俄罗斯某富砷锑矿石浮选试验

薛 凯 焦 芬 覃文庆 刘 维 张二星

(中南大学资源加工与生物工程学院，湖南 长沙 410083)

俄罗斯某富砷锑矿石浮选试验

薛 凯 焦 芬 覃文庆 刘 维 张二星

(中南大学资源加工与生物工程学院，湖南 长沙 410083)

俄罗斯某富砷锑矿锑品位为8.78%、砷含量为1.40%。锑主要以辉锑矿的形式存在，砷主要以毒砂的形式存在，毒砂嵌布粒度微细，少量辉锑矿存在于毒砂裂缝中，增加了辉锑矿分选的难度。为给该矿石选矿工艺提供依据，对其进行了浮选流程试验。结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm占75%条件下，以硝酸铅为锑活化剂、腐植酸钠为砷抑制剂、丁黄药为捕收剂，经1粗3精1扫闭路流程浮选，得到的锑精矿锑品位为59.22%、回收率为84.58%、砷含量为0.73%。试验结果可以为该矿石选矿工艺流程的确定提供依据。

富砷锑矿 浮选 硝酸铅 腐植酸钠 丁黄药

锑是一种重要的战略金属[1]，70%以上的锑应用于化工、陶瓷、玻璃、颜料等领域，其余30%用于制造合金[2-3]。自然界中的锑主要以硫化矿物形式存在[4]。随着高品位锑矿资源的不断开采，锑矿资源日益贫、细、杂，对含锑复杂多金属硫化矿的开发利用已成为锑矿石选矿的主要研究方向。

毒砂的浮选性质与辉锑矿相似，因此，辉锑矿浮选时，毒砂常被选入锑精矿中[5]。通常情况下，在黄原酸体系中，辉锑矿的浮选可分为3个区:易浮区(pH<5)、活化区(pH=5～10)和非浮选区(pH>10)[6]。同时，在酸性条件下，毒砂也有较好的可浮性，但毒砂容易被氧化，常用漂白粉和高锰酸钾作抑制剂使其表面亲水，在硝酸铅作活化剂的条件下，实现砷锑的分离[7]。本研究在对俄罗斯某含砷锑矿石进行性质研究的基础上，进行了砷锑浮选分离试验。

1 原矿性质

1.1 原矿化学多元素分析

试验原矿为俄罗斯某富砷锑矿，其化学多元素分析结果见表1。

表1 原矿化学多元素分析结果

Table 1 Main chemical composition analysisresults of the ore

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由表1可知：原矿锑和砷的含量都较高，其中锑的含量为8.78%，砷的含量为1.40%，杂质成分主要为SiO2，其含量为54.66%。

1.2 原矿锑物相分析

原矿锑物相分析结果见表2。

表2 原矿锑物相分析结果

Table 2 Results of phase analysis of antimony ore

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由表2可知：原矿中锑主要以硫化锑的形式存在，占总锑的83.37%，其次为氧化锑，分布率为12.07%，少量的锑以锑酸盐的形式存在。

1.3 原矿主要矿物及嵌布特征

原矿中主要有用矿物有辉锑矿、锑华、脆硫锑铅矿、黄铁矿等，主要脉石矿物为石英、方解石等，有害成分主要为毒砂等。辉锑矿是锑的主要赋存矿物，其分布不均，粒度差异较大，以粗粒为主，大部分在0.04～0.8 mm。毒砂是砷的主要赋存矿物，主要以单颗粒形式存在，其粒度较细，基本在0.03～0.15 mm之间，少量的辉锑矿存在于毒砂的裂缝中，增加了辉锑矿分选的难度。

2 试验结果与讨论

2.1 条件试验

浮选条件试验流程见图1。

图1 粗选条件试验流程

2.1.1 磨矿细度试验

辉锑矿常呈尖顶的长柱形嵌布，莫氏硬度为2～2.5，磨矿过程极易发生过粉碎[8]，因此要严格控制磨矿细度。在活化剂硝酸铅用量为150 g/t，捕收剂丁黄药粗选和扫选用量分别为80、30 g/t，抑制剂腐植酸钠粗选和扫选用量分别为250、100 g/t条件下进行磨矿细度试验，结果见表3。

