CN104148166B - 一种复杂碲矿石的选矿方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种从复杂碲矿石中回收碲矿物的方法，属矿物加工工程技术领域，本发明提供了一种成本低、工艺稳定成熟的重-浮联合的方法从复杂碲矿石中回收碲矿物；采用的技术方案特点是，分级-分选工艺，其特征包括了：磨矿、分级、重选及浮选；首先将破碎后的原矿磨至产品细度为-0.074mm占90~92%，通过水分机设备分级后，-0.039mm部分采用重选抛尾，+0.039mm部分，采用-粗-扫-三精的浮选流程，本发明适宜处理含Te0.08%-0.12%的低品位和极低品位的复杂碲矿石，可获得碲品位和回收率分别达到3.30%~4.20%和85%以上的高品质碲精矿。本发明吸收了重选抛尾工艺和浮选工艺的优点，工艺简单，流程结构合理，对原料的适应性较宽，分选效果好，指标稳定易于工业化实施。
Description
技术领域
本发明涉及选矿方法，尤其是涉及一种复杂碲矿的选矿方法，该方法采用重选抛尾-浮选联合工艺，吸收了重选工艺和浮选工艺的优点，本方法适用于从低品位和极低品位的复杂碲矿石中分选碲精矿。
背景技术
碲元素(Te)发现于1782年，金属碲呈亮铅灰色，属分散元素。它在地壳中的平均丰度值很低(6<10-6)，因而一些学者认为：“分散元素不形成独立的矿床，它们以伴生元素的方式赋存于其他元素的矿床内”。然而，近年来，国内外一系列重要的碲化物型金银矿床和金银多金属矿床的发现和地质勘查研究表明，分散元素碲的地球化学性状远比传统认识的要活跃得多，它不仅可以大规模富集、矿化，在一定条件下同样也可以形成独立的或者具有经济价值的矿床或工业矿体，例如仅我国就有四川大水沟碲铋金矿床，东归来庄碲金矿床，河南北岭碲化物型金矿和湖南大坊金银碲化物型多金属矿床等。
世界上所有国家获得的绝大多数纯碲，是从冶炼有色金属铜、铅、锌等过程中将碲作为伴生组分综合回收来的，因而有关碲矿的选矿研究基本上属于空白。各国产出的金属碲主要原料是金属铜等冶炼厂的阳极泥，其回收的工艺技术主要是湿法冶金、微生物浸出等化学方法；对高品位碲矿或精碲铋矿，多采用氯化浸或是在氯酸钠催化剂存在下的浸出工艺，上述碲的回收利用工艺研究主要是集中在从冶金过程回收伴生的碲以及从中高品位的碲矿石中选矿回收碲。这些工艺主要存在浸出周期长，温度要求严格，酸性环境对设备的腐蚀性大，工艺能耗高，投资较大，操作运行成本高，且主要处理的对象是高品位碲矿，对于中低品位和低品位的碲矿效果差、效率低。
然而，中高品位碲矿资源极其有限，传统的采、选、冶工艺仍难以经济、有效地开发利用低品位碲矿资源。对低品位和极低品位、复杂难选碲矿的选矿研究仍处于探索阶段，没有实现产业化。开展低品位、极低品位难处理碲矿的选矿研究有利于扩大可开采碲矿资源的规模和储量，有利于促进地方经济的可持续与协调发展，并潜在着巨大的社会与经济价值。
发明内容
为解决以上技术的不足，实现低品位和极低品位复杂难选碲矿资源的高效分离与富集问题，本发明的目的是提供一种复杂碲矿的选矿方法，该方法中碲矿石采用破碎、磨矿、分级，分级后粒度0.039mm以下的物料进行重选抛尾，联合浮选工艺回收中细粒和细粒碲矿物，本方法可有效回收低品位、极低品位复杂碲矿中的碲。
