内蒙古某浸金渣综合回收试验研究.pdf

1 4 2 有色金属 选矿部分 2 0 1 3 年增刊 d o i 1 0 ．3 9 6 9 0 ．i s s n ．1 6 7 1 - 9 4 9 2 ．2 0 1 3 ．z 1 ．0 3 6 内蒙古某浸金渣综合回收试验研究 戴新宇，董小骥，王昌良，李成秀，饶系英 中国地质科学院矿产综合利用研究所，成都6 1 0 0 4 1 摘要内蒙古某金铜矿浸金尾渣中含铜o ．1 2 ％、含铅0 ．2 3 ％、含锌0 ．3 5 ％，为充分综合回收利用其中的有用矿产资源， 对该浸金渣进行了混合浮选和优先浮选工艺流程的对比研究。针对浸金尾渣的复杂性，采用特殊的无机调整剂 F 瞄进行浮 选分离，试验结果表明，采用混合浮选工艺流程只能得到回收率较高的混合精矿；优先浮选工艺分离效果较好，可以得到合 格的铜、铅、锌三种精矿产品，为该资源的综合利用提供了新途径。 关键词含金铜矿；浸出；浮选；分离；调整剂 中图分类号T D 9 5 2 ；T D 9 8 2 文献标志码A 文章编号1 6 7 1 9 4 9 2 2 0 1 3 S O 一0 1 4 2 0 4 对黄金矿山来说，由于生产工艺不断改进，氰 化法已被广泛采用[ ，如何科学而经济的回收氰 化尾渣中的有用金属是选矿工作者面临的重要课 题。内蒙古某金铜矿的生产工艺为全泥氰化炭浸提 金流程，金浸出效果很好，金回收率达9 8 ％以上。 为了充分利用矿石中铜、铅、锌矿产资源，对其生 产现场含铜0 ．1 0 ％～0 ．1 5 ％的浸金尾渣进行浮选综合 回收，同时回收铅、锌有价元素。 1 氰化浸出尾渣的特点及利用现状 无论是浮选金精矿的氰化尾渣，还是全泥氰化 的尾渣，都有着如下共同的特点 1 氰化尾渣的粒度都很细，河台金矿氰化尾 渣的粒度一3 7 m 占9 0 ％，金厂峪金矿一4 3 斗m 占 9 9 ％以上，三山岛金矿一2 0 “m 占8 0 ％以上[ 2 ] 。 2 有用矿物长时间经氰化物作用后，一部分 可溶性的硫化物及氧化物已溶解，矿物表面性质受 氰化物长时间浸蚀已发生很大变化，矿物的可浮性 明显降低。 3 氰化尾渣中可回收的有价元素所占比例较 小，绝大部分为无回收价值的非金属矿物，吉林夹 皮沟金矿氰化尾渣中非金属矿物占7 3 ％，包括金、 银、铜、铅、锌、铁、硫等有价元素总含量只占 2 7 ％[ ] 。 4 氰化尾渣中有价元素组成复杂，在现有经 济技术条件下，能够回收的占极少数，内蒙古大水 清金矿氰化尾渣中可回收的仅为铜、金、银三种金 属元素。 5 氰化尾渣中氧化矿物占有率很低，低于2 ％ 甚至不足1 ％，原因是已被氰化物溶解，而绝大部 分是硫化物，河南银洞坡金矿氰化尾渣中可回收元 素为铅、锌，硫化铅分布率为9 8 ．2 ％，硫化锌分布 率为9 9 ．1 ％，有利于浮选法回收[ 5 ] 。 在全国范围内，在现有技术条件下，从氰化尾 渣中回收有价元素已工业化生产的企业并不多。据 资料报道，从氰化尾渣中可综合回收的有价元素按 其回收成分可以划分为回收金银与回收铜及其它金 属两种类型[ 6 - - 7 ] 1 回收金或金银 河北金厂峪金矿在我国是较早使用金精矿氰化 工艺回收黄金的矿山之一，经过近二十年的生产及 多次改造，氰渣中的金品位一直在4 趴左右，采 用一次粗选、两次扫选、两次精选生产工艺流程，精 矿品位仅为7 5 ～1 3 0 鼽，作业回收率2 5 ％～3 0 ％[ 1 ] 。 2 回收铜与其它金属 内蒙古喀喇沁旗大水清金矿氰化尾渣中金属元 素含量分别为铜1 ．5 ％～2 ．2 ％、金1 ．