某锑金矿综合回收锑、金的试验研究.pdf

某锑金矿综合回收锑、金的试验研究 ① 杨永斌，刘波，李骞，姜涛（中南大学资源加工与生物工程学院，湖南长沙４１００８３）摘要采用酸法浸锑⁃浸锑渣焙烧脱硫⁃氰化浸金工艺从某锑金精矿中分离提取锑、金。酸法浸锑最佳工艺条件为温度为９５ ℃、［Ｈ＋］＝４ｍｏｌ／Ｌ、液固比为４∶１、ＦｅＣｌ３过量系数为１．１、浸出时间为０．５ｈ，在此条件下，锑浸出率为９９．０５％，进入浸锑液的金仅为０．９９％，实现了锑、金良好的选择性浸出。对浸锑渣直接氰化浸金，浸金率仅为７１．９３％。为了提高浸金率，在分析酸性浸锑渣的矿物组成的基础上，对浸锑渣进行氧化焙烧，结果表明碚砂中硫品位仅为０．１８％，硫脱除率达到了９９．８１％，渣中的单质硫及硫化物显著减少，主要以赤铁矿和脉石矿物为主。最终金浸出率达到９５．９２％，比浸锑渣直接氰化浸金提高了约２４个百分点。关键词浸锑渣；氧化焙烧；脱硫；氰化浸出中图分类号ＴＦ１１１文献标识码Ａｄｏｉ１０．３９６９／ｊ．ｉｓｓｎ．０２５３－６０９９．２０１４．０６．０２４文章编号０２５３－６０９９（２０１４）０６－００９７－０４ＣｏｍｐｒｅｈｅｎｓｉｖｅＲｅｃｏｖｅｒｙｏｆＡｕａｎｄＳｂｆｒｏｍａｎＡｎｔｉｍｏｎｙ⁃ｇｏｌｄＣｏｎｃｅｎｔｒａｔｅＹＡＮＧＹｏｎｇ⁃ｂｉｎ，ＬＩＵＢｏ，ＬＩＱｉａｎ，ＪＩＡＮＧＴａｏ（ＳｃｈｏｏｌｏｆＭｉｎｅｒａｌＰｒｏｃｅｓｓｉｎｇａｎｄＢｉｏｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ，ＣｅｎｔｒａｌＳｏｕｔｈＵｎｉｖｅｒｓｉｔｙ，Ｃｈａｎｇｓｈａ４１００８３，Ｈｕｎａｎ，Ｃｈｉｎａ）ＡｂｓｔｒａｃｔＣｏｍｐｒｅｈｅｎｓｉｖｅｒｅｃｏｖｅｒｙｏｆＳｂａｎｄＡｕｆｒｏｍａｎａｎｔｉｍｏｎｙ⁃ｇｏｌｄｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅｉｓｓｔｕｄｉｅｄｂｙａｄｏｐｔｉｎｇａｐｒｏｃｅｓｓｏｆＳｂｌｅａｃｈｉｎｇｗｉｔｈａｃｉｄｓｏｌｕｔｉｏｎ⁃ｏｘｉｄｉｚｉｎｇｒｏａｓｔｉｎｇｏｆｔｈｅａｎｔｉｍｏｎｙｒｅｓｉｄｕｅ⁃ｃｙａｎｉｄｅｌｅａｃｈｉｎｇｏｆｇｏｌｄ．Ｕｎｄｅｒｔｈｅｆｏｌｌｏｗｉｎｇｏｐｔｉｍｕｍｃｏｎｄｉｔｉｏｎｓ，ｔｈａｔｉｓ，ｌｅａｃｈｉｎｇａｔ９５ ℃ ｆｏｒ０．５ｈｗｉｔｈＨＣｌｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｉｏｎａｔ４．０ｍｏｌ／Ｌ，ｌｉｑｕｉｄ⁃ｓｏｌｉｄｒａｔｅａｔ４∶１，ｅｘｃｅｓｓｃｏｅｆｆｉｃｉｅｎｔｏｆＦｅＣｌ３ｂｅｉｎｇ１．１，ａｆａｖｏｒａｂｌｅｓｅｌｅｃｔｉｖｅｌｅａｃｈｉｎｇｅｆｆｅｃｔｃａｎｂｅｒｅａｌｉｚｅｄｆｏｒＳｂａｎｄＡｕ，ｗｉｔｈｔｈｅｌｅａｃｈｉｎｇｒａｔｅｏｆＳｂｕｐｔｏ９９．