黄开国 王淀佐 黄钦平    锑矿石中常含有必定量的砷，所以辉锑矿与砷黄铁矿的别离，是锑矿浮选过程中需求处理的问题。     锑与砷许多性质附近，但辉锑矿（Sb2S3）与砷黄铁矿(FeAsS)的矿藏结晶结构并不相同[1]。辉锑矿属A2X3型化合物，链状结晶结构，链体内Sb－S的间隔为2.5Å，而两链体间Sb－S的间隔则有3.2Å左右，键力削弱，并易沿这一方向解离。砷黄铁矿属黄铁矿族，为AX2型化合物，X2为AsS，它与黄铁矿中的S2相同，为哑铃状对阴离子型结晶结构，S－As之间具有激烈的共价键，间隔极短，金属阳离子与对阴离子之间的间隔也较短，晶体结构严密，各方向键力附近。辉锑矿因解理（或决裂）面键力弱，有必定的天然可浮性，此外在碱性溶液中易于溶解。砷黄铁矿的结晶结构与黄铁矿相同，浮选特性与黄铁矿挨近，如对某些捕收剂的效果有挑选性、易于氧化而使可浮性下降一级。因而，有或许经过寻觅有挑选性的捕收剂，使用辉锑矿与砷黄铁矿在碱性介质中可浮性的差异，以及氧化速率的不同等到达别离浮选的意图。     本研讨用改善的哈里蒙德浮选管[2]，对辉锑矿和砷黄铁矿进行了①挑选性捕收剂、②碱性矿浆浮选、③氧化后再浮选的实验，用实验室浮选机对含砷的硫化锑矿石进行了别离浮选实验，获得了满足的成果，并在出产实践中得到了证明。     本研讨用显微电泳法[3]测定了辉锑矿的ζ 电位，用紫外吸收光谱法[4]测定了黄药、双黄药在辉锑矿和砷黄铁矿表面的吸附量及其效果产品。     本文对这三个别离浮选办法别离进行了机理研讨，评论了辉锑矿在酸、碱溶液中的双电层模型和表面化学反响产品，绘出了溶液中各种离子浓度与pH联系的pMe－pH图，评论了这些特性与矿藏可浮性之间的联系。    一、实验办法 1、试样 辉锑矿取自板溪锑矿，砷黄铁矿取自瑶岗仙钨矿，经人工挑选，锤碎至－3毫米后入瓷球磨机磨细，经80目标准筛干筛和200目标准筛湿筛，取－80＋200目粒级做为试样。辉锑矿用蒸馏水清洗后晒干，砷黄铁矿用1∶1的处理后用蒸馏水重复冲刷至溶液中C1－消失，过滤后放入真空干燥箱中烘干。两者均藏入广口瓶内放进干燥器中，每次实验样用称量瓶称出一批。ζ电位测定用试样再经玛瑙钵研磨至－5微米。辉锑矿的矿藏（Sb2S3）含量为96.8％；砷黄铁矿的矿藏(FeAsS)含量为97.8％。 2、药剂 浮选捕收剂丁黄药、丁铵黑药、乙硫氮、胺醇黄药均属工业品。吸收光谱测定所用黄药、双黄药经提纯。、、硫酸、、、硫酸铜等为分析纯。实验用一次蒸馏水，ζ电位和吸收光谱测定用二次蒸馏水。 3、实验办法 一切矿藏浮选实验在改善的哈里蒙德管中进行，矿石浮选实验用实验室XFD型1.5升浮选机。ζ电位测定用日本产MRK显微电泳仪。紫外吸收光谱测定用国产751型分光光度计。pH值测定用pHS－2型酸度计。电导率测定用DDS－11型电导仪。 改善的哈里蒙德浮选管充气量固定为17.5毫升／分。浮选重复实验的标准均方差错为σ^s=1.28％，每次实验用矿样1克，直接在浮选管中调浆，用预先配好的pH溶液潮湿后拌和0.5分钟，然后参加调整剂（必要时参加，按特定的时刻调浆），捕收剂调浆1.5分钟，浮选4分钟。 显微电泳仪的电泳槽为矩形（75×25×3毫米，内厚1毫米）。停止层的方位（Y） 由下式标明：    d为槽深（即内厚）。ζ电位的核算按下式进行：式中ζ－动电位，mV；D－水的介电常数，D=80；n－粘性系数，25℃，n＝0.00894泊；S－电泳槽截面积，S=0.1403cm2；ι－微粒移动的间隔，μm；t－微粒移动的时刻，秒；C－溶液的电导率，mΩ/cm；i－电流，mA。 黄药、双黄药与辉锑矿、砷黄铁矿彼此效果产品的测定，是将按浮选条件效果后的矿藏滤干，经两次洗刷后，用纯溶取其矿藏表面的产品。经离心弄清，其清液移入石英比色皿，放进751型分光光度计里测定。 二、实验成果 辉锑矿与砷黄铁矿的别离浮选用三种计划进行了研讨：1、挑选性捕收剂法；2、碱性矿浆法；3、氧化法，其成果如下。 1、挑选性捕收剂法 为了有挑选性地捕收辉锑矿，用丁基铵黑药（C4H9O）2PSS－NH4、乙硫氮(C2H5）2NCSSNa、醇黄药 (C2H5）2NCH2CH2OCSSNa等对辉锑矿和砷黄铁矿进行了浮选实验，并与丁黄药C4H9OCSSNa为捕收剂作比较。 1）丁黄药 现场通常以丁黄药作为辉锑矿浮选的捕收剂。用丁黄药时，实验得出辉锑矿和砷黄铁矿的可浮性与pH的联系如图1所示。辉锑矿在pH＜5时可浮性最好，pH 5－7可浮性急剧下降，pH 7－11可浮性都很差；砷黄铁矿在pH 6曾经有杰出的可浮性，在pH 6－11可浮性直线下降，PH＞11简直彻底受按捺。两种矿藏在pH＜5时可浮性都好，pH＞8都欠好。pH 6－8的范围内，砷黄铁矿比辉锑矿好浮些，但其不同不大。因而，正如出产实践中早已显现的那样，要想用丁黄药作捕收剂直接别离锑－砷是困难的。Fig.1 Recovery of antimonite and arsenopyrite as a function of pH with butyl xanthate(10 mg/1)     2）丁基铵黑药     图2是丁基按黑药作捕收剂时，辉锑矿和砷黄铁矿的可浮性与pH之间的联系。丁按黑药对辉锑矿的捕收才能较强，对砷黄铁矿捕收才能弱，尤其在pH＜4的介质中不同较为显着，对锑－砷别离浮选有必定挑选性。Fig.2 Recovery of antimonite and arsenopyrite as a function of pH with dibutyl dithio-phosphate ammonium(10mg/1)     3）乙硫氮     乙硫氮对辉锑矿和砷黄铁矿的捕收功能如图3。在pH5－10的范围内辉锑矿都有杰出的可浮性。而在一切的pH值下，乙硫氮对砷黄铁矿的捕收才能都很弱。因而，乙硫氮是一种对辉锑矿和砷黄铁矿具有杰出挑选性的捕收剂。特别值得注意的是，黄药、黑药在pH＞5之后辉锑矿的可浮性显着下降，而乙硫氮在pH9以下都有很高的回收率。