氰化尾渣提金及制备纳米铁红的研究(姬冲2005山东科技大学硕士论文).pdf

返回 相似 举报
氰化尾渣提金及制备纳米铁红的研究(姬冲2005山东科技大学硕士论文).pdf_第1页
第1页 / 共86页
氰化尾渣提金及制备纳米铁红的研究(姬冲2005山东科技大学硕士论文).pdf_第2页
第2页 / 共86页
氰化尾渣提金及制备纳米铁红的研究(姬冲2005山东科技大学硕士论文).pdf_第3页
第3页 / 共86页
氰化尾渣提金及制备纳米铁红的研究(姬冲2005山东科技大学硕士论文).pdf_第4页
第4页 / 共86页
氰化尾渣提金及制备纳米铁红的研究(姬冲2005山东科技大学硕士论文).pdf_第5页
第5页 / 共86页
点击查看更多>>
资源描述:
山东科技大学 硕士学位论文 氰化尾渣提金及制备纳米铁红的研究 姓名姬冲 申请学位级别硕士 专业矿物加工工程 指导教师李登新 20050501 山东科技大学硕士学位论文 摘要 本文结合以往国内外氰化尾渣综合利用和铁红制备的经验,提出了氰化尾渣氧化预 处理提金和尿素均匀沉淀硫酸亚铁制备纳米氧化铁红颜料的新方法。以蓬莱黄金冶炼厂 金矿氰化尾渣为原料,主要对氰化尾渣的预处理及铁红制各进行了详细的研究,得出了 氰化尾渣提金和制各纳米氧化铁红的最佳的工艺条件。 氰化尾渣预处理的最佳工艺条件 1 硝酸氧化预处理阶段,氧化初始温度为8 0 ℃,硝酸初始浓度为3 0 %,原料配比 硝酸和氰化尾渣的质量比 为3 1 ,氧化时间 加料完毕后 为3 0 m i n 。在此条件下, 氧化率为9 0 .0 6 %,尾渣中的黄铁矿被有效氧化,富集金的氧化渣送去提金。 2 铁屑净化预处理液阶段,反应温度为4 0 。C ,反应时间为6 0 m i n ,咻。M F 。。 M 。 表 示反应前的氧化滤液中F e ”的质量 为1 l 。在此条件下,三价铁离子的还原率达到1 0 0 %, 铜的置换率为9 1 .2 %,银的置换率为9 6 .9 %,有害元素砷和铅被除去。 铁红制备的最佳工艺条件 1 晶种制备阶段,温度1 5 ‘C 左右,P H 值9 ~1 0 ,空气通入量为0 .I m 3 /h ,硫酸亚铁浓 度为2 0 9 /1 。此外,选用酒石酸作为分散剂 用量为硫酸亚铁用量的1 % ,先用氨水调硫 酸亚铁溶液的P H 到达9 ~1 0 ,然后再加入分散剂搅拌均匀。 2 铁红生成阶段,温度为8 0 - 8 59 C ,P H 为3 ~4 ,空气通入量为0 .1 4 m 3 /h ,加入尿素 和硫酸亚铁的摩尔比为3 .5 1 ,通气结束后加入十二烷基苯磺酸钠 D B S 晶种制备阶段 中硫酸亚铁用量的1 % ,搅拌均匀。 X R D 实验分析制备的铁红的物相是d F e z 0 3 ,T E M 实验分析铁红粒子的形貌为球型, 粒度分布实验分析实验制备的铁红的绝大多数粒子在l O O n m 以内且分布比较均匀。产品 质量分析显示实验所得产品性能符合标准。 本文设计了尾渣预处理及铁红制备的工艺生产路线,确定了均匀沉淀法制各纳米氧 化铁红的反应机理。 关键词氰化尾渣,硝酸,‘预处理,铁屑,净化,硫酸亚铁,尿素,均匀沉淀,纳 米铁红 山东科技大学硕士学位论文 A b s t r a c t A c c o r d i n gt ot h ee x p e r i e n c eo fc o m p r e h e n s i v eu t i l i z a t i o na n dp r o d u c t i o no f r e di r o no x i d e ,t h ei n n o v a t i o no fp r e t r e a t i n gc y a n i d et a i l i n g sb yt h ew a yo f o x y g e n a t i o na n du s i n gu r e at op r e c i p i t a t ef e r r o u s s u l f a t eh o m o g e n e o u s l yt o p r o d u c er e di r o no x i d ew h i c hp a r t i c l ei Sl e s st h a nl O O n mi Sa d v a n c e d .S t u d yt h e p r e t r e a t m e n to fc y a n i d et a i l i n g sf