1 铅难选氧化铅矿是指与氢氧化铁、氢氧化锰及其他围岩严密共生的砷铅矿、磷氯铅矿、铅矾及某些已严峻被氢氧化铁所浸染或在矿石中含有很多原生矿泥和赭土的氧化铅矿。这类矿石的选别选用一般的办法不易得到好成果，关于这类矿石的研讨，已从机械选矿办法逐渐转入化学选矿办法，首要包含烟化法和酸无法。烟化法计划根据具体情况而定，一般情况下，先经过机械选矿的办法，加以开始富集，然后将比较少数的物料用烟化法处理比较适合。若在浮选给矿中有许多黏土质矿泥和氧化铁，则矿石在细磨曾经预先除掉矿泥(-5μm)是十分必要的，由于这部分矿泥会很多耗费药剂，并严峻影响精矿质量，这时泥质部分可考虑用烟化法处理。在介质中浸出铅矿藏是当时处理深度氧化铅矿石的常用办法，刘智林用浸出某氧化泥化铅锌矿，铅收回率为14.22%。由于PbCl2的溶解度较高，仍有相当多的铅金属以Pb2+状况赋存于其饱满溶液中，且此办法存在经济本钱较高及设备防腐的问题。 2 锑多年来，为了进步细粒氧化锑矿的选矿收回率，国内外学者进行了许多实验研讨探究，首要包含细粒氧化锑矿的浮选、化学选矿、选冶联合工艺等几个研讨方向，但至今仍处于实验室研讨阶段。锑化学选矿工艺首要为复原焙烧-碱浸-电积。周淑珊研讨了以黄锑华为主的氧化锑矿的复原焙烧-碱浸矿浆电积法提取锑，对黄锑华进行复原焙烧，转变为贱价锑的氧化物，再比照进行酸法浸出与碱法浸出，发现碱浸速度快、浸出率高，电积含锑浸出液得到终究产品海绵锑的质量也较好。国内外学者对化学选矿进程的机理进行了相关研讨，Pavel Raschman研讨了天然辉锑矿在Na2S+NaOH溶液中的溶解动力学，经过SPPM模型断定了浸出速率控制步骤，动力学参数核算成果标明，浸出进程受固液界面Sb2S3与Na2S的化学反应和微孔扩散控制，经典的SPPM模型成果比SCM-PDC模型成果差，但SPPM模型能更好地反映进程参数(颗粒尺度、温度、Na2S浓度)对浸出的影响 3 钴由于各种钴质料的成分及含量差异，钴的提取办法较多，归纳起来能够归为两类：一类是火法-湿法联合流程，即钴质料经火法预处理，使钴开始富集，然后经过湿法提取；另一类是全湿法流程，即钴质料经湿法浸出、脱除杂质制备纯洁钴溶液和制备得到钴及其化合物。 A 酸浸现在钴酸浸首要选用硫酸浸出。兰玮锋针对非洲刚果某氧化型水钻矿，进行两段浸出，浸出渣中钴质量分数小于0.5%，钴浸出率达99%。刘俊以Na2SO3为复原剂，从水钴矿复原酸浸液中提取铜和钴，研讨了复原剂品种及用量、浸出温度、硫酸浓度等要素对水钴矿复原酸浸进程中有价金属铜和钴浸出率的影响。处理水钻矿首要的工艺流程为硫酸浸出-净化除铁-萃取别离-草酸钙沉积。浸出进程一般为非选择性，很多铁及其他杂质一起浸出，有必要选用专门工序净化除铁。一起，萃取别离中萃取设备占地面积大，设备杂乱，需求很多萃取剂。草酸沉积钴时发生很多含铵根离子废水，其处理也是个难题，且整个处理工艺流程较长。针对现有处理工艺所存在的缺乏，郭学益以刚果(金)某含铜较高的水钴矿为质料，进行复原酸浸-旋流电积选择性提取铜和钴的新工艺研讨，对浸出液进行了旋流电积提取铜和钴的探究实验研讨，得到纯度别离为99.95%、99.97%的电积铜、钴产品，铜、钴的直收率别离到达98.23% 和 94.54%. B加压浸在传统酸法浸出钴矿的进程中，很多杂质进入浸出液，净化进程杂乱，除杂剂、酸碱耗费量大。而关于铜含量较高，导致浸出液萃铜不能一次萃净的矿藏，尤为杂乱。在性系统中，浸出具有选择性，可有用削减钙、镁、铁等离子进人浸出液，净化及别离进程简略。浸液经萃铜后，再蒸得到纯度较高的钴化合物，蒸所得和铵盐回来浸出。与传统酸法处理钴矿进程比较，钴化合物的后续处理进程可显着削减废水排放量。廖元杭根据质量平衡和电荷平衡的双平衡电算指数法研讨了Co(Ⅱ)与NH3、Cl-、OH-等多种配体的合作平衡规则，经过核算制作了热力学平衡图，提醒了系统中各物质的平衡浓度与浓度和氯离子浓度之间的联系。成果标明，在该系统中仅有存在的固相物质为Co(0H)2，实验验证了热力学核算成果，两者之间的误差仅为10.13%。刘建华以刚果某钴铜氧化矿为质料，选用加压浸工艺在NH3-NH-H2O系统中浸出钴、铜，分析了各要素对钴、铜浸出率的影响。成果标明：进步cNH3/cMe有利于构成稳定性高的钴、铜合作离子;下降c/c,进步系统pH值可下降复原剂复原电位。钴浸出率可到达95.2%，铜浸出率可到达95.8%。浸出液后续处理工艺简略，及铵盐可完成闭路循环，对环境友好。 C 铵盐焙烧-浸出现在硫酸浸出、加压浸均可完成氧化铜钴矿中铜钴的收回使用，首要存在的问题是:硫酸浸出耗酸大，收回后发生高浓度硫酸铵废水污染环境；加压浸尽管能够循环使用，但出资和实践生产本钱均较高。因而，开发本钱低且无废水排出的工艺是氧化铜钴矿处理的重要课题。张明珠选用铵盐焙烧-浸出-沉积工艺，循环使用氯化铵从刚果某铜钴氧化矿中收回铜钴，实验研讨标明：在最佳工艺技术条件下，铜钴收回率别离为90%、95%，氯化铵可从饱满的沉积母液中冷却结晶出来，循环用于氧化铜钴矿的处理，整个进程不会发生废水，也不会污染空气，可完成氧化铜钴矿的低温少废高效开发使用。其焙烧机理为：该铜钴氧化矿在低于320℃时构成中间产品Co( NH3)6CuCl5，该中间产品在320℃时转化成可溶的CoCI2 、CuCI2。 D 其他工艺王亚雄针对云南某钴土矿的特色，开发了SO2浸出-离子浮选-溶剂萃取工艺，并用以归纳提取钴、锰、铜、镍等有价金属。成果标明，锰收回率大于97%，钴总收回率大于95%，镍总收回率大于90%。郑雅杰针对青海某地高砷钴矿，比较传统工艺和硝酸氧化硫酸浸出。选用惯例的硫酸浸出时钴浸出率仅为16.86%；选用硫酸化焙烧后硫酸浸出工艺，钴浸出率为67.48%；选用硝酸氧化硫酸浸出，钴浸出率为96.35%。这是由于该矿石中钴首要以类质同象方式存在于砷和铁的化合物中，硝酸能使矿石在溶液中发生分化，有利于钴的浸出。李光芒等人在二效果下用柠檬酸浸出某红土矿中的钴，钴首要与锰和硅酸盐矿藏共生。30g/L柠檬酸、10g/L二室温下处理该矿石时钴浸出率为84.5%，仅用30g/L柠檬酸处理时钴浸出率为29.1%，这是由于二溶解硅酸盐矿藏，钴从中解离，浸出率进步。

