.503.44 7.84100.00 100.00       锑渣可参加直井炉或鼓风炉处理，收回其间的锑。     3、烟尘     在熔析阶段中反射炉排出的烟气含有Sb2S3粉尘，在放生锑液和扒渣时，烟气中含有很多Sb2S3和Sb2O3，烟气经冷却收尘后，烟尘可送熔炼反射炉处理，收回其间的锑。表5为烟尘的化学成分实例。 表5  熔析反射炉烟尘化学成分实例  %产品SbAsFeSPbSiO2CaO其它算计烟道尘 布袋尘60.0～70.0 65.0～75.00.1～0.2 0.3～0.50.4～0.7 0.2～0.30.8～1.2 0.5～0.60.1～0.2 0.2～0.51～1.5 0.5～0.70.8～1.2 0.5～0.836.8～26.2 32.8～21.6100.0 100.0       （五）技能经济指标       1、炉床能率       熔析反射炉的床能率：一般为1.2～1.5t/（m2·d），锑矿山矿务局北炼厂8m2反射炉的实践床能率为1.4～1.8t（m2·d）。     2、直接收回率     熔析反射炉的直接收回率：一般为70%，锡矿山矿务局北炼厂为70%～73%。     3、冶炼收回率     熔析反射炉的冶炼收回率包含生锑炉渣、浇铸浮渣和烟尘处理所收回的锑，锑的冶炼总收回率为98%左右。     4、锑渣出产率与渣含锑     锑渣产出率与入炉锑矿石档次有关，入炉矿石含锑45%～48%，锑渣产出率为30%～32%。渣含锑一般为20%～25%，最高达30%，锡矿山矿务局北炼厂锑渣产出率为15%～23%。     5、燃料耗费     锡矿山北炼厂每吨生锑实践耗费烟煤230～270kg。     （六）首要设备挑选     1、熔析反射炉     辉锑矿熔析反射炉的结构特色如下：一般炉膛较浅，炉尾一端略深，以便于熔析了来的生锑液活动会集；炉底向一侧略歪斜，以便于扒渣和放出世锑液；炉拱顶较矮，有利于加强热交换，削减燃料耗费；其他各部结构与熔炼锑氧反射炉根本相同，所用耐火材料亦同。     图2 为锡矿山矿务局有用生锑反射炉结构。  图2  8.4m3生锑反射炉结构图 1－加料口；2－生锑放出口；3－排烟口     火床面积与炉床面积之比为1:3.5～4。     2、烟气冷凝和收尘设备     烟气出炉温度最高可达800℃，一般放凉风冷却至450℃左右，然后进表面冷却器冷却至150℃进入抽风机，120～130℃进布袋收尘器，出布袋收尘器的废气经排风机排入烟囱放空。     （七）装备阐明     依据锡矿山矿务局的出产经历，大中型锑冶炼厂的生锑反射炉可与锑氧复原熔炼反射炉平行摆放装备，其烟气冷凝与收尘设备也可平行装备，以节省厂房。     独自建造的生锑反射炉可自成体系，反射炉设于主厂房内，烟气冷凝与收尘设备可装备在紧靠反射炉厂房的副跨内，垂直于主厂房。     二、锑白出产     （一）概述     锑白是一种粒度纤细、色泽皎白的三氧化二锑，一般含Sb2O399%～99. 5%。     锑白的出产办法分火法与湿法两类，现代出产以火法为主。火法又分直接和直接法两种：直接法是用高档次低杂质的作质料，直接氧化蒸发出产契合要求的Sb2O3产品；直接规律精锑经过熔化、氧化蒸发和急剧冷却，取得纯洁的Sb2O3粉末。我国首要选用直接法出产。     直接法出产锑白分自热与外热两种：自热法是开炉时将精锑加热熔化，吹炼进程则彻底靠氧化反响供热，连续参加精锑，也靠反响热熔化，彻底不而外加热。     我国锡矿山矿务局和湖南省益阳锑品冶炼厂均选用直接自热法出产锑白，出产成本低，锑白质量好，在国际上享有很高的诺言。