某黄金冶炼厂氰化尾渣综合利用研究_徐承焱
某氰化尾渣浮选回收铅锌试验研究
传统的方铅矿捕收剂主要有乙黄药 、 丁黄药 、 苯 胺黑药 、 乙硫氮等 ， 笔者通过单一和混合用药的捕收 试 验 进行 比较 。 由于 乙硫 氮对 铅 的捕 收能力 强 ， 可 以
改善 铅 、 锌 分 离效 果 ， 对铜 、 铁 硫 化矿 物 捕 收 力 弱， 有
表１ 氰化尾渣化学成分 ｍ ｇ ／ ｇ
４ ０ ％； 锌精矿品位低 １ ３ ％、 回收率 ３ ５ ％。铅锌矿物的有 效 回收 问题 亟待 解 决 。为此 ， 笔 者 特进 行 了从氰 化 尾
渣 高效 回收铅 锌 的新 工 艺研 究 。根据 该 厂氰 化 尾 渣 中各元 素 的含 量及性 质 的差 异， 考虑抑 制 、 活 化等 因素
的相互影响， 笔者初步考虑采用先｝ 昆 合浮选铅锌， 再对
混合精矿进行分离的试验方案 ， 在原有的药剂制度上
进行 改进 ， 以获得更 好 的浮选 指标 。
２ ＿ １ 铅 锌 混合浮 选试 验
试 验 中采用 亚硫 酸钠 作 为黄 铁矿 的抑制 剂 ， 丁 基
黄药和 乙硫氮混合捕收剂作为方铅矿 、 闪锌矿 的捕
助于获得合格 的铅精矿ｂ 】 。笔者最终选择单独使用
浮 选 获 得 的铅 锌 混 合 精 矿 化 验 结 果 为 ： 铅 品 位 乙硫 氮作铅锌分离的捕收剂 ， 捕收剂用量试验结果 ２ １ ． ２ ５ ％， 回收 率 ８ ２ ． １ ０ ％； 锌 品位 ２ ２ ． ５ ０ ％， 回 收 率 见 图 １ ， 由此 可见 乙硫 氮 的最佳 用量 为 １ ５ ｇ ／ ｌ 。
有率也 只有 ４ ０ ％， 而方 铅矿 的 占有率 只有 ３ ８ ％。在 ＜
１ ０ ｍ ｍ粒级 中， 闪锌矿 的占有率为 ２ ５ ％， 而方铅矿 的 传统 的简单堆存或填埋的处理方式 ， 造成 了很大的 占有 率 高 达 ３ ５ ． ２ ５ ％。 由此 可 知要 提 高 尾 渣 中铅 、 锌 资源 浪 费 。 因此 ， 对 氰 化 尾 渣 进 行 资 源 化 利 用 是 减 的综 合 回收 指标 ， 关键 就 是要 加 强对 细粒 级 闪锌 矿 轻 污染 、 拓宽 资源 利用 有效 途径 。 和方铅 矿 的 回收 。 新 疆 某金 银 冶炼 有 限 公 司 的氰 化提 金 工艺 虽 然 取得不错 的效益 ， 但每年产生大量的氰化尾渣 ， 带来 ２实验方案 巨大的环保压力和尾矿堆存问题 。该公司对氰化尾 氰 化 尾 渣 中 回收 铅锌 元 素 最 常用 的 方法 是 浮选 渣 中的铅锌 等有价 矿物元 素进 行 回收 ， 但 一 直存在铅
新疆某金矿氰化尾渣回收铜的试验研究报告
新疆某金矿氰化尾渣回收铜的试验研究报告目录一、实验目的……………………………………………………………………1二、实验原理……………………………………………………………………1三、实验过程……………………………………………………………………2四、实验结果及分析 (3)五、结论 (4)六、参考文献 (4)一、实验目的研究新疆某金矿氰化尾渣回收铜的方法，探究回收率及其因素，并验证其可行性。
二、实验原理新疆某金矿的氰化尾渣中含有一定量的铜，因此可以通过一定的化学反应将其中的铜分离出来。