Fig.3 Recovery of antimonite and arsenopyrite as a function of pH with diethyl dithiocarbamate sodium(10m/1) 4)醇黄药 醇黄药作捕收剂时，辉锑矿和砷黄铁矿的可浮性与pH之间的联系如图4，砷黄铁矿在一切pH范围内都不能有用地浮选，而辉锑矿在pH＜6的介质中有很好的可浮性。故醇黄药也是一种挑选性好的捕收剂。 此外，还进行了以硫胺醋（CH3)2CHOCSNHC2H5、丁黄睛酯C4H9OCSSC2H4CN为捕收剂的浮选实验．但对锑－砷的别离浮选效果都欠好。Fig.4 Recovery of antimonite and arsenopyrite as a function of pH with diethyl aminoethyl dithiocarbonate sodium(10 mg/1)2、碱性矿浆别离浮选法 丁黄药为捕收剂时，未经活化的辉锑矿和砷黄铁矿在碱性介质中的可浮性都欠好（见图1）。但有少数活化剂(CuSO41.5mg/l），砷黄铁矿在碱性介质中可浮性很好，而辉锑矿仍不浮，见图5，然后能够到达锑－砷别离浮选的意图。 可见，在碱性矿浆中进行锑－砷别离浮选的条件应该是先经活化。经Cu2+活化的砷黄铁矿表面具有与铜矿藏类似的可浮性，在一切的pH范围内回收率都很高，简直是一条平的直线。而辉锑矿在碱性介质中因为表面的溶解行为，不利于Cu2+的活化，也不利于阴离子捕收剂的捕收，而遭到按捺，下面还要进一步评论。Fig.5 Recovery of antimonite and arsenopyrite as a function of pH with butyl xanthate(10 mg/1) CuSO4 ·5H2O(1.5mg/1)3、氧化别离浮选法氧化剂的用量及其拌和时刻关于辉锑矿和砷黄铁矿可浮性的影响见图6、图7。 从图6可看出，砷黄铁矿易被氧化，跟着氧化剂用量增加，砷黄铁矿回收率敏捷下降；与此一起，辉锑矿不易被氧化，回收率下降较小。浓度为4×10－5～l×10－4摩尔／升时，锑和砷的可浮性不同最大。 图7显现，氧化时刻很重要，拌和时刻在0.5分钟时，砷黄铁矿遭到激烈按捺，辉锑矿却浮得比较好。半分钟后，砷黄铁矿的按捺效果削弱，至15分钟时，砷黄铁矿又浮得比较好。可见氧化剂的用量和效果时刻很重要，有必要严格控制，不然难于到达抱负的效果。▲ C K MnO4 ×10-5 mol/l Fig.6  Effect of potassium permanganate on the flotation antimoniteand arsenopyrite with butyl xanthate(10 mg/1) pH 3.2Fig.7  The effect of conditioning time on flotation recovery of antimonite and arsenopyrite with butyl xanthate(10 mg/1) and KMnO4(4.2×10－5mol/1)4、含砷硫化锑矿石的别离浮选依据上述别离途径，本研讨对某地含砷的锑矿石选用挑选性捕收剂法和碱性矿浆法进行了别离浮选实验，实验用1.5升XFD－63型单槽浮选机，磨矿细度为68％－200目，实验成果见表1。从表中可看出，用丁黄药浮选，锑精矿含砷很高达4.33％。选用丁基铵黑药挑选性捕收剂法，粗选就能获得高质量的锑精矿，锑档次56.10％，含砷仅0.34％，锑回收率达95.61％。经活化丁黄药捕收剂浮选得到的粗精矿，再选用碱性矿浆法进行锑—砷别离反浮选精选，也能获得较好的锑精矿和砷精矿，锑精矿档次55.59％，回收率94.81％，含砷0.66％；砷精矿档次29.15％，回收率80.28％，含锑2.78％。可见，不管挑选性捕收剂法或碱性矿浆法都能获得满足的成果。碱性矿浆别离浮选可得到两个精矿（锑精矿和砷精矿），但锑精矿质量不如挑选性捕收剂法高，流程也较杂乱。 ▲表1  含砷锑矿石浮选实验成果（%）实验办法原矿锑精矿砷精矿A、惯例浮选：丁黄药、、粗选 B、挑选性捕收剂法：丁铵黑药、、粗选 C、碱性矿浆法：丁黄药、、粗选，碱性矿浆反浮选精选档次档次回收率档次回收率SbAsSbAsSbAsSbAsSbAs5.170.4648.914.3394.7894.145.190.5556.100.3495.615.485.010.4555.590.6694.8112.632.7829.150.6980.28    三、评论     1、辉锑矿在不同酸碱性矿浆中，以丁黄药为捕收剂的浮选回收率与它的ζ电位对黄药的吸附量一一对应，见图8、9。Fig.8  The effect of pH on adsorption xanthate and flotation of antimonite    当pH＜5时，ζ电位高（负值小），对黄药的吸附量大，辉锑矿的回收率高。跟着pH值增高，ζ电位、黄药吸附量都下降，辉锑矿的回收率也相应下降，在pH为5至6时改变率最大，然后缓慢。这些改变取决于辉锑矿表面的溶解状况。     在酸性溶液中，Sb2S3表面被溶解为Sb3＋和S2－，反响式为         Sb2S3（固）↔  2Sb3＋＋3S2－       （1）     双电层定位离子首要为Sb3十、S2－以及HS－。Fig.9  Zeta-potential of antimonite as function pH在碱性溶液中，辉锑矿表面的反响为 2Sb2S3（固）＋4OH－↔ SbO ＋3SbS ＋H2O  （2） 双电层定位离子首要是SbO 、SbS 等。 依据上述（1）、（2）反响式，按各组分的生成自由焓△F (Sb2S3=－32，OH－=－37.6，SbO = －82.5，SbS =－13， H2O=－56.7 Kcal/mol) [5] 和Sb2S3的溶度积Ksp=2.9×10－59 [6]，用热力学办法核算溶液中Sb3+、SbO 、SbS 离子浓度与pH值的联系，绘出pMe－pH图（见图10）。