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稀有金属 2016,40(07),687-694 DOI:10.13373/j.cnki.cjrm.2016.07.009
某难选贫辉碲铋矿的选矿工艺研究
冯海亮 车小奎 郑其 马立成 王雷
北京有色金属研究总院稀有金属冶金材料研究所
摘 要:
碲被广泛应用于冶金、电子、化工、玻璃、陶瓷及医药等行业和领域,特别是在新能源新材料、国防与尖端技术领域中具有不可替代性,是一种具有重大前景的战略资源。某贫碲矿石矿物组成复杂,共生关系密切,同时部分磁黄铁矿在磁性、可浮性与辉碲铋矿相似,属较难分选矿物。针对矿石特点,采用磁-浮选联合的选矿工艺以及粗精矿再磨工艺,解决了辉碲铋矿与磁黄铁矿难分离的问题。试验选取乙硫氮与丁基黄药作为浮选辉碲铋矿的混合捕收剂,氧化钙、水玻璃与亚硫酸钠作为脉石矿物与硫铁矿的抑制剂,经预先弱磁选脱硫,脱硫尾矿经两次粗选,一次扫选,粗精矿再磨两次精选,可获得Te精矿品位为18.94%,回收率为91.40%的良好指标。磁-浮选联合流程及粗精矿再磨工艺,改善了Te的浮选指标,实现了难选低品位辉碲铋矿的有效回收,研究结果可为该地辉碲铋矿物的有效开发利用提供技术指导。
关键词:
辉碲铋矿 ;磁-浮联合流程 ;粗精矿再磨 ;乙硫氮 ;
中图分类号: TD92
作者简介: 冯海亮(1987-),男,山东菏泽人,硕士研究生,研究方向:有色稀有金属矿矿物加工技术;E-mail:xuankuang@yeah.net;; 车小奎,教授;电话:010-82241301;E-mail:xk197909@sina.com;
收稿日期: 2014-11-25
基金: 国家科技部高技术研究发展计划(863计划)项目(2013AA065703)资助;
Beneficiation of a Refractory Tetradymite Ore
Feng Hailiang Che Xiaokui Zheng Qi Ma Licheng Wang Lei
Mineral Resource & Metallurgical Materials Research Institute,General Research Institute for Nonferrous Metals
Abstract:
Tellurium was widely applied in the area of metallurgy,electronics,chemicals,glass,ceramic,pharmaceutical and so on. Especially,it was irreplaceable in the new energy and advance materials,national defense and cutting-edge technology,which was considered an important strategic resource by many countries and governments. A certain poor tellurium ore had a close associated relationship with each other and owned complicated ore nature. Moreover,some pyrrhotite in magnetism and flotation were similar to tetradymite,which increased the difficulty in separation from each other. In view of its characteristics,the process of magnetic-flotation separation and rough concentrate regrinding were adopted to solve the common problem of the separation of tetradymite and pyrrhotite. The test selected the combined collector diethyldithiocarbamate and butyl xanthate as the collector,calcium oxide,sodium silicate and sodium sulfite as the depressant. The technical indexes such as the grade of Te concentrate 18. 94% and the recovery 91. 40% were obtained by twice roughing,once scavenging and twice the rougher concentrate cleaning after secondary grinding. The process of magnetic-flotation separation and the rougher concentrate regrinding improved the flotation indexes of tetradymite,realizing efficient recovery of refractory tetradymite ore in the ore,which made it possible to exploit the tetradymite ore in this place.