r o mP e n g l a ig o l ds m e l t i n gp l a n ta n dm a k et h e o p t i m a lp r o c e s s i n gc o n d i t i o no fc y a n i d et a i l i n g s ’p r e t r e a t m e n ta n dr e di r o n o x i d e ’Sp r o d u c t i o n . T h eb e s tf a c t o r so fp r e t r e a t m e n to fc y a n i d et a i l i n g sa r ea sf o l l o w s .I n i t i a l t e m p e r a t u r eo fo x y g e n a t i o ni S8 0 ℃,i n i t i a lc o n c e n t r a t i o no fn i t r i ca c i di S3 0 %. f e e dp r o p o r t i o n i n g n i t r i ca c i da n dc y a n i d et a i l i n g sm a s s r a t i o i s3 1 , o x y g e n a t i o nt i m e r e a c t i o nt i m ea f t e rc h a r g i n gc y a n i d et a i l i n g s i s3 0 m i n .O n t h i Sc o n d i t i o n ,o x i d a t i o nr a t ei s9 0 .0 6 %a n d p y r i t e i n t a i l i n g sh a sb e e n o x y g e n a t e da v a i l a b l y .O x i d a t i o ns l u d g ei sd e l i v e r e dt oe x t r a c tg o l d . I nt h ec o u r s eo f p u r g i n g p r e t r e a t m e n t1 i q u i d w i t hs c r a pi r o n ,t h eb e s tf a c t o r s a r et h a tr e a c t i o nt e m p e r a t u r ei s4 0 。C ,r e a c t i o nt i m ei S 6 0 m i n ,M F e M ‰” M F m e x p r e s s e sf e r r i ci o n ’Sm a s so fo x y g e n a t i o nf i l t r a t e i s1 1 .A f t e rt h ep h a s e i so v e r ,r e d u c t i o np e r c e n to ff e r r i ci o ni s1 0 0 %,r a t eo fd i s p l a c e m e n to fc o p p e r i s9 1 .2 %,r a t eo fd i s p l a c e m e n to fs i l v e ri s9 6 .9 %a n da r s e n i ca n dl e dh a v eb e e n r e m o v e d . R e a c t i o nt e m p e r a t u r ei s1 5 ℃a r o u n d ,P Hv a l u eo fs o l u t i o ni S9 ~1 0 .a m o u n t o fa i ri s0 .1 m 3 /ha n dd e n s i t yo ff e r r o u ss u l f a t ea r et h eb e s tf a c t o r si nt h eC O u r s e o fp r o d u c t i o no f i n o c u l a t i n gc r y s t a l .T a r t a r i ca c i di sa d o p t e db y w a yo f d i s p e r s a n ta n di t sq u a n t i t yi