锑锭
2017-06-06 17:50:12
锑锭 元素符号：Sb 锑锭原子量：121.75(3) 英文名：Stibium;Antimony 俗称：精锑 用途：锑锭主要作为合金的硬化剂用于冶金、蓄电池及军工等工业，也是生产氧化锑的原料，锑锭还用于活字印刷
行业
、铅材、电缆护套、焊料和滑动轴承。 外观：银白色固体。 包装：锑锭每锭重约25公斤，木箱包装，每箱净重1000Kg，也可按用户要求进行包装。 物化性质：锑是一种
有色
重
金属
，质脆有光泽的银白色固体。有两种同素异形体，黄色变体在负90度下稳定，
金属
变体是锑的稳定形式。熔点630度，密度6.62克／厘米3，导热不良。锑系
金属
锑的简称，又名纯锑。锑锭是
金属
锑的锭状产品，为截角锥六面体。规定锭重不大于25公斤，其表面光滑，无熔碴，且有星状花纹呈现。锑的常用的
有色金属
之一，单纯的
金属
锑很少单独使用，除电镀以外，多以其他
金属
为基体形成合金使用。它是间接法生产锑白的原料。我国是世界上出产锑最多的国家，锑矿资源异常丰富，分布于湘、黔、滇、桂、陕、甘等省，其中尤以湖南为最。锑锭出口情况主要输往国家有美国、巴西、欧洲共同体和日本。国内锑锭的生产厂家很多，湖南锡矿山矿务局生产的“闪星”牌精锑、高纯锑和贵州晴隆、东峰锑矿生产的精锑久以闻名世界，还有通化冶炼厂的“吉星”牌，挑江县板溪锑矿生产的“久通”牌，沈阳冶炼厂的“矿工”牌，广西大厂矿务局、湘西金矿。
锑锭价格
2017-06-06 17:50:00
由于现货市场上锑价高,成交稀少以及其他有色金属价格在经历了持续三周的暴跌后和湖南受灾等原因，造成锑品价格有小幅的波动。但本周锑锭价格小幅下滑，锑锭市场成交清淡。湖南和云南部分氧化锑生产商虽然市场报价不变，但是现货实盘的价格都做了相应的调整。但是采购商期待价格进一步下跌，消费商宁愿观望市场推迟采购。目前目前国内三氧化二锑主流报价为：56000元/吨左右；0#锑锭主流报价为：60000元/吨，1#锑锭主流报价为：59200元/吨，2#锑锭主流报价为：59000元/吨。基本上锑锭价格已经滑落至60000元以下的价格。锑锭市场买卖双方在对峙了一个多星期后，一些生产商开始以出厂价55000-56000元/吨出货，而之前的成交价格为出厂价57000-58000元/吨。湖南有一年产能约8000吨的锑锭生产商。该生产商周二以出厂价55000元/吨的价格出售了60吨2#锑锭，比上周的价格下降了1000元/吨。“我们上周以出厂价56000元/吨卖了100吨2#锑锭，”该生产商透露。目前，该生产商有500-600吨的库存。他们认为由于国内外市场需求不旺，近期锑锭价格还会持续下滑。湖南另一生产商称他们上周以出厂价56000元/吨卖了100吨2#锑锭。“尽管我们目前对2#锑锭报出厂价57000元/吨，但如果付款方式合适，我们愿以出厂价56000元/吨的价格出货，”该消息人士说，并透露说他们本周还没有收到任何询盘。该生产商月产量约200吨锑锭，现在有100吨2#锑锭的库存。针对市场形势，该消息人士和上述生产商有着一样的看法，认为现货市场需求不旺，锑锭价格可能会继续下探。
高碱浮选铅试验研究
2019-01-24 09:38:17
凡口铅锌矿投产于1968年，目前已成为年处理原矿120多万t，生产铅锌金属15万t、标准硫精矿(折合)50万t的特大型铅锌矿山。凡口矿选矿厂在生产建设和发展过程中，依靠选矿技术进步，先后采用过十多种工艺流程，其主系统分别于2000年和2001年采用了快速分支浮选工艺，生产能力均为2050t/d。
一、试验矿样
凡口矿矿石类型主要为复杂的致密状硫化铅锌矿，主要金属矿物为方铅矿、闪锌矿、黄铁矿，含量约占60％(其中黄铁矿含量高达40％)；银矿物主要是银黝铜矿和深红银矿，伴生于铅锌矿物中；脉石矿物为石英、方解石和白云石等。各种矿物的共生关系非常密切，溶蚀交代现象比较严重，在黄铁矿、闪锌矿和脉石矿物的间隙或裂隙中充填着细粒方铅矿。矿石中方铅矿、闪锌矿、黄铁矿呈中细粒不均匀嵌布，部分黄铁矿的浮游活性较好，属难选的细粒高硫铅锌矿。