Keyword:
tetradymite; magnetic-flotation combined separation; rougher concentrate regrinding; diethyldithiocarbamate;
Received: 2014-11-25
稀散金属碲、硒、锗等在地壳中的含量极少,但在半导体与电子工业应用广泛,被称为“高科技”元素
[1 ]
。碲在冶金、电子、化工、陶瓷和医药等领域有着广泛的用途,被称为“现代工业、国防与尖端技术的维生素,创造人间奇迹的桥梁”
[2 ,3 ,4 ,5 ]
。我国目前生产的金属碲主要是来自金属冶炼厂的阳极泥中,特别是铜、铅冶炼阳极泥
[6 ]
,产量远不能满足工业发展的需要,每年需从国外进口精炼碲20 t左右。某独立碲矿床中碲的远景储量丰富,其中辉碲铋矿是主要的含碲矿物
[7 ]
,但仅有小部分矿石属于富矿,绝大部分为碲矿石品位较低,平均碲品位仅0.08%,利用率低,目前未大规模工业开采。
该矿床中的磁黄铁矿的含量较高,而且磁性偏弱,其可浮性与辉碲铋矿相似
[8 ,9 ]
,增加了分选难度。据报道
[10 ]
,只有碲品位超过4%的碲矿石才能直接采用冶金工艺提取,因此,如何将低品位辉碲铋矿富集,并除去冶炼碲过程中的有害元素硫,对于缓解我国日益短缺的碲资源具有现实突出意义。本课题受有关企业的委托,旨在通过大量的条件试验,探索出能够有效回收低品位辉碲铋矿物的药剂制度和选矿工艺,为该类矿石的有效回收提供理论研究与技术指导。
1 原矿性质
1.1 矿石物质组成
原矿的矿物组成复杂,主要金属矿物以辉碲铋矿、磁黄铁矿、黄铁矿、黄铜矿为主,其次为金红石、褐铁矿、自然金、胶黄铁矿等,另外还有少量的碲镍矿;脉石矿物主要为白云石,其次有少量的石英、云母等;矿样的多元素化学分析结果与矿物组成含量分别见表1和2。
1.2 主要矿物的嵌布特征
辉碲铋矿:主要的含碲矿物,是最具回收价值的矿物,含量约为2.13%。光学显微镜下观察辉碲铋矿呈片状分布,部分被磁黄铁矿与白云石包裹,粒径为0.01~0.50 mm,且在矿石中以中、细粒呈稀散浸染状分布为主。
磁黄铁矿:玫瑰黄色,硬度中等,粒径0.01~2.50 mm,受到构造应力作用,显微裂隙发育。以粗、中粒分布为主,磁性强弱不一,金、碲、铜、钴及镍等常富集于磁黄铁矿中。黄铜矿:含量约为0.62%,粒状,粒径为0.03~0.05 mm,沿裂隙呈脉状与星点状分布,多与辉碲铋矿、硫铁矿伴生。自然金:粒状、片状,粒径0.03~0.10 mm,多以自然金形式存在,局部少量呈片状包嵌于辉碲铋矿、磁黄铁矿中。黄铁矿:具立方体切面、他形粒状,粒径在0.01~0.65 mm,常与磁黄铁矿、白云石伴生存在。白云石:是矿石中主要的脉石矿物,半自形-他形粒状,结构不均匀,主要表现在粒度的差别,粒径0.05~5.00 mm不等,部分晶粒沿解理包嵌有石英细小颗粒。
2 试验方案选择
由工艺矿物学研究发现,矿石中矿物组成较为复杂,有用矿物嵌布粒度粗细不均,矿石中硫铁矿含量较高,且其可浮性与辉碲铋矿相似,增加了辉碲铋矿的分选难度。因此,试验探索了磁-浮选联合流程与单一浮选两种工艺对回收辉碲铋矿的影响。试验初选磨矿细度-0.074 mm占87.9%,石灰调矿浆p H=9,丁基黄药100 g·t-1 ,松醇油45g·t-1 ,经两次粗选得最终精矿,工艺流程分别见图1与2。表3为两种工艺流程的对比试验结果。
由表3可以看出,在同等试验条件下,先磁后浮较单一浮选工艺,可明显提高粗精矿中Te品位,减少精矿中硫含量,且碲回收率维持不变,同时提高了硫铁矿的浮选指标。原因是预先磁选可将部分磁性及可浮性好的磁黄铁矿作为硫精矿分离出来,从而降低了碲精矿中硫的含量,并预先回收部分硫精矿。因此,本试验采用磁-浮选联合流程。
表1 化学多元素分析结果Table 1Results of chemical element analysis(%,mass fraction) 下载原图
Note:units of Au and Ag being g·t-1
表1 化学多元素分析结果Table 1Results of chemical element analysis(%,mass fraction)
表2 矿物组成及相对含量Table 2 Mineral composition and run-of-mine ore(%,mass fraction) 下载原图
表2 矿物组成及相对含量Table 2 Mineral composition and run-of-mine ore(%,mass fraction)