s1 %o fa m o u n to ff e r r o u ss u l f a t e .W h e nr e a c t i o n t e m p e r a t u r ei s8 0 ~8 5 “ C ,P Hv a l u eo fs o l u t i o ni s3 ~4 ,q u a n t i t yo fa i ri s0 .1 4 m 3 /h . m o l a rr a t i oo fu r e aa n df e r r o u ss u l f a t ei s3 .5 1 ,p u r er e di r o no x i d ei sg e n e r a t e d . A d dD B St ot h es o l u t i o na n ds t i rh o m o g e n e o u s l y . 些查型垫查堂翌主兰堡笙苎 塑要 X R Dd i s c o v e r st h a tt h ep i g m e n ti s Ⅱ一F e 2 0 3 .T E Mp r o v e st h a tt h ep a t t e r no f p a r t i c l ei sb a l l .T h es i z eo ft h eb e s tp a r to fr e di r o no x i d ep a r t i c l ei sw i t h i n 1 0 0 n mb yt h ea n a l y s i so fp a r t i c l es i z ed i s t r i b u t i o n .T h ea n a l y s i so fp r o d u c t q u a l i t yd i s p l a y st h a tt h ep i g m e n tp e r f o r m a n c em e a s u r e su p . D e s i g nt h ec r a f to fp r e t r e a t m e n to ft a i l i n g sa n dp r o d u c t i o no fr e di r o no x i d e a n da s c e r t a i nt h er e a c t i o np r i n c i p l eo fp r e c i p i t a t i n gf e r r o u ss u l f a t et og e n e r a t e r e di r o no x i d e . K e yw o r d s c y a n i d et a i l i n g s ,n i t r i Ca c i d ,p r e t r e a t m e n t ,s c r a pi r o n ,p u r g e f e r r o u ss u l f a t e ,u r e a ,h o m o g e n e o u sp r e c i p i t a t i o n ,n a n o m e t e rr e di r o no x i d e 声明 本人呈交给山东科技大学的这篇硕士学位论文,除了所列参考文献和世所 公认的文献外,全部是本人在导师指导下的研究成果。该论文资料尚没有呈交 于其它任何学术机关作鉴定。 硕士生签名;艋冲 『lj 9 J 2 D 町‘.彳 A F F I R M A T I o N Id e c l a r et h a tt h i sd i s s e r t a t i o n ,s u b m i t t e di nf u l f i l l m e n to ft h er e q u i r e m e n t s f o rt h ea w a r do fM a s t e ro fP h i l o s o p h yi nS h a n d o n gU n i v c r s i t yo fS c i e n c ea n d T e c h n o l o g y , i sw h o l l ym yo w nw o r ku n l e s sr e f e r e n c eo fa c k n o w l e d g e .T h e d o c u m e n th a sn o tb e e ns u b m i t t e df o rq u a l i f i c a t i o na ta n yo t h e ra c a d e m i c i n s t i t u t e . S i g n a t u 他A 锄 D a t e 如,A - .