路曉龍 李天恩 任金菊 范 娜
(西安天宙礦業(yè)科技集團公司,西安 710000)
碲為稀散元素,在地殼中的含量極少,但卻是我國工業(yè)發(fā)展不可或缺的元素。據(jù)統(tǒng)計,碲在冶金工業(yè)中的應(yīng)用占了碲應(yīng)用總量的42%,化工行業(yè)占碲應(yīng)用總量的21%左右,電子電氣工業(yè)用量約占8%,并應(yīng)用于醫(yī)療、陶瓷、新能源等領(lǐng)域。工業(yè)上主要從電解精煉銅和鉛的陽極泥及處理金、銀礦時回收碲,產(chǎn)量遠不能滿足工業(yè)發(fā)展的需要,每年需從國外進口精煉碲20 t左右[1-4]。據(jù)報道,碲品位超過4%時直接采用冶金工藝提取才具有經(jīng)濟價值[5,6]。因此,從金浸渣中再回收碲,對緩解我國碲需求不足的現(xiàn)狀有著重大的現(xiàn)實意義。
葉碲鉍礦(Bi4Te3)極為罕見[7],關(guān)于葉碲鉍礦的選礦資料匱乏。我國于20世紀(jì)90年代初在某金礦中首次發(fā)現(xiàn)這種新礦物。葉碲鉍礦粒度細小,一般在幾微米至幾十微米范圍,主要與硫化物、金銀礦物緊密共生,在金礦物浮選過程中同步富集進入金精礦中。四川某浸渣為金精粉細磨氰化浸出后的尾渣,鉍、碲以葉碲鉍礦的形式留在金浸渣中。試驗?zāi)康膹奈苍厥杖~碲鉍礦,以實現(xiàn)對礦產(chǎn)資源的綜合高效利用。通過對礦石性質(zhì)及選礦試驗研究,實現(xiàn)了金精礦氰化浸渣中鉍(碲)有效回收,填補了我國微細粒葉碲鉍礦(Bi4Te3)資源綜合利用技術(shù)的空白。
四川某浸金尾渣含碲0.48%、鉍1.05%,鉍、碲主要以葉碲鉍礦形式存在,經(jīng)電子探針測試,葉碲鉍礦含Bi 63.96%、Te 30.05%。脈石礦物以磁黃鐵礦和石英為主,其次為少量斜長石,礦物組成相對簡單。由于細磨浸金致使浸渣粒度極細,-25 μm粒級占比80.23%,碲、鉍主要存在該粒級中,給葉碲鉍礦的分選造成困難。
浸渣多元素分析結(jié)果見表1,粒度篩析見表2,MLA礦物成分及含量見表3,葉碲鉍礦嵌布特征見圖1。
表1 浸渣多元素分析結(jié)果Table 1 Multi-component analysis results of leaching residue /%
表2 浸渣粒度篩析結(jié)果Table 2 Sieve analysis results of leaching slag size /%
表3 MLA礦物成分及含量Table 3 Mineral composition and content of MLA /%
圖1 葉碲鉍礦嵌布特征Fig.1 Distribution characteristics of pilsenite
浸渣中目的元素碲品位0.48%、鉍品位1.05%。其中鐵、硫、硅含量占比87.80%,鐵、硫以磁黃鐵礦,硅以石英形式存在,為浸渣中的主要礦物。
浸渣中葉碲鉍礦礦物含量低,粒度細小,主要集中在-25 μm粒級中,粒級越細,碲、鉍品位越高。因此葉碲鉍礦在選別過程中易損失在尾礦,致使精礦回收率不高。
對浸渣進行MLA礦物分析測定,礦物組成以黃鐵礦/磁黃鐵礦、石英為主,葉碲鉍礦多呈粒狀,粒徑細小,均在27 μm以下,葉碲鉍礦的單體解離度為76.42%,其余主要與黃鐵礦/磁黃鐵礦和石英連生,以與黃鐵礦/磁黃鐵礦兩相、三相及以上包裹為主。葉碲鉍礦相對于磁黃鐵礦、石英,粒度較小。對葉碲鉍礦再磨可提高葉碲鉍礦解離度,但會進一步使其粒度變小,為分選帶來困難,導(dǎo)致回收率降低,因此試驗過程中應(yīng)盡可能保護葉碲鉍礦的粒度,避免磨礦。