图1 磁-浮联合流程Fig.1 Magnetic-flotation combined flowsheet
图2 单一浮选流程Fig.2 Single flotation flowsheet
表3 工艺流程对比试验结果(%)Table 3 Contrast results of beneficiation process(%) 下载原图
表3 工艺流程对比试验结果(%)Table 3 Contrast results of beneficiation process(%)
3 磁场强度试验
试验为确定预脱硫的最佳磁场强度,固定磨矿细度为-0.074 mm占87.9%,一次粗选流程进行了磁选试验,试验结果见图3。
图3 磁场强度试验结果Fig.3 Test results of magnetic field intensity
由图3可以发现,随着磁场强度的增强,粗精矿中硫、碲回收率明显增大,但硫品位会随之下降。当磁场强度超过0.3 T后,粗精矿中硫回收率增加缓慢,而碲回收率与品位均明显提高,辉碲铋矿损失增加。因此试验确定预选磁选脱硫的磁场强度为0.3 T。
4 浮选条件试验
4.1 捕收剂种类试验
试验采用常规的硫化矿捕收剂丁基黄药、戊基黄药、丁胺黑药、Z-200、SK9011及乙硫氮作为辉碲铋矿的捕收剂,固定磨矿细度为-0.074 mm占87.9%,矿浆p H=9,乙硫氮用量为60 g·t-1 ,其他捕收剂用量均为100 g·t-1 ,松醇油用量45g·t-1 ,经两次粗选得最终粗精矿,试验流程如图4,试验结果见表4。由表3可以发现,在试验选取的几种常规单一硫化矿捕收剂中,乙硫氮对辉碲铋矿物的捕收能力大大优于其他硫化矿类捕收剂,使用乙硫氮作为捕收剂时Te回收率达87.71%,而其他捕收剂浮选所得粗精矿中碲回收率均不超过65%。试验又在单一捕收剂的基础上考虑了组合捕收剂,在药剂用量不变的情况下,丁黄药与乙硫氮的混合使用较单用乙硫氮,所得粗精矿中Te品位明显提高,Te回收率基本维持不变,同时节省了药剂费用。因此,试验选用乙硫氮与丁黄药的混合药剂作为辉碲铋矿的捕收剂。
图4 捕收剂种类试验流程Fig.4 Flowsheet of collector types
表4 捕收剂种类试验结果Table 4 Test results of collector types(%) 下载原图
表4 捕收剂种类试验结果Table 4 Test results of collector types(%)
4.2 石灰用量试验
石灰是硫化矿浮选中常用的调整剂,由于其价格低廉并且对黄铁矿、磁黄铁矿的抑制效果较好,因而在硫化矿的浮选中石灰常被用作矿浆p H调整剂与硫铁矿的抑制剂
[11 ,12 ,13 ,14 ]
。为了查明不同石灰用量对辉碲铋矿浮选的影响,固定矿浆p H=11,组合捕收剂用量60 g·t-1 ,松醇油用量45 g·t-1 ,进行了石灰用量试验,试验结果见图5。
从图5可以看出,粗精矿中Te品位随石灰用量的增加不断提高,回收率逐渐下降;当石灰用量超过1600 g·t-1 后,继续增加石灰用量,石灰对辉碲铋矿的抑制作用明显加强,Te回收率下降明显。因此,试验选取最佳石灰用量为1600 g·t-1 。
图5 石灰用量试验结果Fig.5 Test results of lime dosage
4.3 水玻璃与亚硫酸钠用量试验
试验固定磨矿细度为-0.074 mm占87.9%,调矿浆p H=11,石灰1600 g·t-1 ,组合捕收剂60g·t-1 ,松醇油45 g·t-1 ,组合抑制剂水玻璃+亚硫酸钠用量为试验变量,试验流程见图4,试验分析结果见图6。
由图6可以看出,粗精矿中Te品位随着组合抑制剂用量的增加而提高,而Te回收率先增加后减少;当组合抑制剂用量超过2000 g·t-1 后,继续增大至3000 g·t-1 ,粗精矿中Te品位稍稍增加,从7.42%提高至7.68%,但回收率下降明显。因此,试验选取组合抑制剂用量为2000 g·t-1 。
4.4 捕收剂用量试验
在适当的捕收剂用量范围内,增加捕收剂用量不仅可以改善浮选指标,还提高浮选速度。捕收剂用量过低或过高均不利于提高浮选指标,矿浆中捕收剂浓度过低,目的矿物不能够有效回收,回收率低;若矿浆中捕收剂浓度太高,不仅能够降低捕收剂对目的矿物的选择性,影响精矿品位,而且造成药剂浪费,降低企业效益
[15 ]
。为探索出捕收剂用量对辉碲铋矿浮选的影响,试验选取组合捕收剂用量配比为1∶1,磨矿细度为-0.074 mm占87.9%,矿浆p H=11,石灰1600 g·t-1 ,水玻璃+亚硫酸钠2000 g·t-1 ,松醇油45 g·t-1 ,试验工艺流程如图4,试验分析结果见图7。