高锑铅阳极泥湿法回收金

2019-02-26 09:00:22

一、试验物料与工艺流程高锑铅阳极泥组成为：Au0.04286%，Ag7.143%，Pb13.75%,Sb51.36%，Cu2.985%，As1.029%，Bi0.357%。其工艺流程如图1所示。图1 高锑铅阳极泥湿法工艺流程二、浸出锑铜锑阳极泥中的锑多以Sb2O3存在，少数金属锑和锑合金因为氧的存在，在浸出进程中均能与效果构成SbCl3溶液。其反响为： Sb2O3+6HCl=2SbCl3+3H2O 2Sb+1(1/2)O2+6HCl=2SbCl3+3H2O 铜在锑阳极泥中主要以金属铜存在，在氧效果下，部分铜构成Cu2(OH)2CO3，在浸出中反响为： Cu+(1/2) O2+2HCl=CuCl2+H2O Cu2(OH)2CO3+4HCl=2CuCl2+CO2↑+3H2O 反响生成的CuCl2进入溶液。浸出试验成果表明，跟着浓度的增高，铜、锑浸出率也随之增高，而银的浸出率改变不大，银损失率小于1%，铅最高为1.26%。当浓度为4mol/L时，铜、锑浸出率都大于90%，完成铜锑与银铅别离。锑、铜的浸出率也跟着浸出温度上升也增高，当大于85℃时，增幅很小。因而浸出条件为：温度85℃、浓度4mol/L，液固比5∶1，时刻为1.5h时，浸出成果为：锑浸出率为90.8%～92.6%，铜93.2%～94.0%，银铅基本保存于固相渣中。三、氯化浸出金和浸银在固定浸出金条件为：浓度1mol/L，温度85℃，液固比5∶1，浸出4h，NaCl浓度40g/L，调查NaClO3参加量的影响，试验成果表明参加量在10%时，金的浸出率为96.1%，银浸出率用10%渣重浸出金后的渣浸银。浸出条件为，浓度4mol/L，温度50℃，时刻1.5h，液固比5∶1，银浸出率最高为92.9%。分析银浸出不高的原因，发现阳极泥中有部分银是以单质银存在，必须经氧化才干被浸出。因而对氯化浸出金条件进行调整，然后对调整后的渣再浸银。为了氧化单质银，所以考虑在氯化浸出金时的参加量，由10%增加到20%。此刻浸20%的浸渣，其银的浸出率增加到96。9%。归纳考虑浸银、浸出金的浸出率，断定浸出金的优化条件为：参加量为渣重的20%，浸出温度80～85℃，液固比4∶1，HCl介质浓度0.5mol/L，浸出时刻4h。四、金、银收回和锑铅收回在氯化浸出金时，Au以[AuCl4]-进入溶液，用硫酸亚铁复原，即可得金粉。反响为： [AuCl4]-+3Fe2+→Au+3Fe3++4Cl- Fe3+/Fe2+的标准电极电位较[AuCl]-/Au低，较铅、铜、锑离子高，故能选择性复原金。因为是液态离子复原，然后确保了金的质量。在常温下，参加亚铁离子为金理论需求量的15倍，复原率好达99.1%、纯度达99.981%。浸银液参加理论需求1.1倍的，常温至50℃下复原率为99.99%，复原银后液银含量为0.56µg/mL，银粉纯度为99.972%。锑从浸锑液顶用铁屑置换收回，在70～80℃下，参加过量铁屑置换1.5h，置换率为98.7%。铁屑耗量与锑之比为1∶2。铅以精矿产出，含铅量50%～59%。整个进程无废渣产出。

