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提高某含锑金矿锑浸出率的实验研究与实践 ① 吕超飞１， 王宪忠１， 张绍辉１， 董文龙１， 王 耀２， 王喜民１， 郭晓亮１， 王永峰１ （１．潼关中金冶炼有限责任公司，陕西 潼关 ７１４３９９； ２．西安建筑科技大学 化学与化工学院，陕西 西安 ７１００５５） 摘 要 为了提高含锑金矿中锑的浸出率、减少脱锑矿中锑含量对两段焙烧的影响，对锑浮选尾矿进行了碱性硫化钠浸出锑的研 究。 结果表明，在液固比 ３∶１、氢氧化钠用量 ６０ ｇ／ Ｌ、硫化钠浓度 １６０ ｇ／ Ｌ、反应温度 ７２ ℃、浸出时间 １５ ｍｉｎ 条件下，锑浸出率达 ９５．３４％。 在此基础上，对浸锑上料方式、压滤洗涤设备、电积含锑贵液和添加剂进液方式进行了工艺改造，锑浸出率、阴极锑纯度及 产量得到明显提升，获得了较好的经济效益。 关键词 含锑金矿； 浮选尾矿； 碱性浸出； 锑； 浸出率； 工艺改造； 经济效益 中图分类号 ＴＦ８１８文献标识码 Ａｄｏｉ１０．３９６９／ ｊ．ｉｓｓｎ．０２５３－６０９９．２０２０．０２．０２４ 文章编号 ０２５３－６０９９（２０２０）０２－０１０１－０４ Ｅｘｐｅｒｉｍｅｎｔａｌ Ｒｅｓｅａｒｃｈ ａｎｄ Ｐｒａｃｔｉｃｅ ｏｆ Ｉｎｃｒｅａｓｉｎｇ Ａｎｔｉｍｏｎｙ Ｌｅａｃｈｉｎｇ Ｒａｔｅ ｆｒｏｍ ａｎ Ａｎｔｉｍｏｎｙ-Bｅａｒｉｎｇ Ｇｏｌｄ Ｏｒｅ Ｌ Ｃｈａｏ⁃ｆｅｉ１， ＷＡＮＧ Ｘｉａｎ⁃ｚｈｏｎｇ１， ＺＨＡＮＧ Ｓｈａｏ⁃ｈｕｉ１， ＤＯＮＧ Ｗｅｎ⁃ｌｏｎｇ１， ＷＡＮＧ Ｙａｏ２， ＷＡＮＧ Ｘｉ⁃ｍｉｎ１， ＧＵＯ Ｘｉａｏ⁃ｌｉａｎｇ１， ＷＡＮＧ Ｙｏｎｇ⁃ｆｅｎｇ１ （１．Ｔｏｎｇｇｕａｎ Ｚｈｏｎｇｊｉｎ Ｓｍｅｌｔｉｎｇ Ｃｏ Ｌｔｄ， Ｔｏｎｇｇｕａｎ ７１４３９９， Ｓｈａａｎｘｉ， Ｃｈｉｎａ； ２．Ｓｃｈｏｏｌ ｏｆ Ｃｈｅｍｉｓｔｒｙ ａｎｄ Ｃｈｅｍｉｃａｌ Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ， Ｘｉ′ａｎ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ａｒｃｈｉｔｅｃｔｕｒｅ ａｎｄ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ， Ｘｉ′ａｎ ７１００５５， Ｓｈａａｎｘｉ， Ｃｈｉｎａ） Ａｂｓｔｒａｃｔ Ｉｎ ｏｒｄｅｒ ｔｏ ｉｎｃｒｅａｓｅ ｔｈｅ ｌｅａｃｈｉｎｇ ｒａｔｅ ｏｆ ａｎｔｉｍｏｎｙ ｆｒｏｍ ａｎｔｉｍｏｎｙ⁃ｂｅａｒｉｎｇ ｇｏｌｄ ｏｒｅ ａｎｄ ｒｅｄｕｃｅ ｔｈｅ ｉｎｆｌｕｅｎｃｅ ｏｆ ａｎｔｉｍｏｎｙ ｃｏｎｔｅｎｔ ｉｎ ｏｒｅ ａｆｔｅｒ ａｎｔｉｍｏｎｙ ｒｅｍｏｖａｌ ｐｒｏｃｅｓｓ ｏｎ ｔｗｏ⁃ｓｔａｇｅ ｒｏａｓｔｉｎｇ， ａｎ ｅｘｐｅｒｉｍｅｎｔａｌ ｓｔｕｄｙ ｗａｓ ｃｏｎｄｕｃｔｅｄ ｏｎ ａｌｋａｌｉｎｅ ｌｅａｃｈｉｎｇ ｏｆ ａｎｔｉｍｏｎｙ ｆｒｏｍ ｔｈｅ ａｎｔｉｍｏｎｙ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｔａｉｌｉｎｇｓ ｗｉｔｈ ｓｏｄｉｕｍ ｓｕｌｆｉｄｅ． Ｔｈｅ ｒｅｓｕｌｔｓ ｓｈｏｗｅｄ ｔｈａｔ ｔｈｅ ａｎｔｉｍｏｎｙ ｌｅａｃｈｉｎｇ ｒａｔｅ ｒｅａｃｈｅｄ ９５．