本发明按以下技术方案完成：
（1）将破碎后粒度≤12mm的碲矿石进行选择性的磨矿，磨矿浓度为60-64%，磨矿产品经过高频振筛分级，其中粒度0.074mm以上的物料返回磨矿过程中，至磨矿产品磨矿细度为-0.074mm占90~92%，对最终的磨矿产品进行分级；
（2）经过步骤（1）分级后的粒度0.039mm以下的物料进行重选抛尾，重选粗精矿与粒度0.039mm以上的物料合并后进入后续浮选工艺，通过浮选进一步提高精矿品位，重选尾矿汇入总尾矿；
（3）将步骤（2）得到的物料进行粗选，矿浆浓度为25～30wt%，矿浆的pH保持在9～11，在矿浆中依次加入2000～2400g/t的抑制剂、100～120g/t的捕收剂、30～45g/t的起泡剂，搅拌5～7分钟，粗选刮泡时间为4～6分钟，经粗选获得的泡沫产品为粗选精矿，其余槽内产品为粗选中矿；
（4）在步骤（3）得到的粗选中矿中依次添加700-800g/t的抑制剂、20-25g/t的捕收剂，搅拌4～6分钟，然后进行扫选，扫选刮泡时间3～4分钟，收集泡沫产品为扫选中矿，槽内产品汇入最终尾矿，扫选中矿返回粗选作业再选；
（5）步骤（3）中得到的粗选精矿经三次精选，每次作业获得的槽内产品分别返回上一级作业进行再选，泡沫产品进入下一步选别，仅在第一次精选作业前添加抑制剂，按照粗选精矿的干基质量计，每吨粗选精矿的干基添加90-110g的抑制剂，经第三次精选最终获得的泡沫产品为含有中细粒和细粒碲矿物的碲精矿，碲精矿产品碲品位为3.30%～4.20%、回收率为85%～90%。
本发明中粒度0.039mm以下的物料采用细粒摇床、离心机或螺旋分选机进行重选抛尾。
所述抑制剂为碳酸钠、水玻璃和六偏磷酸钠的一种或几种任意比例的混合物，纯度为工业级，使用前加水稀释至质量百分比浓度为1%～5%。
所述捕收剂为DDTC、Z200、乙基黄药的一种或几种任意比例混合物，使用前需要加水稀释至质量浓度0.5%～1%，其中Z200为深黄色油状液体；起泡剂为松醇油，纯度为工业级。
本发明中复杂碲矿是指原矿石中碲品位为0.08-0.12%的的低品位、极低品位的碲矿石，而脉石矿物主要是黄铁矿、磁黄铁矿，其可选性与含碲矿物可选性非常相近，给碲矿物的分离带来难度；而且这些碲矿物的嵌布粒度不均匀，不同矿物的可磨性差异较大，磨矿过程中会产生较多的小于0.039mm的微细粒级，对后续的浮选过程造成不良影响，因此，对磨矿产品首先进行分级，然后采用重选抛尾，最后采用浮选工艺进行碲矿物的富集与回收。
所述最终获得的碲精矿（第三次精选作业泡沫产品）的成分为Te3.3～4.2wt%、Fe15～20wt%、MgO8～16wt%、Bi7～10wt%、Cu3～6wt%、Ag2.5～4g/t；碲的回收率为85%～90%。
本发明与公知技术相比存在的优点：
1）本发明填补了国内外复杂碲矿的选矿方法的空白；本发明处理含碲0.08%～0.12%的低品位和极低品位的碲矿石，可获得碲品位为3.30%～4.20%、回收率为85%～90%的浮选碲精矿。
2）本发明通过重选抛尾-浮选联合工艺，将磨矿产品进行分级入选；根据不同矿石的可磨性不同，脉石矿物易产生细泥，同时发现在磨矿过程中含碲矿物首先解离出来，因此，首先将粒度-0.039mm的部分采用重选抛弃大量的尾矿，既可以避免矿物细泥对后续浮选作业的不良影响，又可以减少入选矿量；该工艺分选效果好，指标稳定。