铅阳极泥中锑资源的回收

2019-01-31 11:06:17

一、株冶锑资源及其运用状况（一）锑资源 1994年株冶铜铅锌三大产品的产值为22.5万t，从进厂原猜中带入的锑量估量为431t，锑在各质料和产品中的散布别离见表1、表2。表1 从原猜中带入的锑量锌精矿铅精矿粗杂铅粗铜算计主金属量，t11131356393146039896192205带入锑量，t941941385431带入锑量比，%21.8145.0132.021.16100 表2 锑在冶炼体系各产品中的散布 %铅粗炼铅精粹锌冶炼铜冶炼金银冶炼粗铅87.07阳极泥94.92欢腾炉烟尘1.98鼓风炉渣19.32稀渣14.02氧化锌7.7冰铜3.54净化渣1.43鼓风炉烟尘9.08氧化渣2.40烟化炉渣1.69反射炉烟尘0.02窑渣45.22转炉渣52.01苏打渣0.07总烟尘1.64无名丢失1.5ZnO浸出渣24.03转炉烟尘3.92精粹烟尘25无名丢失2.5算计100多膛炉尘1.12粗铜13.02熔炼烟尘57.45算计100无名丢失26.22无名丢失1.75丢失1.11算计100算计100算计100 铅体系中的锑有一个较会集去向－铅电解阳极泥。但进入金银冶炼后又相对涣散，较会集的是熔炼烟尘，精粹烟尘和稀渣，后两者回来铅体系，然后进行一个循环。锌体系中的锑，约一半进入蒸发窑渣而堆存，1／4进入氧化锌浸出渣而转入铅体系。铜冶炼的锑首要来源于铅体系的铅冰铜，经铜冶炼后粗铜中的锑有75%进入反射炉渣，18%进入阳极泥，阳极泥又转入金银冶炼。（二）运用状况 1、从白砷残渣中收回粗锑运用烟灰出产白砷，其残渣送铅体系熔铅工序收回粗锑，工艺流程见图1。图1 从白砷残渣中收回粗锑工艺流程图 2、出产As－Sb合金其工艺流程为：烟尘与木炭粉混合，经蒸馏、冷凝，得到As－Sb合金。 3、从高压水浸渣中收回锑其工艺流程见图2。图2 从水浸渣中收回锑工艺流程图由于种种原因，以上工艺均未能完成工业出产。 4、出产玻璃弄清剂以As－Sb烟灰为出产质料，与多家玻璃厂和特种助剂厂协作出产玻璃弄清剂，处理了该烟灰很多长时刻积存的问题，但其报价极廉，从长远看，不合算。二、国内几家炼铅厂的锑资源收回作业（一）东北某铅厂东北某铅厂从70年代就开端了锑资源的收回作业，走在各供应商前列。起先将锑质料处理成金属锑锭，从1985年起改为只出产三氧化二锑，年产值60～100t，锑的归纳收回率为50%～65.5%。现在的卖价为31000元∕t（含税价），出产本钱可操控在11000元／t左右。 1、质料质料为金银熔炼烟气丘里收尘所得的烟尘（一次烟尘）和锑熔炼烟气丘里收尘所得的烟尘（二次烟尘），其成分见表3。表3 烟尘成分 %2、工艺流程将两种烟尘配入苏打、粉煤进行复原熔炼，取得含锑大于55%的锑台金，合金在蒸发锅中熔化，鼓入空气，得到三氧化二锑和铅铋合金。三氧化二锑经复原熔炼和精粹得到精锑，其工艺流程见图3，产品成分要求见表4。表4 各阶段产品的质量要求 %图3 锑出产工艺流程图（二）西北某厂西北某厂从1983年起开端进行湿法提取铅阳极泥中锑和铋的工怍。选用浸出锑，硫陵一食盐溶液浸出铋，浸出渣提取金银的工艺流程。 1、质料阳极混成分（%）：Sb43～46，Bi6～8， Pb7～9， Cu0.8～3， Fe0.2～0.8， As＜0.2，Au0.1～0.15， Ag15左∕右。 2、工艺流程工艺流程见图4。图4 铅阳极混处理流程图 3、工艺条件低酸、常温预处理，300℃条件下烘干氧化。浸出锑：溶液浸出，时刻1～2h，温度＞98℃，趁热过滤，热水洗刷。电积锑：温度32～40℃，槽压2.2～2.8V，电解后液含Sb＞16 g／l，阳极电流密度250～310A／m2。浸出铋；温度＞95℃，液固比8∶1，时刻2h，开端H2SO4100～120g／l，NaCl150g／l。置换铋：铁屑常温置换，所得海绵铋含Bi50%～77%。海绵铋经枯燥后熔炼成粗铋，处理后的阳极混熔炼成贵铅。 4、首要技能经济目标锑浸出率92%～96%，锑电流功率＞75%，铋浸出率＞90%，铋置换率＞96%，阴极锑档次＞97%，粗铋档次＞94%，金银熔炼收回率＞99%。（三）湖南某铅厂湖南某炼铅厂从1987年开端将铜、铅阳极泥一同处理，1990年下半年推广应用湿法处理阳极泥技能，选用氯盐预处理铅阳极泥－火法提金银出产流程。 1、质料铅阳极泥成分（%）：Au 0.04～0.05，Ag 10～15， Cu 5～8，Pb 7～12，Bi20～27，As 4～10，Sb 25～27，H2O 25～35。 2、工艺流程工艺流程见图5图5 铅阳极泥氯盐预处理流程图 3、首要技能条件氯盐浸出：浸出结尾浓度2～2.5mol／l，固液比1∶4，温度80℃。收回锑、铋、铜：浸出液成分（g／l）；Bi35～40，Sb 40～50，Cu8～10，Pb1～3。水解沉锑：温度50～60℃，冲稀3～3.5倍。中和沉铋。结尾pH值2.5～3.0，室温。置换沉铜：pH值2～2.5，温度70℃。废水处理：用石灰乳词pH值至11～12，加、鼓风，弄清后外排。 4、首要技能目标各有价金属收回率（%）：Au＞99， Ag＞98， Sb80～85， Bi90～95， Cu60～70。每吨阳极泥材料耗费（t）：2～2.2，纯碱0.8，铁粉0.08，0.023，石灰0.4。（四）河南某铅厂该厂原选用火法处理铅阳极泥，金银收回率较低，别离为90%和80%。80年代中南工大协助研究出一个全湿法流程，使金银收回率到达一个较好的水平，并收回了其间锑、铋、铜等有价金属。 1、质料铅阳极混成分（%）；Au 0.8，Ag 8，Sb 40，Pb10，Bi 6，Cu 3，Ag1。 