CN102061377B - 一种从钨矿磁选尾矿中回收铋精矿的工艺 - Google Patents

Abstract

一种从钨矿磁选尾矿中回收铋精矿的工艺，以钨矿磁选尾矿为原料，通过分级工序，硫化钠浸泡工序，浮选工序制得；可获得高品位的铋精矿，可直接作为冶炼生产铋锭的原材料。本发明拓宽了对副产物中铋的回收途径。本发明优化了工艺过程，解决了钨矿磁选尾矿难处理问题，且回收了其中伴生的铋矿物，有效利用了矿产资源。

Description

一种从钨矿磁选尾矿中回收铋精矿的工艺

技术领域

本发明涉及一种回收铋矿物的工艺，特别是涉及一种从钨矿磁选尾矿中回收铋精矿的工艺。

在本专利说明书中，术语“钨矿磁选尾矿”是指从钨矿磁选回收钨精矿过程中产生的尾矿的总称。

术语“铋矿物”为含铋的矿物。

术语“铋精矿”为含铋量50％以上的铋矿物。

术语“铋锭”为符合GB/T 915-1984中牌号为Bi9999的铋产品。

术语“泡铋矿”的分子式为Bi₂O₃CO₃·H₂O。

术语“硫化”是矿物在硫化钠溶液中浸泡一段时间后，在矿物表面生成一层硫化膜的过程。

背景技术

铋在地壳中的含量仅为10^-6％左右，几乎难见单独的原生天然的铋矿，大都与钨、钼等其它金属矿物共生。所以，一般都在其它主金属提炼过程中的副产物中回收铋，从来没有以钨矿磁选尾矿为原料的铋的回收途径。

《中国钨业》2001年第16卷第1期公开了本发明人自己的学术论文：《从黑钨磁选尾矿中浮选泡铋矿的生产实践》(对比文件1)，但当时的技术还仅适用黑钨磁选尾矿；另外，工艺流程不够完善，操作条件如选矿药剂种类及数量乃有待于继续寻找最适宜的，铋精矿的品位和回收率都还不够高等。

发明内容

本发明的目的是提供一种从钨矿磁选尾矿中回收铋精矿的工艺，其可优化选矿回收铋工艺过程。

本发明的另外一个目的是提供一种从钨矿磁选尾矿中回收铋精矿的工艺，其可获得直接作为冶炼生产铋锭的原材料。

为此，本发明提供了一种从钨矿磁选尾矿中回收铋精矿的工艺，其特征在于：

以钨矿磁选尾矿为原料，包括分级工序、硫化钠浸泡工序和浮选工序，

在分级工序中，根据原料中泡铋矿单体解离度的测定情况，来确定分级细度，大于合格粒级的返回磨矿处理，经分级至细度适宜为止；在原料池中加入硫化钠，以对原料进行浸泡，水洗除去矿浆中残留的硫化钠后，将矿浆送入搅拌桶；加入选矿药剂进行浮选作业，回收得到铋精矿。

优选地，在分级工序中，经测定泡铋矿的单体解离度可知，泡铋矿为不均匀嵌布，以细粒为主，其中-0.20mm粒级单体解离度为89.4％，故确定分级细度为小于0.20mm(粒度过细，泡铋矿易过粉碎，且磨矿成本高；粒度过粗，影响铋精矿品位。实践证明：0.20mm为最适宜细度)。

优选地，粒度大于0.20mm物料，用磨矿机进行处理。

优选地，物料经硫化钠水溶液浸泡(硫化)预处理。

优选地，硫化钠用量为3000～3200g/t。

优选地，硫化钠浸泡(硫化)时间为18～20h。

优选地，浸泡(硫化)后，水洗除去矿浆中残留的硫化钠后，将矿浆送入搅拌桶。

优选地，浮选作业时，所用的选矿药剂为乙硫氮和水玻璃和2号油。

优选地，选矿药剂用量为乙硫氮300～350g/t、水玻璃3000～3500g/t、2号油120～150g/t。

优选地，选矿药剂分点加入。即，选矿药剂根据不同的技术要求和作业地点加入不同的药剂，如：在搅拌桶中，加入乙硫氮150-170g/t、水玻璃1000～1100g/t；在浮选机3A4槽粗选作业中，加入2号油60～80g/t；在浮选机3A4槽扫选作业中，加入乙硫氮150～180g/t、水玻璃1000～1200g/t、2号油60～70g/t；在浮选机1A4槽精选作业中，加入水玻璃1000～1200g/t。

根据本发明，以钨矿磁选尾矿为原料，根据原料中泡铋矿单体解离度的测定情况，来确定分级细度，大于合格粒级的返回磨矿处理，经分级至细度适宜为止；原料在浸泡池中，经硫化钠水溶液浸泡(硫化)预处理，硫化钠用量为3000-3200g/t，期间加水适当予以搅拌，浸泡(硫化)18-20h，水洗除去矿浆中残留的硫化钠后，将矿浆送入搅拌桶。

