湖南某锑矿选矿试验研究

易运来

（湖南有色金属研究院，湖南 长沙 410100）

湖南某锑矿选矿试验研究

易运来

（湖南有色金属研究院，湖南 长沙 410100）

针对湖南某混合型锑矿的特点，试验采用浮选—重选联合工艺流程，即原矿经浮选，浮选尾矿再重选回收锑矿物，综合指标为：锑精矿产率7.41%，锑品位30.76%，锑回收率92.53%的选矿指标，为选矿厂设计提供了详实的依据。

混合型锑矿；浮选；重选；联合流程

低品位混合型锑矿的选别是国内外目前普遍重视但又未能有效解决的重要课题。由于低品位混合型锑矿其原矿品位低（1%～3%），且锑的氧化率为10%～30%，因此这部分矿石不能满足冶炼入炉的要求，被随便丢弃，造成资源浪费；另一方面现有选矿厂因没有适宜的选矿工艺流程和药剂制度，使得这部分矿石作为尾矿处置，污染了环境，是企业的一大难题。本文对湖南某混合型锑矿进行了选矿试验研究，目的是通过对矿石性质及选矿试验的研究，考查其可选性，并为合理开发利用该资源提供最佳的选矿工艺流程及参数。

1 矿石性质

1.1 试样多元素分析

试样的化学成分中主要的金属元素是Sb、其次为S，其它Zn、Cu、Pb等含量甚微；主要的脉石组分是SiO2，其它如Al2O3、CaO、MgO等次之，但含量甚少，化学多元素分析结果见表1。

表1 试样化学多元素分析结果 %

1.2 锑的物相分析

矿石中主要的含锑矿物有辉锑矿、锑华、黄锑华。锑的氧化率相对较高，化学物相分析结果表明，锑虽然以硫化物辉锑矿为主，但锑华和黄锑华等氧化锑和锑酸盐矿物占到了总锑的三分之一，化学物相分析结果见表2。

表2 锑的化学物相分析结果 %

1.3 主要矿物赋存状态及嵌布特征

辉锑矿是矿石中主要的硫化物，也是主要的回收目的矿物。主要呈不规则粒状，浸染分布于矿石中。偶见呈叶片状、板状等半自形晶。辉锑矿嵌布粒度极不均匀，呈两极分化趋势。粗粒者可达1 mm以上，试样中最粗可见达4 mm，一般0.1～0.5 mm，约占70%；细粒者多在0.05 mm以下，约占30%，随细粒黄铁矿等硫化物在矿石中广泛散布。总体上，辉锑矿以中粒嵌布粒级为主。部分较粗颗粒辉锑矿内部可见包裹石英等脉石矿物；沿其边部或裂隙则常见氧化成锑华、黄锑华。

矿石中的氧化锑矿物主要是锑华，其次为锑酸盐矿物黄锑华，少量锑赭石。锑华多分布于辉锑矿边部，或裂隙中，偶见呈散粒状、丝带状散布于黄锑华中，偶见呈大片存在（微观视域而言），而辉锑矿呈氧化残余被包裹于锑华中。黄锑华含量相对较少，多存在于锑华、辉锑矿边部。

矿石中除辉锑矿之外的硫化物主要是黄铁矿，少量闪锌矿，微量磁黄铁矿、方铅矿、黄铜矿等。黄铁矿主要呈不规则他形粒状，嵌布粒度也呈两极分化趋势，与辉锑矿相异的是主要以细粒级嵌布为主。粗粒者一般在0.1 mm以上，含量相对较少，约占25%；大多数为细粒嵌布，多在0.05 mm以下，一般0.005～0.05 mm，约占75%，浸染状广泛散布于矿石基底中。方铅矿、黄铜矿等含量甚微。闪锌矿含量相对高些，多呈不规则他形粒状，嵌布粒度相对黄铁矿为粗，总体上为细粒嵌布，一般0.02～0.06 mm。