2、工艺流程工艺流程见图6图6 铅阳极泥湿法处理工艺流程图 3、工艺条件与目标（见表5）表5 工艺条件与目标工序工艺条件目标浸出L∕S＝4～6，50～80℃，拌和3hSb、Bi、Cu浸出率98%～99%水解（Cl－）＝1N，30℃，拌和3min氯氧化锑含Sb60%，水解后液含Sb＜0.5g∕l锑熔炼氯氧化锑∶纯碱∶煤＝100∶20∶8锑锭含Sb93% 三、评论以上4个厂商工艺比照状况列于表6。表6 锑收回工艺的比照东北某厂西北某厂湖南某厂河南某厂质料含Sb，%35～5043～4625～2735～45质料含As，%2～715±4～101～3铅阳极泥处理办法火法湿法预处理－火法熔炼湿法预处理－火法熔炼全湿法处理工艺特色锑的收回在金银熔炼之后中，选用合金－氧化－复原－精粹流程锑的收回在金银熔炼之前，选用浸出－电积流程锑的收回在金银熔炼之前，选用氯盐浸出－水解－熔炼流程锑的收回在金银熔炼之前，选用氯盐浸出－水解－熔炼流程金收回率，%99.2999998银收回率，%99.2999896锑收回率，%50～60～9080～85～90长处对金银冶炼无影响，砷开路并成产品收回对金银收回率影响不大，锑的收回率高，一起也收回锑含锑质料首要处理，锑收回率较高，可收回铋、铜金银冶炼适应性强，收回铋、铜缺陷只从部分含锑原猜中收回，帮收回率较低，劳作环境较差电耗高，阴极锑档次不高，砷较涣散材料耗费大，砷涣散，易构成污染，耗费大，对金银收回率有影响金银收回率不太高，砷涣散，易构成污染，水耗大（一）对金银冶炼的影响某厂收回锑所用质料是金银熔炼的文丘里尘，故对金银冶炼毫无影响，这是一条很大的长处，其他各法均要对阳极混进行预处理，理论上影响不大，但机械丢失不免。我厂金银冶炼的收回率达99.01%（1994年数据），若要收回锑，需以不影响金银冶炼为准则。（三）防止砷的晦气影响砷的晦气影响首要是构成污染，难与锑别离。东北和河南的冶炼厂，质料含砷不高，砷在锑收回进程中的消沉效果不大。而别的两厂铅阳极泥中含砷较高，砷在冶炼进程中散布较散，易对环境和冶炼进程构成晦气影响。（三）经济的合理性要使锑的收回经济合理，有必要做到对金银的收回率影响不大，防止这部分效益受损，一起还要做到锑收回的经济效益较好，产出大于投入。湖南某厂的办法在阳极泥预处理阶段，对金银收回率的影响操作正常时是微乎其微的，归纳收回锑、铋、铜也有必定的经济效益。四、株冶锑资源运用的主张株冶1994年铅阳极混成分如表7所示，阳极泥的总载锑量达516t，除掉一部分中间产品在铅冶炼体系穿插运用而构成的锑循环，可供运用的资源估量为380～400t。表7 铅阳极泥成分 %PbBiSbAsSnAuAg最高值13.3713.8525.4310.030.300.02006.089最低值6.706.045.1225.412.050.056013.394平均值9.419.7135.2518.210.730.03448.7703 金银冶炼所发生的中间物料砷、锑含量及散布如表8所示。若从熔炼烟尘中收回锑，则可供运用的锑资源估量为296t。表8 中间物猜中砷、锑含量及散布 %稀渣氧化渣苏打渣精粹冷却尘精粹面袋尘熔炼烟尘As含量12.150.970.9418.5733.5928.08散布18.440.830.0368.7913.8655.20Sb含量14.314.342.8152.4433.5242.06散布14.022.400.0716.038.9257.45 无论是从铅阳极泥中收回锑，仍是从金银熔炼烟尘中收回锑，对我厂而言，都存在质料含砷过高的问题，有必要先除掉砷后再收回锑。现在尚无现成工艺可照搬，主张就如下办法挑选实验。（一）除砷依据和三氧化二锑饱满蒸汽压的不同，运用焙烧法部分别离砷，已有工厂选用此法。但其设备出资较大，需求较巨大的收尘设备，作业场所的大气污染较难防治。此外，对我厂物料而言还或许存在炉料粘结问题。依据与三氧化二锑水溶性的差异别离砷，也已有工厂有用选用。沈冶在收尘工艺中选用文丘里收尘，使大部分砷进入水相，再从水相中得到砷钙渣，这种砷钙渣供玻璃厂用于弄清玻璃，而文丘里烟尘中含砷则降到2%～5%，供锑收回用。广西某厂运用在水中溶解度随温度敏捷添加的性质，将含锡高砷烟尘（%）：As24.31， Sb 2.13，Sn 25.17，Pb 4.25，Zn 1.17， Fe8.67湿法处理，选用常压热水浸出一净化一浓缩结晶的工艺制取白砷也取得成功。水浸法脱砷工艺较简略，设备也不杂乱，污染可操控，简单上马，主张优先选用。此外，我厂现在与国外某公司触摸的运用和三氧化二锑电性质不同，在电收尘中别离砷的办法也是能够考虑的。（二）锑的收回从铅阳极泥中收回锑仍是从金银熔炼烟尘中收回锑，关键在于经济效益的比照，即锑收回工艺对银回牧率的影响。以我厂铅阳极泥中的银量计，若收回率下降0.5%，则丢失银0.642t，合86.7万元。按沈冶数据，收回1t锑（氧化锑）本钱为1.1万元，价格2.65万元（不含税），毛利1.5万元左右，则要收回58t锑方能补偿银的上述丢失，该问题应当认真对待。两种锑收回计划的经济效益比照见表9。表9 两种锑收回计划经济功率比照金银熔炼烟尘铅阳极泥可供收回锑量，t290380锑冶炼收回率，%9090收回锑量，t261342单位本钱，元∕t11000（氧化锑）10000（粗锑）单价，元∕t2650032000总产值，万元691.651094.4总赢利，万元404.55547（不影响银收回率）512（银收回率下降0.2%）460（银收回率下降0.5%）373（银收回率下降1%）我厂曾对铅阳极泥预处理进行过一次开始实验，从成果看不会对银收回率构成太大影响，并且阳极泥中的锑、铋、铜均可得到收回，估量铋的归纳收回率比现行工艺有所进步，这对在现有工艺条件下进步金银冶炼和有关技能经济目标也是有利的。

