從浸金尾渣中回收葉碲鉍礦選礦試驗研究

路曉龍 李天恩 任金菊 范 娜

(西安天宙礦業科技集團公司，西安 710000)

碲為稀散元素，在地殼中的含量極少，但卻是我國工業發展不可或缺的元素。據統計，碲在冶金工業中的應用占了碲應用總量的42%，化工行業占碲應用總量的21%左右，電子電氣工業用量約占8%，并應用于醫療、陶瓷、新能源等領域。工業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，產量遠不能滿足工業發展的需要，每年需從國外進口精煉碲20 t左右[1-4]。據報道，碲品位超過4%時直接采用冶金工藝提取才具有經濟價值[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狀有著重大的現實意義。

葉碲鉍礦(Bi4Te3)極為罕見[7]，關于葉碲鉍礦的選礦資料匱乏。我國于20世紀90年代初在某金礦中首次發現這種新礦物。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。試驗目的從尾渣回收葉碲鉍礦，以實現對礦產資源的綜合高效利用。通過對礦石性質及選礦試驗研究，實現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)資源綜合利用技術的空白。

1 浸渣性質分析

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 浸渣多元素分析結果Table 1 Multi-component analysis results of leaching residue /%

表2 浸渣粒度篩析結果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，導致回收率降低，因此試驗過程中應盡可能保護葉碲鉍礦的粒度，避免磨礦。

2 試驗方案確定

根據浸渣的礦物組成、粒度、共生及嵌布特點，從浮選、重選、磁—重聯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，最后經搖床重選可獲得精礦品位、回收率相對較好的指標。

確定磁—重聯合選礦工藝。工藝原則流程見圖2。

圖2 磁—重聯合工藝原則流程Fig.2 The principle flowsheet of magnetic-gravity combined process

3 試驗結果與分析

3.1 磁選條件試驗

浸渣直接重選試驗發現，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，為重選創造有利條件。由于葉碲鉍礦均在27 μm以下，目前工業生產分級效率低，且難以實現。根據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象致使粗精礦產率有所下降，因而回收率略低。對比發現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，試驗結果見表5。

表4 給礦濃度條件試驗結果Table 4 Test results of feeding concentration condition

表5 磁選場強條件試驗結果Table 5 Test results of magnetic separation intensity condition

表5試驗結果表明，磁選最高可除去一半以上的雜質，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。

3.2 懸振錐面選礦機條件試驗

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、轉動頻率20Hz，改變礦漿濃度進行試驗，給礦濃度條件試驗結果見表6。

表6 給礦濃度條件試驗結果Table 6 Test results of feeding concentration condition /%

由試驗結果可知，給礦濃度為20%選別指標最好。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%，轉動頻率為20 Hz，調節懸震錐面選礦機的振動頻率，試驗結果見表7。

表7 振動頻率條件試驗結果Table 7 Test results of vibration frequency condition /%

根據表7試驗結果分析：懸震錐面選礦機可拋掉大部分的細泥，產率由磁選后的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，選擇振動頻率22 Hz進行后續試驗。

3.2.3 轉動頻率條件試驗

懸震錐面選礦機通過圓盤分選面的轉動實現物料的運搬分帶，轉速通過轉動頻率調節。轉速的快慢可以主要對分選效果產生影響。轉速太快，導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，調節懸震錐面選礦機的轉動頻率，試驗結果見表8。

表8 轉動頻率條件試驗結果Table 8 Test result of rotational frequency condition /%

表8試驗結果表明，轉動頻率增大，轉速提高，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，粗精礦產率與回收率呈上升趨勢，精礦品位逐漸下降。當轉動頻率達到18 Hz時，粗精礦回收率趨于穩定。在保證回收率的同時為盡可能的提高搖床入選品位，選擇轉動頻率18 Hz進行后續試驗。

3.2.4 懸震拋尾粒級分析

經懸振錐面選礦機重選拋掉的尾礦產率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，通過現有的重選手段難以回收，導致精礦回收率偏低。

圖3 尾礦激光粒度儀分析結果Fig.3 Analysis result of tailing by laser particle size analyzer

3.3 搖床重選試驗

磁選—懸震錐面選礦機重選所得粗精礦經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，懸震精礦經一次搖床可得精礦1含碲品位18.91%，鉍41.25%，作業回收率分別為71.90%、71.93%?？梢娊洿胚x—懸震錐面選礦機選別后的粗精礦再經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 搖床重選試驗結果Table 9 Test result of table gravity separation

3.4 聯合工藝試驗

在上述試驗條件的基礎上進行聯合工藝綜合條件試驗，試驗流程見圖5，試驗結果過見表10。

由表10試驗結果可知，磁—重(懸振錐面選礦機+搖床)聯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。

4 結論

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，根據尾礦礦物組成特點，采用磁選預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，得到的粗精礦再經過搖床重選最終獲得碲(鉍)精礦。

圖5 磁-重聯合工藝試驗流程Fig.5 Flowsheet of magnetic-gravity combined process

表10 磁-重聯合工藝試驗結果Table 10 Test result of magnetic-gravity combined process /%

2)采用磁—重(懸振錐面選礦機+搖床)聯合工藝的選別指標較好，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)資源綜合利用技術的空白。

3)磁—重(懸振錐面選礦機+搖床)聯合工藝流程綜合回收金浸渣中葉碲鉍礦，工藝流程簡單，技術操作直觀，尾水循環使用，環保無污染。