锑金精矿“提质降硅”浮选试验研究

黄长峰

锑金精矿“提质降硅”浮选试验研究

黄长峰

（湖南辰州矿业有限责任公司，湖南怀化 419607）

辰州矿业选矿厂锑原矿品位波动较大，造成锑金精矿质量不稳定，杂质硅含量偏高。通过小型试验研究，结果表明，在精选添加酸化水玻璃作抑制剂并且对粗精矿或中矿再磨，可以降低精矿中硅含量，提高精矿品位。

浮选流程；中矿再磨；锑金精矿；精矿质量

辰州矿业选矿厂处理沃溪矿区和鱼儿山矿区的井下出窿矿石，两矿区的矿石均为金、锑、钨共生矿石。自新选厂建厂以来，一直采用“两段磨矿－重浮联合”的原则工艺，最大处理能力为1 300 t／d，产品为浮选锑金混合精矿、浮选白钨精矿、重选黑白钨混合精矿和合质金。

原矿经过预选废石（废石剔除率约6%）后，近5年的入选品位约为金4.41 g／t、锑1.56%、钨0.174%，精矿品位约为金72.75 g／t、锑32.68%、钨70.45%，尾矿品位约为金0.51 g／t、锑0.048%、钨0.051%，三种金属的回收率分别为金88.87%、锑96.97%、钨66.94%。近年来，该选矿厂锑原矿品位波动较大，品位低时锑原矿品位在0.4%以下，锑金混合精矿锑品位仅20%左右，造成冶炼成本大幅上升，同时增加精矿脱水作业难度。为此，进行了锑选矿流程对比试验，确定了分选的最佳工艺，获得了较为理想的选矿指标。

1 矿石性质

矿物组成及嵌布粒度矿物工艺学研究表明，矿石中矿物组成相对比较简单，矿石中金属矿物主要是辉锑矿和黄铁矿，其次是白钨矿、黑钨矿和毒砂；此外尚见黄铜矿、闪锌矿和方铅矿零星分布；金矿物以自然金为主，偶见方锑金矿；脉石矿物主要是石英，其次为方解石、铁白云石、绢云母和绿泥石；微量矿物包括锆石、磷灰石、金红石、磁铁矿和榍石等。金矿物多呈长角粒状、麦粒状、尖角粒状等各种形式沿辉锑矿、黄铁矿、脉石矿物的边缘、粒间及裂隙分布，部分呈包裹体嵌布在辉锑矿、黄铁矿和脉石中；辉锑矿呈铅灰色，以自形、半自形粒状、柱状、网脉状或星点状或浸染状分布于脉石中；白钨矿呈浸染状细脉状分布在脉石矿物中；黑钨矿呈自形板柱状分布在脉石矿物中。嵌布粒度测定结果显示，自然金的存在状况很复杂，粒度相当微细，在0.01～0.2 mm，辉锑矿的分布极不均匀，粒度在0.02～0.1 mm，白钨矿粒度变化大，一般0.05～0.4 mm；黑钨矿粒度大多介于0.04～0.2 mm之间［1］。

2 选矿试验

2.1现场工艺流程探讨

考虑到现场生产和实验室试验结果的差异，首先在实验室模拟现场生产工艺进行浮选试验，将其作为优化试验的参照，为方便试验，流程探索采用一次精选。试验工艺流程如图1所示，试验结果见表1。

从表1看出，实验室模拟现场生产工艺，可以获得锑金精矿中含锑21.414%，锑的回收率86.77%；金的品位67.30 g／t，回收率82.39%；精矿含硅31.54%的选矿指标。以此作为工艺流程调整对比依据。

根据对生产数据分析及生产现场流程查定发现，锑金精矿质量与精矿中硅含量关系密切，锑金精矿中锑品位高则精矿中硅含量低，锑品位低则精矿中硅含量高，因此提高锑金精矿质量的关键就在于降低锑金精矿中的SiO2含量。通过探索试验，在精选过程中添加抑制剂，可以达到降低精矿中硅含量，提高精矿质量的目的。