３４％ ａｆｔｅｒ ｌｅａｃｈｉｎｇ ｆｏｒ １５ ｍｉｎ ａｔ ７２ ℃， ｗｉｔｈ ６０ ｇ／ Ｌ ｏｆ ｓｏｄｉｕｍ ｈｙｄｒｏｘｉｄｅ ａｎｄ １６０ ｇ／ Ｌ ｏｆ ｓｏｄｉｕｍ ｓｕｌｆｉｄｅ， ａｓ ｗｅｌｌ ａｓ ａ ｌｉｑｕｉｄ⁃ｓｏｌｉｄ ｒａｔｉｏ ａｔ ３∶１． Ｏｎ ｔｈｉｓ ｂａｓｉｓ， ｔｈｅ ａｎｔｉｍｏｎｙ ｌｅａｃｈｉｎｇ ｒａｔｅ， ｐｕｒｉｔｙ ａｎｄ ｏｕｔｐｕｔ ｏｆ ｃａｔｈｏｄｅ ａｎｔｉｍｏｎｙ ｈａｖｅ ｂｅｅｎ ｏｂｖｉｏｕｓｌｙ ｉｍｐｒｏｖｅｄ ａｆｔｅｒ ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｉｃａｌ ｔｒａｎｓｆｏｒｍａｔｉｏｎ ｉｎ ｔｅｒｍｓ ｏｆ ａｎｔｉｍｏｎｙ ｌｅａｃｈｉｎｇ ｆｅｅｄｉｎｇ ｍｏｄｅ， ｆｉｌｔｅｒ ｐｒｅｓｓ ｗｉｔｈ ｗａｓｈｉｎｇ， ｒｅｐｌｅｎｉｓｈｍｅｎｔ ａｎｄ ａｄｄｉｔｉｖｅ ｆｅｅｄｉｎｇ ｍｏｄｅ ｆｏｒ ｐｒｅｃｉｏｕｓ ａｎｔｉｍｏｎｙ⁃ｃｏｎｔａｉｎｉｎｇ ｌｉｑｕｉｄ ｉｎ ｅｌｅｃｔｒｏｗｉｎｎｉｎｇ， ｉｎｄｉｃａｔｉｎｇ ｔｈａｔ ｂｅｔｔｅｒ ｅｃｏｎｏｍｉｃ ｂｅｎｅｆｉｔｓ ｈａｖｅ ｂｅｅｎ ａｔｔａｉｎｅｄ． Ｋｅｙ ｗｏｒｄｓ ａｎｔｉｍｏｎｙ⁃ｂｅａｒｉｎｇ ｇｏｌｄ ｏｒｅ； ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｔａｉｌｉｎｇｓ； ａｌｋａｌｉｎｅ ｌｅａｃｈｉｎｇ； ａｎｔｉｍｏｎｙ； ｌｅａｃｈｉｎｇ ｒａｔｅ； ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｉｃａｌ ｔｒａｎｓｆｏｒｍａｔｉｏｎ； ｅｃｏｎｏｍｉｃ ｂｅｎｅｆｉｔｓ 金属锑的生产方法可分为火法和湿法两大 类［１－３］。 火法炼锑主要有挥发焙烧⁃还原熔炼、挥发熔 炼⁃还原熔炼、非挥发焙烧低温还原、熔池熔炼连续烟 化法以及一些直接炼锑方法（如沉淀熔炼、碱性熔炼、 反应熔炼和造锍熔炼等［４］）。 随着我国经济迅速发 展，人们环保意识日益增强，火法炼锑工艺由于污染大 而面临严峻的挑战。 湿法脱锑工艺主要有酸法和碱法 两种，具有适用性强、产品灵活、环境污染小等优点。 碱法脱锑作为一种成熟的脱锑方法，常被用于处理锑 金矿［２，５－６］。 陕西某锑冶炼厂对含锑金精矿经过选矿后得到含 锑 ４０％以上的含锑金精矿，直接用作火法炼锑原料； 浮选尾矿中锑含量约 ８％ ～１２％，由于锑品位较低，不 能作为火法炼锑原料，常采用碱性硫化钠湿法脱锑⁃浸 液无隔膜电积生产阴极锑［７］。 