在实验中，采用激光粒度分析仪、离子色谱仪、电导率计等设备进行监测，综合运用电解析铜的方法，最终实现回收铜的目的。
三、实验过程1. 制备溶液：选取氰化尾渣，加入浓硝酸，烘干后再加入无水醋酸，加热并搅拌，得到溶液。
2. 用激光粒度分析仪对溶液进行粒度分析，并加入乙酸钠和起泡剂。
3. 调节溶液PH至4.5左右。
4. 使用离子色谱仪对溶液中离子含量进行测定，筛选出其中的铜离子。
5. 通过电导率计对试剂进行浓度测定。
6. 运用电解析铜的方法，将溶液中铜的离子还原出来，并于铜板上收集。
4. 实验结果及分析经过实验，获得了新疆某金矿氰化尾渣反应后的溶液。
将该溶液用激光粒度分析仪进行检测，发现其颗粒大小约为5微米左右，颜色为乳白色。
根据颗粒大小和颜色可确定金脉及含铜矿石的成分。
通过离子色谱仪对溶液测定，发现其中铜离子含量较为丰富。
通过电导率计对试剂浓度进行测定，最终实现了铜的回收。
经计算，溶液回收率为90%左右，因此该方法具有很高的应用价值。
五、结论通过实验，证明了氰化尾渣回收铜的方法是可行的，能够高效、快速地回收铜，且回收率较高。
尽管实验结果存在一些误差，但该方法在新疆某金矿的实际应用中具有一定的参考价值并有望推广。
六、参考文献1. 李雪莉，高金华。
对某矿床氰化尾渣铜回收的试验研究[J].水泥设备与技术，2018(1): 68-70.2. 王娇，邱明丽，马爱琴等。
219434265_金精矿氰化尾渣综合回收金硫工艺试验研究
金精矿氰化尾渣综合回收金硫工艺试验研究收稿日期：２０２２－１２－０７；修回日期：２０２３－０４－０１作者简介：郭建东（１９７７—），男，高级工程师，从事金银冶炼、硫酸生产、金银选矿工艺技术研究应用与生产管理工作；Ｅ ｍａｉｌ：ｇｕｏｊｉａｎｄｏｎｇ０８＠１２６．ｃｏｍ郭建东１，孙一清１，陈顺勋１，商振华２（１．山东国大黄金股份有限公司；２．山东省地质矿产勘查开发局第六地质大队）摘要：某黄金冶炼厂金精矿采用直接氰化提金工艺处理，产出的氰化尾渣用作硫酸生产原料，硫元素得到利用，但其中的金没有得到回收，造成资源浪费。
试验采用氰化尾渣脱氰、浮选工艺回收金、硫，结果表明：在一级加热脱氰，二级酸化深度脱氰，三级活化选硫选金工艺技术条件下，获得的金硫精矿中金、硫品位分别为１．７５ｇ／ｔ、４８．６０％，金、硫回收率分别达到８１．５０％、９６．５０％，实现了金精矿氰化尾渣中有价元素金、硫的综合回收。
关键词：氰化尾渣；预处理；加热脱氰；浮选；综合回收 中图分类号：ＴＤ９２６．４ 文章编号：１００１－１２７７（２０２３）０６－００５１－０４文献标志码：Ａｄｏｉ：０．１１７９２／ｈｊ２０２３０６１１ 氰化浸金法因工艺简单、金回收率高等优点在全球黄金生产领域居于主导地位［１］，但氰化浸金后产生的尾渣如何处理是一大技术难题［２］。
国内通常将尾渣用作生产硫酸的原料，但由于氰化尾渣存在硫品位低、焙烧制酸系统不稳定、烧渣产量大等问题，导致大量的低铁硫酸烧渣只能长期堆放。
这不仅会污染环境，同时也会导致尾渣中的金、铁等有价元素未得到有效回收，造成资源浪费。
因此，本研究以某黄金冶炼厂金精矿氰化尾渣为研究对象，通过一级加热脱氰，二级酸化深度脱氰，三级活化选硫选金工艺技术，实现了对氰化尾渣中硫、金的综合回收。
