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。 

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。  

矿石的矿物组成及结构构造：    矿石中的矿物组成有30多种，主要金属矿物为磁铁矿。硫化物以黄铁矿、黄铜矿为主，矿石结构以半自形-他形晶粒状结构为主。矿石中有益组分有：铁、铜、钴、镍、金、银。有害组分主要有：硫、磷、砷等。 以某铁矿为例：选别作业采用的是先浮选后磁选工艺。浮选作业又包括混合浮选和分离浮选2个作业。磁选又分为单一弱磁选和弱磁-中磁-强磁选两种流程。    铜硫混合浮选作业共分4个系列，每个系列有20m3浮选机12槽、6A浮选机10槽（四系列6A浮选机12槽）。二次球磨分级溢流先由20m3浮选机进行粗选，粗选精矿再由6A浮选机进行两次精选，精选精矿即为铜硫混合精矿。铜硫混合精矿由砂浆泵送8#浓缩机浓缩脱药，粗选尾矿由砂浆泵送弱磁选选铁。     铜硫分离浮选有2个系列，一个系列生产，一个系列备用。有6A浮选机4排共48槽。铜硫混精经8#浓缩机脱药后，由砂浆泵送入一排14槽（或18槽）6A浮选机粗选、一次扫选，粗选精矿再由另一排8槽6A浮选机两次精选，精选精矿即为铜精矿，由砂浆送入6#浓缩机，扫选尾矿为硫钴精矿，由砂浆泵送入7#浓缩机。具体浮选流程如下：

一、铜、铅、锌硫化矿的可浮性 1、铜矿藏的可浮性 (1)黄铜矿CuFeS2，含Cu 34.57%。斑岩铜矿。 捕收剂：初级黄药、黑药。机理：化学吸附，与铜离子作用生成黄原酸铜;物理吸附，以双黄药方式吸附与Fe3+离子表面。按捺剂：CN-、NaCN、kCN、k4[Fe(CN)6]、k3[Fe(CN)6]，均在碱性介质中运用。H2O2、NaClO经过过氧化作用而下降其可浮性，在酸性介质中运用。 活化剂：CuSO4。 (2)辉铜矿和铜兰的可浮性(归于次生铜矿) 辉铜矿Cu2S:含Cu 79.83%，天然可浮性最好。 铜兰 CuS:含Cu 64.4%，天然可浮性很好。捕收剂：初级黄药，黑药，PH值1~13。 机理同上。按捺剂：Na2OS3、Na2S2O3、k4[Fe(CN)6]、k3[Fe(CN)6]、Na2S，均在碱性介质中运用。 按捺作用较差。特色：这两种矿藏均性质较脆，磨矿易泥化，溶解性也相对较大，收回率较低，矿浆中的[Cu2+]离子含量高，形成按捺困难，且简单活化其它矿藏，致使浮选选择性差。 (3)斑铜矿 Cu5FeS4，Cu含量 63.3%，可浮性介于上述(1)、(2)两种矿藏之间。 捕收剂同上，PH值5~10。按捺剂：CN-、石灰在碱性介质中运用。一般规则：1)凡不含铁矿藏，可浮性类似，CN-、石灰对它们的按捺弱。2)凡含铁矿藏，CN-、石灰在碱性介质中能够按捺其可浮性。 3)含铜量越高，可浮性越好。 2、铅矿藏的可浮性 代表性矿藏为方铅矿。PbS含Pb 86.6%，立方晶体结晶，天然可浮性较好。 捕收剂：1)PH值 10.5后方铅矿受必定的按捺。 捕收机理为化学吸附，产品为黄原酸铅。按捺剂：诺克斯试剂(K2CrO4+KCrO2)、Na2S、CaO。按捺后的活化：诺克斯试剂按捺用HCl或酸性介质顶用NaCl活化，后者在酸性介质顶用CuSO4活化。CN-无按捺作用。(含铁时在外)。 3、闪锌矿ZnS，含Zn量67.10%。 天然可浮性较1、2均弱。 捕收剂：用Cu2+活化后，用黄药捕收。未活化则黄药无效。按捺剂：CN-、NaCN、kCN、ZnSO4、Na2OS3、Na2S2O3。特色：常有Fe及Cd呈类质同象混入。形成可浮性下降，使按捺更简单。其间Cd需收回，现在Cd均来自从闪锌矿中的收回。 4、铁硫化矿藏的可浮性 1)黄铁矿的可浮性 FeS2，含S 53.4%。 有必定的天然疏水性，但不充沛，其表面恰当氧化后有利于黄药捕收。过度氧化则可浮性下降。 捕收剂：在弱酸性介质中，用黄药捕收。机理：电化学吸附机理。黄药首要被氧化成双黄药，黄药中的孤对电子和Fe2+离子的空轨迹结合，经过孤对电子的给予黄药吸附在矿藏表面。 按捺剂：石灰，。活化剂：石灰按捺用硫酸、碳酸钠活化，生成硫酸钙及硫酸氢钙解析Ca在矿藏表面的吸附; 按捺用硫酸铜活化。 2)磁黄铁矿 Fe1-xS，x：0.1~0.2，其可浮性弱于黄铁矿，用高档黄药捕收，按捺剂同黄铁矿。 二、铜、铅、锌、硫的别离(各种硫化矿的简称) 1、铜硫别离办法：取决于矿石性质。主要有下列两种办法。 1)优先浮选：适用于细密块状矿石，在比较粗的磨矿粒度条件下Cu与S能充沛单体解离。次序：按捺硫先浮铜。2)混合浮选：适用于矿石中Cu与S结合严密，Cu与S的集合体粒度较粗，而单体矿藏粒度较细时，用混合浮选先甩出合格尾矿，再把Cu与S混合精矿再磨脱药，再选别离。条件：Cu的捕收剂为黄药或黑药，石灰做pH值调整剂及铁矿藏的按捺剂，必要时参加辅佐按捺。活化剂：只要石灰按捺，用硫酸、碳酸钠活化，生成硫酸钙及硫酸氢钙解析Ca在矿藏表面的吸附;合作按捺后用硫酸和硫酸铜活化。 2、铅、锌别离优先浮选法，按捺闪锌矿，捕收方铅矿。 捕收剂：初级黄药、高档黄药、黑药。通常在碱性介质中别离。按捺剂：CN-、NaCN、kCN、ZnSO4、Na2OS3、Na2S2O3。 活化剂：硫酸铜。然后用高档黄药捕收。 3、铜、锌别离优先浮选法，按捺闪锌矿，捕收铜矿藏。别离难度大于2的铅锌别离，应加强对锌的按捺。 捕收剂：初级黄药、高档黄药、黑药。通常在碱性介质中别离。按捺剂：CN-、NaCN、kCN、ZnSO4、Na2OS3、Na2S2O3。 活化剂：硫酸铜。然后用高档黄药捕收。 4、铜、铅别离 一般为铜铅的混合精矿别离，先脱药，再优先浮选。 脱药办法：机械法，再磨脱药，拌和洗刷脱药，Na2S脱药，活性炭吸附脱药，加温，焙烧等。1)按捺铅浮铜 适用于次生铜矿，Cu2+离子溶解较多不易按捺的状况。 按捺铅：诺克斯试剂(K2CrO4+KCrO2)和Na2S合作运用;或氧硫法：1)SO2(或)+淀粉;2)，;3)硫代硫酸钠+或硫酸亚铁;4)碳酸钠十硫酸亚铁。2)按捺铜浮铅适用于原生铜矿。捕收剂：黄药、黑药，PH值9~9.5，用CaO调整。 按捺剂：及其代替按捺剂。或加温脱药按捺铅40~70℃(PH值≤7)。 5、锌、硫别离 选用按捺硫，浮选锌的流程。 捕收剂：黄药，锌必须经硫酸铜活化。

