金锑共生矿石综合利用试验研究

高翔

摘要：对于金锑共生矿石，若直接采用火法工艺，如采用挥发焙烧—贵锑电解或还原熔炼的工艺流程，金在锑氧、锑锍、炉渣中分散损失较高，且环境污染较严重;由于辉锑矿要消耗溶液中的氧和氰，致使直接氰化浸出难以有效进行。因此，有必要对金锑共生矿石的选冶分离提取技术进行研究，以找到一条综合回收利用金、锑的最佳途径。

关键词：金锑共生矿石;综合利用试验

前言：

精矿锑品位低而导致锑金属无法计价等因素，严重影响了矿山的经济效益。为此，通过大量的试验研究工作，决定将其变革为“优先浮锑再浮金工艺。而后通过不断优化分选条件，生产出合格的锑精矿和金精矿，锑、金回收率分别达到65.78%、70.6%，极大地提升了企业的经济效益。由于常规碎磨系统局限性，浮选人选粒度达不到要求制约回收率进一步提高。

一、矿石性质

矿石中主要的金属矿物有黄铁矿、辉锑矿、毒砂等，非金属矿物主要为石英、绢云母、高岭石、方解石等;矿石含泥甚高，高岭石、绢云母等易于泥化的矿物含量约占40%以上;辉锑矿及金的载体矿物黄铁矿、毒砂等嵌布粒度不均匀，部分矿物粒度细小，被石英、方解石等脉石矿物包裹，或嵌于脉石矿物微裂隙中;辉锑矿与闪锌矿接触嵌镶关系密切，常见辉锑布，局部交代强烈，闪锌矿在辉锑矿中呈密集残余结构;矿石中毒砂含量相对较多，且与辉锑矿关系密切;金主要赋存于黄铁矿中，约占35%，其次赋存于毒砂中，约占17%，氧化铁矿物中约占15.5%，辉锑矿、硫锑铅矿中约占9%，铅锌铜硫化物中约占7.5%，自然金约占8%，石英及其它脉石矿物中约占8%;锑以辉锑矿形式存在的硫化锑约占65.22%，而锑华、黄锑华等氧化锑及锑酸盐类占了34.78%;辉锑矿以不规则粒状为主，少量呈针柱状，嵌布粒度不均匀。

二、金锑共生矿石综合利用试验研究

2.1辉锑矿的易氧化性。原矿样与经选矿获得的金锑混合精矿经过物相分析对比可以观察到：氧化物中锑分布率有了增加，由0.56%增至3.38%;原矿样中并没有锑酸盐存在，而金锑混合精矿中已有分布率为3.54%的锑存在锑酸盐中;锑氧化率已由原矿的0.56%增加至6.92%。由此可以得出：在磨矿选别过程中，辉锑矿表面容易氧化。较大差异。随着磨矿细度的增加，金选矿指标逐渐提高，当磨矿细度为-200目69.27%～76.37%时，金回收率达83.59%～83.69%。在较低磨矿细度条件下，锑选矿指标随着磨矿细度的增加而增加，当磨矿细度为-200目44.12%时，选矿回收率高达92.36%，由于辉锑矿易泥化，再增加磨矿细度锑选矿指标反而有下降趋势。

2.2选矿试验流程及特点。根据辉锑矿易氧化和金、锑分选粒度存在较大差异的特点，经过系统的条件试验和流程试验研究，选矿确定采用阶段磨矿、阶段选别的重选—浮选联合工艺流程。采用阶段磨矿、阶段选别的重选—浮选工艺流程具有以下特点：（1）获得金锑混合精矿和部分中矿的产品方案符合该矿石特点。辉锑矿易泥化，絮凝团聚现象严重，为了降低尾矿中的金、锑品位，只有通过获得品位左右的中矿产品予以解决。所得中矿采用碱预处理—氰化浸出工艺提金，金浸出率为61.50%，能进一步提高资源综合利用率和选冶厂经济效益。（2）阶段磨矿、阶段选别工艺流程主要针对辉锑矿易过磨泥化和在选矿过程中易氧化的特点而设计的。该工艺流程能多次提供新鲜矿物表面，从而能有效降低尾矿中锑和金的品位，提高锑、金回收率。（3）选矿获得的金锑混合精矿，其粒度适于湿法浸出和实现Au与Sb的有效分离。由于辉锑矿粒度粗大，可以在较粗的磨矿细度下采用手选或跳汰重选得到金锑混合精矿，但所得精矿产品在湿法浸出进行金、锑分离前还需磨矿，这必然造成选冶工艺流程复杂化，显然，此技术路线并不足取。（4）所采用的工艺流程在大型矿山容易实现，且能获得较好经济效益。对于大规模选冶联合企业，选矿通常采用2台以上磨矿机进行磨矿。对于该大型金锑共生矿床，锑资源潜在价值占资源总潜在价值的2/3，采用阶段磨选工艺能获得较高的锑选矿指标，从而获得更好的经济效益。

