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氰化尾渣提金选矿试验研究 ① 张 博, 张雁生, 张家明, 李腾飞, 覃文庆 (中南大学 资源加工与生物工程学院,湖南 长沙 410083) 摘 要 针对某含金 3.45 g/ t 的氰化尾渣开展了提金选矿试验研究。 结果表明,以水玻璃为脉石抑制剂和矿浆分散剂,硫酸为 pH 调整剂,硫酸铜和硫酸铵为载金矿物活化剂,丁钠黄药和 25#黑药为组合捕收剂,经一粗一扫二精闭路浮选,可得到金品位 15.76 g/ t、 金回收率 60.44%的金精矿。 关键词 氰化尾渣; 提金; 金精矿; 浮选; 组合活化剂; 组合捕收剂 中图分类号 TD923文献标识码 Adoi10.3969/ j.issn.0253-6099.2017.06.015 文章编号 0253-6099(2017)06-0060-03 Flotation Technology for Gold Reclaiming from Cyanide Tailings ZHANG Bo, ZHANG Yan⁃sheng, ZHANG Jia⁃ming, LI Teng⁃fei, QIN Wen⁃qing (School of Minerals Processing and Bioengineering, Central South University, Changsha 410083, Hunan, China) Abstract Mineral processing experiments were conducted to reclaim gold from cyanide tailings with gold grade of 3.45 g/ t. Using sodium silicate as gangue depressant and pulp dispersant, H2SO4as pH regulator, CuSO4and (NH4)2SO4 as activators for gold⁃bearing minerals, C4H9OCSSNa and (C7H7O)2PSSH as a combined collector, a closed⁃circuit flotation test by adopting a flowsheet consisting of one stage of roughing, one stage of scavenging and two stages of cleaning resulted in a gold concentrate approaching 15.76 g/ t Au at 60.44% recovery. Key words cyanide tailings; gold reclaiming; gold concentrate; flotation; combined activator; combined collector 我国黄金选厂多采用氰化法提金,故而产生了大 量氰化尾渣。 氰化尾渣通常含有金、银、铜、铅、锌等多 种有价元素,若能实现综合回收,会为企业带来良好的 经济效益并减少尾矿对环境的污染[1-4]。 氰化尾渣的 显著特点是粒度细、含泥量大且含有一定数量的 CN- 和部分残余浮选药剂,因此,回收其中的有价元素较为 困难[5-8]。 本文以金浮选精矿经过氰化浸出、碳浆吸 附后的氰化尾渣为研究对象,通过强化载金矿物黄铁 矿的浮选活性和优化选矿试验,确定了最佳的浮选工 艺流程及条件,并取得了较好的选别指标,实现了氰化 尾渣中金的回收。 1 矿石性质 氰化尾渣取自某尾矿库,其多元素分析结果见表 1。 尾渣中有价元素为金,品位为3.45 g/ t;铜、铅、锌等 其他金属矿物含量较低,不具有综合回收价值。 原矿金物相分析结果见表 2。 可见金主要以单体 金和连生体金、硫化矿中金、氧化矿中金以及硅中金等 4 种形式存在。 硫化矿中金主要是黄铁矿载金,氧化 物和硅中金主要为石英、石膏、云母、长石等包裹金,且 以微细粒嵌布,难以用浮选法有效回收。 表 1 原矿多元素分析结果(质量分数) / % Au1)CuPbZnMgO Al2O3SiO2 3.450.070.210.041.2015.7261.52 CaOSPCrMnFeNi 4.932.490.050.020.094.510.03 GaAsRbKZrBa烧失 0.010.170.013.210.020.012.79 1) 单位为 g/ t。 