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：

锑是一种银灰色的金属，在常温下是一种耐酸物质，其比重6.68、熔点630.5℃、沸点1590℃，性脆，无延展性，是电和热的不良导体，在常温下不易氧化，有抗腐蚀性能。冶炼锑金属矿物原料主要有辉锑矿、方锑矿、锑华等10种锑矿物。中国锑矿资源丰富，储量、产量(锑精矿、锑金属)、出口量等，在世界上均占有重要地位。    锑在自然界中约有120多种锑矿物和含锑矿物，主要以4种形式存在，即①自然化合物与金属互化物，如自然锑、砷锑矿；②硫化物及硫盐类，如辉锑矿、硫铜锑矿、硫锑铁矿、辉锑铁矿、黝铜矿、车轮矿、硫锑铅矿、脆硫锑铅矿、斜硫锑铅矿、硫锑银矿、辉锑银矿、辉锑铅银矿、硫汞锑矿、硫氧锑矿等；③卤化物或含卤化物，如氯氧锑铅矿等；④氧化物，如锑华、黄锑华、锑赭石、锑钙石、水锑钙石、方锑矿等。    我国锑矿的分布：    我国的锑产地111处。主要是贵州万山、务川、丹寨、铜仁；湖南省新晃等汞矿，湖南省锡矿山、板溪；广西壮族自治区大厂；甘肃省崖湾等锑矿、陕西省旬阳汞锑矿。湖南省盛产锑矿，储藏量占世界第一位。    我国锑矿分布图：  更多关于锑矿的资讯，请登录上海有色网查询。

锑矿行情是很多金属锑投资人士、很多锑矿企业关注的焦点，及时掌握锑矿的价格信息、交易状况、市场供求关系、行情走势等，是在锑矿投资交易中获得成功的关键。    2010年7月15日讯，受不断飙涨的锑矿价格影响，本周冶炼商再次大幅度抬高锑锭价格，锑矿行情上扬。目前99.65%锑锭价格已上涨到了59，000-60，000元/吨，而上周价格还报在57，000-58，000元/吨。    湖南一冶炼商称：“目前锑矿商看涨后市，他们存在惜售心理，大多捂货不出。我们目前把价格报在55,000元/吨。一广西冶炼商称：“可是很多消费商无法接受锑价如此快速的上扬，他们大都观望后市，目前没有如市打算。很多市场交易商都对未来锑矿行情经济持悲观态度，恐怕接下来锑矿行情价格上涨将面临乏力的尴尬局面。    因为湖南地区一些已关闭的锑厂重启生产仍需一段时日，市场供货不断持紧，近期欧洲锑矿行情锑价再次涨了400美元/吨。金属导报三氧化二锑成交价目前已上涨到了9，000-9，500美元/吨、2#锑锭价格上涨到了8，900-9，400美元/吨。6月11日金属导报三氧化二锑价格稳在8，000-8，600美元/吨，而到7月9日价格却一度上涨到了8，600-9，100美元/吨，金属导报2#锑锭也经过一段时期的稳定后上涨到了8，500-9，000 美元/吨。    有关人士声称，国内报价的大幅上涨以及人民币汇率的重估迫使我们抬高出口报价，但海外消费商似乎不愿接受这一事实，我们目前正在观望后市。    6月份锑矿行情，锑矿价格表现的尤其呆滞，锑价缺乏反弹上涨支撑，美国锑市场一卡车量2#锑锭以7,85美元/吨鹿特丹仓库价达成交易，而另外一些小吨位成交价却报到8，100-8,500美元/吨，美国市场锑价位于3.75-4.10美元/磅（8,270-9,040美元/吨）。由于很多贸易商库存压力较大，而海外需求又很不理想，出口市场报价相对混乱，而中国CIF出口价大都报在7,700-7,800美元/吨，据报仅有一项即期装运的订单以7,650美元/吨成交。许多中国供应商倾向于调低报价以回笼资金，维持工厂运营。    更多关于锑矿行情的资讯，请登录上海有色网查询。