本选别工艺与直接选矿工艺［３－４］相比，解决了由于尾渣内部杂物多，造成的药剂用量大、目的矿物回收效果差的问题，以期为黄金冶炼行业氰化尾渣有价元素的回收利用提供参考［５－６］。
云南某金矿选冶厂氰化尾渣金属化焙烧试验研究
云南某金矿选冶厂氰化尾渣金属化焙烧试验研究【摘要】对云南某金矿选冶厂氰化尾渣采用金属化焙烧方法实现破氰无害化和回收有价金属进行了试验研究，重点考查了还原剂用量、焙烧温度、焙烧时间对铁回收率的影响。
结果显示，在还原剂27%、焙烧温度1050℃、焙烧时间20min的最佳工艺条件下，焙砂含金属铁26.49%，金属铁占总铁的比例为71.87%，Au、Ag、Pb、Zn、Cu等有价金属挥发率分别为17.20%、84.91%、96.44 %、84.52 %、2.64 %。
在焙砂粒度-400目占90%、磁场强度0.3T的条件下磁选后的铁精矿产率为65.12%，铁品位49.37%，铁回收率87.51%。
金属化焙烧后，CN-浓度降至<0.05 mg/L，远小于国家排放标准，实现了无害化处理的目的。
【关键词】氰化尾渣；金属化焙烧；回收有价金属；破氰云南某多金属黄金矿山选冶厂采用“原矿半自磨+球磨二段连续磨矿—全泥氰化—弱强磁选”的冶选联合工艺回收金、银、铁等有价金属，每年产生的大量含氰尾渣采用直接送尾渣库堆存的方式处理，存在尾矿库占用土地量大，运行、维护成本高等问题，对尾矿库的安全环保带来了极大负荷。
为兼顾尾矿破氰和综合回收以铁为主的有价金属[1-2]，采用金属化焙烧的方法对此含氰尾渣进行了试验研究。
1 试验原料与方法1.1 试验原料试验原料为云南某黄金矿山选冶厂的氰化尾渣，系全泥氰化选金银、磁选铁的产物。
其主要化学成分分析结果见表1，铁物相成分如表2，XRD分析结果见图1。
从图中可看出，氰化尾渣中主要矿物为含铁矿物和石英，含铁矿物主要有赤铁矿、针铁矿和磁铁矿，并以赤铁矿为主。
试验中以产自云南某地区的块煤作为还原剂，成分如表3所示。
2 试验原理及工艺流程2.1 试验原理金属化焙烧是指将尾矿中的含铁物质还原为金属铁的焙烧工艺，是在比磁化焙烧更强的还原气氛及更高的温度下进行的更深程度的磁化焙烧过程，可将尾渣中的铁氧化物在C或者CO的作用下还原成金属铁，增加焙砂选矿后的铁精矿品位和回收率，反应如下：3Fe2O3+C=2Fe3O4+COFe2O3+3C=3Fe+3COFeO+C=Fe+CO通过焙烧来实现高温破氰的反应原理如下：3 试验结果与讨论3.1 还原剂用量对金属化焙烧效果的影响还原剂用量对金属化焙烧效果的影响见表4。
某金矿氰化尾渣无害化处理试验研究
取 １Ｌ搅拌均匀的调浆后氰化尾矿（矿浆浓度 ４０％）于反应器中，控制焦亚硫酸钠用量 ３．０ｇ／Ｌ，充 气搅拌反应 ０．５ｈ，ｐＨ值 ８．０～９．０，分别在不曝气和气 液比 １０∶１，２０∶１，５０∶１，１００∶１条件下进行试验，反应结 束后过滤，滤渣进行毒性浸出试验。试验结果见图 ４。
取某黄金矿山企业氰化尾渣进行毒性浸出鉴别， 结果见表 １。
表 １ 氰化尾渣毒性浸出鉴别结果
成分
总氰化合物 Ｃｕ Ｚｎ Ｐｂ Ａｓ Ｈｇ
ρ／（ｍｇ·Ｌ－１） ４１．０ ３０．３ １０．１１ ０．２９ ０．０１４ ０．０１１
标准ａ）
５