‘.3 山东科技人学硕士学位论文 文献综述 1 文献综述 1 .1 前言 我国是黄金生产比较多的国家,大多数的黄金生产企业采用浮选金精矿氰化提金或 全泥氰化提金,生产中产生大量的氰化尾渣【⋯。氰化尾渣多为粉末状,粒度很细,如 河台金矿氰渣粒度.3 7 u i n 占9 0 %,金厂屿金矿一3 5 0 目占9 9 %以上.三山岛金矿- 2 0 Ⅱm 占8 0 %以上,里面除含有品位比较低的金外,还有A g 、F c 、S 、C u 、P b 、A s 、Z n 等元 素。我国部分矿山氰化尾渣的成分见表1 .1 。 表1 .1 我国部分矿山氰化尾渣成分 T a b l e l1 C o m p o n e n t so f c y a n i d et a i l i n g so f s o m em i n e si nC h i n a 矿名A u A g SF eC u P b Z n A 1 2 0 3S i 0 2 g /t 酗 % 哟 % 呦 % 哟 哟 广,- h i 河台金矿 26 83 0 .0 01 34 8 1 53 6 2 .503 】0 .2 344 2 河南银坡洞金 34 09 5 .8 2】9 .3 6 0 .2 5 53 5 4 .2 2 矿 内蒙大水清金 0 .0 32 4 .2 82 4 .9 22 .3 11 .2 5 0 .7 87 .2 73 0 .0 矿 河南灵宝市金 28 53 9 63 605 .3l9168 .0 矿 大量的氰化尾渣不但占用土地,而且氰渣粉尘对空气造成污染,若被雨水冲入河道, 氰渣中的重金属还会污染水体。氰化尾渣以前多被用作废弃矿井的填充物,近年来人们 开始开发回收其中的有价金属,充分利用他的内在价值。几十年来,我国的广大科技工 作者对氰化尾渣的综合利用进行了多方面的研究和实践,拓展了氰化尾渣的回收利用前 景。氰化尾渣的回收利用既有社会效益又有经济效益,对解决环境污染具有现实意义。 1 .2 本研究的目的和意义 1 .2 本研究的目的和意义 山东科技大学硕士学位论文壅墼堡鎏 研究的目的和意义 1 蓬莱冶炼厂提金产生的大量的氰化尾渣,长期以来一直采用堆填的方式处理, 不仅占用了大量的耕地,而且金矿尾渣含有一定量的有害物质,长期风晒雨淋会对大 气、水体、土壤等环境造成严重危害,并且里面含有的有用成分也白白浪费。利用氰 化尾渣提金及制备纳米铁红颜料,拓宽了金矿尾渣的回收利用前景,减少了其对环境 的污染。 2 我国的氧化铁红生产厂家,基本上都是采用废铁皮作为主要原料采用湿法生 产,此法周期长,生产中产生大量的酸性废水和废气,污染较为严重,而且生产消耗和 能耗占成本的6 0 %以上,许多企业处于无利可图的地步。利用氰化尾渣制备纳米级铁红 颜料,可以降低成本,提高产品的附加值,能够给企业带来丰厚的利润,还可以减少污 染。 3 利用氰化尾渣提金及采用均匀沉淀法制备纳米级氧化铁红颜料,工艺简单, 成本较低,生产条件比较温和,有利于实现工业化生产。 1 .3 氰化尾渣的综合利用 1 .3 .1 氰化尾渣的常见利用方法 目前,我国氰化尾渣产量很大,太部分没有能够充分利用,把氰化尾渣作为二次资 源进行综合利用,将会给国家带来明显的经济效益。对于黄金矿山来说,我国采用浮选 金精矿氰化提金的比较多,氰渣中尚有可回收的金、银、铜、铅、锌、铁等有价金属元 素,综合回收这些金属可以为矿山创造经济效益,同时可减少重金属的环境污染。 综合回收氰化尾渣中有价金属的方法有浮选、重选、磁选等,浮选法是被研究者应 用最多的一种方法。氰化尾渣中有价金属的品位还达不到可以用工业生产来提取的程 度,在提取之前必须使他们得到富集。浮选法通常使用浮选药剂使金、银、铜等有价金 属的品位富集到可以提取的程度,然后送到提取工序进行提取。 现在很多的文献资料对浮选作了详细地说明并进行了一定的改进。北京科技大学的 林海等人胪睬用混合浮选一分离浮选工艺,从氰化尾渣中提取金、银、铜等有价金属。 处理的氰化尾渣中黄铁矿和黄铜矿占绝大部分,由于氰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 2 些查型茎盔堂堡圭堂垒堡苎 苎塑簦堕 石矿物粒度微细,因此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。