图6 组合抑制剂用量试验结果Fig.6 Test results of combined inhibitor dosage
由图7可以发现,粗精矿中Te回收率随着组合捕收剂用量的增加而逐步提高,最后趋于平稳,而Te品位却呈现先上升后下降的趋势。这是因为捕收剂需要在一定浓度范围下才能发挥出较好的选择性,浓度过低会导致粗精矿中Te回收率下降,浓度过高又会降低捕收剂的选择性,进而影响Te精矿品位。因此,试验选取组合捕收剂的最佳用量为60 g·t-1 ,此时获得粗精矿中Te品位7.49%,回收率88.62%。
4.5 磨矿细度试验
在条件试验的基础上,探索了磨矿细度对回收辉碲铋矿的影响,试验流程见图4,试验结果见图8。
从图8可以看出,随着磨矿细度的增加,粗精矿中Te品位及回收率均是先增加后减少。这是因为当磨矿细度比较粗时,辉碲铋矿与硫铁矿、白云石等未达到充分的单体解离,不利于提高粗精矿中Te品位与回收率;当磨矿细度过细时,一方面矿物会产生泥化现象,使得浮选药剂对辉碲铋矿的选择性降低,非目的矿物上浮进入粗精矿中,影响Te回收率及品位;另一方面过磨还可能会增大浮选矿浆中铜离子浓度,造成部分磁黄铁矿、黄铁矿被活化,从而进入精矿产品中,影响粗精矿中Te品位。因此,试验确定磨矿细度-0.074 mm占87.9%为最佳磨矿细度。
图7 捕收剂用量试验结果Fig.7 Test results of combined collectors dosage
图8 磨矿细度试验结果Fig.8 Test results of grinding fineness
4.6 粗精矿再磨精选试验
由于有用矿物嵌部粒度较细,一次磨矿很难使目的矿物全部单体解离。因此,考虑增加粗精矿再磨流程。精选作业中石灰用量600 g·t-1 ,组合抑制剂用量1000 g·t-1 ,乙硫氮10 g·t-1 ,粗精矿磨矿细度为试验变量,试验流程如图9,试验结果见表5。
图9 粗精矿再磨试验流程Fig.9 Flowsheet of rough concentrate regrinding
表5 粗精矿再磨试验结果Table 5 Test results of rough concentrate regrinding(%) 下载原图
表5 粗精矿再磨试验结果Table 5 Test results of rough concentrate regrinding(%)
从表5的试验结果可以看出,适当的粗精矿再磨,可以明显改善浮选指标。当-0.045 mm含量超过85%时,继续增加磨矿细度,则对改善浮选精矿指标不利。这是因为精矿再磨工艺不仅能够让辉碲铋矿与磁黄铁矿、黄铁矿的连生体单体解离,同时又能让部分吸附在硫铁矿表面的捕收剂脱落,露出的新鲜矿物表面,从而有利于组合抑制剂二次吸附,进一步抑制磁黄铁矿、黄铁矿等矿物,最终提高精矿品位。因此确定粗精矿再磨最佳细度为-0.045 mm含量占85%。
4.7 浮选闭路试验
在条件试验的基础上,进行了如图10的浮选闭路试验,表6为试验结果。原矿磁选预脱硫后,经两次粗选,一次扫选,粗精矿再磨后两次精选的闭路流程选别,可获得Te品位18.94%,回收率91.40%的碲精矿。
图1 0 闭路试验流程Fig.10 Flowsheet of closed-circuit flotation
表6 闭路试验结果Table 6 Test results of closed-circuit flotation(%) 下载原图
表6 闭路试验结果Table 6 Test results of closed-circuit flotation(%)
5 结论
1.原矿的矿物组成复杂,主要金属矿物有辉碲铋矿、磁黄铁矿、黄铁矿、黄铜矿;脉石矿物主要为白云石。矿石中主要有价矿物辉碲铋矿的含量较低,嵌布粒度粗细不均,且与磁黄铁矿密切共生,属于低品位难选矿石。
2.试验选取混合捕收剂乙硫氮与丁基黄药,氧化钙、水玻璃与亚硫酸钠作为脉石矿物与硫铁矿的组合抑制剂,经预先磁选脱硫,脱硫尾矿经两次粗选,一次扫选,粗精矿再磨精选的浮选闭路试验可最终获得Te品位为18.94%,回收率为91.40%的Te精矿。
3.磁-浮选联合流程及粗精矿再磨工艺,改善了Te的浮选指标,实现了难选低品位辉碲铋矿的有效回收,研究结果为该地辉碲铋矿物的有效开发利用提供技术指导。
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