了解锑矿分布对于锑矿工业的发展具有非常重要的意义。冶炼锑金属矿物原料主要有辉锑矿、方锑矿、锑华等10种锑矿物。中国锑矿资源丰富，储量、产量(锑精矿、锑金属)、出口量等，在世界上均占有重要地位。    我国锑矿分布图为：     我国的锑产地111处。主要是贵州万山、务川、丹寨、铜仁；湖南省新晃等汞矿，湖南省锡矿山、板溪；广西壮族自治区大厂；甘肃省崖湾等锑矿、陕西省旬阳汞锑矿。湖南省盛产锑矿，储藏量占世界第一位。新中国成立之后，对锑矿进行了大规模的地质勘探和开发，并发展了硫化锑精矿鼓风炉挥发熔炼。我国锑矿储量和产量均居世界首位，并大量出口，生产高纯度金属锑(含锑99.999%)及优质特级锑白，代表着世界锑业先进生产水平。    更多关于锑矿分布的资讯，请登录上海有色网查询。

2010年6月26日讯，近期锑矿价格表现的尤其呆滞，锑价缺乏反弹上涨支撑，美国锑市场一卡车量2#锑锭以7,85美元/吨鹿特丹仓库价达成交易，而另外一些小吨位成交价却报到8，100-8,500美元/吨，美国市场锑矿价格位于3.75-4.10美元/磅（8,270-9,040美元/吨）。    本周以来，锑市表现的尤其呆滞。周初99.5%规格三氧化二锑从端午节前51,000-52,000元/吨下降至50,000- 51,000元/吨，之后又一路下滑至49,000-50,000元/吨，多数冶炼商开始采取削减产量的措施来赢得市场维持经济运营。而周初国内锑锭成交价从上周的Rmb53,000-54,000/吨下跌到了Rmb51,500-52,500/吨，周五再度下滑500元/吨至至51,000- 52,000元/吨。    进出口市场方面，受西方传统淡季及国内锑矿价格不断下跌影响，三氧化二锑FOB出口价格也从之前的7,800-7,900美元/吨暴跌至7,400-7,500美元/吨，锑锭从$8,600-8,700/吨FOB 垂直下跌至8,050-8,150美元/吨 FOB。国外市场方面，鉴于夏休淡季临近，国外消费商缺乏购买兴趣，市场成交持续乏力。大部分国外终端用户宣称他们的库存可以维持到7月底，因而整个夏季他们基本不会购买任何锑锭。    疲软的市场需求和不断降低的锑矿价格迫使中国很多锑冶炼商削减金属锑的产量。由于很多贸易商库存压力较大，而海外需求又很不理想，出口市场报价相对混乱，而中国CIF出口价大都报在7,700-7,800美元/吨，据报仅有一项即期装运的订单以7,650美元/吨成交。许多中国供应商倾向于调低锑矿价格以回笼资金，维持工厂运营。有关人士认为，我们认为未来几个星期锑出口市场仍将十分疲软，夏季过后有望逐渐回暖，预计近期内跌势仍难停止。    更多关于锑矿价格的资讯，请登录上海有色网查询。 

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。

脆硫铅锑矿（分子式Pb4FeSb6Sl4）主产于我国广西南丹县境内的大厂、五圩等矿区，它是一种含多种有价金属如铅、锑、锌、铟、银等的多金属硫化物矿产，其间锑的资源量在我国甚至国际都名列前茅。现行的脆硫铅锑矿精矿的冶炼工艺大都选用烧结脱硫一鼓风炉还原熔炼，该工艺存在二氧化硫污染和归纳收回运用水平低，尤其是矿中的锌、锢等有价金属底子得不到收回等缺点。     为了改动传统冶炼工艺的缺点，研讨了一条冶炼脆硫铅锑矿精矿的新工艺。