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氧化锑选矿锑的选矿现状及发展趋势曹 烨 刘四清 刘玫华 李 鹏(昆明理工大学)1 氧化锑矿的可浮性氧化锑矿是属于表面润湿性好, 较难浮选的矿石。氧化锑矿物与主要脉石石英组成的混合矿还不能成功分离。其主要困难为 6 : 氧化锑矿物硬度小, 易过粉碎, 泥化严重影响分离; 氧化锑矿物与石英的零电点( PZC )几乎一样, pH 为1. 9左右, 且定位离子都是H+ 和OH- , 使两者的浮选行为极其相似; 氧化锑矿物在水中水解成微量的亲水表面化合物HSbO2 或HSbO3, 同石英在水中水解生成的微溶性酸类化合物H SiO4 非常相似。由上可知, 氧化锑矿物与石英用常规活化或抑制的方法分离, 极易造成两者同时活化或同时被抑制, 很难分离开。2 氧化锑矿选矿分离据统计, 氧化锑矿约占我国已探明锑总储量的15%左右。氧化锑矿是较难选别的矿石。目前国内外氧化锑矿选矿仍用重选, 但细粒氧化锑矿重选的回收率低, 多年来国内外对氧化锑矿的选矿给予了相当大的关注。2. 1 氧化锑矿的重选张汉平等 11 采用重选回收某浮选尾矿中的氧化锑矿, 使尾矿中锑的品位从1. 55% 降到0. 67% ,流程中锑的回收率达到75%。2. 2 氧化锑矿石的离析浮选添加氯化剂并加热进行离析, 使矿石中的锑呈挥发性的氯化物从矿物晶格中析出, 吸附在还原剂的表面, 被离析反应中生成的氢还原成金属锑。离析后的物料经磨矿、常规浮选就能有效回收锑。陈厚德等 12 在处理某硫化-氧化混合锑矿时,先用浮选回收硫化锑矿, 尾矿用离析浮选法处理, 可得到锑品位为28. 70%, 锑回收率为95. 01% 的良好指标。2. 3 氧化锑矿浮选赖仁魁等 13 利用分析化学中掩蔽滴定金属离子的原理, 提出了掩蔽抑制石英的设想, 并初步研究了硫脲作为掩蔽抑制剂对氧化锑矿物及石英可浮性的影响。研究表明, 介质pH 为4时硫脲对石英有一定的选择性抑制作用。陈代雄等 14 采用浮选-磁选试验流程对某难选氧化锑矿进行选矿研究, 获得浮选精矿锑品位为9. 03%, 锑的回收率为65. 98% , 磁选精矿锑品位为8. 36%, 锑的回收率为15. 38% , 锑的总回收率为81. 36% 的指标。2. 4 化学选矿处理氧化锑矿周淑珊等 15 采用还原焙烧-碱浸矿浆电积法处理某氧化锑矿, 可从含锑10. 79% 的原矿中获得锑品位为93. 44% 的海绵金属锑, 总回收率为86. 58% 。康大平等 16 采用浸出法处理湖南锡矿山某氧化锑矿, 在酸浸流程中引入碳还原预处理方法, 使浸3 锑选矿发展趋势主要有以下方向( 1)开发新药剂和通过联合用药改善浮选效果或降低药剂成本。另外由于在浮选时, 加入了大量的铅、铜离子、重铬酸钾活化或抑制辉锑矿, 这些重金属离子一部分会随选矿废水外排造成环境污染，一部分最终进入锑精矿, 给后续的冶炼过程带来麻烦, 因此国内外学者在研究少用或不用重金属离子调整剂。( 2)通过重-浮联合工艺、选冶结合、化学浸出等多种方法, 探索处理难选锑矿的方法。( 3)对于氧化锑矿, 常规重选方法存在回收率低的问题, 开展氧化锑矿和复杂金属锑矿选矿研究,加速研究成果的工业化。( 4)对废置低品位矿、重选老尾矿及含锑炉渣进行调查和再选研究, 以充分利用锑矿资源。