０５％ａｎｄｏｎｌｙ０．９９％Ａｕｒｅｃｏｖｅｒｅｄｉｎｔｏａｎｔｉｍｏｎｙｌｅａｃｈａｔｅ．Ｈｏｗｅｖｅｒ，ｔｈｅｆｏｌｌｏｗｉｎｇｄｉｒｅｃｔｃｙａｎｉｄｅｌｅａｃｈｉｎｇｏｎｌｙｒｅｓｕｌｔｅｄｉｎｔｈｅＡｕｌｅａｃｈｉｎｇｒａｔｅｏｆ７１．９３％．ＦｏｒｔｈｅｐｕｒｐｏｓｅｏｆｉｎｃｒｅａｓｉｎｇｔｈｅｌｅａｃｈｉｎｇｒａｔｅｏｆＡｕ，ｔｈｅａｎｔｉｍｏｎｙｌｅａｃｈｉｎｇｒｅｓｉｄｕｅｗａｓｓｕｂｊｅｃｔｅｄｔｏｏｘｉｄｉｚｉｎｇｒｏａｓｔｉｎｇｐｒｏｃｅｓｓｂａｓｅｄｏｎｔｈｅａｎａｌｙｓｉｓｏｆｉｔｓｍｉｎｅｒａｌｃｏｍｐｏｓｉｔｉｏｎｓ，ｌｅａｄｉｎｇｔｏｏｎｌｙ０．１８％Ｓｉｎｔｈｅｃａｌｃｉｎｅｄｐｒｏｄｕｃｔ，ｗｉｔｈｒｅｍｏｖａｌｒａｔｅｏｆｓｕｌｆｕｒｕｐｔｏ９９．８１％．Ｉｔｉｓｆｏｕｎｄｔｈａｔｈｅｍａｔｉｔｅａｎｄｇａｎｇｕｅｍｉｎｅｒａｌｓａｒｅｔｈｅｄｏｍｉｎａｎｔｍｉｎｅｒａｌｓｉｎｔｈｅｒｅｓｉｄｕｅ，ｗｉｔｈｔｈｅｃｏｎｔｅｎｔｏｆｓｕｌｆｕｒａｎｄｓｕｌｆｉｄｅｒｅｍａｒｋａｂｌｙｄｅｃｒｅａｓｅｄ．ＴｈｅｕｌｔｉｍａｔｅｌｅａｃｈｉｎｇｒａｔｅｏｆＡｕｒｅａｃｈｅｄ９５．９２％，２４ｐｅｒｃｅｎｔａｇｅｐｏｉｎｔｓｈｉｇｈｅｒｔｈａｎｔｈａｔｂｙｄｉｒｅｃｔｃｙａｎｉｄｅｌｅａｃｈｉｎｇｐｒｏｃｅｓｓ．Ｋｅｙｗｏｒｄｓａｎｔｉｍｏｎｙｌｅａｃｈｉｎｇｒｅｓｉｄｕｅ；ｏｘｉｄｉｚｉｎｇｒｏａｓｔｉｎｇ；ｄｅｓｕｌｆｕｒｉｚａｔｉｏｎ；ｃｙａｎｉｄｅｌｅａｃｈｉｎｇ湿法炼锑工艺具有适应性强、产品灵活、环境污染小等优点，主要包括酸性湿法炼锑和碱性湿法炼锑２种工艺。碱法炼锑作为一种成熟的炼锑方法，常被用来处理锑金矿［１－３］。碱法炼锑Ｎａ２Ｓ增生严重，浸出过程中硫酸钠、硫代硫酸钠、亚硫酸钠和硫代锑酸钠等积累严重，废液处理量大且较繁杂，而且给电积沉锑带来困难，到目前为止大部分碱性湿法炼锑工艺均停产［４］；而且硫化钠在循环过程中会形成硫代硫酸盐和多硫化物，这些物质会与锑金矿中的金反应，从而阻碍锑、金选择性分离［５－７］。相比碱性湿法炼锑，酸性湿法炼锑具有锑浸出率高，处理锑金矿时金、锑具有良好的选择性分离特性。目前，国内应用最多的是氯化浸出脱锑⁃锑渣脱硫（砷）⁃氯化提金工艺［１］，脱硫方法主要有焙烧法、煤油浸硫、加热蒸馏等［４］，这些方法中除焙烧外其他方法工业应用还有问题，对不同矿物的适应性不强。氯气是强氧化剂，在浸出锑的同时也会氧化溶解一部分金［８］，故采用此方法锑金分离效果差，金的回收率偏低。Ｍａｈｌａｎｇｕ［９］等人开展了在酸性介质中用金属铁还原浸出浮选精矿辉锑矿的研究，结果表明在ｐＨ为０．４４、温度为１０５ ℃、时间为６ｈ的条件下，锑 ①收稿日期２０１４－０６－２７作者简介杨永斌（１９６９－），男，江西莲花人，博士，副教授，从事贵金属资源提取与冶炼研究。