氰化尾渣中可回收利用的元素 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。内蒙古喀喇沁旗 大水清金矿原生产采用浮选.金精矿氰化提金工艺1 2 】。金精矿经氰化提金后,尾渣中还含 有一部分有价金属,其中含铜1 .5 %~2 .2 %,含银2 5 0 ~3 5 0 9 /t ,含金1 .3 ~3 .0 9 /t 。为了 有效利用资源,提高企业经济效益,大水清金矿于1 9 9 3 年7 月建成并投产了一座生产 能力为2 5 ~3 0 t /d 的氰渣选铜厂处理金精矿氰化尾渣。由于氰渣中残存浮选药剂量变化 大,含硫品位高,而且泥化现象比较严重,实际生产中跑槽现象比较频繁,浮选过程不 稳定,产品质量很难得到保证。针对以上问题,采用了双回路循环浮选流程。新流程增 设了扫精选作业,处理一精尾和一扫精。该流程经实践检验,完全解决了氰渣浮选时存 在的大量中矿恶性循环问题,并通过建立合理的复合药剂制度及多点给药,增设矿浆缓 冲系统,石灰乳化添加等手段更加确保了氰渣浮选过程的稳定性,从而取得了理想的经 济技术指标。 氰化尾渣经氰化物长时间的作用,一部分可溶的硫化物和氧化物已经溶解,矿物表 面性质发生很大变化,矿物之间可浮性差异明显减小。对于不同的硫化矿物,矿浆有不 同的高电位 E p t u 和不同的低电位 E p t L 与P H 关系,有不同的可浮矿浆电位范t 虱t 6 j 。 广东河台金矿的石同吉[ 3 1 认为虽然氰化尾渣浮选的难度较大,但只要合理改变矿物表面 的电位,使矿物之间的电位重新产生较大差异就可以使各种有用矿物用浮选分离,达到 综合回收金属的目的。可以通过调节矿浆电位,使其落在某一矿物可浮矿浆电位范围, 而不落在其它矿物的可浮电位范围,从而实现该矿物与其它、矿物的浮选分离。 山东省三山岛金矿的工艺流程为,原矿经过浮选产出金精矿,将金精矿氰化后,尾 渣作为副产品硫精矿出售给制酸厂。该矿年处理矿石5 0 万t ,产出尾渣硫精矿2 .8 3 万t , 由于该矿尾渣中含铅较高,使制酸厂有烧炉现象,致使销售不畅,大量氰化尾渣堆积在 厂区,严重污染了环境,危害人类健康。该矿氰化渣除含铅7 盼一1 0 %、含硫4 0 %外, 还含金1 .5 2 .0 9 /t ,含银5 0 1 0 0 舭,由于含金粒度较细,且大部分呈包裹金。因此 对该种氰化尾渣的回收既可以带来巨大的经济效益和明显的社会效益。还可以变废为 宝,既解决了环境污染问题,还解决了硫酸厂的原料来源问题【9 1 。 1 .3 .2 氰化尾渣的提取贵金属研究 氰化尾渣中含有金、银贵金属,它们的提取将会给矿山企业带来巨大的经济效益。 因每个金矿的矿石中含有的矿物元素的不同,氰化尾渣中含有的元素及其存在形式也不 3 当奎型塾查兰璺圭堂竺堡奎 壅整竺堕 相同。这使得不同矿山氰化尾渣在提取贵金属时的预处理方法和提取技术有所不同。 金厂峪金矿选矿厂在国内最早应用浮选法回收氰渣中金【l ,1 9 8 6 年6 月正式投入 使用,氰渣品位3 ~4 鲈,经一次粗选、一次扫选、三次精选后,得到品位为8 0 - l o o g /t 的金精矿,回收率2 6 %~3 0 %,相当子提高总回收率1 %,每年可回收黄金9 .4 K g 。年 效益可达3 5 .3 5 万元,浮选用水玻璃作分散剂。 北京科技大学的林海【7 】采用“异步优先浮选”工艺流程提取氰化尾渣中的贵金属。 其研究的氰化尾渣中含金1 .0 5 鲈,含银1 7 3 .8 3 9 /t ,主要的硫化物是黄铁矿 5 6 .7 2 % , 其次是黄铜矿 4 .3 8 % 和少量的方铅矿和闪锌矿等,脉石矿物主要是石英及少量的云 母、长石、高岭石等。根据氰化尾渣的性质,其通过探索性试验确定浮选流程为一粗 二扫一精 前段 和一粗一扫二精 后段 ,在该流程中,前段采用低碱度抑制部分黄铁矿 及脉石矿物得到含少量黄铁矿的铜硫混精矿,后段采用高碱度抑制黄铁矿得到最终铜精 矿,金、银的品位分别达到1 1 .3 7 9 /t 、2 2 3 1 .4 6 9 /t 。 广东矿产研究所的梁冠杰i s } 采用浮选的方法使贵金属得到富集。他针对氰化法提金 剩下的尾渣,虽然经碱稍做处理,但剩余氰化物对黄铜矿仍有抑制作用,如果未经处理 就直接浮选,效果会很差,另外废渣中含泥也较多的情况,在浮选前添加调整剂,使铜 铅混合精矿上浮。经过对比试验,先用清水调浆,使矿浆浓度达2 5 %- - 2 8 %,然后采用 稀硫酸作预处理,再用水玻璃作为矿浆的调整刑。