在生产现场考察中发 现，浸锑过程中金的伴随浸出率高、锑浸出率偏低，通 过对现有的浸出⁃电积工艺流程进行优化和改造，在提 高锑浸出率的同时，降低了金的伴随浸出，并使阴极锑 ①收稿日期 ２０１９－１１－０６ 基金项目 中国黄金集团有限公司科技计划项目（２０１８⁃ＺＪＫＪ⁃Ｅ⁃０３⁃Ｄ０１）；陕西省渭南市科技计划项目（２０１５ＴＣＺＸ⁃２２） 作者简介 吕超飞（１９８８－），男，陕西泾阳人，工程师，主要从事有色金属、贵金属方法研究。 第 ４０ 卷第 ２ 期 ２０２０ 年 ０４ 月 矿矿 冶冶 工工 程程 ＭＩNＩNＧ ＡND ＭＥＴＡＬＬＵＲＧＩＣＡＬ ＥNＧＩNＥＥＲＩNＧ Ｖｏｌ．４０ №２ Ａｐｒｉｌ ２０２０ 产量和质量得到明显提升。 １ 工艺流程介绍及生产存在问题 １．１ 原工艺流程介绍 陕西某锑冶炼厂处理含锑金精矿工艺流程见图 １。 /12, ; 4,3 4; 514 5 5A 5 A 5 1, 9/64/6 1, 23.23;/ C8 /1.A 9B 96 - ,*5 012, 16 24 DD BV1 9/1 A0 8A 图 １ 含锑金精矿处理工艺流程 １．２ 原浸锑⁃电积工艺存在问题 １） 浸出槽上料仓较小，导致上料时间较长。 由于 浸锑原料为锑浮选尾矿，矿粉水分含量较高造成料仓 上料时积矿，增大了工人劳动强度。 上料时间较长造 成碱性硫化钠浸锑过程中金的大量伴随浸出。 ２） 在浸锑结束后的一次板框压滤过程中，压滤板 框固液分离后的滤饼含水较高，造成螺旋给料机经常 性的堵料，严重影响设备运转率和日处理矿量。 由于 浸锑时采用高碱度浸出，造成板框压滤时滤布使用寿 命较短，增大了生产成本。 采用贫液二次浆化洗涤时， 造成金的二次浸出。 ３） 电积过程采用 ６０ 个（一段 ２０ 个，二段 ２０ 个， 三段 ２０ 个） ３ ８００ ｍｍ ８７０ ｍｍ １ ２５０ ｍｍ 电积槽串 联电积沉锑。 由于电解槽采用串联方式连接，电解液 处理量有限，造成电积效率较低和阴极锑纯度不足等 生产问题。 ２ 实 验 ２．１ 实验原料 国内某锑冶炼厂原料－０．０７４ ｍｍ 粒级含量９０．４５％， 经球磨后，进入锑浮选系统，经过一次粗选四次扫选和 三次精选后，精矿锑含量大于 ４０％，直接作为锑火法 冶炼原料销售，锑浮选尾矿作为碱性湿法硫化钠浸锑 的原料。 其主要元素分析结果见表 １。 由表 １ 可知， 该矿粉成分较为复杂，属于难处理矿粉。 表 １ 浸锑原料主要化学成分分析结果（质量分数） ／ ％ Ａｕ１）ＣｕＰｂＳＡｓＦｅＣＳｂ ５１．４０．０３０．２１９．０４１．４３１０．２０３．４０１０．７３ １） 单位为 ｇ／ ｔ。 ２．２ 实验原理 辉锑矿在含锑金精矿中主要以 Ｓｂ２Ｓ３形态存在， 含有少量的锑华，硫化钠碱浸硫化锑和氧化锑发生如 下反应［８］ Ｓｂ２Ｓ３＋ ３Ｎａ２Ｓ����２Ｎａ３ＳｂＳ３（１） Ｓｂ２Ｏ３＋ ３Ｎａ２Ｓ ＋ ３Ｈ２Ｏ����Ｓｂ２Ｓ３＋ ６ＮａＯＨ （２） 当硫化钠用量不足时，氢氧化钠也可溶解 Ｓｂ２Ｓ３， 反应如下 Ｓｂ２Ｓ３＋ ６ＮａＯＨ����３Ｎａ２Ｓ ＋ ２Ｈ３ＳｂＯ３（３） 在硫离子和氧气存在的条件下，金可以发生以下 反应［９］ ２Ａｕ ＋ ２ＨＳ － ＋ ０．