从表3可知：随着磨矿细度的提高，粗精矿锑品位逐渐降低，锑回收率先升高后小幅降低，砷含量先降低后小幅升高。磨矿粒度较粗时，锑矿物单体解离

表3 磨矿细度试验结果

Table 3 Test results at different grinding fineness

%

度低，粗精矿锑回收率低；磨矿粒度过细时，产生过粉碎，粗精矿锑的品位降低，砷也容易被选入粗精矿中。综合考虑，确定磨矿细度为-0.074 mm占75%。

2.1.2 捕收剂种类试验

在磨矿细度为-0.074 mm占75%，硝酸铅用量为150 g/t，腐植酸钠粗选和扫选用量分别为250、100 g/t条件下，进行捕收剂种类(其粗选和扫选用量均分别为80，30 g/t)试验，结果见表4。

表4 捕收剂种类试验结果

Table 4 Test results for different type of collector

%

从表4可以看出：采用丁铵黑药为捕收剂时，粗精矿锑品位低且砷含量高，因此不采用；采用丁黄药与乙硫氮为捕收剂时，粗精矿锑品位和回收率相差不多，但乙硫氮为捕收剂时获得的粗精矿砷含量高，因此选取丁黄药为捕收剂进行试验。

2.1.3 丁黄药用量试验

在磨矿细度为-0.074 mm占75%，硝酸铅用量为150 g/t，腐植酸钠粗选和扫选用量分别为250、100 g/t条件下，进行丁黄药用量试验，结果见表5。

表5 丁黄药用量试验结果

从表5可以看出：随着丁黄药用量的增加，粗精矿锑品位降低，锑回收率升高但升高幅度逐渐变小，同时砷的品位和回收率也逐渐升高。综合考虑，确定丁黄药粗选和扫选用量分别为80，30 g/t。

2.1.4 硝酸铅用量试验

碱性条件下硝酸铅作为活化剂较硫酸铜对辉锑矿的活化作用更强[9]，因此本研究采用硫酸铅为活化剂。在磨矿细度为-0.074 mm占75%，腐植酸钠粗选和扫选用量分别为250、100 g/t，丁黄药粗选和扫选用量分别为80、30 g/t，硝酸铅用量分别为50、100、150、200 g/t条件下进行试验，结果见表6。

表6 硝酸铅用量试验结果

从表6可以看出：随着硝酸铅用量的增加，粗精矿锑品位和回收率均先升高后降低，砷含量先降低后升高。因此，硝酸铅用量以150 g/t为宜。

2.1.5 腐植酸钠用量试验

腐殖酸钠在碱性介质中能与毒砂发生络合反应，并大量吸附于毒砂表面，生成亲水性胶体薄膜，是毒砂的有效抑制剂[10-11]。在磨矿细度为为-0.074 mm占75%，硝酸铅用量为150 g/t，丁黄药粗选和扫选用量分别为80、30 g/t条件下，进行腐植酸钠用量试验，结果见表7。

表7 腐植酸钠用量试验结果

从表7可以看出：随着腐植酸钠用量的增加，粗精矿锑品位和回收率均先升高后降低，由此表明，腐植酸钠用量较大时，会使辉锑矿也受到抑制；腐植酸钠用量较小时，砷的抑制效果较差，粗精矿中砷的品位和回收率较高，但腐植酸钠用量过高时，砷的品位和回收率呈略微增大的趋势。综合考虑，确定腐植酸钠粗选和扫选用量分别为250、100 g/t。