经过处理后的氰化尾渣在浮选后,其 中的贵金属银从6 2 卧富集到5 4 0 9 /t ,银的回收率达到7 6 .0 4 %。 广西龙水金矿的选矿厂1 9 9 6 年建成金精矿氰化车间,其金精矿由于含铜碳等有碍 氰化的杂质富集,氰渣中的金银品位分别达5 .5 1 鲈与2 .0 3 9 /t 。1 9 9 7 年建成氰化尾渣回 收金银的生产工段,采用一粗二扫二精的浮选流程,用硫酸铜作活化剂,B 药剂作调整 剂,当年回收黄金4 .1 k g ,白银1 8 9 k g ,回收率分别达6 7 .5 %与8 2 .5 %。 薛光等人1 1o 】对氰化尾渣的提金技术进行了改进,采用加压氧化一氰化浸出方法。矿 石中的金在氰化浸出时,金粒表面很快生成A u C N 络离子,并在表面附近形成 A u C N ;的饱和溶液层,饱署Ⅱ层的形成以及层内O 和C N 。急剧下降,阻碍了金的扩散速 度。对于常规的搅拌氰化浸出,由于搅拌速度较慢,致使离子扩散速度较小,因此浸出 时间长,而且浸出率低。加压氧化一氰化浸金法针对常规氰化浸出存在的问题,综合运 用流体力学的原理,利用空压机将压缩空气以分布式射流的方式均匀地射入到氰化矿浆 中形成强力旋搅。在强射流作用下,使矿石颗粒产生自磨,使气、液、固三相充分接触, 4 生查型垫查兰堡主兰垒笙奎苎堕笪垄 强化了传质效应,迅速消除了阻碍金在氰化物溶液中继续溶解的饱和层和钝化膜,使浸 出所需的氧气和氰根迅速扩散到矿物表面,促进了金的快速溶解。由于反应体系中有充 足的氧气,矿石中部分硫化物被氧化,使包裹的金解离,加快了浸金速度,缩短了浸出 时间,显著地提高了金的浸出率。金的回收率达到7 0 %以上。 东风金矿炭浆厂处理的矿石,属石英脉含金氧化矿石,矿物组成简单,主要金属矿 物以褐铁矿、赤铁矿为主,还有黄铁矿、铜蓝、孔雀石等。非金属矿物以石英、长石为 主,占总量的9 2 .6 3 %,金属铁矿物占矿石总量的6 .6 4 %,并且金与铁矿物关系密切, 与褐铁矿共生占大多数。该氰化厂日处理l O O t ,现尾矿品位在0 2 ;g /t 左右,通过对该尾 矿性质分析,提出以磁选处理尾矿流程,并做了小型试验。试验结果表明,该种尾矿磁 选可以使金得到富集,同时还可以回收部分铁精矿【9 】。 1 .3 .3 氰化尾渣的全元素提取 氰化尾渣中含有许多有价金属,如铜、铅、锌、铁等。这些金属的提取预处理往往 是和贵金属的提取预处理相一致。 1 .3 .3 .1 氰化尾渣中铜的回收 大多数金矿中的铜是以硫化铜或氧化铜的形式存在的,铜矿物采用浮选法进行提 取。 广东高要河台金矿的氰化尾渣中的铜矿物主要是以黄铜矿为主的原生矿物及次生 硫化铜矿物,品位大于4 %,采用氰化尾渣浮选铜工艺进行铜的回收1 1 2 】。为了提高浸渣 中铜矿物的单体解离度,采取了降低旋流器的给矿浓度,使给矿量及输入浓度稳定,增 大旋流器的工作压力,提高其分级效率的措施,在现有条件下使磨矿细度达到.3 7ur n 占9 5 %以I - 。为了消除氰渣中氰根浓度较高对铜矿物产生较强的抑制作用,采用箱式压 滤机对氰化尾渣进行压滤使滤饼含水量不高于1 5 %,然后,加入清水调浆至浓度2 7 。5 %。 这样,浮选矿浆中氰根浓度大幅度下降,同时消除了浮选金精矿中残留药剂对铜矿物回 收的影响,减少跑槽现象。在浮选过程中加入丁基黄药为捕收剂,最后获得的铜精矿品 位在2 0 %左右。 林海等人根据氰化尾渣中主要矿物是硫化物 主要是黄铁矿,其次是黄铜矿,还有 一些脉石 的情况,采用混合浮选和分离浮选相结合的方式来对金属铜进行回收。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 矿和硫糟矿。贵金属金、银也富集在铜精矿中也得到了回收。 甘肃省天水金矿金精矿氰化尾渣中含铅5 .9 6 %,含铜1 .9 3 %。含金2 .O O g /t ,含银 5 坐奎型苎奎堂堡主兰竺丝主 塞堂簦垄 1 0 0 .9 0 2 /t 0 3 1 。为了综含回收这部分有价金屑,采用优先选铅后选铜的工艺流程获得合 格的铜精矿和铅精矿,并回收了部分金银。铜、铅、金、银的回收率分别为7 1 .0 4 %、 7 7 .5 9 %、3 1 .2 5 %、8 1 .0 4 %,达到了综合回收的目的。按常规是在铅浮选尾矿中加入硫 酸和硫酸铜来活化铜,但是在矿浆中有剩余氰化钠存在,加酸会边出氢氰酸污染环境, 考虑到环保,采用J Y .