3）本发明采用选择性磨矿、分级入选，阻止了矿泥对浮选行为的干扰和破坏，提高了药剂协同作用的效果；组合药剂加强了浮选效果，提高了浮选效率。
4）本发明以复杂碲矿石为原料，采用水力分级，粒度-0.039mm重选抛尾-一粗一扫三精的重浮联合工艺流程，获得碲精矿产品。本方法工艺简单，流程结构合理，对原料的适应性较宽，分选效果好，指标稳定易于工业化实施。
附图说明
图1本发明的工艺流程示意图。
具体实施方式
以下结合实施例和附图对本发明做进一步描述，但本发明不限于以下所述范围。
实施例1:极低品位、复杂难选碲矿矿样取自四川石棉，含Te0.08%、S9.04%、Fe19.59%、SiO24.90%、CaCO324.91%、MgO10.80%、Al2O33.09%，采用如图1所示的工艺流程，具体工艺参数和选矿指标如下：
（1）将破碎后粒度≤12mm的碲矿石在球磨机中进行选择性的磨矿，磨矿条件为磨矿浓度60%，磨矿体系的pH7.5～8，磨矿产品经过高频振筛分级，其中粒度大于0.074mm的部分返回磨矿机，至磨矿产品磨矿细度为-0.074mm占90%，对最终的磨矿产品采用水力旋流器进行分级；
（2）经过步骤（1）分级后的粒度0.039mm以下的物料采用细粒摇床进行重选抛尾，抛弃大量的尾矿，获得含碲品位为1.0%和相对给矿的回收率为11.71%的重选精矿，重选精矿与粒度0.039mm以上的物料混合，采用浮选方法回收，重选尾矿汇入总尾矿；
（3）浮选的粗选作业：将步骤（2）得到的物料进行粗选，矿浆浓度为28wt%，矿浆的pH保持在9～10，按照质量计，在矿浆依次加入2000g/t组合抑制剂（碳酸钠：水玻璃：六偏磷酸钠=质量比2:2:1）、110g/t组合捕收剂（DDTC:乙基黄药=质量比1:2）、起泡剂松醇油用量为30g/t，搅拌时间5分钟，粗选刮泡时间4分钟，收集泡沫产品为粗选精矿，其余槽内产品为粗选中矿；
（4）浮选的扫选：在步骤（3）得到的粗选中矿中依次添加700g/t的抑制剂（碳酸钠：水玻璃：六偏磷酸钠=质量比2:2:1）、20g/t的组合捕收剂（DDTC:乙基黄药=质量比1:2），搅拌6分钟，扫选刮泡时间3分钟，收集泡沫产品为扫选中矿，槽内产品汇入最终尾矿，扫选中矿返回粗选作业再选；
（5）浮选的精选作业：步骤（3）中得到的粗选精矿经三次精选，每次作业获得的槽内产品分别返回上一级作业进行再选，泡沫产品进入下一步选别，仅在第一次精选作业前添加抑制剂（碳酸钠：水玻璃：六偏磷酸钠=质量比2:2:1），按照粗选精矿的干基质量计，每吨粗选精矿的干基添加95g的抑制剂，经第三次精选最终获得的泡沫产品为含有中细粒和细粒碲矿物的碲精矿，产出碲品位为3.50%～4.0%、回收率为85%～90%的碲精矿产品。
在原矿碲的品位非常低的情况下，最终获得了品位为3.54%、回收率为87.86%、富集比为44.25的碲精矿，这个指标是目前针对极低品位难选碲矿石的选矿公开文献和资料中最好的指标，与传统的方法比较，具有操作简单，指标稳定性好，富集比高，生产成本低的优点。
实施例2：河南低品位、复杂难选碲矿矿样，含Te0.11%、S9.64%、Fe20.53%、SiO25.30%、CaCO323.82%、MgO11.25%、Al2O33.22%，具体工艺参数和选矿指标如下：
