CN115007309B - 一种高砷复杂锑金矿锑砷梯级分离方法 - Google Patents

一种高砷复杂锑金矿锑砷梯级分离方法 Download PDF

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Abstract

本发明涉及一种高砷复杂锑金矿锑砷梯级分离方法，属于锑金矿梯级分离方法。制备单体解离的矿浆进行锑粗选，得到粗选锑精矿和锑粗选尾矿；将锑粗选精矿经过精选得到锑精矿和锑精选尾矿，锑精选尾矿合并后采用尼尔森选矿机进行选别，尼尔森尾矿返回至锑粗选作业，尼尔森精矿与锑粗选尾矿合并、进行金粗选，金粗选精矿经精选后得到锑砷金精矿，金粗选尾矿经扫选得到浮选尾矿，金精选作业和金扫选作业中矿返回至前一作业；将锑砷金精矿采用重选工艺进行进一步选别，得到含锑重选尾矿与高砷金精矿，含锑重选尾矿返回锑浮选作业。优点是实现了辉锑矿与毒砂的梯度选别与综合回收，可操作性强、工艺流程灵活，具有较好的实用性。

Description

一种高砷复杂锑金矿锑砷梯级分离方法
技术领域
本发明属于锑金矿梯级分离方法，尤其涉及一种高砷复杂锑金矿锑砷梯级分离方法。
背景技术
锑因优异的物理化学性质被广泛应用于阻燃剂、合金材料和耐火材料等领域，属于国家战略性矿产资源。在多金属硫化锑矿床中往往伴生毒砂、黄铁矿等硫化矿，由于辉锑矿和毒砂可浮性相近，导致锑精矿产品中砷含量超标，引发锑冶炼过程中碱耗大、回收率低和环境污染严重等问题。
目前常用锑金矿的浮选工艺包括混合浮选：锑金分离和锑金优先浮选。对于混合浮选工艺，辉锑矿、毒砂、黄铁矿同时进入金矿产品，已上浮进入混合精矿中的毒砂因为表面吸附了捕收剂在分离过程中很难被被抑制，导致锑精矿中砷超标。对于锑金优先浮选工艺，在浮选初期毒砂可浮性比较低，但随着辉锑矿进入精矿产品，矿浆中金属量急剧降低，同时随着浮选时间的延长，毒砂表面微氧化，其表面亲水膜脱落，导致毒砂二次活化上浮进入中矿产品，毒砂因无法处于有效的抑制状态导致其在流程内部恶性循环，在后续流程循环过程中以机械夹带或者上浮的形式进入锑精矿产品，这是影响锑金矿砷超标的另外一个重要因素。
发明内容
本发明提供一种高砷复杂锑金矿锑砷梯级分离方法，以解决针对辉锑矿与毒砂浮选特性相近、被抑制的毒砂在浮选过程中的可浮性变化而难抑制的问题，造成锑、砷分离困难，导致锑精矿中砷含量高，引发锑精矿冶炼过程中回收率低、碱耗高和环境污染等问题。
本发明采用的技术方案是，包括下列步骤：
(1)对达到单体解离状态的高砷复杂锑精矿采用弱抑制高选择性的浮选药剂进行锑粗选，得到锑粗选精矿和锑粗选尾矿；
(2)将所述锑粗选精矿进行精选得到锑精矿和锑精选尾矿，锑精选尾矿合并后采用尼尔森选矿机进行选别，得到尼尔森精矿和尼尔森尾矿，尼尔森尾矿返回至锑粗选作业；
(3)将所述尼尔森精矿与锑粗选尾矿合并，在合并后的矿浆中添加活化剂、捕收剂和起泡剂进行金粗选、金扫选和金精选，得到锑砷金精矿和浮选尾矿，金浮选中矿返回至前一作业。
(4)将所述锑砷金精矿采用重选工艺进行2～3次选别，得到高砷金精矿与含锑重选尾矿，含锑重选尾矿返回锑浮选作业。
本发明所述步骤(1)中所述的达到单体解离的矿浆产品-0.074mm含量为65％～85％，矿浆的浓度为25～33％。
本发明所述步骤(1)中所述锑粗选采取的抑制剂为焦亚硫酸钠100～300g/t、硫代硫酸钠100～300g/t、鞣酸200～500g/t，活化剂为硝酸铅，用量为200～500g/t，捕收剂为乙硫氨酯，用量为80～120g/t，起泡剂为MIBC，用量为20～40g/t。
