CN108262155A - 回收细粒氧化锑矿的方法 - Google Patents

Abstract

本发明公开了一种回收细粒氧化锑矿的方法，该方法包括：(1)将氧化锑矿和水进行混合，以便得到混合矿浆；(2)将所述混合矿浆进行球磨，以便得到细粒氧化锑矿矿浆；(3)将所述细粒氧化锑矿矿浆进行重选，以便得到重矿物矿浆和重选尾矿；(4)将所述重矿物矿浆进行调浆，以便得到调浆后矿浆；(5)将所述调浆后矿浆与活化剂混合进行活化反应，以便得到活化矿浆；(6)将所述活化矿浆与捕收剂和起泡剂混合进行浮选，以便得到锑粗精矿和浮选尾矿；(7)将所述锑粗精矿进行分选，以便得到锑精矿和尾矿。采用该方法可得到品位大于24％的锑精矿，细粒氧化锑矿的回收率大于40％，与现有技术不大于10％的回收率相比，具有显著的经济效益。

Description

回收细粒氧化锑矿的方法

技术领域

本发明属于氧化锑矿处理领域，具体而言，本发明涉及回收细粒氧化锑矿的方法。

背景技术

多年来国内外科研工作者对细粒锑华、黄锑华和黄锑矿的浮选回收进行了大量了研究，一直没有找到有效的选矿方法。传统的细粒氧化锑矿(锑华、黄锑华和黄锑矿)选矿一般采用摇床回收，回收率很低，造成资源的严重浪费。而细粒锑华、黄锑华和黄锑矿因其硬度小，磨碎易过粉碎，遇水易泥化，加上其与石英的零电点几乎一样，即两者的浮选行为及其相似，并且锑华、黄锑华和黄锑矿矿物可在水中水解成微量的亲水表面化合物HSbO₂或HSbO₃，导致其很难通过浮选方法直接回收。

因此，现有处理氧化锑矿的技术有待进一步改进。

发明内容

本发明旨在至少在一定程度上解决相关技术中的技术问题之一。为此，本发明的一个目的在于提出一种回收细粒氧化锑矿的方法。采用该方法可得到品位大于24％的锑精矿，细粒氧化锑矿的回收率大于40％，与现有技术不大于10％的回收率相比，具有显著的经济效益。

在本发明的一个方面，本发明提出了一种回收细粒氧化锑矿的方法，根据本发明的实施例，该方法包括：

(1)将氧化锑矿和水进行混合，以便得到混合矿浆；

(2)将所述混合矿浆进行球磨，以便得到细粒氧化锑矿矿浆；

(3)将所述细粒氧化锑矿矿浆进行重选，以便得到重矿物矿浆和重选尾矿；

(4)将所述重矿物矿浆进行调浆，以便得到调浆后矿浆；

(5)将所述调浆后矿浆与活化剂混合进行活化反应，以便得到活化矿浆；

(6)将所述活化矿浆与捕收剂和起泡剂混合进行浮选，以便得到锑粗精矿和浮选尾矿；

(7)将所述锑粗精矿进行分选，以便得到锑精矿和尾矿。

根据本发明实施例的回收细粒氧化锑矿的方法，因氧化锑矿矿物的比重较大，矿物中石英、方解石和细泥等杂质的比重较小，且在高倍强化重力场内，比重大的矿物和比重小的杂质的重力差别被强化，重矿物颗粒能够取代轻杂质颗粒在选别床层中占据位置而保留下来，轻杂质颗粒则作为尾矿排出，由此，可通过重选实现氧化锑矿矿物与石英、方解石和细泥等杂质的初步分离，得到含有氧化锑矿矿物、铁矿物、钛矿物及部分粗颗粒石英和方解石等的重矿物矿浆。在氧化锑矿与水接触的过程中，氧化锑矿矿物表面的金属阳离子微量溶解，水解为金属阳离子羟基络合物，该络合物依靠氢键连接可再吸附于氧化锑矿矿物的羟基化金属氧化物表面，使得矿物表面出现活性金属阳离子，而捕收剂水解后产生的RCOO-可与矿物表面的活性金属阳离子作用，即在氧化锑矿矿物表面发生化学吸附，疏水剂R向外，从而使氧化锑矿矿物疏水易浮，达到浮选锑粗精矿的目的。锑粗精矿经进一步分选可得到品位大于22％的锑精矿。整个工艺可使得锑的回收率大于50％，与现有技术不到10％的回收率相比，具有显著的经济效益。