通讯作者刘波（１９８８－），男，陕西乾县人，硕士，主要从事贵金属冶金、矿产资源综合利用等方面研究。第３４卷第６期２０１４年１２月矿矿冶冶工工程程ＭＩＮＩＮＧＡＮＤＭＥＴＡＬＬＵＲＧＩＣＡＬＥＮＧＩＮＥＥＲＩＮＧＶｏｌ．３４ №６Ｄｅｃｅｍｂｅｒ２０１４分解率达到９８％时金浸出率依旧只有２７％，仅比直接氰化提高了１６％。虽然浸出过程中硫的脱除率较大，然而产生的硫化氢气体对环境污染比较大，增加了相关的成本和支出。针对目前锑金矿回收金困难的问题，本文针对湖南某锑金精矿进行了综合回收锑、金的研究，分析了浸锑渣金难浸的原因，并改进工艺提高了金的浸出率。１试验原料及方法１．１试验原料试验所用的锑金矿取自湖南湘西某锑金精矿，是锑金矿经过浮选后的产品。湘西金矿属石英脉型含金、锑、钨的多金属矿。主要金属矿物有自然金、辉锑矿、黄铁矿、白钨矿、钨铁矿等，毒砂的含量比其他锑矿较低，脉石矿物主要为石英。化学成分如表１所示。表１锑金精矿的主要化学成分（质量分数）／％ＴＦｅＦｅＯＳｉＯ２Ａｌ２Ｏ３ＣａＯＭｇＯＰｂＡｓＳＳｂＡｕ１）２２．１３８．８９９．２４２．５１０．３８０．１６０．１６１．０８２５．７１２４．７６４８．８０１）单位为ｇ／ｔ。由表１可知，此锑金精矿的主要化学成分为锑、硫、铁，金含量为４８．８０ｇ／ｔ。为了进一步了解矿物中主要成分的存在形式，分别对锑金精矿中的锑、硫以及金进行了化学物相分析，分析结果如表２所示。表２锑金精矿主要元素的物相分析元素相态含量／％单体金＋连生金２３．３４硫化物中１６．１９金１）铁氧化物中９．１９硅酸盐中０．０８合计４８．８０锑华及方锑矿１２．９７硫化锑１０．６２锑锑酸盐１．１７金属锑微量合计２４．７６元素硫４．８６硫硫酸盐０．８３硫化物２０．０２合计２５．７１１）单位为ｇ／ｔ。从表２可以看出，锑金精矿中锑元素主要以锑华及方锑华以及硫化锑的形式存在，少量以锑盐和金属锑的形式存在；硫元素主要以硫化物的形态存在；４７􀆱 ８３％的金以单质金和连生金的形式存在，３３．１８％和１８．８３％的金分别包裹于硫化物和铁氧化物中，还有少量分布于硅酸盐中。在氰化过程中，辉锑矿分解产生如硫代锑酸盐之类的化合物，它与氰化物溶液中的氧反应形成锑酸盐，而锑与氰化钠反应形成稳定的化合物。这个过程一般会消耗大量的氰化物［１０］，但是，如果细颗粒金嵌布在硫化物的基体上，浸出剂不容易到达金颗粒表面，所以，需要采取办法从晶格中解离金颗粒。１．２试验方法对原矿进行取样、磨矿处理（－０．０７４ｍｍ粒级含量大于８０％）。为避免实验过程中盐酸和水分的挥发，试验过程中采用水浴加热以及冷凝回流装置。试验根据酸度、液固比以及ＦｅＣｌ３的过量系数来确定ＨＣｌ和ＦｅＣｌ３的用量，将配置好的浸出剂加入三口瓶中并置于恒温水浴锅中加热，待浸出剂的温度升至所需温度时加入３０ｇ锑金精矿，搅拌浸出，达到反应终点时趁热过滤，并用浓度为１ｍｏｌ／Ｌ的盐酸洗涤数次，干燥、称量、分析即可。