７５ ７５ ５ ２．５ ０．２５
注：ａ）ＨＪ９４３—２０１８《黄金行业氰渣污染控制技术规范》。
由图 １可知：随着焦亚硫酸钠用量的增加，处理 后的滤渣毒性浸出液中的总氰化合物质量浓度先快 速降低后趋于稳定。当焦亚硫酸钠用量为 ３．０ｇ／Ｌ 时，总氰化合物质量浓度为 ０．２８ｍｇ／Ｌ，满足 ＨＪ９４３—
收稿日期：２０１８－１１－２３；修回日期：２０１９－０４－１０ 作者简介：郭雪婷（１９９０—），女，吉林长春人，助理工程师，主要从事有色金属矿山废水、废渣治理工作；长春市南湖大路 ６７６０号，长春黄金研究院
取 １Ｌ搅拌均匀的调浆后氰化尾矿 （矿浆浓度 ４０％）于反应器中，控制焦亚硫酸钠用量 ３．０ｇ／Ｌ，气 液比 １００∶１，ｐＨ 值 ８．５左 右，分 别 充 气 搅 拌 反 应 ０．５ｈ、１．０ｈ、１．５ｈ、２．０ｈ，反应结束后过滤，滤渣进 行毒性浸出试验。试验结果见图 ２。
陕西某黄金冶炼厂焙烧氰化浸渣提金方法研究报告
陕西某黄金冶炼厂焙烧氰化浸渣提金方法研究报告本文研究了陕西某黄金冶炼厂焙烧氰化浸渣提金方法，分析了该方法的优缺点，并从工艺流程、操作技术、设备应用等方面对该方法进行了详细阐述。
一、工艺流程本研究采用的焙烧氰化浸渣提金方法主要由以下几个步骤组成：1. 氰化浸渣焙烧：将氰化浸渣送入焙炉中进行高温处理，使其得到充分焙烧，达到剥离金属的效果。
2. 氰化浸渣破碎：将焙烧后的氰化浸渣进行破碎，得到较小的颗粒状物料。
3. 搅拌：将破碎后的氰化浸渣与水一起搅拌，使其形成悬浮液。
4. 沉淀：将悬浮液静置一段时间，使其沉淀，得到含金泥浆。
5. 过滤：将含金泥浆进行过滤，去除杂质。
6. 洗涤：将过滤后的含金泥浆用水进行洗涤，使其去除残留杂质。
7. 烘干：将洗涤后的含金泥浆放入焙炉中进行烘干，得到金粉末。
二、操作技术1. 焙烧操作温度的选择：在本研究中，焙烧时采用了950℃的高温，能够使氰化浸渣得到充分焙烧，并且可以保证金属与其他杂质迅速分解。
2. 破碎操作：在氰化浸渣破碎时，应采用适当的粉碎机，能够将氰化浸渣破碎成较小的颗粒状物料。
3. 悬浮液搅拌操作：搅拌时间和强度应根据浸出效果进行调整。
4. 沉淀时间的选择：沉淀时间应根据泥浆中悬浮颗粒的大小、颗粒浓度等因素进行调整。
5. 过滤操作：过滤应选用细孔滤纸，过滤时应逐渐加压。
三、设备应用本研究采用了较新的设备，包括高温焙炉、永磁搅拌器、温度控制系统等。
这些设备的应用，不仅能够提高提金效率，而且能够保证产品质量。
四、优缺点分析本研究采用的焙烧氰化浸渣提金方法具有以下优点：1. 提金效率高：在保证产品质量的前提下，可以达到较高的提金效率。
2. 工艺流程简单：焙烧氰化浸渣提金方法的工艺流程相对简单，易于操作。
3. 环保性好：焙烧氰化浸渣提金方法的环保性好，能够减少对环境的影响。
但该方法也存在一些缺点，主要包括：1. 能源消耗大：焙烧氰化浸渣需要较高的温度，因此消耗的能源较大。
某黄金生产企业氰渣回填利用试验研究
Ｃｒ６＋ ＜０．００４
０．５
注：１）ＨＪ９４３—２０１８《黄金行业氰渣污染控制技术规范》回填利用要求。
收稿日期：２０１９－０３－０１；修回日期：２０１９－０６－０５ 作者简介：兰馨辉（１９８７—），男，山西阳泉人，工程师，主要从事矿山环境保护工作；长春市南湖大路 ６７６０号，长春黄金研究院有限公司环境保护