参 考 文 献: 1 王淑玲. 中国锑资源现状及可持续发展问题探讨 J . 有色金属, 2001 ( 8) : 16 18. 2 赵天从. 锑M . 冶金工业出版社. 1987. 3 陈家模. 多金属硫化矿浮游分离M . 贵州科技出版社. 2001. 4 I. 格兰伯格等. 辉锑矿浮选的平衡模型 J . 国外金属矿选矿,东安锑矿难选氧化锑矿选矿试验研究郑剑洪1,2，谷新建1,2，陈代雄3(1.煤矿安全开采技术湖南省重点实验室，湖南湘潭411201；2.湖南科技大学能源与安全工程学院，湖南湘潭411201；3.湖南有色金属研究院，湖南长沙410015)1主要目的矿物赋存状态及嵌布特征辉锑矿(Sb2S3)：是主要含锑工业矿物.辉锑矿与石英、白云石及硅质岩角砾嵌镶关系密切，沿石英脉及硅质岩裂隙充填，部分辉锑矿颗粒集合体与石英、白云石互为包裹.锑华(Sb2O3)：由辉锑矿氧化而成，多分布在地表.非均质性明显，粒径最粗者0.087 mm，最细者0.02 mm，一般为0.060.073 mm.黄锑华(Sb2O4H2O)：由辉锑矿等锑矿物氧化而成，主要产于锑矿氧化带中.最大粒径0.2 mm，最小粒径小于0.01 mm，一般0.180.15 mm.硫锑铅矿(Pb5Sb2S4)：矿物形态呈针状、粒状、板柱状，颗粒大小一般为0.050.15 mm.通过工艺矿物学研究，得出以下结论：试样锑氧化率为50%左右,属于氧化锑矿；含锑为2.21%，具有较高的利用价值；锑矿物粒度嵌布不均匀，硫化锑矿嵌布粒度较粗，最粗者可达3.9 mm，一般为0.050.25 mm；锑矿物硬度较低，易磨易碎，容易过粉碎.2 选矿试验研究2.1 选矿工艺选择氧化锑矿物特别是细粒氧化锑矿物的选矿，仍是当今国内外选矿领域中的难题之一. 自20 世纪60 年代以来，尽管国内外进行了大量研究，但均未取得突破性进展2.东安锑矿区氧化锑矿矿样的锑原矿品位很高，具有比较高的开发利用价值；矿样以氧化锑为主，氧化率为50.2%；矿石性质较为复杂，但含杂Pb，As 很低。针对本矿样矿物特性，在大量探索试验研究基础上，最终确定能够适应本矿石性质，具有较高选矿指标两套试验方案为本试验主攻方向。1)重选回收粗粒氧化锑，浮选回收细粒氧化锑.2) 原矿磨矿至57.5%- 0.074 mm，选用CuSO4，Pb(NO3)2 作为活化剂，25#Balck collector 和丁基黄药作为捕收剂，松醇油为起泡剂在弱酸性介质中进行浮选硫化矿，然后再用摇床回收氧化锑矿，氧化锑细泥用浮选回收。前者工艺的特点是锑回收率较高, 在氧化锑选矿中已广泛应用,而后者符合“先硫后氧”的选矿原则.两套试验方案均取得较好试验结果. 结合笔者所在的科研小组多年从事选矿工艺研究的经验, 试验方案一流程相对复杂，但锑的回收率高，更适合原矿性质，符合“能收早收”的选矿原则3。因此，根据矿样的主要技术特征，择优采用“重选- 浮选”的工艺：重选回收粗粒氧化锑，浮选回收细粒氧化锑，即“分级- 跳汰- 摇床- 浮选”氧化锑选矿工艺流程。2.2 选矿试验2.2.1 分级跳汰，摇床选别将原矿按照- 15 mm 粒级进行筛分，+15 mm 经过破碎再次进行筛分，若筛分结果不满足粒级要求，则再次进行破碎筛分直至满足粒级要求. 在经过筛洗出的- 15 mm 粒级锑矿石分成615 mm、26 mm 和0.252 mm3 级分别进入跳汰分选，得到跳汰精矿、跳汰精矿和跳汰精矿.