研究表明，在浸锑过程中，为了防止ＳｂＣｌ３的水解，溶液体系必须维持较高的酸度和总氯浓度，反应达到终点时溶液中盐酸的浓度不得低于１．０ｍｏｌ／Ｌ［１１－１２］。浸锑完成后，对浸锑渣进行氧化焙烧，最后对碚砂氰化浸金。具体工艺流程如图１所示。图１试验流程２浸锑试验研究２．１温度与时间对锑浸出率的影响浸出条件ＨＣｌ浓度４．０ｍｏｌ／Ｌ、ＦｅＣｌ３过量系数１．１、液固比５∶１，浸出试验结果见图２。由图２可知，浸出温度和时间对锑的浸出率具有显著的影响。浸出时间相同时，随着温度升高，锑浸出率逐渐升高，反应达到一定温度时，浸出率基本保持不变。浸出温度相同时，随着时间增加，锑浸出率逐渐升高，一段时间后，锑浸８９矿冶工程第３４卷出率趋于稳定。温度越高，反应达到稳定时所需的时间越短；温度越高，反应达到稳定时锑的最终浸出率越高。得出最佳浸出时间为３０ｍｉｎ，最佳浸出温度为９５ ℃。图２温度和时间对浸出率的影响２．２ＨＣｌ浓度对锑浸出率的影响浸出条件温度９５ ℃、时间０．５ｈ、ＦｅＣｌ３过量系数１．１、液固比５∶１，ＨＣｌ浓度对锑浸出率的影响见图３。图３ＨＣｌ浓度对锑浸出率的影响由图３可知，随着ＨＣｌ浓度增大，锑浸出率逐渐提高，当ＨＣｌ浓度达到４．０ｍｏｌ／Ｌ后，再增加ＨＣｌ浓度，锑浸出率变化不大。ＨＣｌ浓度小于２．０ｍｏｌ／Ｌ时，浸出率较低，原因是浸液中的ＨＣｌ被消耗，最终浓度过低，使部分ＳｂＣｌ３发生水解沉淀，从而降低了锑的浸出率，因此，维持浸液中足够的ＨＣｌ浓度是必要的。但是，ＨＣｌ浓度过大，会增加后续处理工艺的难度，使废水处理量增加，且产生有毒气体Ｈ２Ｓ污染环境。根据上述实验结果，可以得出ＨＣｌ最佳浓度为４．０ｍｏｌ／Ｌ。２．３ＦｅＣｌ３过量系数对锑浸出率的影响浸出条件温度９５℃、时间为０．５ｈ、ＨＣｌ浓度４ｍｏｌ／Ｌ、液固比５∶１，ＦｅＣｌ３过量系数对锑浸出率的影响见图４。由图４可知，ＦｅＣｌ３过量系数达到１．１时，浸出效果较好，再增加ＦｅＣｌ３过量系数，浸出率变化不大。同时，ＦｅＣｌ３过量系数过大不仅提高成本，还会增加后续工艺负担。故最佳ＦｅＣｌ３过量系数为１．１。图４ＦｅＣｌ３过量系数对锑浸出率的影响２．４液固比对锑浸出率的影响浸出条件温度９５ ℃、时间０．５ｈ、ＨＣｌ浓度４ｍｏｌ／Ｌ、ＦｅＣｌ３过量系数１．１，液固比对锑浸出率的影响见图５。图５液固比对锑浸出率的影响由图５可知，随着液固比增大，锑浸出率逐渐升高，液固比达到４∶１以后，锑浸出率增幅不大。液固比过小，浸出剂浓度增加，矿浆粘度增大，浸出效果不理想；液固比过高，又会增加后续处理工艺的难度，故最佳液固比为４∶１。２．５小结酸性浸锑最佳工艺条件为浸出温度９５ ℃、浸出时间３０ｍｉｎ、ＨＣｌ浓度４ｍｏｌ／Ｌ、ＦｅＣｌ３过量系数１．１、液固比４∶１。在此条件下，浸锑渣含锑０．５４％，锑浸出率达到了９９．０５％，渣含金１０６．６６ｇ／ｔ，进入浸锑液中的金仅为０．９９％，锑、金实现了良好的选择性浸出。３浸金试验研究３．