（1）将破碎后粒度≤12mm的碲矿石在球磨机中进行选择性的磨矿，磨矿条件为磨矿浓度62%，磨矿体系的pH7.5～8，磨矿产品经过高频振筛分级，其中粒度0.074mm以上的物料返回磨矿机，至磨矿产品磨矿细度为-0.074mm占92%，对最终的磨矿产品采用水力旋流器进行分级；
（2）经过步骤（1）分级后的粒度0.039mm以下的物料采用离心机进行重选抛尾，抛弃大量的尾矿，获得含碲品位为1.2%和相对给矿回收率为10.68%的重选精矿，重选精矿与粒度0.039mm以上的物料混合，采用浮选方法回收，重选尾矿汇入总尾矿；
（3）浮选的粗选作业：将步骤（2）得到的物料进行粗选，矿浆浓度为25wt%，矿浆的pH保持在10～11，按照质量计，在矿浆依次加入2200g/t组合抑制剂（碳酸钠：水玻璃：六偏磷酸钠=质量比2:2:1.2）、120g/t捕收剂Z200、起泡剂松醇油用量为30g/t，搅拌6分钟，粗选刮泡时间5分钟，收集泡沫产品为粗选精矿，其余槽内产品为粗选中矿；
（4）浮选的扫选：在步骤（3）得到的粗选中矿中依次添加780g/t的抑制剂（碳酸钠：水玻璃：六偏磷酸钠=2:2:1.2）、25g/t的捕收剂Z200，搅拌4分钟，扫选刮泡时间4分钟，收集泡沫产品为扫选中矿，槽内产品汇入最终尾矿，扫选中矿返回粗选作业再选；
（5）浮选的精选作业：步骤（3）中得到的粗选精矿经三次精选，每次作业获得的槽内产品分别返回上一级作业进行再选、泡沫产品进入下一步选别，仅在第一次精选作业前添加抑制剂（碳酸钠：水玻璃：六偏磷酸钠=质量比2:2:1.2），按照粗选精矿的干基质量计，每吨粗选精矿的干基添加100g的抑制剂，经第三次精选最终获得的泡沫产品为含有中细粒和细粒碲矿物的碲精矿，产出碲品位为4.10%～4.40%、回收率为89%～91%的碲精矿产品。
在原矿碲的品位非常低的情况下，获得了品位为4.20%、回收率为90.00%、富集比为38.18的碲精矿，这个指标是目前针对低品位、难选碲矿石的选矿公开文献和资料中最好的指标，与传统的方法比较，具有操作简单，指标稳定性好，富集比高，生产成本低的优点。
实施例3：四川低品位、复杂难选碲矿矿样，含Te0.12%、S13.82%、Fe26.20%、SiO210.21%、CaCO321.52%、MgO12.65%、Al2O34.67%，具体工艺参数和选矿指标如下：
（1）将破碎后粒度≤12mm的碲矿石在球磨机中进行选择性的磨矿，磨矿条件为磨矿浓度64%，磨矿体系的pH7.5～8，磨矿产品经过高频振筛分级，其中粒度大于0.074mm的部分返回磨矿机，至磨矿产品磨矿细度为-0.074mm占92%，对最终的磨矿产品采用水力旋流器进行分级；
（2）经过步骤（1）分级后的粒度0.039mm以下的物料采用螺旋分选机进行重选抛尾，抛弃大量的尾矿，获得含碲品位为1.4%和相对给矿的回收率为8.28%的重选精矿，重选精矿与粒度0.039mm以上的物料混合，采用浮选方法回收，重选尾矿汇入总尾矿；
（3）浮选的粗选作业：将步骤（2）得到的物料进行粗选，矿浆浓度为30wt%，矿浆的pH保持在9～10，按照质量计，在矿浆依次加入2400g/t抑制剂碳酸钠、100g/t组合捕收剂（DDTC：Z200=质量比3:1）、起泡剂松醇油用量为30g/t，搅拌时间7分钟，粗选刮泡时间6分钟，收集泡沫产品为粗选精矿，其余槽内产品为粗选中矿；
