銻金精礦“提質降硅”浮選試驗研究

黃長峰

銻金精礦“提質降硅”浮選試驗研究

黃長峰

（湖南辰州礦業有限責任公司，湖南懷化 419607）

辰州礦業選礦廠銻原礦品位波動較大，造成銻金精礦質量不穩定，雜質硅含量偏高。通過小型試驗研究，結果表明，在精選添加酸化水玻璃作抑制劑并且對粗精礦或中礦再磨，可以降低精礦中硅含量，提高精礦品位。

浮選流程；中礦再磨；銻金精礦；精礦質量

辰州礦業選礦廠處理沃溪礦區和魚兒山礦區的井下出窿礦石，兩礦區的礦石均為金、銻、鎢共生礦石。自新選廠建廠以來，一直采用“兩段磨礦－重浮聯合”的原則工藝，最大處理能力為1 300 t／d，產品為浮選銻金混合精礦、浮選白鎢精礦、重選黑白鎢混合精礦和合質金。

原礦經過預選廢石（廢石剔除率約6%）后，近5年的入選品位約為金4.41 g／t、銻1.56%、鎢0.174%，精礦品位約為金72.75 g／t、銻32.68%、鎢70.45%，尾礦品位約為金0.51 g／t、銻0.048%、鎢0.051%，三種金屬的回收率分別為金88.87%、銻96.97%、鎢66.94%。近年來，該選礦廠銻原礦品位波動較大，品位低時銻原礦品位在0.4%以下，銻金混合精礦銻品位僅20%左右，造成冶煉成本大幅上升，同時增加精礦脫水作業難度。為此，進行了銻選礦流程對比試驗，確定了分選的最佳工藝，獲得了較為理想的選礦指標。

1 礦石性質

礦物組成及嵌布粒度礦物工藝學研究表明，礦石中礦物組成相對比較簡單，礦石中金屬礦物主要是輝銻礦和黃鐵礦，其次是白鎢礦、黑鎢礦和毒砂；此外尚見黃銅礦、閃鋅礦和方鉛礦零星分布；金礦物以自然金為主，偶見方銻金礦；脈石礦物主要是石英，其次為方解石、鐵白云石、絹云母和綠泥石；微量礦物包括鋯石、磷灰石、金紅石、磁鐵礦和榍石等。金礦物多呈長角粒狀、麥粒狀、尖角粒狀等各種形式沿輝銻礦、黃鐵礦、脈石礦物的邊緣、粒間及裂隙分布，部分呈包裹體嵌布在輝銻礦、黃鐵礦和脈石中；輝銻礦呈鉛灰色，以自形、半自形粒狀、柱狀、網脈狀或星點狀或浸染狀分布于脈石中；白鎢礦呈浸染狀細脈狀分布在脈石礦物中；黑鎢礦呈自形板柱狀分布在脈石礦物中。嵌布粒度測定結果顯示，自然金的存在狀況很復雜，粒度相當微細，在0.01～0.2 mm，輝銻礦的分布極不均勻，粒度在0.02～0.1 mm，白鎢礦粒度變化大，一般0.05～0.4 mm；黑鎢礦粒度大多介于0.04～0.2 mm之間［1］。

2 選礦試驗

2.1現場工藝流程探討

考慮到現場生產和實驗室試驗結果的差異，首先在實驗室模擬現場生產工藝進行浮選試驗，將其作為優化試驗的參照，為方便試驗，流程探索采用一次精選。試驗工藝流程如圖1所示，試驗結果見表1。

從表1看出，實驗室模擬現場生產工藝，可以獲得銻金精礦中含銻21.414%，銻的回收率86.77%；金的品位67.30 g／t，回收率82.39%；精礦含硅31.54%的選礦指標。以此作為工藝流程調整對比依據。

根據對生產數據分析及生產現場流程查定發現，銻金精礦質量與精礦中硅含量關系密切，銻金精礦中銻品位高則精礦中硅含量低，銻品位低則精礦中硅含量高，因此提高銻金精礦質量的關鍵就在于降低銻金精礦中的SiO2含量。通過探索試驗，在精選過程中添加抑制劑，可以達到降低精礦中硅含量，提高精礦質量的目的。