我国铝土矿资源丰富，已探明的铝土矿储量达23亿t。其间含硫高的一水硬铝石型铝土矿储量达1.5亿t，占总储量的11.0%左右。这类矿石以中高铝、中低硅、高硫、中高铝硅比矿石为主，且此类矿石高档次所占份额大，需加工脱硫才干运用，因而研讨经济合理的脱硫办法，具有巨大的潜在工业含义。       在氧化铝出产流程中，铝土矿中的硫不只构成Na2O的丢失，并且溶液中S2－进步后会使钢材遭到腐蚀，蒸腾和分化工序的钢制设备因腐蚀而损坏，添加溶液中铁含量。在拜耳法出产氧化铝过程中假如铝土矿中硫的含量超越0.3%，就能导致氧化铝档次因铁的污染而超支，别的还能使氧化铝的溶出率下降。跟着氧化铝工业的不断发展，科学研讨者对脱硫办法进行了许多的研讨工作，但效果及运用均不尽人意。因而有必要对高硫铝土矿进行进一步脱硫研讨，到达拜耳法氧化铝厂对铝土矿含硫的要求。       铝土矿中硫首要以黄铁矿（FeS2）办法存在，因为黄铁矿简略用黄药等捕收剂浮选，而含铝矿藏以氧化物和氢氧化物办法存在，亲水，不易被黄药捕收，因而，浮选用黄药理论上简略完成黄铁矿和含铝矿藏的别离。用浮选的办法下降铝土矿中硫的含量，最早被原苏联人员选用。在我国，浮选脱除铝土矿中的含硫矿藏还未见文献报导。因而，针对我国铝土矿的特色，用选矿脱除铝土矿中含硫矿藏的研讨具有重要含义。       针对河南某地出产的铝土矿的特色，选用黄药等作捕收剂，对反浮选除掉铝土矿中的硫化物进行了实验研讨。       一、实验部分       （一）实验质料       河南高硫矿，碳酸钠（分析纯，上海虹光化工厂），六偏磷酸钠（分析纯，天津市科密欧科技有限公司），（分析纯，天津市科密欧化学试剂开发中心），硫酸铜（化学试剂，天津市博迪化工有限公司），丁基黄药（株洲选矿药剂厂），戊基黄药（长沙矿冶研讨院选矿所），松醇油（株洲选矿药剂厂），单质碘和碘化钾（分析纯，汕头市西陇化工厂）。对河南高硫矿进行了化学分析。首要化学成分列于表1。   表1  试样的首要化学组成（质量分数）/%Al2O3SiO2Fe2O3TiO2CaOK2ONa2OMgOST61.6212.654.603.003.001.810.080.420.96       （二）实验设备及仪器       实验一切设备及仪器包含浮选机，拌和机，pH计，过滤设备，电炉，烘箱，管状炉，石英管，滴定管等。       （三）实验办法       各添加剂预先装备成必定的浓度备用。药剂添加次序为：六偏磷酸钠→→硫酸铜→丁基黄药→戊基黄药→松醇油，实验中各药剂的用量及添加药剂后的拌和时刻见表2。实验所用脱硫浮选办法为简略的一段浮选。浮选产品别离过滤、洗刷、烘干后分析。   表2  药剂用量及拌和时刻药剂称号药剂用量/（g·L－1）拌和时刻/min碳酸钠 六偏磷酸钠硫酸铜 丁基黄药 戊基黄药 松醇油2.5 7.65×10－3 4.00×10－4 1.88×10－2 3.13×10－2 3.13×10－2 0.125  1 1 2 1 2 1       二、条件实验       选用六偏磷酸钠作为按捺剂，和硫酸铜作为活化剂，丁基黄药和戊基黄药作为捕收剂，对高硫铝土矿进行一段浮选脱硫条件实验，研讨各添加剂用量对浮选成果的影响。       （一）碳酸钠用量的影响       在pH＞11的高碱环境下，黄铁矿表面会有亲水的氢氧化物生成，进而浮选遭到按捺。碱性增强对黄铁矿的按捺不断增强。低pH值系统中难以浮选，乃至浮选没有泡沫，这与铝土矿结构以及实验条件有关。碳酸钠另一效果是对黄铁矿具有活化效果。在CO32－与HCO3－离子效果下，铁的氢氧化物又可转变成铁的碳酸盐，使黄铁矿表面掩盖的氢氧化物和硫酸盐脱落暴露出新鲜的表面。因而碳酸钠添加量对浮选的效果有较大的影响。按表2所示条件，进行了碳酸钠用量对脱硫效果的影响的研讨，成果见表3。   表3  碳酸钠用量条件实验成果碳酸钠用量/（g·L－1）pH值产品称号产率/%S档次/%S收回率/%0.59.70低硫铝土矿 高硫尾矿82.44 17.560.41 3.5435.25 64.751.010.10低硫铝土矿 高硫尾矿89.91 10.090.420 5.7739.35 60.652.510.43低硫铝土矿 高硫尾矿96 40.44 13.4444 563.510.78低硫铝土矿 高硫尾矿93.4 26.580.48 7.7846.67 53.33       由表3可知，跟着碳酸钠用量的添加和矿浆pH值升高，高硫尾矿中硫的档次越来越高，硫的收回率在逐步下降，低硫铝土矿的产率较大起伏的升高，到碳酸钠用量为2.5g/L，pH值为10.43时，硫的档次达最大值，随后又开端下降，硫的收回率持续下降，低硫铝土矿的产率也到达最大值后又下降。由此可见碳酸钠对浮选具有较大影响。归纳考虑以上要素，高硫矿浮选碳酸钠用量应为2.5g/L，pH值为10.43左右。       （二）按捺剂用量的影响       六偏碳酸钠在含量高时对一水硬铝石具有按捺效果，但在pH＞10时，其按捺效果较弱，只要在较高用量的条件下才具有较强的按捺效果。六偏磷酸钠的按捺效果为在浮选过程中损坏和削弱一水硬铝石与捕收剂之间相互效果，增强一水硬铝石表面的亲水性。它的效果办法有3种：消除活化离子；在矿藏表面构成亲水薄膜；消除矿藏表面的活化薄膜。六偏磷酸钠一起可对矿浆起涣散效果。按表2所示条件，进行六偏磷酸钠用量对脱硫效果的影响，成果见表4。   表4  六偏碳酸钠用量条件实验成果六偏碳酸钠用量/（×10－3g·L－1）产品称号产率/%S档次/%S收回率/%0低硫铝土矿 高硫尾矿93 70.54 6.5852.02 47.987.65低硫铝土矿 高硫尾矿96 40.44 13.4444 5615.30低硫铝土矿 高硫尾矿95.34 4.660.48 10.7947.68 52.32       由表4可知，跟着六偏碳酸钠用量的添加，高硫尾矿中硫的档次先进步然后下降，硫的收回率也是先进步后下降，低硫铝土矿的产率在小起伏规模内改变。六偏碳酸钠用量以7.65×10－3g/L为宜。       （三）活化剂用量的影响       活化剂的效果是在矿藏表面生成促进捕收剂效果的薄膜。浮选电化学以为，某些硫化矿藏具有半导体性质和必定的电子传导才能，表面的静电位是HS－离子能否在其表面氧化生成元素S0的要害，当表面静电位Ems高于HS－氧化成S0的平衡电位时，则这种氧化在热力学上能够完成。黄铁矿表面静电位Ems高于HS－氧化成S0的平衡电位，因而HS－可能在黄铁矿表面氧化成元素（S0）。王淀佐等人测定了黄铁矿的表面静电位，在pH＞8今后一直高于EHS-/S0，所以HS－能够在其表面氧化。Na2S参加矿浆中后，矿浆中存在许多的HS－离子，黄铁矿因为表面静电位较高，对HS－离子有较强的电催化效果，HS－在其表面有如下反响：   HS（aq）－→HS（ad）－     HS（aq）－→H＋＋S（ad）0＋2e－       S0吸附于黄铁矿表面使其变得疏水，因而黄铁矿具有杰出的诱导可浮性。       当黄铁矿表面氧化较深时，可被Cu2＋活化。其机理为Cu2＋可替代黄铁矿品质中的Fe2＋使表面生成含铜硫化膜然后增强对黄药的吸附效果。铜离子比较简略进入黄铁矿的晶格，铜和硫的亲和性比铁和硫的亲和性更大，使黄铁矿表面构成铜膜，铜离子不影响矿藏晶格深处，在黄铁矿表面上掩盖铜相当于分散处理黄铁矿表面，即影响到黄铁矿表面的导电类型。黄铁矿为电子型半导体，晶格表面层上富集电子的表面，因而不能安稳的吸附黄药。一些二价Cu2＋从其表面取得电子，Cu2＋浓度下降为Cu2＋，使黄铁矿表面层电子浓度下降。黄铁矿表面导电性的转化，这时能安稳地吸附黄药。       综上所述，首要对黄铁矿起到诱导浮选效果，但因为黄铁矿镶嵌于结构杂乱的铝土矿中，且黄铁矿的含量小，尤其是当黄铁矿表面氧化较深时，对黄铁矿就起不了诱导浮选效果，而Cu2＋能够进入黄铁矿晶格中替代Fe2＋使表面生成含铜硫化膜然后增强对黄药的吸附效果。因而和硫酸铜均可起到活化效果，其用量多少对硫档次影响很大。按表2所示条件，别离进行了和硫酸铜用量对脱硫效果的影响研讨，成果别离见表5和表6。   表5  用量条件实验成果用量/（×10－4g·L－1）产品称号产率/%S档次/%S收回率/%0低硫铝土矿 高硫尾矿95.25 4.750.50 10.1649.73 50.272低硫铝土矿 高硫尾矿94.12 5.880.48 8.5747.51 52.494低硫铝土矿 高硫尾矿96 40.44 13.4444 5610低硫铝土矿 高硫尾矿96.62 3.380.61 1161.27 38.73   表6  硫酸铜用量条件实验成果硫酸铜用量/（×10－2g·L－1）产品称号产率/%S档次/%S收回率/%0低硫铝土矿 高硫尾矿92.89 7.110.48 7.2348.59 51.411.88低硫铝土矿 高硫尾矿96 40.44 13.4444 563.75低硫铝土矿 高硫尾矿93.20 6.800.55 6.5553.6 46.4       由表5可知，跟着用量的添加，高硫尾矿中硫的档次先下降后升高，随后又下降，硫的收回首先升高后下降，低硫铝土矿的产率改变不大。用量以4×10－4g/L为宜。       由表6可知，跟着硫酸铜用量的添加，高硫尾矿中硫的档次先升高后下降，改变的起伏比较大，硫的收回首先逐步升高然后较大起伏的下降，低硫铝土矿的产率改变不大。硫酸铜用量以1.88×10－2g/L为宜。       （四）捕收剂用量及其品种的影响       在浮选中运用捕收剂，能够进步有用矿藏表面的疏水性。黄铁矿捕收剂首要是黄药类等捕收剂。在许多情况下，已成功地运用单一种捕收剂。但混合运用多种硫代捕收剂可大大进步硫化矿浮选目标。按表2所示条件，丁基黄药及戊基黄药用量对脱硫效果的影响成果别离见表7和表8。   表7  丁基黄药用量条件实验成果丁基黄药用量/（×10－2g·L－1）产品称号产率/%S档次/%S收回率/%0低硫铝土矿 高硫尾矿94.29 5.710.55 7.8253.49 46.511.56低硫铝土矿 高硫尾矿95.10 4.900.57 8.5456.41 43.593.13低硫铝土矿 高硫尾矿96 40.44 13.4444 566.25低硫铝土矿 高硫尾矿97.06 3.740.50 12.9251.68 48.32   表8  戊基黄药用量条件实验成果戊基黄药用量/（×10－2g·L－1）产品称号产率/%S档次/%S收回率/%0低硫铝土矿 高硫尾矿96.62 3.380.56 12.4556.17 43.831.56低硫铝土矿 高硫尾矿95.69 4.310.45 12.344.78 55.223.13低硫铝土矿 高硫尾矿96 40.44 13.4444 566.25低硫铝土矿 高硫尾矿96.5 3.50.57 11.5957.74 42.26       由表7可知，跟着丁基黄药用量的添加，高硫尾矿中硫的档次和收回率都随之添加，然后下降，低硫铝土矿的产率在小规模内增大。丁基黄药对浮选效果具有较大影响。丁基黄药用量以3.13×10－2g/L为宜。       由表8可知，跟着戊基黄药用量的添加，高硫尾矿中硫的档次在小起伏内先升高后下降，硫的收回率在较大起伏内先升高后下降，低硫铝土矿的产率改变不大。戊基黄药对硫的收回率影响较大。戊基黄药用量以3.13×10－2g/L为宜。       三、优化条件的浮选成果       通过以上各条件实验的影响，得出高硫铝土矿一段浮选除硫的最佳条件实验为：碳酸钠用量2.5g/L，六偏磷酸钠用量为7.65×10－3g/L，拌和1min，用量为4.0×10－4g/L，拌和1min，硫酸铜用量为1.88×10－2g/L，拌和2min，丁基黄药用量为3.13×10－2g/L，拌和1min，戊基黄药用量为3.13×10－2g/L，拌和2min，松醇油用量为0.125g/L，拌和1min，实验成果见表9。   表9  原矿一段浮选实验成果产品称号产率/%S档次/%S收回率/%低硫铝土矿 高硫尾矿 原矿96 4 1000.44 13.44 0.9644 56 100       由表9可知，在优化的浮选条件下，原矿通过一段浮选即可取得硫档次高达的13.44%，收回率56%，而产率仅为4%的高硫尾矿；一起取得产率为96%，硫档次为0.44%的低硫铝土矿。这一成果比前苏联研讨人员浮选高硫铝土矿一段浮选尾矿含硫达9%的工艺目标还好。       对浮选所得低硫铝土矿和高硫尾矿进行化学分析，分析成果见表10。为了便于对照，将原矿相应数据也列于表10中。   表10  浮选产品化学分析成果（质量分数）/%产品称号Al2O3SiO2Fe2O3TiO2CaOK2ONa2OMgOST1）低硫铝土矿 高硫尾矿 原矿62.10 51.96 61.6212.83 8.18 12.654.17 14.94 4.602.95 4.71 3.003.07 1.43 3.001.85 0.95 1.810.08 0.11 0.080.42 0.40 0.420.44 13.44 0.96        1) 此为化学分析成果，不是荧光分析成果       由表10可知，一段浮选高硫尾矿的A/S比为6.35，与A/S比为4.87的原矿比较，高硫尾矿的A/S比高，这是因为铝比硅更简略浮选，成果导致高硫尾矿中A/S比稍高。因为被浮选的高硫尾矿产率不大，因而对低硫铝土矿的A/S比的影响不大。高硫尾矿中硫和铁含量比原矿明显进步，铁略有进步，其它元素含量都偏低。而低硫铝土矿与原矿比较，除了铝，硅以及钾比原矿略低高外，其它元素都有所下降。       四、结语       （一）选用浮选的办法，以碳酸钠为pH调整剂，六偏磷酸钠为按捺剂，和硫酸铜为活化剂，丁基黄药和戊基黄药为捕收剂，松醇油为起泡剂，进行高硫铝土矿的一段反浮选，取得硫含量高达13.44%，收回率56%，氧化铝含量为51.96%，而产率仅为4%的高硫尾矿，一起取得产率为96%，氧化铝含量为62.10%，硫档次为0.44%的低硫铝土矿。因为铝比硅更简略浮选，高硫尾矿的A/S比升高，但因为高硫尾矿的产率低，仅为4%，因而对低硫铝土矿的A/S比影响不大。       （二）对原矿进行一段浮选的最佳条件是：碳酸钠用量为2.50g/L，六偏磷酸钠用量为7.65×10－3g/L，用量为4.00×10－4g/L，硫酸铜用量为1.88×10－2g/L，丁基黄药用量为3.13×10－2g/L，戊基黄药用量为3.13×10－2g/L，松醇油用量为1.25×10－1g/L。矿浆最佳浮选pH值规模是10.4～10.5左右。       （三）本研讨测验一起运用2种活化剂，即和硫酸铜，活化的效果大于单一活化剂的效果，进步硫的浮选收回率。丁基黄药与戊基黄药2种捕收剂按份额混合运用可进步硫的档次及收回率。

元素称号：硫俗称:元素符号：S元素原子量：32.066晶体结构：晶胞为正交晶胞。 莫氏硬度：2.0 元素类型：非金属发现进程：古代人类已认识了天然硫。硫散布较广。单质物理性质：一般为淡黄色晶体，它的元素名来历于拉丁文，本意是鲜黄色。单质硫有几种同素异形体，菱形硫（斜方硫）和单斜硫是现在已知最重要的晶状硫。它们都是由S8环状分子组成。 密度 熔点 沸点 存在条件 菱形硫(S8) 2.07克/厘米3 112.8℃444.674℃ 200℃以下 单斜硫(S8) 1.96克/厘米3 119.0℃444.6℃ 200℃以上 硫单质导热性和导电性都差。性松脆，不溶于水,易溶于(弹性硫只能部分溶解)。无定形硫主要有弹性硫，是由熔态硫敏捷倾倒在冰水中所得。不安稳，可转变为晶状硫(正交硫),正交硫是室温下仅有安稳的硫的存在方式。化学性质: 化合价为-2、+2、+4和+6。榜首电离能10.360电子伏特。化学性质比较生动，能与氧、金属、、卤素（除碘外）及已知的大多数元素化合。还可以与强氧化性的酸、盐、氧化物，浓的强碱溶液反响。它存在正氧化态，也存在负氧化态，可构成离子化合物、共价化合成物和配位共价化合物。元素来历：重要的硫化物是黄铁矿，其次是有色金属元素（Cu、Pb、Zn等）的硫化物矿。天然的硫酸盐中以石膏CaSO4·2H2O和芒硝Na2SO4·10H2O为最丰厚。可从它的天然矿石或化合物中制取。火山口处存在许多。元素用处：大部分用于制作硫酸。橡胶制品工业、火柴、焰火、硫酸盐、盐、硫化物等产品中也需求许多。部分用于制作药物、虫剂以及漂染剂等。元素辅佐材料：硫在自然界中存在有单质状况，每一次火山爆发都会把许多地下的硫带到地上。硫还和多种金属构成硫化物和各种硫酸盐，广泛存在于自然界中。单质硫具有明显的橙黄色，焚烧时构成激烈有刺激性的气味。金属硫化物在焚烧时发生的气味可以断语，硫在远古时代就被人们发现并使用了。在西方，古代人们以为硫焚烧时所构成的浓烟和激烈的气味能驱除魔鬼。在古罗马博物学家普林尼的作品中写到：硫用来打扫住屋，由于许多人以为，硫焚烧所构成的气味可以消除全部妖魔和全部凶恶的实力，大约4000年前，埃及人现已用硫焚烧所构成的二氧化硫漂白布疋。在古罗马闻名诗人荷马的作品里也讲到硫焚烧有消毒和漂白效果。中西方炼金术士都很注重硫，他们把硫看作是可燃性的化身，以为它是组成全部物体的要素之一。我国炼丹家们用硫、硝石的混合物制成黑色。不管在西方仍是我国，古医药学家都把硫用于医药中，我国闻名医师李时珍编著的《本草纲目》中，将到硫在医药中的运用：治腰久冷，除凉风顽痹寒热，生用治疥廯。的广泛应用促进了的提取和精粹，跟着工业的开展，硫在制取硫酸中起着关键效果，而硫酸就是工业之母，无处不需求它。1894年出生在德国的美国工业化学家弗拉施发明用过热水的办法，将硫从地下深处直接提取出来。世界上每年耗费许多的硫，其间一部分用于制作硫酸，另一部分用于橡胶制品、纸张、硫酸盐、硫化物等的出产，还有一部分硫用于农业和漂染、医药等。1789年法国化学家拉瓦锡宣布近代榜首张元素表，把硫列入表中，断定硫的不可分割性。18世纪后半页，德国化学家米切里希和法国化学家波美等人发现硫具有不同的晶形，提出硫的同素异形体。硫在地壳中的含量为0.048%

硫渣为黑灰色粉末，其中铜的形态主要呈硫化物，少部分呈金属铜；锡主要呈金属形态，部分呈硫化物。此外，还有一些其他的硫化物，如FeS, As2S3等。从硫渣中回收锡和铜，有直接焙烧-酸浸提铜与浮选分离出锡精矿后再氧化焙烧-酸浸提铜的两种方法。