１浸锑渣分析对浸锑渣直接进行氰化浸金，浸金条件为常温、液固比２．５∶１、ＮａＣＮ浓度０．３％、时间４８ｈ、搅拌速率６００ｒ／ｍｉｎ，检测结果得出金的浸出率为７１．９３％，浸出率偏低。为了探明金难浸的原因以期达到更好的浸金效果，首先对浸锑渣进行了ＸＲＤ分析，见图６。由图６９９第６期杨永斌等某锑金矿综合回收锑、金的试验研究可知，锑金精矿中锑主要以辉锑矿的形式存在，一段浸出后，锑以三氯化锑的形式进入浸出液中，硫则成为单质硫富集于渣中，黄铁矿不参与反应。对浸金造成不利影响的原因可能是单质硫和黄铁矿的存在。为了进一步确定这一观点，对浸锑渣中硫元素和铁元素进行了化学物相分析，如表３～４所示。图６各原料的ＸＲＤ分析表３浸锑渣中硫物相分析相态含量／％硫酸盐０．０２硫化物２０．８５单质硫２７．６３总计４８．５０表４浸锑渣中铁物相分析相态含量／％硫酸铁０．１８碳酸铁０．５０硫化铁１８．６８磁铁矿０．０３赤褐铁矿１．２７硅酸铁１．５７总计２２．２５由表３～４可知，硫主要以单质硫和硫化物的形式存在，硫化物主要为黄铁矿。结合锑金矿中金物相分析结果可知，金仍然是以单体金和连生金为主要形式存在；若原矿中硫化物包裹金为单独的辉锑矿包裹金，那么对浸锑渣直接氰化，金的浸出率应大于８０％，所以，硫化矿物中包裹金由辉锑矿和黄铁矿共同包裹金转变为单纯的黄铁矿包裹金。影响浸锑渣浸金的主要因素为硫消耗了氧气和氰化物，以及黄铁矿包裹金。３．２浸锑渣含硫以及黄铁矿对浸金的影响为了证明元素硫和黄铁矿的存在影响金的浸出，在温度为２５ ℃、液固比为２．５ ∶１、ＮａＣＮ浓度为０．３％、时间为４８ｈ、搅拌速率为６００ｒ／ｍｉｎ的条件下研究了浸锑渣中硫含量对金浸出的影响，结果见表５。表５浸锑渣含硫和金浸出率的关系渣含锑／％浸金前渣含硫／％浸金后渣含硫／％金浸出率／％２２．７４２９．９３２７．０１６．７６１１．８０３７．５０３４．６６１６．１９２．７２４６．９９４４．５６３７．９１０．７１５３．０７５０．５２６５．３７０．５４５３．１４５０．８６７１．９３从表５可知，随着锑浸出率提高，渣中锑品位随之降低，辉锑矿中金被充分暴露出来，金浸出率越来越高，说明除锑是获得较高金浸出率的先决条件，证明了一段浸锑的必要性。同时由实验原理可知，浸出锑的过程中大部分硫富集于渣中，因此锑浸出率越高，渣中硫品位也越高，浸金前后渣中硫品位约降低了２􀆱 ５％，说明在浸金的过程中元素硫参与了反应，消耗了氰化物和氧气。当渣中锑品位降到一定程度时，金浸出率变化不大（７０％左右），低于８０％，说明一部分金确被黄铁矿包裹而不能浸出。３．３氰化浸金为除去浸金过程中的硫、黄铁矿等干扰因素，对浸锑渣进行了氧化焙烧，取５０ｇ浸锑渣放于瓷舟中，后将瓷舟置于管炉中焙烧，焙烧温度为６００ ℃、焙烧时间为１ｈ。焙烧后渣率为５１．４２％，渣中硫含量为０．１８％，脱硫率为９９．８１％。脱硫产生的二氧化硫用碱水吸收，工业上可回收制取硫酸。对碚砂进行氰化浸金，条件为氰化钠浓度０．