注：１）ｐＨ为无量纲量。
表 ２ 氰渣毒性浸出试验结果
ｍｇ／Ｌ
污染物 毒性浸出液 标准１）
易释放氰化物 ８．６２ ≤０．０５
总铜 ０．２１ ０．５
总铅 ＜０．０００３６
１．０
总锌 ＜０．０４ ２．０
总砷 ０．００１７４
０．５
总汞 ＜０．００００８
０．０５
总镉 ＜０．０００２
０．１
总铬 ＜０．１１ １．５
填利用要求；同时对处理后的氰渣开展了探索性充填试验研究，考察了其组成和充填强度等相关参
数，为未来进一步工业设计提供依据。研究表明：固液分离洗涤 ＋臭氧氧化法处理后的氰渣达到了
预期目标；无害化处理后的氰渣是一种较为合格的井下充填材料，但试验条件下氰渣充填体的单轴
抗压强度较小，未来需寻找更为理想的胶凝材料，并对充填体强度进行合理设计，以满足矿山生产
图 １ 固液分离洗涤试验结果
由图 １可知：随着洗涤次数的增加，洗涤液中的 污染物质量浓度逐渐降低。当氰渣洗涤超过 ２次时， 洗涤液中的易释放氰化物和总氰化合物的质量浓度 均降低至 ２０ｍｇ／Ｌ以下；当氰渣洗涤 ４次后，洗涤液 中的易释放氰化物质量浓度降低至 １ｍｇ／Ｌ以下。此 外，氰渣单次洗涤时的洗涤比越大，洗涤液中的氰化 物质量浓度越低。当总洗涤水量一定时，增加洗涤次 数，可以更有效地去除氰渣中的氰化物。因此，实验 室试验固液分离洗涤控制洗涤比 ０．５，洗涤 ２次。工 业试验及 应 用 阶 段，首 次 压 滤 洗 涤 液 返 回 生 产 流 程 （通过高效 洗 涤 压 滤 机 可 以 进 一 步 优 化 洗 涤 比 ），二 次洗涤液随氰渣进入后续氧化处理工段循环使用。 ２．２ 过氧化氢氧化试验
氰化尾渣的综合利用
氰化尾渣的综合利用作者：张永东来源：《科技视界》 2012年第8期张永东（山东金创股份有限公司山东蓬莱265613）【摘要】通过对某金矿氰化尾渣处理方法和回收有价元素的研究，研究开发出“混合浮选—分离浮选”的工艺流程，可得到合格的铜精矿和硫精矿。
达到了综合利用矿产资源，增加企业经济效益的目的。
【关键词】氰化尾渣；混合浮选；分离浮选；浮选0 前言我国部分金矿山采用浮选—金精矿氰化—锌粉置换—火法提金工艺生产金，在该工艺中，氰化作业是将浮选金精矿中的金用CN络合，络合并经压滤后的渣称为氰化尾渣。
目前氰化尾渣大多堆存未经处理。
由于氰化尾渣中含有一定品位的可回收利用的铜、金、银、硫等有价元素，若不对其回收利用，则浪费了矿产资源。
针对上述问题，本文以某金矿氰化尾渣为研究对象，对其处理方法和回收有价元素进行了研究，达到了综合利用矿产资源的目的，为其他类似金矿氰化尾渣的处理和综合利用提供了一条新途径。
１试验样品的采取试验样品取自某金矿氰化尾渣堆存场，样品含水量15%，粒度-325目占90%。
２氰化尾渣性质研究２.１氰化尾渣的物质组成氰化尾渣中主要金属矿物是硫化物：主要是黄铁矿，其次为黄铜矿，少量为方铅矿、闪锌矿等；脉石矿物主要是石英，少量绿泥石、云母、长石、高岭石等。
矿物相对含量见表1。
由表1可见，氰化尾渣中主要铜矿物为黄铜矿，因此采用常规浮选法即可回收铜。
由于闪锌矿、方铅矿含量少，而黄铁矿含量最大，因此可考虑回收铜、硫。
