一種復雜碲礦石的選礦方法
【專利摘要】本發明公開了一種從復雜碲礦石中回收碲礦物的方法，屬礦物加工工程【技術領域】，本發明提供了一種成本低、工藝穩定成熟的重-浮聯合的方法從復雜碲礦石中回收碲礦物；采用的技術方案特點是，分級-分選工藝，其特征包括了：磨礦、分級、重選及浮選；首先將破碎后的原礦磨至產品細度為-0.074mm占90~92%，通過水分機設備分級后，-0.039mm部分采用重選拋尾，+0.039mm部分，采用-粗-掃-三精的浮選流程，本發明適宜處理含Te0.08%-0.12%的低品位和極低品位的復雜碲礦石，可獲得碲品位和回收率分別達到3.30%~4.20%和85%以上的高品質碲精礦。本發明吸收了重選拋尾工藝和浮選工藝的優點，工藝簡單，流程結構合理，對原料的適應性較寬，分選效果好，指標穩定易于工業化實施。
【專利說明】一種復雜碲礦石的選礦方法
【技術領域】
[0001]本發明涉及選礦方法，尤其是涉及一種復雜碲礦的選礦方法，該方法采用重選拋尾-浮選聯合工藝，吸收了重選工藝和浮選工藝的優點，本方法適用于從低品位和極低品位的復雜碲礦石中分選碲精礦。
【背景技術】
[0002]碲元素(Te)發現于1782年，金屬碲呈亮鉛灰色，屬分散元素。它在地殼中的平均豐度值很低(6〈10_6 )，因而一些學者認為:“分散元素不形成獨立的礦床，它們以伴生元素的方式賦存于其他元素的礦床內”。然而，近年來，國內外一系列重要的碲化物型金銀礦床和金銀多金屬礦床的發現和地質勘查研究表明，分散元素碲的地球化學性狀遠比傳統認識的要活躍得多，它不僅可以大規模富集、礦化，在一定條件下同樣也可以形成獨立的或者具有經濟價值的礦床或工業礦體，例如僅我國就有四川大水溝碲鉍金礦床，東歸來莊碲金礦床，河南北嶺碲化物型金礦和湖南大坊金銀碲化物型多金屬礦床等。
[0003]世界上所有國家獲得的絕大多數純碲，是從冶煉有色金屬銅、鉛、鋅等過程中將碲作為伴生組分綜合回收來的，因而有關碲礦的選礦研究基本上屬于空白。各國產出的金屬碲主要原料是金屬銅等冶煉廠的陽極泥，其回收的工藝技術主要是濕法冶金、微生物浸出等化學方法；對高品位碲礦或精碲鉍礦，多采用氯化浸或是在氯酸鈉催化劑存在下的浸出工藝，上述碲的回收利用工藝研究主要是集中在從冶金過程回收伴生的碲以及從中高品位的碲礦石中選礦回收碲。這些工藝主要存在浸出周期長，溫度要求嚴格，酸性環境對設備的腐蝕性大，工藝能耗高，投資較大，操作運行成本高，且主要處理的對象是高品位碲礦，對于中低品位和低品位的碲礦效果差、效率低。
[0004]然而，中高品位碲礦資源極其有限，傳統的采、選、冶工藝仍難以經濟、有效地開發利用低品位碲礦資源。對低品位和極低品位、復雜難選碲礦的選礦研究仍處于探索階段，沒有實現產業化。開展低品位、極低品位難處理碲礦的選礦研究有利于擴大可開采碲礦資源的規模和儲量，有利于促進地方經濟的可持續與協調發展，并潛在著巨大的社會與經濟價值。
【發明內容】
[0005]為解決以上技術的不足，實現低品位和極低品位復雜難選碲礦資源的高效分離與富集問題，本發明的目的是提供一種復雜碲礦的選礦方法，該方法中碲礦石采用破碎、磨礦、分級,分級后粒度0.039mm以下的物料進行重選拋尾，聯合浮選工藝回收中細粒和細粒締礦物，本方法可有效回收低品位、極低品位復雜締礦中的締。
[0006]本發明按以下技術方案完成:
(I)將破碎后粒度< 12_的碲礦石進行選擇性的磨礦，磨礦濃度為60-64%，磨礦產品經過高頻振篩分級，其中粒度0.074mm以上的物料返回磨礦過程中，至磨礦產品磨礦細度為-0.074mm占90?92%，對最終的磨礦產品進行分級； (2)經過步驟(I)分級后的粒度0.039mm以下的物料進行重選拋尾，重選粗精礦與粒度
0.039mm以上的物料合并后進入后續浮選工藝，通過浮選進一步提高精礦品位，重選尾礦匯入總尾礦；
(3)將步驟(2)得到的物料進行粗選，礦漿濃度為25?30wt%，礦漿的pH保持在9?11，在礦漿中依次加入2000?2400g/t的抑制劑、100?120g/t的捕收劑、30?45g/t的起泡劑，攪拌5?7分鐘，粗選刮泡時間為4?6分鐘，經粗選獲得的泡沫產品為粗選精礦，其余槽內產品為粗選中礦；
(4)在步驟(3)得到的粗選中礦中依次添加700-800g/t的抑制劑、20-25g/t的捕收劑，攪拌4?6分鐘，然后進行掃選，掃選刮泡時間3?4分鐘，收集泡沫產品為掃選中礦，槽內廣品匯入最終尾礦，掃選中礦返回粗選作業再選；
(5)步驟(3)中得到的粗選精礦經三次精選，每次作業獲得的槽內產品分別返回上一級作業進行再選，泡沫產品進入下一步選別，僅在第一次精選作業前添加抑制劑，按照粗選精礦的干基質量計，每噸粗選精礦的干基添加90_110g的抑制劑，經第二次精選最終獲得的泡沫產品為含有中細粒和細粒碲礦物的碲精礦，碲精礦產品碲品位為3.30%?4.20%、回收率為85%?90%。
[0007]本發明中粒度0.039mm以下的物料采用細粒搖床、離心機或螺旋分選機進行重選拋尾。
[0008]所述抑制劑為碳酸鈉、水玻璃和六偏磷酸鈉的一種或幾種任意比例的混合物，純度為工業級，使用前加水稀釋至質量百分比濃度為1%?5%。
[0009]所述捕收劑為DDTC、Z200、乙基黃藥的一種或幾種任意比例混合物，使用前需要加水稀釋至質量濃度0.5%?1%，其中Z200為深黃色油狀液體；起泡劑為松醇油，純度為工業級。
[0010]本發明中復雜碲礦是指原礦石中碲品位為0.08-0.12%的的低品位、極低品位的碲礦石，而脈石礦物主要是黃鐵礦、磁黃鐵礦，其可選性與含碲礦物可選性非常相近，給碲礦物的分離帶來難度；而且這些碲礦物的嵌布粒度不均勻，不同礦物的可磨性差異較大，磨礦過程中會產生較多的小于0.039mm的微細粒級，對后續的浮選過程造成不良影響，因此，對磨礦產品首先進行分級，然后采用重選拋尾，最后采用浮選工藝進行碲礦物的富集與回收。
[0011]所述最終獲得的碲精礦(第三次精選作業泡沫產品)的成分為Te 3.3?4.2wt%、Fe 15 ?20wt%、MgO 8 ?16wt%、Bi 7 ?10wt%、Cu3 ?6wt%、Ag 2.5 ?4g/t ;締的回收率為 85% ?90%ο
[0012]本發明與公知技術相比存在的優點:
I)本發明填補了國內外復雜碲礦的選礦方法的空白；本發明處理含碲0.08%?0.12%的低品位和極低品位的碲礦石，可獲得碲品位為3.30%?4.20%、回收率為85%?90%的浮選碲精礦。
[0013]2)本發明通過重選拋尾-浮選聯合工藝，將磨礦產品進行分級入選；根據不同礦石的可磨性不同，脈石礦物易產生細泥，同時發現在磨礦過程中含碲礦物首先解離出來，因此，首先將粒度-0.039mm的部分采用重選拋棄大量的尾礦，既可以避免礦物細泥對后續浮選作業的不良影響，又可以減少入選礦量；該工藝分選效果好，指標穩定。
