廖 璐,李紅立,任大鵬,訾建新

(內(nèi)蒙古自治區(qū)礦產(chǎn)實驗研究所，內(nèi)蒙古 呼和浩特 010031)

某含砷硫化銻礦石選礦試驗研究

廖 璐,李紅立,任大鵬,訾建新

(內(nèi)蒙古自治區(qū)礦產(chǎn)實驗研究所，內(nèi)蒙古 呼和浩特 010031)

內(nèi)蒙古某含砷硫化銻礦石中的銻主要以輝銻礦形式存在，砷主要以毒砂形式存在，研究了采用抑砷浮銻工藝對該礦石進行選別。礦石磨礦細(xì)度-74 μm占80%條件下，通過一次粗選、一次掃選、一次精選工藝，獲得銻品位43.75%的銻精礦，銻回收率為96.64%；銻浮選尾礦再經(jīng)一次粗選、一次掃選、一次精選，獲得硫品位28.42%、砷品位1.89%的硫砷精礦，硫、砷回收率分別為46.03%和67.38%，尾礦中硫、砷未超標(biāo)，礦石分選效果較為理想。

銻；砷；抑砷浮銻；浮選

我國銻資源儲量豐富[1]，但持續(xù)多年的開采已使銻資源日漸減少，后備儲量逐年下降。為實現(xiàn)銻資源的可持續(xù)發(fā)展，必須進行合理開發(fā)利用[2-3]。輝銻礦是最常見的銻礦石，其中含As、Cu、Pb、Fe、Au、Ag等伴生元素[4]。礦石中的砷屬于有害雜質(zhì)，在冶煉銻過程中會對環(huán)境造成污染，在銻礦分選過程中需進行有效抑制[5]。國內(nèi)外對硫化銻礦石常采用浮選方法選別，目前針對浮選藥劑方面的研究較多[6]。試驗主要針對內(nèi)蒙古某含砷硫化銻礦石進行礦物分選研究，以期為該礦石的合理開發(fā)提供可供參考的工藝流程及參數(shù)。

1 原礦性質(zhì)

內(nèi)蒙古某輝銻礦石采自裂隙充填型簡單脈狀礦床。礦石主要化學(xué)成分分析結(jié)果見表1，銻物相分析結(jié)果見表2。從表1看出，礦石中主要可回收組分為銻，伴生元素砷和硫達(dá)到綜合回收指標(biāo)。從表2看出，銻主要以硫化銻形式存在，較易回收。

礦石的礦物組成較簡單，金屬礦物主要有輝銻礦、黃鐵礦、褐鐵礦、黑鎢礦、毒砂等，脈石礦物主要有石英及少量方解石、碳酸鹽等。輝銻礦為淺灰白色，呈不規(guī)則粒狀及長柱狀，粒徑在0.1～6.4 mm之間，呈星散狀及浸染狀分布于脈石礦物間隙中，部分被脈石礦物交代。毒砂是主要的含砷礦物，白色微帶黃，半自形粒狀，粒徑<0.08 mm，零星分布。

表1 礦石多元素化學(xué)分析結(jié)果 %

表2 銻物相分析結(jié)果 %

2 試驗藥劑與方法

礦石中的砷主要以毒砂形式存在，銻、砷分離實質(zhì)上是輝銻礦與毒砂的分離[7]。輝銻礦通常采用浮選工藝分選，但毒砂與輝銻礦的可浮性相近[8]，銻、砷分離較為困難。試驗采用抑砷浮銻工藝流程，先將砷抑制在銻浮選礦物中，再進一步對浮銻尾礦浮選砷、硫礦物。

許多金屬陽離子，如Cu2+、Pb2+、Hg2+、Ag+、Fe3+等都對輝銻礦有活化作用[9]。實踐中，常用硝酸鉛或硫酸銅作輝銻礦活化劑，但硫酸銅對毒砂也有一定活化作用[5]，會影響銻、砷分離效果，因此試驗選用硝酸鉛作活化劑。砷抑制劑采用亞硫酸鈉，捕收劑采用丁基黃藥，起泡劑采用2#油。

浮選試驗在RK/FD 1.5 L單槽浮選機中進行。浮選精礦和尾礦在DL-5C型盤式真空過濾機中脫水后，置于101-3型電熱鼓風(fēng)恒溫干燥箱中烘干。礦樣用XPM-φ120×3三頭研磨機磨細(xì)后制備分析化驗銻品位，依據(jù)產(chǎn)率和品位計算銻回收率。

3 試驗結(jié)果與討論

3.1銻礦物的浮選

3.1.1磨礦細(xì)度對浮選的影響

藥劑制度：硝酸鉛用量300 g/t，亞硫酸鈉用量200 g/t，丁基黃藥用量100 g/t，2#油用量30 g/t。磨礦細(xì)度對浮選的影響試驗結(jié)果如圖1所示。

圖1 磨礦細(xì)度對銻浮選的影響

由圖1看出：銻粗精礦中銻品位隨磨礦細(xì)度增大而降低，銻回收率升高；磨礦細(xì)度-74 μm占比超過80%后，銻回收率升高幅度不大。綜合考慮，確定磨礦細(xì)度為-74 μm占80%為最佳。

3.1.2活化劑硝酸鉛用量對浮選的影響

藥劑制度：磨礦細(xì)度-74 μm占80%，亞硫酸鈉用量200 g/t，丁基黃藥用量100 g/t，2#油用量30 g/t。硝酸鉛用量對浮選的影響試驗結(jié)果如圖2所示?？梢钥闯觯捍志V中銻品位和回收率都隨活化劑硝酸鉛用量增加而升高；當(dāng)硝酸鉛用量超過400 g/t后，銻品位及回收率均變化不大。綜合考慮，確定硝酸鉛用量以400 g/t為最佳，此時銻活化效果較好。