另外，根据本发明上述实施例的回收细粒氧化锑矿的方法还可以具有如下附加的技术特征：

在本发明的一些实施例中，在步骤(1)中，所述氧化锑矿包括锑华、黄锑华和黄锑矿中的至少之一。由此，可实现细粒锑华、黄锑华和黄锑矿的有效回收。

在本发明的一些实施例中，在步骤(1)中，所述混合矿浆的质量浓度为20-70wt％。由此，有利于提高细粒氧化锑矿的回收率。

在本发明的一些实施例中，在步骤(2)中，所述细粒氧化锑矿矿浆中粒径不大于0.074mm的占比50-90％。

在本发明的一些实施例中，在步骤(4)中，所述调浆后矿浆的质量浓度为15-40wt％。由此，可进一步提高细粒氧化锑矿的回收率。

在本发明的一些实施例中，在步骤(5)中，所述调浆后矿浆与所述活化剂的质量比为100000：(10-100)。由此，有利于提高调浆后矿浆的活化效率和效果。

在本发明的一些实施例中，在步骤(5)中，所述活化剂为选自硝酸铅、硫酸铜、硫化钠中的至少之一。由此，可进一步提高调浆后矿浆的活化效率和效果。

在本发明的一些实施例中，在步骤(5)中，所述活化矿浆的pH值为6.0-10.0。由此，有利于提高后续浮选处理的效果和效率。

在本发明的一些实施例中，在步骤(6)中，基于100000g所述调浆后矿浆，所述捕收剂的添加量为10～100g，所述起泡剂添加量为1～10g。由此，可进一步提高浮选处理的效果和效率。

在本发明的一些实施例中，在步骤(6)中，所述捕收剂为选自RCOONa、丁基黄药、乙硫氮中的至少之一。由此，可进一步提高浮选处理的效果和效率。

在本发明的一些实施例中，在步骤(6)中，所述起泡剂为选自松醇油、羧酸、甲基异丁基甲醇中的至少之一。由此，可进一步提高浮选处理的效果和效率。

本发明的附加方面和优点将在下面的描述中部分给出，部分将从下面的描述中变得明显，或通过本发明的实践了解到。

附图说明

本发明的上述和/或附加的方面和优点从结合下面附图对实施例的描述中将变得明显和容易理解，其中：

图1是根据本发明一个实施例的回收细粒氧化锑矿的方法流程示意图；

图2是根据本发明一个实施例的实施回收细粒氧化锑矿的方法的系统结构示意图。

具体实施方式

下面详细描述本发明的实施例，所述实施例的示例在附图中示出，其中自始至终相同或类似的标号表示相同或类似的元件或具有相同或类似功能的元件。下面通过参考附图描述的实施例是示例性的，旨在用于解释本发明，而不能理解为对本发明的限制。

在本发明中，除非另有明确的规定和限定，术语“安装”、“相连”、“连接”、“固定”等术语应做广义理解，例如，可以是固定连接，也可以是可拆卸连接，或成一体；可以是机械连接，也可以是电连接；可以是直接相连，也可以通过中间媒介间接相连，可以是两个元件内部的连通或两个元件的相互作用关系，除非另有明确的限定。对于本领域的普通技术人员而言，可以根据具体情况理解上述术语在本发明中的具体含义。