３％、液固比为２􀆱 ５∶１、常温、时间４８ｈ、搅拌速率６００ｒ／ｍｉｎ。在此条件下，测得渣中金品位为８．８８ｇ／ｔ，金浸出率为９５．９２％，比直接氰化提高了２４个百分点。结果表明，在焙烧的过程中，硫和黄铁矿基本被氧化，黄铁矿被氧化为三氧化二铁（见图６），使金充分的暴露出来，从而提高了金的浸出率。４结论１）浸锑最佳工艺参数为浸出温度９５ ℃、浸出时间３０ｍｉｎ、ＨＣｌ浓度４ｍｏｌ／Ｌ、ＦｅＣｌ３过量系数１．１、液固比４∶１。在此条件下，锑浸出率达到了９９．０５％，渣含金１０６．６６ｇ／ｔ，进入浸锑液中的金仅为０．９９％，锑、金实现了良好的选择性浸出。２）对浸锑渣的研究分析表明，浸锑渣浸金过程中硫对氧和氰化钠的消耗以及黄铁矿包裹部分金是造成金浸出率偏低的主要原因。浸锑渣氧化焙烧后，硫脱除率达到９９．８１％，硫和黄铁矿基本被氧化，金充分的暴露出来，最终金浸出率达到了９５．９２％，比直接氰化提高了２４个百分点。（下转第１０４页）００１矿冶工程第３４卷图７解吸曲线２．３．３结晶根据解吸曲线得知前期及后期解吸液中钨浓度较低且可能含有一些杂质，故不作为结晶液。取解吸高峰液进行蒸发结晶，结晶过程中控制溶液的ｐＨ值为７～７．７，当结晶率在８０％时仍能得到合格的仲钨酸铵产品。３结论１）利用焙烧⁃水浸工艺，在焙烧温度７００ ℃、焙烧时间６０ｍｉｎ、碱用量为酸浸渣质量的８０％、水浸温度８５ ℃、水浸时间６０ｍｉｎ时，钨的回收率可达９９％以上。２）将稀释后的钨酸钠溶液采用２０１７树脂在流速为５ｃｍ／ｍｉｎ的条件下进行吸附，吸附完毕后使用５ｍｏｌ／ＬＮＨ４Ｃｌ＋２ｍｏｌ／ＬＮＨ３Ｈ２Ｏ进行解吸，解吸流速为吸附流速的１／２，取解吸高峰液进行结晶，在结晶率达８０％时仍可得到合格的仲钨酸铵产品。３）采用碱焙烧⁃水浸⁃离子交换⁃结晶工艺从高温合金酸浸渣中回收钨，钨回收率高、钽损失少、工艺简单、生产成本低、环境污染小，具有良好的工业化前景。参考文献［１］殷丽娟．我国钨资源现状与政策效应［Ｊ］．中国矿业，２００９，１８（１１）１－３．［２］孔昭庆．新中国钨工业６０年［Ｊ］．中国钨业，２００９，２４（５）１－１０．［３］肖勇军，王昶．我国钨金属资源开发利用发展趋势研究［Ｊ］．矿冶工程，２００７，２７（３）１０７－１１０．［４］ＣｈａｒｌｅｓＧＧｒｏａｔ．ＭｉｎｅｒａｌＣｏｍｍｏｄｉｔｙＳｕｍｍａｒｉｅｓ２００２－２００９．ＩｎＵＳＤｅｐａｒｔｍｅｎｔｏｆｔｈｅＩｎｔｅｒｉｏｒ．ＵＳＧｅｏｌｏｇｉｃａｌＳｕｒｖｅｙ［Ｍ］．ＷａｓｈｉｎｇｔｏｎＵＳＧｏｖｅｒｎｍｅｎｔＰｒｉｎｔｉｎｇＯｆｆｉｃｅ．［５］朱海玲，邓海波，吴承桧，等．钨渣的综合回收利用技术研究现状［Ｊ］．中国钨业，２０１０，２５（４）１６－１８．［６］赵中伟．钨冶炼的理论与应用［Ｍ］．北京清华大学出版社，２０１３．［７］霍广生．钨冶炼过程中钨钼分离新工艺及其理论研究［Ｄ］．长沙中南大学冶金科学与工程系，２００１．