锑在电缆护套铅生产中的应用

2019-01-30 10:26:34

一、制备电缆护套铅的所需原料（一）铜的加入为了尽量避免Cu2Sb这一严重影响电缆护套铅挤压性能的金属间化合物的生成，采用了直接把铜加入铅熔体的方法。护套铅成品的含铜量与生产时配入量有很好的吻合性，在正常情况下，两者之间的误差小于5％。现在电缆厂对护套铅的含铜量的要求逐步提高，趋向于0.06％。这给生产带来一定困难，一方面使熔解过程的时间延长;另一方面因含铜量的升高，容易从熔体中熔析，使铅液中的含铜量下降，尤其是在有Sb存在的情况下。但是设法避开一些不利因素的影响，提高Cu含量是完全可行的。铜在铅液中的熔解，并不等于铜与铅已经合金化。必须给予合金化的过程。（二）锑的加入锑的熔点为630.5℃，比重为6.684。在灼热的情况下，容易氧化产生出三氧化二锑白烟。锑对氧的亲和力大于铅对氧的亲和力因此，锑容易在配制过程中被烧损。但锑在液态铅中溶解度较大，溶解速度也快。破碎成块状的锑放入搅拌着的铅液中，很快被吸入液流旋涡，再也不浮出液面。从加入到溶解只需数分钟，但是搅拌必须充分。在锑完全溶解后还需持续一段时间，否则在金相照片中仍可见到单独的锑相。锑的损失较大，其损失程度(也称烧损)与铅液温度、搅拌强度与时间、铅液表面残余的氧化铅量有关、烧损率可达l0%～l8％。温度对锑的利用率的影响。为了减少烧损，在满足生产工艺要求的前提下,应采用较低的温度和搅拌强度、较短的搅拌时间。这对于降低生产成本有着实际意义。以成品含Sb为 0.55％计算，若把锑的利用率由85%提高到90%，则每吨护套铅的成本可降低近3元。（三）锡的加入在Pb～Sn—Sb合金中要加入锡。锡的熔点为231.9℃，比重7.29。配入锡时要注意的问题与配锑相似。它被氧化饶损的速度受到操作温度、搅拌强度的极大影响。于由锡易于与PbO发生反应生成PbO•SnO2，因此铅液面上残存的氧化铅量的多少会直接影响锡的利用率。操作温度对锡的利用率的影响。由于锡的烧损随操作温度的升高而急剧增大，为了减少烧损，应控制在尽可能低的温度。控制在400～4l0℃ 的范围内。温度过低，会增加铸锭机操作的困难，护套铅锭的飞边毛刺和表面夹渣明显增多，浇注孔也容易堵塞，工人的劳动强度大大增加。过度的搅拌可以使合金中锡含量下降，因此，在操作过程中应当控制搅拌强度和时间。另外，在铸锭时也应尽量减小铅液的回流量并尽可能地缩短浇铸过程的延续时间在搅拌强度一定的情况下，曾试验过搅拌时间对合金含Sn量的影响，从中可以看出随着搅拌时间的延长，合金中含Sn量降低。液态合金平静保温放置时，虽经数小时，但含Sn量变化甚微。可见锡的烧损与新鲜液面对空气的接触情况有关。二、关于Pb—Sb—Cu合金的金相结构 Pb—Sb—Cu护套铅合金从控制的化学成份范围和Pb—Sb—Cu三元相来看，应是铅基金属固溶体。护套铅锭的铸态组织是不平衡的，不可避免地存在着枝晶偏析。这种偏析经退火处理则会消失。由于护套铅锭在用于制作电缆包皮之前要经过重熔，其溶温一般要达到380～400℃，其铸态组织必然被破坏。因此，铸态组织的状态不宜作为护套铅锭质量优劣的判断依据。但是，电缆厂家从护套铅挤压加工的实践出发，认为护套铅中针状Cu2Sb的存在十分有害，会较严重地影响合金的挤压性能。因此，有的厂家在订货时要求护套铅中不得有针状Cu2Sb存在，团粒状Cu2Sb的直径在X250金相片上不得大于1 mm，即团粒直径不得大于4×10—3mm。这一要求的定量标准是否合理，另当别论，但从一个方面反映了电缆厂家的实践经验。如果采用先配别Sb一Cu中间合金后再加入铅的方法来生产Pb—Sb—Cu合金，则合金中必然有大量Cu2Sb，其中针状Cu2Sb占相当大的比例。这种合金不能用于连续挤压机的生产。这一点巳被电缆厂所证实。采用直接配入铜，锑的方法，可以大大减少Cu2Sb的生成，但是不可能不产生Cu2Sb。在1l% Sb和0.075% Cu处，有一个铅、锑和锑化二铜的共晶点，共晶温度仅248℃。如果合金熔体成份是含Sb＞11％、含Cu＞0.075%的某点时，在冷却过程中首先出现Cu2Sb相，接着出现Cu2Sb与Sb的共晶，最后是Pb，Sb和Cu2Sb三元共晶，其中Cu2Sb有一部分就形成针状结构。所以只要严格控制工艺条件，针状Cu2Sb的形成是可以避免的。