现在，从硫化铜矿中提铜所选用的办法首要是火法冶炼，特别是以黄铜矿为首要矿藏成分的硫化矿选用传统的选冶工艺仍是最合理的挑选。可是，火法炼铜对铜精矿的档次和杂质含量都有严厉的要求，不能独自处理档次低或杂质不合格的铜精矿。一同，该法存在着出资大、本钱高和污染严峻等缺点，使其难以推广使用。因而，研讨出一种高效、环保，并且能够归纳收回金银铜硫等元素的湿法冶金工艺具有十分重要的现实意义。     针对原矿的特殊性质，本研讨选用低温低压浸出铜，浸出液萃取提取铜，从浸铜渣中收回及提取金银的归纳收回金、银、铜和元素硫的湿法冶金工艺。与传统炼铜工艺比较，该工艺无需对硫化矿进行焙烧，既克服了的污染，又免去了焙烧作业和制酸工程，一同金、银、铜和硫的归纳收回率较高，有着明显的经济效益。     一、矿样性质     原矿判定成果标明，金首要赋存在黄铜矿、磁黄铁矿、含铋硫酸盐中，部分金还以次显微金的方式赋存在各类金属矿藏中，归于难处理的多金属含金矿石。     表1的多元素化学分析成果标明该矿中金、银和铜含量较高，应该作为有价金属进行收回；该矿样含硫较高而钙镁含量较低，归于典型的酸性矿样。 表1  矿样的多元素化学分析成果(质量分数)/%Au1）Ag1）CuTFeFe(II)SSiO2Al2O3MgOCaO46.2585.6913.6828.1611.7426.3315.706.050.740.38Na2OK2OTiO2ZnAsSbNiMnPbLOSS0.380.770.300.130.100.060.020.020.0116.33     1)单位为g/t。     二、实验     （一）基本原理     操控必定的温度和压力，首要载金矿藏——黄铜矿(CuFeS2)、黄铁矿(FeS2)等金属硫化物矿能够被氧化，铜和铁等贱金属能够溶于硫酸溶液中。矿藏中首要元素在浸出液及浸铜渣中的详细散布方式如下：铜基本上悉数以硫酸铜存在于浸出液中，渣中铜操控得尽量少并且以黄铜矿存在，然后确保下一步金银化浸出的顺利进行；大部分硫被氧化为单质硫(S0)存在于渣中或以黄铁矿方式存在于渣中未被氧化，少数被氧化为硫酸；少数铁以二价或三价铁离子存在于浸出液中，大部分以Fe2O3或黄铁矿等方式存在于渣中。首要的化学反响如下： CuFeS2＋2H2SO4＋O2==CuSO4＋FeSO4＋2H2O＋2SO FeS2＋H2S04＋0.5O2==FeS04＋2SO＋H2O 4FeSO4＋2H2S04＋O2==2Fe2(SO4)3＋2H2O Fe2(SO4)3＋3H2O== Fe2O3＋3H2S04     （二）实验办法     热压浸出在FCH型2L拌和衬钛高压釜中进行。将矿样和浸出剂按必定的液固比首先在烧杯中浆化，然后将其倒入高压釜中加盖密封，通入部分氧气，边拌和边升温，当温度升至要求时将氧气补充到必定的氧分压并计时，反响完毕后通水冷却降温，矿浆固液别离后，渣样烘干后与液样一同送检测。     三、成果与评论     （一）热压浸出实验     吉林某矿山的浮选铜金精矿是一种含铜较高的铜金混合精矿，常温常压下，将矿样直接酸化浸铜，硫酸浓度为110g/L时，铜的浸出率大约只要12%。原矿直接化，即便用量高达20kg/t时，金和银的化浸出率仅分别为56.32%和8.65%。     热压预氧化进程首要是为了将金银的载体矿藏结构损坏，并将黄铜矿中铜以液相方式浸出，有利于后续萃取提铜、化提取金银及溶剂收回元素硫。热压浸出实验先后调查了矿样粒度、氧分压、开始酸度、开始NaC1浓度、浸出时刻和浸出温度对铜和铁浸出率的影响。     实验固定条件：矿样粒度－0.044mm90%，液固比5：1，开始 (H2SO4)=91.5g/L，开始 (NaC1)=20g/L，氧分压0.60MPa，浸出温度110℃，浸出时刻3h，拌和速度750r/min。     1、矿样粒度对铜铁浸出率的影响     图1示出了矿样粒度对铜铁浸出率的影响。从图l能够看出，矿样粒度对铜浸出率影响较大。粒度减小，铜浸出率明显进步。而粒度对铁浸出率影响比较小。因而矿样越细，关于铜的浸出越有利。归纳考虑本钱要素，矿样粒度－0.044mm(－325目)90%最佳。    2、氧分压对铜铁浸出率的影响     图2示出了氧分压对铜铁浸出率的影响。图2标明，氧分压较低时(＜0.45 MPa)，铜的浸出率跟着氧分压的添加明显进步。其原因是硫化矿在高压反响釜中的浸出涉及到固、液、气三相体系，假如要加速硫化矿的氧化，就要增大氧气在液相中的溶解度。当氧分压为0.45 MPa时，反响的供氧量已满足，这时氧化反响的动力学由扩散操控转变为化学反响操控，再持续添加氧分压对铜的浸出率影响不大；一同铁的浸出率在氧分压为0.45MPa邻近有一最低值，考虑到铁在溶液中的溶解度太高对后续铜的萃取晦气，因而选定最佳氧分压为0.45Mpa。    3、开始酸度对铜铁浸出率的影响     图3示出了开始酸度对铜铁浸出率的影响。从图3能够看出铁的浸出率随酸度添加而明显添加，但铜的浸出率添加缓慢。这是由于在低酸度时，三价铁简略水解并以Fe2O3等方式沉积于渣中；高酸度时，铁以FeSO4方式溶于溶液中。因而进步酸度，虽可添加铜的浸出率，但铁的浸出率进步得更快。别的，酸度过高，对设备原料的要求添加，一同滤液酸度也相应进步，对后续对铜的萃取也晦气。归纳考虑以上要素，挑选初始酸度为90g/L左右。    4、开始NaC1浓度对铜铁浸出率的影响     图4是开始NaC1浓度对铜铁浸出率影响的联系图。图4标明，氯离子浓度增大，铜的浸出率添加，而铁的浸出率下降。氯离子有利于三价铁的水解，然后使铁的浸出率下降。一同铁的水解，添加了溶液中硫酸的浓度，有助于黄铜矿的进一步溶解，然后使铜的浸出率添加。但进步盐浓度对设备的原料要求相应添加，因而挑选NaCl初始浓度为20g/L。    5、浸出时刻对浸出率的影响     浸出时刻对浸出率的影响见图5。图5标明，在浸出时刻为2.5 h时，铜的浸出率已到达较高值；再添加浸出时刻，对铜及金银的浸出率影响不大。但浸出时刻过长，会使出资费用和运转本钱添加。    6、浸出温度对铜铁浸出率的影响     图6为浸出温度对铜铁浸出率的影响曲线。从图6中能够看出，温度升高，铜的浸出率添加。当浸出温度较低时(90～100℃)，铜浸出率较低，当温度进步到l1O℃，铜浸出率可达90%以上。这是由于升高温度能够加速反响速度，缩短浸出时刻，在相同的反响时刻内进步浸出率。鉴于浸出进程的复杂性，浸出的最佳温度只能由实验来断定。在90～120℃温度升高，铁浸出率改变不大；超越120℃，铁浸出率添加较快。一同，单质硫易于熔融结块，然后阻止反响的进一步进行。坚持浸出温度为110～115℃左右，既可坚持较高的铜浸出率和较低的铁浸出率，又可进步反响速度，添加单位时刻设备的处理量。    （二）铜的萃取     为了使萃余液能很好的坚持H2SO4和NaCl浓度，削减闭路循环中热压浸出体系H2SO4和NaCl的耗量，选用浸出原液直接进行铜的萃取实验。通过条件实验，断定选用的萃取工艺为：三级萃取二级反萃一级洗刷，萃取剂为Lix984N，浓度为20%，比较O/A为2/1，混合时刻为3min，洗刷液用硫酸浓度为5g/L的水溶液。此刻的萃取率到达96.5%以上，萃余液中的H2SO4和NaCl浓度能得到很好的坚持，到达热压体系循环运用的要求。     （三）金银化浸出     浸铜渣中Ag、Cu的档次较高(63.2g/t、0.57%)，合适选用全泥化锌粉置换工艺。浸铜渣直接选用炭浆法化，即便参加量为20kg/t，金的浸出率只要80%左右。分析余液中的铜离子溶度，可到达0.8～1.5g/L。阐明反响进程中，生成了可溶性的铜络离子。为了进步金银的化浸出率及下降用量，选用法。法的特点是用NH3-CN-混合溶剂浸出，能够进步金的浸出率，下降的耗费。     通过条件实验，断定选用的化条件为：矿浆浓度为40%、NaCN用量为8.0 kg/t、NH4HCO3用量为75kg/t、化时刻为16 h。此刻，金、银、铜的浸出率分别为98.3%、82.7%、98.1%。此刻，金、银的浸出率分别为98.3%、82.7%。     （四）的收回     热压酸浸后浸铜渣含有很多的元素硫(18.O3%)，在收回金银铜的一同，研讨的收回技能，不只能够充分使用硫资源，并且能够下降的耗量。通过浮选法、化学法、热过滤法和溶剂溶解法等多种工艺的归纳比较，最终断定选用火油溶解来收回浸铜渣中的元素硫。通过两段火油溶解，单质硫的收回率可达99.2%，并且得到的纯度可达97%以上。脱硫渣通过洗刷晒干后，进行化，在确保金银收回率的前提下，的用量能够进一步下降到5kg/t。     四、定论     选用低温热压浸铜工艺，设备原料要求较低，出资较小，操作流程简略，结合传统的萃取－电积工艺和全泥化工艺，能够对其间金、银和铜进行有用收回。使用火油溶解来收回单质硫，收回率高，纯度高，火油能够重复运用，收回本钱低，并且能使后续的耗量下降，具有很高的经济价值。因而，含铜金精矿选用热压浸铜，火油收回，化浸出金银，工艺可行，金、银、铜和硫的归纳收回率高，出资省，见效快，为中小矿山直接出产铜和金银供给一项可行的新工艺，有着宽广的工业化使用远景。

随着国民经济的发展，矿产资源越来越受到重视，开采力度也不断加大，矿物加工面临着原料贫、细、杂的局面，复杂难选的铜硫矿石就是其中一种。由于黄铁矿含量高，难以抑制，且铜矿石主要以次生铜为主，易氧化，氧化后有较多的铜离子进入矿浆，会活化黄铁矿，使铜硫分离更加困难。针对该矿石特点，进行了选矿工艺研究，采取铜部分优先、混选精矿再磨分选工艺流程，采用合理的药剂制度，实现了铜硫分离，获得了较好的分选指标。 一、矿石性质 试样取自钻孔铜矿矿芯组合样，采自我国南方某一铜矿山。该矿体属中细粒花岗岩、细粒花岗岩或隐爆角砾岩型矿石。脉石矿物为石英、云母等；金属矿物主要为黄铁矿，其次为辉铜矿、蓝辉铜矿、铜蓝和少量斑铜矿，伴生的有用组分为金。主要金属矿物与非金属矿物呈粒状、脉状、浸染状、网脉状、块状、碎屑状、胶状等结构产出。矿石化学成分、物相组成和粒度分布如表1～3所示。表1  原矿多元素分析结果／%成分AuCuPbZnAgAsSSiO2Al2O3CaOMgOFe2O3含量0.17g／t1.160.020.014.76g／t0.058.3663.0511.170.03＜0.015.02表2  原矿铜物相分析结果／%名称原生硫化铜次生硫化铜氧化铜总钢含量0.120.700.321.15占有率10.4360.8728.70100.0 表3  原矿筛析结果／%粒级／μm产率粒级铜品位铜金属分布粒级累计粒级累计＋45014.2414.240.9511.6611.66－450＋28018.5132.750.9715.4827.14－280＋15020.4553.201.3223.2750.41－150＋7413.8467.041.5518.4968.90－74＋4513.3481.381.3016.0784.97－4518.62100.00.9315.03100.0合计100.01.16100.0二、选矿工艺流程的确定 该试验主要目的是选铜，综合回收硫，伴生金随铜精矿回收，该矿石难选原因是铜的氧化率较高；次生铜为主，矿物可溶性变化大；铜矿物呈粗细不均匀嵌布；铜离子活化硫铁矿物，分离困难。基于以上原因，提出了铜部分优先、混选精矿再磨分选工艺流程，即优先浮选部分易浮单体铜矿物，将较难浮的铜矿物与黄铁矿混合浮选，其精矿经再磨使铜硫充分解离后再分选。 三、试验结果与讨论 试样经实验室两段破碎，通过筛分粒度被控制至－0.6mm后混匀装袋，单元试样重500g，试验使用XMB－70三辊四筒球磨机磨矿，XFD型系列挂槽浮选机浮选，浮选药剂全部采用工业级试剂。 （一）铜部分优先浮选试验 为了在铜部分优先浮选获得较高质量的铜精矿，进行了粗选磨矿细度试验和粗选捕收剂种类及用量试验。磨矿细度试验结果见图1，捕收剂种类及用量试验结果见表4，试验流程见图2。综合考虑铜的品位和回收率，选择磨矿细度为－74μm占60%。由表4试验结果可知，Zj－02对铜及贵金属的选择性较强，对硫的捕集性较弱；而PAC／丁基黄药、乙硫氮／丁基铵黑药组合药剂对铜的捕收能力较强，但同时也使一部分硫在该阶段上浮，不利于铜精矿品位的提高和硫的综合回收。综合考虑后选用Zj－02为捕收剂，其用量为10g／t。图1  磨矿细度试验结果图2  捕收剂种类与用量试验流程表4  捕收剂种类与用量试验条件和结果／%捕收剂种类与用量／（g·t－1）产品名称产率铜品位铜回收率Zj－02／10 丁基黄药／10 松醇油10铜粗精矿7.5712.2474.72尾矿92.430.3425.28原矿100.01.24100.0PAC／10 丁基黄药／10 松醇油10铜粗精矿6.7611.7064.30尾矿93.240.4835.70原矿100.01.23100.0乙硫氮／40 丁基黄药／10 松醇油20铜粗精矿8.0411.1672.95尾矿91.960.3627.05原矿100.01.23100.0Zj－02 10 松醇油10铜粗精矿7.9411.2274.24尾矿92.060.3425.76原矿100.01.20100.0 （二）铜硫混选再磨分选试验 铜硫混浮采用丁基黄药作捕收剂，试验确定，当丁基黄药用量为60g／t时，铜硫混合精矿含铜7.71%，铜回收率达53.84%，作业回收率达59.51%。铜硫分离进行了再磨细度试验及铜硫分离CaO用量试验。铜硫混合粗精矿再磨的目的是提高矿物的单体解离度以及使粗精矿表面出现新的解离面，以利于硫与铜矿物的分离及CaO对黄铁矿的充分抑制，提高铜硫分离效果。铜硫分离粗选再磨细度对铜硫混合粗精矿的分离效果见图3，当铜硫混合粗精矿再磨细度为－74μm占95%时，铜硫分离效果较好，且铜的回收率降低不明显。石灰价廉，来源广泛，是当前铜硫分离方法中应用最广泛的。铜硫分离粗选CaO用量对铜硫分离指标的影响见图4。由图4结果可见，铜硫分离粗选CaO用量以2000g／t为佳。图3  磨矿细度对铜硫分离指标的影响图4  石灰用量对铜矿分离指标的影响 （三）小型闭路流程试验结果 在综合条件开路试验的基础上进行了实验室小型闭路试验，试验流程及药剂制度如图5所示。闭路试验结果见表5，结果表明，在原矿含铜1.16%、含金0.17g／t的情况下，得到铜精矿含铜19.30%、金2.52g／t，铜、金回收率分别为88.51%、78.71%；硫精矿含硫32.16%，硫回收率39.40%，选别效果较好。铜精矿含铜品位及含杂情况都达到开发商要求。闭路尾矿中铜矿物主要以微细粒和包体形式存在，浮选难以回收，是造成尾矿铜损失的重要原因。 表5  浮选闭路试验结果／%产品名称产率品位回收率CuAu／（g·t－1）SCuAuS铜精矿5.3219.302.5240.4088.5178.7127.66硫精矿9.520.800.1432.166.567.8439.40尾矿85.160.070.0273.004.9313.4532.94原矿100.01.160.177.77100.0100.0100.0图5  闭路试验流程 四、结论 （一）该矿石铜氧化率较高，且以次生铜为主，矿物可浮性变化大，铜矿物呈粗细不均匀嵌布，铜离子对黄铁矿的活化，这些因素是造成铜硫分离困难的主要原因。 （二）在铜部分优先流程不加石灰的条件下，采用选择性强的Zj－02捕收剂，使部分可浮性好的单体铜矿物得到及时回收，提高了铜精矿品位，且有利于伴生金的回收。 （三）小型闭路试验结果获得铜精矿含铜19.30%、含金2.52g／t，铜、金回收率分别达到88.5l%和78.71%，以及硫精矿含硫32.16%、回收率39.40%，选别效果较好。