５Ｏ２����２ＡｕＳ － ＋ Ｈ ２Ｏ （４） ２Ａｕ ＋ ２Ｓ ２－ ＋ ２Ｈ＋＋ ０．５Ｏ２����２ＡｕＳ － ＋ Ｈ ２Ｏ（５） ２．３ 金和锑含量分析 按照 ＧＢ／ Ｔ ７７３９．１２００７金精矿化学分析方法⁃ 火试金测定金量和 ＧＢ／ Ｔ ２０８９９．１０２００７金矿石化 学分析方法⁃锑量的测定检测原料及脱锑矿中金和锑 含量。 ２．４ 实验药品、设备和方法 实验所用药剂 ＮａＯＨ、Ｎａ２Ｓ 均为分析纯。 主要设 备有 ＨＨ－４ 数显恒温电加热水浴锅、ＥＬ－２０００Ｓ 精密 电子天平、ＨＷ３０ 顶置搅拌器、ＳＨＢ－Ｂ９５ 循环水式多 用真空泵、１０１－２Ａ 电热鼓风干燥箱等。 实验在恒温电加热水浴锅内进行，恒温控制水浴 温度。 将配置好的溶液放在烧杯内，置于恒温水浴锅 中，开始升温并开启搅拌，待烧杯内水溶液温度达到预 设浸出温度后加入锑浮选尾矿 ２５０ ｇ，根据实验要求考 察了硫化钠浓度、氢氧化钠浓度、浸出液固比、浸出温 度、浸出时间等因素对金和锑浸出率的影响。 浸出结 束后，停止搅拌，对矿浆进行固液分离，滤饼采用 ６５ ℃ 热水洗涤至中性，滤渣（脱锑矿）烘干后分析金和锑含 量，计算金和锑浸出率。 ２０１矿 冶 工 程第 ４０ 卷 ３ 实验结果与讨论 ３．１ 硫化钠浓度对锑、金浸出率的影响 液固比 ３∶１（体积质量比）、氢氧化钠用量 ６０ ｇ／ Ｌ、 浸出温度 ７５ ℃、浸出时间 １５ ｍｉｎ 条件下，考察了硫化 钠浓度对金和锑浸出率的影响，结果如图 ２ 所示。 由 图 ２ 可见，锑和金浸出率随着硫化钠浓度增加而增大。 但硫化钠浓度超过 １６０ ｇ／ Ｌ 后，锑浸出率反而降低。 过高的硫化钠浓度对锑的浸出反而不利，原因是由于 随着硫化钠浓度增加，硫化钠溶液的氧化程度增大，氧 化生成的硫代硫酸钠和亚硫酸钠使硫化锑在硫化钠溶 液中的溶解度下降，从而引起锑浸出率降低。 考虑到 后期电积沉锑液体硫化钠含量和金浸出率影响，硫化 钠浓度选取 １６０ ｇ／ Ｌ。 4/67,g L-1 100 96 92 88 84 80 76 72 16 12 8 4 0 4080120160200 1*5 11*5             1*5 11*5   图 ２ 硫化钠浓度对锑、金浸出率的影响 ３．２ 氢氧化钠浓度对锑、金浸出率的影响 硫化钠浓度 １６０ ｇ／ Ｌ，其他条件不变，考察了氢氧 化钠浓度对金和锑浸出率的影响，结果如图 ３ 所示。 由图 ３ 可以看出，在碱性硫化钠浸锑过程中，氢氧化钠 浓度对金浸出率影响不大，但锑浸出率随着氢氧化钠 浓度增加而增大。 分析原因是由于锑浮选在弱酸性体 系下进行，当氢氧化钠浓度较低时，尾矿中残留的硫酸 造成硫化钠的水解，从而降低了锑的浸出率。综合考 9/67,g L-1 100 96 92 88 84 80 76 72 18 15 12 9 6 3 0 200406080100120 1*5 11*5           1*5 11*5   图 ３ 氢氧化钠浓度对锑、金浸出率的影响 虑锑金的浸出和氢氧化钠含量对后期电积的影响，氢 氧化钠浓度选取 ６０ ｇ／ Ｌ。 ３．３ 液固比对锑、金浸出率的影响 氢氧化钠浓度６０ ｇ／ Ｌ，其他条件不变，考察了液固 比对金和锑浸出率的影响，结果如图 ４ 所示。 由图 ４ 可以看出，碱浸过程中，随着液固比增大，锑浸出率增 大，金浸出率基本保持不变。 考虑日处理矿量和后期 电积液体锑含量，液固比选取 ３∶１。 A. 98 95 92 89 86 83 80 20 16 12 8 4 0 1.00.51.52.02.53.53.04.0 1*5  11*5              , 98 95 92 89 86 83 80 16 12 8 4 0 504060708090100 1*5 11*5             1*5 11*5   图 ５ 浸出温度对锑、金浸出率的影响 ３．５ 浸出时间对锑、金浸出率的影响 浸出温度 ７５ ℃，其他条件不变，考察了浸出时间 对锑和金浸出率的影响，结果见图 ６。 由图 ６ 可以看 出，锑浸出率随着浸出时间延长先增大后降低。 这是 由于延长浸出时间，硫代亚锑酸根和硫化钠极不稳定， 矿浆的氧化程度随着时间延长而增大，氧化生成的硫 代硫酸钠和亚硫酸钠使硫化锑在硫化钠溶液中的溶解 ３０１第 ２ 期吕超飞等 提高某含锑金矿锑浸出率的实验研究与实践 度下降，使得硫化锑的溶解向左进行，导致锑浸出率降 低［１０］。 综合考虑锑和金的浸出率及工业上日处理矿 量需求，浸出时间选取 １５ ｍｉｎ。 1*;0min 100 96 92 88 84 80 20 16 12 8 4 0 100203040506070 1*5 11*5            1*5 11*5   图 ６ 浸出时间对锑、金浸出率的影响 ３．６ 重现优化实验 由于生产过程中浸出温度无法精确控制，因此针 对浸出温度进行了优化实验探索，浸出条件硫化钠浓 度 １６０ ｇ／ Ｌ，氢氧化钠浓度 ６０ ｇ／ Ｌ，液固比 ３ ∶１，浸出时 间 １５ ｍｉｎ。 浸出温度分别为 ７０ ℃、７２ ℃和 ７５ ℃，实 验结果如表 ２ 所示。 表 ２ 浸出温度优化实验结果 浸出温度 ／ ℃ Ｓｂ 含量 ／ ％ Ａｕ 含量 ／ （ｇｔ －１ ） 浸出率／ ％ ＳｂＡｕ ７００．６４６．６９４．４１９．３４ ７２０．５４６．４９５．３４９．７３ ７５０．４８４６．１９５．５３１０．３１ 由表 ２ 可以看出，由于锑浸出过程中金伴随浸出， 为减少金的损失，浸出温度选取 ７２ ℃。 ４ 工艺流程改造及生产实践 通过对原碱法浸锑⁃电积工艺流程进行分析，结合 实验研究结果，认为上料时间长、浆化洗涤过程是导致 浸锑时金伴随大量浸出的原因，为解决上述问题对生 产的影响，对原有生产工艺进行以下改造 １） 对原有浸出槽上料斗进行了改造，在扩大上料 的同时，也减少了料斗倾角，有效提高了上料效率和上 料时间，日处理矿量由 ７０ ｔ／ ｄ 提高至 ９０ ｔ／ ｄ，在缩短上 料时间的同时也降低了金的伴随浸出。 ２） 停用了原有系统中一次压滤前的缓冲槽。 矿 浆在浸出后的搅拌槽中停留，由于立式泵缺陷，泵下矿 浆无法正常输送，导致大量含锑矿浆停留于搅拌槽内， 使得金伴随浸出的同时，延长浸出时间反而降低了锑 的浸出。 