在本发明的一个方面，本发明提出了一种回收细粒氧化锑矿的方法，根据本发明的实施例，参考图1，该方法包括：

S100：将氧化锑矿和水进行混合

该步骤中，将氧化锑矿和水进行混合，以便得到混合矿浆。根据本发明的一个实施例，氧化锑矿可以包括锑华、黄锑华和黄锑矿中的至少之一。根据本发明的再一个实施例，混合矿浆的质量浓度可以为20-70wt％。发明人发现，如果混合矿浆的质量浓度过高，矿浆的流动性变差，容易造成后续球磨机“胀肚”，严重影响磨矿设备的正常运行；如果混合矿浆的质量浓度过低，磨矿效果变差，球磨机处理能力下降。

S200：将混合矿浆进行球磨

该步骤中，将混合矿浆进行球磨，以便得到细粒氧化锑矿矿浆。根据本发明的一个实施例，细粒氧化锑矿矿浆中粒径不大于0.074mm的占比可以为50-90％。由此，有利于将矿浆中的氧化锑矿矿物及石英、方解石等杂质磨细，方便后续重选和分选。

S300：将细粒氧化锑矿矿浆进行重选

该步骤中，将细粒氧化锑矿矿浆进行重选，以便得到重矿物矿浆和尾矿。发明人发现，因氧化锑矿的比重较大，黄锑华比重为5.2，黄锑矿比重为6.5，锑华比重为5.7，矿物中石英、方解石和细泥等杂质的比重较小，石英比重为2.5，方解石比重为2.7、细泥比重约2.4。且在高倍强化重力场内，比重大的矿物和比重小的尾矿的重力差别将被强化，重矿物颗粒能够取代轻矿物颗粒在选别床层中占据位置而保留下来，轻矿物颗粒则作为尾矿排出，由此，可通过重选实现氧化锑矿矿物与石英、方解石和细泥等尾矿的初步分离，得到含有氧化锑矿矿物、铁矿物、钛矿物及部分粗颗粒石英和方解石的重矿物矿浆。

S400：将重矿物矿浆进行调浆

该步骤中，将重矿物矿浆进行调浆，以便得到调浆后矿浆。具体的，可通过离心脱水的方式实现重矿物矿浆的调浆。根据本发明的一个实施例，调浆后矿浆的质量浓度可以为15-40wt％。发明人发现，如果调浆后矿浆的质量浓度过高，浮选所得的锑粗精矿的品位较低；如果调浆后矿浆的质量浓度过低，则需要更多的浮选机和浮选药剂，并且浮选作业回收率降低。

S500：将调浆后矿浆与活化剂混合进行活化反应

该步骤中，将调浆后矿浆与活化剂混合进行活化反应，以便得到活化矿浆。具体的，将活化剂加入到调浆后矿浆中，搅拌2-6min，使得活化剂与调浆后矿浆反应充分。

根据本发明的一个实施例，调浆后矿浆与活化剂的质量比可以为100000：(10-100)。发明人发现，如果调浆后矿浆与活化剂的质量比过高，即活化剂的用量不足，则不能充分地活化氧化锑矿物，造成锑矿物的回收率过低；如果调浆后矿浆与活化剂的质量比过低，即活化剂的用量过多，或造成大量的脉石被活化，一方面影响粗精矿的品位，另一方面，造成活化剂用量过大，药剂成本增加。

根据本发明的再一个实施例，活化剂可以为选自硝酸铅、硫酸铜、硫化钠中的至少之一。发明人发现，当活化剂为硝酸铅时，Pb²⁺活化剂可以静电作用及化学键作用吸附于锑矿物表面，增加锑矿物的表面活性点，增强捕收剂对锑矿物的吸附，提高锑矿物的浮选回收率。当活化剂为硫酸铜时，硫酸铜中的Cu²⁺会沉淀或络合矿浆中起抑制作用的CN^-、SO₃ ^2-等离子，然后再在矿物表面生成活化膜。当活化剂为硫化钠时，硫化钠可使氧化矿表面生成一层硫化物薄膜，此硫化物薄膜的可浮性与硫化矿相近，由此，可提高矿物的可浮选性。与其他活化剂比较，硝酸铅的活化效果最好，氧化锑矿的回收率最高。