粗铋中的铜以金属铜及铜的砷化物、锑化物、碲化物形状存在。 依据Cu－Bi系状况图可知（见图1），铜与铋在固态时不互溶，铜与铋的共晶点温度为270℃，此刻铋中含Cu 0.5%（原子），或含Cu 0.15%（分量），这是冷却凝析除铜的理论极限。出产实践中，熔析除铜后铋液含铜小于0.5%，这是因为铜与铋液中砷或锑互溶，生成化合物和固熔体，如Cu3As（熔点830℃）、Cu3As2（710℃分化）、Cu3Sb（580℃以上分化）等化合物；含砷4%的Cu－As固熔体（熔点684℃）、含铜0～10%，锑0～23%的Cu－Sb固熔体，含铜78.5%、砷21.5%的Cu－As共品（熔点684℃）和熔点为528℃及645℃的Cu－Sb共晶。这些化合物共晶与固溶体不溶于铋液，呈浮渣形状别离。图1 Cu－Bi系状况图 熔析除铜分加热熔析与冷却凝析两种办法。出产中常选用凝析法。粗铋装锅后，升温至600℃，捞去熔化渣后，降温至500℃捞去第一次除铜浮渣，捞渣后铋液温度下降至450℃左右，为了加速降温，可向铋液鼓入冷空气。当温度下降至350℃时，捞去第2次除铜浮渣，将其回来下批一次除铜，以收回其间的铋，并有利于降温。熔析除铜浮渣化学成分列于表1。 表1  熔折除铜浮渣成分（%）焙析脱铜后的铋液，含铜低于0.5%，在今后的除银工序中能够有用地除掉，所以不必将熔析温度操控太低，也不要捞熔析渣太多，避免下降铋的直收率。 关于含铜高于5%的粗铋，也不选用屡次熔析除铜的办法，而选用加硫除铜的办法。加硫除铜是在熔融铋液中参加粉，首要生成Bi2S3，其反响为：因为铜的硫化物的自由焓比铋的硫化物的自由焓更负，如图2所示，Cu2S的直线方位在Bi2S3下方，因而硫化铋又能与铋液中的铜反响：图2  金属硫化物的自由焓图 生成的Cu2S不溶于铋液而上浮，呈固态浮渣产出。跟着反响的进行，铋液中Bi2S3的离解压逐步削减，而Cu2S的离解压逐步增大，最终到达平衡状况，即pS2（Bi2S3）＝pS2（Cu2S）。经过平衡状况下的热力学核算可求出铋液中残存的铜的最小浓度为：从上式可知，铋液中溶解的Bi2S3愈多，则铋液中残存铜的浓度愈低。 为了有用除铜，一般选用先熔析后加硫的联合法，因为考虑到铋液为Bi2S3饱满后才干有用除铜，并考虑到硫的烧损，所以加硫量操控在Cu∶S＝1∶1，即含1千克铜可加1千克硫。 现将熔析除铜与加硫除铜实践介绍如下： 熔析与加硫除铜的操作程序如图3所示。从图3可见，粗铋装锅熔化，升温至600℃，捞去熔化渣，渣重约为料重的5%～10%，捞渣后降温，为了加速降温速度，能够在中止升温的一起，向铋液参加上批产出的二次铜渣，既可使渣中铋熔入铋液，进步铋的收回率，又可下降铋液温度。当液温降至500℃时，捞第一次除铜浮渣，一般一次铜渣量为料重的2%～5%，捞完渣后，铋液已降温至450℃左右，为了加速降温，可向铋波鼓入冷空气，当液温下降至约350℃时，抓取第2次除铜浮渣，二次铜渣量应先依据铋液残铜量概算断定，不宜捞出过多，避免添加回来渣量。图4-6  除铜作业操作程序 加硫除铜的温度操控在280℃～330℃之间，边拌和边加硫。当运用拌和机时，则将粉缓慢地加到旋涡中心；当不运用拌和机时，则用特制的铁瓢将包成小包的粉压入铋液中，此刻之液温可操控在350℃以下。加完后5～10分钟中止拌和，在不升温的情况下捞去硫化锕浮渣，避免升温后渣中铜复溶到铋液中。 捞渣后铋液中残硫选用升温氧化的办法脱除：将铋液升温至650℃左右，鼓入压缩空气，使硫氧化呈SO2逸出蒸发，此刻，标志着除铜作业的完毕，进入氧化精粹工序。

钠硫蓄电池钠硫电池的优点：一个是比能量高。其理论比能量为760W•h/kg，实际已大于100W•h/kg，是铅酸电池的3～4倍；另一个是可大电流、高功率放电。其放电电流密度一般可达200～300mA/mm2,并瞬时间可放出其3倍的固有能量；再一个是充放电效率高。由于采用固体电解质，所以没有通常采用液体电解质二次电池的那种自放电及副反应，充放电电流效率几乎100％。钠硫电池缺点，主要其工作温度在300～350℃，所以，电池工作时需要一定的加热保温。而高温腐蚀严重，电池寿命较短。现在已有采用高性能的真空绝热保温技术，可有效地解决这一问题。也有性能稳定性及使用安全性不太理想等问题。在80～90年代，国外重点发展钠硫电池作为固定场合下（如电站储能）应用，并越来越显示其优越性。这方面日本企业进展最为显著。作为近期普遍看好的电动汽车蓄电池，已被美国先进电池联合体(USMABC)列为中期发展的电动汽车蓄电池，德国ABB公司生产的B240K型钠硫蓄电池，其质量为17.5kg，蓄电量19.2Kw•h；比能量达109W•h/kg，循环使用寿命1200次，装车试验时最好的一辆无故障地行驶了2300km。

树脂的连多硫酸盐和硫酸盐中毒，树脂的单质硫中毒实际上是前者的第二阶段，与前者比较，后者归于物理中毒，树脂吸附的连多硫酸盐或硫酸盐分解出单质硫阻塞树脂上的自在通道以及活性基团。使树脂中毒的单质硫可以用NaOH溶液有效地去除。溶液处理中毒树脂时，单质硫变成硫化物或多硫化物，而硫化物或多硫化物很容易用盐溶液除掉。用上述办法，树脂上的硫能彻底除掉。

硫糖铝作为一种药物，硫糖铝 价格 在广大消费者之间受到比较大的关注。一般在 市场 上比较稳定，在2元-7元不等。接下来简单介绍一下硫糖铝。硫糖铝本品为蔗糖硫酸酯的碱式铝盐。白色或类白色粉末；无臭，几乎无味；有引湿性。在水中、乙醇或氯仿中几乎不溶，在稀盐酸或稀硫酸中易溶，在稀硝酸中略溶。能与胃蛋白酶络合，抑制该酶分解蛋白质；并能与胃粘膜的蛋白质（主要为白蛋白及纤维蛋白）络合形成保护膜，覆盖溃疡面，阻止胃酸、胃蛋白酶和胆汁酸的渗透、侵蚀，从而利于粘膜再生和溃疡愈合。 适应症 常用于胃及十二指肠溃疡。注意事项：1.不良反应发生率约为4.7%，其中主要有便秘（2.2%）。个别病人可出现口干、恶心、胃痛等，可与适当抗胆碱药合用。 2.治疗收效后，应继续服药数月，以免复发。 3.不宜与多酶片合用，否则二者疗效均降低。此由于多酶片中含有胃蛋白酶、胰酶和淀粉酶，其药理作用正与本品相拮抗，所含消化酶特别是胃蛋白酶影响溃疡愈合。与西咪替丁合用时，可能使本品疗效降低。更多关于硫糖铝和硫糖铝 价格 的信息可以登陆上海 有色 网查询！

石硫合剂（Lime－Sulfur－Synthetic－Solution），缩写为LSSS，是运用廉价易得的石灰和合制而成，原是一种农药，无毒有利于环保。我国张箭、兰新哲等将石硫合剂用于提金，进行了系统的研讨与开发作业。石硫合剂的首要有效成分是多硫离子（Sx2－）和硫代硫酸盐离子（S2O32－），可以以为石硫合剂法浸金进程实质上是多硫化物与硫代硫酸盐两者的联合作用。在强碱性介质中，石硫合剂对一些含砷、锑、碳、铜、铅的硫化物难处理金矿能有较好的浸金作用。在经济性和对环境友好方面，石硫合剂法具有必定的优越性。 石硫合剂中含有S2O32－、SO32－、S2－等离子，在氧化剂存鄙人，它们与Au（I）均能构成安稳的合作物，其安稳性高于与Au（I）的合作物，并挨近与Au（I）的合作物，其次序为：配体Thio＜S2O32－＜SO32－＜S2－＜CNlgβ25.329.330.039.841.0 这就是石硫合剂可以浸金的首要依据。 制成的石硫合剂为橙红色液体，具有气味，是一种成分适当杂乱的溶液，除含有硫代硫酸盐离子、各种价态的多硫离子外，还含有单质硫等，它们之间会发作各种反响。其性质不安稳，空气中的氧可使其缓慢氧化，而空气中的二氧化碳也会将其分化；遇酸会分化分出元素硫并放出H2S和SO2，所以必须在碱性介质中运用。这些性质使其在制备、保存、运用等方面带来必定的杂乱性和困难。 兰新哲等进一步用、、和少数石灰为质料，开发与制备出改性石硫合剂（ML），其首要溶金成分是HS－、S2O32－和SO32－。并运用该系统对金山含砷的金精矿进行了浸金新工艺研讨，该金精矿含Au95.8g/t、Au2.15%，选用两段浸出、浸液用铜粉复原收回金的流程。通过小型条件实验和循环浸出扩展实验，取得了金浸出率达93%～95%，比强化化法的金浸出率高10%～15%的杰出作用。 鉴于石硫合剂法是一种相对较新的办法，该溶液系统成分杂乱，运用的添加剂品种及影响要素较多，操控条件较严，尚有待进一步改善，简化工艺和加强对不同类型金矿的适应性，以便于其在工业上运用。

(1)铝的影响。有时铝也是作为脱氧剂在炼钢时加入的。如果镀锌原板一定要使用镇静钢的话，必须使用含铝的镇静钢。但原板中含有约0.2％的铝的话，铝会在晶界聚集，降低了界面反应的活性。但铝也易在钢带表面富集，形成氧化物，降低钢板在锌液中的浸润性。因而，一般要求镀锌原板的含铝量控制在约0.02％。　　(2)锰的影响。锰有时作为性能强化元素加入钢中的。若原板中含有一定量的锰，且锌液中的铝含量在0.15％左右时，对铁铝化合物层的生长影响不大，但在锌液中的铝含量在0.20％左右时，随着锰含量的增加，铁铝化合物层的生成量则减少。一般将原板中的锰含量控制在0.25％～0.40％左右。 　　(3)铜的影响。原板中的铜能显着提高镀锌板的耐磨性能，所以生产特殊用途的耐腐蚀性镀锌板时，往往选择含铜量为0.2％～0.3％的原板。但含铜钢带在热轧时可能形成网裂缺陷，经酸洗后更加明显，在冷轧之后依然可见，在镀锌后则在板面形成和轧制方向一致的，类似厚板划伤状或条状结疤的条痕。因而镀锌板要求铜含量不高于0.15％。 　　(4)磷的影响。磷是钢中未脱尽的有害元素。磷对镀锌也有显着的不良影响，当含磷量在0．15％左右时，会使铁锌化合物层变厚，纯锌层变薄，甚至完全没有纯锌层，镀层出现无光泽的斑点，使镀层的粘附性能变坏。另外，含磷较高的钢带脆性很大，特别是厚0.23mm以下的极薄原板极易在生产线上运行时断带。因而，镀锌原板的磷含量越低越好，一般要求低于0.025％。 　　(5)硫的影响。硫也是钢中未脱尽的有害元素。硫对镀锌过程的影响不大，但硫严重影响钢带的力学性能。所以含硫量也是越低越好，一般要求小于0.03％。

硫金精矿的首要组分为黄铁矿、磁黄铁矿，有时也含有少数毒砂，经过焙烧可使精矿转化为疏松多孔的氧化铁焙砂，并使其中所荷载的细粒和微细粒金解离呈单体，以便下步浸出或用其他办法收回。 依据卡尔古利金矿的实践，黄铁矿在具有过剩空气的炉中焙烧时，因为下式的反响生成淡棕色焙砂： 4FeS2＋11O2 2Fe2O3＋8SO2 当焙烧是在操控温度下缓慢地进行（初期550℃，停止时近700℃）时，则可取得金易为溶解的红棕色多孔焙砂。如在约束空气参加量的条件下焙烧，则会产出黑色的磁铁矿焙砂： 3FeS2＋8O2 Fe3O4＋6SO2 当供焙烧的精矿中含有多于0.5%的锑时，会使焙烧进程中焙砂熔结，给化作业带来晦气影响。铅的存在给焙烧所形成的困难是众所周知的，且当质料含铅多于0.2%时，很多残留在焙砂中的铅便被带进化进程。铜的存在虽对焙烧作业影响不大，但进入化进程后需耗费很多的。焙烧时参加少数的氯化钠，能进步金的化提取率，但可能会添加金在焙烧时的蒸发丢失。 焙烧通常是在单膛爱德华（Edward）炉或欢腾层焙烧炉中进行，而坎贝尔红湖（Campbell Red Lakc）矿业公司则选用双膛多尔（Dorr）欢腾炉。榜首膛供入有限的空气，在570℃焙烧产出黑色焙砂，再入第二膛供入过量空气在770℃焙烧取得赤色焙砂。

