脆硫铅锑矿精矿的还原造锍熔炼

采用富含氧化铁的黄铁矿烧渣作为固硫刺的铅、锑、铋还原造锍熔炼方法，对脆硫铅锑矿精矿还原造锍熔炼的工艺进行了研究，考察了温度、添加剂加入量、烧渣加入量等对还原造锍熔炼工艺的影响，得出最佳工艺条件为：先在900℃下反应，再升温到1i200℃过热放渣；烧渣加入量为理论量的100％～105％；添加剂与苏打质量比为10％，无水硫酸钠为13％(质量分数)．在最佳条件下，锑直收率为83．26％，铅直收率为68．50％，固硫率为98．97％，但约有15％的铅和30％的银分散在铁锍中．     

AC法处理高锑低银类铅阳极泥——铜和铋的回收

用AC法处理高锑低银类铅阳极泥，其干馏渣水浸液经两段置换、硫酸浸铜、稀盐酸浸铋，综合回收了铜、铋、锑，并使其得到了较大程度的分离，Cu，Bi和Sb的置换率分别为99．75％，96．74％和99．45％；置换渣含铜53．73％，含铋20．79％．用硫酸浸铜法，实现了铜-锑、铜-铋的有效分离，最终铜以硫酸铜产出，品位为93．74％～96．21％，Fe含量为1．13％～1．47％，回收率为93．33％；用稀盐酸浸出铋-锑渣，铋以含Bi69．70％的铋精矿产出，直收率及总回收率分别为90．87％和94．73％，此外还产出Sb含量为36．21％的锑渣，返回氯化浸出过程，总回收率为94．06％．     

中和水解法处理脆硫锑铅精矿浸出液新工艺

用苏打作中和齐剂，对锑铅精矿的氯化浸出液进行了中和水解处理，锑的水解率可达９９％以上，由这种水解液可制得浓度为１２０ｇ／Ｌ以上的ＮａＣｌ溶液，这为氯的返回利用和实现新氯水－水解法无污染处理脆硫铅锑精矿打下了良好的基础，水解产物经ＥＤＴＡ转型，可制得高纯立方晶型的锑白。     

复杂铜铅混合精矿氧压浸出综合回收工艺

呷村铜铅混合精矿中铜、铅矿物主要为黝铜矿和方铅矿,还含有较高的锌、银、砷和锑.本试验针对该矿采用一段氧压浸出综合回收工艺进行处理,通过条件优化实验确定了氧压浸出的操作条件.扩大验证实验表明Cu、Zn的浸出率分别高达98.89%、94.92%,Pb、Ag转化为矾类和硫化物形式留在浸出渣中,铜锌与铅银分离彻底.浸出液中的铜、锌分别通过萃取、电积进行回收.浸出渣中的铅、银通过碳酸盐转化-硅氟酸浸铅-硫脲浸银进行回收.铜萃取率,铅、银浸出率分别为96%、94%和93%.     

从铅阳极泥中制备纳米三氧化二锑粉体的研究

以铅电解精炼过程中的副产物——铅阳极为原料，通过加入碳粉，使铅阳极泥中的高价锑还原成三氧化二锑；在低压下，用直接蒸发冷凝的方法制备了纳米三氧化二锑。此方法无需对铅阳极泥中所含其它成份进行分离，生产成本低。经XRD分析，产品为立方晶型三氧化二锑。SEM分析表明，产品为球形；粒度分布测定表明：平均粒度为66nm，标准差（GSD）为1．67，粒度分布均匀；化学分析表明，产品中所舍三氧化二锑大于97．5％。     

粗锑真空蒸馏精炼

现行粗锑火法精炼工艺面临严骏挑战:一、砷害必须治理;二、不仅需消耗碱,且降低了Sb,As等的回收率;三、随着锑业的开发,多金属矿,低品位矿的被利用,势必得到成分复杂的粗锑、特别是对Pb,As等杂质很难除去,对高Pb的粗锑更无能为力。我们采用真空蒸馏的试验方案。试验在电热式真空炉内进行。试验结果如下:当残压为133.3Pa左右,在低于锑沸点数百度的温度下,锑挥发进入冷凝合金的直收率可达88～95%,质量可达国标2号精锑.Fe,Cu,Pb,Ag都富集于残留合金中,As,S大部分挥发,用分部冷凝回收.Sb在残留合金中的分配为原料含Sb总量的6%左右,这部分Sb还可回收,Sb的总收率可达99%。对含Pb高的锑铅合金的真空精炼效果也十分显著。     

用AC法从高锑低银类铅阳极泥中回收银和铅

用AC法处理高锑低银类铅阳极泥，其氯化浸出渣经转化脱氯、硅氟酸浸铅、氨水浸银和水合肼还原，得到含Ag大于95％的银粉，铅以硅氟酸铅溶液返回电解精炼．在V苏打溶液／m浸出渣＝4mL／g，n苏打实＝1．6n苏打理，转化时间为4h及温度为80℃的最佳转化条件下，铅、银、氯的平均转化率为91．42％；在V(H2SiF6)／m浸出渣＝4mL／g，浸出时间为1h，温度为50--60℃的最佳浸铅条件下，硅氟酸浸铅率为85.74％--86．07％，硝酸浸铅率大于95％；在浸银过程中，银的浸出率约为94．o％，沉银率约为98．0％．在整个工艺中，银的直收率及总回收率分别为93．63％及98．80％，铅直收率为85．91％，总回收率98．99％．     