一1 号药和硫酸铜配合使用,其中J Y _ 一1 号药既消除了氰化物对 铜的抑制,又消除了氢氰酸对环境的污染,且可活化铜、抑制铅,同时加入硫酸铜对铜 活化作用更明显。铜的回收率达到7 1 .0 4 %。 邹积贞等人【1 7 】对黑龙江某金矿的氰化尾渣进行了铜的回收研究,针对氰化尾渣含砷 2 .0 8 %的情况,用拷胶对砷进行仰止,对铜迸行优先浮选获得了合格的铜精矿,精矿含 铜1 5 .4 0 %,硫3 4 .4 5 %,砷0 .3 %以下,铜回收率9 3 .1 6 %。拷胶是合有多羧基、多羟基、 胺基、疏基等高化学活性基因的大分子量有机抑制剂,对砷矿物抑制作用主要为 1 在铜矿物的浮选矿浆中存在着各种离子,有一些将会受到活化,这将破坏铜矿物浮选的 选择性,在浮选过程中次生铜及氧化蚀变的矿石,合有一定浓度的铜离子将对砷矿物产 生活化作用,而使抑砷浮铜的优先浮选难以实现。合有多羧基、多经基、胺基、疏基等 高化学活性基因的有机抑制剂,许多都能沉淀或络合金属砷离子,从而减少矿浆中这些 离子的浓度,起到防止活化的作用,控制砷矿物的可浮性,达到砷铜矿物分离浮选的目 的, 2 大分子量有机抑制剂因分子链较长,支叉和弯曲程度较高,不但在砷矿物表面 形成亲水层,而且能对已经吸附于砷矿物表面的捕收剂疏水膜发生掩盖作用,不必使吸 附的捕收剂解吸就能使砷矿物表面受到抑制。 3 大分子量有机抑制剂大多兼具絮凝作 用,使砷矿粒发生絮凝而改变浮选性质,其机理是要为桥联作用。 内蒙古大水清金矿的氰化尾渣中主要铜矿物为黄铜矿,次为铜兰、辉铜、斑铜矿等。 铜物相分析表明,铜矿物主要为硫化物占9 9 .1 2 %,铜氧化物占0 .8 2 %。氰渣中单体铜 占8 1 .5 %,连生体占1 4 .8 4 %,包裹体占3 .6 6 %。其铜选厂采用双回路循环浮选流程对铜 进行回收,铜精矿的品位达到1 8 .9 %,回收率达到8 1 .5 5 %。 广东河台金矿金属矿物主要为黄铁矿和黄铜矿,大约黄铁矿的含量是黄铜矿含量的 两倍,并且铜矿物的单体解离度不高,只有4 8 .6 0 %。另外脉石包裹铜矿物含量较高, 有1 6 。3 0 %。因此,磨矿细度要保持在9 5 %.4 0 0 目以上,才能保证铜精矿品位大于1 8 % 的前提下,最大限度地提高铜回收率。经过多年的反复试验与研究之后,在实际生产中, 主要抓住了以下3 个方面的工作第一是稳定浮铜给矿量和浓度均匀连续,加强精矿再 磨管理,降低水力旋流器的浓度和增加水力旋流器的工作压力,使磨矿细度达N - 4 0 0 6 生查型垫查兰堡主堂望堕壅 苎堕堡堕 目占9 5 %以上第二是消除氰根离子对铜矿物浮选的影响,恢复铜矿物本来的可浮性, 提高回收率;第三是抑制黄铁矿,提高精矿品位。通过抓住这3 个方面的工作,氰渣浮 铜回收率和铜精矿品位稳步提高。 1 .3 .3 .2 氰化尾渣中铅、锌的回收 铅是很重要的有价元素,在某些金矿氰化尾渣中广泛存在。铅、锌的回收主要通过 浮选来进行的。 陕西小口金矿精矿氰化尾渣【1 4 】,含铅为1 9 .7 0 %,含金3 .5 0 9 /t ,银1 7 8 .7 1 9 /t ,主要 金属矿物为黄铁矿、方铅矿、少量的黄铜矿等。非金属矿物主要为石英,其次为长石等。 尾渣中铅单体解离充分,并为硫化物,浮选法是可行的。研究表明,氰化尾碴浮选铅为 一次粗选一次精选一次扫选的流程,在适宜的氧化钙浓度下,不磨矿,不加温,不加活 化剂,不破坏剩余氰化物,铅浮选试验指标良好,铅精矿品位达5 7 .4 6 %,回收率为 7 9 .7 0 %,同时又可回收尾渣中的金和银。 贺政‘1 5 1 使用的氰化尾渣由于在金精矿提金过程中经过再磨及长时间的充气搅拌,致 使矿物粒度很细,4 5um 达到9 5 %,铅矿物出现严重过磨,并且在氰化过程中一部分 铅矿物由于过度氧化而受到强烈的仰制,很难活化。矿浆中大量的泥质硅酸盐矿物和残 留的氰化物会恶化浮选过程,影响铅锌的品位、杂质含量及回收率。在铅浮选前对氰化 尾渣经预处理,铅品位可以大幅度的提高,当药剂用量为3 0 9 /t 时,一次粗选铅品位 就可以达到4 7 %。浮选溶液P H 值控制在1 0 .2 0 以下,可获得铅品位较高的铅精矿。C N 一不仅对铅浮选有很大的影响,同时对锌的影响更大。Y O 一种新型的活化剂 由于 其良好的选择性。在浮选过程中,消除C N - - 及矿泥对闪锌矿的影响,活化闪锌矿,促 使硫酸铜和捕收剂有效地作用于闪锌矿表面,从而使回收率获得了进一步的提高。 