铁精矿中有害杂质硫一般以黄铁矿和磁黄铁矿的形式存在，以黄铁矿形式存在的硫可通过加黄药浮选或磁选即可脱除，而以磁黄铁矿形式存在的硫，因其具有强磁性，且其可浮性易受各种因素的影响，因此难于脱除。国内外研究和实践证明，磁黄铁矿表面易于氧化（生成铁的氢氧化物）、泥化、磁团聚等，大大降低了其可浮性，为此在浮选除硫时，一般采用加酸擦洗表面、加分散剂分散、脱磁、多段活化、强化捕收等措施来提高其脱除率。

硫铁矿烧渣在选别之前，通过筛分预处理。筛下产品经磁选－重选的联合工艺流程来制取铁精矿，而筛上的部分含S量比较高，有4%左右。为了不至于白白浪费此部分资源，所以用筛上的产品来收回S，到达充分利用烧渣的意图。 从工艺矿藏学视点看，磁铁矿和赤铁矿属氧化矿类，而磁黄铁矿等含硫矿藏属硫化矿类，因而能够选用反浮选法脱除磁铁矿精矿中所含的硫化矿杂质。因为硫首要赋存在磁黄铁矿中，而对其它几种硫化矿来说，磁黄铁矿的可浮性最差，若能将磁黄铁矿浮出，那大部分的硫将会被分离出来，到达收回硫的意图。 浮选工艺规划为一粗一精两段流程。因为筛上等级比较大，所以要事先进行磨矿。恰当的磨矿能够使烧渣中的磁黄铁矿表面的氧化膜及杂质吸附物得以剥磨和铲除，以新鲜的表面分子结构与药剂作用，然后可使硫的收回率进步。持续进步磨矿细度，烧渣中的磁黄铁矿极易被氧化和过破坏，加速了矿藏的氧化和泥化进程，使其可浮性下降。 在挑选药剂时，首要针对磁黄铁矿的浮选来进行药剂的组合。用硫酸铜、作为活化剂，硫酸和石灰调整pH值，丁基黄药和中性柴油作捕收剂，2#油为起泡剂。 近来对黄药类捕收剂作用机理的研讨以为黄药类捕收剂在硫铁矿藏表面大多是发作电化学吸附。黄药由烃基（R－）和亲固基（－OCSS－）组成，起捕收作用的是（ROCSS－）阴离子。因为磁黄铁矿表面的不均匀性和晶格缺点多，很简单在表面发作氧化复原反响，发生阴、阳区。在磨矿进程中，溶解氧很简单使磁黄铁矿氧化并生成部分可溶性盐，跟着碱性进步，氧化速度加速，结果在矿藏表面生成亲水性的Fe（OH）2薄膜，阻碍了捕收剂的吸附。因而跟着矿浆减度的进步，磁黄铁矿收回率下降比较显著。当pH值小于5时，因为黄药的不稳定性，黄药水解的黄原酸很快地自发分化，生成了CS2和ROH，然后使黄药失去了捕收作用。因而，当pH值过低时，磁黄铁矿的收回率也不高。当pH值＜5时： ROCSSM ROCSS－＋M＋， ROCSS－＋H2O＝ROCSSH＋OH－， ROCSSH→CS2＋ROH 当矿浆pH值呈碱性时，因为磨矿时氧的存在，使矿藏表面自由电子削减，氧是一种很好的电子接受体，可攫取晶格上的自由电子：O2－＋H2O→2OH－ FeS→Fe2＋＋S Fe2＋＋2OH－→Fe（OH）2 在酸性介质中，烧渣中的磁黄铁矿表面亲水性氧化膜，能够被酸溶去，使其显露硫化物表面，有利于捕收剂的吸附，然后使磁黄铁矿得到活化。因为酸对设备具有必定的腐蚀性，对环境保护也有必定的影响，所以宜在弱酸条件下进行，pH值取6.5左右。 收回硫的工艺流程如图1所示：将预先筛分的硫铁矿烧渣筛上各等级产品，在棒磨机中磨矿10min，磨矿浓度为70%；浮选时pH值调整为6.5左右，粗选和精选的药剂准则分别为：CuSO4100g／t、50g／t，Na2S150g／t、60g／t，丁黄120g／t、60g／t，2#油作为起泡剂。得到的硫精矿产品含S档次为30%以上，收回率为47.83%。浮选进程中，泡沫有结板的现象，所以在其他条件不变的情况下，参加六偏磷酸钠作为分散剂调理矿浆，泡沫情况有所改进，但作用不是很显着。后来用中性柴油替代六偏磷酸钠，泡沫情况显着得到改进，并且能够进步浮选速度和黄药的捕收才能，刮出量增大，刮泡时刻也可由本来的5分钟降为4分钟左右。终究能够得到硫档次为38.67%，收回率为54.60%的硫精矿，根本上到达了收回硫的意图。    图1  收回硫

王成彦、邱定蕃等使用有关文献所供给的各物质的热力学数据核算制作了常温下Bi2S3－H2O系的E－pH图，见图1。图1  Bi（Ⅲ）－S－H2O系电位－pH图图中对应的化学方程式和平衡方程式如下：图1指出，凡具有标准氧化复原电位高于0.499V的氧化剂，均可使Bi2S3氧化浸出。二的EFe3＋／Fe2＋＝0.771V，的ECl2∕Cl－＝1.35V，都可以将Bi2S3氧化浸出。

硫铁矿包含黄铁矿、白铁矿及磁黄铁矿。     硫是地壳中散布很广的元素之一，大多以硫化物状况存在。天然硫也有散布 ，但质纯者则较少见，一般常搀杂有泥质及有机质。     在硫化矿藏中，常见的有黄铁矿FeS2、白铁矿FeS2、磁黄铁矿FenSn＋1等。黄铁矿和白铁矿两者结晶不同，为同质异象体，含硫高达53.4％。磁黄铁矿含硫达39％－40％。     天然流有时搀杂有硒、碲和砷，其中有硒和砷为有害杂质。硫铁矿常与铜、铅、锌等硫化矿床共生，含有少数金、银、钴、镍、铂、硒和碲等。伴生的氟与砷为有害杂质。     硫及硫铁矿广泛用来出产及硫酸。是造纸工业的质料，橡胶工业中可作为硬化剂，农药中可用作去草剂和虫剂。其他如人造纤维、医药等方面使用也较广泛。     硫的工业要求：鸿沟档次为≥8％，工业档次为≥12％，有害组分Pb＋Zb≤1％、F应≤0.03%－0.05%、As应≤0.5％，由于这些元素对硫酸的出产有影响。     硫铁矿的分析项目，除硫以外，有时需求测定砷、氟等有害杂质，对可归纳利用的元素也应留意归纳分析。     硫铁矿样品的加工，只须经过100筛目。试样应在60°烘干，以减小样品的氧化。天然硫样品不能用机械加工。

硫代锑酸锑（SbSbS4）是一种功能极端优秀的光滑油脂极压抗磨添加剂及固体光滑剂，20世纪80年代由美国首要研制成功并很快使用于水兵配备。许多文献作了报道并对其功能给予了高度的点评；少数添加于光滑脂中，可显着进步其承载才能和抗磨损才能，其极压抗磨性远优于传统的MoS2、WS2和石墨；与一切的根底脂如锂基脂、粘土脂、硅脂及复合铝基脂等都有较好的相容性；对各种合金包含难以光滑的铬工具钢及不锈钢等，均有很好的光滑效果；热安稳性好；适合于高真空、高负荷、辐射等特殊状况下运用。硫代锑酸锑的各种组成办法、功能及其使用作一概括性的总结。 一、组成办法 组成硫代锑酸锑的根本反响为 Sb3＋＋SbS43－＝SbSbS4 SbSb43－一般经过Na2S2氧化Na3SbS3制得，Na3SbS3则为Sb2S3（或辉锑矿）与Na2S的反响产品 Sb2S3＋3Na2S＝2Na3SbS3             （1） Na3SbS3＋Na2S2＝Na3SbS4＋Na2S       （2） 反响（1）可由固相反响或液相反响完结，其他反响均在溶液中进行。这两步反响也能够一步完结，总反响式表明为 Sb2S3＋3Na2S＋2S＝2Na3SbS4 这步反响要用N2维护，不然不能彻底生满足硫代酸盐（产品色暗）。经过参加少数辅佐试剂，处理了这一问题，不再需求N2维护。 Sb3＋可直接由SbCl3供给，也能够由Sb3＋的合作物供给。依据供给Sb3＋的办法不同，可将硫代锑酸锑的组成办法分红以下几类。 （一）直接由SbCl3与Na3SbS4反响 因为SbCl3在水中激烈水解，尽管能在强酸溶液中配成水溶液，但一遇碱性的Na3SbS4溶液，当即水解，使产品中含SbOCl；一起Na3SbS4遇 强酸性的SbCl3溶液时，也会发作分化，分出单质硫于产品中： SbCl3＋H2O＝SbOCl十2HCl 2SbS43－＋6H＋＝Sb2S3＋2S＋3H2S 这两种状况都会形成产品使用时对冲突副表面的腐蚀，尤其是后者。为削减这些副反响的发作，一般将SbCl3配成有机溶剂（乙醇等）的溶液，严格控制SbCl3溶液的滴加速度，而且用很多的有机溶剂（CS2、CCl4等）洗刷终究产品。即便这样，所得硫代锑酸锑的腐蚀性也难过关，产品功能不安稳，何况反响周期长，还有有机溶剂对操作者健康的影响和生产成本的增加等问题。 （二）以Sb2O3的浓碱溶液与Na3SbS4反响 将Sb2O3溶于浓的KOH溶液后，与Na3SbS4溶液混合反响一段时刻，用无机酸（HCl，H3PO4等）中和，可用下式表明： 2Na3SbS4＋Sb2O3＋2KOH＋8HCl＝2SbSbS4＋2KCl＋6NaCl＋5H2O 用酸中和时，发生很多的H2S气体,伴随着硫代酸盐的分化，产品中含较多游离硫，也需用很多有机溶剂洗刷。 （三）以配离子[SbCl4]与Na3SbS4反响 此办法是将SbCl3或Sb2O3先溶解在浓度较大的溶液中，再在NaCl饱满的状况下，渐渐稀释溶液，溶液中始终坚持较高的氯离子浓度，使Sb3＋以配离子[SbCl4]的方式存在于溶液中： SbCl3＋Cl－＝[SbCl4]－ Sb2O3＋6HCl＋2C1－＝2[SbCl4]－＋3H2O 这样所得的Sb3＋离子的溶液，其间酸的浓度能够比不必NaCl饱满时小得多，其酸性大为削弱，对处理反响时Na3SbS4的分化问题大有优点。因为该溶液加人Na3SbS4溶液时，其间的氯离子浓度变稀，故SbCl3的水解仍在所难免。不过按此办法制得的硫代锑酸锑产品功能与直接用SbCl3制备时要稳 定得多，腐蚀试验经过率大大进步。 （四）以Sb3＋离子的多羟基援酸合作物与Na3SbS4反响 为了彻底处理SbCl3水解及Na3SbS4遇酸分化的问题，以Sb3＋离子的较安稳的多羟基羧酸合作物与Na3SbS4反响制备硫代锑酸锑的办法因为该合作物在酸碱介质中有满足的安稳性，可一起处理SbCl4水解及Na3SbS4遇酸分化的问题。将合作物溶液调成弱酸性（意图是使反响结束时溶液呈中性， 进步产率）。直接与Na3SbS4溶液以恣意次序和速度相混合，反响必定时刻，过滤，水洗，即可获得功能优秀的硫代锑酸锑产品。 二、性质 （一）根本性质 SbSbS4为红棕色粉末状固体，易溶于碱溶液，不溶于大多数有机溶剂和无机酸。SbSbS4在N2环境中对热安稳，510℃熔化，525℃坚持36 h后，样品失重9.1%，相当于SbSbS4转化为Sb2S3的失分量，终究产品经X射线衍射证实为Sb2S3晶体。在空气中，SbSbS4的热安稳性稍 差，在193～371℃范围内有约8%的质量分数丢失。 （二）极压抗磨功能 将硫代锑酸锑在成脂过程中加于锂基光滑脂中，用MQ－800型四球机对其极压抗磨性进行鉴定,数据见表l：将其加于锂、钙基光滑脂中也显示出杰出的极压抗磨功能（表2）。 表1 含SbSbS4的锂基脂的四球测试数据极压剂 及含量（质量分数计）PB/NPD/N027415703%MoS264730901%SbSbS474539203%SbSbS474560805%SbSbS48047840 表2 含SbSbS4的锂钙基脂的四球测试数据SbSbS4含量/%(质量 分数计)PB/NPD/N047024501% SbSbS464739202% SbSbS469649004% SbSbS49217840 还将SbSbS4与石墨、二硫化钼、CaCO3及Sb2O3等复合，组成二元、三元复合添加剂，加于锂基脂中，鉴定了其极压抗磨性。成果表 明，SbSbS4与这些添加剂有杰出的协同效果，特别对进步其PB值具有十分显着的效果，见表3。 表3  复合添加剂对锂基脂极压抗磨性的效果添 加剂组成（质 量分数计）PB/NPD/N2% SbSbS4+1% MoS292149002% SbSbS4+0.5% Sb2O392149002% SbSbS4+0.5% CaCO392149002% SbSbS4+0.5%石墨+0.5% MoS29214900 三、使用 硫代锑酸锑具有优秀的极压抗磨功能，用于光滑脂中，可明显进步负荷承载才能和抗磨损才能，与多种脂有好的相容性，对根底脂的理化目标无不良影响，可在高真空、高负荷及辐射条件下起效果，并对一般光滑剂难以光滑的原料，有较好的光滑效果，其使用远景十分宽广。可作成多种极压、长寿命光滑脂，用于普通机械或特殊机械部位的光滑，还能够作成固体光滑剂使用。使用硫代锑酸锑制成极压锂、极压锂钙及多功能军用通用光滑脂产品在戎行的轿车、坦克、舰船及当地车辆等配备上使用，获得杰出的经济效益和军事、社会效益。