圖1 實驗室模擬生產流程閉路試驗流程圖

表1 實驗室模擬現場工藝試驗結果

試驗分別探索了六偏磷酸鈉、氟硅酸鈉、水玻璃、酸化水玻璃對脈石礦物的抑制效果。從開路條件試驗結果看，使用酸化水玻璃可以適當提高精礦品位及回收率，對精礦降硅有較好的效果，因此進行了酸化水玻璃用量試驗，確定酸化水玻璃用量為200 g／t。在此基礎上進行了閉路試驗，從閉路試驗的結果看，當沒有中礦返回時的第一組（相當于開路試驗）精礦銻品位達到44.30%，精礦含硅低，但中礦返回之后精礦品位變低，平衡后精礦銻品位僅21.60%。

通過試驗數據分析及生產現場流程查定發現，認為酸化水玻璃對硅有較好的抑制作用，但在礦物中含有部分沒有單體解離的連生體，大量黃鐵礦與灰銻礦尚未單體解離，導致連生體在流程中反復循環，惡化浮選效果，造成流程不穩定［2］。對浮選中礦（精選尾礦和掃選精礦）、最終尾礦進行分析，發現浮選中礦中的粗粒級大部分是連生體，均未單體解離。這部份連生體最初能被抑制在中礦里，而隨著中礦不斷返回，在返回過程中這些連生體與藥劑的作用時間變長，可浮性變好，隨之進入精礦，這是導致最終精礦品位不高的根本原因。因此增加再磨工序，促進連生體單體解離，是提高該精礦品位的有效途徑［3］。

2.2再磨試驗

為使連生體充分的單體解離，進行了粗精礦再磨和中礦再磨試驗，經過磨礦細度試驗，確定再磨的最佳磨礦細度為－45μm占90%。

2.2.1 粗精礦再磨試驗

在原礦磨礦細度不變的條件下，對浮選粗精礦進行再磨，再磨細度－45μm占90%，中礦順序返回流程，試驗工藝流程如圖2所示，試驗結果見表2。

圖2 粗精礦再磨精選添加抑制劑閉路試驗流程圖

表2 粗精礦再磨精選添加抑制劑閉路試驗結果

由表2可以得出結論：使用粗精礦再磨，精選添加抑制劑流程閉路試驗可以獲得銻金精礦中含銻31.606%，銻的回收率89.29%；金的品位82.97 g／t，回收率85.57%；精礦含硅9.30%的選礦指標。對比表1可以看出粗精礦再磨，精選添加抑制劑后與現流程相比精礦質量有明顯的提高，回收率也有所提高。

2.2.2 中礦再磨試驗

中礦再磨試驗進行了精選中礦再磨、精選中礦和掃選中礦合并再磨等試驗方案。結果表明，掃選中礦品位偏低，脈石含量過高，再磨后返回到粗選，最終精礦品位相對較低。經過分析認為沒有單體解離的這部份連生體首先進入粗選精礦，在精選中添加抑制劑后，連生體大部分被抑制，留在精選中礦內，因此中礦再磨確定為精選中礦再磨。試驗流程如圖3所示，試驗結果見表3。

圖3 精選添加酸化水玻璃精選中礦再磨閉路試驗流程圖

表3 精選添加酸化水玻璃精選中礦再磨閉路試驗結果

由表3可以得出結論：使用精選添加抑制劑精選中礦再磨順序返回流程閉路試驗可以獲得銻金精礦中含銻29.957%，銻的回收率91.36%；金的品位84.65 g／t，回收率84.68%；精礦含硅10.48%的選礦指標。可以看出精選中礦再磨后添加抑制劑流程與現流程相比精礦質量有明顯的提高。

2.2.3 精選中礦再磨單獨再選流程試驗

考慮到中礦內未單體解離的連生體再磨后細度變化較大，其可浮性將發生變化，因此進行了精選中礦再磨后單獨再選流程，流程如圖4所示，試驗結果見表4。

由表4可以得出結論：使用精選添加抑制劑精選中礦再磨再選流程閉路試驗可以獲得銻金精礦中含銻32.41%，銻的回收率89.43%；金的品位94.46 g／t，回收率79.93%；精礦含硅7.86%的選礦指標。可以看出精選添加抑制劑精選中礦再磨再選流程與現流程相比精礦質量有明顯的提高，對比表3精選中礦再磨后順序返回流程結果，精礦質量也有提高，但精選中礦再磨再選后的尾礦品位較高導致回收率有所降低。