本发明所述步骤(2)中尼尔森选矿机分选G值为90G～120G。
本发明所述步骤(3)中金粗选活化剂为硫酸，pH为6～6.5，捕收剂为丁基黄药，用量为80～120g/t，起泡剂为MIBC，用量为20～40g/t。
本发明所述步骤(4)中锑砷金精矿重选工艺为2次摇床与1次尼尔森分选，其中第I级摇床重选尾矿给入到第II级摇床重选作业，第II级摇床重选作业尾矿给矿给入到尼尔森选矿机，尼尔森选矿机尾矿返回锑浮选作业。
本发明所述步骤(4)中含锑重选尾矿根据锑品位情况选择性的返回锑浮选粗选作业、精选作业或锑精矿产品。
本发明的优点在于：结合了矿物表面性质差异与密度性质差异，实现了辉锑矿与毒砂的梯度选别与综合回收。浮选采用弱抑制选择性捕收的浮选药剂制度实现辉锑矿与毒砂矿物的初步分离，针对毒砂在浮选过程中可浮性变化的特点，摒弃传统浮选方法，采用重选工艺实现锑、砷的二次分离，锑精选尾矿采用尼尔森选矿机在高G值条件下扩大了毒砂与辉锑矿重力差异，产出的高砷尼尔森精矿进入金浮选作业避免了中矿毒砂在浮选过程中可浮性恢复而进入锑精矿产品。另外对产出的含锑砷金精矿采用摇床预分选和尼尔森强化分选进一步获取了低砷含锑物料，该物料返回锑浮选作业保证了锑的回收率。本发明可操作性强、工艺流程灵活，在保证锑回收率的基础上，大幅降低了锑精矿中砷锑比，实现了锑冶炼工艺的“源头降砷”，具有较好的实用性。
附图说明
图1是本发明的流程图。
具体实施方式
下面结合本发明实施例中的附图，对本发明实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述，显然所描述的实施例仅仅是本发明一部分实施例，而不是全部的实施例。基于本发明的实施例，本领域普通技术人员在没有做出创造性劳动前提下所获得的所有其他实施例，都属于本发明的保护范围。
本发明实施例中未作详细描述的内容属于本领域专业技术人员公知的现有技术。
实施例1
如图1所示，包括下列步骤：
步骤1：将粒度-2mm的高砷复杂锑金矿石与相同质量的水置于湿式球磨机中磨矿，控制磨矿产品粒度-0.074mm含量为65％，制备固相浓度为25％的原矿矿浆；
步骤2：向所述原矿矿浆中依次添加抑制剂、活化剂、捕收剂和起泡剂进行锑粗选，得到锑粗选精矿和锑粗选尾矿，抑制剂为焦亚硫酸钠、硫代硫酸钠、鞣酸，活化剂为硝酸铅，捕收剂为硫氨脂，起泡剂为MIBC；
步骤3：将所述锑粗选精矿经过1次精选得到锑精矿和锑精选尾矿，锑精选尾矿合并后采用尼尔森选矿机进行选别，得到尼尔森精矿和尼尔森尾矿，尼尔森尾矿返回至锑粗选作业，尼尔森精矿与锑粗选尾矿合并；
步骤4：在所述尼尔森精矿与锑粗选尾矿合并后的矿浆中添加硫酸、丁基黄药和MIBC进行金粗选，金粗选精矿经1次精选得到锑砷金精矿，金粗选尾矿经1次扫选得到浮选尾矿，金精选作业和金扫选作业中矿返回至前一作业；
步骤5：将所述锑砷金精矿采用重选进行2次选别，得到含锑重选尾矿与高砷金精矿，含锑重选尾矿返回锑浮选作业。
具体的，本发明包括：
(1)本发明所述的高砷复杂锑金矿石原矿中锑的质量百分比为3.16％～4.32％，金的含量为1.2g/t～1.8g/t，砷的质量百分比为1.65％～2.25％，硫的质量百分比为4.16％～8.26％；
(2)本发明所述的锑砷梯级分离是指采用弱抑制高选择性药剂制度调控矿物表面可浮性实现初步浮选分离，在此基础上，对锑选别作业和金选别作业的中矿根据锑金含量的差别分别选用不同的重选工艺实现锑、砷的II级分离和III分离，在此基础上，中矿选择性的返回锑选别作业和金选别作业保证了锑、金的回收指标。