- 0.25 mm 用摇床对+0.074mm进行选别，得到摇床精矿。2.2.2 跳汰、摇床尾矿再分级摇床选别+2 mm 跳汰尾矿(即跳汰精矿和跳汰精矿)先进对辊机，与- 2 mm 跳汰和摇床尾矿(即跳汰精矿和摇床精矿)合并磨矿至52%- 0.074 mm，然后进入分级机按照+0.28 mm、+0.074 mm(0.0740.28 mm) 和- 0.074 mm 粒级范围进行分离.0.0740.28 mm 用摇床进行选别，得到摇床精矿、中矿和尾矿1；- 0.074 mm摇床进行选别，得到摇床精矿和尾矿2；0.28 mm 粒级因含锑较低直接作为尾矿，即为尾矿3。2.2.3 重选尾矿浮选氧化锑矿+0.074 mm 摇床中矿再磨，磨至98%- 0.074 mm，然后与- 0.074 mm 摇床尾矿合并，进行浮选氧化锑.氧化锑矿浮选是本试验难点，尤其细粒氧化锑矿.因此，在捕收剂单独用药及改变某种药剂性能基础上，根据药剂组合使用的协同效应原理，对捕收剂、抑制剂、活化剂采用用量适中的混合配药进行浮选将会获得较优的结果4.一般而言,锑适宜在弱酸性或中性(pH 值为7 左右)介质中选别5.试验选用CX- 1 作为氧化锑捕收剂，松醇油作为助捕收剂进行浮选氧化锑矿物；CX- 1用量为1 600 g/t，松醇油用量为500 g/t.氧化锑浮选工艺流程图如图1 所示。2.3 选矿试验结果东安锑矿从2008 年3 月开始到2009 年2 月结束，进行了氧化锑矿选矿试验，并取得了较好的技术经济效果.原矿经筛分破碎、分级、跳汰、摇床；然后磨矿再摇床，最后摇床尾矿再磨，进行浮选，采用“分级-跳汰- 摇床- 浮选”工艺流程，获得锑精矿，回收率高达89.06%，其选矿试验结果及技术指标见表1. - 浮选”的工艺：重选回收粗粒氧化锑，浮选回收细粒氧化锑，即“分级- 跳汰- 摇床- 浮选”氧化锑选矿工艺流程。2.2 选矿试验2.2.1 分级跳汰，摇床选别将原矿按照- 15 mm 粒级进行筛分，+15 mm 经过破碎再次进行筛分，若筛分结果不满足粒级要求，则再次进行破碎筛分直至满足粒级要求. 在经过筛洗出的- 15 mm 粒级锑矿石分成615 mm、26 mm 和0.252 mm3 级分别进入跳汰分选，得到跳汰精矿、跳汰精矿和跳汰精矿.- 0.25 mm 用摇床对+0.074mm进行选别，得到摇床精矿。2.2.2 跳汰、摇床尾矿再分级摇床选别+2 mm 跳汰尾矿(即跳汰精矿和跳汰精矿)先进对辊机，与- 2 mm 跳汰和摇床尾矿(即跳汰精矿和摇床精矿)合并磨矿至52%- 0.074 mm，然后进入分级机按照+0.28 mm、+0.074 mm(0.0740.28 mm) 和- 0.074 mm 粒级范围进行分离.0.0740.28 mm 用摇床进行选别，得到摇床精矿、中矿和尾矿1；- 0.074 mm摇床进行选别，得到摇床精矿和尾矿2；0.28 mm 粒级因含锑较低直接作为尾矿，即为尾矿3。2.2.3 重选尾矿浮选氧化锑矿+0.074 mm 摇床中矿再磨，磨至98%- 0.074 mm，然后与- 0.074 mm 摇床尾矿合并，进行浮选氧化锑.氧化锑矿浮选是本试验难点，尤其细粒氧化锑矿.因此，在捕收剂单独用药及改变某种药剂性能基础上，根据药剂组合使用的协同效应原理，对捕收剂、抑制剂、活化剂采用用量适中的混合配药进行浮选将会获得较优的结果4。