两厂的出产工艺流程根本相同。图3为两厂用直接自热法出产锑白的工艺流程。图3  直接自热法出产锑白工艺流程     国外出产锑白也多选用火法，直接法和直接法均有；从产质量量看，直接法产品较直接法为优。意大利曼阿诺厂选用外加热辐射式炉和闪速蒸发焙烧回转窑，质料为粗锑或高档次锑矿石；日本选用电加热熔化质料，自热氧化蒸发法；前苏联选用电炉，其作业与金银灰吹炉类似，其不同在于灰吹炉中氧化铅呈液态流出，而电炉所产呈气态，随炉气从炉内带出，然后冷却收回；美国阿姆斯派克公司选用所谓“双窑法”，第一个回转窑与意大利的闪速蒸发焙烧回转窑类似，所产粗锑氧再经过第二台回转窑精粹，质料为高档次Sb2S3精矿含锑达58%。     现在世界各国所产锑白质量均略低于我国直接法所产锑白，我国锡矿山矿务局出产的零号锑白，含Sb2O3到达99.5%以上，含砷低于0.05%。美国蓝星牌锑白含锑虽到达99.5%，但含砷则达0.1%左右；白星牌和KR或LTS含Sb2O3都为99.2%，含砷达0.5%。表6为国三氧化二锑标准，表7为美国哈绍化学公司三氧化二锑成分。 表6  我国三氧化二锑标准（GB4062－83）等第Sb %Sb2O3 %杂质成分不大于%色彩细度As2O3PbOS杂质总和325网目筛余物不大于100网目筛零号三氧化二锑 一号三氧化二锑 二号三氧化二锑99.50 99.00 98.0099.50 99.00 98.000.06 0.12 0.300.12 0.20 －    0.150.50 1.00 2.00纯白 白色 白带微红0.1% 0.5%      全经过 表7  美国哈绍化学公司产品三氧化锑化学成分  %牌 号Sb2O3不少于As不大于Pb不大于KR（或LTS） 白星 蓝星99.2 99.2 99.20.5 0.5 0.10.1 0.07 0.05       近十多年来，我国对湿法出产锑白的实验研讨，也已取得可喜的成果。       中南工业大学选用（SbCl5）作为浸出硫化锑矿石的氯化剂，经过浸出、复原、水解、中和制取锑白已取得国家专利，并在一些当地厂商投入出产，取得了零级和一级优质锑白产品。        图4为SbCl5制取锑白的准则流程。图4  SbCl5制取锑白的准则流程图     本章介绍两个首要出产锑白的办法：     火法（直接法）－锑白炉自热出产锑白；     湿法（直接法）－SbCl5浸出硫化锑矿石制取锑白。     （二）火法出产锑白     1、质料与燃料     （1）质料－精锑     直接法出产锑白对质料的要求如下（%）：SbAsCuFePbSe＞99.65＜0.05＜0.01＜0.02＜0.2＜0.005       锡矿山矿务局炼锑厂曩昔用一号精锑作锑白质料，现在改用二号精锑，但其间砷有必要小于0.05%，硒有必要小于0.005%；出产实践标明：锑白质猜中含硒小于0.005%时，锑白中含硒在0.002%～0.003%，对锑白产品白度无形响，超越此极限白度难以到达96%。          （2）燃料－烟煤          锑白炉自热法出产锑白，仅开炉、停炉和处理毛病时需用少数燃料，故燃料耗费甚少，一般选用烟煤，燃料率小于5%。对煤质要求如下：固定碳蒸发物灰分水分粒度＞55%15%～20%15%～20%＜6%＜30mm       2、技能操作条件挑选       锑白出产的关健是怎么进步锑白的白度。影响白度的首要因素有：（1）一次空气量、二次空气量、一次与二次空气量的份额；（2）反响室离温区的温度操控；（3）炉膛内锑液深度和温度操控；（4）冷却风量的巨细分配。         