(3)本发明步骤2中所述的锑粗选抑制剂为焦亚硫酸钠100g/t、硫代硫酸钠100g/t、鞣酸200g/t，活化剂为硝酸铅，用量为200g/t，捕收剂为乙硫氨酯，用量为80g/t，起泡剂为MIBC，用量为20g/t。
(4)本发明步骤3中尼尔森选矿机分选G值为90G。
(5)本发明步骤4中金粗选活化剂为硫酸，控制矿浆pH为6，捕收剂为丁基黄药，用量为80g/t，起泡剂为MIBC，用量为20g/t。
(6)本发明步骤5中锑砷金精矿重选工艺为2次摇床与1次尼尔森分选，其中第I级摇床重选尾矿给入到第II级摇床重选作业，第II级摇床重选作业尾矿给矿给入到尼尔森选矿机，尼尔森选矿机尾矿返回锑浮选作业。
(7)本发明步骤5中含锑重选尾矿根据锑品位情况选择性的返回锑粗选作业或锑精选作业或锑精矿产品。
实施例2
如图1所示，包括下列步骤：
步骤1：将粒度-2mm的高砷复杂锑金矿石与相同质量的水置于湿式球磨机中磨矿，控制磨矿产品粒度-0.074mm含量为72％，制备固相浓度为29％的原矿矿浆；
步骤2：向所述原矿矿浆中依次添加抑制剂、活化剂、捕收剂和起泡剂进行锑粗选，得到锑粗选精矿和锑粗选尾矿，抑制剂为焦亚硫酸钠、硫代硫酸钠、鞣酸，活化剂为硝酸铅，捕收剂为硫氨脂，起泡剂为MIBC；
步骤3：将所述锑粗选精矿经过2次精选得到锑精矿和锑精选尾矿，锑精选尾矿合并后采用尼尔森选矿机进行选别，得到尼尔森精矿和尼尔森尾矿，尼尔森尾矿返回至锑粗选作业，尼尔森精矿与锑粗选尾矿合并；
步骤4：在所述尼尔森精矿与锑粗选尾矿合并后的矿浆中添加硫酸、丁基黄药和MIBC进行金粗选，金粗选精矿经2次精选得到锑砷金精矿，金粗选尾矿经1～3次扫选得到浮选尾矿，金精选作业和金扫选作业中矿返回至前一作业。
步骤5：将所述锑砷金精矿采用重选进行2次选别，得到含锑重选尾矿与高砷金精矿，含锑重选尾矿返回锑浮选作业。
具体的，本发明包括：
(1)本发明所述的高砷复杂锑金矿石原矿中锑的质量百分比为3.16％～4.32％，金的含量为1.2g/t～1.8g/t，砷的质量百分比为1.65％～2.25％，硫的质量百分比为4.16％～8.26％。
(2)本发明所述的锑砷梯级分离是指采用弱抑制高选择性药剂制度调控矿物表面可浮性实现初步浮选分离，在此基础上，对锑选别作业和金选别作业的中矿根据锑金含量的差别分别选用不同的重选工艺实现锑、砷的II级分离和III分离，在此基础上，中矿选择性的返回锑选别作业和金选别作业保证了锑、金的回收指标。
(3)本发明步骤2中所述的锑粗选抑制剂为焦亚硫酸钠200g/t、硫代硫酸钠200g/t、鞣酸350g/t，活化剂为硝酸铅，用量为350g/t，捕收剂为乙硫氨酯，用量为100g/t，起泡剂为MIBC，用量为30g/t。
(4)本发明步骤3中尼尔森选矿机分选G值为105G。
(5)本发明步骤4中金粗选活化剂为硫酸，控制矿浆pH为6.2，捕收剂为丁基黄药，用量为100g/t，起泡剂为MIBC，用量为30g/t。
(6)本发明步骤5中锑砷金精矿重选工艺为2次摇床与1次尼尔森分选，其中第I级摇床重选尾矿给入到第II级摇床重选作业，第II级摇床重选作业尾矿给矿给入到尼尔森选矿机，尼尔森选矿机尾矿返回锑浮选作业。
(7)本发明步骤5中含锑重选尾矿根据锑品位情况选择性的返回锑粗选作业或锑精选作业或锑精矿产品。
实施例3
如图1所示，包括以下步骤：