根据本发明的又一个实施例，活化矿浆的pH值可以为6.0-10.0。发明人发现，如果活化矿浆的pH值过低，必须添加大量的酸性物质，一方面选矿药剂成本增加，另一方面会对设备造成腐蚀；如果活化矿浆的pH值过高，锑矿物的可浮性大大降低，影响锑矿物的回收率。

S600：将活化矿浆与捕收剂和起泡剂混合进行浮选

该步骤中，将活化矿浆与捕收剂和起泡剂混合进行浮选，以便得到锑粗精矿和浮选尾矿。具体的，将捕收剂与起泡剂加入活化矿浆中，搅拌2-6min，浮选3-10min得到锑粗精矿。发明人发现，因氧化锑矿在与水接触的过程中，氧化锑矿矿物表面的金属阳离子微量溶解，水解为金属阳离子羟基络合物，该络合物依靠氢键连接可再吸附于氧化锑矿矿物的羟基化金属氧化物表面，使得矿物表面出现活性金属阳离子，在活化剂的作用下，捕收剂水解后产生的RCOO-可优先与矿物表面的活性金属阳离子作用，即优先在氧化锑矿矿物表面发生化学吸附，疏水剂R向外，氧化锑矿矿物的疏水性增强，再在起泡剂的作用下，使得氧化锑矿矿物疏水易浮，进而达到浮选锑粗精矿的目的。

根据本发明的一个实施例，基于100000g调浆后矿浆，捕收剂的添加量可以为10～100g，起泡剂添加量可以为1～10g。发明人发现，如果调浆后矿浆与捕收剂、起泡剂的混合质量比过高，即捕收剂、起泡剂的用量偏小，锑矿物的可浮性变差，造成锑精矿回收率明显降低。如果调浆后矿浆与捕收剂、起泡剂的混合质量比过低，即捕收剂、起泡剂的用量偏大，部分脉石的可浮性较好，造成锑精矿品位降低，选矿药剂成本增加。

根据本发明的再一个实施例，捕收剂可以为选自RCOONa、丁基黄药、乙硫氮中的至少之一。发明人发现，RCOONa捕收剂与传统捕收剂丁基黄药、乙硫氮等比较，对细粒级和微细粒级氧化锑矿的捕收力强，锑矿物的回收率高。

根据本发明的又一个实施例，起泡剂可以为选自松醇油、羧酸、甲基异丁基甲醇中的至少之一。发明人发现，松醇油与其他捕收剂比较，容易获得，用量少，价格最低，成本也最低。

S700：将锑粗精矿进行分选

该步骤中，将锑粗精矿进行分选，以便得到锑精矿和尾矿。根据本发明的一个实施例，分选可以包括粗选、扫选和精选。根据本发明的一个具体实施例，分选可以包括一次粗选二次扫选和二次精选。发明人发现，矿浆经调浆后进入的第一个分选作业为粗选。扫选是指粗选尾矿在不能作为最终尾矿废弃时，进入的下一步作业处理，为了提高金属的回收率，有时需要经过多次扫选才能得出最终尾矿。精选指的是选矿过程中，为提高粗选精矿的有用成分含量，使之达到工业质量的要求，进一步对粗精矿进行富集的选别作业。锑粗精矿经进一步粗选、扫选和精选后可得到品位大于22％的锑精矿。