圖2 硝酸鉛用量對銻浮選的影響

3.1.3砷抑制劑亞硫酸鈉用量對砷抑制效果的影響

磨礦細(xì)度-74 μm占80%，硝酸鉛用量400 g/t，丁基黃藥100 g/t，2#油30 g/t，砷抑制劑亞硫酸鈉用量對砷抑制效果的影響試驗結(jié)果如圖3所示。

圖3 亞硫酸鈉用量對砷抑制效果的影響

由圖3看出：隨亞硫酸鈉用量增加，銻回收率升高，砷回收率降低；當(dāng)亞硫酸鈉用量超過300 g/t后，銻回收率無顯著變化，砷回收率下降幅度亦較小。綜合考慮，確定亞硫酸鈉用量以300 g/t為最佳，此時銻粗精礦中的砷含量較低，銻、砷分離效果較好。

3.1.4捕收劑丁基黃藥用量對浮選的影響

磨礦細(xì)度為-74 μm占80%，硝酸鉛用量400 g/t、亞硫酸鈉用量300 g/t、2#油用量30 g/t。捕收劑丁基黃藥用量對浮選的影響試驗結(jié)果如圖4所示。

圖4 丁基黃藥用量對銻浮選的影響

由圖4看出:隨捕收劑用量增加，銻品位下降，回收率升高；丁基黃藥用量超過200 g/t后，銻品位顯著降低，回收率增幅較小。綜合考慮，確定丁基黃藥用量以200 g/t為最佳。

3.1.5銻浮選閉路試驗

在粗選條件試驗基礎(chǔ)上進行閉路試驗。原礦磨至-74 μm占80%，進行一次粗選、一次掃選、一次精選，試驗流程如圖5所示，試驗結(jié)果見表3?？梢钥闯?，銻精礦銻品位為43.75%，銻回收率為96.64%，選礦指標(biāo)較好，且有害元素砷含量未超標(biāo)，分選效果較好。

圖5 銻浮選閉路試驗工藝流程

產(chǎn)品產(chǎn)率/%品位/%SbSAs回收率/%SbSAs銻精礦13．6343．7516．240．1896．6447．4310．30尾礦86．370．242．840．223．3652．5789．70原礦100．006．174．670．21100．00100．00100．00

3.2浮銻尾礦回收硫砷

對銻浮選尾礦中的硫、砷進行回收，用硫酸調(diào)尾礦礦漿pH至7，用丁基黃藥作捕收劑，2#油作起泡劑，經(jīng)一次粗選、一次掃選、一次精選，得到硫砷精礦。試驗流程如圖6所示，試驗結(jié)果見表4。

圖6 銻浮選尾礦回收硫砷試驗流程

產(chǎn)品作業(yè)產(chǎn)率/%對原礦產(chǎn)率/%品位/%SAs作業(yè)回收率/%SAs對原礦回收率/%SAs硫砷精礦8．757．5628．421．8987．5775．1146．0367．38尾礦91．2578．810．390．0612．4324．896．5422．32浮銻尾礦100．0086．372．840．22100．00100．0052．5789．70

由表4看出：硫砷精礦中硫回收率為46.03%，砷回收率為67.38%；尾礦中硫品位為0.39%、砷品位為0.06%。通過浮選，銻浮選尾礦中的硫、砷含量有效降低，達(dá)到排放標(biāo)準(zhǔn)。

4 結(jié)論

內(nèi)蒙古某含砷硫化銻礦石礦物組成較簡單，主要有用元素為銻，砷、硫作為伴生元素達(dá)到綜合

回收指標(biāo)。采用抑砷浮銻工藝對該礦石進行選別，可獲得較好效果。

原礦磨礦后經(jīng)一粗一掃一精選，獲得合格銻精礦，浮銻尾礦經(jīng)一粗一掃一精選，獲得硫砷精礦。銻精礦銻回收率96.64%，硫、砷回收率分別為46.03%和67.38%。選銻過程中對有害元素硫、砷進行回收，銻精礦符合后期冶煉要求，選礦效果較理想。

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MineralSeparationofAntimonySulfideOreWithArsenic

LIAO Lu,LI Hongli,REN Dapeng,ZI Jianxin

(InnerMongoliaMineralsExperimentResearchInstitute,Hohhot010031,China)

The antimony sulfide ore with arsenic is from Inner Mongolia.The antimony mainly exists in the form of stibnite,and arsenic mainly exists in the form of arsenopyrite.In order to recover the antimony,the process of “antimony preference flotation and arsenic depression” was used.The ore is grinded to -74 μm over 80%.The antimony concentrate with antimony grade of 43.75% was obtained with a recovery of 96.64% by flotation process of “one roughing-one scavenging-one selection”.The sulfur-arsenic concentrate with sulfur grade of 28.42% and arsenic grade of 1.89% was obtained,and the recovery are 46.03% and 67.38%,respectively by the flotation process of "one roughing-one scavenging-one selection" to the antimony flotation tailings.The sulfur and arsenic in the tailings are meet the requirements.The mineral processing experiments obtained ideal results.

antimony;arsenic;antimony flotation and arsenic depression;flotation

TD923;TF818

A

1009-2617(2017)05-0369-04

10.13355/j.cnki.sfyj.2017.05.004

2017-03-20

廖璐(1986-)，女，湖南衡陽人，碩士，工程師，主要研究方向為礦石選冶及開發(fā)利用。