圖4 精選中礦再磨再選浮選閉路試驗流程圖

表4 精選中礦再磨再選浮選閉路試驗結果

2.3試驗流程對比分析

現場中礦順序返回流程，由于連生體的影響，精礦中硅含量較高，造成精礦質量較差。三種方案與現場工藝流程相比，增加再磨后，精礦品位和回收率均有較大提高。對比三種再磨流程方案，精選添加抑制劑、精選中礦再磨再選流程獲得的精礦品位最高；精選添加抑制劑、精選中礦再磨順序返回流程獲得的精礦回收率最高。從流程可行性方面考慮，中礦再磨后單獨再選，流程過于復雜，回收率有所降低；粗精礦再磨后，精礦粒度較細，給后續脫水作業增加困難；精選添加抑制劑、精選中礦再磨順序返回流程工藝流程穩定可行，從經濟效益方面考慮，該方案精礦有大幅提高，且回收率較高，有較大的優勢。因此，選擇精選添加抑制劑、精選中礦再磨順序返回工藝流程作為推薦的技改流程。

2.4推薦流程與現生產流程對比閉路試驗

現生產上銻原礦品位變化較大，且為兩次精選，為更好地模擬生產，對試驗樣品進行重新取樣，并進行了兩次精選閉路試驗，同時根據浮選時間試驗結果調整浮選時間為粗選5 min，掃選Ⅰ、掃選Ⅱ各4 min，根據品位及粗精礦產率變化，酸化水玻璃用量調整為400 g／t，試驗流程如圖5所示，為更好地看出試驗效果，特使用現生產流程進行一組閉路試驗進行對比，試驗流程如圖6所示，試驗結果見表5。

圖5 試驗推薦流程閉路試驗流程圖

圖6 現生產流程閉路試驗流程圖

由表5可以得出結論：使用現生產流程采用兩次精選閉路試驗在給礦銻品位1.72%時，可以獲得銻金精礦中含銻35.88%，銻的回收率95.06%；金的品位99.73 g／t，回收率91.36%；精礦含硅12.63%的選礦指標，與實際生產結果相當。

表5 流程對比閉路試驗結果

采用精選添加酸化水玻璃作抑制劑，精選中礦再磨后順序返回流程，經過兩次精選閉路試驗在給礦銻品位1.68%時，可以獲得銻金精礦中含銻45.60%，銻的回收率95.46%；金的品位112.13 g／t，回收率90.07%；精礦含硅3.12%的選礦指標，較現生產流程精礦產率低1.04%，銻精礦品位高9.72%，精礦含硅低9.51%，取得了較好的指標，達到了試驗的目的。

3 結 論

1.根據工藝礦物學研究，該礦石的金屬礦物粒度變化范圍很大，微細粒交生關系復雜，難以完全單體解離，因此該礦石適宜采用階段磨礦階段選別工藝。

2.酸化水玻璃對該礦粗選精礦中的硅有較好的抑制效果，在精選中添加酸化水玻璃，并對粗精礦或中礦再磨，可以提高精礦品位。

3.經過三種工藝流程對比，精選添加抑制劑精選中礦再磨順序返回流程在保證回收率的前提下，大幅提高精礦品位，且流程簡單，易于控制，經濟合理，確定此流程為推薦的技改流程。

［1］ 長沙礦冶研究院.沃溪坑口與魚兒山坑口井下礦石礦物工藝學研究報告［R］.長沙：長沙礦冶研究院，2006.

［2］ 曲廣心，張永正.增加中礦再磨系統提高浮選指標的生產實踐［J］.黃金，2003，24（9）：36－38.

［3］ 邵偉華，郭珍旭，張艷嬌，等.某金礦浮選工藝流程試驗研究［J］.有色金屬（選礦部分），2014，（6）：28－32.

Flotation Experiment Research on Im proving Quality and Reducing the Silicon Content of Antimony-gold Concentrate

HUANG Chang-feng
（HunanChenzhouMiningGroupCo.，Ltd.，Huaihua419607，China）

The volatile antimony ore grade of Chenzhou mining concentrator caused antimony-gold concentrate quality unstable and with high silicon content.The results of laboratory test show that acidified sodium silicate added in concentration as inhibitor and rough concentrate or middling regrinding，can reduce the silicon content in the concentrate and improve the concentrate grade.

flotation flowsheet；middlings regrinding；antimony-gold concentrate；concentrate quality

TD923

：A

：1003－5540（2016）06－0012－04

2016－09－12

黃長峰（1985－），男，工程師，主要從事礦山選礦技術和生產管理工作。