选用加“碱”固“硫”的办法，在熔炼时使矿中的硫悉数进入熔炼渣中，一同产出铅锑合金；再从熔炼渣中以和的方式收回碱，所收回的碱用于制作焦锑酸钠产品；熔炼渣经收回其间的碱后，终究构成高锌渣，其间富集有锌、铁、锢、锑、铅等金属，且其间的锌、铁等元素大都以硫化物的方式存在，可经过浮选办法别离出来。新工艺具有无二氧化硫发作、归纳收回水平高、技能经济指标好等长处；具有较好的经济效益和社会效益。     本文首要针对新工艺的熔炼部分所发作的碱性熔炼渣的归纳收回运用进行了研讨。由熔炼段产出的碱性熔炼渣（以下简称“碱渣”）除主成分以外，还根本上富集了脆硫铅锑矿精矿（以下简称“脆矿”）中除铅锑银以外的一切成分。因而，对碱渣的归纳收回运用也是联系到全流程是否成功的一个重要要素。本研讨对碱渣的收回运用选用全湿法流程。首要，经过水浸使碱渣中的和其它可溶盐进入溶液（溶液），使碱渣中的可溶物与不溶物别离开来，不溶物悉数进入碱渣浸出渣，其间富集有锌、铜、铁、铟等元素，一同也含有铅、锑、银等元素；根据碱渣浸出渣的成分和性质，能够把其定位为含多种金属成分的锌矿，可送入选矿厂处理得到锌精矿，然后得以收回其间有价成分。然后，运用所收回的溶液去浸出脆矿中的锑，以制取焦锑酸钠。       一、质料与工艺流程     质料：碱渣、精矿。其间碱渣系本研讨工业试验所产出。各质料成分如表1所示。 表1  质料成分（质量分数）／％质料PbSbAg1)ZnIn1)Cu脆矿26.2522.487805.101600.28碱渣2.371.141257.621800.45质料AsSNa2SFeCaOSiO2脆矿0.222.46－7.451.823.24碱渣0.1835.25211.313.624.70     1)单位为g/t。     工艺流程：碱渣处理工艺流程见图1。图1  碱渣处理工艺流程     二、试验设备与办法     首要试验设备：烧杯（4000 mL )、电动搅拌器（200W）、玻璃温度计（0～100℃）、真空泵、布氏漏斗（φ150）、抽滤瓶（2000ml）、电炉（1kW）等。     试验办法：首要针对碱渣中的进行浸出试验，试验前将碱渣破碎，过40目（0.36mm）筛备用。本次试验首要调查碱渣浸出时各个动力学条件（温度、时刻、液固比等）对浸出率的影响；矿浆选用真空过滤，滤渣加少数热水洗刷；一切滤液（溶液）兼并一同用于下一步浸锑试验；然后参照空气氧化法制备焦锑酸钠的出产工艺对精矿和氧粉别离进行锑的浸出和制取焦锑酸钠试验。     三、浸出锑矿制取焦锑酸钠的热力学分析     溶液浸出锑的首要反响是一个有液、固两相参与的多相反响。浸出系统中所含的Sb、S、Na3个组分在水中能够构成多种杂乱的络合离子。经过对Sb－S－H2O系和Sb－Na－S－H2O系的热力学分析，能够找出其相应的规则，以使浸出进程在最有利的条件下进行。     关于Sb－S－H2O系，它是一个杂乱的络合物系统，在其碱性负电位区的溶液中，除了存在单一配位体的单核络离子（SbS2－、SbS33－、SbS43－）外，还有单一配位体的多核络离子（Sb2S42－、Sb2S54－、Sb2S66－）以及部分氧代配位体和悉数氧代配位体的络离子，前者如SbSO－，SbSO2－，后者如SbO＋，SbO2－，SbO33－，SbO3－，SbO43－。作为配位体的S2－也有多种变价离子（S22－、S2O32－、SO42－、SO32－）和变体离子（HS－）。     根据一同平衡原理和电中性原理，有人用核算机求解指数方程，进行了Sb－S－H2O系的电位－pH值核算，制作了常温下的电位－pH图，如图2所示（C（Sb）和C（S）别离标明平衡时溶液中Sb和S的总浓度）。