河南栾川某矿业有限公司原有一座1000t／d钼选矿厂，出产多年来仅收回矿石中的钼矿藏，且钼选矿目标不抱负，精矿档次及收回率均较低，钼精矿含钼35％、收回率为68％，此外矿石中尚含有0.04％的铜及2.76％的硫均未收回。为了进步该厂的钼选矿目标、收回现在没有收回的有价矿藏铜、硫铁矿，且为往后新建5000t／d钼选矿厂供给合理可行的选矿工艺流程计划以及选矿厂规划依据，咱们对该公司的钼矿体进行了钼、铜、硫选矿技术开发研讨，为现场钼选矿出产供给合理可行的钼收回计划，一起还使有价矿藏铜及硫得到有用的归纳回；收。实验以钼、铜部分混合浮选再铜钼别离研讨为：根底，辅以有用的浮选药剂，取得了优秀的钼、铜、硫选矿收回技术目标，为厂商的选矿厂改造及，新建5000t／d选矿厂供给了合理可行的钼、铜、硫j选矿工艺流程计划，研讨成果不只使矿山厂商添加经济效益，还将为厂商带来新的赢利增长点。 原矿化学多元素分析成果见表l。一、矿石性质 矿石中首要化学成分是SiO2、A12O3、Fe等，其次为CaO、MgO、S、CaF2，Pb、Zn、Mn等有色金属元素含量甚低，可是它们的存在对钼矿藏的收回和进步精矿档次有较大影响；具有收回价值的首要是钼，含量约0.081％，可归纳收回的为硫、铜；首要金属矿藏有辉钼矿、黄铜矿、黄铁矿、磁黄铁矿；首要的脉石矿藏是石英、绿泥石、透闪石、透辉石、绢云母、高岭石、滑石、碳质物等。 钼首要以硫化钼矿的方式存在，占93.59％，氧化钼占6.41％；铜首要以黄铜矿方式存在占总铜的70.71％，次生硫化铜矿藏斑铜矿和铜蓝占总铜的19.51％，孔雀石、蓝铜矿等自在氧化铜矿藏占2.44％，结合氧化铜含量为7.32％。 矿石中存在较多的片状硅酸盐矿藏如绢云母、绿泥石、高岭土等黏土矿藏，总的硬度较低，易于破碎和细磨，并易于泥化；还含有较多的碳质物。 辉钼矿的嵌布粒度相对细微，多－74μm，且大约有117.8％在－20μm，辉钼矿首要嵌于石英等脉石矿藏中，较少与其他硫化物触摸嵌生，有利于辉钼矿与其它硫化物之间的别离。 黄铜矿多存在于黄铁矿边部，其次存在于磁铁矿边部，部分黄铜矿被包裹于黄铁矿中，嵌布粒度相同细微且不均匀，粗粒者可达0.15μm，细粒者缺乏5μm，总体上嵌布粒度细微，多在l0～74μm。 二、选矿实验研讨 矿石性质研讨成果阐明该矿石含泥高、含碳高，这些要素对钼精矿档次进步有较大影响；矿石间嵌布粒度微细，矿石的单体解离程度限制有价矿藏的有用收回，选矿实验研讨探究了多种细泥及脉石矿藏按捺剂，选用了合适本矿石性质的特效脉石按捺剂，一起确保有价矿藏在充沛单体解离条件下，在粗选探究优先浮选工艺及部分混合浮选工艺后，断定了以钼铜为主部分混合浮选的选矿工艺，取得钼铜混合精矿再磨后进行铜钼别离浮选，别离浮选选用钼铜一硫别离后再钼铜别离计划I和钼一铜硫别离后再铜硫别离计划Ⅱ两个不同计划进行全流程实验。 （一）钼铜收回粗选计划研讨 进行了钼一铜优先浮选、钼铜部分混合浮选两种不同计划研讨。优先浮选工艺合适矿石性质简略、矿藏间可浮性差异大的矿石。铜钼矿藏问有天然可浮性差异，可是矿石中有19.51％的次生铜存在，次生铜离子的影响添加了铜硫矿藏的可浮性，使铜、钼、硫矿藏的别离变得困难，并且在钼优先浮选中为了能较好地浮选钼矿藏，选用石灰及特效按捺剂按捺铜硫矿藏，被按捺后的铜矿藏很难得到收回，并且对钼的收回率也有影响；铜钼部分混合浮选计划，将可浮性相近的钼铜及被铜离子活化的硫同时浮选出来后再别离，粗选段不加石灰及铜按捺剂，能够防止铜矿藏被按捺后收回困难的问题。实验研讨在相同磨矿细度条件下进行，通过调整药剂准则，两种计划开路实验成果见表2。钼铜粗选不同计划选矿实验成果表明：1)选用铜钼部分混合浮选在粗选段能够有用地归纳收回铜钼矿藏；2)优先浮选钼再选铜矿藏，因为在钼浮选过程中加人很多的石灰及铜矿藏按捺剂，铜矿藏遭到按捺后变得难浮，则难以较好地收回铜矿藏，因而尾矿中铜的损失率较大。 （二）磨矿细度条件对钼收回率的影响 因为钼、铜矿藏的嵌布粒度微细，并且钼矿藏首要与石英脉石矿藏嵌生在一起，因而磨矿细度条件对钼矿藏的收回率影响较大。进行了铜钼部分混合浮选在不同磨矿细度条件下的闭路实验研讨，实验工艺流程见图1，实验成果见表3。实验成果表明，矿石磨矿粒度越细钼的精矿档次及收回率就越高，铜的精矿档次也高，但铜的收回率目标没有改变，因而选用－74μm占95％磨矿细度条件比较习惯该类矿石的选别。 （三）铜钼硫别离精选计划的断定 在铜钼混合浮选粗选中咱们挑选了对铜钼挑选性好而对硫铁矿藏挑选性差的浮选捕收剂，为了确保铜钼矿的浮选收回率，没有添加对硫铁矿藏的按捺剂，因而一部分被铜离子活化与铜钼矿可浮性相近的硫矿藏与铜钼矿藏一起上浮，在精选别离中咱们要考虑对硫铁矿藏的按捺；混合精矿的再磨与否一方面是磨矿有利于混合精矿的脱药，更首要在于该混合精矿中的意图矿藏互相间或与脉石矿藏间单体解离程度得到进步。因而咱们将进入别离浮选前铜钼硫混合精矿进行了镜下判定，判定成果表明，辉钼矿解离度为90％，连生体首要与脉石毗邻，其次与黄铁矿毗邻，少数被脉石包裹；黄铜矿解离度为70％，连生体首要被黄铁矿包裹(一般－25μm)，少数与脉石毗邻或呈细粒被脉石包裹，更少数与闪锌矿连生（毗邻或包裹于闪锌矿中），因而咱们以为混合精矿需求再磨后才能使铜矿藏较好地单体解离，依据镜下判定的嵌布细度，咱们将再磨细度控制在－38μm占95％，首要选用磨矿一钼铜与硫浮选别离后再钼—铜别离浮选（计划I）进行实验研讨；考虑到钼的单体解离程度已达到90％，且首要与脉石矿藏嵌布亲近，因而选用钼与铜硫别离后钼浮选尾矿再磨进人铜一硫别离(计划Ⅱ)进行实验研讨；两个不同的别离实验计划准则工艺流程见图2、图3，实验成果见表4。（四）全流程实验 粗选作业选用钼铜部分混合浮选计划，钼铜硫别离精选时选用再磨－钼铜浮选－硫浮选别离后再钼－铜别离浮选（计划I）和钼－铜硫别离后再铜硫别离（计划Ⅱ）进行全流程闭路实验研讨，实验工艺准则流程见图4、图5，实验成果见表5。（五）不同别离精选计划对等到药剂准则比照评论 两个不同的别离计划从流程结构上看难易程度相差不大，从选矿目标比照计划I优于计划Ⅱ，首要因为计划I中钼、铜硫三种精矿产品的精矿档次均高于计划Ⅱ目标，但收回率目标略有些下降；从选矿药剂准则比较，在计划Ⅱ中要参加很多的（10000g／t）按捺铜、硫矿藏浮选钼矿藏；而计划I中则只要在磨矿时参加石灰（6000g/t）就能够一向硫矿藏浮选选钼铜矿藏，在铜钼别离时参加的用量大大削减，仅为4500g/t，因而选用下降选矿药剂对环境的污染，但选用两种计划均能够取得很好的铜钼硫收回的选矿目标。 （六）经济目标预算 1、按原1000t/d钼选矿厂出产目标核算，原矿含钼0.081％、铜0.04％、硫2.76％，收回钼精矿档次35％、收回率为68％，年产量钼精矿：0.081％×68％×300d×1000t/d×18万／t=2974.32万元 2、实验取得选矿目标：钼精矿档次46.55％、收回率为81.47％，铜精矿档次11.89％、收回率为71.31％，硫精矿含硫45.13％、收回率为90.60％．年产量4039.44万元（其间钼精矿3649.23万元．铜精矿165.16万元，硫精矿225.05万元），新增年产量1065.12万元。 三、结语 选用合理可行的钼铜部分混合浮选粗选工艺，粗精矿再磨后铜钼与硫别离再铜钼别离，不只能够取得高档次的钼精矿产品及高的钼精矿收回率，还能够归纳收回铜、硫矿藏，使矿石中的有价矿藏得到有用收回，进步矿石归纳利用率；选矿工艺中选用的选矿药剂对环境污染小、选矿成本低。 研讨成果取得的钼精矿档次比原出产进步了11.10％，精矿收回率比原出产进步了13.47％；比原出产供应商新增铜精矿和硫精矿两种精矿产品，不只为供应商进步了现有产品的产量和价值，还为供应商带来了新的赢利增长点，即便现在因为金融危机形成有色金属产品报价大幅度下降，对现在已有的1000t/d钼选矿厂进行年产量的开始预算，还仍可年新增产量1065.12万元，比原,厂产量添加35.81％． 参考文献 [1]朱建光，朱玉霜．选矿药剂的化学原理（修订版）[M]．长沙：中南大学出版社．1996． [2]朱一民．辉钼矿浮选药剂[J]．国外金属矿选矿，1998，(3)：45－47．

铜磁铁矿的选矿方式采用浮选机选别铜金属，磁选机选铁的工艺流程。从大量的自选矿试验结果可以得出下面的结论和推断。 1、磁铁矿中57%硫主要呈磁黄铁矿存在，粒度很细，必须将其细磨到95%-200目，才能达到单体分离； 2、磁铁精矿细筛分级后再磨采用磁选或中矿再磨后磁选的流程，可以实现提铁降硫； 3、采用磁筛的磁选流程，可以提高铁精品位1.3-1.9个百分点，但是降硫效果不明显； 4、磁铁精矿采用细筛+再磨+浮选+磁选或再磨+浮选+磁选流程对于提铁降硫均为可行方案； 5、提高浮选机浮选硫回收率，有助于减轻铁精矿降硫的难度。如扩大试验时，硫回收率88%，而铁矿中含硫为0.21%，比一般情况下减少30%； 6、为提高铜硫分选指标，应进行混合精矿再磨后再分别浮选，可以提高铜、硫精矿品位与回收率，有利于改善铁精矿质量； 7、磁选的中矿再磨后浮选机浮选出硫化物可单独精选，并送分离浮选，尾矿返回选铁。

对新疆喀什新鑫所产高铜、高硅、低硫、低铁硫化铜精矿，进行湿法冶金提取铜的试验。    本研究所选湿法冶金流程是正确的、合理的、可行的。改进后的焙烧—浸出—电解沉积工艺流程相比较，有下列不同和特点：    1）传统法中的焙烧，是硫酸化焙烧，铜在焙烧矿中以硫酸盐形态存在；     2）传统法中，有独立设置净化工序；改进后的工艺流程可不独立设置净化工序，缩短了工艺流程。     3）电积后液处理大大减少。减少试剂消耗，提高了铜回收率。     4）改进后的各工序主要指标均有改善。均比传统流程的指标高。     焙烧矿采用稀硫酸溶液浸出，铜的浸出率97.5%~98.5%，且指标稳定。     根据该矿化学成份和铜物相组成的特点,结合冶金原理、科学试验和生产实践综合分析,提出采用湿法冶金由铜精矿中提取铜,具体的工艺流程为：铜精粉焙烧—焙砂浸出—浸出液净化—电解沉积获金属铜。该流程中的关键是焙烧、浸出两工序，故本研究着重对精矿焙烧和焙烧砂的浸出进行了试验研究，探讨出了合理的焙烧和浸出条件，获得了焙砂高浸出率98.50%，浸出渣低含铜的成果。铜精粉焙烧实现了国内生产难以达到的半硫酸化焙烧，减少了电积后液的处理量，提高了金属的回收率。因浸出液的净化，电解沉积是成熟的工艺，故本次试验不再做条件试验。