脉石矿物主要是石英－玉髓集合体，少量的方解石、绿泥石、高岭石、透闪石、阳起石等。石英－玉髓集合体在镜下可见呈不规则的畴块状，边部常为相对略显粗大的石英颗粒，并对外呈放射状排列趋势，内部为玉髓或细粒石英。畴块之间常为绿泥石、粘土矿物、方解石或石英细脉充填，它们构成矿石的脉石基底。

2 浮选收锑试验

2.1 条件试验

在工艺矿物学研究的基础上，主要进行了磨矿细度、活化剂、抑制剂用量、捕收剂种类及用量等试验。活化剂选用常用的硝酸铅，脉石抑制剂及矿浆分散剂选用水玻璃。其工艺流程如图1所示。

图1 浮锑粗选条件试验工艺流程

2.1.1 硝酸铅用量条件试验

试验条件：磨矿细度－74 μm占75%，水玻璃500 g／t，丁黄药200 g／t，乙硫氮200 g／t。改变硝酸铅用量以考察其对锑浮选的影响。试验结果见表3。结果表明，随着硝酸铅用量的增加，粗精矿中锑的回收率先升高后降低。综合考虑粗精矿中锑的品位和回收率，硝酸铅用量以300 g／t为宜。

表3 硝酸铅用量条件试验结果

2.1.2 水玻璃用量条件试验

试验条件：磨矿细度－74 μm占75%，硝酸铅300 g／t，丁黄药200 g／t，乙硫氮200 g／t。改变水玻璃用量以考察其对锑精矿品位及回收率的影响。试验结果见表4。试验结果表明，随着水玻璃用量的增加，精矿品位有所提高，但回收率有一定程度的下降，适宜的水玻璃用量为400～600 g／t.

表4 水玻璃用量条件试验结果

2.1.3 捕收剂种类条件试验

按磨矿细度－74 μm占75%，水玻璃500 g／t，硝酸铅300 g／t的条件进行捕收剂的种类试验。试验中对丁黄药、辛基黄药、乙硫氮和丁铵黑药四种捕收剂进行了不同的组合，其试验结果见表5。试验结果表明，采用丁黄药和乙硫氮作为锑的组合捕收剂，锑的选别指标较好。

2.1.4 捕收剂丁黄药、乙硫氮用量条件试验

固定条件为：磨矿细度－74 μm占75%，水玻璃500 g／t，硝酸铅300 g／t。变动条件：捕收剂丁黄药、乙硫氮用量。试验结果见表6。试验结果表明，随着捕收剂丁黄药和乙硫氮用量的增加，锑的回收率有所提高，但锑粗精矿品位有所下降。适宜的捕收剂用量为：丁黄药150 g／t，乙硫氮150 g／t。

表5 捕收剂的种类条件试验结果

表6 捕收剂的用量条件试验结果

2.1.5 磨矿细度条件试验

固定水玻璃用量500 g／t，硝酸铅用量300 g／t，丁黄药用量150 g／t，乙硫氮用量150 g／t，改变原矿的入选粒度以进行磨矿细度的条件试验。该试验结果见表7。从表7中可以看出，磨矿细度从－74 μm含量60%提高到75%，粗精矿中锑的品位呈下降趋势，而回收率均不断增加，但当磨矿细度－74 μm从 75%提高至85%时，粗精矿中锑的品位呈下降趋势，而回收率没有明显的变化。考虑工业生产中一段闭路磨矿可能达到的磨矿细度，适宜的磨矿细度为－74 μm 70～75%。

表7 磨矿细度条件试验结果 %

2.2 锑浮选全流程闭路试验

在条件试验的基础上，进行了全流程闭路试验。闭路试验流程如图2所示，闭路试验结果见表8。闭路试验结果表明，采用该流程和工艺条件，矿样中的硫化锑取得了较好的分选指标，其中锑精矿品位为31.48%，锑回收率达到65.39%。由于矿样中含有较多的氧化锑及锑酸盐，致使尾矿锑含量偏高，从而影响了锑的总体回收率。

