從銅尾礦中回收鉍金屬選礦試驗

1、從銅尾礦中回收鉍金屬選礦試驗郭銳1,2，劉丹1,2，郭志強1,2，王伊杰1,2，夏節(jié)1,2，文書明1,2（1.昆明理工大學(xué) 省部共建復(fù)雜有色金屬資源清潔利用國家重點實驗室，昆明 650093；2.昆明理工大學(xué) 國土資源工程學(xué)院，昆明 650093）摘 要：某銅鉍礦選銅后的尾礦經(jīng)初步富集得到品位僅為3.94%的鉍粗精礦，通過對鉍的賦存狀態(tài)以及顯微結(jié)構(gòu)進行分析，發(fā)現(xiàn)礦樣中的鉍以細粒自然鉍的形式存在，同時，大量自然鉍與其它礦物伴生或包裹，這部分鉍占到總量的59.15%，屬于難選鉍。針對該礦石的性質(zhì)，研究了磨礦細度以及藥劑制度對浮選指標的影響，確定了“一次粗選-兩次掃選-三次精選”的試驗流程，最終獲得

2、品位為25.06%，回收率為77.31%的鉍精礦。對精礦進行X射線衍射分析，結(jié)果表明：精礦組成復(fù)雜，除了自然鉍外，還存在包裹鉍的其它礦物，這部分礦物以方鉛礦為主。關(guān)鍵詞：鉍精礦；提質(zhì)；方鉛礦；包裹中圖分類號：TD952 文獻標識碼：A 文章編號： Beneficiation test of bismuth metal from copper tailingsGUO Rui1,2，LIU Dan1,2，GUO Zhiqiang 1,2，WANG Yijie1,2，XIA Jie1,2，WEN Shuming1,2(1.State Key Laboratory of Complex Nonferr

3、ous Metal Resources Clean Utilization, Kunming University of Science and Technology, Kunming 650093, China；2. Faculty of Land Resource Engineering, Kunming University of Science and Technology, Kunming 650093, China)Abstract: The bismuth concentrate with a grade of only 3.94% was obtained by the pre

4、liminary enrichment of the tailings after copper separation from copper- bismuth ore. The bismuth in the sample in a form of tiny native bismuth by occurrence state and microstructure analysis, a large number of bismuth about 59.15 percent, meanwhile, associate with or included in other minerals, th

5、is parts bismuth belongs to refractory bismuth. The influence of grinding fineness and regime of agents on flotation indexs were analyzed according to the ore properties, then, a bismuth concentrate with grade is 25.06% and recovery is 77.31% was obtained by a flotation process including “one stage

6、roughing-two stage scavenging-three stage cleaning”. X-ray diffraction analysis on concentrate shows that composition of the concentrate is rather complex, except native bismuth, there are other minerals which contains bismuth, this parts minerals mainly are galena.Key words: bismuth concentrate；upg

7、rading；galena；inclusion鉍是一種微量元素，獨立礦床很少，在地殼中的含量很低，但其應(yīng)用卻很廣泛，主要用于制造低熔點合金、冶金添加劑、醫(yī)藥用品、化工用品1-4等。鉍礦物主要以伴生礦的形式存在于其它金屬硫化礦中，品位通常低于0.5%5-7，尤其是銅礦與鉍礦的共伴生，常常導(dǎo)致銅精礦質(zhì)量不合格，以及鉍的損失，中外選礦工作者對銅鉍的分離進行了大量的研究，銅鉍分離方法有重選法、浮選法和濕法冶金三種方法，但是分離效果均不理想，目前分離銅鉍最常用的方法是濕法冶金直接制取海綿鉍，但該工藝存在諸多缺陷：比如能耗大、投資大、成本高、環(huán)境污染等8-9。 采用浮選法進行銅鉍分離則存在分離困難、分離不

8、徹底的問題 10。本文所研究的礦石來自云南紅河某銅礦山，目前該廠僅僅只有單一的銅金屬回收流程，原礦中的鉍金屬沒有得到有效的回收，因此本次試驗研究目的就是對選銅以后尾礦中的鉍金屬資源進行有效的回收。選銅后的尾礦經(jīng)過初步富集獲得品位僅為3.94%的鉍粗精礦，遠遠達不到鉍精礦冶煉的要求。根據(jù)工藝礦物學(xué)研究發(fā)現(xiàn)，該礦組成復(fù)雜，鉍包裹于磁黃鐵礦和黃銅礦中，一部分與方鉛礦連生，包裹狀的自然鉍粒度極細，極大的影響了鉍的選礦。本文在前人的研究基礎(chǔ)上，針對該礦石的特點，進行了一系列的選礦試驗研究，最終獲得品位為25.06%，回收率為77.31%的鉍精礦，為規(guī)?；_發(fā)此礦石提供了試驗依據(jù)。1 試驗1.1 礦樣與試

