湖南某銻礦選礦試驗研究

易運來

（湖南有色金屬研究院，湖南 長沙 410100）

湖南某銻礦選礦試驗研究

易運來

（湖南有色金屬研究院，湖南 長沙 410100）

針對湖南某混合型銻礦的特點，試驗采用浮選—重選聯合工藝流程，即原礦經浮選，浮選尾礦再重選回收銻礦物，綜合指標為：銻精礦產率7.41%，銻品位30.76%，銻回收率92.53%的選礦指標，為選礦廠設計提供了詳實的依據。

混合型銻礦；浮選；重選；聯合流程

低品位混合型銻礦的選別是國內外目前普遍重視但又未能有效解決的重要課題。由于低品位混合型銻礦其原礦品位低（1%～3%），且銻的氧化率為10%～30%，因此這部分礦石不能滿足冶煉入爐的要求，被隨便丟棄，造成資源浪費；另一方面現有選礦廠因沒有適宜的選礦工藝流程和藥劑制度，使得這部分礦石作為尾礦處置，污染了環境，是企業的一大難題。本文對湖南某混合型銻礦進行了選礦試驗研究，目的是通過對礦石性質及選礦試驗的研究，考查其可選性，并為合理開發利用該資源提供最佳的選礦工藝流程及參數。

1 礦石性質

1.1 試樣多元素分析

試樣的化學成分中主要的金屬元素是Sb、其次為S，其它Zn、Cu、Pb等含量甚微；主要的脈石組分是SiO2，其它如Al2O3、CaO、MgO等次之，但含量甚少，化學多元素分析結果見表1。

表1 試樣化學多元素分析結果 %

1.2 銻的物相分析

礦石中主要的含銻礦物有輝銻礦、銻華、黃銻華。銻的氧化率相對較高，化學物相分析結果表明，銻雖然以硫化物輝銻礦為主，但銻華和黃銻華等氧化銻和銻酸鹽礦物占到了總銻的三分之一，化學物相分析結果見表2。

表2 銻的化學物相分析結果 %

1.3 主要礦物賦存狀態及嵌布特征

輝銻礦是礦石中主要的硫化物，也是主要的回收目的礦物。主要呈不規則粒狀，浸染分布于礦石中。偶見呈葉片狀、板狀等半自形晶。輝銻礦嵌布粒度極不均勻，呈兩極分化趨勢。粗粒者可達1 mm以上，試樣中最粗可見達4 mm，一般0.1～0.5 mm，約占70%；細粒者多在0.05 mm以下，約占30%，隨細粒黃鐵礦等硫化物在礦石中廣泛散布。總體上，輝銻礦以中粒嵌布粒級為主。部分較粗顆粒輝銻礦內部可見包裹石英等脈石礦物；沿其邊部或裂隙則常見氧化成銻華、黃銻華。

礦石中的氧化銻礦物主要是銻華，其次為銻酸鹽礦物黃銻華，少量銻赭石。銻華多分布于輝銻礦邊部，或裂隙中，偶見呈散粒狀、絲帶狀散布于黃銻華中，偶見呈大片存在（微觀視域而言），而輝銻礦呈氧化殘余被包裹于銻華中。黃銻華含量相對較少，多存在于銻華、輝銻礦邊部。

礦石中除輝銻礦之外的硫化物主要是黃鐵礦，少量閃鋅礦，微量磁黃鐵礦、方鉛礦、黃銅礦等。黃鐵礦主要呈不規則他形粒狀，嵌布粒度也呈兩極分化趨勢，與輝銻礦相異的是主要以細粒級嵌布為主。粗粒者一般在0.1 mm以上，含量相對較少，約占25%；大多數為細粒嵌布，多在0.05 mm以下，一般0.005～0.05 mm，約占75%，浸染狀廣泛散布于礦石基底中。方鉛礦、黃銅礦等含量甚微。閃鋅礦含量相對高些，多呈不規則他形粒狀，嵌布粒度相對黃鐵礦為粗，總體上為細粒嵌布，一般0.02～0.06 mm。

脈石礦物主要是石英－玉髓集合體，少量的方解石、綠泥石、高嶺石、透閃石、陽起石等。石英－玉髓集合體在鏡下可見呈不規則的疇塊狀，邊部常為相對略顯粗大的石英顆粒，并對外呈放射狀排列趨勢，內部為玉髓或細粒石英。疇塊之間常為綠泥石、粘土礦物、方解石或石英細脈充填，它們構成礦石的脈石基底。

2 浮選收銻試驗

2.1 條件試驗

在工藝礦物學研究的基礎上，主要進行了磨礦細度、活化劑、抑制劑用量、捕收劑種類及用量等試驗。活化劑選用常用的硝酸鉛，脈石抑制劑及礦漿分散劑選用水玻璃。其工藝流程如圖1所示。

圖1 浮銻粗選條件試驗工藝流程

2.1.1 硝酸鉛用量條件試驗

試驗條件：磨礦細度－74 μm占75%，水玻璃500 g／t，丁黃藥200 g／t，乙硫氮200 g／t。改變硝酸鉛用量以考察其對銻浮選的影響。試驗結果見表3。結果表明，隨著硝酸鉛用量的增加，粗精礦中銻的回收率先升高后降低。綜合考慮粗精礦中銻的品位和回收率，硝酸鉛用量以300 g／t為宜。

表3 硝酸鉛用量條件試驗結果

2.1.2 水玻璃用量條件試驗

試驗條件：磨礦細度－74 μm占75%，硝酸鉛300 g／t，丁黃藥200 g／t，乙硫氮200 g／t。改變水玻璃用量以考察其對銻精礦品位及回收率的影響。試驗結果見表4。試驗結果表明，隨著水玻璃用量的增加，精礦品位有所提高，但回收率有一定程度的下降，適宜的水玻璃用量為400～600 g／t.