图2 浮锑闭路试验工艺流程

表8 锑浮选闭路试验结果 %

3 氧化锑回收试验

从原矿的物相分析结果得知，矿样中含有0.60%的氧化锑，这部分含锑矿物必须通过氧化矿的浮选工艺或重选的方法才有可能加以回收，试验过程中，采用了硫化浮选、添加氧化矿捕收剂浮选以及重选摇床等选矿工艺对上述浮锑尾矿中的氧化锑进行了回收试验。

3.1 氧化锑硫化浮选试验

硫化浮选对象为原矿浮完硫化锑后的尾矿，含锑0.90%，试验原理为添加大量的硫化钠先把氧化锑硫化，再添加捕收剂把硫化后的锑浮选上来。试验流程如图3所示，试验结果见表9。试验结果表明，氧化锑经硫化钠硫化后的浮选基本上没有什么效果，究其原因是氧化锑很难被硫化剂硫化，或者说氧化锑硫化效果很差。

图3 氧化锑硫化浮选流程图

表9 氧化锑硫化浮选试验结果 %

3.2 氧化锑摇床重选试验

硫化锑浮选后的尾矿进行摇床重选回收氧化锑，其工艺流程如图4所示，试验结果见表10。

从表10可以看出，硫化锑浮选后的尾矿采用摇床重选，获得了作业产率2.42%，Sb品位29.17%，Sb作业回收率78.43%的摇床精矿。

图4 浮尾摇床重选试验工艺流程

表10 浮尾摇床重选试验结果 %

4 结 语

1.试验矿样是一种比较单一的矿石，主要金属矿物为辉锑矿，另有少量的赤铁矿、黄铁矿、褐铁矿、闪锌矿、方铅矿、黄铜矿及锑的氧化物锑华、黄锑华等，脉石矿物以石英、玉髓为主，可回收利用的矿物为辉锑矿，辉锑矿的嵌布粒度属于中粒嵌布，是一种比较容易选别的矿石。由于矿石露天堆存了几十年，矿石中的锑部分被氧化，这部分氧化锑的选矿难度较大。

2.通过矿石性质研究和流程方案对比试验，最终确定采用浮选—重选流程。浮选闭路试验指标为：锑精矿产率5.11%、锑品位31.48%、锑回收率65.39%；浮尾重选指标为：锑精矿作业产率2.42%、锑品位 29.17%、锑作业回收率78.43%；浮选—重选综合指标为：锑精矿产率7.41%、锑品位30.76%、锑回收率92.53%。

3.硫化锑矿浮选工艺流程中使用一定量的Pb （NO3）2，如果尾矿废水不作处理，对环境有一定的影响，作者下一步将进行Pb（NO3）2替代品的研究。

［1］王淀佐，胡岳华，邱冠周.资源加工学［M］.北京：科学出版社，2005.

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［3］朱玉霜，朱建光.浮选药剂的化学原理［M］.长沙：中南工业大学出版社，1996.

［4］刘朝明.重浮联合流程是提高木利锑矿选矿回收率的有效途径［J］.云南冶金，2000，29（6）：13－14.

［5］陈厚德，胡雪芹.锑选矿技术研究［J］.湖南有色金属，1995，11（1）：19－23.

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Experimental Research on Mineral Processing of a Complex Antimony Ore in Hunan

YI Yun-lai

（Hunan Research Institute of Nonferrous Metals，Changsha 410100，China）

According to the characteristics of a complex antimony ore in Hunan，the combined process of flotation and gravity concentration from flotation tailings to recovery antimony was used.The antimony concentrate of 30.76%Sb with a recovery of 92.53%was obtained，and the yield was 7.41%.

complex antimony ore；flotation；gravity concentration；combined process

TD952

A

1003－5540（2015）04－0027－05

2015－04－19

易运来（1979－），男，工程师，主要从事选矿技术开发研究工作。