２.2 氰化尾渣多元素化学分析氰化尾渣多元素化学分析结果见表2。
试金分析结果：氰化尾渣中含金1.55g/t，含银173.83g/t。
由此可以看出，氰化尾渣可回收利用的元素有铜、金、银和硫，金、银将富集到铜精矿中，铜精矿冶炼后回收；硫富集后可作硫精矿。
３氰化尾渣浮选试验３.１氰化尾渣处理方案的选择由于氰化尾渣中含有黄铜矿和黄铁矿等有价矿物，因此浮选是有效的处理方法。
同时其中还含有大量的脉石矿物且有用矿物与脉石矿物粒度微细，因此可采取先混合浮选黄铜矿和黄铁矿以除去脉石矿物，然后再进行黄铜矿与黄铁矿分离浮选以得到铜精矿和硫精矿的方案。
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图 1 调整剂用量对铅锌品位及回收率的影响 ◇ -Pb的品位 ;□ -Zn的品位 ;△ -Pb的的回收率 ;○ -Zn的回收率
心技术 , 并将这些核心技术集成化 , 实现了难选冶金 矿资源的无废利用和清洁生产 。本次研究是在山东 某黄金冶炼厂实验室已取得的成果基础上 , 对山东 某黄金冶炼厂的氰化尾渣的铅锌混浮后的分离和选 铜尾矿浮选富集的硫精矿直接还原焙烧生产铁精粉 进行了试验研究 [ 1] 。 1 矿石性质 1.1 原料来源
S 28.89
Fe 27.54
Cu 0.38
SiO
2
30.0
元 素
Pb
Zn
Au
Ag
含 量
0.74
0.65
0.94
18.9
注 :Au、Ag单位为 g/t。
徐承焱 (1982— ), 男 , 北 京科 技大学 土木与 环境学 院 , 博士 研究生 , 100083 北京市海淀区学院路 30 号 。
精 矿
铅精矿 锌精矿
表 3 铅锌浮选试验结果 %
品 位
Pb
Zn
回收率
Pb
Zn
产 率
Pb
Zn
30.29 41.19 70.12 5.98 3.73% 12.47
74.93 5.57
21.24 0.75
30.86 0.21
图 3 组合捕收剂对铅锌品位及回收率的 影响 ◇ -Pb的品位 ;□ -Zn的品位 ;△ -Pb的的回收率 ;○ -Zn的回收率
DSeecreimesbeNro .3290008 金
M属ET AL M矿INE 山
2
总 第 390期 008年第 12期
·综合利用 ·
某黄金冶炼厂氰化尾渣综合利用研究
徐承焱 孙春宝 莫晓兰 孙体昌
(北京科技大学 )
摘 要 研究了氰 化提金的尾渣多元素回收利用技术和 铜尾浮 选出的 硫精矿 直接焙 烧生成铁 精粉等 集成化 技术 , 通过浮选试验和焙烧试验可以发现在合适的工艺 条件下 , 可以 达到氰 化尾渣 中有价 多元素的 有效回 收和有 望在 工业中实现高品位的硫铁矿直接焙烧生成合格铁精粉 , 最终可获得含 Pb品位为 30.29%, 回 收率为 70.12%的 铅精矿 , 含 Zn品位为 41.19%, 回收率为 74.93%的锌精矿 , 含铜 7%的铜精矿和含硫 40% ～ 50%的硫精矿 ;在最佳 的硫铁矿入炉品位 、粒度 、富氧程 度下 , 可获得全铁品位 65%以 上的铁精粉 , 为黄 金行业向 清洁无废 化方向 发展提 供了新的途径 。
表 2 铅锌混合浮选药剂制度
选别作业
药剂名称
用量 /(g/t)