本项目试验矿样取自选矿厂粉矿仓前的运输皮带，与当时的生产原矿同步，粒度为－15mm，主要元素含量依次为铅4.75％、锌9.85％、铁22.25％、硫27.35％。
二、快速分支浮选工艺研究
（一）研究思路
根据凡口铅锌矿矿石中方铅矿、闪锌矿、黄铁矿紧密共生，嵌布粒度粗细不均匀，原矿磨至－74μm占85％时，各有用矿物已大部分单体解离的特点，在短时间内将大部分粗粒、易浮的铅锌金属矿物快速分选出来，得到高质量的铅精矿和锌精矿，减少已解离矿物的过粉碎和不必要的作业循环量；剩余铅锌矿物通过常规浮选回收，并通过强化中矿再磨来提高单体解离度，以达到减少浮选机总容积、降低生产成本和提高铅锌金属回收率的目的。（二）铅锌矿物上浮速度试验
1、方铅矿上浮速度试验
将试验原矿磨至细度为－74μm占85％，加人石灰作为矿浆的pH调整剂，以FK01为捕收剂、松醇油为起泡剂，经石灰用量、FK01用量、松醇油用量条件试验确定药剂制度后，进行铅粗选浮选速度试验以确定不同方铅矿颗粒的上浮速度(试验流程见图1、结果见图2)。试验结果表明，大部分铅矿物的可浮性很好，刮泡1min铅粗精矿的回收率为71.72％、品位达29.10％；刮泡2min的回收率高达84.16％、品位下降为24.24％；随着浮选时间的延长，铅品位持续下降，锌和铁品位有所上升，铅金属回收率的增幅趋缓，刮泡5min铅的回收率为91.10％、品位为17.72％。试验还表明，在高碱条件下方铅矿的可浮性最好，黄铁矿的可浮性次之，部分黄铁矿的上浮速度较快，未活化闪锌矿的可浮性最差。
2、闪锌矿上浮速度试验
选铅尾矿补加石灰1000g/t，以CuSO4为活化剂、丁基黄药为捕收剂、松醇油为起泡剂。通过 CuSO4用量、丁基黄药用量、松醇油用量条件试验确定药剂制度后，进行锌粗选浮选速度试验以确定不同闪锌矿颗粒的上浮速度(试验结果见图3)。试验表明，大部分闪锌矿的可浮性很好，刮泡1min锌粗精矿的回收率为50.63％、品位高达51.30％；刮泡2min的回收率可达65.45％、品位为50.51％，保持在50％以上；随着浮选时间的延长，锌粗精矿品位下降平缓，金属回收率持续上升，刮泡5min锌的回收率为75.18％、品位为45.83％。
（三）铅矿物分支浮选研究
1、铅快速浮选试验
根据图2铅粗选品位及回收率与浮选时间关系曲线，确定本次小型试验铅快速粗选的浮选时间为2min，其粗精矿经两次快速精选后，可获得品位高达70．55％的快速浮选铅精矿(含锌1.90％)，回收率为55.59％。试验流程见图4。试验还表明，不同的粗选药剂制度，在铅精选作业中有显然不同的选择性，通过铅粗精矿指标难以预测快铅精矿指标。在铅快速精选中加入少量的捕收剂，高铅精矿的品位有所下降，而铅的回收率则有所提高；石灰用量较多时可提高铅精矿的品位，而回收率变化不大。
此外，有机抑制剂—DS对黄铁矿有强烈抑制作用，其用量增加时铅精矿品位有所提高，但使用量过大时会抑制铅、铁连生体，铅的回收率下降。
2、铅常规浮选试验
人选原矿经2min铅快速粗选后，补加10g/t的 FK01进行铅的常规粗选，时间为4min。铅粗选泡沫含有大量的铅铁和铅锌连生体，必须再磨以提高单体解离度，其细度要求为－40μm占90％。试验表明，在相同的药剂条件下，随着再磨细度的提高，铅精选泡沫的品位也相应提高，但过高的磨矿细度又会引起铅回收率的下降。铅粗选泡沫再磨至－40μm占90％后，经三次常规开路精选可获得品位为64％的铅精矿(含锌2.9％)，回收率为6.69％。试验流程见图4。
（四）锌矿物分支浮选研究
1、锌快速浮选试验