铅锑合金真空蒸馏分离(一)

前言某厂对脆硫铅锑矿(Pb_4 Fe Sb_6 S_(14))采取的试生产流程是,精矿经沸腾焙烧后入反射炉熔炼得到含铅60％,锑35％左右的粗合金。粗合金经反射炉氧化吹炼将锑氧化成锑氧(Sb_2 O_3)并产出含铅83％左右,锑15％—17％的底铅。底铅经电解产出精铅。锑氧再行还原熔炼产出含锑90％,铅10％左右的合金,工厂俗称“高铅锑”。粗合金的氧化吹炼,生产周期很长,生产率低,且劳动条件差。锑对氧的亲和力虽大于铅对氧的亲和力,但相差并不十分显著。故氧化分离铅锑难于彻底。铅锑分离至今     

反射炉熔渣在鼓风炉还原熔炼中的应用

脆硫铅锑矿采用传统的烧结焙烧-鼓风炉还原熔炼工艺生产提取粗合金,在其还原熔炼过程中,利用反射炉熔渣中含有大量的碱(NaO:5%～8%)来降低熔炼温度,提高鼓风炉渣的流动性,提高鼓风炉内的还原性能,降低鼓风炉渣品位,提高金属回收率。     

选冶联合工艺从钨尾矿及细泥中回收钨的试验研究

研究了采用粗浮选——钨粗精矿直接碱分解的选冶联合流程处理钨尾矿、细泥及浸出渣的工艺,确定了浮选和碱分解的较优实验条件,对传统浸出和微波浸出钨精矿效果作出了客观的评价．结果表明：在选冶联合工艺条件下,WO3品位为0．39％的钨尾矿及细泥经粗浮选、微波辅助碱分解后WO3回收率可达82．6％．微波辅助浸出比传统加热浸出效率高．     

Sb4O5Cl2阻燃助剂的制备工艺

氯氧化锑Sb4O5Cl2同卤素配合，具有优异的阻燃协效性能。与三氧化二锑、锑酸钠等相比，它还能降低彩色塑料中的色料用量，对高聚物的透明性影响较小。直接以含锑复杂矿的氯化浸出液为原料，经还原后水解，再进一步除杂，从而制得高纯度、高白度的微细Sb4O5Cl2。实验结果表明：提高水解搅拌速度可显著减小产品的粒径；混合溶液A（有机酸与无机酸的混合物）对水解产物有显著的除杂效果，能提高Sb4O5Cl2的 白度，细化粉末，增强产品的光稳定性；经除杂处理后的微细粉末，平均粒径为4.35μm，白度为96．0，纯度为99．85％，产物颗粒为椭球形；本工艺简便易行，生产Sb4O5Cl2的成本比生产三氧化二锑、锑酸钠的成本低，具有广阔的工业应用前景。     

从会理锌矿铅锌矿石中分选铜的试验研究

为从会理锌矿含铜的铅锌硫化矿中分选铜,对会理锌矿含铜的铅锌硫化矿进行了系统的工艺矿物学研究和选矿工艺研究．工艺矿物学研究结果表明会理锌矿含铜的铅锌硫化矿中铜矿物以黄铜矿、银黝铜矿-砷黝铜矿、硫锑铜银矿、车轮矿等矿物形式存在,并以黄铜矿为主,其次为银黝铜矿-砷黝铜矿系列矿物．铜矿物嵌布特征复杂,与闪锌矿互相包裹及呈固溶体分离结构较为普遍．铜矿物嵌布粒级较均匀,多集中于＋0．08mm以上粒级中,铜矿物单体解离度相对较好．基于会理锌矿舍铜铅锌硫化矿的矿石特性,采用“铜铅混浮-铜铅分离-再浮锌”浮选工艺,在原矿含铜0．94％、铅0．92％、锌10．60％的情况下,可获得含铜17．76％、铅4．35％、锌12．87％,铜回收率62．89％的铜精矿,含铜2．99％、铅54．52％、锌10．48％,铅回收率50．34％的铅精矿,含铜0．75％、铅1．20％、锌55．86％,锌回收率88．56％的锌精矿,银在铜、铅、锌精矿中的回收率分别为50．93％、2．32％、29．51％,实现了从会理锌矿含铜铅锌硫化矿中分选铜的目标．     

硫酸亚铁铵还原铬渣的实验研究

铬渣是重金属废渣的一种,其中水溶性六价铬和酸溶性六价铬的浸出,严重污染环境。湿法解毒是处理铬渣的一种重要手段,实验选用硫酸亚铁铵还原铬渣浸出液中的六价铬。研究结果表明,在酸性范围内,六价铬的还原效果最明显,硫酸亚铁铵的加入量为理论计算的1．234倍时,铬渣中浸出的六价铬最大程度地被还原。还原反应过程中pH、硫酸亚铁铵用量、反应时间对六价铬的转化率具有重要影响。     