图1 实验室模拟生产流程闭路试验流程图

表1 实验室模拟现场工艺试验结果

试验分别探索了六偏磷酸钠、氟硅酸钠、水玻璃、酸化水玻璃对脉石矿物的抑制效果。从开路条件试验结果看，使用酸化水玻璃可以适当提高精矿品位及回收率，对精矿降硅有较好的效果，因此进行了酸化水玻璃用量试验，确定酸化水玻璃用量为200 g／t。在此基础上进行了闭路试验，从闭路试验的结果看，当没有中矿返回时的第一组（相当于开路试验）精矿锑品位达到44.30%，精矿含硅低，但中矿返回之后精矿品位变低，平衡后精矿锑品位仅21.60%。

通过试验数据分析及生产现场流程查定发现，认为酸化水玻璃对硅有较好的抑制作用，但在矿物中含有部分没有单体解离的连生体，大量黄铁矿与灰锑矿尚未单体解离，导致连生体在流程中反复循环，恶化浮选效果，造成流程不稳定［2］。对浮选中矿（精选尾矿和扫选精矿）、最终尾矿进行分析，发现浮选中矿中的粗粒级大部分是连生体，均未单体解离。这部份连生体最初能被抑制在中矿里，而随着中矿不断返回，在返回过程中这些连生体与药剂的作用时间变长，可浮性变好，随之进入精矿，这是导致最终精矿品位不高的根本原因。因此增加再磨工序，促进连生体单体解离，是提高该精矿品位的有效途径［3］。

2.2再磨试验

为使连生体充分的单体解离，进行了粗精矿再磨和中矿再磨试验，经过磨矿细度试验，确定再磨的最佳磨矿细度为－45μm占90%。

2.2.1 粗精矿再磨试验

在原矿磨矿细度不变的条件下，对浮选粗精矿进行再磨，再磨细度－45μm占90%，中矿顺序返回流程，试验工艺流程如图2所示，试验结果见表2。

图2 粗精矿再磨精选添加抑制剂闭路试验流程图

表2 粗精矿再磨精选添加抑制剂闭路试验结果

由表2可以得出结论：使用粗精矿再磨，精选添加抑制剂流程闭路试验可以获得锑金精矿中含锑31.606%，锑的回收率89.29%；金的品位82.97 g／t，回收率85.57%；精矿含硅9.30%的选矿指标。对比表1可以看出粗精矿再磨，精选添加抑制剂后与现流程相比精矿质量有明显的提高，回收率也有所提高。

2.2.2 中矿再磨试验

中矿再磨试验进行了精选中矿再磨、精选中矿和扫选中矿合并再磨等试验方案。结果表明，扫选中矿品位偏低，脉石含量过高，再磨后返回到粗选，最终精矿品位相对较低。经过分析认为没有单体解离的这部份连生体首先进入粗选精矿，在精选中添加抑制剂后，连生体大部分被抑制，留在精选中矿内，因此中矿再磨确定为精选中矿再磨。试验流程如图3所示，试验结果见表3。

图3 精选添加酸化水玻璃精选中矿再磨闭路试验流程图

表3 精选添加酸化水玻璃精选中矿再磨闭路试验结果

由表3可以得出结论：使用精选添加抑制剂精选中矿再磨顺序返回流程闭路试验可以获得锑金精矿中含锑29.957%，锑的回收率91.36%；金的品位84.65 g／t，回收率84.68%；精矿含硅10.48%的选矿指标。可以看出精选中矿再磨后添加抑制剂流程与现流程相比精矿质量有明显的提高。

2.2.3 精选中矿再磨单独再选流程试验

考虑到中矿内未单体解离的连生体再磨后细度变化较大，其可浮性将发生变化，因此进行了精选中矿再磨后单独再选流程，流程如图4所示，试验结果见表4。

由表4可以得出结论：使用精选添加抑制剂精选中矿再磨再选流程闭路试验可以获得锑金精矿中含锑32.41%，锑的回收率89.43%；金的品位94.46 g／t，回收率79.93%；精矿含硅7.86%的选矿指标。可以看出精选添加抑制剂精选中矿再磨再选流程与现流程相比精矿质量有明显的提高，对比表3精选中矿再磨后顺序返回流程结果，精矿质量也有提高，但精选中矿再磨再选后的尾矿品位较高导致回收率有所降低。