图中两线交点为pH＝5，1gC＝10－5。当pH＜5时，Sb3+离子占优势，有利于阴离子捕收剂吸附并导致浮选；pH＞5时，SbO 和SbS 离子占优势，阻碍阴离子捕收剂的吸赞同浮选。这与辉锑矿表面ζ电位、黄药吸附量Γ以及浮选回收率ε的改变相共同。这或许就是辉锑矿用黄药浮选时，pH＜5回收率高，在碱性介质中浮欠好的原因。Fig.10  Diagram of log (C)- pH in antimonite-water system又从图9可看出，加黄药后辉锑矿表面的ζ电位曲线Ⅱ简直是未加黄药时ζ电位曲线I的平移，这能够以为是加黄药后，吸附在矿藏表面烃链较长的丁黄药的电性中心比加黄药前配衡离子半径增加了必定间隔的原因。在碱性溶液中，跟着pH值增大，曲线Ⅱ逐步与曲线I挨近，这就是碱性介质中SbO 、SbS 越来越多，黄药的吸附量越来越少的表征。 2、依据Poling[7]、Woods[8]等人对硫氢类药剂与硫化矿之间反响的研讨，在乙黄药浓度为6.25 x 10－4摩尔／升，pH＝7时，测定辉锑矿的静电位是－0.125伏或－0.09伏；砷黄铁矿的静电位是＋0.22伏，前者比乙黄药氧化为双黄药的可逆电位（＋0.13伏）小，黄药不易氧化为双黄药，在辉锑矿表面首要构成黄原酸锑状况的吸附，然后者大于黄药的氧化电位，其效果产品应该首要是双黄药。 在本研讨中，用丁黄药和丁基双黄药别离对辉锑矿和砷黄铁矿进行浮选实验，当用双黄药浮选辉锑矿和砷黄铁矿获得附近的回收率(55%与52%)时，黄药对辉锑矿的捕收才能比对砷黄铁矿强，辉锑矿回收率进步的起伏比砷黄铁矿大15％。反过来说，双黄药对砷黄铁矿的捕收才能相比照辉锑矿强，这与上述评论共同。但要弥补阐明的是，在辉锑矿表面并非仅仅发作黄原酸锑状况的吸附，一起也或许有双黄药的吸附；相同，砷黄铁矿表面既有双黄药，也有呈状况的吸附物。黄药、双黄药别离与辉锑矿、砷黄铁矿彼此效果后，用溶取效果的产品，经紫外吸收光谱的测定成果（见图11、12）也证明这个观点。当用黄药别离与辉锑矿和砷黄铁矿效果时，其产品在波长240mμ处都有显着的双黄药吸收峰；而用双黄药别离与辉锑矿和砷黄铁矿效果的产品，除了有双黄药的吸收峰外，也有显着的黄药、过黄药吸收峰（波长310rnμ处）呈现。这种黄药和双黄药彼此转化，或许是在溶液中转化后向矿藏表面吸附，也或许是在矿藏表面上发作。Fig.11  UV. absorb-spectra of  reactive products of xanthate on antimonite and arsenopyriteFig.12  UV. absorb-spectra of  reactive products of dixanthogen on antimonite and arsenopyrite据Jones和Woodcock最近的研讨报导[9]，双黄药在水溶液中分化有各种反响：在碱性溶液中分化成黄药离子ROCSS－、过黄药离子ROCSSO－、一硫代碳酸离子ROSCO－ 以及S2－、S0；在酸性溶液中可分化为CS2及OCS，并且在不同的pH值和不一起刻里改变很大，在有亲核原子存在时，构成的黄药吸收峰都十分显着。由此能够了解本研讨用双黄药别离与辉锑矿和砷黄铁矿效果的产品，在黄药、过黄药波长范围内呈现显着吸收峰的原因。据Каковский的热力学核算研讨[10]，在矿藏表面也有别离生成和双黄药的或许。 3、砷黄铁矿好像黄铁矿相同易被氧化，依据以往的研讨报导，其产品或许是FeO (OH）、FeAsO4，构成亲水层，使可浮性下降。跟着氧化剂用量的增加，氧化效果加强，回收率敏捷下降。 在空气中氧化三个月后的辉锑矿同新研磨的辉锑矿相同好浮。据Finkelstein等人的研讨[11]，以为在空气中露出后，辉锑矿表面的硫浓度增加，刚研磨的辉锑矿表面硫浓度为0.2个单分子层，氧化三个月后为9－12个单分子层，然后坚持了它的可浮性。本文图6也显现出辉锑矿并不简单氧化，在氧化剂的效果下，辉锑矿的氧化程度一直比砷黄铁矿轻得多，并且跟着拌和时刻的增加，可浮性进步。因而，使用砷黄铁矿与辉锑矿氧化程度和速率的不同，进行辉锑矿与砷黄铁矿的别离浮选，也能获得必定的效果。    四、定论     1、本研讨给出辉锑矿与砷黄铁矿别离浮选三种途径：①挑选性捕收剂法，丁铵黑药、乙硫氮、醇黄药对辉锑矿的捕收才能强，对砷黄铁矿捕收才能弱，是进行锑－砷别离浮选有用的挑选性捕收剂；②碱性矿桨法，以丁黄药为捕收剂时，在碱性介质中增加适量的活化剂，能使砷黄铁矿活化上浮，而辉锑矿不浮，然后到达锑－砷别离浮选的意图；③氧化法，砷黄铁矿简单氧化、遭到按捺，而辉锑矿不易氧化，可浮性好，能够进行锑－砷分选。 对含砷硫化锑矿石选用挑选性捕收剂法和碱性矿浆法进行浮选实验，获得了令人满足的成果，其间丁铵黑药挑选性捕收剂法浮选，锑精矿含Sb 56.10％、As 0.34％，锑回收率95.61％；丁黄药碱性矿浆法浮选，锑精矿含Sb 55.59%、As 0.66%，锑回收率94.81％，砷精矿含As 29.15％、含Sb 2.78％，砷回收率80.28％。这些成果均已在出产实践中得到了验证。 2、辉锑矿在不同pH值的水溶液中的ζ电位、对黄药的吸附量以及浮选行为之间有对应联系。依据实验成果提出辉锑矿水溶液中以pH=5时为分界，发作两种类型的溶解、解离及水化反响。热力学的核算及图解与实验成果相符。由此断定出辉锑矿在矿浆中的两类双电层模型及不同定位离子，能够较好地解说浮选现象，为锑－砷浮选别离供给理论依据。 3、研讨标明，丁黄药与辉锑矿彼此效果的产品或许首要是构成黄原酸锑的吸附，但也有双黄药吸附；与砷黄铁矿彼此效果的产品首要是双黄药，也有型的吸附。