表 2 原矿金物相分析结果 物相品位/ (gt -1 )分布率/ % 单体金+连生金0.7622.00 硫化矿中金1.2837.00 氧化矿中金1.2837.00 硅中金0.144.00 总金3.45100.00 ①收稿日期 2017-05-30 作者简介 张 博(1988-),男,河北邢台人,博士研究生,主要研究方向为低品位矿石浮选。 第 37 卷第 6 期 2017 年 12 月 矿矿 冶冶 工工 程程 MINING AND METALLURGICAL ENGINEERING Vol.37 №6 December 2017 万方数据 2 浮选试验 2.1 原则流程及试剂 氰化尾渣-0.074 mm 粒级占 90.37%,-0.038 mm 粒级占 74.50%,矿石粒度较细,进一步磨矿会恶化浮 选指标,故确定不细磨的工艺流程;经过长期存放,目 的矿物在氰化物或氧化作用下会形成亲水表面而被抑 制,因而在浮选过程中要强化载金矿物的浮选。 浮选 试验原则流程如图 1 所示。 给矿 水玻璃 硫酸 硫酸铜硫酸铵 捕收剂 MIBC 粗 选 精矿尾矿 4 min 2 min 4 min 2 min 1 min 4 min 图 1 浮选试验原则流程 试验所用试剂水玻璃(Na2SiO3)、硫酸铵((NH4)2SO4)、 硫酸(H2SO4)和硫酸铜(CuSO45H2O)均为湖南试剂 厂生 产, 丁 铵 黑 药 ((C4H9O)2PSSNH4)、 丁 钠 黄 药 (C4H9OCSSNa)、25#黑 药 ((C7H7O)2PSSH) 和 MIBC ((CH3)2CHCH2CHOCH3)购自明珠选矿药剂有限责任 公司。 2.2 硫酸用量试验 氰化尾渣经过长时间堆放后 pH 值约为 7。 硫酸 不仅可以调节矿浆 pH 值,还可以很好地除氰以及清 除黄铁矿表面所吸附的 CaO、Ca(OH)2、Fe(OH)3等 亲水物质,从而活化载金黄铁矿。 硫酸用量对金品位 和回收率有很大的影响。 水玻璃用量 500 g/ t、硫酸铜 和硫酸铵用量分别为 100 和 50 g/ t、丁钠黄药和 25#黑 药用量分别为 100 和 50 g/ t 时,按照图 1 所示流程进 行了硫酸用量试验,结果如图 2 所示。 硫酸用量/g t-1 60 56 52 48 44 40 10 9 8 7 6 5 1000200300400500600 回收率/ 品位/g t-1 ■ ● ■ ● ■ ● ■ ● ■ ● 图 2 硫酸用量试验结果 由图 2 可见,随着硫酸铜用量增加,金精矿品位逐 渐增加,硫酸用量小于 400 g/ t 时,可能由于碱性脉石 对硫酸的消耗,硫酸对金浮选指标没有明显影响。 硫 酸用量为 500 g/ t 时,矿浆 pH 值约 5~6,此时浮选指 标最好,金精矿品位为 8.19 g/ t,回收率为 55.27%。 2.3 活化剂用量试验 硫酸铜是硫化矿物和金浮选最常用的活化剂之 一。 硫酸铜和硫酸铵组合使用会在溶液中形成铜的络 合物,使矿浆中保持一定的活性 Cu 2+ ,强化对载金黄 铁矿的活化。 硫酸用量 500 g/ t,其他条件不变,活化 剂用量试验结果见表 3。 表 3 活化剂用量试验结果 硫酸铜+硫酸铵用量 / (gt -1 ) 产品 名称 产率 / % 品位 / (gt -1 ) 回收率 / % 精矿30.196.1757.53 0尾矿69.811.9742.47 合计100.003.24100.00 精矿28.566.5254.80 50+25尾矿71.442.1545.20 合计100.003.40100.00 精矿22.198.1955.27 100+50尾矿77.811.8944.73 合计100.003.29100.00 精矿21.768.3655.42 150+75尾矿78.241.8744.58 合计100.003.28100.00 精矿20.728.2852.86 200+100尾矿79.281.9347.14 合计100.003.25100.00 由表 3 可知,不添加活化剂时,金回收率反而高, 这主要是由于微细粒级物质的夹杂导致金精矿品位较 低。 适宜的活化剂用量为硫酸铜 150 g/ t、硫酸铵 75 g/ t,此时金精矿品位为 8.36 g/ t,回收率为 55.42%。 