根据图3锌粗选品位及回收率与浮选时间关系曲线，确定本次小型试验锌快速粗选的浮选时间为2min。锌快速粗选泡沫的品位一般可达50％，不加任何药剂直接进行一次快速精选，其泡沫品位高达59.4％、回收率为37.5％；在锌快速浮选粗泡加入石灰1OOOg/t、硫酸铜25g/t后进行一次快速精选，泡沫品位虽略有下降，但仍可获得品位为57.30％、含铅0.66％的优质锌精矿，其回收率为48.68％。试验流程见图5。
试验表明，矿石中绝大部分闪锌矿是易浮的，在小型闭路循环中，大约占总金属量70％的锌矿物可通过快速浮选产出。
2、锌常规浮选试验
选铅尾矿经2min锌快速粗选后，补加10g/t的丁基黄药进行锌的常规粗选，时间为3min。锌粗选泡沫含锌一般为20％左右，经两次常规开路精选可获得品位为55％的锌精矿(含铅为0．95％)，回收率为781％。试验流程见图5。试验表明，在不同的锌快速粗选、常规粗选条件下，锌精选给矿的锌品位有一定的波动，但经过两次精选后，最终锌精矿的品位还是较理想的。
（五）开路与闭路试验
本课题在完成条件试验的基础上，安排了开路试验，并根据开路试验结果进行了闭路试验。通过闭路试验可获得品位为66.73％的快铅精矿、回收率为67.97％，品位为56.93％的快锌精矿、回收率为72.19％；常规浮选部分的铅精矿品位为57.18％、回收率为18.62％，锌精矿品位为54.39％、回收率为22.55％。试验流程见图6，试验指标见表l。三、工业应用与成果评述
（一）工业应用概况
快速分支浮选工艺小型试验取得成功后，凡口铅锌矿于1999年11月18 Et至2000年1月12日进行了半工业试验，并根据半工业试验成果组织了选矿厂主系统工艺流程改造设计。2000年2月1日，设计部门完成了流程改造的施工图设计。2000年2月26日，选矿厂完成了系统改造任务并试水成功。2000年2月28日早班，选矿厂I系统复产，工业试验开始。经过近两个多月的努力，试验取得了圆满成功。
工业试验结束后，快速分支浮选工艺流程即交付生产使用。经过三年多的应用与完善，新工艺在提高铅锌指标、节能降耗及减少作业循环量上具有明显的优势。新工艺与原工艺生产指标对比见表2。
（二）技术经济评述
快速分支浮选新工艺综合应用了凡口铅锌矿三十多年的选矿实践经验和技术成果，并参照最新的现代选矿理论进行了创新。该流程交付生产使用以来，显著地提升了选矿技术经济指标，年增经济效益可达1300万元。1、提高铅锌回收率
与原高碱细磨优先浮选工艺相比，快速分支浮选工艺铅锌金属的理论回收率分别提高了0.36％和0.41％，降低铅精矿含锌0.8％。此外，减少浮选作业循环量和金属流失后，提高铅实际回收率0.69％、锌实际回收率0.35％。
2、节能降耗
实施新工艺流程后，选矿厂两个主系统浮选机容积由1028．8m3下降到774．8m3，下降了24.7％；浮选机总安装功率由3144kW下降到2480kW，减少了664kw。由于系统装机功率的减少及作业循环负荷的降低，选矿厂处理每吨原矿的磨矿浮选电力单耗由35.OOkW·h下降到28.48kW·h，显著地节约了电力成本。
此外，使用新工艺的药剂成本与原工艺相比亦下降明显，根据选矿厂药剂实际消耗统计资料，单位选矿药剂成本由18.848元/t下降至14.231元/t。
3、社会效益
实施快速分支浮选工艺所带来的显著社会效益主要体现在如下几个方面：
(1)减少金属流失，可充分利用现有的矿产资源，为国家多回收和利用铅锌金属；
(2)电力消耗下降，有利于缓解我国目前供电不足的矛盾；
(3)药剂单耗下降，有利于矿山企业进行环境保护；
f41浮选流程缩短，可减少固定资产的占用，有利于加快国有资产的周转。
经过多年的应用实施表明，快速分支浮选工艺具有技术先进，流程简单，药剂用量少，分选指标高，对不同类型铅锌硫化矿适应性强，稳定性好，环境污染少等显著优点，在国内外具有极大的推广价值。
五、结语