改造后，矿浆直接从搅拌槽内进行二次压滤， 停用缓冲槽每年节省电费 ４．３６ 万元。 缩短了生产流 程，降低了劳动强度。 ３） 停用了浆化洗涤设备，直接从搅拌槽内对矿浆 进行压滤，并于隔膜压滤板框内进行反冲洗，遏制了洗 涤过程中金的损失，金浸出率降低了 １ 个百分点；对隔 膜压滤板框吹风点进行了改造，脱锑矿含锑降低 ０．２ 个百分点；水分由 １５％降低至 １０％，减少了锑的损失。 ４） 对净化后的含锑贵液进液方式进行了改造，采 用分段补液，含锑贵液处理量由 ４ ｍ３／ ｈ 提高至 ６ ｍ３／ ｈ， 提高了电解液的循环速度，阴极锑日产量提高１．５ ｔ 以上。 ５） 在电积过程中添加 ＰＥＧ 和 ＯＰ⁃１０，有效改善了 阴极锑掉槽和粉锑的产生，精确调整和控制含锑贵液中 锑、氢氧化钠和硫化钠含量，电流效率提高 ３％左右。 ５ 结 论 １） 锑浮选尾矿在硫化钠浓度 １６０ ｇ／ Ｌ、氢氧化钠 浓度 ６０ ｇ／ Ｌ、液固比 ３ ∶１、浸出温度 ７２ ℃、浸出时间 １５ ｍｉｎ 条件下，锑浸出率达 ９５．３４％。 ２） 对原有生产工艺流程优化，可明显降低浸锑过 程中金的伴随浸出，通过改变含锑贵液补液和添加 ＰＥＧ 和 ＯＰ⁃１０ 添加剂，阴极锑日产量提高至 ５．５ ｔ 以上。 参考文献 ［１］ 赵天从． 锑［Ｍ］． 北京冶金工业出版社， １９８７． ［２］ 王成彦，邱定蕃，江培海． 国内锑冶金技术现状及进展［Ｊ］． 有色 金属（冶炼部分）， ２００２（５）６－１０． ［３］ 王德润，张 驾，王忠慈，等． 重有色金属冶炼设计手册［Ｍ］． 北 京冶金工业出版社， １９９５． ［４］ 唐海波． 还原造锍熔炼的理论及工艺研究［Ｄ］． 长沙中南大学冶 金科学与工程学院， ２００３． ［５］ 雷 霆，朱从杰，张汉平． 锑冶金［Ｍ］． 北京冶金工业出版社， ２００９． ［６］ Ｕｂａｌｄｉｎｉ Ｓ， Ｖｅｇｌｉｏ Ｆ， Ｆｏｒｎａｒｉ Ｐ， ｅｔ ａｌ． Ｐｒｏｃｅｓｓ ｆｌｏｗ⁃ｓｈｅｅｔ ｆｏｒ ｇｏｌｄ ａｎｄ ａｎｔｉｍｏｎｙ ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｆｒｏｍ ｓｔｉｂｎｉｔｅ［Ｊ］． Ｈｙｄｒｏｍｅｔａｌｌｕｒｇｙ， ２０００，５７ １８７－１９９． ［７］ 靳冉公，王 云，李 云，等． 碱性硫化钠浸出含锑金精矿过程中 金锑行为［Ｊ］． 有色金属（冶炼部分）， ２０１４（７）３８－４１． ［８］ 王宪忠，张绍辉，李明亮． 含锑金精矿碱性硫化钠浸出锑研究与工 业实践［Ｊ］． 贵金属， ２０１９，４０（１）４２－４６． ［９］ 余群波，韦其晋，郭持皓． 高锑金精矿浸出试验研究［Ｊ］． 中国资 源综合利用， ２０１６，３４（１２）１９－２２． ［１０］ 赵瑞荣，石西昌． 锑冶金物理化学［Ｍ］． 长沙中南大学出版社， ２００３． 引用本文 吕超飞，王宪忠，张绍辉，等． 提高某含锑金矿锑浸出率的实 验研究与实践［Ｊ］． 矿冶工程， ２０２０，４０（２）１０１－１０４． ４０１矿 冶 工 程第 ４０ 卷