从粗铜渣中提取铜、铅、锑试验研究

2019-01-24 17:45:48

一、前言韶关冶炼厂利用贵铅炉吹炼反射炉产出的冰铜，产出含铜90%左右粗铜，粗铜渣中含有较高的铜、锑、铅等有价金属，本文所阐述的就是从吹炼后的粗铜渣中回收铜、铅、锑等有价金属的试验研究。粗铜渣经破碎筛分后，采用两段氧化酸浸生产硫酸铜，浸出渣还原熔炼得铅锑多元合金的工艺来处理，经小试及扩验，均可得到二级品以上的硫酸铜产品和主成份大于80%的铅锑合金。二、方案选择贵铅炉吹炼冰铜产出的粗铜渣主要成份如表1所示。表1 粗铜渣主要成分从表1可知，粗铜渣中有价金属品位较低，采用火法处理比较困难，而用湿法工艺来处理该渣是比较合适的。在湿法工艺中，可根据产品结构不同而有多种方案。据我们研究分析及探索性试验，决定采用氧化酸浸，使铜、砷、钠进液，从液中分离出As、Na，生产硫酸铜产品，浸出渣中的铅、锑经还原熔炼生成铅锑合金。试验工艺流程如图1所示。三、试验结果及讨论（一）粗铜渣的酸浸浸出的目的是将铜尽可能的浸出，铅、锑在渣中进一步富集。图1 试验工艺流程图在探索试验中，进行了水洗、酸浸，铜的浸出率都很低；在一次氧化酸浸过程中，发现酸度越高，浸出时间越长，铜的浸出率越高；但同时由于浸出液终酸越高，下一步液的中和除杂所用的中和剂量就越大，铜的损失也就越大。为了使浸出液酸度低而浸出率又高，我们最终采用两段逆流氧化酸浸。两段逆流氧化酸浸的技术条件如下：一段酸浸：液固比4∶1，浸出温度70～80℃，浸出时间：4h，鼓入空气量46L/min，始酸浓度40g/L。二段酸浸：液固比4∶1，浸出温度70～80℃，浸出时间：8h，鼓入空气量46L/min，始酸浓度98g/L。根据表2数据可计算出，两段氧化酸浸铜的浸出率为85.56% 表2 粗铜渣酸浸小试数据一览表注：1.中和时取酸浸液量1000mL，沉铜时取中和后液量1150mL；2.液体浓度以g／L计，固体以百分含量计。（二）酸浸液的中和中和的主要目的是降低溶液酸度，同时除去As、Fe等杂质。Cu2＋的水解pH0值为3.88（t＝70℃），而Fe[3+]的水解pH0值（t=70℃）为0.99，因此中和终点pH值控制在2.5～3.0，将酸浸液加热至70～80℃后向烧杯内壁上方喷射石灰乳，慢慢加入石灰乳中和。中和除杂时铜的直收率为95.3%（按渣计）。（三）中和后液的沉铜与沉铜渣的漂洗、溶解将中和后液加热至50℃，加入Na2CO3沉铜，终点pH值控制在5.5～6.0左右，到终点后继续搅拌10min即可过滤，沉铜过程主要反应为： 2CuSO4+3Na2CO3+2H2O=Cu（OH）2 CuCO3↓+2NaHCO3+2Na2SO4 过滤得到的沉铜渣在70～80℃下用渣中铜量30倍的水漂洗30min，洗后的渣加入铜量的1.8倍浓H2SO4溶解，30倍的水，搅拌溶解20min即可。过程主要反应为：中和后液沉铜及沉铜渣的溶解过程中，铜的直收率为95.69%。（四）硫酸铜溶液的浓缩、结晶及离心过滤将溶解沉铜渣得到的硫酸铜溶液加热蒸发浓缩至比重1.38～1.41后冷却结晶，离心过滤即可得到二级品硫酸铜过滤时要加水淋洗确保产品质量。从粗铜渣浸出至产出硫酸铜产品，铜的总回收率78.02%。（五）酸浸渣的还原熔炼从表2可知，酸浸渣中含铅、锑高，必须再回收。我们初步探索了还原熔炼法来回收其中的铅和锑，即将酸浸渣配以焦炭粉、纯碱和铁屑，装在石墨坩锅放入井式电炉进行还原熔炼，过程主要反应为：还原熔炼主要技术条件：焦炭粉：渣量的10%，纯碱：渣量的10%，铁屑：渣量的2%，温度1150℃，时间：3～4h。酸浸渣：粗Pb-Sb合金和还原炉渣主要成份如表3所示。还原熔炼铅、锑直收率分别为90.1%和81.3%。表3 还原熔炼各物料主要成份含量（%）（六）扩大试验 1、粗铜渣提铜每次浸出物料5000g，试验条件与小试相同，试验数据如表4所示。扩大试验铜的浸出率为88.2%，总回收率达到81.8%，产出的硫酸铜达到二级品以上。表4 粗铜渣提铜扩大试验数据一览表注：1.中和时取酸浸液量3000mL，沉铜时取中和后液量3060mL；2.液体浓度以g／L计，固体以百分含量计 2、酸浸渣的还原熔炼每次取扩大试验的酸浸渣900g来还原熔炼，条件与小试相同，各成份含量见下表5。实验结果：Pb直收率84.2%，Sb直收率77.3%。表5 酸浸渣还原熔炼扩大试验数据四、主要技术经济指标（一）主要技术指标（见表6）。表6 主要技术指标（%）（二）原材料消耗和费用结算 1、每吨硫酸铜原材料消耗（见表7）表7 每吨硫酸铜原材料消耗2、每吨粗Pb-Sb合金原材料消耗（见表8）表8 每吨粗Pb-Sb合金原材料消耗五、结论和讨论小试和扩大试验表明，两段氧化酸浸处理粗铜渣，综合回收其中的铜、铅、锑等有价金属的工艺是可行的，可产出二级品以上的硫酸铜和主成份大于80%的Pb-Sb合金，铜、铅、锑回收率高。粗铜渣中含铜有0.2%左右，具有很高的回收价值，有待今后进一步考虑其回收问题；另外，酸浸渣还原熔炼后的还原渣含锑高，如何改变渣型，降低渣中锑含量，提高锑的回收率，仍需进一步实验研究。

锑

2017-06-06 17:50:00

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％。

意大利曼西阿诺锑、铅、锌、汞矿石的浮选

2019-02-12 10:08:06

曼西阿诺浮选厂所用矿石主要为辉锑矿，一起存在方铅矿、闪锌矿、辰砂、黄铁矿、白铁矿和砷矿藏，脉石矿藏主要为方解石，所用浮选流程见下图，其浮选条件及选锑目标列于下表。表意大利曼西阿诺选厂的浮选条件及生产目标项目异丁基黄药二硫化磷酸盐甲基异丁基醇水玻璃NaOH浮选剂用量g·t-112530095080600160生产目标/%原矿含 Sb2~4、Pb 0.15、Zn 0.25、Hg 0.04、As 0.95、Fe 3~8 精矿含Sb 53、Pb 1.5、Zn 3~5、Hg 0.3、As 0.8 回收率Sb 84.6、Pb 43.3、Zn 60、Hg 31.3、As 3.7、Fe 5.3 图意大利曼西阿诺选矿厂流程图