步骤1：将粒度-2mm的高砷复杂锑金矿石与相同质量的水置于湿式球磨机中磨矿，控制磨矿产品粒度-0.074mm含量为80％，制备固相浓度为33％的原矿矿浆。
步骤2：向所述原矿矿浆中依次添加抑制剂、活化剂、捕收剂和起泡剂进行锑粗选，得到锑粗选精矿和锑粗选尾矿，抑制剂为焦亚硫酸钠、硫代硫酸钠、鞣酸，活化剂为硝酸铅，捕收剂为硫氨脂，起泡剂为MIBC。
步骤3：将所述锑粗选精矿经过3次精选得到锑精矿和锑精选尾矿，锑精选尾矿合并后采用尼尔森选矿机进行选别，得到尼尔森精矿和尼尔森尾矿，尼尔森尾矿返回至锑粗选作业，尼尔森精矿与锑粗选尾矿合并；
步骤4：在所述尼尔森精矿与锑粗选尾矿合并后的矿浆中添加硫酸、丁基黄药和MIBC进行金粗选，金粗选精矿经3次精选得到锑砷金精矿，金粗选尾矿经1～3次扫选得到浮选尾矿，金精选作业和金扫选作业中矿返回至前一作业。
步骤5：将所述锑砷金精矿采用重选进行3次选别，得到含锑重选尾矿与高砷金精矿，含锑重选尾矿返回锑浮选作业。
具体的，本发明包括：
(1)本发明所述的高砷复杂锑金矿石原矿中锑的质量百分比为3.16％～4.32％，金的含量为1.2g/t～1.8g/t，砷的质量百分比为1.65％～2.25％，硫的质量百分比为4.16％～8.26％。
(2)本发明所述的锑砷梯级分离是指采用弱抑制高选择性药剂制度调控矿物表面可浮性实现初步浮选分离，在此基础上，对锑选别作业和金选别作业的中矿根据锑金含量的差别分别选用不同的重选工艺实现锑、砷的II级分离和III分离，在此基础上，中矿选择性的返回锑选别作业和金选别作业保证了锑、金的回收指标。
(3)本发明步骤2中所述的锑粗选抑制剂为焦亚硫酸钠300g/t、硫代硫酸钠300g/t、鞣酸500g/t，活化剂为硝酸铅，用量为500g/t，捕收剂为乙硫氨酯，用量为120g/t，起泡剂为MIBC，用量为40g/t。
(4)本发明步骤3中尼尔森选矿机分选G值为120G。
(5)本发明步骤4中金粗选活化剂为硫酸，控制矿浆pH为6.5，捕收剂为丁基黄药，用量为120g/t，起泡剂为MIBC，用量为40g/t。
(6)本发明步骤5中锑砷金精矿重选工艺为2次摇床与1次尼尔森分选，其中第I级摇床重选尾矿给入到第II级摇床重选作业，第II级摇床重选作业尾矿给矿给入到尼尔森选矿机，尼尔森选矿机尾矿返回锑浮选作业。
(7)本发明步骤5中含锑重选尾矿根据锑品位情况选择性的返回锑粗选作业或锑精选作业或锑精矿产品。
下边通过实验例和对比例来进一步说明本发明的效果。
实验例：
以某高砷复杂锑金矿为研究对象，原矿中锑含量为3.64％，金含量为1.91g/t，砷含量为1.80％。其中锑主要以辉锑矿形式存在，其次为锑华，锑氧化率为5％；砷主要以毒砂形式存在，其他金属硫化物主要为黄铁矿、磁黄铁矿；矿石中脉石矿物主要为石英及辉石类硅酸盐矿物，其次为长石、白云石等。
包括以下步骤：
步骤1：将上述高砷锑金矿与等质量的水置于湿式球磨机中磨矿，控制磨矿产品粒度-0.074mm含量为70％，调整固相浓度为28％的原矿矿浆。
步骤2：向所述原矿矿浆中依次添加焦亚硫酸钠240g/t、硫代硫酸钠200g/t、鞣酸300g/t，搅拌5min后添加300g/t硝酸铅，搅拌5min后添加硫氨脂100g/t，搅拌5min后添加25g/t MIBC，搅拌2min后进行锑粗选，得到锑粗选精矿和锑粗选尾矿。
步骤3：将所述锑粗选精矿经过2次精选得到锑精矿和锑精选尾矿，锑精选I尾矿和锑精选II尾矿合并后采用尼尔森选矿机进行选别，尼尔森选矿机重力值为100G，得到尼尔森精矿和尼尔森尾矿，尼尔森尾矿返回至锑粗选作业，尼尔森精矿与锑粗选尾矿合并；