锡矿山矿务局炼锑厂锑白炉自热出产锑白操作实践条件如下：   一次空气量8～13m3/h二次空气量80～110m3/h二次空气量/一次空气量10～13反响室高温区操控温度1000±20℃二次空气管出口距锑液500±mm表面 炉膛内锑液温度操控970～990℃炉膛内锑液深度操控228～234mm冷却空气量10000～12000m3/h锑液含铅富集上限＜3.5%       3、产品     （1）锑白     现在我国的首要出产锑白工厂的产品均已到达国家零级和一级标准（GB4062－83），近年来并产出超细粒氧化锑、超微粒氧化锑和催化剂型氧化锑，广销国内外。     超微粒氧化锑的规格如下：化学成分契合国家零级标准最大粒度≤0.3μm       催化剂型氧化锑规格如下：  三氧化二锑≥99.5%铅≤0.10%铁≤0.10%氯化物≤0.10%乙二醇残渣0.008%     益阳锑品冶炼厂所产分级锑白化学成分和物理性质到于表8。 表8  分级锑白成分和物理性质等第化学成分%物理性质Sb2O3不少于Sb2O3不大于PbO不大于色彩均匀粒度μm一级 二级 三级 四级99.50 99.50   99.500.06 0.06 0.06 0.060.12 0.12 0.12 0.12纯白 纯白 纯白 纯白0.5～1.0 1.0～1.3 1.3～1.7 1.7～2.5     表9为国外三氧化二锑质量标准。 表9  国外三氧化二锑质量标准国别标准代号与出产供应商牌号化学成分%Sb2O3 不小于As 不大于Pb 不大于Fe 不大于S 不大于Cu 不大于酒石酸不溶物不大于美国哈肖 化学公司KR牌 LTS牌 白星牌 蓝星牌99.2 99.2 99.2 99.50.5 0.5 0.5 0.10.1 0.1 0.07 0.05    日本三国制炼 株式会社标准品 高纯品 粗粒品 微粒品99.5 99.7 99.3 99.30.1 0.05 0.2 0.20.1 0.05 0.2 0.20.002 0.002 0.002 0.0020.001       Ni0.001 0.001 0.001 0.001日本精矿 株式会社粗粒品 PatoX－L 超细粒 PatoX－U99.3   99.3   0.03   0.03  0.003   0.003  0.08   H2   H20.01   无水  英国安公司红星 白星 绿星 蓝星 15SSb2O399.3 99.4 99.1 99.7 99.20.3 0.3 0.3 0.08 0.30.2 0.08 0.4 0.06 0.20.003 0.002 0.005 0.002 0.010.08 0.08 0.08 0.08 0.080.001 0.001 0.001 0.001 0.001Ni0.001 0.001 0.001 0.001 0.001美国 隔热牌L级 隔热牌S级 隔热－S80099.5 99.5 99.5      德国高纯品标准级N 催化剂级C99.8 99.90.08 0.050.1 0.050.003 0.003    续上表国别标准代号与出产供应商牌号物理性能补白色泽 （白度）细度% ＋325目 不大于均匀粒度μm松装 密度g/cm3吸油量ml/100g遮盖力g/m2上色力酸度SO4%美国哈肖 化学公司  KR牌 LTS牌 白星牌 蓝星牌  特别白 白 白 白  0.05 0.1 0.05 0.004  1～1.3 1.8～2.1 1～1.3 1～1.3   9～11 9～11 9～11 9～11   高 低 高 高  0.05 0.05 0.05 