分点共加入乙硫氮300～350g/t、水玻璃3000～3500g/t、2号油120～150g/t进行浮选作业，浮选工艺采用一次粗选，一次扫选，一次精选，回收铋精矿。

本发明拓宽了对副产物中铋的回收途径。

与现有技术相比，本发明的优点在于：

1、适用的原料范围更广泛，不仅适用黑钨磁选尾矿，而且也适用白钨浮选尾矿以及含有氧化铋矿物的其他物料；

2、送入浮选的原料细度更细(对比文件1报道的细度为0.25mm，本次为0.20mm)，进一步提高了泡铋矿的单体解离度，有利于提高铋精矿的品位(对比文件1报道的品位为46.66％，本次为51.2％)和回收率(对比文件1报道的回收率为86.29％，本次为92.3％)；

3、采用的硫化钠浸泡(硫化)预处理的用量(对比文件1报道的用量为3000-6000g/t，本次3000-3200g/t)与作业时间(对比文件1报道的时间为2～24h，本次为18～20h)更加精准；

4、采用的捕收剂为乙硫氮(对比文件1报道的是黄药)，它的选择性较黄药好；

5、采用了水玻璃作为石英等脉石矿物的抑制剂(对比文件1报道的未用水玻璃作抑制剂)，有利于提高铋精矿的品位；

6、浮选工艺采用一次粗选，一次扫选，一次精选，既能提高铋精矿的回收率，又能提高铋精矿的品位。

附图说明

图1是根据本发明的从钨矿磁选尾矿中回收铋精矿的工艺流程示意图。

具体实施方式

如图1所示，根据本发明的从钨矿磁选尾矿中回收铋精矿的工艺，是以钨矿磁选尾矿为原料，主要步骤包括：

一、分级(磨矿)工序

从钨矿磁选车间中用行车调出磁选尾矿，经汽车运输至浮选车间的原料仓101，采用振动放矿机102将原料送至高频振动筛103分级，0.2mm筛下物104为合格粒级，送至硫化钠浸泡池105，+0.2mm筛上物106送至磨矿机107，经磨细后用砂泵108返回高频振动筛103。

特别是，从泡铋矿单体解离度的测定结果来看，泡铋矿为不均匀嵌布，以细粒为主，其中-0.20mm粒级单体解离度为89.4％，故确定分级细度为小于0.20mm。粒度过细，泡铋矿易过粉碎，且磨矿成本高；粒度过粗，影响铋精矿品位。实践证明：0.20mm为最适宜细度。

二、硫化钠浸泡工序

原料在浸泡池105中，经硫化钠水溶液浸泡(硫化)预处理，硫化钠用量为3000-3200g/t，期间加水适当予以搅拌，浸泡(硫化)18-20h，水洗除去矿浆中残留的硫化钠201后，将矿浆用砂泵202送入搅拌桶203。

三、浮选工序

在搅拌桶203中，加入乙硫氮150-170g/t、水玻璃1000～1100g/t，搅拌15min，闸门控制矿浆量入机械搅拌式浮选机3A4槽204中，加入2号油60～80g/t进行浮选的粗选作业；粗选尾矿自流至机械搅拌式浮选机3A4槽205中，加入乙硫氮150～180g/t、水玻璃1000～1200g/t、2号油60～70g/t进行扫选作业，由其丢弃尾矿；粗选精矿吸入至机械搅拌式浮选机1A4槽206中，加入水玻璃1000～1200g/t进行精选作业，回收得出铋精矿，精选与扫选的中矿顺序返回浮选的粗选204。

“A”表示机械搅拌式浮选机，这是简称，3A浮选机体积为0.68立方米，1A浮选机体积为0.13立方米。在浮选作业中，粗选、扫选作业用3A4槽，精选作业用1A4槽。

Claims (2)

1.一种从钨矿磁选尾矿中回收铋精矿的工艺，其特征在于：

以钨矿磁选尾矿为原料，包括分级工序、硫化钠浸泡工序和浮选工序，

在分级工序中，根据原料中泡铋矿单体解离度的测定情况，来确定分级细度，大于合格粒级的返回磨矿处理，经分级至细度为0.20mm为止；在原料池中加入硫化钠，以浸泡原料，水洗除去矿浆中残留的硫化钠后，将矿浆送入搅拌桶；加入选矿药剂进行浮选作业，回收得到铋精矿，

浮选作业时，所用的选矿药剂为乙硫氮和水玻璃和2号油，

浮选工艺采用一次粗选，一次扫选，一次精选，

硫化钠用量为3000～3200g/t，硫化钠浸泡时间为18～20h，浮选作业时，选矿药剂用量为乙硫氮300-350g/t、水玻璃3000-3500g/t、2号油120-150g/t。

2.根据权利要求1所述的回收铋精矿的工艺，其特征在于：在分级工序中，粒度大于0.20mm物料，用磨矿机进行处理。

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