参考文献 ［1］汪正然、陈武，矿藏学，上海科学技术出版社，1965，p170－205 ［2］黄开国，新改善的无沫浮选管及其设备，中南矿冶学院学报，1980，No4，p107－111 ［3］森祜行等，用显微电泳测定矿粒ζ电位的改善办法，国外金属矿选矿，1981，No9，P 13－23 ［4］王淀佐，浮选剂效果原理及使用，冶金工业出版社，1982，p355－357 ［5］R. M. Garrels, C. L. Christ, Solutions,Minerals, and Equilibria, New York 1965, p.403－428 ［6］陶坤译，苏联化学手册(Ⅲ)，科学出版社，1963，P.557 ［7］G. W. Poling，硫氢类药剂与硫化矿藏之间的反响，浮选，上卷，冶金工业出版社，1981，p.264 ［8］R. Woods,矿化物浮选的电化学，浮选，上卷，冶金工业出版社，1981, p214. ［9］M．H．Jones，J. T. Woodcock，Decomposition of Alkyl Dixanthogens in Aqueous Solutions, Inter, Jou r. Mineral process, 1983.vo1.10, No1，p.1－24 [10] И. А. Каковский，P．H．Шекалева，О примении физнко-ХИмических методов иследованиях по теории Флотации，Теоретические основы и контроль процессов флотации，Москва，1980, p94. [11] N. P. Finkelstein等，硫化矿藏系统的天然疏水性和诱发疏水性，浮选理论－潮湿与絮凝，湖南省科技情报研讨所，1981年6月，p.19－34A STUDY OF SELECTED FLOTATION OF ANTIMONITE AND ARSENOPYRITE Huang Kaiguo, Wang Dlunzuo and Huang Qinping (Central-South Institute of Mining and Metallurgy) In this paper, three ways of selected flotation of antimonite and arsenopyrite were given, they are: (1) selected collectors (such as dibutyl dithiophosphate ammonium, diethyl dithiocarbamate sodium and diethyl aminoethyl dithiocarbonate sodium etc.) method, (2) flotation method in alkaline medium and (3) oxidation-flotation method. The satisfactory results of flotation of sulfide antimony ore contented arsenic with both selected collectors and alkaline medium methods were obtained. According to experimental results, the two type reactions of dissolution, dissociation and hydration of antimonite in aq. solution at differential pH values were given and then, the thermodynamic calculation and diagram conformed to these experimental results. From this, the two types of double layer models and their determine potential ions of antimonite surface were determined and the flotation phenomena can be explained. The study also showed that the main product of reaction between antimonite and xanthate may be adsorption in antimony xanthate form, but present dixanthogen too; the main product of reaction on arsenopyrite may be dixanthogen and the adsorption sect of xanthate form was observed too.本文原载《有色金属（季刊）》1985, №2, 22              ☺

一、氧化机理 如图1所示，因为砷、锑的氧化物与铋的氧化物的自由焓相差甚大，所以在氧化精粹中，砷、锑会优先氧化而与铋液别离。                  图1  金属氧化物的自由焓图 依据质量作用定律，首要铋被氧化为Bi2O3，Bi2O3再使砷、锑氧化为As2O3与Sb2O3，部分蒸发，余下的进一步氧化为As2O3与Sb2O5入渣。实践中，砷与锑约三分之一以三氧化物蒸发，约三分之一以五氧化物入渣。 从As－Bi系状态图可见（见图2），图中液相线从铋的熔点上升至砷的熔点，共晶点为270.3℃，正坐落纯铋熔点邻近。砷在铋中的可溶性，在共晶点温度时为0.42%（原子），在100℃时为0.24%（原子），在室温下为0.2%（原子），所以，铋与砷构成的共晶化合物中含砷量是不高的，剩余的砷与铋构成有限固熔体，选用鼓风氧化的办法，很简单除掉铋液中的砷。 图2  As－Bi系状态图 Sb－Bi系状态图列于图3。