3 ～3 ．0 趴、银 2 5 0 。3 5 0 加，经长期的流程考察及改造，采用了新 型浮选工艺流程一双回路循环，增设矿浆缓冲槽， 控制矿浆浓度，改善药剂制度等技术手段与加强现 场管理，获得铜精矿品位1 8 ％左右，回收率8 3 ．2 2 ％， 并且铜精矿中含金1 5g ／t ，含银23 9 4g ／t ，均可计 价‘9 | 。 某研究对河南银洞坡金矿氰化尾渣采用电化学 箨萋品羿{ 戴2 0 新1 3 - 宇1 0 - 1 8 1 9 7 0 一 ，女，辽宁凌源人，副研究员，主要从事选矿技术及矿产资源综合利用1 _ 作。作者简介戴新宇一 ，女，辽宁凌源人，副研究员，主要从事选矿技术及矿产资源综合利用1 _ 作。 万方数据 2 0 1 3 年增刊戴新宇等内蒙古某浸金渣综合回收试验研究 1 4 3 分析手段，提出了用Y O 作闪锌矿调整剂，消除氰 化物对闪锌矿的抑制作用，降低硫酸铜的消耗。采 用预处理优先浮铅再浮锌的优先浮选流程，从含 铜、铅、锌分别为0 ．1 3 5 ％、6 ．4 0 ％、2 ．8 3 ％的氰化 尾渣中，得到铅精矿铅品位6 2 ．5 9 ％、回收率 7 6 ．4 4 ％，锌精矿锌品位5 0 ．7 9 ％、回收率8 4 ．5 3 ％的 指标，现已应用于工业生产[ 恤“] 。 2 试验结果与讨论 2 ．1 工艺流程的选择 由于浸金尾渣液相中含有大量的C N 一、C a 2 、 C u “、P b 2 等金属离子和一些络合物等及其之间的 相互影响，使得浮选过程非常复杂，铜、铅、锌的 分离更加困难，要想得到合格的铜精矿、铅精矿、 锌精矿，必须寻找一种合适的调整剂，来改善矿浆 的性质，调整矿浆溶液的p H ，恢复矿物表面的浮 选活性，既能消除溶液中大量的C N 一，又能调整溶 液的p H ，同时还能使浸金尾渣溶液中的铜矿物的 浮选活性得到恢复。为此，针对浸金尾渣溶液浮选 的复杂性，在试验过程中采用了一种特殊的无机调 整剂 F L 3 ，并进行了优先浮选和混合浮选两种试 验流程对比试验研究。氰化尾渣化学成分分析结果 见表1 。 表1氰化尾渣主要化学成分分析结果 ／％ 成分c u P bz nA u l ’ A g ” SS i 0 2A J 2 0 3M 9 0C a O 含量O ．1 2O ．2 3O ．3 50 ．6 1 1 8 ．4 03 ．2 6 4 8 ．81 7 ．38 ．79 ．6 1 单位为g ，下同。 2 ．2 优先浮选工艺流程试验 浸金尾渣中含有大量的氰离子时，用乙基黄药 作捕收剂，能明显的增大铅矿物与铜矿物、锌矿物 间的可浮性的差异。浸金尾渣溶液中含有大量的铜 离子，锌矿物表面已被铜离子严重污染，锌矿物的 可浮性已被明显活化。大量的探索试验表明，黄药 对被铜离子活化了的锌矿物比对铜矿物具有更好的 捕收能力。试验最终决定采用优先浮选，即按照先 浮铅，再浮锌，最后浮铜的原则流程，原则流程见 图1 。 2 ．2 ．1 铅浮选 2 ．2 ．1 ．1 乙基黄药用量试验 乙基黄药用量试验结果见表2 。 从表2 中可以看出，随着乙基黄药的用量的增 加，铅精矿的品位逐步上升，回收率也随着增加， 而铜精矿和锌精矿的品位和回收率变化却相对较 浸金尾渣 药剂用量单位g ，t ； 搅拌、浮选时间单位m i n ，下同。 3 木调整剂 7 5 0 1 木乙基黄药6 0 1 木松醇油1 0 铅l 浮选 ‘ 3 木调整剂50 0 0 。