9、劑1.1.1 礦樣對該銅尾礦初步富集后的鉍粗精礦進行化學(xué)多元素分析和鉍元素賦存狀態(tài)考查，得到其化學(xué)多元素分析結(jié)果見表1，鉍金屬的賦存狀態(tài)結(jié)果見表2。表1 化學(xué)多元素分析結(jié)果Tab.1 Multi-element analysis results of ore sample元素BiCuSPbFeSiO2品位/%3.940.6219.463.3831.1924.37表2 鉍金屬賦存狀態(tài)分析結(jié)果Tab.2 Occurrence state analysis results of bismuth礦物自然鉍黃銅礦、方鉛礦磁黃鐵礦石英及其它合計分配量/%1.611.250.480.603.94分配率/%4

10、0.8531.6312.2315.29100對該樣品進行多元素分析發(fā)現(xiàn)，除了鉍以外，樣品中還含有大量的鐵、硫、二氧化硅，其中，鐵以黃鐵礦或磁黃鐵礦形式存在，除此之外，還含有鉛、銅等元素。鉍主要以自然鉍和包裹狀形式存在，自然鉍含量為40.85%，包裹狀的鉍總量為59.15%，其中包裹于方鉛礦中的鉍金屬可以回收，而磁黃鐵礦等脈石礦物中的為難選鉍。為了進一步查明鉍金屬與其它礦物的共生或包裹關(guān)系，對選銅后的礦物進行了顯微結(jié)構(gòu)分析，如圖1所示。DCBAA圖1 礦樣中主要礦物嵌布關(guān)系Fig.1 OM images of main minerals in raw ore通過顯微照片可以看出，礦石中的自然鉍(

11、Bi)、磁黃鐵礦(Po)、方鉛礦(Gn)和黃銅礦(Ccp)形態(tài)均不規(guī)則，呈它形粒狀，金屬礦物浸染分布于礦石中。其中有用礦物鉍金屬主要與方鉛礦、黃銅礦連生，見圖A、圖B和圖D。同時，從圖B、圖C和圖D中還能看出，一部分鉍包裹于磁黃鐵礦或黃銅礦中。而且顯微照片的結(jié)果還表明，鉍金屬以星點狀分布于礦石中，且鉍的嵌布粒度整體較細，這將極大的影響鉍的選礦，尤其是嵌布在黃鐵礦中的鉍，如果抑制黃鐵礦，則鉍金屬會流失；若不抑制則會導(dǎo)致鉍精礦質(zhì)量不高。1.1.2 試劑試驗中所用到的試劑有硫化鈉、氧化鈣、碳酸鈉、乙硫氮以及25#黑藥。其中硫化鈉、乙硫氮和25#黑藥為工業(yè)級，氧化鈣和碳酸鈉為分析純。1.2 試驗方法在

12、磨礦濃度為65%條件下，每次取礦樣500 g，并加入石灰及硫化鈉磨礦，磨至目標細度，加入1.5L浮選槽中，進行調(diào)漿作業(yè)依次加入所需浮選藥劑，規(guī)定時間進行浮選刮泡，然后過濾、烘干、稱重、制樣、化驗，最終計算各浮選產(chǎn)品指標。2 試驗結(jié)果與討論2.1 條件試驗流程針對該礦物，首先進行了探索試驗，采用探索試驗的試驗流程，將氧化鈣和硫化鈉作為抑制劑加入到磨機中進行磨礦，之后用碳酸鈉作為活化劑，乙硫氮和25#黑藥作為捕收劑，采用一段粗選的試驗流程，進行了一系列條件試驗。其流程圖如圖2所示。鉍粗精礦氧化鈣 硫化鈉 碳酸鈉 乙硫氮25#黑藥 磨礦圖2 條件試驗流程圖Fig.2 Condition test f

13、low chart精礦尾礦2.1.1 磨礦細度條件試驗?zāi)サV細度是影響礦物單體解離的關(guān)鍵因素。如果礦物的粒度太大，會使得礦物單體解離效果很差，從而影響鉍金屬的浮選指標；如果礦物的粒度太小，會導(dǎo)致過粉碎，使得礦物泥化嚴重，并且細粒級的黃鐵礦對鉍金屬的浮選指標影響很大，所以應(yīng)該選擇合適的磨礦細度，使得鉍金屬的浮選指標達到最佳值。本次試驗的藥劑制度為：氧化鈣4 kg/t（pH為10），乙硫氮80 g/t，硫化鈉200 g/t， 25#黑藥100 g/t. 碳酸鈉800 g/t，試驗結(jié)果如圖3所示。圖3 磨礦細度對浮選指標的影響Fig.3 Effect of grinding fineness on f