图2  Sb－S－H2O系φ－pH图 c（Sb）＝1mol/L；c（S）＝2mol/L     由图2能够看出，在固一液平衡线上，跟着pH值的升高，电位负向移动，溶液中含锑的络离子由以配位数少的络离子( SbS2－）为主（pH＜13.6)过渡到以配位数多的络离子（SbS33－、Sb2S66－）为主（pH＝13.6～14.2）；一同锑络阴离子中替代的氧硫原子数添加，例如，在pH＞14.2时, 以SbO33－为主。     核算标明，Sb2S3在溶液中的溶解首要发作如下反响：    由图2能够看出，溶液的安稳区特别是简略配位络合离子安稳区很窄；即跟着电位的升高，氧代配位体的个数添加，致使最终变成悉数氧代的SbO43－或许SbO3－以及SbO33－或SbO2－等离子，而被氧替代的S2－氧化成S2O32－等。这充分阐明浸出液很简单被氧化生成各种钠盐（Na2S2O3，Na2SO3，Na2SO4）等。     由图2还能够看出，跟着C（Sb）/c(S)比值的削减，锑固相和Sb2S3固相安稳区缩小，溶液安稳区扩展。在C（Sb）/c（S）＝1/2时，Sb2S3固相安稳区面积很大；当C（Sb)/c（S）＝1/3时，Sb2S3固相安稳区缩小为窄条状。核算标明，当c（Sb）/c（S） ≤1/4时，图中的Sb2S3固相安稳区消失。这阐明硫化锑精矿适合的浸出条件是c（Sb)/c（S）≤1/4。     关于Sb－Na－S－H2O系，碱性浸出进程实践上有Na＋参与，使得系统联系愈加杂乱。在c（Sb）＝0.5mol/L，c（S)＝2mol/L的负电位区内，除了具有Sb－S－H2O系的平衡联系外，在25℃下还存在有Sb－Na－S－H2O碱性负电区，其间溶液与Na3SbO4晶体、溶液与NaSbS2晶体及固态Sb与固态NaSbS2平衡。如图3所示。图3  Sb－S－Na－H2O系ψ－pH图     由图3能够看出Na3SbO4与NaSbS2有较宽的安稳区，即实践存在的大片溶液安稳区为这二个固相区所掩盖，因而，在碱性溶液中由Na3SbO3制取Na3SbO4结晶是很简单进行的。     四、成果与评论     （一）碱渣中的浸出     1、度对浸出的影响     温度对浸出的影响如图4所示。在试验温度范围内，随温度的上升，的浸出率简直呈直线上升。但当温度超越90℃时，的浸出率出现稍微下降的趋势；或许是因为温度增高，添加了溶液中的氧化程度。故挑选最佳浸出温度为90℃。图4  温度对浸出的影响     2、比对浸出的影响     液固比对浸出率的影响如图5所示。当液固比太小时（小于3），溶液中的浓度过高，一同因为系统含固量太高，影响固液面的表面分散，构成的浸出率不高。当液固比太大（大于5)时，因为系统过大，构成被氧化的量增大。一同，根据前面理论分析，浸出锑时的浓度宜控制在110～130g/L。故挑选适宜的液固比为4∶1。图5  液固比对浸出的影响     3、对浸出的影响浸出时刻对硫化     钠的浸出率也有很大的影响，如图6所示。理论上讲，极易溶于水，其溶解速度应该很快。但从图6中看出，溶解时刻需求80min以上，或许是因为碱渣含有其它不溶物质，碱渣中的成分彼此紧密结合构成固熔体，使得溶解缓慢。实践上，如果把碱渣颗粒磨得满意细，其溶解时刻能够大为缩短。在工业上，如能把熔融态的碱渣直接投入浸出，其浸出作用或许会好的多。本研讨挑选最佳浸出时刻为90min。