根據(jù)浸渣的礦物組成、粒度、共生及嵌布特點,從浮選、重選、磁—重聯(lián)合等工藝對浸渣中的葉碲鉍礦進行綜合回收選礦試驗研究[8,9]。浮選工藝:浸渣以黃藥類或是羥肟酸類捕收劑對葉碲鉍礦直接浮選,碲、鉍難以富集;硫化浮選有利于碲、鉍品位的富集,但富集比只有3左右,難以獲得較高品位的碲(鉍)精礦。重選工藝:葉碲鉍礦比重大(8.3~8.4 g/cm3),礦物成分相對簡單,適宜重選分離。單一重選工藝分別采用搖床、臥式離心選礦機、懸震錐面選礦機分選,選別過程中粒度相對較大的磁黃鐵礦會進入精礦,微細粒葉碲鉍礦損失在尾礦中,獲得的精礦品位和回收率均較低,難以獲得合格品。磁—重聯(lián)合工藝:通過磁選除去粒度相對較大的磁黃鐵礦,避免粗粒磁黃鐵礦進入重選精礦中降低精礦品位,再經(jīng)懸震錐面選礦機除去細粒顆粒,使物料粒度更加均勻,最后經(jīng)搖床重選可獲得精礦品位、回收率相對較好的指標(biāo)。
確定磁—重聯(lián)合選礦工藝。工藝原則流程見圖2。
圖2 磁—重聯(lián)合工藝原則流程Fig.2 The principle flowsheet of magnetic-gravity combined process
浸渣直接重選試驗發(fā)現(xiàn),有部分粒度較大的磁黃鐵礦/黃鐵礦在重選試驗過程中進入重選精礦,導(dǎo)致重選精礦鉍、碲品位與回收率不高,因此需考慮除去該部分粗粒級的磁黃鐵礦,為重選創(chuàng)造有利條件。由于葉碲鉍礦均在27 μm以下,目前工業(yè)生產(chǎn)分級效率低,且難以實現(xiàn)。根據(jù)磁黃鐵礦粒度相對較大、具有磁性的特點,利用磁選起到分級和除雜的作用,除去粗顆粒磁黃鐵礦,提高浸渣入選品位的同時,保證入選粒度比較均勻,有利于提高分選效果。試驗采用XCSQ-50×70濕式強磁選機進行除雜分級。
3.1.1 給礦濃度條件試驗
礦漿濃度過高,磁選過程易產(chǎn)生磁團聚夾雜葉碲鉍礦致使回收率降低,礦漿濃度過低,隨有利于分選效果,但處理量受影響。選擇240 kA/m的磁選場強進行給礦濃度條件試驗,試驗結(jié)果見表4。
由表4可知,給礦濃度增大,除去的磁性物增多,粗精礦產(chǎn)率有所下降。不同給礦濃度磁選所得粗精礦碲、鉍品位幾乎一致。給礦濃度40%時,由于礦漿濃度增大,磁選過程存在夾雜現(xiàn)象致使粗精礦產(chǎn)率有所下降,因而回收率略低。對比發(fā)現(xiàn)磁選除去的多為粗顆粒礦物,也說明葉碲鉍礦相對于磁黃鐵礦及石英較易磨,磨礦過程更易進入細粒級產(chǎn)品中。綜合考慮,選擇給礦濃度30%。
3.1.2 磁選場強條件試驗
磁選場強高,選出的磁性物產(chǎn)率高,除雜后的粗精礦品位高、回收率低;磁選場強低,選出的磁性物產(chǎn)率低,除雜后的粗精礦品位低、回收率高。在礦漿濃度30%的條件下進行磁選場強條件試驗,試驗結(jié)果見表5。
表4 給礦濃度條件試驗結(jié)果Table 4 Test results of feeding concentration condition
表5 磁選場強條件試驗結(jié)果Table 5 Test results of magnetic separation intensity condition
表5試驗結(jié)果表明,磁選最高可除去一半以上的雜質(zhì),且粗精礦中碲、鉍的回收率損失減少,碲、鉍品位也有所提高。磁場強度越大,粗精礦中碲、鉍品位越高、回收率越低。為保證后續(xù)入選的浸渣品位及均勻的粒度,兼顧入選的粗精礦回收率,選擇240 kA/m的磁選場強進行試驗。