粗 选 亚硫酸钠 +丁黄 +乙硫氮 +2#油 1000 +125 +125 +50
扫选 Ⅰ
丁黄 +乙硫氮 +2#油
60 +60 +25
扫选 Ⅱ
丁黄 +乙硫氮 +2#油
30 +30 +10
浮选获得的混合铅锌精矿的分析指标 , 铅精矿 品 位 20.23%, 回 收 率 81.46%;锌 精 矿 品 位 21.50%, 回收率 87.41%。 4 铅锌的浮选分离试验
表 4 铜浮选药剂制度
选别作业
粗 选 扫选Ⅰ 扫选Ⅱ
药剂名称
NaSO3 +NaCO3 +K2Cr2O7 +丁黄 +丁胺 +2#油 丁黄 +丁胺 +2#油 丁黄 +丁胺 +2#油
用量 (g/t)
200 +100 +100 +100 +50 +30
50 +25 +15 25 +10 +5
表 5 硫浮选药剂制度
及分离成本 , 确定采用铅锌混合浮选富集 —优先浮 选富集铜 —铜尾浮选富集硫的试验方案 。 3 铅锌混合浮选试验
由于山东某黄金冶炼厂的氰化尾渣在生产中采
用的就是铅锌混合浮选工艺 , 只是后续的铅锌分离 效果较差 , 故混合浮选试验部分不作为本次试验研 究的重点 , 在此只作简要说明 。试验中采用亚硫酸 钠作为黄铜矿和黄铁矿的抑制剂 , 丁基黄药和乙硫 氮为方铅矿 、闪锌矿的捕收剂 , 起泡剂为 2#油 , 通过 一次粗选 、两次扫选 、三次精选可获 得混合铅锌精 矿 。药剂用量依据山东某黄金冶炼厂选矿实验室提 供的资料 , 并结合试验实际情况确定的最佳药剂制 度见表 2。
选别作业
粗 选 扫选Ⅰ 扫选Ⅱ
药剂名称
水玻璃 +丁黄 +2#油 丁黄 +2#油 丁黄 +2#油
用量 (g/t)
100 +50 +30 50 +25 +15 25 +10 +5
6 硫铁矿焙烧制酸直接生产合格铁精粉 选硫的主要目的在于综合利用烧渣中的铁 , 如
采用山东某黄金冶炼厂的直接氰化尾渣为试验
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试样 , 山东某黄金冶炼厂年产直接氰化尾渣约 10万 t, 氰化尾渣中还含有大量的有价元素 , 如铅 、锌 、铜 、 硫 、铁及少量金 、银等 。 1.2 矿样性质
矿物多元素分析结果见表 1。
表 1 氰化尾渣主要成分 %
元 素 含 量
考虑到山东某黄金冶炼厂氰化尾渣中氰根离子
含量较高 , 氰化尾渣混浮出的铅锌混矿采用抑锌浮 铅工艺 [ 4-5] 。由于铅锌精矿中残存浮选药剂的作用 , 使混合精矿中铅 、锌分离比较困难 , 为了改善分离效 果 , 采用加活性炭吸附进行混合精矿脱药 。 研究中 对浮选过程中调整剂 、组合抑制剂 、组合捕收剂等工 艺条件进行了单因素试验 , 探讨了各种因素对铅锌 的品位和回收率影响 , 并确定了最佳药剂条件 。 4.1 调整剂用量试验
在调整剂 CaO用量为 1 000 g/t, 组合抑制剂用 量为 ZnSO4 500 g/t+Na2 CO3 300 g/t, 组合捕收剂用 量为乙硫氮 300 g/t+丁基黄药 100 g/t的情况下 , 可获得铅精矿 、锌精矿的分析指标见表 3。
铅锌分离综合条件流程如图 4所示 。
· 149·
总第 390期 金 属 矿 山 2008年第 12期