根据本发明实施例的回收细粒氧化锑矿的方法，因氧化锑矿矿物的比重较大，矿物中石英、方解石和细泥等杂质的比重较小，且在高倍强化重力场内，比重大的矿物和比重小的杂质的重力差别被强化，重矿物颗粒能够取代轻杂质颗粒在选别床层中占据位置而保留下来，轻杂质颗粒则作为尾矿排出，由此，可通过重选实现氧化锑矿矿物与石英、方解石和细泥等杂质的初步分离，得到含有氧化锑矿矿物、铁矿物、钛矿物及部分粗颗粒石英和方解石等的重矿物矿浆。在氧化锑矿与水接触的过程中，氧化锑矿矿物表面的金属阳离子微量溶解，水解为金属阳离子羟基络合物，该络合物依靠氢键连接可再吸附于氧化锑矿矿物的羟基化金属氧化物表面，使得矿物表面出现活性金属阳离子，而捕收剂水解后产生的RCOO-可与矿物表面的活性金属阳离子作用，即在氧化锑矿矿物表面发生化学吸附，疏水剂R向外，从而使氧化锑矿矿物疏水易浮，达到浮选锑粗精矿的目的。锑粗精矿经进一步分选可得到品位大于22％的锑精矿。整个工艺可使得锑的回收率大于50％，与现有技术不到10％的回收率相比，具有显著的经济效益。

为了方便理解，下面对实施上述回收细粒氧化锑矿的方法的系统进行详细描述，根据本发明的实施例，参考图2，该系统包括：混合装置100、球磨装置200、重选装置300、调浆装置400、活化装置500、浮选装置600和分选单元700。

根据本发明的实施例，混合装置100具有氧化锑矿入口101、水入口102和混合矿浆出口103，且适于将氧化锑矿和水进行混合，以便得到混合矿浆。根据本发明的一个实施例，氧化锑矿可以包括锑华、黄锑华和黄锑矿中的至少之一。根据本发明的再一个实施例，混合矿浆的质量浓度可以为20-70wt％。发明人发现，如果混合矿浆的质量浓度过高，矿浆的流动性变差，容易造成后续球磨机“胀肚”，严重影响磨矿设备的正常运行；如果混合矿浆的质量浓度过低，磨矿效果变差，球磨机处理能力下降。

根据本发明的实施例，球磨装置200具有混合矿浆入口201和细粒氧化锑矿矿浆出口202，混合矿浆入口201与混合矿浆出口103相连，且适于将混合矿浆进行球磨，以便得到细粒氧化锑矿矿浆。根据本发明的一个实施例，细粒氧化锑矿矿浆中粒径不大于0.074mm的占比可以为50-90％。由此，有利于将矿浆中的氧化锑矿矿物及石英、方解石等杂质磨细，方便后续重选和分选。需要说明的是，球磨装置可以为球磨机。

根据本发明的实施例，重选装置300具有细粒氧化锑矿矿浆入口301、重矿物矿浆出口302和尾矿出口303，细粒氧化锑矿矿浆入口301与细粒氧化锑矿矿浆出口202相连，且适于将细粒氧化锑矿矿浆进行重选，以便得到重矿物矿浆和尾矿。发明人发现，因氧化锑矿矿物的比重较大，黄锑华比重为5.2，黄锑矿比重为6.5，锑华比重为5.7，而石英、方解石和细泥等杂质的比重较小，石英比重为2.5，方解石比重为2.7、细泥比重约2.4。且在高倍强化重力场内，比重大的矿物和比重小的尾矿的重力差别将被强化，重矿物颗粒能够取代轻矿物颗粒在选别床层中占据位置而保留下来，轻矿物颗粒则作为尾矿排出，由此，可通过重选实现氧化锑矿矿物与石英、方解石和细泥等尾矿的初步分离，得到含有氧化锑矿矿物、铁矿物、钛矿物及部分粗颗粒石英和方解石的重矿物矿浆。需要说明的是，重选装置可以为离心选矿机。

根据本发明的实施例，调浆装置400具有重矿物矿浆入口401和调浆后矿浆出口402，重矿物矿浆入口401与重矿物矿浆出口302相连，且适于将重矿物矿浆进行调浆，以便得到调浆后矿浆。具体的，可通过离心脱水的方式实现重矿物矿浆的调浆。根据本发明的一个实施例，调浆后矿浆的质量浓度可以为15-40wt％。发明人发现，如果调浆后矿浆的质量浓度过高，浮选所得的锑粗精矿的品位较低；如果调浆后矿浆的质量浓度过低，则需要更多的浮选机和浮选药剂，并且浮选作业回收率降低。