0.05油中反射系数 96% 91% 92% 92%日本三国制炼 株式会社  标准品 高纯品 粗粒品 微粒品（55mμ） ＞93 ＞93 ＞96 ＞96   0.8～1.2 1.0～1.2 － 0.6～0.7  0.4～0.6 0.4～0.6 － 0.4～0.6      日本精矿 株式会社粗粒品 PatoX－L 超细粒 PatoX－U白色   白色   6～7   0.01～0.02  2   0.2  10～15        0.005      比表面积50～100m2/g英国安公司  红星 白星 绿星 蓝星 15SSb2O3 ＋300目 0.005 0.005 0.005 0.005 0.5  1.25   1.25 1.25 1.25    0.05   0.05 0.05 0.02 0.1 美国 隔热牌L级 隔热牌S级 隔热－S800 0.1 0.1 0.13.0 1.3     低 高 高 折射率 2.087 2.087德国高纯品标准级N 催化剂级C纯白 纯白0.1 0.10.6～0.9 0.6～0.90.3～0.4 0.3～0.4  适中 适中0.01 0.005中性 中性     （2）次锑氧     锑白炉烟气收尘体系搜集的烟尘含Sb2O3达90%～92%，称为次锑氧，其化学成分如下（%）：SbAsPbCu79～800.07～0.080.06～0.1～0.001     此产品一般送锑氧复原熔炼反射炉炼成精锑。         （3）高铅锑        锑白炉的锑液含铅到达3.5%以上时不能再吹制锑白，须停炉放出，此种产品称为高铅锑，可供制造合金只用，其化学成分如下（%）：  SbPbAsFeSCu＞95%＞3.50.02±0.01±0.0063＞0.19       （4）浮渣     首要为锑的高价氧化物，并含有被腐蚀的炉壁耐火材料成分及铁的氧化物，一般含锑～75%，可回来反射炉复原熔炼，以取得精锑。     锑白炉浮渣的一般化学成分如下（%）：SbPbAs＞65～750.1～0.20.1～0.2FeOSiO2CaO1.2～1.53.5～4.20.8～1.0       4、技能经济指标       （1）锑白吹炼时刻         锑白炉出产1t合格锑白需求吹炼时刻的单位为h/t，吹炼时刻的长短与产质量量要求有关，零级锑白的吹炼时刻为2～2.2h/t，一级为1.5～1.7h/t。     （2）次锑氧率     开炉时熔化精锑和停炉以及处理毛病时产出的次锑氧，质量较均较差，有必要另行搜集，称次锑氧。所产次锑氧含锑量占装入炉内物料总锑量的百分比，称为次锑氧率，一般为7%～8%     （3）残梯率（又称高铅锑率）     在吹炼进程中，锑液含铅不断富集，锑液中含铅到达必定程度，吹炼出的锑白产品含铅即不合格，锡矿山矿务局炼厂的实践经历锑液含铅到达3.5%，即须中止吹炼，清出炉内残存的锑液，从头开炉熔化精锑。清出的高铅锑液含锑量，占入炉精锑总量的百分比，称为残锑率或高铅锑率，这与装入的精锑含锑量有关，一般为1%～1.5%。     （4）锑白的直接收回率     锑白炉产出合格锑白的含锑量占装入精锑总含锑量的百分比，称为锑白炉的直接收回率，一般为87%～88%。影响锑白直收率的首要因素是高铅锑、次锑氧和浮渣的产出量。因而，选用好的精锑作质料，坚持最佳的炉况和炉龄，是进步直收率的首要办法。     （5）锑的冶炼收回率     吹炼锑的白进程中产出的次锑氧、浮渣和高铅锑，均可别离收回其间的锑，次锑氧送复原熔炼反射炉炼出精锑，浮渣能够送反射炉或鼓风炉处理，高铅锑能够制造铅锑合金，故锑的冶炼收回率可达58%～99%，核算公式如下：   （1）        （6）燃料耗费         出产1t合格锑白，依据出产核算耗费烟煤量一般为10～15kg。     