表4 水玻璃用量條件試驗結果

2.1.3 捕收劑種類條件試驗

按磨礦細度－74 μm占75%，水玻璃500 g／t，硝酸鉛300 g／t的條件進行捕收劑的種類試驗。試驗中對丁黃藥、辛基黃藥、乙硫氮和丁銨黑藥四種捕收劑進行了不同的組合，其試驗結果見表5。試驗結果表明，采用丁黃藥和乙硫氮作為銻的組合捕收劑，銻的選別指標較好。

2.1.4 捕收劑丁黃藥、乙硫氮用量條件試驗

固定條件為：磨礦細度－74 μm占75%，水玻璃500 g／t，硝酸鉛300 g／t。變動條件：捕收劑丁黃藥、乙硫氮用量。試驗結果見表6。試驗結果表明，隨著捕收劑丁黃藥和乙硫氮用量的增加，銻的回收率有所提高，但銻粗精礦品位有所下降。適宜的捕收劑用量為：丁黃藥150 g／t，乙硫氮150 g／t。

表5 捕收劑的種類條件試驗結果

表6 捕收劑的用量條件試驗結果

2.1.5 磨礦細度條件試驗

固定水玻璃用量500 g／t，硝酸鉛用量300 g／t，丁黃藥用量150 g／t，乙硫氮用量150 g／t，改變原礦的入選粒度以進行磨礦細度的條件試驗。該試驗結果見表7。從表7中可以看出，磨礦細度從－74 μm含量60%提高到75%，粗精礦中銻的品位呈下降趨勢，而回收率均不斷增加，但當磨礦細度－74 μm從 75%提高至85%時，粗精礦中銻的品位呈下降趨勢，而回收率沒有明顯的變化。考慮工業生產中一段閉路磨礦可能達到的磨礦細度，適宜的磨礦細度為－74 μm 70～75%。

表7 磨礦細度條件試驗結果 %

2.2 銻浮選全流程閉路試驗

在條件試驗的基礎上，進行了全流程閉路試驗。閉路試驗流程如圖2所示，閉路試驗結果見表8。閉路試驗結果表明，采用該流程和工藝條件，礦樣中的硫化銻取得了較好的分選指標，其中銻精礦品位為31.48%，銻回收率達到65.39%。由于礦樣中含有較多的氧化銻及銻酸鹽，致使尾礦銻含量偏高，從而影響了銻的總體回收率。

圖2 浮銻閉路試驗工藝流程

表8 銻浮選閉路試驗結果 %

3 氧化銻回收試驗

從原礦的物相分析結果得知，礦樣中含有0.60%的氧化銻，這部分含銻礦物必須通過氧化礦的浮選工藝或重選的方法才有可能加以回收，試驗過程中，采用了硫化浮選、添加氧化礦捕收劑浮選以及重選搖床等選礦工藝對上述浮銻尾礦中的氧化銻進行了回收試驗。

3.1 氧化銻硫化浮選試驗

硫化浮選對象為原礦浮完硫化銻后的尾礦，含銻0.90%，試驗原理為添加大量的硫化鈉先把氧化銻硫化，再添加捕收劑把硫化后的銻浮選上來。試驗流程如圖3所示，試驗結果見表9。試驗結果表明，氧化銻經硫化鈉硫化后的浮選基本上沒有什么效果，究其原因是氧化銻很難被硫化劑硫化，或者說氧化銻硫化效果很差。

圖3 氧化銻硫化浮選流程圖

表9 氧化銻硫化浮選試驗結果 %

3.2 氧化銻搖床重選試驗

硫化銻浮選后的尾礦進行搖床重選回收氧化銻，其工藝流程如圖4所示，試驗結果見表10。

從表10可以看出，硫化銻浮選后的尾礦采用搖床重選，獲得了作業產率2.42%，Sb品位29.17%，Sb作業回收率78.43%的搖床精礦。

圖4 浮尾搖床重選試驗工藝流程

表10 浮尾搖床重選試驗結果 %

4 結 語

1.試驗礦樣是一種比較單一的礦石，主要金屬礦物為輝銻礦，另有少量的赤鐵礦、黃鐵礦、褐鐵礦、閃鋅礦、方鉛礦、黃銅礦及銻的氧化物銻華、黃銻華等，脈石礦物以石英、玉髓為主，可回收利用的礦物為輝銻礦，輝銻礦的嵌布粒度屬于中粒嵌布，是一種比較容易選別的礦石。由于礦石露天堆存了幾十年，礦石中的銻部分被氧化，這部分氧化銻的選礦難度較大。

2.通過礦石性質研究和流程方案對比試驗，最終確定采用浮選—重選流程。浮選閉路試驗指標為：銻精礦產率5.11%、銻品位31.48%、銻回收率65.39%；浮尾重選指標為：銻精礦作業產率2.42%、銻品位 29.17%、銻作業回收率78.43%；浮選—重選綜合指標為：銻精礦產率7.41%、銻品位30.76%、銻回收率92.53%。

3.硫化銻礦浮選工藝流程中使用一定量的Pb （NO3）2，如果尾礦廢水不作處理，對環境有一定的影響，作者下一步將進行Pb（NO3）2替代品的研究。

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［4］劉朝明.重浮聯合流程是提高木利銻礦選礦回收率的有效途徑［J］.云南冶金，2000，29（6）：13－14.

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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

易運來（1979－），男，工程師，主要從事選礦技術開發研究工作。