根据本发明的实施例，活化装置500具有调浆后矿浆入口501、活化剂入口502和活化矿浆出口503，调浆后矿浆入口501与调浆后矿浆出口402相连，且适于将调浆后矿浆与活化剂混合进行活化反应，以便得到活化矿浆。具体的，将活化剂加入到调浆后矿浆中，搅拌2-6min，使得活化剂与调浆后矿浆反应充分。

根据本发明的一个实施例，调浆后矿浆与活化剂的质量比可以为100000：(10-100)。发明人发现，如果调浆后矿浆与活化剂的质量比过高，即活化剂的用量不足，则不能充分地活化氧化锑矿物，造成锑矿物的回收率过低；如果调浆后矿浆与活化剂的质量比过低，即活化剂的用量过多，或造成大量的脉石被活化，一方面影响粗精矿的品位，另一方面，造成活化剂用量过大，药剂成本增加。

根据本发明的再一个实施例，活化剂可以为选自硝酸铅、硫酸铜、硫化钠中的至少之一。发明人发现，当活化剂为硝酸铅时，Pb²⁺活化剂可以静电作用及化学键作用吸附于锑矿物表面，增加锑矿物的表面活性点，增强捕收剂对锑矿物的吸附，提高锑矿物的浮选回收率。当活化剂为硫酸铜时，硫酸铜中的Cu²⁺会沉淀或络合矿浆中起抑制作用的CN^-、SO₃ ^2-等离子，然后再在矿物表面生成活化膜。当活化剂为硫化钠时，硫化钠可使氧化矿表面生成一层硫化物薄膜，此硫化物薄膜的可浮性与硫化矿相近，由此可提高矿物的可浮选性。与其他活化剂比较，硝酸铅的活化效果最好，氧化锑矿的回收率最高。

根据本发明的又一个实施例，活化矿浆的pH值可以为6.0-10.0。发明人发现，如果活化矿浆的pH值过低，必须添加大量的酸性物质，一方面选矿药剂成本增加，另一方面会对设备造成腐蚀；如果活化矿浆的pH值过高，锑矿物的可浮性大大降低，影响锑矿物的回收率。

根据本发明的实施例，浮选装置600具有活化矿浆入口601、捕收剂入口602、起泡剂入口603、锑粗精矿出口604和浮选尾矿出口605，活化矿浆入口601与活化矿浆出口503相连，且适于将活化矿浆与捕收剂和起泡剂混合进行浮选，以便得到锑粗精矿和浮选尾矿。具体的，将捕收剂与起泡剂加入活化矿浆中，搅拌2-6min，浮选3-10min得到锑粗精矿。发明人发现，因氧化锑矿在与水接触的过程中，氧化锑矿矿物表面的金属阳离子微量溶解，水解为金属阳离子羟基络合物，该络合物依靠氢键连接可再吸附于氧化锑矿矿物的羟基化金属氧化物表面，使得矿物表面出现活性金属阳离子，在活化剂的作用下，捕收剂水解后产生的RCOO-可优先与矿物表面的活性金属阳离子作用，即优先在氧化锑矿矿物表面发生化学吸附，疏水剂R向外，氧化锑矿矿物的疏水性增强，再在起泡剂的作用下，使得氧化锑矿矿物疏水易浮，进而达到浮选锑粗精矿的目的。

根据本发明的一个实施例，基于100000g调浆后矿浆，捕收剂的添加量可以为10～100g，起泡剂添加量可以为1～10g。发明人发现，如果调浆后矿浆与捕收剂、起泡剂的混合质量比过高，即捕收剂、起泡剂的用量偏小，锑矿物的可浮性变差，造成锑精矿回收率明显降低。如果调浆后矿浆与捕收剂、起泡剂的混合质量比过低，即捕收剂、起泡剂的用量偏大，部分脉石的可浮性较好，造成锑精矿品位降低，选矿药剂成本增加。