步骤4：在所述尼尔森选矿机精矿与锑粗选尾矿合并后的矿浆中添加硫酸200g/t，控制矿浆pH为6～6.5，搅拌5min后添加90g/t丁基黄药，搅拌5min后添加30g/t MIBC进行金粗选，金粗选精矿经3次精选得到锑砷金精矿，金粗选尾矿经1～3次扫选得到浮选尾矿，金选别作业的精选尾矿和扫选精矿依次逐级返回至前一作业。
步骤5：将所述锑砷金精矿给入I级摇床进行选别，I级摇床尾矿给入II级摇床，II级摇床尾矿给入尼尔森选矿机，尼尔森选矿机重力G值为60G，将I级摇床精矿、II级摇床精矿和尼尔森选矿机精矿合并得到高砷金精矿，尼尔森选矿机尾矿经化验分析后锑、砷品位分别为20.36％和0.35％，与锑粗选精矿品位更接近，因此返回至锑精I作业。
本发明实例1所得到的锑金矿锑品位为58.32％，砷品位为0.57％，金品位为0.86g/t，锑回收率92.56％，金回收率2.48％。高砷金精矿中金品位为22.93g/t、砷品位为17.35％、锑品位为1.39％，金回收率为92.69％、砷回收率为80.09％。
对比例1：
对比例1采用与实施例1相同的高砷锑金矿为研究对象，区别在于，对比例1采用常规混合浮选-浮选精矿锑砷分离工艺，具体步骤如下：
步骤1：将上述高砷锑金矿与等质量的水置于湿式球磨机中磨矿，控制磨矿产品粒度-0.074mm含量为70％，调整固相浓度为28％的原矿矿浆。
步骤2：向所述原矿矿浆中添加300g/t硝酸铅，搅拌5min后添加丁基黄药80g/t，丁铵黑药40g/t，搅拌5min后添加40g/t MIBC，搅拌2min后进行粗选，得到粗选精矿和粗选尾矿。
步骤3：将所述粗选精矿经3次精选后获得锑金混合精矿和精选尾矿，将所述粗选尾矿经3次扫选后获得扫选精矿和尾矿，其中扫选作业丁基黄药、丁铵黑药和MIBC用量依次为前一作业的一半，获得的精选尾矿和扫选精矿依次逐级返回前一作业。
步骤4：向所述锑金混合精矿中添加碳酸钠500g/t，硫氢化钠1000g/t，搅拌5min后添加丁基黄药80g/t，搅拌5min后添加30g/t MIBC，搅拌2min后进行浮砷抑锑分离，得到高砷粗精矿和含砷粗锑精矿。
步骤5：将所述高砷粗精矿经3次精选得到高砷金精矿和精选尾矿，将所述含砷粗锑精矿进行3次扫选，得到扫选精矿和锑精矿，其中扫选作业中药剂用量为上一级别的一半，所得扫选精矿和精选尾矿逐级返回前一作业。
对比例1所得到的锑金矿锑品位为52.63％，砷品位为3.36％，金品位为5.69g/t，锑回收率90.37％，金回收率18.77％。高砷金精矿中金品位为20.86g/t、砷品位为16.84％、锑品位为2.53％，金回收率为74.46％、砷回收率为67.71％。
对比例2：
对比例2采用与实施例1相同的高砷锑金矿为研究对象，区别在于，对比例2采用常规优先浮锑再浮砷工艺，具体步骤如下：
步骤1：步骤1：将上述高砷锑金矿与等质量的水置于湿式球磨机中磨矿，控制磨矿产品粒度-0.074mm含量为70％，调整固相浓度为28％的原矿矿浆。
步骤2：向所述原矿矿浆中添加300g/t硝酸铅，搅拌5min后添加丁基黄药100g/t，搅拌5min后添加40g/t MIBC，搅拌2min后进行粗选，得到锑粗选精矿和锑粗选尾矿。
步骤3：将所述锑粗选精矿经2次精选后获得锑精矿和锑精选尾矿，将所述锑粗选尾矿经2次扫选后获得锑扫选精矿和锑尾矿，其中扫选作业药剂用量依次为前一作业的一半，获得的锑精选尾矿和锑扫选精矿依次逐级返回前一作业。