图3  Sb－Bi系状态图 图3中锑与铋在液态彻底互溶，液相线以上的区域为均匀的液相，而固相线以下的区域为固溶体，液相线与固相线之间区域为液相与分出固溶体两相共存，因为锑与铋在液相与固相均能彻底互溶，所以铋液中能溶解很多的锑。图中液相线接近于直线，阐明其组成与温度近似成正比联系。 氧化精粹受动力学条件分配。铋液中杂质金属的氧化进程由两阶段构成，即杂质金属氧化物在铋液与鼓入的压缩空气气泡界面上的构成进程，和生成的杂质金属氧化物在铋液中的分散进程。也就是说，铋液中杂质元素的氧化速度，取决于铋液中砷、锑与氧的触摸情况和生成的砷、锑氧化物的分散速度。铋液中杂质金属的浓度的改变速度v，与液－气两相界面处杂质元素的浓度c0，和铋液中杂质元素的浓度cx之差，以及液－气两相分界表面积F的联系，可用下式描绘：式中K－份额常数，为分散系数的函数。 由上式可知，添加气－液两相的触摸表面和使生成的杂质氧化物敏捷从铋液中别离，是加速杂质氧化的重要途径。 某厂实践中测定氧化特炼时铋液中砷、锑的氧化程度如图4所示。图4  砷、锑的氧化程度 在生产实践中间，氧化精粹一般选用压缩空气鼓风氧化，也有用压入湿木块与通入水蒸汽氧化。氧化精粹温度控制在700℃左右，此刻铋比砷、锑的氧化物的自由焓相差约105焦耳／摩尔氧分子，砷、锑氧化物自由焓的直线方位在铋的氧化物自由焓直线方位的下方，故砷、锑优先氧化蒸发。As2O3在500℃时已很多蒸发，Sb2O3在700℃以上时明显蒸发，而铋及铋的氧化物在800℃以上时才开端蒸发。所以，为了使砷、锑氧化蒸发而铋又不蒸发丢失，氧化除砷、锑温度控制在700℃是恰当的。即便有部分铅、铋氧化，只需铋液中还存在砷与锑，也会发生如下复原反响：鼓入之压缩空气中的氧与铋液中砷、锑触摸而将其氧化，生成的砷，锑氧化物又因为压缩空气鼓入时，使铋液激烈翻腾而被带出液面敏捷蒸发逸出。 因为粗铋中很多杂质铅存在，而铅的氧化物的自由焓又比铋的氧化物的自由焓更负，故在氧化精粹后期，过量的氧会使铅氧化成PbO，PbO熔点888℃，呈固态浮渣，捞渣时铋被机械夹藏而丢失，所以应把握好除砷、锑的结尾，以防止产出氧化铅渣。 有的工厂为了别离砷与锑，以求副产低砷的氧化锑烟尘，则选用碱性除砷后再氧化挥锑的工艺。 碱性除砷的机理是依据砷能优先与Na2O结组成盐。其反响为：碱性除砷温度控制在450～500℃之间，参加的NaOH量为铋液中含砷量的3倍，并参加适量NaNO3，鼓入压缩空气，时刻4～6小时。 二、氧化精粹实践 除铜后之铋液，升温至680～750℃，鼓入压缩空气，使砷、锑氧化蒸发，作业时刻依据粗铋中砷、锑含量而定，一般为4～12小时，至白烟淡薄，铋液表面呈现氧化铅渣时，则为除砷、锑的结尾。在操作中如渣掩盖液面时，可酌情捞出，避免影响气体蒸发逸出，渣稀时，可参加少数固体碱或谷壳、木屑，使渣变干，便于捞渣。除砷、锑氧化渣量，约为料重的4%～8%。氧化渣组成列于下表。 表  氧化精粹渣成分（%）

含砷金矿石提金前的预处理办法 为了露出被砷黄铁矿包裹的细粒浸染金，为了消除砷矿藏对金的化浸出率的影响，含砷金矿石常用以下几种预处理办法。 1.焙烧氧化法将砷金矿放在一段(或二段)焙烧炉中或回转窑中，在650～800℃下进行焙烧。在较低温度、弱氧化气氛中脱砷，在较高温度、氧化气氛中脱硫。我国回转窑(7吨/日)焙烧含砷金矿，砷蒸发率达99%以上，硫蒸发率达80%左右，砷的收回率可达90%。 2.加压氧化法在加压容器中，往砷金矿的酸性(或硷性)矿浆中通入氧气(或空气)，砷、硫被氧化成盐及硫酸盐，然后使砷硫矿藏包裹的金粒被披露，便于化浸出。加压氧化时温度为170～190℃，压力为1500～2000千帕，处理时刻为2小时。经这种办法处理后金的浸出率可从5～74%进步到87～99%。 3.细菌氧化法细菌浸出在25℃常温下进行，分三个进程：1)细菌培育基培育铁硫杆菌，制备pH值1.5～2.5的硫酸细菌浸出液;2)细菌催化，氧化脱除砷、硫;3)预处理后所得矿渣再进行化。预处理溶液将细菌活化后再运用。南非运用此办法浸出-75微米砷黄铁矿，在pH值为1.7时，经7周预处理，其矿石化浸出率由本来的8.6%进步到89.8%。 4.其它办法添加催化剂加快砷矿藏分化的化学氧化工艺;运用导电性较强的碱(NaOH)溶液作介质，使矿浆在电极效果下进行电氧化预处理工艺;运用硝酸的强氧化性将砷和硫氧化成亚和硫酸的硝酸氧化工艺……。 上面各种办法中，焙烧氧化法运用较广泛，而加压氧化法出资较高，细菌氧化法在出资和生产成本上都比较低，可是细菌繁殖需求适合条件，加上反应时刻较长，因而影响了该法的工业运用脚步。 含碳金矿石的处理办法 当矿石中含有石墨或其它形状碳物质时矿石难于用化法收回金。由于碳会吸附金络合物，然后添加金、银在尾矿中的丢失。因而在处理含碳金矿石时，首先要辨明碳在矿石中存在的形状(石墨、有机碳、活性炭等)，测定碳质物质对金的吸附才能，一起要分析碳与金共生联系。依据矿石中碳的形状及与金的联系可用如下办法处理： 1.当矿石中碳不含金时，可用非极性油将碳质物料浮起，作为碳精矿堆存或丢掉，尾矿再用浮选化流程处理。国外某矿山处理含碳金矿石，本来没有预先浮碳工艺时，金的收回率仅为50%，后将流程改为重选-重尾浮碳-尾矿浮黄铁矿-浮精化的联合流程，金的收回率到达86%。 2.当矿石中碳不含金时，也能够使碳质物按捺而浮选含金硫化物。运用按捺剂有艾罗633(有机胶体)，用量50～450克/吨，用量不宜太多;也能够运用黑(C38H27N3)作按捺剂，由于它有大的比表面，吸附有机物而不吸附石英和黄铁矿，然后使含碳物质被按捺。 3.当碳质化合物中含金时，可选用化学氧化法使碳质化合物及黄铁矿被氧气和彻底氧化，氧化处理后的矿浆再化处理。 美国卡林矿山部分含碳金矿石中，碳质化合物中含金很高。生产中选用称为“双氧化”的化学氧化法除碳工艺，可使金的收回率到达86%。详细工艺进程为：首先向温度为80～86℃的矿浆中以8.5～9.2米3/分的速度通入空气，通气时刻在致为12小时，矿浆浓度为40～45%，然后往矿浆中参加石灰拌和并通入(耗量为22.7公斤/吨)，与石灰发作效果发生，后者再与没氧化的含碳物质及黄铁矿效果，使矿石中碳质物及黄铁矿彻底氧化，处理后的矿浆进入化作业。 