砷碱渣综合利用工艺及机理研究（英文）

砷碱渣是锑冶炼行业产生的固体废渣,对环境和人体健康构成严重威胁。目前,常见的砷碱渣湿法处理工艺不仅有价元素回收率低、砷碱分离不完全,还会产生砷碱混合盐,无法实现砷碱渣完全无害化处理。为解决这些问题,本文采用氧化水浸处理砷碱渣,实现了砷和锑的分离,砷、锑的浸出率分别为91.79%和0.62%,浸出渣可返回锑冶炼系统回收锑。通过碳热还原直接从砷碱混合盐(砷碱液蒸发结晶产物)中分离砷和碱,98.3%的砷可被脱除并制备成具有商业价值的无毒高纯金属砷,纯度达到99.9%;碱可从还原后渣中实现回收,良好地实现了砷碱混合盐的无害化和资源化处理。通过热力学、物相和砷价态分析研究了砷还原路径及挥发机理。     

ICP—AES法直接测定钢中铅、锡、砷、锑和铋

采用ICP—AES法直接测定钢中微量铅、锡、砷、锑和铋的含量,多组分光谱拟合（MSF）法有效消除钢中共存元素对测定结果的干扰。5种元素的检出限分别为Pb14．1μg/L,Sn16．8μg/L,As20．2μg／L,Sb17．5μg/L,Bi15．2μg/L,方法准确,快速简便,稳定性好。     

原子吸收分光光度法测定岩石矿物中锑的研究

用空气．乙炔火焰原子吸收分光光度法,在10％HCI介质中测定矿石中的锑．方法具有简单、快捷、准确、节省试剂等优点．方法检出限为0．05μg／mL,准确度为2．3％,精密度为1．3％,线性范围为1．0～20．0／mL。本法适用于辉锑矿、铜精矿、铅精矿、锌精矿等矿石中0．03％-5．0％锑的测定,而锑的边界品位是0．5％～0．7％,所以该方法完全满足岩石矿物中锑的测定．     

铬渣中铬的赋存形态表征和酸浸出特性

为研究铬渣在湿法解毒技术无害化处理过程中重金属污染物铬的浸出特性,对铬渣进行了酸中和能力实验,分析了不同p H条件下铬渣中总铬和6价铬及其他主要金属元素的溶出特性,并采用X射线荧光仪、X射线衍射仪、扫描电子显微镜以及热重分析对铬渣中的元素组成和矿物物相组成进行表征.得出硫酸硝酸法和TCLP法毒性浸出实验中浸出液中Cr主要以Cr6+形式存在.铬渣的强碱性且在碱性范围内有较大的缓冲能力以及复杂的物相组成是制约湿法还原铬渣处理效果的两个主要因素,因此,优选工艺p H条件来提高铬渣中铬的溶出率是提高湿法还原处理效率的关键,浸出p H在8.0左右时,能够获得较高的6价铬浸出率且处理成本相对较低.     

长江淤砂提钪综合利用研究

对长江三峡库尾(重庆段)淤砂进行详细工艺矿物学研究的基础上，进行选矿富集，得到了品位为96．23g／t钪精矿；进行盐酸加助溶剂浸出试验研究，浸出率为80．65％；浸出液萃取提钪试验，得到了纯度为99．85％的三氧化二钪和4N金属钪．并对尾矿、浸渣、废液治理及综合利用进行探讨．     

真空蒸馏法回收铅锑合金中铅和锑的研究

脆硫铅锑矿(Pb_4FeSb_6S_(14))在冶炼过程中会产生大量铅锑合金,从铅锑合金中回收铅、锑具有重要意义.通过饱和蒸气压理论及分离系数理论对铅、锑分离可行性分析可知,理论上采用真空蒸馏法分离铅锑合金是可行的,并且锑在气相中回收,铅在液相中回收.对蒸馏温度和蒸馏时间等因素进行单因素实验,考察其对回收效果的影响.结果表明:最佳蒸馏温度为1 023K,锑、铅的直收率分别为89.94%和57.10%.最佳蒸馏时间为45 min,锑、铅的直收率分别为89.22%和62.20%.     

贫杂氧化铅锌矿制备铅锌精矿的新工艺

提出了贫杂氧化铅锌矿碱浸一沉淀法制备锌精矿和铅精矿的新工艺,确定了硫化钠铅锌的工艺参数,并进行小型综合实验验证该工艺的工业化可行性．沉淀铅的最佳参数为：硫化钠沉淀剂的加入量为铅质量的1．8倍、温度为70℃、反应时间为30min．沉锌的工艺条件为：硫化钠沉淀剂的加入量为需沉淀锌质量的2．4倍、温度为90℃、反应时间为3h．实验表明：铅和锌的回收率均达到80％以上,得到的锌精矿锌含量52％,铅精矿铅含量78％,均达到行业标准．