低品位混合锑矿渣选矿工艺探索试验.pdf

5 4 有色金属 选矿部分2 0 1 2 年第2 期 d o i 1 0 ．3 9 6 ／j ．i s s n l 6 7 1 - 9 4 9 2 ．2 0 1 2 ．0 2 ．0 1 3 低品位混合锑矿渣选矿工艺探索试验 杨洪洲 吉林省有色金属地质勘查局6 0 4 队，吉林桦甸1 3 2 4 0 0 摘要处理难选低品位混合锑矿渣，采用浮选重选联合工艺，通过锑硫分离锑精矿品位可达到1 6 ％～3 0 ％，浮选 尾矿重选效果比较好，重选回收率基本上可以达到5 0 ％以上，有效地提高了低品位混合锑矿渣精矿品位和选矿回收率。 关键词混合锑矿渣；浮选；重选；回收率 中图分类号T D 9 5 4文献标识码A文章编号1 6 7 1 9 4 9 2 2 0 1 2 0 2 0 0 5 4 0 4 I n d u s t r i a lE x p l o r a t i o nT e s to nB e n e f i c i a t i o no fL o wG r a d eM i x e dA n t i m o n yS l a g Y A N GH o n g z h o u 6 0 4T e a m ，J i l i nN o n f e r r o u sM e t a l sG e o l o g i c a lE x p l o r a t i o nB u r e a u ，H u a d i a nJ i l i n1 3 2 4 0 0 ， C h i n a A b s t r a c t T h ej o i n tp r o c e s so ff l o t a t i o na n dg r a v i t ys e p a r a t i o nh a sb e e na d o p t e df o rp r o c e s s i n gl o w g r a d e m i x e d a n t i m o n ys l a g ，t h r o u g h t h e s e p a r a t i o n o f a n t i m o n y a n d s u l f i d e ，t h eg r a d e o f a n t i m o n y c o n c e n t r a t ec a nr e a c ha sh i g ha s1 6 ％- 3 0 ％，a n dt h ee f f e c to fg r a v i t ys e l e c t i o no ff l o t a t i o nt a i l i n g si sb e t t e r w i t ht h er e c o v e r yr a t e b a s i c a l l yr e a c h i n g o v e r5 0 ％，w h i c he f f e c t i v e l yr a i s e st h ec o n c e n t r a t eg r a d ea n d r e c o v e r yr a t eo ft h el o w - g r a d em i x e da n t i m o n ys l a g ． K e yw o r d s m i x e da n t i m o n ys l a g ；f l o t a t i o n ；g r a v i t ys e l e c t i o n ；r e c o v e r y 贵州晴隆某锑矿的矿石性质复杂，属硫化一氧 化混合型矿石，大部分矿石属难选矿石，氧化程度 比较高，大部分矿渣含黄铁矿较多，泥化比较严 重，且人选品位很低，平均品位大约在1 ％以下。 混合锑矿石中的氧化锑是难选矿石，本身易泥 化，可浮性较差，与脉石矿物分离难度大，采用单 一浮选，难以保证氧化锑的回收，具体表现在锑精 矿品位低，产率低，尾矿品位高，严重影响了锑回 收率的提高，况且矿石来源于多个井口，特别是近 期需要解决的是多年来堆存的露天废渣，人选品位 低，大多1 ％以下，氧化率大约6 0 ％以上，原矿黄 铁矿含量极高，约在2 ％～8 ％，属高硫氧化锑矿石， 采用现有单一的浮选工艺及药剂是远远不能得到理 想的选矿指标。 