图6  时刻对浸出的影响     浸出后的溶液碱性很强，矿浆颗粒很细，过滤时往往构成透滤，使所得滤液变成黑色的悬浮液，要静置12h以上溶液才变得清亮。为了处理这个问题，对过滤用的滤布原料作了比较和挑选，最终以为选用丙纶加强纤维滤布最适合矿浆的过滤。     （二）钠浸出归纳验证试验     根据以上单要素试验，对浸出进行了归纳试验验证（成果见表2）。固定条件：液固比为4∶1、温度90℃、时刻90min，由表2知，最佳浸出条件下的浸出率约为92％；所得溶液含约110g/L，溶液成分正好契合浸出锑制焦锑酸钠产品的条件。 表2  平行验证试验成果序号投入产出浸出率 /%渣率 /%碱渣 /g/g滤液 /mL/（g·L－1）/g浸出渣 /g16003122548112.9287.7301.292.250.226003122548114.5290.5291.693.148.636003122562111.8286.4307.891.851.346003122539114.1289.8293.492.948.956003122553111.9285.830691.651均匀60092.350     （三）碱渣浸出渣成分和组成     碱渣浸出渣渣率相关于碱渣为50%。碱渣浸出渣中简直富集了脆硫铅锑矿精矿中一切的锌、铁和硅、钙等元素，一同还含有铅、锑、银、铟等有价元素。碱渣浸出渣成分如表3所示。能够看出，其间铅锌的总含量约20％。 表3  碱渣浸出渣成分（质量分数）／％PbSbAg1)ZnIn1)SNa2SFeCaOSiO24.680.7526015.3135024.802.6822.524.866.35     1)单位为g/t。     经过对碱渣浸出渣和碱渣中的锑成分作比较能够看出，碱渣中的锑有适当一部分被浸出进人溶液，其浸出率为67%；实践化验溶液中的锑含量为1.6～1.9g/L，此数据与核算数据根本共同。     对碱渣浸出渣中锌和铁的作了物相分析，分析成果标明，锌和铁根本上都以硫化物方式存在于渣中。因而，锌在碱渣浸出渣中应该以单体的硫化锌方式存在，这对该渣的进一步化学选矿别离供给了根据，因为锌的硫化矿藏是很简单经过化学选矿得到别离和富集的。     五、制取焦锑酸钠     运用硫化碱浸出脆矿中的锑以制取焦锑酸钠产品的系统已有相关出产供应商运用，最典型的工艺是空气氧化法，其工艺技能条件比较老练。     因为本研讨所得溶液成分比较杂乱，除Na2S以外，或许还含有Na2CO3、NaAsO3、NaOH、Na2SO3、Na2SO4等物质。因而，参照实践出产操作条件，本试验首要调查由本研讨熔炼部分所得的碱渣经过水浸而得的硫化碱系统与惯例的硫化碱系统的性质有何不同；首要从本系统对锑的浸出作用、硫化碱的耗费和焦锑酸钠产品的质量等几个方面作了具体的证明。     （一）溶液浸出脆硫铅锑矿精矿的作用     按每500g精矿参加2000mL溶液在给定条件下进行浸出，浸出完成后悉数抽滤，滤渣用少数热水洗刷后枯燥、称重（铅渣）。     浸出时固定条件：温度90℃、时刻90min、液固比为4∶1。试验成果如表4所示。 