金-锑精矿的加工办法 由于锑矿藏易溶于碱性溶液中，因而锑矿藏会严重影响金的化浸出。常见的金、锑矿藏别离办法有以下几种： 1.8～10%溶液是辉锑矿和一些氧化锑矿藏的杰出溶剂。一般在80～90℃时、矿浆浓度不低于33%时，用上述溶液浸出1～2小时能够别离矿石中的金和锑。残渣用水洗刷后，用化法收回金。 2.金-锑精矿经焙烧能使锑呈三氧化锑而蒸发出来。一般焙烧分二段进行，榜首段在500～600℃条件下焙烧1小时;第二段在1000℃下焙烧2～3小时。三氧化锑用收尘器收回，焙砂用稀硫酸浸出后，用化法收回金。 3.在压氧和溶液介质中进行压热浸出能够从金-锑精矿中收回金。当溶液中氢氧化浓度为33～35%、温度为170～175℃、氧压力15～16大气压时，浸出时刻24～30小时能够富金-锑精矿中收回99%的金。 4.用加氧化剂的酸性[CS(NH2)2]溶液，从金-锑精矿中浸出金。溶液中浓度为0.1～1%，硫酸浓度为0.1～0.5%，氧化剂浓度为0.001～0.1%时，金的浸出率可达60～70%。 金-硒矿石的处理 金硒矿石一般含硒0.05～0.2%，由于硒溶于的溶液中，使化进程复杂化(添加耗量，并且在锌的表面生成硒薄膜，使金难以被锌置换)。所以金-硒矿石在提取金曾经运用下面办法进行处理： 1.关于含硒小于0.05%的矿石，化时要运用低浓度溶液，以削减硒的溶解度，一起在用锌粉置换金时，有必要进步溶液硷度，最好用活性炭从化溶液中吸附金，也可将精矿在600～700℃条件下进行焙烧，焙砂用化法收回金。 2.关于含硒大于0.05%的矿石，最好选用漂溶液从矿石中浸出硒，然后用化法收回金。硒浸出可用渗滤法和拌和法进行。渗滤法漂耗量为每吨矿石几十公斤，硒的收回率为90%;选用拌和漂耗量较少，但硒的收回率可达98～100%。渗液可用二氧化硫和铁屑从溶液中沉积硒。

该矿的浮选流程见下图。     龙山的矿石属中低温热液裂隙充填矿床，首要矿藏为辉锑矿，次为天然金、硫锑铅矿、黄铜矿、黄铁矿、毒砂及锑的氧化物等，脉石矿藏首要为石英，次为绢云母、硅酸盐，浮选条件及作业目标列于下表。 表  湖南龙山锑金砷矿石的浮选条件及作业目标项  目PH药  剂  配  方/ g·t-1锑金混合选矿6.5黄药和黑药作捕采剂，和硫酸铜作活化剂锑金别离浮选＞11碳酸钠1~2kg·t-1，0.5~1 kg·t-1抑锑浮金作业目标原矿含锑17.22%，砷 0.63%，Au 8.13% g·t-1，精矿含锑46.95%，As 0.31%，Au 14.34%g/t，锑回收率93.58%，砷90.58%，Au64.25%  图  龙山锑、金、砷选厂流程图

该厂属于麦契逊金矿发展公司，主要含锑矿物为辉锑矿，含有少量辉锑钛矿（FeS、Sb2S3），此外矿石中还含有砷锑金矿。该石所用浮选-重选流程见下图。  图  南非麦契逊锑选厂流程图       日处理矿石能力为1800~2000t，原矿含锑3%时，可获得品位为60%的锑精矿。

含砷金矿石提金前的预处理办法 为了露出被砷黄铁矿包裹的细粒浸染金，为了消除砷矿藏对金的化浸出率的影响，含砷金矿石常用以下几种预处理办法。 1.焙烧氧化法将砷金矿放在一段(或二段)焙烧炉中或回转窑中，在650～800℃下进行焙烧。在较低温度、弱氧化气氛中脱砷，在较高温度、氧化气氛中脱硫。我国回转窑(7吨/日)焙烧含砷金矿，砷蒸发率达99%以上，硫蒸发率达80%左右，砷的收回率可达90%。 2.加压氧化法在加压容器中，往砷金矿的酸性(或硷性)矿浆中通入氧气(或空气)，砷、硫被氧化成盐及硫酸盐，然后使砷硫矿藏包裹的金粒被披露，便于化浸出。加压氧化时温度为170～190℃，压力为1500～2000千帕，处理时刻为2小时。经这种办法处理后金的浸出率可从5～74%进步到87～99%。 3.细菌氧化法细菌浸出在25℃常温下进行，分三个进程：1)细菌培育基培育铁硫杆菌，制备pH值1.5～2.5的硫酸细菌浸出液;2)细菌催化，氧化脱除砷、硫;3)预处理后所得矿渣再进行化。预处理溶液将细菌活化后再运用。南非运用此办法浸出-75微米砷黄铁矿，在pH值为1.7时，经7周预处理，其矿石化浸出率由本来的8.6%进步到89.8%。 4.其它办法添加催化剂加快砷矿藏分化的化学氧化工艺;运用导电性较强的碱(NaOH)溶液作介质，使矿浆在电极效果下进行电氧化预处理工艺;运用硝酸的强氧化性将砷和硫氧化成亚和硫酸的硝酸氧化工艺……。 上面各种办法中，焙烧氧化法运用较广泛，而加压氧化法出资较高，细菌氧化法在出资和生产成本上都比较低，可是细菌繁殖需求适合条件，加上反应时刻较长，因而影响了该法的工业运用脚步。 含碳金矿石的处理办法 当矿石中含有石墨或其它形状碳物质时矿石难于用化法收回金。由于碳会吸附金络合物，然后添加金、银在尾矿中的丢失。因而在处理含碳金矿石时，首先要辨明碳在矿石中存在的形状(石墨、有机碳、活性炭等)，测定碳质物质对金的吸附才能，一起要分析碳与金共生联系。依据矿石中碳的形状及与金的联系可用如下办法处理： 1.当矿石中碳不含金时，可用非极性油将碳质物料浮起，作为碳精矿堆存或丢掉，尾矿再用浮选化流程处理。国外某矿山处理含碳金矿石，本来没有预先浮碳工艺时，金的收回率仅为50%，后将流程改为重选-重尾浮碳-尾矿浮黄铁矿-浮精化的联合流程，金的收回率到达86%。 2.当矿石中碳不含金时，也能够使碳质物按捺而浮选含金硫化物。运用按捺剂有艾罗633(有机胶体)，用量50～450克/吨，用量不宜太多;也能够运用黑(C38H27N3)作按捺剂，由于它有大的比表面，吸附有机物而不吸附石英和黄铁矿，然后使含碳物质被按捺。 3.当碳质化合物中含金时，可选用化学氧化法使碳质化合物及黄铁矿被氧气和彻底氧化，氧化处理后的矿浆再化处理。 美国卡林矿山部分含碳金矿石中，碳质化合物中含金很高。生产中选用称为“双氧化”的化学氧化法除碳工艺，可使金的收回率到达86%。