一种从铅阳极泥中回收银、金、锑、铜、铅的方法

2018-11-29 16:45:49

一种从铅阳极泥中回收银、金、锑、铜、铅的方法，其特征依次按如下步骤进行：1.用液固比为3∶1～6∶1，3N～5.5N的盐酸在60～90℃下浸出1～2h，除去阳极泥中的铜、锑、经水解回收锑，用铁屑置换出铜；2.滤渣中加入渣重３～１０％的氯酸钠，用液固比为3∶1～5∶1，0.3N～１N的盐酸和渣重2～12％的氯化钠在60～90℃下浸出１～３h后过滤，滤液用草酸或亚硫酸铁或二氧化硫还原出海绵金；３.将氯酸钠浸出渣用液固比为３∶１～６∶１，３N～５N的氨水在20～60℃下分二次浸出１～３h后过滤，滤液加过量1.2～2倍的水合联氨还原得出海绵银，滤渣为含铅56～70％的二氯化铅；４.将海绵银溶于试剂级硝酸后经脱氯剂如活性炭或活性铝吸附过滤，再经蒸发、结晶、过滤、烘干得分析纯级硝酸银。

一种从铅阳极泥中回收银、金、锑、铜、铅的方法!

2019-03-14 10:38:21

一种从铅阳极泥中收回银、金、锑、铜、铅的办法，其特征顺次按如下过程进行：1.用液固比为3∶1～6∶1，3N～5.5N的在60～90℃下浸出1～2h，除掉阳极泥中的铜、锑、经水解收回锑，用铁屑置换出铜；2.滤渣中参加渣重３～１０％的，用液固比为3∶1～5∶1，0.3N～１N的和渣重2～12％的氯化钠在60～90℃下浸出１～３h后过滤，滤液用草酸或铁或二氧化硫复原出海绵金；３.将浸出渣用液固比为３∶１～６∶１，３N～５N的在20～60℃下分二次浸出１～３h后过滤，滤液加过量1.2～2倍的复原得出海绵银，滤渣为含铅56～70％的二氯化铅；４.将海绵银溶于试剂级硝酸后经脱氯剂如活性炭或活性铝吸附过滤，再经蒸腾、结晶、过滤、烘干得分析纯级。