自热法出产锑白的首要设备，除锑白炉外，还有两套收尘设备；一套作为搜集开炉、停炉和处理毛病时的烟法－次锑氧；另一套则为搜集锑白产品的首要收尘设备。图5为设备的衔接示意图。   图5  自热法出产锑白设备衔接示意图 1－锑白炉；2－反响室；3－一次空气管；4－二次空气管；5－冷却风总管； 6－表面冷却器；7～鼓风机；8～烟气收尘器；9－锑搜集室；10－排风机；11－旋风收尘器；12－锑白运送风机；13－锑白运送罐；14－锑白打包机        5、首要设备挑选       （1）锑白炉       自热法出产锑白的锑白炉为反射式隔焰炉，炉膛中装有耐火泥制的反响器，在隔焰的条件下，向锑液中鼓入一次空气，使锑蒸发发生很多锑蒸气，一起向反响器通入二次空气，使北蒸气氧化生成Sb2O3；使用锑氧化发生的很多氧化热坚持反响器有必要的温度，和炉内锑液温度（960～980℃），并熔化连续参加的碎精锑或水碎锑粒。因而，这种炉子只在开炉、停炉和处理毛病时向火膛加煤，在正常操作时刻彻底不需求外加热量。        炉子规划前有必要精确进行热平衡核算，热平衡核算的热源首要来自下列反响热： 2Sb＋2/3O2→Sb2O3 △H298=－642kJ/mol     规划的炉子熔池巨细、炉膛高度须合作恰当，使热量丢失削减到最小极限。图6为锡矿山矿务局6m2锑白炉的结构图。图6  锡矿山矿务局6m2锑白炉结构图     （2）锑蒸气氧化与冷却设备     鼓入一次空气于熔池锑液中，发生很多锑蒸气进入反响器与二次空气相遇，即氧化出产相Sb2O3，此刻反响器内温度坚持1000±20℃；为使Sb2O3发生极工细化的立方结晶，有必要急剧冷却到200℃以下，首要选用空气冷却，即以60～80倍于一、二次空气量的天然冷空气与反响器出口气体混合以到达之，其设备如图7。图7  锑蒸气氧化与冷却设备示意图1－锑白炉顶；2－反响器；3－冷却风管；4－锑白炉底；5－一次风管；6－二次风管     （三）锑白搜集体系设备     1、旋风收尘器     选用一般型慢速收尘器以别离出烟气中的尘埃和粗粒锑白，为了防止铁质混入锑白产品中，旋风收尘器和悉数衔接管道须选用铝合金板制造。     2、布袋收尘器     优质锑白产品首要搜集于布袋收尘器中，一般选用房室收尘器，机械振打或反吸风清灰，渡布可选用柞蚕丝绸制造，过滤速度不宜过大，一般取0.2～0.3m/min，收尘功率可达99.5%。     3、风机     风机安装在旋风收尘器与布袋室之间，担负着抽入很多凉风，冷却含Sb2O3的炉气，经旋风收尘器送入布袋室，废气经过布袋排出室外。风机挑选按一次与二次风量之和的80～100倍核算，体系阻力按实践管路核算。例如锡矿山矿务局6m2锑白炉体系有用风机，风量为19620m3/h，风压为2120Pa。     4、次锑氧收尘体系设备     锑白炉开炉、停炉和毛病处理需求烧煤加热，产出的烟气不能通入锑白产品搜集体系，防止污染锑白，故另设置一套烟气冷却与收尘体系。从炉内排出的烟气约为700～800℃，规划按800℃核算，需求设置冷凝柜、表面冷却器和布袋收尘器。其结构型式与锑氧复原熔炼反射炉烟气冷凝收尘设备类似，布袋排出的废气导入烟囱排空。     5、一、二次供风风机     鼓入锑白炉和反响器的一次与二次空气，小型炉能够共用1台风机，如新邵冶炼厂4m2锑白炉单一反响器，选用了3号叶氏风机1台，12.4m3/min，风压30000Pa。