1 矿石性质 1 ．1 主要矿物嵌布特征 收稿日期2 0 1 1 0 8 1 9修回日期2 0 1 2 0 2 0 5 作者简介杨洪洲 1 9 6 3 一 ，男，吉林桦甸人，工程师。 辉锑矿与石英、白云石及硅质岩关系密切， 沿石英及硅质岩裂隙充填，部分辉锑矿颗粒集合体 与石英、白云石互为包裹，粒度小于0 ．0 lr l f f n 。 锑华由辉锑矿氧化而成，多分布在外表，非 均质明显，粒度一般为0 ．0 6 ～0 ．0 7 4m m 。 黄锑华由辉锑矿等氧化而成，粒度一般为 0 ．1 5 ～0 ．1 8m m 。 黄铁矿粒度粗细不一，粒径在0 ．0 5 ～0 ．2 m m ，局部达1 2m m ，不规则粒状，无序散布。 以充填石英粒间为主，局部穿切交代或包于石英中 间，呈不规则团斑状，裂隙发育。 褐铁矿带棱圆粒状或自形晶，不等粒，粒径 最大为1m m ，一般为0 ．7m m 。系交代黄铁矿之产 物，内含细纹状黄色细脉，应是黄铁矿的残留晶边。 石英中至细粒粒径介于0 ．1 ～0 ．3m m ，粗粒 在1 。3m m ，粒度颗粒形态及分布特征有较明显变 化，形成浸染状构造，岩石的形成具多个结晶中心 万方数据 2 0 1 2 年第2 期杨洪洲低品位混合锑矿渣选矿工艺探索试验 5 5 A u 、A g 单位为1 旷 和多阶段发育形成。 矿石结构呈中至细粒不等粒不规则粒状结构、 块状具浸染状构造。 1 ．2 矿物组成 矿石主要矿物为辉锑矿、锑华、黄铁矿、褐铁 矿、自然硫等，脉石以绿石英、萤石为主，其次为 方解石、石膏、黏土等。 1 ．2 ．1X 射线荧光光谱分析 水井湾矿样的x 射线荧光光谱分析结果见表1 。 1 ．2 ．2 部分原矿样化学多元素分析 水井湾、后坡南原矿样化学多元素分析结果见 表2 。 1 ．2 ．3 物相分析。 表3试样锑物相分析结果 T a b l e3 A n a l y s i sr e s u l t so fa n t i m o n yp h a s e | ％ 1 ．2 ．4 原矿筛析 对水井湾试样分别进行了一2 5m m 和一2m m 两 个粒级原矿筛分分析，结果表明，原矿锑的含量随 粒度变细而增加，未见集中赋存于某一粒级。 2 历年浮选生产 部分 指标 1 9 9 3 1 9 9 7 年，矿石基本上是硫化矿，采用单 一浮选，原矿平均品位1 ．6 4 ％，精矿平均品位 6 3 。6 0 ％，尾矿平均品位0 ．6 1 ％，平均回收率 6 3 ．0 4 ％。 2 0 0 7 年1 月至2 0 0 8 年1 1 月，采用单一浮选， 大部分矿石是矿渣，原矿平均品位0 ．6 8 ％，精矿平 均品位6 ．7 1 ％，尾矿平均品位0 ．3 3 ％，平均回收率 5 4 ．0 6 ％。 3 试验的目的及工艺 3 ．1 试验的目的 通过选矿探索试验，找出提高选矿回收率、提 高锑精矿品位的途径，寻求降低选矿成本的方法和 选矿工艺的可行性。 3 ．2 基本工艺 根据矿渣中硫化、氧化锑的矿物组成、结构构 造以及目的矿物之间的嵌镶关系，依据硫化、氧化 锑矿选矿的工艺方法，结合其他锑矿山选矿工艺研 究的经验，选择试验方案。 1 重选回收粗粒氧化锑矿，浮选回收硫化锑 矿，即在分级的条件下采用重选摇床的工艺回收氧 化锑矿。 2 浮选一重选工艺，即先用硫化矿浮选的方 法回收硫化锑，浮选尾矿进行螺旋溜槽分级摇床回 收1 9 1 x m 以上的氧化锑。 试验采用浮选“优先法”和“混选法”，浮选 尾矿重选，即浮选一重选联合工艺流程，选用“优 先法”进行锑一硫分离。 3 ．3 工业试验的主要依据 辉锑矿的选矿方法是浮选，锑硫分离也就是锑 硫的选择性捕收或选择性抑制，锑硫分离的关键在 于控制合适的矿浆p H 值及选择性捕收剂和活化剂。 重选主要用于氧化锑矿的选矿及粗粒辉锑矿的 选别，混合硫化氧化锑矿粗粒级用重选，细粒级辉 锑矿用浮选和重选。 1 优先浮选浮硫抑锑。首先对锑矿物进行抑 制，添加硫酸铜活化黄铁矿，优先浮硫，浮硫尾矿 再加活化剂及捕收剂浮选锑矿物。 2 优先浮选浮锑抑硫。