表4  脆矿浸出作用试验序号投入产出锑浸出率/%Na2S耗费比铅渣渣率/%脆矿/g含Sb/g碱渣浸出液/mL含Na2S/（g·L－1）浸出液/mLSb/（g·L－1）铅渣/g1500101.4185054.335689.42.0271.22500104.0188053.835790.02.0671.43500112.42000106.3176059.434393.02.0368.64500121.5182056.6346.591.62.3669.35500109.6169061.5347.592.52.1169.5均匀91.32.1270     由表4知，运用碱渣浸出液浸脆矿时，锑浸出率均匀约91.3%（按投入的精矿计），每浸出1t锑金属耗费硫化碱2.12t，且不耗费烧碱。而传统硫化碱系统耗费为每吨锑耗Na2S 2.0t（纯量）NaOH25kg。这充分阐明，运用本研讨所得的溶液去浸出脆硫铅锑矿中的锑是彻底可行的，其浸出作用不亚于工业系统；一同，从浸出作用来看，本研讨所得溶液中含有满意的，正好能够满意浸出锑的需求。     （二）铅渣成分     脆硫铅锑矿精矿经浸出锑今后的铅渣成分如表5所示。除了锑、砷、硫以外，精矿中其它各元素根本上进入铅渣中，这正好与前面的理论分析成果相符，溶液对锑的浸出有杰出的挑选性，除砷以外，其它的杂质元素根本上不被浸出进人浸出液中。 表5  铅渣成分（质量分数）／％PbSbZnSnIn1)Ag1)FeCuAsSiO2CaOS37.792.837.290.42220111410.640.400.114.522.4120.54     1)单位为g/t。     （三）焦锑酸钠产品质量     运用5.1中所取得的锑浸出液直接加氧化制取焦锑酸钠样品，成果如表6所示。所得焦锑酸钠质量彻底到达了电子工业级质量标准（ZBG12019－89）。这足以阐明本研讨工艺中所发作的硫化碱能够用于浸取脆矿或氧粉以制取合格的焦锑酸钠产品。 表6  试验所得焦锑酸钠样品质量样品化学成分/%色彩细度/μmΣSbSb2O3Na2OFe2O3CuOCr2O3V2O5PbO149.200.2112.500.0150.00050.00050.0010.02银灰－150249.380.1812.630.0120.00030.0050.00050.02白色－150     六、定论     （一）提出了一条对脆硫铅锑矿碱性熔炼渣归纳运用的工艺流程。其间的用于浸出脆矿以制取焦锑酸钠产品；除锑以外的其它金属元素根本上被富集在碱渣浸出渣中，经过进一步浮选可产出高铟高铅锌精矿。     （二）从碱渣中浸出的最佳条件为：液固比为4∶1、温度90℃、时刻90min；在此条件下的浸出率能够到达92%；所得溶液含约110g/L，溶液成分正好契合浸出锑制焦锑酸钠产品的条件。     （三）碱渣浸出渣中锌和铁等元素根本上都以硫化物方式存在于渣中，这有利于经过浮选得到锌精矿；碱渣中的锑有约67%被浸出进入溶液。     （四）运用碱渣浸出液（溶液）浸出脆硫铅锑矿精矿，锑浸出率大于91％，每浸出1t锑金属耗费硫化碱2.12t，不耗费烧碱。运用本研讨所得的溶液去浸出脆硫铅锑矿中的锑是彻底可行的，其浸出作用不亚于工业系统；一同，从浸出作用来看，本研讨所得溶液中含有满意的，正好能够满意浸出锑的需求。     （五）所制得的焦锑酸钠产品质量能够到达电子工业用焦锑酸钠质量标准要求。