（一）凡口铅锌矿矿石中方铅矿、闪锌矿、黄铁矿紧密共生，嵌布粒度粗细不均匀，部分黄铁矿的浮游活性较好，属难选的细粒高硫铅锌矿。
（二）原矿磨至－74μm占85％时，大部分有用矿物已单体解离，粗粒、易浮的铅锌矿物可在短时间内快速分选出来，得到高质量的铅精矿和锌精矿。
（三）快速分支浮选工艺有利于减少有用矿物的总浮选时间，降低中间作业的循环量，缩短浮选流程。
（四）工业应用表明，快速分支浮选工艺有效地贯彻了能出早出、快出的思想，避免已解离矿物的过粉碎，提高了铅锌金属的回收率；减少浮选作业的中间循环量，节省了大量的电力成本和药剂成本。
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。
处理高铜、铅银阳极的生产实例
2019-02-21 15:27:24
传统的银电解工艺中，对银阳极的质量要求较高，一般有如下规则：（Au＋Ag）＞95%、Cu＜1.5%、Pb＜3%。唯有如此，才干较好地操控工艺条件，出产高纯度的电银，故在阳极的出产工序，都要加强氧化除杂进程。而我公司因为矿石性质多变，设备处理才能偏小，阳极板含铜铅很不安稳，一般成份（%）：（Au＋Ag）44.89～80.83、Cu 1.5～31.21、Pb 5.18～41.31，关于如此高杂质的阳极，咱们通过出产探索，断定了如下出产工艺，首要工艺流程如下图所示。一、高铜铅阳极的一次电解
依据电化学原理，在电解进程中，杂质电位比银负，会优先氧化。铜以离子方式进入电解液，铅一部分以离子方式进入电解液，另一部分以PbO2方式进入阳极泥中。因为阳极杂质高，为避免电解液中Ag＋贫化及杂质在阴极分出，所以有必要添加Ag＋浓度及HNO3浓度。一起，为避免金属积压，选用高电流密度进行快速别离金银。在操作中，咱们选用如下工艺条件：电流550～600A，槽温＞40℃，电解液成份（g/L）Ag＋110～130、Cu2＋＞3.0、HNO3＞15.0，一次电解得到如下产品：高铅阳极泥、高铅铜电解液、国标3#以下电解银粉（一次电解银粉）。依据出产实践，处理1000kg阳极板，选用三槽电解，此进程只须4～5天。
二、高铅阳极泥的处理
高铅阳极泥通过稀硝酸的预处理，得到高铅黑金粉（Au 40%～83%、Pb 10%～30%、Ag 1.3%～4.5%）。此金粉如选用火法冶炼技能，除67、!"的作用欠好，会影响金电解工序的出产，并且炉渣含金、银、铅都很高，回来流程后会构成铅的闭路循环。
为此，咱们选用全湿法工艺处理高铅金粉，时刻只需几小时。除铅银废液中含Au 0.005g/L、Ag 0.2g/L，在进行简略的除铅后即可排入化污水处理体系，除铅后金粉成份（%）：Au 96.8～99.43、Pb 0.03～0.99、Ag 0.3～1.24。用此金粉浇铸金阳极板，选用非对称交流电源进行电金出产，能出产出好于国标1#金，且1#等第率达100%。我公司出产的电金成份（%）：Au＞99.996；Ag＜0.0005；Cu＜0.0005；Pb＜0.0005；Fe 0.0005～0.00015；Bi＜0.0005；Sb＜0.0005。
三、高铜铅电解液的处理
电解必定周期后，电解液中Ag＋下降，Cu2＋、671#累积到恰当的浓度。此刻有必要进行处理，进行电解液的再生。依据理论核算，关于含Ag＋ 100g/L的电解液，只要Pb降到0.2g/L时，银才会构成Ag2SO4沉积。故咱们选用稀硫酸沉铅法来使电解液再生，沉铅前后电解液成份见下表（g/L）处理进程AgCuPbHNO3沉铅前61.3749.6586.2012.23沉铅后75.0454.600.3969.53
沉铅后的电解液含酸过高，要进行恰当加热赶硝，过滤后部分可回来电解体系。部分进行工业盐置换回收银，以下降电解液中Cu2＋浓度。沉积的铅粉经洗刷后成份为（%）：Ag 0.025～0.70、Pb 66.51～86.12。咱们把它作为炉渣进行出售。
四、一次电解银粉的处理
