[海川]某黄金冶炼厂氰化尾渣综合利用研究

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27. 54
Cu 0. 38
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 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
药剂名称
N aSO 3 + N aCO 3 + K 2C r2O 7 + 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
关键词 氰化尾渣 混合浮选 多元素回收 硫铁矿 富氧程度
R esearch on th e Com p rehen sive U tilization of C yan idation S lags of a G old Sm e lter
Xu Chengyan Sun Chunbao M o X iao lan Sun T ichang
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
通过试验发现, 见图 1所示, 当氧化钙加入量为 1 000 g / t时效果最好。继续增加氧化钙的加入量, 铅、锌分离效果变差, 这主要是因为氧化钙的加入量 过大, 会抑制部分方铅矿。
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
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。
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。
S iO 2 30. 0
元素
Pb
Zn
Au
Ag
含量
0. 74
0. 65
0. 94
18. 9
注: A u、A g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。
徐承焱等: 某黄金冶炼厂氰化尾渣综合利用研究
在调整剂 CaO 用量为 1 000 g / ,t 组合抑制剂用 量为 ZnSO 4 500 g / t+ N a2 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。
选别作业
粗选 扫选! 扫选∀
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
何提高烧渣铁品位是一个大问题, 要想利用烧渣中 的铁, 使之成为合格的铁精粉, 解决的手段是继续选 矿 [ 6 9] 。但作为一个黄金冶炼厂来说, 不可能再建一 座选铁厂, 一是投入高, 二是管理难。可行的办法是 通过提高硫精矿的品位, 降低杂质含量, 使硫精矿烧 渣直接生成合格的铁精粉。
( University of Science and T echno logy B eij ing )
Abstrac t T he paper stud ies the integra l technology o f the m ulti e lem ent recove ry and utilization o f the slags from cya n idation for gold extraction and the iron pow der concen tra te genera tion by d irect roasting of su lfur concentra te from the flota tion o f copper ta iling s. It is found through flo tation roasting tests that under appropr ia te process conditions, the e ffective re covery of mu ltip le va luab le elem ents in the cyan idation slags can be ach ieved and it is expected to realize the production o f qua lified iron powder concen trate by d irect roasting of h igh g rade pyr ite ore at industria l scale. A lead concentrate g rad ing 30. 29% a t a recove ry o f 70. 12% , a zinc concentrate grad ing 41. 19% at a recovery o f 74. 93% , a copper concentra te g rading 7% and a sulfur concentra te g rad ing 40% ~ 50% can finally be ob tained. W hen the pyr ite feed to the roaster has the optim a l g rade and size and the oxygen enr ichm ent deg ree is the best, an iron concentrate powder g rad ing over 65% can be ob tained, prov id ing a new w ay fo r the go ld industry to deve lop tow ard waste free d irection.
K eywords Cyan idation slags, Bulk flo tation, M ultielem ent recovery, P yrite, Ox ygen enr ichm ent degree
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 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
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总第 390期
金属 矿山
2008年第 12期
精矿
铅精矿 锌精矿
表 3 铅锌浮选试验结果
%
品位
回收率
产率
Pb
Zn
Pb
Zn
Pb
Zn
30. 29 41. 19 70. 12 74. 93 21. 24 30. 86
5. 98 3. 73% 12. 47 5. 57 0. 75 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