2.4 捕收剂种类及用量试验 硫酸用量 500 g/ t,硫酸铜用量 150 g/ t,硫酸铵用 量 75 g/ t,其他条件不变,进行了捕收剂种类试验,结 果见表 4。 由表 4 可知,单独使用丁钠黄药时,金精矿 品位最高,可以达到 9.02 g/ t,但金回收率较低;使用 丁钠黑药和 25#黑药组合捕收剂浮选指标最好,此时 金品位 8.36 g/ t,金回收率 55.42%。 为进一步考察丁钠黑药和 25#黑药组合捕收剂的 捕收效果,按丁钠黑药∶25#黑药=2 ∶1进行了组合捕收 剂用量试验,结果见表 5。 随着捕收剂用量增大,金精 矿品位先升高后降低,回收率逐渐增加,说明该矿石细 粒夹杂现象明显,适宜的组合捕收剂用量为丁钠黄药 80 g/ t、25#黑药 40 g/ t。 16第 6 期张 博等 氰化尾渣提金选矿试验研究 万方数据 表 4 捕收剂种类试验结果 捕收剂种类及用量 / (gt -1 ) 产品 名称 产率 / % 品位 / (gt -1 ) 回收率 / % 精矿18.599.0252.15 丁钠黄药 150尾矿81.411.8947.85 合计100.003.22100.00 精矿23.567.3955.99 丁铵黑药 150尾矿76.441.7944.01 合计100.003.11100.00 精矿20.328.1951.46 25#黑药 150尾矿79.681.9748.54 合计100.003.23100.00 精矿21.328.1153.63 丁钠黑药 100+丁铵黑药 50尾矿78.681.9046.37 合计100.003.22100.00 精矿21.768.3655.42 丁钠黑药 100+25#黑药 50尾矿78.241.8744.58 合计100.003.28100.00 表 5 捕收剂用量试验结果 丁钠黄药+25#黑药用量 / (gt -1 ) 产品 名称 产率 / % 品位 / (gt -1 ) 回收率 / % 精矿18.518.1646.76 50+25尾矿81.492.1153.24 合计100.003.23100.00 精矿20.768.4554.75 80+40尾矿79.241.8345.25 合计100.003.20100.00 精矿21.768.3655.42 100+50尾矿78.241.8744.58 合计100.003.28100.00 精矿24.327.6159.13 150+75尾矿75.681.6940.87 合计100.003.13100.00 精矿27.567.1963.68 200+100尾矿72.441.5636.32 合计100.003.11100.00 2.5 闭路试验 在条件试验基础上进行了闭路试验,闭路试验结 果见表 6,流程见图 3。 经过强化载金黄铁矿的浮选, 经过一次粗选、一次扫选和两次精选闭路试验,可以得 到金品位 15.76 g/ t、金回收率 60.44%的金精矿。 表 6 闭路试验结果 产品名称产率/ %品位/ (gt -1 )回收率/ % 精矿13.2115.7660.44 尾矿86.791.5739.56 合计100.003.44100.00 原矿 水玻璃 硫酸 硫酸铜硫酸铵 丁钠黑药25黑药 MIBC 4 min 2 min 4 min 2 min 1 min 500 500 10075 8040 15 丁钠黑药25黑药2 min4020水玻璃4 min100 药剂单位g/t 粗 选 扫 选精选 1 精选 2 精矿 4 min 2 min 1 min 3 min 尾矿 图 3 闭路试验流程 3 结 论 1) 矿石中单体金、连生体金和硫化矿物中金占总 含量的 59.00%;氧化矿中以及硅酸盐中的金占总含量 的 41.00%。 硫化矿中金主要是黄铁矿载金,氧化物和 硅中金主要为石英、石膏、云母、长石等包裹金,且以微 细粒嵌布,难以用浮选法有效回收。 2) 经水玻璃和硫酸调节矿浆后,硫酸铜和硫酸铵 组合使用可以很好地活化载金矿物。 丁钠黄药和 25# 黑药组合是回收氰化尾渣中金的良好捕收剂。 经过一 次粗选、一次扫选和两次精选闭路试验,可得到金品位 15.76 g/ t、金回收率 60.44%的金精矿。 参考文献 [1] 王志刚,彭殿军. 氰化尾渣中金银回收技术研究进展[J]. 有色冶 金设计与研究, 2013(5)15-17. 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