较大炉型选2台风机别离供应一次和二次空气，例如6m2锑白炉双反响器一次和二次空气别离由D22×21－5/3500和D22×32－5/3500罗茨风机供应。     6、装备阐明     （1）锑白车间厂房装备可紧靠熔炼车间，但须设置在主导风向的上方，防止受熔炼车间的烟害和尘害形响；如场所答应，最好独立装备，远离其它有烟害和尘害的车间，防止飞尘污染锑白质量。     主体设备锑白炉宜顺车间主厂房长方向装备，锑白冷凝与收尘体系设备相同沿车间主广房长方向装备；锑白炉烟气冷却收尘体系设备可配在锑白冷凝收尘体系相反的方向－主厂房另一端。     （2）主厂房与锑白布袋室要求     锑白炉为高温作业，主厂房应设置天窗，要求有杰出的通风，搜集锑白的布袋室外围砌满墙设两层明窗，地上要求选用水磨石，以便收回撒落在地上上的锑尘。

精锑的提取方法   一种用硫化碱法从铅锑精矿中提取精锑的方法，浸出液循环喷射吸带入空气强化锑的氧化，将废液经蒸发所得混合硫钠盐结晶还原煅烧，煅烧渣用蒸发冷凝水浸出，硫化钠溶液回收利用。用这种方法提取精锑，不需电解，铅锑分离好，还原后的精锑稍加精炼即可达１号精锑标准。工艺流程短，原料消耗少，动力消耗低，锑回收率在９１％以上，并彻底解决了湿法流程中的水平衡问题。化学成分及标准 锑(SB) 大于99.9%铅(PB) 小于0.03%砷(As) 小于0.02%铁(Fe) 小于0.015%硫(S ) 小于0.008%铜(Cu) 小于0.01%铋(Bi) 小于0.003%硒(Se) 小于0.003%杂质总和 小于0.10%精锑是一种银白色块状晶体,表面具有美丽的花纹,又名''星锑'',表面具有金色光泽,是重要的冶金.化工原料,用于化工.合金.电子.蓄电池.电镀.等工业,可作为防腐.阻燃或热稳定剂o 

某锡石，多金属硫化矿生产所抛弃的老尾矿，除具有贫、细、杂的特点外，还与原矿性质有所差异。该尾矿中不仅有贵金属、有色金属、黑色金属，还有大量非金属，其中的难选金属矿物多以连生体、细粒或微细粒存在，既有硫化矿物，又有氧化矿物，且硫化矿物因长时间堆放，表面已发生氧化。针对该尾矿的这些特殊复杂的情况，欲综合回收尾矿中的铅锑等有价物质，给选矿处理带来了较大的难度。本研究针对该尾矿试样性质进行了试验研究。通过大量的试验确定出了合理的选矿流程及药剂制度，从而获得了较理想的选矿指标。 一、试样基本性质 该尾矿的化学成分及铅物相分析结果见表1、表2。 表1  化学成分分析结果∕%表2  铅物相分析结果从表1可以看出，该矿样含Sn、Zn、As、Pb、Sb、S等，其中脉石矿物主要是SiO2，含量为40.95%，Fe及Al2O3含量分别为10.62%和5.60%。可见，该尾矿是一个很有价值的二次资源，金属矿物中锡、锌、铅、锑等均可综合回收。本研究主要回收铅锑矿物。 铅物相分析结果表明，铅矿物中多为方铅矿及脆硫锑铅矿等硫化矿，其含量为0. 082%，占铅矿物的37.27%；磷氯铅矿、白铅矿、铅铁矾次之；还有少量的铅矾。 二、铅锑选矿试验 试样中锡、锌品位超过国家规定的工业开采品位要求，是该矿主要回收的目的元素。其次该矿中还有铅、锑、砷、硫等元素。原矿铅品位为0.22%，锑品位为0.15%，经预选抛尾后均得到富集，铅品位提高到0.33%，锑品位提高到0.237%，铅+锑品位达到0. 567%。工业开采时，这也是一个不小的金属量。所以，在尾矿资源二次开发利用中，为了最大限度地利用有限的资源、提高企业的经济效益，在考虑回收利用锡、锌、硫、砷的同时，综合回收利用铅、锑具有很大的经济价值。 （一）铅锑粗选试验 该老尾矿为铅锑多金属硫化矿，在金属硫化矿的浮选中，铅一旦被抑制就很难活化，所以在综合回收铅、锑、锌、硫、砷、锡的过程中应采用优先浮选铅锑的工艺流程。该工艺除可以尽可能回收铅锑外，还可以有效地降低锌精矿中的硫和砷。而铅锑优先浮选指标的好坏，很大程度上取决于浮选药剂的选择。为此，通过大量的探索性试验，选择出了可有效抑制锌、硫并选择性捕收铅锑的药剂．同时确定了铅锑粗选的最佳药剂制度（见图1）。图1  铅锑浮选粗选试验流程 对铅锑进行粗选时，为有效抑制尾矿中的锌、硫、砷等硫化矿物，采用ZnSO4、 KCN和Na2S2O3为组合抑制剂，可达良好的抑制效果，此时所获铅锑精矿含铅锑品位明显提高，铅锑回收率较大，而铅锑精矿中的锌、硫品位则大幅度下降，用25#黑药和乙硫氮为组合捕收剂，用2#油作起泡剂，铅锑的浮选效果较好。其具体指标见表3。 表3  铅锑粗选试验结果产品名称产率∕%品位∕%回收率∕%铅锑粗精矿2.737.474.694.6261.7354.032.54铅锑尾矿97.270.130.1124.9838.2745.9797.46给矿100.000.330.2374.971100.00100.00100.00 （三）铅锑精选试验 从铅锑的粗选试验可以看出，采用浮选可以得到铅锑粗精矿Pb品位为7.47%、Sb品位为4.69%、Pb+Sb品位为12.16%、铅回收率为61.73%的较好指标。 将粗精矿进一步浮选，试验发现：无论如何调整浮选药剂制度和条件，指标上都很难有所突破，甚至出现浮选精矿品位比尾矿品位还低的现象。为此，对铅锑粗精矿进行了多元素分析，结果见表4。 表4  铅锑粗精矿多元素分析结果∕%从表4可以看出，铅锑精矿中，含锌4.62%、硫11.58%、砷1.48%，要想进一步抑制锌、硫等矿物来浮选铅锑，难度较大。但可以看出，铅锑粗精矿经浮选富集后，组成相对简单；且铅锑矿物在比重上与其他矿物差异明显，除锡外，铅锑是比重最大的矿物，且铅锑粗精矿中含锡很低，所以可以根据比重差异采用重选进行精选试验研究。其流程见图2，试验所获选矿指标见表5。图2  铅锑浮选粗精矿摇床精选试验流程 表5  铅锑浮选粗精矿摇床精选试验指标试验表明，采用重选对铅锑浮选粗精矿进行精选，效果较好。铅锑精矿铅锑品位分别由7.47%、4.96%一次选别提高到了31.10%、20.52%，作业回收率也分别达到了53.71%、53.36%。所得中矿铅锑品位尚高，中矿经离波摇床再选，可进一步提高铅锑的选矿指标，其铅锑品位为29.86%和15.26%，回收率分别达到31.68%和23.86%。 （三）铅锑选矿流程试验 在铅锑粗、精选试验的基础上，进行了铅锑选矿流程试验，其流程见图3，试验所得各作业指标见表6。图3  铅锑选矿试验流程 表6  铅锑选矿流程试验作业指标%试验表明，采用浮，重联合的选矿工艺流程选别该老尾矿的铅锑金属是可行的，而且效果较好，可以得到铅品位为29.43%、锑品位为19.76%，即Pb+Sb品位为49.19%的铅锑精矿，铅、锑作业回收率分别为52.52%和49.18%。由此可见，采用浮－重联合选矿工艺流程选别铅锑，可解决单一使用浮选其铅锑粗精矿品位无法提高的问题，从而也解决了尾矿中铅锑难选的难题。 三、结语 本研究针对某多金属硫化矿尾矿氧化程度深、品位低、粒度细、有价成分多的特点，采用有效合理的药剂制度和试验流程初步优先浮选富集铅锑矿物，然后根据所得浮选粗精矿的矿物组成相对简单、目的矿物与脉石矿物在比重上差异明显的特点，利用重选进一步精选铅锑矿物，即采用“浮选－重选”联合工艺成功地从该老尾矿中分选出铅锑，该工艺具有一定的创新性。