14、lotation由圖3試驗結(jié)果可知，精礦中鉍金屬的回收率先上升后緩慢下降，但是其品位并沒有先下降再上升，而是同樣的先升高后降低，這種現(xiàn)象的原因可能是隨著礦物粒度-74 µm含量增加，鉍金屬礦物單體解離度呈上升趨勢，使得其品位和回收率得到提高；當(dāng)?shù)V物粒度達到一定值以后，礦物粒度-74 µm含量進一步增加，使得細粒級的脈石礦物及可浮性較好的其它礦物夾帶嚴重，導(dǎo)致精礦中鉍金屬的品位和回收率均下降。綜合考慮各種因素，磨礦細度-74 µm含量85%，較為合適。2.1.2 硫化鈉條件試驗有研究表明硫化鈉的用途較廣，可以作為抑制劑、脫藥劑、硫化劑等11 。在本次試驗研究中，由于

15、所用礦物是選銅尾礦再進行了選鉍試驗，因此加入一定量的硫化鈉可以脫去先前選銅的藥劑，同時硫化鈉還可以抑制部分的硫化礦，然而如果硫化鈉用量過大，會增加選礦藥劑成本，而且會對鉍金屬礦物起到一定的抑制作用。本次試驗?zāi)康氖谴_定硫化鈉的最佳用量，根據(jù)之前的試驗，磨礦細度-74 µm含量為85%較為適宜，本次試驗藥劑制度為：碳酸鈉800 g/t， 25#黑藥100 g/t，乙硫氮80 g/t，礦漿pH=10。試驗結(jié)果如圖4所示。圖4 硫化鈉用量對浮選指標的影響Fig.4 Effect of Na2S dosage on flotation從圖4可知，當(dāng)硫化鈉用量為零時，精礦中鉍金屬的品位較低，隨著

16、硫化鈉用量的增加，精礦中鉍金屬品位也隨之上升，當(dāng)硫化鈉用量超過100 g/t時，精礦中鉍金屬品位下降較大，而鉍金屬回收率基本持平，因此本次試驗結(jié)果最佳硫化鈉用量為100 g/t。2.1.3 碳酸鈉用量試驗從相關(guān)文獻可知，碳酸鈉對自然鉍有較好的活化效果，該藥劑同樣也會活化黃鐵礦、磁黃鐵礦12-13。從工藝礦物學(xué)研究中發(fā)現(xiàn)該礦物中有磁黃鐵礦和黃鐵礦的存在，并且黃鐵礦與鉍金屬共生緊密，黃鐵礦很容易隨著鉍金屬一起上浮進入到精礦產(chǎn)品，因此應(yīng)當(dāng)適當(dāng)?shù)目刂铺妓徕c的用量, 本次試驗只進行一次粗選來確定碳酸鈉的最佳用量。通過前幾次試驗得出本次試驗?zāi)サV細度-74 µm含量為85%，礦漿pH=10，乙硫氮

17、為80 g/t，硫化鈉為100 g/t，25#黑藥為100 g/t。得出試驗結(jié)果如圖5所示。圖5 碳酸鈉用量對浮選指標的影響Fig.5 Effect of NaCO3 dosage on flotation由試驗結(jié)果可知，精礦中鉍金屬回收率隨著碳酸鈉用量增加而增加，說明碳酸鈉可以較好的活化鉍金屬，當(dāng)碳酸鈉使用量達到一定值時，隨著碳酸鈉用量的增加鉍金屬回收率逐漸下降，可能是有些磁黃鐵礦、黃鐵礦等其它礦物被活化，使得回收率下降。綜合考慮本次試驗結(jié)果為碳酸鈉最佳用量800 g/t。2.1.4 捕收劑用量試驗有研究表明25#黑藥對自然鉍具有較好的選擇性，同時該藥劑還具有起泡性14。從該礦物顯微結(jié)構(gòu)分析

18、發(fā)現(xiàn)，有較多的鉍金屬礦物與方鉛礦伴生或包裹，因此可以通過回收方鉛礦來回收鉍金屬，使用對方鉛礦具有較好選擇性的乙硫氮作捕收劑可以有效的回收礦物中的鉍金屬，所以本次試驗可以使用25#黑藥和乙硫氮兩種混合捕收劑來回收礦石中的鉍金屬。根據(jù)以上試驗結(jié)果，試驗?zāi)サV細度-74 µm含量為85%，藥劑制度為：礦漿pH=10，碳酸鈉用量為800 g/t，硫化鈉用量100 g/t。其試驗結(jié)果如圖6所示。圖6 捕收劑用量對浮選指標的影響Fig.6 Effect of collectors dosage on flotation由試驗結(jié)果可以發(fā)現(xiàn)，精礦中鉍金屬回收率隨著捕收劑用量的加大先上升后下降，而品位一