羔一 1 木丁基黄药3 5 铅精矿 1l 蠢磊磊～l o 辜 锌l 精选3 f 调整剂30 0 0 尸2 士2 2 11 f 丁基黄药5 0 J ，J ，1 牛松醇油 1 0 锌精矿锌中矿 铜l 浮选 铜精矿尾矿 图1 优先浮选工艺流程 表2乙基黄药用量试验结果 ／％ 1 0 ．2 46 ．8 71 5 ．3 34 2 ．2 51 7 ．2 6 0 ．1 70 ．4 08 4 ．6 7 5 7 ．7 58 2 ．7 4 0 ．2 90 ．4 81 0 0 ．01 0 0 ．01 0 0 ．O 小，综合考虑乙基黄药的用量以6 0g ／t 为宜。 2 ．2 ．1 ．2 调整剂F L 3 用量试验 试验固定条件粗选捕收剂 乙基黄药 用量 为6 0 鼽，松醇油用量为1 0 鼽。调整剂F I J 3 用量试 验结果见表3 。 从表3 中可以看出，随着调整剂F I J 3 用量的增 加，铅精矿中铜、铅、锌的品位都有所增加，但铅 品位的增加量最多，铜、锌品位的增加量相差不明 显。从回收率来看，铅的回收率大幅度提高，由 1 8 ．2 7 ％增加到4 9 ．8 2 ％，增加了2 倍多；铜、锌的 回收率增加并不明显，这说明用乙基黄药作捕收剂 浮选铅时，采用调整剂F L 3 对铅的浮选非常有利， 对铜、锌的浮选影响并不明显，综合选矿药剂成本 与试验技术指标，调整剂F I J 3 的用量以7 5 0g ／t 为宜。 舛B患㈣矿矿矿 精 铅尾原 帅 万方数据 1 4 4 有色金属 选矿部分2 0 1 3 年增刊 表3调整F G 用量试验结果 ／％ 2 ．2 ．2 锌浮选与铜浮选 大量的探索试验表明，浸渣中已被铜离子活化 了的锌矿物与铜矿物的浮选行为的相关性非常密 切，因此在选择试验条件时必须将浮锌结果与下段 浮铜结果同时考察。首先进行了捕收剂丁基黄药用 量试验，试验结果见表4 。 表4丁基黄药用量试验结果 ／％ 表4 试验结果表明捕收剂用量为1 5 鼽左右 时，铜精矿中锌含量大幅度增高，用量5 0 鼽时， 则铜大部分进入了锌精矿中，并使铜精矿品位大幅 度下降，因此选用3 5g ／t 较为宜；锌精矿中铅品位 较高，因此必须进一步调整选铅工艺，增加铅扫选 作业以降低锌精矿中的铅含量，同时使锌精矿中铜 和铅的品位降低而锌的品位明显增高，而铜精矿中 铜的品位也随之提高。 2 ．2 ．3 优先浮选工艺流程闭路试验 在条件试验和开路试验的基础上进行了闭路试 验，闭路试验流程见图2 ，试验结果见表5 。 浸金渣 铜精矿 图2 浸渣优先浮选闭路工艺流程 表5浸渣优先浮选工艺流程闭路试验结果 ／％ 2 ．3 混合浮选工艺流程试验 混合浮选流程就是把全部硫化矿物选到混合精 矿中，然后再对混合精矿进行分离的流程。该流程 的最大缺点是在混合精矿中有过剩浮选药剂，造成 后续分离浮选过程中待抑制的矿物颗粒表面亦有所 吸附，由此造成分离浮选困难。通常在混合精矿分 万方数据 2 0 1 3 年增刊戴新宇等内蒙古某浸金渣综合回收试验研究 1 4 5 离前需用氰化物解吸闪锌矿表面的金属活化离子， 用硫化钠解吸闪锌矿表面的捕收剂，用活性炭或离 子交换树脂吸附矿浆中的药剂。 采用混合浮选工艺流程，获得的混合精矿的产 率只有l ％略多一点，无法进行分离试验获得单一精 矿。混合浮选工艺闭路流程见图3 ，试验结果见表6 。 浸金尾渣 混合精矿 图3 混合浮选工艺闭路试验流程 表6混合浮选工艺闭路试验结果，％ 2 ．4 精矿产品检查 对优先浮选工艺闭路试验所得的三种选矿产品 进行了产品检查，分析结果见表7 。 表7精矿产品检查结果／％ 名称 P bc uz nF eA s A 1 2 0 ，A u l ’A 9 1 ’ S i 0 2FM g o 铅精矿5 0 ．