一、导言 金矿石用化法浸出时，铜、砷、硫共存时的搅扰，比这些元素独自存在时的搅扰更严峻[1]。现在，高铜、高砷、高硫共生的金矿石或金精矿用化法工艺难以浸出，需求经焙烧、细菌氧化等办法预处理后，用化浸金工艺才有好的浸出率，因此约束了难化金矿石矿产资源的充分利用。咱们提出用碱合剂预处理，在化进程顶用活化剂SMD 改进化反响环境，可进步含铜(1%～6%) 、砷(6.5%) 、硫(30%) 左右的难浸金精矿金浸出率。 该办法可使某些含高铜、高砷、高硫金矿石或金精矿取得较好的化浸出目标及较好的经济效益。 二、工业实验 （一）安徽某金矿 安徽某金矿金精矿金档次平均为18～24g/t ，砷档次为6%～6.5%，铜为3%～5%，硫为30%左右。用惯例化法浸出该矿样， 金的浸出率为40%～53%，浸出时刻为48h以上；在化前用碱合剂预处理12h后，在化进程中参加活化剂SMD，浸出时刻为28～30h ，其金浸出率可达90%～94%。表2  金精矿化学元素分析  %Au*Ag*SAsPbZn23.9187.93326.50.260.11TFeCaOSiO2MgOAl2O3Cu421.22.71.423.2 *单位为g/ t （二）新疆某金矿 新疆某金矿石为氧化矿石和原生矿石。矿石中铜档次为3.3% ，砷档次为5.8% ，硫档次为20% ，金档次为23.8g/t(氧化矿石)和6.28g/t(原生矿石) 。该矿石用惯例化法浸出， 金的浸出率为48%～54% ，浸出时刻为48h以上；在化进程中，经加碱合剂2kg/t处理3～4h后，坚持化浸出系统中NaCN质量分数为0.09% ，浸出时刻为28h ，其金浸出率别离可达97.8%与93%。 三、实验办法 先将金矿石或金精矿在球磨机中磨至所需粒度-300目，取100g 磨细的矿石于拌和槽中，调理固液质量比为1∶2，参加碱合剂5kg/t，预处理10～15h ，参加7～8kg/t NaCN ，活化剂SMD 8～10kg/t ，操控化系统pH为10～11 ，拌和化浸出28h。 四、实验成果与讨 安徽铜陵某化厂的金精矿除砷质量分数为6.5%外，还有3%左右的铜和30%左右的硫等有害成分。该精矿选用惯例化法只能浸出47%～53%左右金；参加活化剂后，选用充气化浸出相同只能浸出80%左右金；如化前加碱合剂预处理，能使金的浸出率达91%～94%。 （一）碱合剂预处理时刻对金浸出率的影响 用碱合剂在化前预处理样品对金浸出的影响如图1所示。参加5kg/t 碱合剂预处理试样，跟着预处理时刻添加，金的浸出率添加，当预处理时刻延长到必定时刻后，金浸出率可达90%以上；如继续进行预处理， 金的浸出率有所下降。从本钱考虑，挑选预处理时刻为12h较适合。图1  碱合剂用量对金浸出率的影响 （二）用量对金浸出率的影响 用量对金的浸出率影响如图2所示。在没有参加活化剂的条件下，金的浸出率随用量添加而增高，用量达15～20kg/t ，金的浸出率仍呈上升趋势。在实践生产中，考虑化系统中质量分数应坚持在0.09 %适合。图2 　用量对金浸出率的影响 （三）活化剂用量对金浸出率的影响 金矿样中Cu、As、S等元素共存时，在化进程中运用活化剂，金的浸出率只能进步20%以上；砷和硫一起存在时，金的浸出率能进步30%～40%；假如在化前用碱合剂预处理，化时参加相同的活化剂SMD ，金的浸出率可达91%～94%。实验成果如图3所示。 （四）氧化剂用量对金浸出率的影响 在拌和浸出进程中参加适量氧化剂，可下降根离子的耗费。但实验成果显现氧化剂使金的浸出率下降，成果如图4所示。 （五）pH 值对金浸出率的影 金与络合反响在pH值9～12范围内适合。依据实验成果，把pH值操控在10～11之间为好，成果如图5所示。图3 　活化剂用量对金浸出率的影响图4 　氧化剂用量对金浸出率的影响图5 　pH 值对金的浸出率的影响 （六）化拌和时刻对金浸出率的影响 拌和时刻长短对金的浸出率有较大影响。实验成果显现，拌和时刻为28h 为宜，成果如图6 所示。 （七）矿样粒度对金浸出率的影响 在铜、砷、硫共存的金矿样中，矿样粒度巨细影响着金的浸出及浸出目标。实验成果表明金矿样粒度应为- 300 目较适合，实验成果如表3所示。 表3  金矿样粒度对金浸出率的影响实验成果矿样粒度/目－100－150－200－300金的浸出率/%10205090～94 五、定论 咱们对安徽、新疆等铜、砷、硫矿藏共生的金矿石或金精矿在化前用碱合剂预浸12h 后，在化进程中参加活化剂SMD ，使金浸出率有较大起伏进步。但此办法没有普遍性。到现在为止，只要安徽、新疆两处金矿得到工业使用(见表4) 。该办法要得到广泛使用，有待进一步研讨。 矿样经碱合剂预处理后，在化浸出进程中加活化剂，浸金速度快，浸出率也较高，并由中试和工业生产成果表明对后续提金工艺没有任何影响。假如不必碱合剂预处理，只参加SMD活化剂，金的浸出率不高，只要通过碱合剂预处理后，金的浸出率可大起伏进步。对含金贵液经锌丝或锌粉置换后，测得贫液金质量浓度为0.1mg/L；选用炭浆法测得贫液金质量浓度为0.01mg/L 。 表4  工业使用金矿安徽某金矿新疆某金矿NaCH用量/kg t－1107碱合剂用量/ kg t－185活化剂用量/ kg t－1128浸出条件－300目pH0～11－300目pH10～11金浸出率/%91～94（氧化矿石）98（原生矿石）93 选用碱合剂处理、活化剂化浸金办法针对性太强，用量较大，这是本办法不足之处。 参考文献 1  李绍卿,刘刚,孙斌等.高砷高硫金矿石或金精矿化浸金工艺.黄金,2002,23 (5) :29.

一、试验意图 1、了解硫化铅锌矿石浮选所用的浮选药剂. 2、了解铅锌浮选药剂的作用; 3、了解铅锌浮选试验操作进程;4、了解试验铅锌矿石浮选试验成果的处理办法。 二、试验原理 2.1常见的铅锌矿藏及其可浮性铅锌是人类从铅锌矿石中提炼出来的较早的金属之一。铅锌广泛用于电气工业、机械工业、军事工业、冶金工业、化学工业、轻工业和医药业等范畴。此外，铅金属在核工业、石油工业等部分也有较多的用处。在铅锌矿中铅工业矿藏有11种，锌工业矿藏有6种，以方铅矿、闪锌矿最为重要。方铅矿的化学式为PbS，晶体结构为等轴晶系，硫离子成立方最严密堆积，铅离子充填在一切的八面体空地中。新鲜的方铅矿表面具有疏水性,未氧化的方铅矿很易浮选，表面氧化后可浮性下降。黄药或黑药是方铅矿的典型的捕收剂，黄药在方铅矿表面发作化学吸附，白药和乙硫氮也是常用捕收剂，其间丁铵黑药对方铅矿有选择性捕收作用。重铬酸盐是方铅矿的有用按捺剂，但对被Cu2+活化的方铅矿，其按捺作用下降。被重铬酸盐按捺过的方铅矿，很难活化，要用或在酸性介质中，用氯化钠处理后才干活化。不能按捺它的浮选,对方铅矿的可浮性很灵敏，过量硫离子的存在可按捺方铅矿的浮选;二氧化硫、及其盐类、石灰、硫酸锌或与其它药剂协作可以按捺方铅矿的浮选。闪锌矿的化学式为ZnS，晶体结构为等轴晶系,Zn离子散布于晶胞之角顶及一切面的中心。S坐落晶胞所分红的八个小立方体中的四个小立方体的中心。浓度为4～6×10-5摩尔/升时对活化的闪锌矿有较强的按捺作用，浓度偏高时却使其杰出浮游。其作用机理为：浓度低时与闪锌矿表面活化膜及表面晶格离子反响生成的金属羟基化合物起按捺作用并使黄药脱附，浓度高时则在矿藏表面发作氧化复原反响生成许多元素硫。可以激烈的按捺闪锌矿,此外硫酸锌、硫代硫酸盐等都可以按捺闪锌矿的浮选。黄铁矿是地壳中散布最广的硫化物，构成于各种不同的地质条件下，与其他矿藏共生。彭明生等经过对黄铁矿的安稳性和其成分与电子结构的联系的研讨以为:黄铁矿能在多种安稳场中存在是因为Fe2+的电子构型t2g为低自旋，它进入硫离子组成的八面体场中获得了较大的晶体场安稳能及附加吸附能。因此，黄铁矿可构成并安稳于各种不同的地质条件下。除了黄铁矿的晶体结构、化学组成、表面结构等要素对其可浮性有影响之外,许多研讨也标明，黄铁矿的矿床成矿条件、矿石的构成特色、矿石的结构结构等要素也有影响。石透原对日本十三个不同矿床的黄铁矿的化学分析成果指出，各矿样的S/Fe比值大都在1.93～2.06范围内动摇，S/Fe比愈挨近理论值2，则黄铁矿可浮性愈好。陈说文等对八种不同产地的黄铁矿的可浮性进行了研讨，以为单纯用硫铁比来判别其可浮性有必定的局限性，黄铁矿的可浮性还与其半导体性质及化学组成有关。两者的联系为：S/Fe比高的黄铁矿为N型半导体，其温差电动势为负值，可浮性差，易被Na2S、Ca2+等离子按捺;S/Fe比挨近理论值2者既可能是P型也可能是N型半导体，在酸性介质中可浮性好，在碱性介质中可浮性差;S/Fe比值低的黄铁矿为P型半导体，温差电动势大，在碱性介质中可浮性好，难以被Na2S、Ca2+等按捺，但在酸性介质中可浮性差。短链黄药是黄铁矿的传统捕收剂，其疏水产品为双黄药。在黄药作用下，黄铁矿在pH小于6的酸性介质中易浮,但pH为6～7间有不同研讨标明其可浮性变差或更好浮。凌竞宏等研讨则标明这一现象和矿样处理方式有关。在碱性条件下，黄铁矿可浮性跟着pH值的升高而下降。黄铁矿的活化剂一般运用硫酸，此外也可用Na2CO3或CO2来活化。作用机理为：其一是下降溶液pH值，使黄铁矿表面Ca2+、Fe2+、Fe3+等离子构成络合物或难溶盐从黄铁矿表面脱附而进入溶液，康复黄铁矿的新鲜表面;其二是因为活化剂的存在使黄铁矿表面难以被氧化，然后被按捺的黄铁矿得以活化而上浮。当黄铁矿表面氧化较深时，可被Cu2+活化。其机理为Cu2+可替代黄铁矿晶格中的Fe2+使表面生成含铜硫化膜然后增强对黄药的吸附作用;但当黄铁矿吸附捕收剂或遭到石灰按捺较深时，则需在酸性介质中或经酸清洗后方可被CuSO4活化。2.2铅锌浮选捕收剂铅锌矿的常用捕收剂有： 1、黄药类这类药剂包含黄药、黄药酯等。其结构式如下：黄药的学名是烃基二硫代碳酸盐，通式为ROCSSMe，式中Me为碱金属离子。黄药是用醇、氢氧比钠(或)及制成的：ROH十NaOH=RONa十H2O RONa十CS2=ROCSSNa 所用质料醇中的烃基不同，可得到各种黄药，如C2H5—乙黄药;(CH3)2CH—异丙黄药等，黄药分为钠黄药和钾黄药。黄药是淡黄色粉剂，常因含有杂质而色彩较深，比重1.3—1.7。具有刺激性臭味，易溶于水，运用经常配成1%水溶液。为了避免黄药分化失效，常在碱性矿浆中运用。初级黄药比高档黄药分化快，例如，在1%的HCl溶液中，乙黄药彻底分化的均匀肘间为5一10分，丙黄药20一30分，丁黄药50—60分，戊黄药90分。因此，如有必要在酸性介质中进行浮选时应尽量运用高档黄药。黄药遇热简单分化，并且温度愈高，分化愈快。为了避免分化，要求将黄药贮存在密闭的容器中，避免与湿润空气和水触摸;留意防火，不庄曝晒;不宜长时刻寄存;制造黄药溶液不变停置过久，更不要用热水制造。黄药的捕收才能与其分子中非极性烃链长度、异构有关。烃链增长(即碳原子数增多)捕收才能增强，当烃链过长时，其选择性和溶解功能随之下降，因此，烃链过长反而会下降药剂的捕收作用。常用的黄药烃链中碳原子数是2—5个。2.硫氮类 硫氮类(铵基二硫代盐)它是(或)与、反响生成的化合物。乙硫氮是白色粉剂，因反响时有少数黄药发作，工业品常呈淡黄色。易溶于水，在酸性介质中简单分化。乙谎氮也能同重金属生成不溶性堆积，捕收才能较黄药强。它对方铅矿、黄铜矿的捕收才能强，对黄铁矿捕收才能校弱，选择性好，浮选速度较快，用处比黄药少。对硫化矿的粗粒这生体有较强的捕收比它用于铜铅硫比矿分选时，可以得到比黄药更好的分选作用。3.黑药类黑药是硫化矿的有用捕收剂，其捕收才能较黄药弱，同一金属离子的二烃基二硫代磷酸盐的溶解度积均较相应离子的大。黑药有起泡性。黑药和黄药相同，也是弱电解质，在水中解离(RO)2PSSH=(RO)2FSS-十H+但它比黄药安稳，在酸性矿浆中，不象黄药那样简单分化，黑药较难氧化，氧化后生成双黑药，在有cu2+、或黄铁矿、辉铜矿存在时，也能氧化成双黑药;双黑药也是一种较难溶于水的非离子型捕收剂，大多数为油状物，性质安稳，可作硫化矿的捕收剂，也适用于堆积金属的浮选。黑药有些毒性，选择性较黄药好，在酸性矿浆中不易分化，当有必要在酸性矿浆中浮选时，有时选用黑药。工业常用黑药有：25号黑药、丁铵黑药、胺黑药、环烷黑药。其间丁铵黑药(二丁基二硫代磷酸铵)为白色粉末，易溶于水，潮解后变黑，有必定起泡性，适用于铜、铅、锌、镍等硫化矿的浮选。弱碱性矿浆中对黄铁矿和磁黄铁矿的捕收才能较弱，对方铅矿的捕收才能较强。2.3铅锌浮选调整剂 调整剂按其在浮选进程中的作用可分为：按捺剂、活化剂、介质pH调理剂、矿泥分散剂、凝聚剂和续凝剂。调控剂包含各种无机化合物(如盐、碱和酸)、有机化合物。同一种药剂，在不同的浮选条件下，往往起不同的作用。 一、按捺剂 1.石灰石灰(CaO)有激烈的吸水性，与水作用生成消石灰Ca(0H)2。它难溶于水，是一种强碱，参加浮选矿浆中的反响如下：CaO十H2O=Ca(OH)2 Ca(OH)2=CaOH+十OH- CaOH+=Ca2+十0H-石灰常用于进步矿浆PH值，按捺硫化铁矿藏。在硫化铜、铅、锌矿石中，常伴生有硫化铁矿(黄铁矿、磁黄铁矿和白铁矿、硫砷铁矿(如毒砂)，为了更优点浮选铜、铅、锌矿藏，常要加石灰按捺硫化铁矿藏。石灰对方铅矿，特别是表面略有氧化的方铅矿，有按捺作用。因此，从多金属硫化矿中浮选方铅矿时，常选用碳酸钠调理矿浆pH。假如因为黄铁矿含量较高，有必要用石灰调理矿浆pH时，应留意操控石灰的用量。石灰对起泡剂的起泡才能有影响，如松醉油类起袍剂的起泡才能，随PH的升高而增大，酚类起泡剂的起泡才能，则随pH的升高而下降。石灰自身又是一种凝聚剂，能使矿桨中微细颗粒凝聚。因此，当石灰用最适其时，浮选泡沫可坚持必定的粘度;当用量过大时，将促进微细矿粒凝聚，而使泡沫粘结胀大，影响浮选进程的正常进行。2.(NaCN、KCN)是铅锌分选时的有用按捺剂。首要是和，也有用的。是强碱弱酸生成的盐，它在矿浆个水解，生成HCN和CN- KCN=K+十CN- CN十H2O=HCN++OH-由上述平衡式看出，碱性矿浆中，CN—浓度进步，有利于按捺。如pH下降，构成HCN(氢酸)使按捺作用下降。因此，运用，有必要坚持矿浆的碱性。是剧毒的药剂，多年来一直在进行无或少按捺剂的研讨。 3.硫酸锌硫酸锌其纯品为白色晶体，易溶于水，是闪锌矿的按捺剂，一般在碱性矿浆中它才有按捺作用，矿浆pH愈高，其按捺作用愈显着。硫酸锌在水中发作下列反响：ZnSO4=Zn2+十SO42- Zn2+十2H20=Zn(OH)2十2H+ Zn(OH)2为**化合物，溶于酸生成盐Zn(OH)2十H2S04=ZnSO4十2H2O 在碱性介质中，得到HZnO2-和ZnO2-。它们吸附于矿藏增强了矿藏表面的亲水性。Zn〔OH)2十NaOH=NaHZnO2十H2O Zn(OH)2十2NaOH=Na2ZnO2十2H2O硫酸锌独自运用时，共按捺作用较差，一般与、、盐或硫代硫酸盐、碳酸钠等协作运用。 硫酸锌和联合运用，可加强对闪锌矿的按捺作用。 一般常用的份额为：：硫酸锌=1:2—5。此刻，CN-和Zn2+构成胶体Zn(CN)2堆积。 4.、盐、S02气体等、盐、二氧化硫气体这类药剂包含二氧化硫(SO2)、(H2S03)、钠和硫代硫酸钠等。 二氧化硫溶于水生成：S02十H2O=H2S03二氧化硫在水中的溶解度随温度的升高而下降，18℃时，用水吸收，其间的浓度为1.2%;温度升高到30℃时，的浓度为0.6%。及其盐具有强复原性，故不安稳。可以和许多金属离子构成酸式盐、氢盐或正盐(盐)，除碱金属正盐易溶于水外，其他金属的正盐均微溶于水。在水平分二步解离，溶液中H2SO3、HSO3-和SO32-的浓度，取决于溶液的pH值。运用盐浮选时，矿桨PH常操控在5—7的范围内。此刻，起按捺作用的首要是HSO3-。二氧化硫及(盐)首要用于按捺黄铁矿、闪锌矿。用溶解有二氧化硫的石灰构成的弱酸性矿桨(pH=5—7)，或许运用二氧化硫与硫酸锌、硫酸亚铁、硫酸铁等联协作按捺剂。此刻方铅矿、黄铁矿、闪锌矿遭到按捺，被按捺的闪锌矿，用少数硫酸铜即可活化。还可以用硫代硫酸钠、焦钠替代盐)，按捺闪锌矿和黄铁矿。关于被铜离子激烈活化的闪锌矿，只用盐其按捺作用较差。此刻,假如一起增加硫酸锌，或，则可以增强按捺作用。盐在矿浆中易于氧化失效，因此，其按捺作用有时刻性。为使进程安稳，一般选用分段增加的办法。5. 起泡剂起泡剂应是异极性的有机物质，极性基亲水，非极性基亲气，使起泡剂分子在空气与水的界面上发作定向摆放，大部分起泡剂是表面活性物质，可以激烈地下降水的表面张力。同一系列的有机表面活性剂表顶活性按“三分之一”的规则递加，此即所谓“特芳贝定则”。起泡剂应有恰当的溶解度。起泡剂的溶解度，对起泡功能及构成气泡的特性有很大的影响，如溶解度很高，则耗药量大，或敏捷发作许多泡沫，但不能耐久，当溶解度过低冰来不及溶解，随泡沫丢失，或起泡速度缓慢，连续时刻校长，难于操控。要点优先浮选 3、试验办法及过程 3.1 矿样性质及制备 3.2药剂及设备 3.3试验流程 3.4过程 4、试验成果分析与评论