锑矿石的选矿方法主要有手选、重选(包括重介质选矿)、浮选、化学选矿以及各种选冶联合处理工艺。具体矿石的选矿工艺.应报据矿石类型(自然类型和工业类型)、矿物组成、结构构造和有用矿物的工艺粒度等物理化学性质进行选择.此外还应考虑矿石中有价组分含早量的高低及锑冶金技术的要求等因素。块状富矿石经手选后就能得到含锑址不低于30%(质址分数)的精矿。单一硫化锑矿石含锑大于12%的富矿石可直接熔炼.一般低于10%一12%的单一锑矿石均要进行选矿。辉锑矿的密度、颜色及金属光泽等均与脉石矿物有显著差别，且可浮性又比较好。因此无论采用单一浮选或重选并辅以手选进行选分。均能得到较好的结果。目前浮选是辉锑矿主要的选矿方法。重选主要用于氧化锑矿石的选矿及粗料辉锑矿的选别.重介质选矿与手选则主要用作锑矿石的预选。因此，单一硫化锑矿石的选矿流程有单一浮选流程及重选一浮选联合流程等。混合硫化氧化物锑矿石的选矿.粗校级用重选.细较级辉锑矿则用浮选及重选一浮选联合流程.细较级氧化锑矿物或难选氧化锑矿的选矿方法有离析浮选、鳌合剂浮选及离析重选等，但至今仍未完全解决其工业应用问题。含锑复杂多金属硫化物矿石的选矿，主要是辉锑矿与其他共生有用矿物的分选问题，常采用复杂的流程处理。贫氧化锑矿石的选别目前几乎没有实际惫义。因锑的氧化矿物在破碎肺矿过程中易于过粉碎，使重选困难，也不宜浮选。如果含锑址不低于3%-5%,则可不经选矿，直接进行升华处理，得出三氧化锑。含锑从超过10%一20%的权化矿石，不需要选矿，可以直接送去还原熔炼。

锑矿石选矿(processing  of  antimony  ores)从含锑矿石中分离与富集锑矿物的过程。选矿产品为锑精矿。锑精矿送至冶炼厂冶炼提取 金属 锑、生锑(三硫化锑)和三氧化二锑[有色商机 : 99.8%三氧化二锑]。    锑矿石资源    自然界含锑矿物多达120种，有工业意义的锑矿物主要是辉锑矿，其次是脆硫锑铅矿、硫汞锑矿、黝铜矿、方锑矿、黄锑华、锑华等(见表)。锑矿石工业类型有单一硫化锑矿石、锡锑矿石、钨锑矿石、金锑矿石、汞锑矿石等。中国锑矿资源丰富，储量居世界首位。湖南是中国锑矿主要产地，其次为广西、贵州、云南和甘肃。中国锑矿多为贫矿与共生矿，均为地下开采，需经过选矿富集与分离。世界上重要产锑国家还有玻利维亚、南非、前苏联、主要在塔吉克和吉尔吉斯、墨西哥、澳大利亚、土耳其、泰国等。国外锑矿规模较小，多为采选和冶炼分别经营。许多国家只生产锑矿石或锑精矿，大的冶炼厂除玻利维亚文托(Vinto)炼锑厂外，主要设在美国、日本、前苏联等几个工业发达的国家。锑矿石选矿按矿物的组成及共生关系分为单一硫化锑矿石选矿，多金属硫化锑矿石选矿，硫化锑与氧化锑混合矿石选矿等流程。 单一硫化锑矿石选矿    选矿对象主要是辉锑矿。对矿物结晶粒度较粗的矿石采用手选一重选一浮选联合流程。手选直接得精矿并抛掉部分废石。矿石粒度为20～150mm时，手选块状精矿含Sb45％，尾矿含Sb0.12％，回收率94％。重选主要用跳汰机和摇床，丢弃部分尾矿，粗精矿进行磨矿后浮选。对矿物结晶粒度较细的矿石破碎磨矿后直接进行浮选。硫化锑矿浮选是在中性、弱酸性或弱碱性介质中进行，添加活化剂硝酸铅，用松醇油浮选。当矿石含Sb2％～3％时，锑精矿品位达60％～65％，回收率为90％～95％。本文为转载稿，仅代表作者本人的观点，与本网立场无关。上海有色网信息科技有限公司不对其中包含或引用的信息的准确性、可靠性或完整性提供任何明示或暗示的保证。对于任何因直接或间接采用、转载本文提供的信息造成的损失，上海有色网信息科技有限公司均不承担责任。媒体合作事宜， 敬请联系info@smm.cn 或 021-6183 1988 转 5009。

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。