根据本发明的再一个实施例，捕收剂可以为选自RCOONa、丁基黄药、乙硫氮中的至少之一。发明人发现，RCOONa捕收剂与传统捕收剂丁基黄药、乙硫氮等比较，对细粒级和微细粒级氧化锑矿的捕收力强，锑矿物的回收率高。

根据本发明的又一个实施例，起泡剂可以为选自松醇油、羧酸、甲基异丁基甲醇中的至少之一。发明人发现，松醇油与其他捕收剂比较，容易获得，用量少，价格最低，成本也最低。

根据本发明的实施例，分选单元700具有锑粗精矿入口701、锑精矿出口702和尾矿出口703，锑粗精矿入口701与锑粗精矿出口604相连，且适于将锑粗精矿进行分选，以便得到锑精矿和尾矿。根据本发明的一个实施例，分选装置可以包括依次相连的粗选装置、扫选装置和精选装置。发明人发现，矿浆经调浆后进入的第一个分选作业为粗选。扫选是指粗选尾矿在不能作为最终尾矿废弃时，进入的下一步作业处理，为了提高金属的回收率，有时需要经过多次扫选才能得出最终尾矿。精选指的是选矿过程中，为提高粗选精矿的有用成分含量，使之达到工业质量的要求，进一步对粗精矿进行富集的选别作业。锑粗精矿经进一步粗选、扫选和精选后可得到品位大于22％的锑精矿。

根据本发明实施例的实施回收细粒氧化锑矿的方法的系统，因氧化锑矿矿物的比重较大，矿物中石英、方解石和细泥等杂质的比重较小，且在高倍强化重力场内，比重大的矿物和比重小的杂质的重力差别被强化，重矿物颗粒能够取代轻杂质颗粒在选别床层中占据位置而保留下来，轻杂质颗粒则作为尾矿排出，由此，可通过重选实现氧化锑矿矿物与石英、方解石和细泥等杂质的初步分离，得到含有氧化锑矿矿物、铁矿物、钛矿物及部分粗颗粒石英和方解石等的重矿物矿浆。在氧化锑矿与水接触的过程中，氧化锑矿矿物表面的金属阳离子微量溶解，水解为金属阳离子羟基络合物，该络合物依靠氢键连接可再吸附于氧化锑矿矿物的羟基化金属氧化物表面，使得矿物表面出现活性金属阳离子，而捕收剂水解后产生的RCOO-可与矿物表面的活性金属阳离子作用，即在氧化锑矿矿物表面发生化学吸附，疏水剂R向外，从而使氧化锑矿矿物疏水易浮，达到浮选锑粗精矿的目的。锑粗精矿经进一步分选可得到品位大于22％的锑精矿。整个工艺可使得锑的回收率大于50％，与现有技术不到10％的回收率相比，具有显著的经济效益。

下面参考具体实施例，对本发明进行描述，需要说明的是，这些实施例仅仅是描述性的，而不以任何方式限制本发明。

实施例1

一种含Sb 1.10wt％的氧化锑矿，锑矿物主要包括黄锑矿、锑华和黄锑华。将该氧化锑矿与水混合，得到质量浓度为65wt％的混合矿浆，并将其送至球磨机球磨，得到粒径不大于0.074mm占比50-90％的细粒氧化锑矿矿浆，然后采用离心选矿机对细粒氧化锑矿矿浆进行重选，得到重矿物矿浆和尾矿，将重矿物矿浆进行离心脱水，得到质量浓度为33wt％的调浆后矿浆，按质量比调浆后矿浆：硝酸铅＝100000：20加入硝酸铅，搅拌2-6min，得到pH值为8.5的活化矿浆，然后基于100000g调浆后矿浆加入30g RCOONa和3g松醇油，搅拌2-6min，浮选3-10min得到锑粗精矿。该锑粗精矿经一次粗选、二次扫选和二次精选得到品位为22.02％的锑精矿，锑回收率为50.05％，与现有重选流程9％的回收率相比，回收率提高了41.05％。

