浮选锑尾矿回收金的试验研究.pdf

2 0 1 1 年第4 期有色金属 选矿部分 2 7 D o I l O ．3 9 6 9 I ，j ．i s s Ⅱ．1 6 7 l 一9 4 9 2 ．2 0 11 ．0 4 ．0 0 7 浮选锑尾矿回收金的试验研究 明平田 青海省第六地质矿产勘查院，西宁8 1 0 0 0 1 摘要青海某锑金矿选矿厂采用“先锑后金”的优先浮选流程，因矿石氧化程度高，泥化现象严重，导致浮选金 精矿品位及凹收率很低。为了提高金的选矿回收率，对选锑尾矿采用c I L 提金试验研究，金浸出率为6 5 ．1 0 ％，相比较原选 矿工艺金回收率提高5 2 ．9 5 ％。 关键词氧化矿；泥化；尾矿；金品位；炭浸；氰化物解毒 中图分类号T D 9 5 3 文献标识码A 文章编号1 6 7 1 9 4 9 2 2 0 1 1 0 4 0 0 2 7 _ 0 3 E x p e r i m e n t a lS t u d yo nR e c o V e 订n gG o l df r o mA n t i m o n yF l o t a t i o nT a i U n g s M 工ⅣG 只叼t i 伽 Q { 叼h 戚6 饥h 蹴u t eD 厂G ∞I 咧姗d 施聊r n z 脚z o r n t i o n ，圈n ￡n 98 】D D D I ，眈￡n ∞ A b s t r a c t P r e f e r e n t i a ln o t a t i o no fa n t i m o n yb e f o r e9 0 l di sb e i n gu s e di naS b A up l a n ti nQ i n g h a i p m v i n c e ． B e c a u s eo fh i g ho x i d a t i o n 粕ds e v e r e a 画l l a t i o n ，g o l dc o n c e n t r a t eg r a d ea n dt h er e c o v e r yr a t e a r e V e r yl o w ． I no r d e rt oe n h a n c et h er e c o V e r yo fg o l d ，C I Lg o l de x t r a c t i o nt e s ti sc a 而e do u to n a n t i m o n y n o t a t i o n t a i l i n g s ， w i t h 9 0 l dl e a c h i n gr a t er e a c h i n g6 5 ．1 0 ％， 5 2 ．9 5 ％h i g h e rt h a n t h e9 0 l d r e c o v e r y r a t e o b t a i n e db yo r i g i n a lm i n e r a lp r o c e s s i n gn o w s h e e t ． K e yw o r d s o x i d eo r e ；a r 舀l l a t i o n ；t a i l i n g ；g o l d 伊a d e ；C I L ；c y a n i d ed e t o x i f i c a t i o n 青海某锑金矿新建一座1 5 0 洲的选矿厂，选 矿工艺为“先锑后金”的优先浮选流程，选锑为一 次粗选、一次扫选、两次精选，选金为一次粗选、 两次扫选、两次精选。投产后选锑流程中锑精矿品 位3 9 ．2 l ％，其中含金2 5 ．9 鼽，锑的回收率为 7 5 ．7 7 ％，金回收率为2 0 ．5 7 ％，金浮选流程中金的 回收率为1 2 ．1 5 ％，金精矿品位1 5 ．0 趴，金总回收 率仅为3 2 ．7 5 ％左右。因金精矿品位较低，产品销 售困难，金资源综合回收率低，企业的经济效益较 差。如何有效提高金回收率是选矿工作者必须面对 的重要课题[ 1 ‘。在选金工艺中，金精矿品位及回 收率极低，很有必要对其进行进一步的试验研究， 考察选矿技术指标，确定适宜工艺技术条件，为提 高企业的经济效益奠定基础。 1 矿石性质 该矿石主要金属矿物为辉锑矿、黄锑矿、锑 华、黄铁矿、磁黄铁矿、褐铁矿，主要的非金属矿 物为石英、高岭土、长石、角闪石、绿泥石、方解 石、云母及黏土矿物。