一般而言,锑适宜在弱酸性或中性(pH 值为7 左右)介质中选别5。试验选用CX- 1 作为氧化锑捕收剂，松醇油作为助捕收剂进行浮选氧化锑矿物；CX- 1用量为1 600 g/t，松醇油用量为500 g/t.氧化锑浮选工艺流程图如图1 所示。2.3 选矿试验结果东安锑矿从2008 年3 月开始到2009 年2 月结束，进行了氧化锑矿选矿试验，并取得了较好的技术经济效果.原矿经筛分破碎、分级、跳汰、摇床；然后磨矿再摇床，最后摇床尾矿再磨，进行浮选，采用“分级-跳汰- 摇床- 浮选”工艺流程，获得锑精矿，回收率高达89.06%，其选矿试验结果及技术指标见表1。 3结论氧化锑矿的回收问题至今尚无很好的方法，常常因为遇到安全上、技术上或经济上的困难，而达不到预期的效果6.氧化锑矿物特别是细粒氧化锑矿物的选矿，仍是当今国内外选矿领域中的难题之一2。根据东安锑矿氧化锑矿石的赋存特点和矿石特征，试验采用“重选- 浮选”较为简单的选矿工艺流程可获得回收率80%以上的较好指标，符合本次试验研究的预期目标，有效地解决了氧化锑矿的选矿难题，使氧化锑矿资源得到了充分开发利用，并取得了较好的经济效益，该试验成果可供类似条件矿山借鉴。某高度氧化锑矿选矿工艺试验云南省地矿局浦试中心庞曼萍王蓓陈锐钊1 矿石性质该矿属热液交代型锑矿床。物以锑酸盐一一黄锑华为主, 辉锑矿次之,还有少量的黄铁矿、针铁矿。脉石矿物以石英、石髓为主, 次为萤石、方解石、重晶石等。该矿锑的氧化率为81 帕. 锑的赋存状态主要以黄锑华出现, 次为辉锑矿及少量锑华。嵌布粒度大小不均, 有的微细粒呈粉末状、土状, 星散分布; 粗粒呈集合体分散分布; 中一细粒呈胶状、皮壳状, 空洞中常充填有石英.该矿除锑矿物外,萤石可供综合回收。矿石化学多项分析见表1 , 矿石中主要矿物百分含量见表2 、锑矿物物相分析见表3。2 选矿工艺试验主要金属矿锑矿物主要为黄锑华, 其可浮性极差矿石化学多项分故对该矿首先进行了单一重选及重一浮联合选矿工艺试验。由于锑矿物硬度小、性脆、嵌布粒度不均, 故需多段磨矿, 多段选别。试验结果表明: （1）泥化了的微细粒锑难以回收, 致使锑回收率不高; （2）萤石呈分散状态无法综合回收利用。故最后采用先浮选硫化锑、萤石, 后重选回收氧化锑, 离析一重选回收微细粒氧化锑的浮一重一离析选矿工艺进行试验。2.1 浮选试验根据矿石物质组分、嵌布特征, 合适的磨矿细度必须同时兼顾硫化锑、萤石、氧化锑的有效回收。系统的磨矿试验结果以细度一20目30 40 %为宜。硫化锑经一粗二精的闭路流程均能获得比较好的指标。萤石回收是在浮选硫化锑之尾矿中加温进行, 经一粗二扫三精闭路流程也能获得比较好的选矿指标。浮选试验结果见表4。( 二) 重选试验重选是在萤石浮选后之尾矿中回收氧化锑。浮选尾矿进行筛分分级, 为尽可能回收氧化锑, 故筛分分级为0.5 0.2 m m、0.2 0.0 6 3 m m、 0.0 6 3 mm。三个级别分别进行摇床选别。重选试验结果见表5。2.3 离析-重联合选试验 通过上述浮常规选别, 锑回收率仅为“ 肠左右, 中矿损失较大。中矿: 为小于0.06 3mm级别, 根据分行测试, 其中小于“0.045 m m 的锑占85 %左右, 这部分锑矿物采用摇床很难回收。 中矿经显微镜检查锑呈连生体存在,需再磨矿才能回收。总之, 中矿部分锑矿物粒度细, 氧化率高,