详细工艺进程为：首先向温度为80～86℃的矿浆中以8.5～9.2米3/分的速度通入空气，通气时刻在致为12小时，矿浆浓度为40～45%，然后往矿浆中参加石灰拌和并通入(耗量为22.7公斤/吨)，与石灰发作效果发生，后者再与没氧化的含碳物质及黄铁矿效果，使矿石中碳质物及黄铁矿彻底氧化，处理后的矿浆进入化作业。 金-锑精矿的加工办法 由于锑矿藏易溶于碱性溶液中，因而锑矿藏会严重影响金的化浸出。常见的金、锑矿藏别离办法有以下几种： 1.8～10%溶液是辉锑矿和一些氧化锑矿藏的杰出溶剂。一般在80～90℃时、矿浆浓度不低于33%时，用上述溶液浸出1～2小时能够别离矿石中的金和锑。残渣用水洗刷后，用化法收回金。 2.金-锑精矿经焙烧能使锑呈三氧化锑而蒸发出来。一般焙烧分二段进行，榜首段在500～600℃条件下焙烧1小时;第二段在1000℃下焙烧2～3小时。三氧化锑用收尘器收回，焙砂用稀硫酸浸出后，用化法收回金。 3.在压氧和溶液介质中进行压热浸出能够从金-锑精矿中收回金。当溶液中氢氧化浓度为33～35%、温度为170～175℃、氧压力15～16大气压时，浸出时刻24～30小时能够富金-锑精矿中收回99%的金。 4.用加氧化剂的酸性[CS(NH2)2]溶液，从金-锑精矿中浸出金。溶液中浓度为0.1～1%，硫酸浓度为0.1～0.5%，氧化剂浓度为0.001～0.1%时，金的浸出率可达60～70%。 金-硒矿石的处理 金硒矿石一般含硒0.05～0.2%，由于硒溶于的溶液中，使化进程复杂化(添加耗量，并且在锌的表面生成硒薄膜，使金难以被锌置换)。所以金-硒矿石在提取金曾经运用下面办法进行处理： 1.关于含硒小于0.05%的矿石，化时要运用低浓度溶液，以削减硒的溶解度，一起在用锌粉置换金时，有必要进步溶液硷度，最好用活性炭从化溶液中吸附金，也可将精矿在600～700℃条件下进行焙烧，焙砂用化法收回金。 2.关于含硒大于0.05%的矿石，最好选用漂溶液从矿石中浸出硒，然后用化法收回金。硒浸出可用渗滤法和拌和法进行。渗滤法漂耗量为每吨矿石几十公斤，硒的收回率为90%;选用拌和漂耗量较少，但硒的收回率可达98～100%。渗液可用二氧化硫和铁屑从溶液中沉积硒。

具有工业意义的含锑合金达200种以上，其中以制造蓄电池铅栅极及接头零件、轴瓦（轴承合金）、印刷合金（活字金）、锑青铜、电缆包皮、铅板、铅管和铅箔、焊料、软管、弹丸，白镴等耗锑量较大，其含锑成分的范围列于下表。 表  工业锑合金的大致组分合金名称主要成分∕%其他成分∕%蓄电池栅铅板2.5～50.25～0.5余量轴承合金4～15锡基83～93 铅基1.5～110.35 余量As 1～3 Cu 0.5～8印刷合金4～2317～3余量Cu 0～2锑青铜7Cu 91，Ni 2电缆包皮1～6余量铅板和铅管2～6余量焊料0～242～38余量软管2～3余量弹丸0.5～120.25～1.0白镴0～8余量20～2Cu0.2～5，Zn0～5硬铅6～28余量    表中前4种合金是工业上用途最广泛的锑合金。铅基合金的成分各制造厂家不尽相同，一般为3%～12%。     自20世纪60年代起出现了低维护和不需维护的蓄电池。低维护蓄电池是将铅栅极的含锑量由5%或更高减至1.15%～2.75%。这样会影响铅栅极的硬度，改用添加少量其他金属（主要是砷）来解决。     轴承合金的品种相当繁多，锑在机械工业及交通运输业中的用量仅次于蓄电池制造业。     印刷合金（活字金）是以锑锡为基本组分，含Sb3.5%～30.5%，计有20多种牌号产品。这种合金熔点低，易于浇铸，印刷合金通常是用废铅字回炉熔炼铸成，原生锑在印刷合金的消耗，仅占锑的年需量的3%左右，并逐年减少。     锑青铜是以锑代替昂贵的锡而成的一种新型锑合金，可用来制造摩擦轮、各种齿轴及机床电动机的受荷的轴衬，性能良好，有发展前途。

一、金属锑 金属锑首要用于制作合金及半导体材料，在橡胶、染料、珐琅等工业中也有广泛的运用，还用于电缆扩套、焊料、装修用铸件等。 金属锑常用于珐琅面釉常用的有锑底白釉（含金属锑 9.05%），锑光面釉（含金属锑7.00%），锑一次搪面釉（含金属锑6.66%，氧化锑 2.86%）等几种。 锑作为添加剂参加锡铅焊猜中，所起效果是使焊接强度添加，参加量随锡的削减，铅的添加而添加。例如HISNPB10焊料锑的含量少于0.15%，而 HISNPB90—6焊猜中的锑的含量则到达5%～6%。 二、锑合金 合金中锑的首要功用是进步合金的硬度，及使其在常温下不氧化。 锑是铅合金中用量最大的合金元素。锑部分固溶于铅，使铅合金的硬度、强度进步，并进步铅对硫酸的耐腐蚀性。用于化工设备和管道材料时，以含锑约6% 的铅合金为合适；而用作衔接构件时，以含锑8%～10%为宜。含锑铅合金种类较多，依据成分、功能的不同分红3组：铅锑合金、硬铅合金和特硬铅合金。 锡合金因为锑的参加而明显进步强度，能够用作轴承材料。锡合金有SNSB 2—5(含锑1.9—3.1%)及SNPB 13.5—2.5(含铅 12.0—15.0%、锑 1.75—3.25%)两种牌号。锡合金的箔材在电气、外表等工业中用于制作零件。例如SNSB 2.5合金厚0.05MM的箔材可用作壳垫片；SNPB 13.5—2.5 合金厚0.02MM的箔材可用于制作电容器。 较为闻名的含锑合金有： 印刷活字合金，其成分为2%～4% SN、10%～13%SB、88%～83%PB，其特点是在冷却凝结时细微地胀大，所以能制成概括明晰的铸件。 巴氏合金具有减摩特性的锡基和铅基轴承合金。由美国人巴比特创造而得名。因其呈白色，又称白合金。首要合金成分是锡、铅、锑、铜。锑、铜，用以进步合金强度和硬度。巴氏合金的安排特点是，在软相基体上均匀分布着硬相质点，软相基体使合金具有非常好的嵌藏性、顺应性和抗咬合性，并在磨合后，软基体内凹，硬质点外凸，使滑动面之间构成细小空隙，成为贮油空间和润滑油通道，利于减摩；上凸的硬质点起支承效果，有利于承载。巴氏合金除制作滑动轴承外，因其质地软、强度低，常将其丝或粉喷涂在钢等基体上制成轴瓦运用。