一次电解别离出的银粉质量很差，成份（%）：Cu 0.0018～0.025、Pb 0.016～0.61；Fe 0.0005～0.003，对这些银粉，选用从头浇铸阳极板，实施二次电解法进行出产。设备选用原一次电解的电解槽，但之前要进行充沛整理，二次电解选用如下工艺条件：Ag 75～130g/L、Cu＜60g/L、HNO3＞8g/L、温度＞35℃，电流450～480A，出产的国标1#银粉一次合格率达90%以上。
从工业废料中回收高铅锡青铜合金
2019-01-31 11:06:04
埃及用湿法与火法冶金法联用收回契合DIN1617技能规格的青铜合金。用 H2O2 溶液选择性溶解铜。铅与锡则用热浸出。用冷却法沉出 PbCl2。用碳酸钠溶液使 PbCl2 转变成 PbCO3。用热还原法从浸出产品中收回Cu、Pb 和 Sn 金属。火法处理还包含在 1150～1300 ℃下用碳∕碱性盐熔剂熔化 ，操控炉渣数量。给出了影响所研讨办法的收回功率参数如时刻、温度、H2O2 浓度和浸出剂的化学配比所得结果标明，将青铜屑熔化不能收回契合规格的青铜合金 ，这是因为 Sn 受热蒸发 ，而 Pb 则进入炉渣。联用法关于从碎屑收回金属及青铜是有用的。H2O2 加快废猜中金属的溶解。进入炉渣的金属以相同方法再循环。用或废活性炭热还原法从浸出产品中收回了单体金属。后一进程的活化能关于 Cu、Pb、Sn分别是83.6、12. 7 和 51. 73kJ∕ mol。本法的最大收回率为98.7 %。开始经济效益预算标明 ，该法在经济上是可行的。
高铜铅氰化金泥的处理试验方案
2019-03-06 09:01:40
对高铜铅金泥的处理办法一向存在着不同的工艺，较典型的有火法，如氧化焙烧除硫－复原熔炼－空气氧化除铅、锌－酸浸－沉银工艺。较好地处理了金银铜的别离。但仍存在以下问题：（1）在空气氧化除铅、锌中银的丢失较大；（2）此工艺铅、锌的去除采纳高温蒸发的方法，由此构成铅害，严重威胁员工身体健康。也有选用全湿法工艺，如运用金、银、铅、锌等金属在氯水系统中氧化复原电位规模不同，操控系统电位，使贱金属选择性浸出，到达贵贱别离，该工艺有如下缺陷：（1）金银的浸出丢失，在氯化液中含金4.07rng/L，银 58.3rng/L；（2）该工艺现场通，环境较差且对设备防腐要求严。遂昌金矿实施废水零排放以来，铜铅锌在贵液中累积显着。化金泥中的铜铅含量继续走高，铜最高达25.7%，铅最高达38.13%，一般成分如下（%）Au0.7～4.5、Ag10～37、Cu7～25.7、Pb5～38.13、Zn8～35。咱们经过重复实践，总算找到了一条不必增加设备并能归纳收回铜铅等有价金属的工艺道路。
一、遂昌金矿原有工艺存在的问题
（一）硫酸浸出时，铜铅的浸出率很低，构成在酸洗金泥中的富集。在工艺改造前，独自运用硫酸进行浸洗，金泥前后比照如下。酸洗前（%）：Au1.41～3.83、Ag10.59～31.34、Cu7.86～24.56、Pb5.85～14.25、Znll.45～26.6；酸洗后（%）：Au2.43～5.16、Ag24.37～45.14、Cu5.16～24.18、Pb8.42～24.73、Zn0.51～2.36。
（二）熔炼选用氧化气氛，造酸性渣，因为铜高，兼有部分硫，极易构成冰铜，，使炉渣中金银含量偏高，须对冰铜独自处理。冰铜成分（%）Au0.12～0.25、Ag20.27～44.92、Cu6.65～18.64、Pb7.11～15.46、S 10.53～12.65。此进程熔剂耗费大。
（三）阳极熔铸选用复原气氛，，运用铅的低熔点蒸发除铅，此进程构成银丢失增大且铅害严重威胁员工身体健康。实践标明，蒸发除铅功率不高，大部分铅仍进人阳极板中
（四）电解时因为电解液中铜铅含量偏高，要频频换电解液，不然当电解液含铜大于70g/L时，电液表面会漂浮一层海绵状银粉，致使电解无法进。并且处理电解液只能选用置换收回银的方法，电解液无法再生。