（4）浮选的扫选：在步骤（3）得到的粗选中矿中依次添加800g/t的抑制剂碳酸钠、22g/t的组合捕收剂（DDTC：Z200=质量比3:1），搅拌5分钟，扫选刮泡时间3.5分钟，收集泡沫产品为扫选中矿，槽内产品汇入最终尾矿，扫选中矿返回粗选作业再选；
（5）浮选的精选作业：步骤（3）中得到的粗选精矿经三次精选，每次作业获得的槽内产品分别返回上一级作业进行再选，泡沫产品进入下一步选别，仅在第一次精选作业前添加抑制剂碳酸钠，按照粗选精矿的干基质量计，每吨粗选精矿的干基添加110g的抑制剂，经第三次精选最终获得的泡沫产品为含有中细粒和细粒碲矿物的碲精矿，产出碲品位为4.10%～4.40%、回收率为89%～91%的碲精矿产品。
在原矿碲的品位非常低的情况下，获得了品位为4.26%、回收率为91.21%、富集比为35.50的碲精矿，这个指标是目前针对低品位、难选碲矿石的选矿公开文献和资料中最好的指标，与传统的方法比较，具有操作简单，指标稳定性好，富集比高，生产成本低的优点。
Claims (5)
1.一种复杂碲矿的选矿方法，其特征在于具体步骤包括如下：
（1）将破碎后粒度≤12mm的碲矿石进行选择性的磨矿，磨矿浓度为60-64%，磨矿产品经过高频振筛分级，其中粒度在0.074mm以上的物料返回磨矿过程中，至磨矿产品细度为-0.074mm占90~92%，对最终的磨矿产品进行分级；
（2）经过步骤（1）分级后的粒度在0.039mm以下的物料进行重选抛尾，重选粗精矿与粒度在0.039mm以上的物料合并后进入后续浮选工艺，重选尾矿汇入总尾矿；
（3）将步骤（2）得到的物料进行粗选，矿浆浓度为25～30wt%，矿浆的pH保持在9～11，在矿浆中依次加入2000～2400g/t的抑制剂、100～120g/t的捕收剂、30～45g/t的起泡剂，搅拌5～7分钟，粗选刮泡时间为4～6分钟，经粗选获得的泡沫产品为粗选精矿，其余槽内产品为粗选中矿；
（4）在步骤（3）得到的粗选中矿中依次添加700-800g/t的抑制剂、20-25g/t的捕收剂，搅拌4～6分钟，然后进行扫选，扫选刮泡时间3～4分钟，收集泡沫产品为扫选中矿，槽内产品汇入最终尾矿，扫选中矿返回粗选作业再选；
（5）步骤（3）中得到的粗选精矿经三次精选，每次作业获得的槽内产品分别返回上一级作业进行再选，泡沫产品进入下一步选别，仅在第一次精选作业前添加抑制剂，按照粗选精矿的干基质量计，每吨粗选精矿的干基添加90～110g的抑制剂，经第三次精选最终获得的泡沫产品为含有中细粒和细粒碲矿物的碲精矿。
2.根据权利要求1所述的复杂碲矿的选矿方法，其特征在于：粒度0.039mm以下的物料采用细粒摇床、离心机或螺旋分选机进行重选抛尾。
3.根据权利要求1所述的复杂碲矿的选矿方法，其特征在于：抑制剂为碳酸钠、水玻璃、六偏磷酸钠的一种或几种任意比例的混合物。
4.根据权利要求1所述的复杂碲矿的选矿方法，其特征在于：捕收剂为DDTC、Z200、乙基黄药的一种或几种任意比例混合物。
5.根据权利要求1所述的复杂碲矿的选矿方法，其特征在于：起泡剂为松醇油。
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