對強磁后的粗精礦進行懸振錐面選礦機重選試驗,懸振錐面選礦機是依據(jù)拜格諾剪切松散理論和流膜選礦原理研制而成的新型微細粒重選設(shè)備,適宜分選粒度為100~20 μm的礦泥[10]。利用懸震錐面選礦機重選除去細泥,進一步提高入選粒度的均勻程度。
3.2.1 給礦濃度條件試驗
懸震錐面選礦機為薄膜流分選,葉碲鉍礦粒度微細,宜采用較低的給礦濃度以便于物料的分散。試驗采用振動頻率20Hz、轉(zhuǎn)動頻率20Hz,改變礦漿濃度進行試驗,給礦濃度條件試驗結(jié)果見表6。
表6 給礦濃度條件試驗結(jié)果Table 6 Test results of feeding concentration condition /%
由試驗結(jié)果可知,給礦濃度為20%選別指標(biāo)最好。給礦濃度太低,部分微細粒礦物受到的水流沖洗力相對較大,易進入尾礦中;濃度較高時,顆粒松散分層相對不充分,粗精礦中易混入脈石礦物,影響精礦品位。因此,選擇給礦濃度20%進行后續(xù)試驗。
3.2.2 振動頻率條件試驗
薄膜流重選中振動作用主要是讓物料松散分層。振動頻率過小,物料分散不充分,易使輕礦物顆粒夾雜進入精礦而導(dǎo)致精礦品位不高;振動頻率過大,礦粒過度松散,易使細粒重礦物顆粒進入尾礦,造成精礦回收率偏低。礦漿濃度為20%,轉(zhuǎn)動頻率為20 Hz,調(diào)節(jié)懸震錐面選礦機的振動頻率,試驗結(jié)果見表7。
表7 振動頻率條件試驗結(jié)果Table 7 Test results of vibration frequency condition /%
根據(jù)表7試驗結(jié)果分析:懸震錐面選礦機可拋掉大部分的細泥,產(chǎn)率由磁選后的63.80%降至5.60%左右,碲、鉍回收率分別由90.52%、90.71%降至46%左右,尾礦中碲、鉍損失近一半。精礦品位富集明顯,鉍由1.44%富集8.00%以上,碲由0.65%富集到3.80%以上。隨振動頻率的增加,粗精礦產(chǎn)率有微弱下降,碲、鉍品位在逐漸增高,回收率呈下降趨勢。振動頻率的增加有利于物料的松散分層,在振動頻率22 Hz時,獲得粗精礦碲品位3.91%、鉍品位8.52%,回收率分別為45.78%、46.08%。綜合考慮選別指標(biāo),選擇振動頻率22 Hz進行后續(xù)試驗。
3.2.3 轉(zhuǎn)動頻率條件試驗
懸震錐面選礦機通過圓盤分選面的轉(zhuǎn)動實現(xiàn)物料的運搬分帶,轉(zhuǎn)速通過轉(zhuǎn)動頻率調(diào)節(jié)。轉(zhuǎn)速的快慢可以主要對分選效果產(chǎn)生影響。轉(zhuǎn)速太快,導(dǎo)致輕重礦物顆粒來不及松散分層或分層不徹底,使得進入精礦中脈石礦物較多,降低精礦品位;轉(zhuǎn)速太慢,一是影響處理量,二是容易造成細粒重礦物在水流沖刷下進入尾礦,降低精礦回收率。礦漿濃度為20%,振動頻率為22 Hz,調(diào)節(jié)懸震錐面選礦機的轉(zhuǎn)動頻率,試驗結(jié)果見表8。
表8 轉(zhuǎn)動頻率條件試驗結(jié)果Table 8 Test result of rotational frequency condition /%