原矿含金2 ．9 5g ，t ，氧化矿 物中金为1 ．8 4 鼽，辉锑矿中含金0 ．6 5 虮，氧化金 占4 8 ．4 2 ％，辉锑矿的含量为0 ．3 7 ％，氧化锑中的 锑为0 ．3 6 ％。氧化锑占3 4 ．9 5 ％，矿石中含有大量的 高岭土，泥化严重，属难选矿石[ 2 | 。原矿多元素 表1原矿多元素分析结果 T a b l e1M u l t i e l e m e n ta n a l y s i sr e s u l t so fm n o f _ m i n eo r e 成分A u A g 兰 兰 垫 些 尘 堕皇竺型 Q 曼 Q 坚鲤曼 1 ．2 lO ．7 6O ．O lO ．o o O ．1 0 0 ．3 8 O ．5 9 6 2 ．4 21 4 ．5 01 ．5 41 ．8 ll ，6 2含量 2 ．9 5O ．5 0 金、银晶位单位为出，下同。 收稿日期2 0 l l - 0 2 2 5 作者简介明平田 1 9 7 7 一 男。陕西山阳人，工程师，硕士研究生。 万方数据 2 8 有色金属 选矿部分2 0 1 1 年第4 期 分析结果见表l 。 2 锑尾矿C I L 试验研究及结果 2 ．1 样品来源 样品来自于选矿厂浮选锑尾矿，对其脱水、自 然晾干、缩分、装袋，备用。 锑尾矿主要化学分析结果见表2 。 表2锑尾矿主要化学成分分析结果 1 址l e2M a i nc h e m i c a lc o m p o s i t i o na n a l y s i sr e s u l t s o fa n t i m o n yt a i l i n g／％ 成分 含量 A sS b O ．0 4 8O ．3 0 2 ．2 试验 2 ．2 ．1 不同粒度的氰化浸出试验 试验条件矿浆浓度为3 3 ％，加石灰调节矿浆 p H 为1 1 ．0 ，加氰化钠3 0 0 出，在不同磨矿细度下 浸出2 4h ，试验结果见图l 。 由图1 可知，适宜的浸出细度宜选用一7 4 斗m 含量为7 8 ．5 2 ％。 2 ．2 ．2 不同浓度的浸出试验 试验条件磨矿细度一7 4 斗m 含量为7 8 ．5 2 ％， 加石灰调节p H1 1 ．0 ，加氰化钠3 0 0 趴，改变矿浆 浓度浸出2 4h ，试验结果见图2 。 由图2 可知，适宜的浸出浓度为2 5 ％固体浓度。 2 ．2 ．3 不同碱度的浸出试验[ 3 】 试验条件磨矿细度一7 4 斗m 含量为7 8 ．5 2 ％， 矿浆浓度为2 5 ％，加氰化钠3 0 0 矾，改变矿浆的 p H 浸出2 4h ，试验结果见图3 。 由图3 可知，适宜的浸出p H 为1 0 ．5 。 2 ．2 ．4 浸出时间试验 试验条件磨矿细度一7 4 斗m 含量为7 8 ．5 2 ％， 图1 7 4 斗m 含量与浸出率的关系 F i g ． 1 R e l a t i o n s h i pb e t w e e n 一7 4 斗mc o n t e n t 锄d l e a c h i n gr a t e 6 5 6 0 5 5 堡5 0 篓4 5 赔4 0 3 5 3 0 2 5 2 02 53 3 浸出浓度，％ 图2 浓度与浸出率的关系 F i g ．2R e l a t i o n s h i pb e w e e nc o n c e n t n I t i o na n d l e a c h i n gr a t e p H 图3 矿浆p H 与浸出率的关系 F i g ．3R e l a t i o n 8 h i pb e t w e e np u l pp Ha n dl e a c h i n g r e c O V e r y 图4 浸出时间与浸出率的关系 F i g ．4R e l a t i o n s h i pb e t w e e nl e a c h i n gt i m ea n d l e a c h i n gr a t e 矿浆浓度为2 5 ％，加石灰调节p H 为1 0 ．5 ，加氰化 钠3 0 0 鼽，在不同的浸出时间下进行试验，试验结 果见图4 。 由图4 可知，浸出时间在2 4 4 8h 范围内，浸 出率增加缓慢，结合生产实际浸出以2 4h 为宜。 2 ．2 ．5 氰化钠用量试验 试验条件磨矿细度一7 4 斗m 含量为7 8 ．