高氧化率铅锑锌硫化矿选矿小型试验研究

2019-02-20 10:04:42

一般来说，含硫高的有色金属硫化矿矿石简略起火燃烧，国内外普遍存在，该类矿石有用金属氧化程度高，性质杂乱，选别难度大，现在尚无行之有用的选别技能，资源开发也不多。在大厂矿田，火烧锡石-多金属硫化矿矿石储量较大，该部分矿石含有锡、铅锑、铟锌等多种有用金属，储量丰厚，潜在价值高。其间锡石价值约占45%，能够用传统办法选别；铅、锑、锌归纳价值约占50%，但氧化率较高，别离到达10%～40%，用普通硫化矿选别办法无法取得抱负的选别目标。有必要探究有用的工艺流程和药剂准则，以到达归纳收回的意图，使难以运用的矿产资源提前得到归纳运用，给厂商和工业带来实践的经济效益，并给其他火烧硫化矿选别提供有利的学习。一、原矿性质（一）原矿分析实验归纳矿样取自矿山原矿。该矿石首要有用矿藏为锡石、铁闪锌矿、脆硫锑铅矿、辉锑锡铅矿、黄铁矿、磁黄铁矿、毒砂以及稀贵金属银、铟、镉等，并含有少数的铜和铋，脉石首要是方解石和石英，试样的多元素化学分析成果见表1，矿藏组成分析见表2。表1 实验原矿化学多元素分析成果（%）表2 实验原矿矿藏组成含量分析成果（%）（二）矿石性质特色从原矿分析能够看出，原矿含锡档次较低，且锡石晶体嵌布粒度较细，并有较大一部分呈浸染状嵌布于脉石与硫化矿中，特别与硫化矿亲近共生。各种硫化矿均呈以细粒为主的不均匀嵌布，且彼此嵌结比较细密，除黄铁矿磨至0.2mm以下根本解离外，其他硫化矿藏则需磨至0.1mm以下才彻底解离。其他，铅锑、锌矿藏的氧化率较高，锌矿藏的氧化率一般在11%左右，铅、锑矿藏的氧化率到达30%，最高时到达44%，35%%；一起还存在可浮性较好，性质与铁闪锌矿附近的磁黄铁矿，含量较高。二、实验流程与药剂准则依据矿石性质特色，该矿石属氧化矿、硫化矿混合结晶的杂乱矿石。同类矿石的生产实践标明，锡石简略过粉，硫化矿浮选粒度超越0.3mm就难以上浮，所以矿石磨至0.3mm比较适宜，该粒度不致构成严峻的锡石过粉。在此粒度下，锡石归纳解离度到达90.54%，铅锑锌矿藏的归纳解离度到达85%，浮出铅锑锌矿藏后，浮选尾矿中的锡石用重选办法处理，而铅锑矿藏则另与锌矿藏浮选别离收回。这是锡石2多金属硫化矿惯例的选别办法。因而，矿藏别离实验流程首要考虑了两个计划：铅锑优先浮选流程和全浮2铅锌别离流程。该矿石选其他另一个要害问题是被严峻氧化的铅锑锌矿藏的浮选收回。关于氧化铅锌矿藏的浮选收回，国内外近几年首要研讨方向是：（1）研发氧化铅锌矿的选择性捕收剂，到达不必或少用完成分选的意图；（2）探究不脱泥分选工艺；（3）处理氧化锌矿与与碳酸盐的别离问题；（4）研讨氧化矿藏的选择性絮凝别离工艺；（5）深化优化惯例选矿工艺[1]。研讨工作虽然有必定的发展，但没有实质性的打破，选矿收回率低，归纳经济效益差。而大厂矿田被火烧氧化的铅锑锌矿藏又有其共同的性质特色，与氧化铅锌矿不同较大。据开始分析，该矿石被严峻氧化后，铁闪锌矿表面构成氧化铁薄膜，影响了锌矿藏的可浮性。脆硫铅锑矿表面构成硫酸铅掩盖，在矿浆中溶解亲水；Pb2＋吸附在其间的辉锑矿表面后，亲水难浮[2]。这些特色决议了实验中有必要探究共同的药剂准则，以消除影响矿藏可浮性的各种因素。所以在两个流程实验中，侧重考虑了氧化铅锑锌矿藏的活化剂和选择性捕收剂以及它们与普通硫化矿浮选剂的组合效果。三、成果与分析（一）优先浮选流程实验优先浮选流程工艺简略，所以实验中首要考虑了该计划。准则流程为：磨矿2铅锑浮选2锌硫混浮2锌硫别离。浮选给矿当选粒度为－0.3mm。依据当地选矿经历，实验探究了在中性至弱酸性（pH＝6～7）矿浆条件下，选用丁铵黑药或乙硫氮做捕收剂，XSQ、或氯化做活化剂，独自或联合运用来优先浮选铅锑矿藏。开路条件实验流程图略，实验最好成果见表3。表3 铅锑优先浮选条件实验成果（%）实验成果标明：选用铅锑优先浮选流程计划，铅锑精矿的档次和收回率均较低，较佳目标均为40%左右，锌精矿档次和收回率也偏低，只到达50%，70%左右。分析各产品粒度可知，铅锑精矿中＋0.1mm的粗粒铅锑矿藏根本上没有上浮，丢失的铅锑金属大部份是在浮锌尾矿中，阐明浮选别离的粒度过粗。其他一个原因，部分铅锑矿氧化程度较深，在没有硫酸铜参加活化的情况下，这部分铅锑矿藏很难在优先浮选中上浮。阐明优先浮选流程并不合适该矿石的选别。（二）全浮2铅锌别离流程实验该计划准则流程为：磨矿2硫化矿全浮2硫化矿再磨2铅锑浮选2锌硫别离。硫化矿全浮给矿当选粒度为－0.3mm。铅锑、锌别离浮选给矿当选粒度为－0.1mm。该计划先后进行了全浮作业药剂比照实验、全浮2别离流程开路实验和闭路实验。 1、全浮作业药剂比照实验　　实验首要探究了氯化、、XSQ、X活化剂这几种药剂，在独自运用或合作运用的情况下对被火烧的铅锑锌氧化矿藏的活化效果，流程见图1。图1 全浮作业药剂比照实验流程图比照实验成果标明，氯化和X活化剂对氧化铅锑锌矿藏的活化效果较差，的活化效果次之，XSQ的最好。实验发现易与矿浆中游离的铜、铅金属粒子发作化学反应，构成铜、铅的硫化物沉积，而相对添加了硫酸铜、XSQ与联合运用时的药剂用量。其他，在其它药剂条件根本相同的情况下，跟着全浮粗、扫选作业硫酸用量的添加，XSQ的用量可相对地削减。实验条件（g·t－1）：硫酸：3000；硫酸铜：450；黄药：512；2#油：147。部分药剂比照实验成果见表4。表4 全浮作业药剂比照实验成果（%）2、全浮2铅锌别离流程开路实验在全浮作业药剂比照实验成果中，选定了XSQ做为氧化铅锑矿的首要活化剂，硫酸做为辅佐清洗、活化剂。实验对铅锑浮选作业的药剂准则做了比较详细的探究，先后对硫化矿按捺剂：、硫酸锌、、腐植酸钠、石灰进行了比照实验；其他，还探究了乙硫氮对铅锑矿的选择性捕收效果。流程实验较佳的比照成果见表5。表5 铅锌别离较佳条件实验成果（%）实验成果标明：铅锑浮选作业在弱碱性矿浆条件下（pH=8左右），只选用惯例的＋硫酸锌作按捺剂，合作运用少数的捕收剂乙硫氮，通过一粗二精一扫作业，便可取得较高质量的铅锑精矿，Pb＋Sb金属含量到达45%以上，铅金属收回率到达58%左右。锌浮选作业选用石灰做黄铁矿、磁黄铁矿的按捺剂，用硫酸铜活化被按捺的锌矿藏，以少数黄药做捕收剂，通过一粗一精一扫作业，便可取得含锌48%，收回率73%以上的高质量锌精矿，锌矿藏比较照较好选。（三）小型闭路实验归纳比照全浮2铅锌别离流程与铅锑优先浮选流程的小型开路实验成果，全浮2铅锌别离流程的选别目标较好，故小型闭路实验仅选用该流程计划。与开路实验比较，闭路实验流程别离添加了一次铅精选和一次锌精选作业，以消除中矿循环回来对铅、锌精矿质量的不良影响，详细实验流程见图2。闭路实验成果见表6。图2 闭路实验流程表6 闭路实验成果P%四、结语 1、大厂矿田火烧锡石2多金属硫化矿铅锑锌矿藏以表面严峻氧化为主，表面的氧化掩盖物严峻影响了矿藏的可浮性。 2、硫酸与XSQ归纳效果能铲除矿藏表面严峻氧化的多种掩盖物，使铅锑锌矿藏相对简略上浮。 3、乙硫氮对被氧化过的铅锑矿藏有较好的捕收效果。 4、选用全浮2铅锌别离工艺，用XSQ和乙硫氮别离做氧化铅锑矿的活化剂与选择性捕收剂，可取得较好的选别目标：铅锑精矿档次到达44.95%、收回率为60.92%；锌精矿档次到达46.37%、收回率为81.17%；全浮选尾矿中锡金属的收回率到达89.16%。参考文献： [1] 方启学.西部氧化铅锌资源提取根本思路讨论[J].矿冶,2002,75－78（增刊）:200. [2] 胡为柏.浮选（修订版）[M].长沙:中南工业大学.