硫代硫酸盐一般为硫代硫酸的钠盐和铵盐，它们报价便宜，浸金速度快，无毒，对杂质不灵敏，浸金指标高。 巴格达萨良等人对硫代硫酸钠溶液溶金动力学研讨标明，温度在45～85℃范围内，金的溶解速度与温度呈直线联系，但为了防止硫代硫酸盐剧烈分化，浸出温度应控制在65.75℃。罗杰日科夫等人用含和氧化剂的硫代硫酸盐溶液从矿石中浸金的动力学研讨中得出另一种定论，即只要在热压浸出器中较高的温度条件下（130～140℃），才干到达满足的速度和回收率。卡科夫斯基等人还发现，铜离子对硫代硫酸盐溶金有催化作用，可使金的溶解速度进步17～19倍。我国的姜涛、曹昌琳等人对硫代硫酸盐提金的机理进行了较为具体的研讨。 但由于硫代硫酸盐法要求得太高，且硫代硫酸盐化学上不稳定，此法至今未得到推广应用。

矿浆电解工艺的一个显著优点是，硫化矿在矿浆电解过程中，矿物中的硫以元素硫的形态产出，并可提取回收。所产元素硫便于贮存和运辐，解决了火法冶炼SO2污染和硫酸产量过剩，硫酸运输和销售难的问题。 辉铋矿矿浆电解时元素硫的产出过程是矿浆电解阳极氧化过程的一个重要方面，王成彦、邱定蕃等测绘了S0与H2S在石墨阳极上的极化曲线。 试验条件：333K、NH4Cl为200g∕L、H＋为1g∕L、搅拌转速600min－1、扫描速度1mV∕s，测得的阳极极化曲线见图1。图1  S及H2S的阳极化曲线 1－NaCl（200g∕L）＋H＋（1g∕L）； 2－NaCl（200g∕L）＋H＋（1g∕L）＋S（L∶S＝10∶1）； 3－NaCl（200g∕L）＋H＋（1g∕L）＋Na2S（0.01mol∕L）； 由图1可以看出，线1与线2基本重合，说明元素硫在阳极上基本不被氧化，而线3有明显的阳极电流，说明有S2－的氧化反应在阳极发生，由于是在酸性体系中进行的研究，可以认为该反应是Na2S酸溶产生的H2S在阳极上的氧化反应：由该图还可以看出，在阳极电流密度大于7mA／cm2（70A／m2）时，阳极将发生析氧反应。因此，在实际的矿浆电解条件下（阳极电流密度为15～25mA∕cm2），H2S在阳极上的氧化反应并不是主要的。阳极反应主要是Fe2＋的氧化反应。 由于动力学的原因，Fe3＋对S0的氧化很缓慢，说明元素硫在矿浆电解的条件下较稳定。有关的研究工作电表明，在水溶液中元素硫氧化为SO42－、HSO4－的过程极为缓慢。这就是矿浆电解过程能获得较高的元素硫产出率的原因。

一、前言 某大型属于夕卡岩型高硫复杂铜铁硫化矿，铜硫浮选工艺经历了全混合浮选、分步优先浮选工艺到等可浮（或称部分混选）工艺的技术改造。原设计的混合浮选流程不能充分适应矿石性质，药剂消耗大，浮选指标低，分步优先浮选工艺投入生产约两年的实践表明，该工艺较大幅度地提高了铜、银的指标，但在生产中存在铜粗选碱度较难控制，硫回收率不稳定；吸取分步优先浮选工艺的优点进行等可浮（或称部分混选）工艺的改造，从而在确保铜回收率稳定的基础上，较大幅度提高了硫回收率，期间，全优先浮选工艺也在工业中进行了短期的试验性应用。 为了进一步提高指标，经过试验研究，提出采用铜捕收剂EP开路优先浮选的流程方案。高效选择性铜捕收剂EP能扩大铜硫矿物之间的浮游差，该矿石经过一段磨矿，铜矿物单体解离度可达到80%-85%，以选择性铜捕收剂EP对已单体解离的铜矿物进行选择性捕收，并采用开路优先浮选流程结构，不仅使铜回收率得到提高，而且避免了在中矿循环中硫受到抑制，从而提高了硫的回收率。试验室多次试验获得较好试验结果，在现场完成了适应性验证试验的基础上，工业试验达到预期效果，铜精矿品位提高1.11个百分点，铜回收率提高1.58个百分点，硫回收率提高10.86个百分点。 二、研究方案论述 相比较而言，混合浮选流程（图1）易于操作，流程适应性较强，因此，在生产中使用时间最长，但是该流程不考虑铜、硫矿物存在可浮性差异，铜硫一起上浮时，彼此有竟争性，大量硫上浮使铜浮选滞后，会导致尾矿含铜偏高，混合浮选的粗精矿量大，较多的捕收剂会带入分离浮选中，加大了铜、硫分离的难度，该流程浮选指标较低。部分混合浮选流程（图２）考虑到了铜、硫矿物的可浮性差异，采用饥饿给药的药剂制度，降低了分离浮选给矿的产率，流程稳定性较好，使用效果较好，生产中应用时间较长，但仍然存在铜硫分离较难、指标不理想的问题。对于高硫矿石而言，优先浮选流程（图3）的试验指标高，在理论上应该是首选方案，事实上，在长期的科研和实践中采用过分步优先流程（图4）、半优先流程（与图4基本相同，药剂制度不同）、部分优先流程（与图4类似）、等可浮流程（与图4类似）和全优先浮选流程（图3），这些流程的共同点是采用铜优先浮选的流程结构，只是选用的药剂制度不同，铜的优先程度有大小，这无疑说明铜的优先浮选有利于提高指标，由于药剂局限和流程结构不尽合理的原因，工业化过程中暴露出铜指标不稳定、硫指标低等问题。 经原矿磨矿解离度分析，经过一段磨矿，铜矿物单体解离度可达到85%左右，这为选择性浮选技术的应用提供了条件，以EP对已单体解离的粗粒铜矿物进行选择浮选，通过试验提出了铜开路优先浮选流程。 三、铜开路优先浮选试验 铜开路优先浮选流程（图5）由铜选择性快速浮选、中矿分选和铜尾矿选硫两部分组成，该流程的创新是研究成功适合该矿性质的具有高选择性高效铜的捕收剂EP，由于该药的特殊作用，无需其它捕收剂辅助优先选铜，而且具有足够的起泡性。中矿可分选出合格的硫精矿，采用开路优先的流程结构，避免了在中矿循环中使硫受到强烈抑制，从而提高硫的回收率。考虑到易工业化改造因素，进行了铜粗精矿分别分选（图5）和合并分选（图6）两种分选方案的试验。矿样代表性能符合2-3年采场出矿的矿石性质，铜品位为0.61%，硫品位为10.20%，铜氧化率为6.28%，铜物相分析结果见表1，闭路试验结果见表2，表2指标明显优于现场流程的闭路试验结果表3的指标。 四、新流程现场适应性试验 对铜开路优先浮选工艺流程方案，用EP高效捕收剂在现场进行了两次适应性试验，试验取得预期效果。 第一次，原矿样是从球磨给矿皮带接取的班样，铜品位为0.49%，硫品位为9.89%，物相分析见表4，铜氧化率为4.49%，试验结果见表5。 第二次，原矿样接取球磨皮带给矿获得，铜品位0.618%、硫品位9.10%，铜物相结果如表6，铜的氧化率为9.71%，试验结果见表7。由表6、表7可见，新流程具有较大优势。 五、工业试验 选厂规模10000t/d，选用2#系统作为试验系统（规模5000t/d），1#系统作为对比系统（规模5000t/d），采用EP药剂进行开路优先浮选工业试验。 本次工业试验累计进行了26天74班次，试验系统（2#系统）累计处理矿126282吨，对比系统（1#系统)累计处理矿124686吨，以生产班样的化验结果为依据计算的浮选指标，连续26天74班次的累计（加权）指标见表8。六、结语 （一）某矿通过二十年的不懈努力，选矿经济技术指标已达到一个相当高的水平。在小型试验提出技术方案后，并进行了多次适应性验证试验，工业试验取得成功，证明新工艺对该矿的适应性强。 （二）EP药剂能加大铜硫矿物的浮游差，对铜的选择性强，对该矿较适应，易于操作，利于浮选稳定，是配合新工艺的优良捕收剂。 （三）新工艺指标提高显著，连续26天74班次的累计加权指标为：铜精矿含铜21.42%，铜回收率82.88%，硫精矿含硫36.47%，硫回收率75.72%。与对比工艺（原流程）相比，铜精矿铜品位高1.11百分点，铜回收率高1.58百分点，硫回收率高10.86百分点。 参考文献： [1] 朱玉霜，朱建光编 浮选药剂的化学原理[M]，中南工业大学出版社，1987. [2] C. Y. Sun, C. D. Li,etc. Application of a new Separation Method of Fine Complex Copper Sulphide Ores to Industrial Process, XXIV INTERNATIONAL MINERAL PROCESSING CONGRESS VOLUME1 2008(1): P1201-1204.

广东粤西和粤北地区多处铅锌浮选尾矿采用螺旋溜槽重选回收尾矿中的黄铁矿。粤北、粤西铅锌浮选尾矿的矿物组成、硫铁矿单矿物分析、铅锌尾矿多项分析、筛分分析分别见表1至表4。   表1  矿物组成粤北铅锌尾矿粤西铅锌尾矿  黄铁矿及少量铅矿、闪锌矿；脉石以绢云母、石英、方解石、绿泥石为主，次有白云石等。  黄铁矿、少量铅锌矿物及赤、褐铁矿；脉石矿物为石英、长石、高岭石、绢云母、白云石、方解石。            表2  粤北硫铁硫单矿物分析                   （%）成分SFePbZnCu合计质量分数52.7343.350.490.0710.00596.85            表3  粤北铅锌尾矿多项分析                   （%）成分SAsSiO2Al2O3CaOAg(g/t)质量分数30.50.2116.332.807.2164.0              表4  筛分分析结果             （%）粒级/mm粤北粤西产率品位分布率产率品位分布率＋0.27.0614.853.73———－0.20＋0.1027.0023.2222.317.162.320.71－0.10＋0.07612.2533.5414.6230.1814.3718.68－0.076＋0.04318.8735.9224.1224.5531.8533.68－0.043＋0.0306.0838.858.4117.6532.8524.96－0.03028.7426.2126.8120.4624.9321.97合计100.0031.46100.00100.0023.22100.00        以试验，铅锌尾矿经螺旋溜槽一次选别（流程见图1）可获得品位39.75%～44.08%、回收率58%～74%的硫铁矿精矿。图1  粤北铅锌尾矿试验流程