首先对硫 黄铁矿 进行抑制，加活化剂硝酸铅及捕收剂优先浮锑矿 物，浮锑尾矿再加活化剂及捕收剂浮选黄铁矿。 万方数据 5 6 有色金属 选矿部分2 0 1 2 年第2 期 3 全抑制优先浮选。在弱碱性介质中，采用 N a 2 S O ，抑制辉锑矿和黄铁矿，加入活化剂将辉锑矿 活化，加少量捕收剂将辉锑矿浮出，黄铁矿仍处于被抑 制状态进入尾矿，以达到辉锑矿和黄铁矿的分离。 4 混合浮选精矿锑硫分离。在混合浮选流 程中先混合浮选锑矿物和黄铁矿得锑硫混合精矿， 然后采用浮硫抑锑或浮锑抑硫对混合精矿进行锑硫 分离，分别得到合格锑硫精矿。 探索试验主要药剂为硝酸铅、硫酸铜、丁基铵 黑药、碳酸钠、石灰、硫酸、草酸、硫化钠、重铬 酸钾、N a 2 S 0 3 等。 试验矿渣为后坡南矿渣、水井湾矿渣、一车间 矿渣及雷钵硐矿石，共同特性是“三高一低”，即 黄铁矿含量高、氧化程度高、矿泥含量高、原矿品 位低。 4 选矿工业探索试验 4 ．1 后坡南矿渣 1 常规药剂混合浮选，浮选尾矿重选。入选 锑品位1 ．3 2 ％，浮选锑精矿品位8 ．4 7 ％，产率 1 0 ．6 3 ％，浮选回收率6 8 ．2 1 ％，重选精矿品位 1 7 ．2 3 ％，产率0 ．6 4 ％，重选回收率8 ．4 0 ％，总回收 率7 6 ．6 1 ％。一 试验过程中浮选锑精矿品位最高可达到 1 3 ．3 7 ％，硫精矿品位最高可达到4 0 ．8 5 ％，重选锑 精矿品位最高可达到1 8 ．0 2 ％。 2 单一重选原矿、尾矿筛析。原矿锑品位 0 ．9 3 ％，一7 4I x m1 ．1 8 ％，产率6 3 ．0 0 ％，占锑金属 7 7 ．3 3 ％，重选尾矿锑品位0 ．8 5 ％，一7 4 肛m1 ．1 5 ％， 产率6 0 ．8 0 ％，占锑金属损失7 1 ％，说明大部分 一7 4 恤m 的细粒级利用重选回收效果较差，可能在 磨矿过程中产生的次生矿泥和原生矿泥的影响。 4 ．2 水井湾矿渣 在矿堆中随机取样，原矿含锑1 ．4 6 ％，进行 7 4I x m 筛析，从筛析结果看，水井湾矿渣在堆 存中自然泥化严重，一7 4I x m 粒级占2 5 ％以上，锑 含量1 ．7 5 ％，原生矿泥过多且含量比原矿高，锑金 属分布占3 0 ．1 4 ％，有近三分之一的锑已存在原矿 细粒级中，因此，在磨矿前应考虑细粒级洗矿，注 意防止“过磨”，尽量减少次生矿泥的产生，影响 选别效果。} ．， 采用常规药剂混合浮选。人选锑品位o ．8 6 ％， 浮选锑精矿品位1 1 ．5 8 ％，产率3 ．6 0 ％，浮选回收 率4 8 ．4 7 ％，重选锑精矿品位1 2 ．0 4 ％，产率1 ．3 1 ％， 重选回收率1 8 ．3 4 ％，总回收率6 6 ．8 1 ％。试验过程 中浮选锑精矿品位最高可达到4 1 ．0 1 ％，硫精矿品 位最高可达到4 8 ．3 7 ％，重选锑精矿品位最高可达 到1 3 ．0 7 ％。 4 ．3 一车间矿渣 在矿渣堆中随机取样，原矿含锑1 ．3 0 ％，进行 7 4 斗m 筛析，从筛析结果看，一车间矿渣在自然 堆存中，一7 4t x m 粒级占1 9 ％以上，锑含量2 ．3 8 ％， 锑金属分布占3 4 ．5 8 ％，即有三分之一以上的锑分 布在细粒级中，从表面看氧化、泥化比较严重。 1 采用常规混合浮选。入选品位0 ．9 7 ％，浮选 锑精矿品位1 0 ．5 8 ％，产率5 ．4 1 ％，回收率5 9 ．0 4 ％。 2 采用锑硫分离。入选锑品位1 ．1 6 ％，浮 选锑精矿品位3 2 ．3 0 ％，产率2 ．0 4 ％，锑回收率 5 6 ．9 3 ％，硫精矿产率3 8 ．3 3 ％，含锑0 ．6 5 ％，重选 锑精矿品位4 ．0 6 ％，产率0 ．8 1 ％，重选锑回收率 2 ．8 3 ％，总回收率5 9 ．7 6 ％。 试验过程中浮选锑精矿品位最高可达到 4 6 ．4 6 ％，硫精矿品位最高可达到4 7 ．6 2 ％，重选锑 精矿品位最高可达到1 4 ．9 6 ％。 4 ．4 雷钵硐矿石 雷钵硐矿石锑平均品位1 ．1 3 ％，硫平均含量 5 ．6 4 ％，硫含量最高达7 ．