银坡洞金矿的王宏军【1 6 】首先用浮选方法对矿浆进行脱药降氰根预处理,而后进行一 次粗选,二次扫选和三次精选的铅浮选工艺流程,产出铅精矿;再对铅浮选尾矿进行选 锌浮选,其工艺为一次租选,二次扫选和三次精选,产出锌精矿。产出的铅精矿品位达 到6 2 .5 9 %,铅回收率达7 6 .4 4 %;锌精矿品位为5 0 .7 9 %,锌的回收率为7 4 .5 3 %。 吉林冶金研究所的张德奎等人【1 8 】对夹皮沟金矿选厂的粗精矿氰化炭浆法提金尾渣 进行处理提取铜、铅等金属。夹皮沟金矿精选厂的粗精矿氰化炭浆法提金尾渣 简称氰 化尾渣 中含铜1 .2 5 %,铅4 .7 0 %,银7 8 .0 0 趴和金1 .5 趴。张德奎等人对氰化尾渣采取 不脱药、不加热、不洗涤的措施,直接进入浮选阶段。在浮选过程中,采用优先浮选方 法进行四段浮选,第一段中加入丁黄基药和2 号抽,第二段中加入大量的丁黄基药,第 7 山东科技大学硕士学位论文文献综述 三段加入活化剂硫酸铜,第四段加入J Y - I 号和硫酸铜。得出如下结论氰化尾渣不洗 涤浮选时,铜、铅可浮性有差别,利用此差别先选出炭泥,再加入少量铜的抑制剂氰化 钠,优先选铅,然后再J n , K 活化剂选铜的优先浮选流程是比较理想的。试验结果为铅精 矿品位6 3 .9 9 %,含铜O .9 3 %,铅回收率1 5 0 .8 6 %;铜精矿品位1 5 .1 7 %,铜回收率4 3 .0 8 %。 1 .3 .3 .3 氰化尾渣中细炭的回收唧 自炭浸法应用以来,含金碎炭随尾渣流失,一直是困扰生产的问题,除尽量采用耐 磨活性炭外,采用尾渣排放前加隔炭筛等措施,达到减少细炭损失的目的,但仍有部分 活性炭粉末流失。特别是小型炭浆厂,由于技术、管理等原因,含金碎炭流失仍不能有 效的控制。另外采用活性炭直接吸附也有一定的缺陷,如载金贫炭含金过高,活性炭吸 附几个周期后需活化等。 应运而生的树脂矿浆法是一种先进的无过滤提金技术。虽然在个别国家用于生产, 但与炭浆法相比它更有其无法比拟的优点,如树脂的机械性能好,耐磨,破损率远远低 于活性炭,树脂再生简单,费用低等。即使有少量含金粉末树脂产生,也很容易处理, 不致于造成金银的流失,而含金碎活性炭的处理却比较困难,容易造成部分金银流失。 因此,建有生产能力很大的树脂提金厂,如原苏联的穆龙陶金矿,年产金8 0 t 。我国安 徽省炭浆厂改造的树脂提金厂,通过一阶段生产证明,在原矿品位下降的情况下,各项 技术指标仍优于炭浸法。 树腊法不但解决了载金炭流失问题,而且它对处理含银高的矿石、含碳质难处理矿 石有一定的优越性。 另外磁性活性炭法回收金的独特之处在于,矿浆与炭的分离用磁选机而不是筛子。 它通过特定的工艺,使活性炭具有一定的磁性,以便在磁场中将含金磁炭回收,它完全 解决了细粒载金炭流失问题。根据中国科学院金属研究所试验,这种磁性活性炭在含金 溶液中对金的吸附速度比普通活性炭快5 %~2 0 %,其载金容量也高于相应的椰壳炭的 数值,并能在N a C N N a O H 高温溶液中顺利解析。磁性活性法是一种有前途的方法。 1 .3 .4 氰化尾渣提取铁制取氧化铁红的研究 金矿氰化后的尾渣中的有价金属铜、铅、锌的回收研究的比较多,铁的利用研究的 较少。从众多文献资料中,可以看出铁在氰化尾渣中主要是以黄铁矿的形式存在的。 宝鸡文理学院的何柱生【4 】对河南灵宝市某金矿的氰化尾渣采用了培烧的处理方法。 废渣培烧的目的是使渣中黄铜矿、黄铁矿的结晶得到破坏,使晶体夹缝中的金易于提出, 并使其中的铜最大限度的成为水溶性硫酸盐,实现铜资源最大限度的利用,同时使渣中 R 生查型苎查兰堡主茎竺丝壅 苎墼箜竺 的铁尽可能的以三氧化二铁的形式存在,这样在低酸浸出时就可使铜和渣中的其他成分 得以很好的分离。其工艺大体如下提金后的尾渣送入沸腾炉培烧,黄铁矿和黄铜矿生 成硫酸铜、氧化铜、三氧化二铁和二氧化硫;培烧产物用稀硫酸浸取,可得硫酸铜溶液, 同时铁的氧化物也会溶于稀硫酸分离铜之后的渣以氧化法或硫脲法提金之后出去二氧 化硅,经分选粉碎制得氧化铁红。 我国对于氰化尾渣综合利用的研究,为减少尾渣对环境的污染和充分利用二次资源 提供了很好的经验。虽然氰化尾渣综合利用回收有价金属的方法很多,但是,利用氰化 尾渣预处理提金,处理液经净化后提铜、银,然后净化液湿法制备纳米级氧化铁红颜料 的研究
展开阅读全文

资源标签

最新标签

长按识别或保存二维码,关注学链未来公众号

copyright@ 2019-2020“矿业文库”网

矿业文库合伙人QQ群 30735420