二、工艺改造后化金泥的处理工艺
选用酸洗去除铜锌等杂质，配猜中加人一定量的复原剂，造流动性较好的碱性渣，充分运用杂质铅的捕集金银才能，然后下降渣中金银含量，在电解进程中，运用硫酸铅的低溶度积与银别离，然后消除铅的累积及循环。工艺流程图见图1。 图1 工艺流程图三、出产进程
（一）酸洗
选用在硫酸介质中增加络合剂，即用14%H2SO4和3%络合剂溶液，在液固比为1∶5及80～90℃下浸出铜锌，使铜锌呈铜(锌)配离子脱除，效果杰出。金泥前后比照如下。酸洗前（%）：Au1.18～3.22、Ag12.76～38.39、Cu5.29～18.08、Pb2.56～29.30、Zn11.37～18.41；酸洗后（%）Au2.41～5.04、Ag24.03～40.96、Cu0.78～1.06、Pb3.75～34.37、Zn0.51～2.65。可见，化金泥中的铜大部分以铜离子的方式进人酸洗废液中，然后消除了铜害。一般酸洗废液中的铜离子达10g/L左右，从2004年起，咱们把炼金室整理的废铁投到沉积池中，运用酸性条件下铁的杰出复原性来置换收回铜、银，一起加强人工拌和，促进铜的置换反响。并运用海绵铜的巨大表面积，吸附废液中的细颗粒金。处理前后的废液比照如下。处理前Au0.05～18mg/L、Ag0.3～18mg/L、Cu4～13g/L；处理后Au0.02～0.05mg/L、Ag0.02～1.00mg/L、Cu0.09～0.5g/L。
2005年咱们从中收回了置换铜1054kg，其间Au0.366kg、Agl1.758kg、Cu455.263kg，取得了很好的效益。
（二）中频熔炼
经过出产实践发现，碱性渣具有更好的流动性及较小的黏度，一起咱们知道单质铅具有优秀的捕集金银的才能。故咱们改本来的氧化气氛为复原气氛，原造酸性渣为碱性渣。在配猜中增大了碱粉及复原剂的用量。产出阳极板成分如下（%）：Au3～5、Ag40～65、Cu1～2、Pb10～40；炉渣成分：Au
（三）一次电解
因为阳极板含铅高，一次电解并不能得到高纯银，故咱们采纳一次电解分金银，二次电解出产高纯银的工艺。一次电解时，阳极中铅优先溶解，大部分铅进人溶液，因为阴极只分出银，这就引起电解液中银急剧下降，故理论上，须造液弥补银离子。但实际上，当电解液中铅升高达60g/L时，咱们就中止电解，对一次电解液进行除铅处理，运用硫酸铅的低溶度积与银别离，除铅后电解液的酸度能达60g/L左右，回来电解时，高酸度对银有返溶效果，返溶的银量正好弥补了因为铅高而引起贫化的银量，加之阳极板含铜低，电解液中的铜改变极端细小，这样，咱们只须对电解液简略除铅处理就可回来流程，且能很好地保持电解出产，而不须造液。但在电解出产中，铅高会构成阳极钝化，因而，要选用银钩来加强导电性。整理的铅粉成分如下（%）：Au0.0016～0.0065、Ag0.025～0.70、Pb66.51～86.12。
（四）一次电解黑金粉
一次电解时，小部分铅以PbO2方式进入一次黑金粉，当用硝酸酸洗时，会对金粉构成包裹，阻挠银铅等杂质的浸出。因为PhO2呈酸性，故选用NaOH浓溶液进行碱洗；固液比1∶1，NaOH浓度140～160g/L，拌和时刻2h，水洗至 pH=7～8，碱浸进程中PbO2，转化为可溶性的Na2PbO3，除掉包裹层后，再用硝酸酸洗，即能使金粉到达96%以上，为金电解发明很好的条件。
（五）一次电解银粉
一次电解别离的银粉质量较差，须从头浇铸成极板进行二次电解，选用惯例工艺出产国标一号粉，一次合格率达95%以上
部分材料耗费见表 1。
表1 选用新工艺前后单位本钱首要材料新工艺前新工艺后工业硼砂1.361.16工业碱粉0.950.78工业硝酸0.810.47工业硫酸0.090.08工业烧碱00.08工业硝石0.870工业络合剂00.04石墨坩埚1.871.39电费7.416.99算计13.3610.99四、结语