9 9 ％，属高硫矿石，氧化 泥化也较严重，经洗矿筛洗矿，矿泥品位与原矿品 位相近，有时甚至高于原矿品位，且矿泥中含有大 量的硫化锑矿物，当采用混合浮选时，大部分黄铁 矿被选到锑精矿中，锑精矿品位较低，锑硫分离过 程中，锑精矿品位最高可达到4 9 ．8 8 ％，硫精矿品 位最高可达到3 3 ．9 2 ％，硫精矿含锑较高，由于受 黄铁矿含量高的影响，硫精矿产率较大，一部分锑 被硫精矿带走，影响锑的整体回收，摇床精矿品位 最高3 ．0 0 ％，特别是洗矿后的矿泥极细，大部分飘 浮在水上，达到摇床分选粒度极限，矿泥摇床几乎 无法回收。 采用浮选一重选联合试验。入选锑品位 1 ．3 0 ％，浮选锑精矿品位1 6 ．6 8 ％，产率4 ．9 4 ％，锑 回收率6 3 ．3 8 ％，硫精矿产率3 ．0 2 ％，含锑1 ．5 5 ％， 重选锑精矿品位1 ．6 1 ％，产率0 ．7 5 ％，重选锑回收 率0 ．9 3 ％，总回收率6 4 ．3 1 ％。 试验过程中浮选锑精矿品位最高可达到 4 9 ．8 8 ％，硫精矿品位最高可达到3 3 ．9 2 ％，重选锑 精矿品位最高可达到3 ．0 0 ％。 4 ．5 探索试验主要试验结果 探索试验结果见表4 。 万方数据 2 0 1 2 年第2 期杨洪洲低品位混合锑矿渣选矿工艺探索试验5 7 表4探索试验主要试验结果 T a b l e4M a i ne x p e r i m e n t a lr e s u l t s 5 结论 1 采用“先硫后氧”和“浮重结合”的原则流 程，处理该矿难选硫化氧化锑矿，工艺流程相对比 较合适。 2 硫化锑矿浮选采用常规硫化矿浮选，粗粒 氧化锑采用的重选方法回收，可行性较好。 3 根据不同矿渣性质进行了抑硫浮锑或抑锑 浮硫的优先浮选和部分混合一分离浮选可有效提高 锑精矿品位和回收率。从试验结果看浮选尾矿重选 效果比较好。重选回收率基本上可以达到5 0 ％以 上，更好地提高氧化锑矿的回收率。通过洗矿筛洗 矿，矿泥品位与原矿品位相同，有时甚至高于原矿品 位，说明部分氧化锑受极细矿泥的影响流失严重。 4 该锑矿的水质p H 值6 - 6 ．5 ，总体显弱酸 性，这对浮选中锑硫分离不利，试验中若要达到合 适的矿浆p H 值，需要加大碱性调整剂用量，不同 来源的矿石差异很大，由于黄铁矿含量高，导致重 选的精矿品位相对较低。 5 根据不同的矿石，采用不同的药剂制度， 锑硫分离是完全成功的，分离过程中锑精矿品位 1 6 ％～3 0 ％，硫精矿含锑最低0 ．6 5 ％，由于矿渣中黄 铁矿含量太高，锑硫分离中硫精矿产率较大，影响 锑的整体回收。 6 由于人选原矿是过去丢弃的废渣，平均品 位较低 1 ％以下 ，黄铁矿含量较高，是以氧化锑 为主的混合型锑矿石，且本身易泥化，可浮性较 差。磨矿作业是提高选别效果的关键，尽量减少原 生和次生矿泥的危害，提高锑精矿品位，保证有用 矿物的最大回收。 参考文献 [ 1 ] 雷霆，朱从杰，张汉平．锑冶金[ M ] ．北京冶金工业出 版社，2 0 0 9 ． [ 2 ] 林放春．提高含碳锑矿石浮选技术指标的生产试验[ J 1 ． 有色金属 选矿部分 ，1 9 9 1 6 4 3 ． [ 3 ] 余礼扬．难选氧化锑矿石的浮选工艺[ J ] ．有色金属 选 矿部分 ，1 9 9 3 3 1 7 2 0 ． [ 4 ] 韦登禄，梁尚明．隆林锑矿选矿研究与生产实践[ J ] ．有 色金属 选矿部分 ，1 9 9 2 5 4 2 4 3 ． [ 5 ] 向连生．含砷混合锑矿浮选分离生产试验[ J ] ．有色金属 选矿部分 ，1 9 9 1 3 1 1 - 1 3 ． [ 6 ] 张泽强．多金属硫化锑矿的综合回收[ J ] ．有色金属 选 矿部分 ，2 0 0 3 1 3 5 ． [ 7 ] 顾帼华，刘如意．含锑矿石浮选药剂[ J ] ．江西有色金属， 1 9 9 7 3 2 4 2 8 ． [ 8 ] 庞曼萍，王蓓，陈锐钊．某高度氧化锑矿选矿工艺试验 [ J ] ．矿产综合利用，1 9 9 1 2 1 5 1 7 ． [ 9 ] 刘英伯，陈光利．锑废石全浮选生产实践[ J ] - 江西冶金， 1 9 8 6 6 3 0 3 1 ． 万方数据