3.金锑混合精矿综合回收试验

3.1金、锑湿法分离。金、锑湿法分离可供选择的常用方法有硫化钠碱性浸出、酸性浸出法等。为了进一步降低锑浸液中金的损失和克服常用方法之不足，经过大量系统的条件试验和浸出剂对比试验研究，确定采用新型浸出剂MS。实验室条件试验结果表明：在锑浸液中锑浸出率达98.56%，金浸出率仅为4.19%，同时可将91%的硫富集在浸出渣中，金、锑、硫的走向集中，便于后续工序综合回收利用。由此可见，在实验室条件下已成功地解决了金、锑湿法分离的技术难题。

3.2锑酸钠合成。锑酸钠（或称焦锑酸纳）作为一种精细化工产品，近年来广泛用作电视机显像管玻璃壳和高档玻璃的澄清剂、纺织品及塑料制品的优良阻燃剂、搪瓷生产的乳白剂、制造铸件用漆的不透明材料等。国外锑酸钠生产多以三氧化二锑为原料。在20世纪90年代初，国内有的厂家以金属锑或氧化锑硝酸钠法生产锑酸钠。目前多以氧化锑为原料采用液相氧化法生产锑酸钠。本研究拟以金、锑湿法分离后的锑浸液为原料合成锑酸钠。金锑混合精矿经MS浸出分离金、锑后，锑浸液经初步除去杂质，并将氧化为后得到溶液。将溶液在一定条件下水解获得然后在一定条件下加入NaOH进行合成反应得到锑酸钠。

3.3浸锑渣提金金锑混合精矿经湿法Au、Sb分离后，金和硫在浸锑渣中得到了富集，浸锑渣中可供回收利用的对象为金和硫。回收渣中硫的主要途径有：①焙烧脱硫制取硫酸;②由浸锑渣直接提取元素硫。与硫回收途径相对应，提取金的技术路线亦分为2条：①由未脱硫浸锑渣提金，包括直接用浸锑渣提金和浸锑渣焙烧脱硫后所得焙砂提金;②由脱硫渣提金和从脱硫渣焙砂中提取金。经过多种提金方案对比试验，主要可供选择的方案有二：一是浸锑渣氧化焙烧—碱预处理—氰化浸出工艺方案;另一方案是浸锑渣湿法脱硫—脱硫渣氧化焙烧—碱预处理—氰化浸出方案。后者虽然经脱硫后可获得高品位金精矿，但工艺较前者复杂，且存在金浸出率相对较低、过滤过程较为困难等不足之处。此举作为半自磨工艺的补充对提高金回收率起到了关键的作用。流程结构改进后，及时调整了药剂制度，进一步加强对目的矿物，尤其粗、细粒级矿物的回收，提高金回收率。此阶段通过增加浮选设备延长浮选时间、调整中矿返回点及优化药剂制度等途径优化浮选过程，锑、金回收率故确定采用浸锑渣氧化焙烧—碱预处理—氰化浸出作为提金的主要技术方案。浸锑渣中元素硫含量高达44%，可利用硫直接自燃焙燒而不需要额外的焙烧热源。焙烧过程中，元素硫呈SO2挥发脱除，硫挥发率高达99%，含尘烟气经除尘、净化、干燥、转化、吸收制取硫酸，浸锑渣中硫得以回收利用。浸锑渣焙砂采用氰化浸出工艺，金浸出率高达97%。浸金贵液可采用炭吸附—电积—冶炼的常规工艺提取金。

结束语：

试样为典型的自然金—辉锑矿—石英三元体系的金锑共生矿石。辉锑矿易解离、泥化和氧化，并产生严重的絮凝团聚现象，加之有占总金19.58%的微细粒集合体与氧化锑或硅酸盐矿物均匀混杂的富金集合体的存在，给提高金、锑回收率和降低尾矿中锑、金品位带来了一定难度。选矿采用阶段磨矿、阶段选别的重选—浮选联合流程，取得了良好的选矿指标，解决了该金锑矿石的选矿富集技术问题。

参考文献：

[1]胡熙庚主编.有色金属硫化矿选矿.北京：冶金工业出版社，2019.

[2]帅得权，张兴润，胡世华等.金银矿石学.成都：成都科学技术大学出版社，2019.