[0014]3)本發明采用選擇性磨礦、分級入選，阻止了礦泥對浮選行為的干擾和破壞，提高了藥劑協同作用的效果；組合藥劑加強了浮選效果，提高了浮選效率。
[0015]4)本發明以復雜碲礦石為原料，采用水力分級，粒度-0.039mm重選拋尾-一粗一掃三精的重浮聯合工藝流程，獲得碲精礦產品。本方法工藝簡單，流程結構合理，對原料的適應性較寬，分選效果好，指標穩定易于工業化實施。
【專利附圖】
【附圖說明】
[0016]圖1本發明的工藝流程示意圖。
【具體實施方式】
[0017]以下結合實施例和附圖對本發明做進一步描述，但本發明不限于以下所述范圍。
[0018]實施例1:極低品位、復雜難選碲礦礦樣取自四川石棉，含Te 0.08%、S 9.04%、Fe19.59%、S12 4.90%、CaC0324.91%、Mg0 10.80%、Al2O3 3.09%，采用如圖1 所示的工藝流程，具體工藝參數和選礦指標如下:
(1)將破碎后粒度<12mm的碲礦石在球磨機中進行選擇性的磨礦，磨礦條件為磨礦濃度60%，磨礦體系的pH 7.5?8，磨礦產品經過高頻振篩分級，其中粒度大于0.074mm的部分返回磨礦機，至磨礦產品磨礦細度為-0.074mm占90%，對最終的磨礦產品采用水力旋流器進行分級；
(2)經過步驟(I)分級后的粒度0.039mm以下的物料采用細粒搖床進行重選拋尾，拋棄大量的尾礦，獲得含碲品位為1.0%和相對給礦的回收率為11.71%的重選精礦，重選精礦與粒度0.039mm以上的物料混合，采用浮選方法回收，重選尾礦匯入總尾礦；
(3)浮選的粗選作業:將步驟(2)得到的物料進行粗選，礦漿濃度為28wt%，礦漿的pH保持在9?10，按照質量計，在礦漿依次加入2000g/t組合抑制劑(碳酸鈉:水玻璃:六偏磷酸鈉=質量比2:2:1 )、110g/t組合捕收劑(DDTC:乙基黃藥=質量比1:2)、起泡劑松醇油用量為30g/t，攪拌時間5分鐘，粗選刮泡時間4分鐘，收集泡沫產品為粗選精礦，其余槽內產品為粗選中礦；
(4)浮選的掃選:在步驟(3)得到的粗選中礦中依次添加700g/t的抑制劑(碳酸鈉:水玻璃:六偏磷酸鈉=質量比2:2:1)、20g/t的組合捕收劑(DDTC:乙基黃藥=質量比1:2 )，攪拌6分鐘，掃選刮泡時間3分鐘，收集泡沫產品為掃選中礦，槽內產品匯入最終尾礦，掃選中礦返回粗選作業再選；
(5)浮選的精選作業:步驟(3)中得到的粗選精礦經三次精選，每次作業獲得的槽內產品分別返回上一級作業進行再選，泡沫產品進入下一步選別，僅在第一次精選作業前添加抑制劑(碳酸鈉:水玻璃:六偏磷酸鈉=質量比2:2:1)，按照粗選精礦的干基質量計，每噸粗選精礦的干基添加95g的抑制劑，經第三次精選最終獲得的泡沫產品為含有中細粒和細粒碲礦物的碲精礦，產出碲品位為3.50%?4.0%、回收率為85%?90%的碲精礦產品。
在原礦碲的品位非常低的情況下，最終獲得了品位為3.54%、回收率為87.86%、富集比為44.25的締精礦,這個指標是目前針對極低品位難選締礦石的選礦公開文獻和資料中最好的指標，與傳統的方法比較，具有操作簡單，指標穩定性好，富集比高，生產成本低的優點。
[0019]實施例2:河南低品位、復雜難選碲礦礦樣，含Te 0.11%、S 9.64%、Fe 20.53%、S12 5.30%、CaC0323.82%、MgO 11.25%、Al2O3 3.22%，具體工藝參數和選礦指標如下:
(1)將破碎后粒度<12mm的碲礦石在球磨機中進行選擇性的磨礦，磨礦條件為磨礦濃度62%，磨礦體系的pH 7.5?8，磨礦產品經過高頻振篩分級，其中粒度0.074mm以上的物料返回磨礦機，至磨礦產品磨礦細度為-0.074mm占92%，對最終的磨礦產品采用水力旋流器進行分級；
(2)經過步驟(I)分級后的粒度0.039mm以下的物料采用離心機進行重選拋尾，拋棄大量的尾礦，獲得含碲品位為1.2%和相對給礦回收率為10.68%的重選精礦，重選精礦與粒度0.039mm以上的物料混合，采用浮選方法回收，重選尾礦匯入總尾礦；
(3)浮選的粗選作業:將步驟(2)得到的物料進行粗選，礦漿濃度為25wt%，礦漿的pH保持在10?11，按照質量計，在礦漿依次加入2200g/t組合抑制劑(碳酸鈉:水玻璃:六偏磷酸鈉=質量比2:2:1.2)、120g/t捕收劑Z200、起泡劑松醇油用量為30g/t，攪拌6分鐘，粗選刮泡時間5分鐘，收集泡沫產品為粗選精礦，其余槽內產品為粗選中礦；
(4)浮選的掃選:在步驟(3)得到的粗選中礦中依次添加780g/t的抑制劑(碳酸鈉:水玻璃:六偏磷酸鈉=2:2:1.2)、25g/t的捕收劑Z200，攪拌4分鐘，掃選刮泡時間4分鐘，收集泡沫產品為掃選中礦，槽內產品匯入最終尾礦，掃選中礦返回粗選作業再選；
(5)浮選的精選作業:步驟(3)中得到的粗選精礦經三次精選，每次作業獲得的槽內產品分別返回上一級作業進行再選、泡沫產品進入下一步選別，僅在第一次精選作業前添加抑制劑(碳酸鈉:水玻璃:六偏磷酸鈉=質量比2:2:1.2)，按照粗選精礦的干基質量計，每噸粗選精礦的干基添加10g的抑制劑，經第三次精選最終獲得的泡沫產品為含有中細粒和細粒碲礦物的碲精礦，產出碲品位為4.10%?4.40%、回收率為89%?91%的碲精礦產品。
[0020]在原礦碲的品位非常低的情況下，獲得了品位為4.20%、回收率為90.00%、富集比為38.18的締精礦,這個指標是目前針對低品位、難選締礦石的選礦公開文獻和資料中最好的指標，與傳統的方法比較，具有操作簡單，指標穩定性好，富集比高，生產成本低的優點。
[0021]實施例3:四川低品位、復雜難選碲礦礦樣，含Te 0.12%, S13.82%, Fe 26.20%、S12 10.21%、CaC0321.52%、MgO 12.65%、Al2O3 4.67%，具體工藝參數和選礦指標如下:
(1)將破碎后粒度<12mm的碲礦石在球磨機中進行選擇性的磨礦，磨礦條件為磨礦濃度64%，磨礦體系的pH 7.5?8，磨礦產品經過高頻振篩分級，其中粒度大于0.074mm的部分返回磨礦機，至磨礦產品磨礦細度為-0.074mm占92%，對最終的磨礦產品采用水力旋流器進行分級；
(2)經過步驟(I)分級后的粒度0.039mm以下的物料采用螺旋分選機進行重選拋尾，拋棄大量的尾礦，獲得含碲品位為1.4%和相對給礦的回收率為8.28%的重選精礦，重選精礦與粒度0.039mm以上的物料混合，采用浮選方法回收,重選尾礦匯入總尾礦；
(3)浮選的粗選作業:將步驟(2)得到的物料進行粗選，礦漿濃度為30wt%，礦漿的pH保持在9?10，按照質量計，在礦漿依次加入2400g/t抑制劑碳酸鈉、100g/t組合捕收劑(DDTC:Z200=質量比3:1)、起泡劑松醇油用量為30g/t，攪拌時間7分鐘，粗選刮泡時間6分鐘，收集泡沫產品為粗選精礦，其余槽內產品為粗選中礦；