0 33 ．2 01 ．4 8 一O ．2 72 ．7 51 1 ．5 82 2 2 8一 一 一 锌精矿3 ．7 75 ．8 54 0 ．9 66 ．2 7O ．2 7 一 一9 6 65 ．3 3O ．1 6 一 铜精矿1 ．1 21 8 ．0 66 ．1 2 0 ．0 4 6 1 7 ．7 72 2 3 2 6 一一O ．8 8 由表7 可知，铅精矿中含铅5 0 ．0 3 ％，达到了 国家矿产品铅精矿质量标准 Y S ／T 3 1 9 1 9 9 7 中的 四级品的要求，只是含铜稍稍高了一点。锌精矿中 含锌4 0 ．3 5 ％，达到了国家矿产品锌精矿质量标准 Y B l l 2 8 2 中的四级品的要求。．铜精矿含铜 1 8 ．0 6 ％，按铜精矿质量标准 Y S ／T 3 1 8 1 9 9 7 ，完 全达到了国家矿产品质量标准四级品的要求。 3 结论 1 浸金尾渣中含有大量的氰离子、铜离子以 及钙离子、铅离子、金离子等金属离子和一些络合 物等以及其间的相互影响，使浸金尾渣溶液本身具 有复杂性。通过试验研究寻找到了一种特殊的调整 剂F L 3 ，能改善矿浆的性质，恢复矿物表面的浮选 活性，达到了较好的选别效果。 2 对内蒙古某金铜矿浸金尾渣进行了混合浮 选和优先浮选工艺流程的对比试验研究。采用优先 浮选工艺流程与合理的药剂制度，可分别得到铜、 铅、锌三种选矿产品，铅精矿含铅5 0 ．5 4 ％、回收 率为51 ．9 7 ％，锌精矿含锌4 0 3 5 ％、回收率为7 8 ．8 2 ％， 铜精矿含铜1 8 ．7 1 ％、回收率为4 2 ．5 1 ％，分离效果 较好。 3 本试验研究结果，可作为生产现场开发利 用浸金尾渣综合回收利用的参考依据，也为同类型 的矿产资源开发利用提供了一条技术途径。 参考文献 [ 1 ] 徐承焱，孙春宝，莫晓兰，等．某黄金冶炼厂氰化尾渣综 合利用研究[ J ] ．金属矿山，2 0 0 8 1 2 1 4 8 1 5 2 ． [ 2 ] 林海，菅小东．氰化尾渣的综合利用[ J ] ．矿产综合利 用，1 9 9 9 4 4 1 _ 4 3 ． [ 3 ] 周东琴．某氰化尾渣中金的浮选回收试验研究[ J ] ．有色 矿冶，2 0 0 9 1 1 5 一1 7 ． [ 4 ] 王洪忠．浮选精矿氰化尾渣金、银回收研究[ J ] ．黄金， 2 0 0 9 ，3 0 1 2 4 8 5 2 ． [ 5 ] 李仕雄，李学强，张学政．从氰化尾渣高效回收铜、铅、 锌、硫的新工艺研究[ J ] ．湖南有色金属，2 0 0 9 1 1 3 1 6 ． [ 6 ] 石同吉．氰化尾渣综合回收有价金属的研究与实践[ J ] ． 金属矿山，2 0 0 2 3 3 9 - 4 1 ． [ 7 ] 贺政，赵明林，王洪杰．氰化尾渣中铅锌浮选影响因素 及解决方案浅析I J ] ．矿冶，2 0 0 3 ，1 2 3 2 5 2 8 ． [ 8 ] 王宝胜，谢敏雄，陈丽红．金氰化尾渣回收铅银提高精矿 品位的试验研究[ J ] ．矿业快报，2 0 0 7 4 3 2 3 4 ． [ 9 ] 代淑娟，孟宇群，胡志刚，等．某银精矿氰化尾渣中铅和 锌的浮选回收试验[ J ] ．金属矿山，2 0 0 9 1 0 1 7 6 1 7 9 ． [ 1 0 ] 叶力佳．氰化尾渣铅锌浮选试验研究[ J ] ．有色金属 选 矿部分 ，2 0 0 9 6 3 6 - 4 0 ． [ 1 1 ] 贺政．氰化尾渣中锌浮选的研究[ J ] ．矿冶，2 0 0 2 ，1 1 3 9 1 2 。 万方数据