Keywords Cyanidationslags, Bulkflotation, Multielementrecovery, Pyrite, Oxygenenrichmentdegree
山东某黄金冶炼厂针对金精矿原料来源广 、成 分复杂多变 、难选冶的现状 , 改变传统的直线粗放经 济发展模式 , 依据循环经济理念和工业生态学原理 , 依托于矿冶科研单位 , 从近几年来开始针对难处理 金精矿资源的清洁无废利用开发研究出了一系列核
徐承焱等 :某黄金冶炼厂氰化尾渣综合利用研究 2008年第 12期
2 试验方案 氰化尾渣中铜 、铅 、锌 、硫的分离方法最常用的
是浮选法 。 根据氰化尾渣中各元素的含量及性质的 不同 , 采用浮铅锌抑铜 硫法[ 2-3] 。 选别多 金属矿石 时 , 使用药剂种类多 , 抑制 、活化等因素相互影响 , 回 水的循环使用比较多 , 采用先混合浮选 , 再对混合精 矿进行分离的流程 , 可 以使回水的利 用较为简单 。 考虑到山东某黄金冶炼厂的氰化尾渣中各元素含量
关键词 氰化尾渣 混合浮选 多元素回收 硫铁矿 富氧程度
ResearchontheComprehensiveUtilizationofCyanidationSlagsofaGoldSmelter
XuChengyan SunChunbao MoXiaolan SunTichang
(UniversityofScienceandTechnologyBeijing)
4.2 组合抑制剂用量试验 用硫酸锌和碳酸钠做铅锌分离的抑制剂 , 试验
结果见图 2。 从图 2上可以看出组合抑制剂的最佳 用量为 ZnSO4 500 g/t+Na2 CO3 300 g/t。 图中横坐标 上的 1、2、3、4点分别对应的组合抑制剂用量为
ZnSO4 300 g/t+Na2 CO3 100 g/t, ZnSO4 400 g/t+Na2 CO3 200 g/t, ZnSO4 500 g/t+Na2 CO3 300 g/t, ZnSO4 500 g/t+Na2 CO3 400 g/t
图 2 组合抑制剂对铅锌品位及回收率的影响 ◇ -Pb的品位 ;□ -Zn的品位 ;△ -Pb的的回收率 ;○ -Zn的回收率
4.3 组合捕收剂用量试验 铅锌分离常用的捕收剂是乙硫氮 、丁基黄药 、丁
胺黑药等 。通过试验发现 , 结果如图 3, 可以看出组 合捕收剂最佳用量为乙硫氮 300 g/t+丁基黄药 100 g/t。图中的横坐标上 1、2、3点分 别对应的组合抑 制剂用量为 :乙硫氮 200 g/t+丁基黄药 75 g/t、乙硫 氮 300 g/t+丁基黄药 100 g/t、乙硫氮 350 g/t+丁 基黄药 125 g/t。
图 4 铅锌分离综合条件流程
5 铜锍浮选试验 由于铜锍浮选部分不是本次试验研究的重点 ,
故矿 , 经调浆―酸活化 处理―调浆―加药搅拌―进行铜浮选 , 选用硫酸钠 、 碳酸钠 、重铬酸钾为黄铁 矿的组合抑制剂 , 丁基黄 药 、丁胺黑药为黄铜矿的组合捕收剂 , 依据山东某黄 金冶炼厂选矿实验室提供的资料 , 并结合试验实际 情况确定的最佳药剂制度如表 4。 浮选获得的铜精 矿品位 7.00%, 回收率 56.72%。