实施例2

一种含Sb 3.30wt％的氧化锑矿，锑矿物主要是黄锑矿，脉石矿物主要为石英、方解石及少量黏土矿。将该氧化锑矿与水混合，得到质量浓度为66wt％的混合矿浆，并将其送至球磨机球磨，得到粒径不大于0.074mm占比50-90％的细粒氧化锑矿矿浆，然后采用离心选矿机对细粒氧化锑矿矿浆进行重选，得到重矿物矿浆和尾矿，将重矿物矿浆进行离心脱水，得到质量浓度为34wt％的调浆后矿浆，按质量比调浆后矿浆：硝酸铅＝100000：20加入硝酸铅，搅拌2-6min，得到pH值为7.8的活化矿浆，然后基于100000g调浆后矿浆加入40gRCOONa和2g松醇油，搅拌2-6min，浮选3-10min得到锑粗精矿。该锑粗精矿经一次粗选、二次扫选和二次精选得到品位为28.10％的锑精矿，锑回收率为51.50％，与现有重选流程10％的回收率相比，回收率提高了40.50％。

在本说明书的描述中，参考术语“一个实施例”、“一些实施例”、“示例”、“具体示例”、或“一些示例”等的描述意指结合该实施例或示例描述的具体特征、结构、材料或者特点包含于本发明的至少一个实施例或示例中。在本说明书中，对上述术语的示意性表述不必须针对的是相同的实施例或示例。而且，描述的具体特征、结构、材料或者特点可以在任一个或多个实施例或示例中以合适的方式结合。此外，在不相互矛盾的情况下，本领域的技术人员可以将本说明书中描述的不同实施例或示例以及不同实施例或示例的特征进行结合和组合。

尽管上面已经示出和描述了本发明的实施例，可以理解的是，上述实施例是示例性的，不能理解为对本发明的限制，本领域的普通技术人员在本发明的范围内可以对上述实施例进行变化、修改、替换和变型。

Claims (10)

1.一种回收细粒氧化锑矿的方法，其特征在于，包括：

(1)将氧化锑矿和水进行混合，以便得到混合矿浆；

(2)将所述混合矿浆进行球磨，以便得到细粒氧化锑矿矿浆；

(3)将所述细粒氧化锑矿矿浆进行重选，以便得到重矿物矿浆和重选尾矿；

(4)将所述重矿物矿浆进行调浆，以便得到调浆后矿浆；

(5)将所述调浆后矿浆与活化剂混合进行活化反应，以便得到活化矿浆；

(6)将所述活化矿浆与捕收剂和起泡剂混合进行浮选，以便得到锑粗精矿和浮选尾矿；

(7)将所述锑粗精矿进行分选，以便得到锑精矿和尾矿。

2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，在步骤(1)中，所述氧化锑矿包括锑华、黄锑华和黄锑矿中的至少之一。

3.根据权利要求1或2所述的方法，其特征在于，在步骤(1)中，所述混合矿浆的质量浓度为20-70wt％。

4.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，在步骤(2)中，所述细粒氧化锑矿矿浆中粒径不大于0.074mm的占比50-90％。

5.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，在步骤(4)中，所述调浆后矿浆的质量浓度为15-40wt％。

6.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，在步骤(5)中，所述调浆后矿浆与所述活化剂的质量比为100000：(10-100)。

7.根据权利要求6所述的方法，其特征在于，在步骤(5)中，所述活化剂为选自硝酸铅、硫酸铜、硫化钠中的至少之一。

8.根据权利要求7所述的方法，其特征在于，在步骤(5)中，所述活化矿浆的pH值为6.0-10.0。

9.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，在步骤(6)中，基于100000g所述调浆后矿浆，所述捕收剂的添加量为10～100g，所述起泡剂添加量为1～10g。

10.根据权利要求9所述的方法，其特征在于，在步骤(6)中，所述捕收剂为选自RCOONa、丁基黄药、乙硫氮的至少之一；

任选的，在步骤(6)中，所述起泡剂为选自松醇油、甲基异丁基甲醇和羧酸中的至少之一。