遂昌金矿选用的湿法－火法工艺具有工艺简略，操作简洁，损害细微，本钱节省等特色。
高锌或铅鼓风炉渣回收锌
2019-01-16 11:53:19
从含高锌或铅鼓风炉渣、炼锌的浸出渣、含锌的钢铁粉尘中回收锌、铅以及其他有用物质时，也有火法和湿法两种。1.渣烟化法锌渣(10-18%Zn)在鼓风炉型的炉中熔融，从风口一并吹入空气和微粉煤，还原挥发演中的锌，在气相中氧化，回收ZnO。最近有用电炉还原挥发锌渣，再冷凝回收锌。炼锌浸出残渣也有用作铅鼓风护的原料，提高渣中的锌量，可用烟化法回收。2.威尔兹法(Waelzprocess)在浸出残法或含锌的钢铁粉尘等当中加焦粉为还原剂，装在称为威尔兹炉的稍有倾斜的回转窑中。从一端用重油喷嘴加热，炉料在炉内旋转的同时向前移动，还原挥发的锌、镉、铅在中途氧化，在收尘装置中以粗氧化锌((65-70%Zn)形态回收，作为炼锌原料。3.电热法 在含锌原料中加焦粉和返矿进行制粒、烧结。此烧结矿(25%Zn, 30%Fe,4%Pb,+1Omm)55%加入同粒度的焦炭45%，装入电热蒸馏炉中使锌还原挥发，捕集回收为ZnO,矿渣含6%Zn,5.5% Pb,50%Fe, 1%Cu,经磁选，非磁性物返口，磁性物在电护还原熔融，分离回收铁和铅。 4.硫酸化培烧法在浸出残渣中加入等量的硫化铁精矿(FeS2)，用沸腾焙烧炉在950K进行硫酸化焙烧，则铁酸锌分解为ZnSO4和Fe2O3浸出ZnSO4浸出液送往炼锌的主流程。 5.湿法处理浸出残渣用锌电解尾液在约363K(90℃)条件下浸出，锌、铁一起溶解。而且，在SO2的还原气氛下极易溶解。所得浸出残清中富集不溶性的铅和银。浸出液中含有大量的铁(30kg/m3左右)。因此，必须使铁形成过滤性良好的沉淀而除去。为此，可采用如下三种方法:(1)在363K(90℃)条件下加Na+,NH4+中和，生成过滤性良好的铁矾((Na/NH4)Fe3 (SO4)2 (OH)6)沉降除去。(2)添加ZnS(锌精矿)使Fe3+还原为Fe2+，同时通入空气进行中和，生成针铁矿(FeOOH)沉淀而除去。(3)用高压釜，在高压氧气下加热到470K，生成赤铁矿(Fe203)而除去
高氧化率铅锑锌硫化矿选矿小型试验研究
2019-02-20 10:04:42
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.
含高铜、铅金精矿氰化浸出试验研究方案
2019-02-20 10:04:42
针对剧毒的特色，研讨如何用物理方法或化学方法进行强化浸出，削减的用量，进步金的浸出率对进步厂商的经济效益十分重要。现在胶东某矿由于处理部分含高铜、铅的金精矿而导致的用量急剧升高，虽然选用浸出，但由于的蒸发性较强，形成车间的工作环境恶化，并且其利用率也低。为此针对铜铅高的特色进行了试验，采取了碱浸预处理，并在浸出傍边参加合适此类矿石的两种药剂替代液；不光能够强化金银的浸出，并且能够下降的用量。
一、矿石性质
试验选用的矿石为某金矿3个矿区含铅铜矿按必定份额混合的精矿样，该精矿含有黄铁矿、方铅矿、黄铜矿、磁黄铁矿、白铅矿及部分次生铜等金属矿藏，脉石矿藏为石英、绢云母和伊利石，含金矿藏为银金矿、金银矿，金的颗粒较细，以细粒、微细粒为主，铜矿藏中次生铜占全铜的30%～50%。次生铅即可浸出部分占10%～30%。混合精矿中首要化学成分如表1。
表1 混合精矿首要化学元素成分含量元素Au/g·t－1Ag/g·t－1Cu/%Pb/%Zn/%Fe/%As/%档次49.79245.431.294.171.236.370.34
二、试验及成果分析
针对铜铅的影响和现场的出产实际情况，拟定了进行先碱浸预处理，除去部分有害杂质，如铁、铜、铅、硫等；第二是在浸出作业中参加强化剂与铜络合，削减的耗用量，加速进步金银浸出，一起替代原有的易蒸发影响操作环境的助浸剂。