(4)浮選的掃選:在步驟(3)得到的粗選中礦中依次添加800g/t的抑制劑碳酸鈉、22g/t的組合捕收劑(DDTC:Z200=質量比3:1)，攪拌5分鐘，掃選刮泡時間3.5分鐘，收集泡沫產品為掃選中礦，槽內產品匯入最終尾礦，掃選中礦返回粗選作業再選；
(5)浮選的精選作業:步驟(3)中得到的粗選精礦經三次精選，每次作業獲得的槽內產品分別返回上一級作業進行再選，泡沫產品進入下一步選別，僅在第一次精選作業前添加抑制劑碳酸鈉，按照粗選精礦的干基質量計，每噸粗選精礦的干基添加IlOg的抑制劑，經第三次精選最終獲得的泡沫產品為含有中細粒和細粒碲礦物的碲精礦，產出碲品位為
4.10%?4.40%、回收率為89%?91%的碲精礦產品。
[0022]在原礦碲的品位非常低的情況下，獲得了品位為4.26%、回收率為91.21%、富集比為35.50的締精礦,這個指標是目前針對低品位、難選締礦石的選礦公開文獻和資料中最好的指標，與傳統的方法比較，具有操作簡單，指標穩定性好，富集比高，生產成本低的優點。
【權利要求】
1.一種復雜碲礦的選礦方法，其特征在于具體步驟包括如下: (1)將破碎后粒度<12mm的碲礦石進行選擇性的磨礦，磨礦濃度為60_64%，磨礦產品經過高頻振篩分級，其中粒度在0.074mm以上的物料返回磨礦過程中，至磨礦產品細度為-0.074mm占90?92%，對最終的磨礦產品進行分級； (2)經過步驟(I)分級后的粒度在0.039mm以下的物料進行重選拋尾，重選粗精礦與粒度在0.039mm以上的物料合并后進入后續浮選工藝，重選尾礦匯入總尾礦； (3)將步驟(2)得到的物料進行粗選，礦漿濃度為25?30wt%，礦漿的pH保持在9?11，在礦漿中依次加入2000?2400g/t的抑制劑、100?120g/t的捕收劑、30?45g/t的起泡劑，攪拌5?7分鐘，粗選刮泡時間為4?6分鐘，經粗選獲得的泡沫產品為粗選精礦，其余槽內產品為粗選中礦； (4)在步驟(3)得到的粗選中礦中依次添加700-800g/t的抑制劑、20-25g/t的捕收劑，攪拌4?6分鐘，然后進行掃選，掃選刮泡時間3?4分鐘，收集泡沫產品為掃選中礦，槽內廣品匯入最終尾礦，掃選中礦返回粗選作業再選； (5)步驟(3)中得到的粗選精礦經三次精選，每次作業獲得的槽內產品分別返回上一級作業進行再選，泡沫產品進入下一步選別，僅在第一次精選作業前添加抑制劑，按照粗選精礦的干基質量計，每噸粗選精礦的干基添加90?IlOg的抑制劑，經第二次精選最終獲得的泡沫產品為含有中細粒和細粒碲礦物的碲精礦。
2.根據權利要求1所述的復雜碲礦的選礦方法，其特征在于:粒度0.039mm以下的物料采用細粒搖床、離心機或螺旋分選機進行重選拋尾。
3.根據權利要求1所述的復雜碲礦的選礦方法，其特征在于:抑制劑為碳酸鈉、水玻璃、六偏磷酸鈉的一種或幾種任意比例的混合物。
4.根據權利要求1所述的復雜碲礦的選礦方法，其特征在于:捕收劑為DDTC、Z200、乙基黃藥的一種或幾種任意比例混合物。
5.根據權利要求1所述的復雜碲礦的選礦方法，其特征在于:起泡劑為松醇油。
【文檔編號】B03B1/00GK104148166SQ201410382060
【公開日】2014年11月19日 申請日期:2014年8月6日 優先權日:2014年8月6日
【發明者】童雄, 王曉, 鄧政斌, 謝賢, 呂昊子, 呂向文, 周永誠, 韓彬 申請人:昆明理工大學