步骤4：向所述锑尾矿中添加硫酸，控制矿浆pH为6～6.5，搅拌5min后添加丁基黄药80g/t，搅拌5min后添加30g/t MIBC，搅拌2min后进行金粗选，得到金粗选精矿和金粗选尾矿。
步骤5：将所述金粗选精矿经3次精选得到高砷金精矿和金精选尾矿，将所述金粗选尾矿进行3次扫选，得到金扫选精矿和尾矿，其中扫选作业中药剂用量为上一级别的一半，所得扫选精矿和精选尾矿逐级返回前一作业。
对比例2所得到的锑金矿锑品位为55.36％，砷品位为1.94％，金品位为3.87g/t，锑回收率91.58％，金回收率12.06％。高砷金精矿中金品位为21.97g/t、砷品位为17.56％、锑品位为1.32％，金回收率为81.53％、砷回收率为73.94％。
由实施例1、对比例1和对比例2获得的锑精矿和金精矿对比可以看出，本发明的方法不仅能够有效保证锑、金回收率指标，而且可大幅度降低锑精矿中砷和金含量，锑精矿中砷含量小于0.6％，同时金精矿中锑含量也较低。
综上所述，通过本发明方法可解决由于辉锑矿、毒砂可浮性相近以及毒砂难抑制，导致锑金矿石选矿过程中锑砷分离难度大和锑精矿砷含量高的问题，为锑冶炼行业提供低砷冶炼原料，实现冶炼行业“源头降砷”的目的。

Claims (4)

1.一种高砷复杂锑金矿锑砷梯级分离方法，其特征在于，包括下列步骤：
（1）对达到单体解离状态的高砷复杂锑精矿采用弱抑制高选择性的浮选药剂进行锑粗选，得到锑粗选精矿和锑粗选尾矿；
所述弱抑制高选择性的浮选药剂采用抑制剂为焦亚硫酸钠100～300g/t、硫代硫酸钠100～300g/t、鞣酸200～500g/t，活化剂为硝酸铅，用量为200～500g/t，捕收剂为乙硫氨酯，用量为80～120g/t，起泡剂为MIBC，用量为20～40g/t；
（2）将所述锑粗选精矿进行两次精选得到锑精矿、锑精选I尾矿和锑精选II尾矿，锑精选I尾矿和锑精选II尾矿合并后采用尼尔森选矿机进行选别，得到尼尔森精矿和尼尔森尾矿，尼尔森尾矿返回至锑粗选作业；
（3）将所述尼尔森精矿与锑粗选尾矿合并，在合并后的矿浆中添加活化剂、捕收剂和起泡剂进行金粗选、金扫选和金精选，得到锑砷金精矿和浮选尾矿，金浮选中矿返回至前一作业；其中：
所述活化剂为硫酸，pH为6～6.5，捕收剂为丁基黄药，用量为80～120g/t，起泡剂为MIBC，用量为20～40g/t；
（4）将所述锑砷金精矿采用重选工艺进行选别，得到高砷金精矿与含锑重选尾矿，含锑重选尾矿返回锑浮选作业；
所述重选工艺为2次摇床与1次尼尔森分选，其中第I级摇床重选尾矿给入到第II级摇床重选作业，第II级摇床重选作业尾矿给矿给入到尼尔森选矿机，尼尔森选矿机尾矿返回锑浮选作业，各级重选作业金矿合并作为高砷金精矿。
2.根据权利要求1所述的一种高砷复杂锑金矿锑砷梯级分离方法，其特征在于：所述步骤（1）中所述的达到单体解离的矿浆产品-0.074mm含量为65%～85%，矿浆的浓度为25～33%。
3.根据权利要求1所述的一种高砷复杂锑金矿锑砷梯级分离方法，其特征在于：所述步骤（2）中尼尔森选矿机分选G值为90G～120G。
4.根据权利要求1所述的一种高砷复杂锑金矿锑砷梯级分离方法，其特征在于：所述步骤（4）中含锑重选尾矿根据锑品位情况选择性的返回锑浮选粗选作业、精选作业或锑精矿产品。
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