表8試驗結(jié)果表明,轉(zhuǎn)動頻率增大,轉(zhuǎn)速提高,礦物在分選面停留時間減小,有利于細顆粒重礦物進入粗精礦,粗精礦產(chǎn)率與回收率呈上升趨勢,精礦品位逐漸下降。當(dāng)轉(zhuǎn)動頻率達到18 Hz時,粗精礦回收率趨于穩(wěn)定。在保證回收率的同時為盡可能的提高搖床入選品位,選擇轉(zhuǎn)動頻率18 Hz進行后續(xù)試驗。
3.2.4 懸震拋尾粒級分析
經(jīng)懸振錐面選礦機重選拋掉的尾礦產(chǎn)率58.31%,且碲、鉍品位與浸渣接近,對該尾礦利用激光粒度儀分析,結(jié)果見圖3。尾礦D75=8.77 μm,即尾礦中有75%的礦物顆粒粒度在8.77 μm(1800目)以下,由于該部分粒度極細,通過現(xiàn)有的重選手段難以回收,導(dǎo)致精礦回收率偏低。
圖3 尾礦激光粒度儀分析結(jié)果Fig.3 Analysis result of tailing by laser particle size analyzer
磁選—懸震錐面選礦機重選所得粗精礦經(jīng)搖床重選獲得最終精礦,為盡可能地提高碲、鉍的回收率,對搖床中礦進行再次搖床重選。試驗流程見圖4,試驗結(jié)果見表9。
圖4 搖床重選試驗流程Fig.4 Test flowsheet of table gravity separation
由表9可知,懸震精礦經(jīng)一次搖床可得精礦1含碲品位18.91%,鉍41.25%,作業(yè)回收率分別為71.90%、71.93%。可見經(jīng)磁選—懸震錐面選礦機選別后的粗精礦再經(jīng)搖床重選可將大部分的葉碲鉍礦富集回收。第一次搖床的中礦進行搖床再選,得到的精礦2含碲品位12.78%,鉍27.71%,作業(yè)回收率分別為10.36%、10.42%,可進一步提高葉碲鉍礦的回收率。中礦與尾礦品位接近,可合并后再單獨處理。
表9 搖床重選試驗結(jié)果Table 9 Test result of table gravity separation
在上述試驗條件的基礎(chǔ)上進行聯(lián)合工藝綜合條件試驗,試驗流程見圖5,試驗結(jié)果過見表10。
由表10試驗結(jié)果可知,磁—重(懸振錐面選礦機+搖床)聯(lián)合工藝可得最終精礦鉍品位38.86%、碲品位17.83%,鉍、碲回收率分別為37.74%、37.98%的碲(鉍)精礦。
1)葉碲鉍礦比重大(8.3~8.4 t/m3),對其回收宜采用重選。為確保入選粒度均勻,根據(jù)尾礦礦物組成特點,采用磁選預(yù)先除去粒度相對較大的磁黃鐵礦,達到除雜和分級的效果,再利用懸振錐面選礦機重選除去細泥,得到的粗精礦再經(jīng)過搖床重選最終獲得碲(鉍)精礦。
圖5 磁-重聯(lián)合工藝試驗流程Fig.5 Flowsheet of magnetic-gravity combined process
表10 磁-重聯(lián)合工藝試驗結(jié)果Table 10 Test result of magnetic-gravity combined process /%
2)采用磁—重(懸振錐面選礦機+搖床)聯(lián)合工藝的選別指標(biāo)較好,可得最終精礦鉍品位38.86%、碲品位17.83%,鉍、碲回收率分別為37.74%、37.98%的碲(鉍)精礦,實現(xiàn)了對浸渣中鉍(碲)有效回收,填補了我國微細粒葉碲鉍礦(Bi4Te3)資源綜合利用技術(shù)的空白。
3)磁—重(懸振錐面選礦機+搖床)聯(lián)合工藝流程綜合回收金浸渣中葉碲鉍礦,工藝流程簡單,技術(shù)操作直觀,尾水循環(huán)使用,環(huán)保無污染。