2.2 闭路试验

在条件试验的基础上，确定采用1粗3精1扫流程进行锑砷分离浮选的闭路试验，试验流程见图2，试验结果见表8。

图2 闭路试验流程

从表8可以看出，闭路试验获得的精矿锑品位为59.22%、回收率为84.58%，砷的品位为0.73%、回收率为6.72%，达到了砷锑分离的要求。

表8 闭选试验结果

Table 8 Results of closed-circuit test

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3 结 语

(1)俄罗斯某富砷锑矿锑品位为8.78%、砷含量为1.40%；锑主要以辉锑矿的形式存在，其粒度分布不均，以粗粒嵌布为主，大部分在0.04～0.8 mm；砷主要以毒砂的形式存在，毒砂的嵌布粒度较细，少量的辉锑矿存在于毒砂的裂缝中，增加了辉锑矿分选的难度。

(2)在磨矿细度为-0.074 mm占75%条件下，以硝酸铅为活化剂、腐植酸钠为抑制剂、丁黄药为捕收剂、松醇油为起泡剂，经1粗3精1扫闭路浮选，获得了锑品位为59.22%、回收率为84.58%，含砷0.73%的锑精矿，实现了该矿石的有效分选。

[1] 赵天从.锑[M].北京:冶金工业出版社,1987. Zhao Tiancong.Antimony[M].Beijing:Metallurgy Industry Press，1987.

[2] 薛福连.用途广泛的锑[J].金属世界,2007(5):67. Xue Fulian.Numerous applications of antimony[J].Metal World，2007(5):67.

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[4] 胡岳华,冯其明.矿物资源加工技术与设备[M].北京:科学出版社,2006. Hu Yuehua，Feng Qiming.Processing Technology and Equipment of Mineral Resources[M].Beijing:Science Press，2006.

[5] 欧乐明,冯其明.含金锑砷多金属硫化矿浮选分离试验研究[J].黄金,1995,16(2):31-34. Ou Leming，Feng Qiming.The study of arsenic gold antimony polymetallic sulphide ore flotation separation[J].Gold,1995,16(2):31-34.

[6] 徐晓军,胡熙庚,刘金华.辉锑矿的活化与浮选特性[J].有色金属:选矿部分,1995(6)：1-4. Xu Xiaojun，Hu Xigeng，Liu Jinhua.Activation and flotation properties of stibnite[J].Nonferrous Metals:Mineral Processing Section,1995(6)：1-4.

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[10] 曾 科.硫砷矿物浮选行为与分离的研究[D].长沙:中南大学,2010. Zeng Ke.Study on Flotation Behavior and Separation of Sulfur-arsenic Mineral[D].Changsha:Central South University,2010.

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(责任编辑 王亚琴)

Flotation Study on a Arsenic-bearing Antimony Ore from Russian

Xue Kai Jiao Fen Qin Wenqing Liu Wei Zhang Erxing

(SchoolofMineralsProcessingandBioengineering，CentralSouthUniversity，Changsha410083，China)

There is 8.78% antimony and 1.40% arsenic in a arsenic-bearing antimony ore from Russian.Antimony mainly exists in form of the stibnite，and arsenic mainly in form of arsenopyrite.Arsenopyrite are fine disseminated，a small amount of stibnite exists in arsenopyrite cracks，making it difficult to have stibnite efficient separation.In order to provide technical basis for beneficiation of the ore，flotation experiments was conducted on the ore.Results indicated that:with the grinding fineness of 75% -0.074 mm，using lead nitrate as antimony activator，humic sodium as arsenic inhibitor，butyl xanthate as collector，via one roughing-three cleaning-one scavenging closed circuit process，antimony concentrate with 59.22% antimony，0.73% arsenic，and antimony recovery of 84.58% is obtained.The test results provide technique basis for the concentration process determination of the ore.

Arsenic-bearing antimony ore，Flotation，Lead nitrate，Sodium humate，Butyl xanthate

2015-06-22

薛 凯(1990—)，男，硕士研究生。通讯作者 焦 芬(1983—)，女，讲师。

TD923+.7

A

1001-1250(2015)-10-076-04