巴氏合金分锡基(见锡合金)和铅基合金两种。后者含锑10％～20％，锡5 ％～15％，为避免成分偏析和细化晶粒，还常参加少数的砷。铅基合金的强度和硬度比锡基合金低，耐蚀性也差。 (包含锡基轴承合金和铅基轴承合金)是最广为人知的轴承材料，由美国人巴比特创造而得名，因其呈白色，又称白合金，其运用能够追溯到工业年代。具有减摩特性的锡基巴氏合金和铅基巴氏合金是仅有合适相对于低硬度轴滚动的材料，与其它轴承材料比较，具有更好的适应性和压入性，广泛用于大型船用柴油机、涡轮机、沟通发电机，以及其它矿山机械和大型旋转机械等。 巴氏合金的首要成分是锡、铅、锑、铜。 其间锑和铜，用以进步合金强度和硬度。巴氏合金可简略地分为三种：高锡合金、高铅合金和中间合金(合金中锡和铅均占有重要份额)。在所有这些合金系中，锑 和铜均作为重要的合金化元素和硬化元素，并且其结构是由硬的、弥散于软基质中的金属间化合物组成。 巴氏合金的安排特点是，在软相基体上均匀分布着硬相质点，软相基体使巴氏合金具有非常好的嵌藏性、顺应性和抗咬合性，并在磨合后，软基体内凹，硬质点外凸，使滑动面之间构成细小空隙，成为贮油空间和润滑油通道，利于减摩；上凸的硬质点起支承效果，有利于承载。

1硫化锑矿     首要的硫化锑矿藏是辉锑矿Sb2S3，含Sb71.4%，非必须的硫化锑矿有脆硫锑铅矿2PbS·Sb2S3、硫锑银矿3Ag2S·Sb2S3和车轮矿2PbS·Cu2S·Sb2S3等。     用黄药捕收辉锑矿时，需求预先用重金属离子如Pb2+、Cu2+活化。硫酸铜活化辉锑矿的PH规模是4～7.4。没有活化的辉锑矿，可用中性油作捕收剂，其间页岩焦油和泥煤加工产品比较有用。     按捺辉锑矿。据研讨,被Pb2+活化的辉锑矿，能被K2Cr2O7按捺，条件是矿浆中必须有很多的Pb2+，使辉锑矿表面吸附Pb2+今后，构成不溶的表面化合物。依照这一理论，成功地完成了辉锑矿与辰砂的别离。先用作活化剂，进行锑混合浮选，混合精矿别离时，再加K2Cr2O7，按捺辉锑矿。     如某锑矿，属低温热液充填似层状矿床，锑矿藏首要是辉锑矿，此外尚有少数氧化锑矿藏。脉石有石英、方解石、高岭土、石膏和重晶石等。     现厂选用重介质-浮选联合流程，原矿经重介质选别后，可抛弃50％的废石，档次由含Sb3.67%提高到7.1％,回收率97%。     经重介质处理后的矿石磨至55%~60%-0.074mm，加（155g/t）活化辉锑矿，捕收剂用丁黄药（384g/t）和页岩油（482g/t），以松醇油（130g/t )作起泡剂。浮选得到的锑精矿含Sb55％，回收率93.5％。     2硫化砷矿     有工业价值的含砷矿藏是毒砂FeAsS，含As46％，其次是雄黄AsS和雌黄As2S3。毒砂在硫化矿中，是一种散布很广的矿藏，砷矿藏混入其他有色金属精矿，成为有害杂质，如炼铅、水冶锌、黄铁矿制酸等，砷都是有害的。因而，在多金属矿分选时，应当操控含砷矿藏的去向。     毒砂和其他硫化矿相同，易被硫代化合物类捕收剂浮选。在碱性介质中，受按捺。硫酸铜能在石灰介质中活化毒砂。     雄黄用重金属离子活化后，可用黄药浮选。中性油可浮选未经活化的雄黄。糊精是雄黄的按捺剂。     雌黄的可浮性比毒砂和雄黄差，如乙黄药用量为100~750g/t,其回收率不能确保超越45％。用黄药捕收时，硫酸铜是活化剂，用量500g/t左右，用量过多或过少，都会使成果变坏。页岩焦油对雌黄有较强的捕收效果，用量大致为500g/t。     毒砂与黄铁矿的可浮性很类似，因而，毒砂与黄铁矿的别离，是硫化砷矿浮选的一个首要问题。依据它们的氧化速度不同，拟定了它们的别离计划，并用于工业出产。在氧和氧化剂（如、漂等）效果下，毒砂被氧化，而黄铁矿仍可浮，适宜的PH是6.7左右。     在石灰介质中加铵盐（如氯化铵），可成功别离毒砂和黄铁矿的混合精矿。铵盐对黄铁矿有维护效果，而毒砂受石灰的按捺不浮。     3硫化铋矿     铋的首要矿藏是辉铋矿Bi2S3，含Bi 81.2 %。硫化铋和天然铋，易被黄药和黑药捕收，还可用烃油类浮选。辉铋矿不受按捺，与硫化铁、铜、砷等矿藏别离时，可用抑其他硫化矿浮铋。辉铋矿与方铅矿不易别离，一般在冶炼过程中再使之别离。辉铋矿与辉钼矿的别离，选用作铋的按捺剂。     因为辉钼矿和辉铋矿的可浮性相近，故出产中常将它们选为混合精矿，然后再行别离。如某钨钼铋矿，先加火油和乙硫氮作捕收剂全浮硫化矿，混合硫化矿精矿经活性炭解吸脱药后，加和硫酸锌按捺其他硫化矿，浮出钼和铋。钼铋混合精矿别离时，加作铋的按捺剂，用火油浮钼。原矿含Mo 0.13%、Bi 0.114%，钼精矿含Mo45.95 %，回收率85.74%；铋精矿含Bi 18.53％，回收率68.59％。[next     4硫化矿     辰砂HgS,含Hg 86.2％，是首要的硫化矿藏。辰砂易被黄药类捕收剂捕收，石灰和几乎不按捺辰砂。在出产实践中，有时加硫酸铜作活化剂。     档次较高的矿石，能够直接冶炼。浮选矿一般只处理那些低档次的矿石。现在已处理原矿档次为0.08%左右的矿石。作为药用的，不光要求档次高（HgS> 96 %），并且不能污染，故不必浮选，一般用重选法选出。     某矿属低温热液似层状矿，首要矿藏有辰砂，伴生矿藏有黄铁矿、闪锌矿、天然。脉石为硅化白云岩，其间以白云石、石英和方解石为主。出产流程为图1所示的重-浮联合流程。  图1 某矿的重-浮联合流程       原矿破碎到25mm今后，有一部分经摇床选别，得出精矿。摇床尾矿与另一部分原矿兼并：磨到60％-0.074mm后浮选。    浮选时加硫酸铜（300g/t)作活化剂，粗选加乙黄药（285~300g/t）作捕收剂，樟油（600g/t )作起泡剂，扫选加黑药（20g/t）；当原矿档次为0.18%时，得到精矿含Hg17.5 %，回收率为95.74％。

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％ 。