（一）充气碱浸。在浸出前加石灰，pH≥11的条件下参加空气进行碱浸，时刻为2h，可除去部分有害杂质、显着削减的用量，别的次生铅在强碱条件下可生成偏铅酸盐而进入溶液傍边，通过压滤脱水排出工艺流程，然后削减其对后续化作业的影响，试验成果如表2。
表2 充气碱浸后化浸出试验成果试验原矿档次
/ g·t－1渣档次
/ g·t－1浸出率
/%NaCN单耗
/ g·t－1补白1#
2#49.79
49.791.52
1.4996.92
97.0110.9
9.1不碱浸
碱浸
从上述成果来看，碱浸可显着下降的用量，在化浸出率根本挨近的情况下，单耗下降1.8kg/t。
（二）由于铜、铅在化浸出中耗费很多的[CN－]和O2，本着削弱铜、铅的影响，挑选了5种药剂，并对5种药剂进行归纳试验，终究断定2种药剂组合是用作化浸出的助浸剂，各试验成果如表3。
表3 各种药剂合作后化浸出试验成果药剂称号Na2CO3CaO六偏磷酸钠AA＋BB惯例浸出用量/ g·t－1
浸渣档次/ g·t－1
Au浸出率/%2.5
1.39
97.210.5
1.4
97.190.8
1.5
96.990.48
1.41
97.170.3＋1
1.29
97.411.0
1.35
97.29
1.51
96.92
注：以上试验皆在碱浸条件下进行
综上所述，各种药剂皆可改进浸出，但A和B剂协同作用可显着改进此类矿石的浸出，浸出率可进步0.49%。
（三）A＋B一起作用对用量的影响如表4。
表4 惯例浸出与参加A和B剂后的化浸出试验成果条件NaCN单耗
/kg·t－1[CN－]浓度
/mol·L－1渣档次
/g·t－1惯例浸出
参加A和B浸出9.1
7.80.70×10－2～0.75×10－2
0.60×10－2～0.65×10－21.51
1.29
从表中成果来看，参加A和B两种助浸剂可显着削减的用量。由于整个浸出[CN－]浓度都可在较低的情况下进行，因此可节约NaCN的耗用量。
（四）通过两个月的出产运用比较，所得试验成果见表5。
表5 惯例浸出与化浸出试验成果条件NaCN单耗
/kg·t－1[CN－]浓度
/mol·L－1渣档次
Au/g·t－1惯例浸出（4月）
参加A和B剂浸出（5月）9.16
7.060.70×10－2～0.75×10－2
0.60×10－2～0.65×10－21.21
1.09
综上所述，运用A＋B组合可显着进步化浸出作业作用，在必定程度上可替代原出产傍边的运用，一是按捺Cu的浸出；二是下降铜铅浸出后对金化的影响；三是下降浸出作业中的浓度。一个多月的出产实践证明化浸出作业中的根浓度可下降0.10%，可节约NaCN的耗量2.1kg/t，渣档次可下降0.12g/t。
三、效益核算
（一）A药剂的单价为每千克3.1元，B药剂的单价为每千克2.8元，并且这两种药剂易于购买，按试验用量核算，药剂费用为每吨3.1×0.3＋2.8＝3.73元，而节约的NaCN量为2.1kg/t，其费用为每吨6.98×2.1＝14.658元，则每吨矿可节约费用为14.658－3.73＝10.928元。
（二）因浓度下降带来的效益为外排硫精矿的水分为15%，其液固比为0.18，吨矿外带的水量为0.18t，其浓度下降0.10%，相当于下降1kg/t，即吨矿少外带的量为0.18kg/t，削减的的费用为每吨1.256元。
（三）由于浓度下降削减的蒸发量无法精确核算，暂不核算。
按年处理5万吨精矿核算则年可创效益为（10.928＋1.256）×5＝60.92万元
四、定论
对含磁黄铁矿、次生铜和铅的精矿在浸出前选用充气碱浸的方法能够节约可观的NaCN用量。
关于含铜、铅相对较高的金精矿，关于惯例化作业来讲参加A和B组合络合剂可显着地改进此类矿石的浸出作用，进步浸出率，一起可下降NaCN的用量2.1kg/t，发生相当可观的经济效益。
铅锑锭的用途