5 2 ％， 矿浆浓度为2 5 ％，加石灰调节p H 为1 0 ．5 ，改变氰 万方数据 2 0 1 1 年第4 期明平田从浮选锑尾矿中回收金的试验研究 2 9 6 6 6 4 6 2 邃6 0 嚣5 8 蟛5 6 5 4 5 2 5 0 2 0 03 0 01 0 0 02 0 0 0 氰化钠用量， g t 。 图5 氰化钠用量与浸出率的关系 F i g ．5R e l a t i o n s h i pb e t w e e ns o d i u mc y 锄i d i n g d o s a g e a n dl e a c h i n gH 吐e 堡 褂 蓝 蝥 ， 瓣 羽 玻5 0 ．5O ．9 61 ．4 82 ．9 6 活性炭浓度， g L - 1 图6 矿浆中活性炭密度与吸附率及浸出率的关系 F i g ．6 R e l a t i o n 8 h i pb e t w e e nd e n s i t yo fa c t i V a t e d c a r b o na n da b 8 0 r p t i o nr a t ea n dl e a c h i n gr a t e 化钠用量，浸出时间2 4h ，试验结果见图5 。 由图5 可知，氰化钠用量宜用10 0 0 卧。 2 ．2 ．6 活性炭吸附试验 试验条件磨矿细度一7 4 斗m 含量为7 8 ．5 2 ％， 矿浆浓度为2 5 ％，加石灰调节p H 为1 0 ．5 ，加氰化 钠10 0 0 矾，浸出时间2 4h ，矿浆加入不同重量 的活性炭，试验结果见图6 。 由图6 可知，活性炭浓度为1 ．4 8 玑。 2 ．2 ．7 解毒试验 氰化尾矿采用液氯氧化法解毒【4 。，炭浆尾矿 自由氰为1 5 5m g ，L ，试验结果是在氰化尾矿中加 次氯酸钠9 ．Og ，L ，反应时间1h ，尾矿自由氰降低 到1 ．0m 玑。 2 ．3 试验结果与分析 2 ．3 ．1 浸出条件及试验结果 试样细度为一7 4 斗m7 8 ．5 2 ％，浓度为2 5 ％，p H 1 0 ．5 ，消耗石灰5 ．0k 矾、氰化钠1 ．0k 加、活性炭 5 ．0k 趴，对含金2 ．4 0 趴的选锑尾矿进行浸出，浸 渣金品位为o ．8 4 趴，浸出率6 5 ．1 0 ％，吸附率 9 9 ．8 7 ％。 2 ．3 ．2 试验结果分析 1 通过c I L 试验探索，浮选锑尾矿金的浸出 率为6 5 ．1 0 ％，浸渣品位0 ．8 4 矾，金的总回收率提 高明显，由粒度浸出试验可知，提高磨矿细度，金 浸出率增加幅度不大，主要原因可能为金矿物嵌布 极其微细。 2 比较常规氰化，矿石浸出浓度 2 5 ％固体 浓度 降低明显，主要原因是矿石含有大量的黏土 矿物，泥化现象严重，在生产过程中，要注意控制 浸出浓度，可提高金的浸出率。 3 结语 1 c I L 浸金是较成熟的提金工艺，通过本次试 验研究，对氧化率较高又泥化严重的浮选锑尾矿， 采用炭浸法提金，金浸出率为6 5 ．1 0 ％，相比较原 浮选工艺，金总回收率达8 5 ．6 7 ％，回收率增加了 5 2 ．9 2 ％。由此可见对锑尾矿采用C I L 提金，可显著 提高金的综合回收率。 2 采用次氯酸钠法解毒，药剂以水溶液形式 加入，操作简单，易控制，反应比较完全，对环境 无危害。 3 选矿厂在优先浮选锑的过程中，应严格控 制磨矿、分级浓细度，确保浮选粒度达到原设计水 平 一7 4 肛m 占8 3 ％ ，尽可能降低选锑尾矿金品 位，可以有效回收锑和金。选锑尾矿直接进入氰 化系统，不需要增加磨矿、分级及浓缩作业，改 造费用低。 4 改造后，企业年多回收黄金5 6 ．7 1k g ，新 增利润1 3 4 2 ．2 3 万元，经济效益提高明显。 参考文献 [ 1 ] 齐振龙，张灿．提高某金矿石银回收率的工艺研究[ J ] ． 黄金2 0 0 8 8 4 1 ．4 3 ． [ 2 ] 罗科华，赵志强，贺政．黑龙江某难选金矿选矿工艺研究 [ J ] ．有色金属 选矿部分 ，2 0 0 9 2 1 8 2 2 ． [ 3 ] 薛光，于永红．边磨边浸氰化提金、银浸出率的试验研 究[ J ] ．黄金，2 0 1 0 4 4 2 _ 4 3 ． [ 4 ] 龚喜林，屈伟华，李勤．酸性液氯法除氰工业实践[ J ] ．黄 金，1 9 9 2 。1 3 8 5 l 一5 6 ． ∞鳄如跖∞巧加舒鲫弱∞ 万方数据