图4 精选中矿再磨再选浮选闭路试验流程图

表4 精选中矿再磨再选浮选闭路试验结果

2.3试验流程对比分析

现场中矿顺序返回流程，由于连生体的影响，精矿中硅含量较高，造成精矿质量较差。三种方案与现场工艺流程相比，增加再磨后，精矿品位和回收率均有较大提高。对比三种再磨流程方案，精选添加抑制剂、精选中矿再磨再选流程获得的精矿品位最高；精选添加抑制剂、精选中矿再磨顺序返回流程获得的精矿回收率最高。从流程可行性方面考虑，中矿再磨后单独再选，流程过于复杂，回收率有所降低；粗精矿再磨后，精矿粒度较细，给后续脱水作业增加困难；精选添加抑制剂、精选中矿再磨顺序返回流程工艺流程稳定可行，从经济效益方面考虑，该方案精矿有大幅提高，且回收率较高，有较大的优势。因此，选择精选添加抑制剂、精选中矿再磨顺序返回工艺流程作为推荐的技改流程。

2.4推荐流程与现生产流程对比闭路试验

现生产上锑原矿品位变化较大，且为两次精选，为更好地模拟生产，对试验样品进行重新取样，并进行了两次精选闭路试验，同时根据浮选时间试验结果调整浮选时间为粗选5 min，扫选Ⅰ、扫选Ⅱ各4 min，根据品位及粗精矿产率变化，酸化水玻璃用量调整为400 g／t，试验流程如图5所示，为更好地看出试验效果，特使用现生产流程进行一组闭路试验进行对比，试验流程如图6所示，试验结果见表5。

图5 试验推荐流程闭路试验流程图

图6 现生产流程闭路试验流程图

由表5可以得出结论：使用现生产流程采用两次精选闭路试验在给矿锑品位1.72%时，可以获得锑金精矿中含锑35.88%，锑的回收率95.06%；金的品位99.73 g／t，回收率91.36%；精矿含硅12.63%的选矿指标，与实际生产结果相当。

表5 流程对比闭路试验结果

采用精选添加酸化水玻璃作抑制剂，精选中矿再磨后顺序返回流程，经过两次精选闭路试验在给矿锑品位1.68%时，可以获得锑金精矿中含锑45.60%，锑的回收率95.46%；金的品位112.13 g／t，回收率90.07%；精矿含硅3.12%的选矿指标，较现生产流程精矿产率低1.04%，锑精矿品位高9.72%，精矿含硅低9.51%，取得了较好的指标，达到了试验的目的。

3 结 论

1.根据工艺矿物学研究，该矿石的金属矿物粒度变化范围很大，微细粒交生关系复杂，难以完全单体解离，因此该矿石适宜采用阶段磨矿阶段选别工艺。

2.酸化水玻璃对该矿粗选精矿中的硅有较好的抑制效果，在精选中添加酸化水玻璃，并对粗精矿或中矿再磨，可以提高精矿品位。

3.经过三种工艺流程对比，精选添加抑制剂精选中矿再磨顺序返回流程在保证回收率的前提下，大幅提高精矿品位，且流程简单，易于控制，经济合理，确定此流程为推荐的技改流程。

［1］ 长沙矿冶研究院.沃溪坑口与鱼儿山坑口井下矿石矿物工艺学研究报告［R］.长沙：长沙矿冶研究院，2006.

［2］ 曲广心，张永正.增加中矿再磨系统提高浮选指标的生产实践［J］.黄金，2003，24（9）：36－38.

［3］ 邵伟华，郭珍旭，张艳娇，等.某金矿浮选工艺流程试验研究［J］.有色金属（选矿部分），2014，（6）：28－32.

Flotation Experiment Research on Im proving Quality and Reducing the Silicon Content of Antimony-gold Concentrate

HUANG Chang-feng
（HunanChenzhouMiningGroupCo.，Ltd.，Huaihua419607，China）

The volatile antimony ore grade of Chenzhou mining concentrator caused antimony-gold concentrate quality unstable and with high silicon content.The results of laboratory test show that acidified sodium silicate added in concentration as inhibitor and rough concentrate or middling regrinding，can reduce the silicon content in the concentrate and improve the concentrate grade.

flotation flowsheet；middlings regrinding；antimony-gold concentrate；concentrate quality

TD923

：A

：1003－5540（2016）06－0012－04

2016－09－12

黄长峰（1985－），男，工程师，主要从事矿山选矿技术和生产管理工作。