19、直處于下降狀態(tài)，綜合考慮，本次試驗得出捕收劑用量為240 g/t。2.2 粗精掃選次數(shù)試驗由前幾次試驗發(fā)現(xiàn)，該礦物在最佳藥劑用量下，鉍精礦品位依然未達到合格鉍精礦的要求。在此基礎(chǔ)上進行粗選、精選次數(shù)試驗，來確定合適的選礦流程。試驗流程如圖7所示，試驗結(jié)果見表3。鉍粗精礦氧化鈣 pH=10硫化鈉 100碳酸鈉 800乙硫氮 12025#黑藥 120-74µm 85%圖7 粗精掃選次數(shù)試驗流程Fig.7 Flotation test flowsheet of roughing-cleaning-scavenging times藥劑單位：g/t攪拌、浮選時間單位：minKn1n2n3n4n

20、5Xb氧化鈣 pH=10碳酸鈉 400乙硫氮 6025#黑藥 60氧化鈣 pH=10碳酸鈉 200乙硫氮 3025#黑藥 305558553333333333333粗選精選一精選二精選三掃選一掃選二表3 粗精掃選次數(shù)試驗結(jié)果Tab.3 Test results of roughing-cleaning-scavenging times產(chǎn)物名稱Bi產(chǎn)率/%Bi品位/%Bi回收率/%K11.5124.7371.93n11.527.552.90n21.484.731.77n35.394.225.75n45.693.424.92n52.042.361.22Xb72.360.6311.52合計100.0

21、03.96100.00從本次試驗結(jié)果可知，只進行一次粗選鉍金屬回收率為82.35%，回收率較低的原因是是有些鉍金屬包裹于可浮性較差的脈石礦物中，這部分鉍金屬礦物難以得到回收。通過三次精選后，最終精礦中鉍金屬品位為24.73%，回收率為71.93%，浮選指標較好。因此試驗流程采用一粗三精兩掃的浮選流程。2.3 浮選閉路試驗在開路試驗基礎(chǔ)上進行閉路試驗，其試驗流程如圖8所示，試驗結(jié)果見表4。鉍粗精礦氧化鈣 pH=10硫化鈉 100碳酸鈉 800乙硫氮 12025#黑藥 120-74 µm 85%圖8 浮選閉路試驗流程Fig.8 Flotation test flowsheet of cl

22、osed-circuit藥劑單位：g/t攪拌、浮選時間單位：min氧化鈣 pH=10碳酸鈉 400乙硫氮 6025#黑藥 60氧化鈣 pH=10碳酸鈉 200乙硫氮 3025#黑藥 30鉍精礦尾礦5558553333333333333粗選精選一精選二精選三掃選一掃選二表4 浮選閉路試驗結(jié)果Tab.4 Test results of closed-circuit產(chǎn)物名稱Bi產(chǎn)率/%Bi品位/%Bi回收率/%鉍精礦12.1825.0677.31尾礦87.821.0222.69合計100.003.948100.00通過閉路試驗獲得的鉍精礦品位為25.06%，回收率為77.31%。尾礦中鉍金屬仍損失了

23、22.69%，這部分鉍金屬可能包裹于石英等脈石礦物或磁黃鐵礦中，隨著這些礦物進入尾礦中。最后對浮選閉路所得到的鉍精礦進行X射線衍射分析，分析結(jié)果如圖9所示。鉍精礦產(chǎn)品中的鉍金屬主要以自然鉍和鉛鉍礦的形式存在，并且還含有黃鐵礦、黃銅礦、方鉛礦等伴生礦物，該精礦的礦物組成比較復(fù)雜。圖9 精礦XRD分析結(jié)果Fig.9 XRD analysis results of concentrate3 結(jié)論1）鉍粗精礦品位為3.94%，鉍以多種形式賦存，主要以自然鉍的形式存在，其次，有的與方鉛礦連生，也有被黃鐵礦或黃銅礦包裹的鉍，其中包裹狀的鉍為難選鉍。2）通過一次磨選試驗確定最佳磨礦細度和最佳藥劑制度。最佳磨

24、礦細度-74 µm含量為85%，礦漿pH值為10，硫化鈉用量為100 g/t，碳酸鈉用量為800 g/t，捕收劑(乙硫氮：25#黑藥)用量為240 g/t（1:1）。3）通過一粗兩掃三精的閉路流程，可以獲得品位為25.06%，回收率為77.31%的鉍精礦。尾礦中損失的鉍有22.69%，這部分鉍可能以包裹狀存在于脈石中，不易于捕收，該結(jié)果與工藝礦物學(xué)研究成果相吻合。通過對精礦進行X射線衍射分析，可以看出精礦組成復(fù)雜，除了自然鉍外，還有方鉛鉍礦，以及其它礦物。參考文獻1戴永年,楊斌,馬文會,陳為亮,代建清.有色金屬真空冶金進展J. 昆明理工大學(xué)學(xué)報(理工版),2004,(04):1-4.

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