［８］万林生，代亚琦，赵立夫，等．高纯钨酸铵溶液中活性炭深度除钼研究［Ｊ］．中国钨业，２００９，２４（６）２０－２２．［９］鲁伟，徐蕾，余军霞，等．含钨工业废料中提取与分离三氧化钨的研究［Ｊ］．当代化工，２０１１，４０（１）４６－４７．［１０］熊炳昆，温旺光，杨新民，等．锆铪冶金［Ｍ］．北京冶金工业出版社，２００２．［１１］张启修，赵秦生．钨钼冶金［Ｍ］．北京冶金工业出版社，２００５． 􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎 （上接第１００页）参考文献［１］雷霆，朱从杰，张汉平．锑冶金［Ｍ］．北京冶金工业出版社，２００９．［２］王成彦，邱定蕃，江培海．国内锑冶金技术现状及发展［Ｊ］．有色金属（冶炼部分），２００２（５）５－１０．［３］ＵｂａｌｄｉｎｉＳ，ＶｅｇｌｉｏＦ，ＦｏｒｎａｒｉＰ，ｅｔａｌ．Ｐｒｏｃｅｓｓｆｌｏｗ⁃ｓｈｅｅｔｆｏｒｇｏｌｄａｎｄａｎｔｉｍｏｎｙｒｅｃｏｖｅｒｙｆｒｏｍｓｔｉｂｎｉｔｅ［Ｊ］．Ｈｙｄｒｏｍｅｔａｌｌｕｒｇｙ，２０００，５７１８７－１９９．［４］姜涛．提金化学［Ｍ］．长沙湖南科学技术出版社，１９９８．［５］赵天从．锑［Ｍ］．北京冶金工业出版社，１９８７．［６］杨永斌，刘庆华，李骞，等．锑金精矿挥发特性及机理研究［Ｊ］．矿冶工程，２０１２（２）８０－８３．［７］黄云阶，刘述平，刘敏．金锑共生矿石综合利用试验研究［Ｊ］．黄金，２００３，２４（４）３３－３６．［８］李民权，关玉蓉．氯化浸金机理研讨［Ｊ］．黄金，２００３，２４（２）３５－３７．［９］ＭａｈｌａｎｇｕＴ，ＧｕｄｙａｎｇａＦＰ，ＳｉｍｂｉＤＪ．Ｒｅｄｕｃｔｉｖｅｌｅａｃｈｉｎｇｏｆｓｔｉｂ⁃ ｎｉｔｅ（Ｓｂ２Ｓ３）ｆｌｏｔａｔｉｏｎｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅｕｓｉｎｇｍｅｔａｌｌｉｃｉｒｏｎｉｎａｈｙｄｒｏｃｈｌｏ⁃ ｒｉｃａｃｉｄｍｅｄｉｕｍＩＴｈｅｒｍｏｄｙｎａｍｉｃｓ［Ｊ］．Ｈｙｄｒｏｍｅｔａｌｌｕｒｇｙ，２００６，８４１９２－２０３．［１０］ＡｂｂｒｕｚｚｅｓｅＣ，ＵｂａｌｄｉｎｉＳ．Ｂｅｈａｖｉｏｕｒｏｆｐｙｈｒｒｏｔｉｔｅ，ａｒｓｅｎｏｐｙｒｉｔｅａｎｄｓｔｉｂｎｉｔｅｔｏｂｉｏｏｘｉｄａｔｉｏｎ［Ｊ］．ＡｃｔａＭｅｔａｌｌｕｒｇｉｃａＳｌｏｖａｃａ．１９９８，４（１）１９－２４．［１１］唐谟堂，赵天从．三氯化锑水解体系热力学研究［Ｊ］．中南矿冶学院学报，１９８７，１８（５）５２２－５２８．［１２］Ｎｅｉｖａ⁃ＣｏｒｒｅｉａＭＪ，ＣａｒｖａｌｈｏＪＲ，Ｍｏｎｈｅｍｉｕｓ．ＴｈｅｌｅａｃｈｉｎｇｏｆＴｅｔｒａ⁃ ｈｅｄｒｉｔｅｉｎＦｅｒｒｉｃＣｈｌｏｒｉｄｅＳｏｌｕｔｉｏｎｓ［Ｊ］．Ｈｙｄｒｏｍｅｔａｌｌｕｒｇｙ，２０００，５７（２）１６７－１７９．４０１矿冶工程第３４卷