某黄金冶炼厂氰化尾渣综合利用研究.pdf

SeriesNo. 390 December 2008 金 属 矿 山 METAL M I NE 总第390期 2008年第12期 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。 综合利用 某黄金冶炼厂氰化尾渣综合利用研究 徐承焱 孙春宝 莫晓兰 孙体昌 北京科技大学 摘 要 研究了氰化提金的尾渣多元素回收利用技术和铜尾浮选出的硫精矿直接焙烧生成铁精粉等集成化 技术,通过浮选试验和焙烧试验可以发现在合适的工艺条件下,可以达到氰化尾渣中有价多元素的有效回收和有 望在工业中实现高品位的硫铁矿直接焙烧生成合格铁精粉,最终可获得含Pb品位为30. 29 ,回收率为70. 12的 铅精矿,含Zn品位为41. 19 ,回收率为74. 93的锌精矿,含铜7的铜精矿和含硫40～50的硫精矿;在最佳 的硫铁矿入炉品位、 粒度、 富氧程度下,可获得全铁品位65以上的铁精粉,为黄金行业向清洁无废化方向发展提 供了新的途径。 关键词 氰化尾渣 混合浮选 多元素回收 硫铁矿 富氧程度 Research on the Comprehensive Utilization of Cyan idation Slags of a Gold Smelter Xu Chengyan Sun Chunbao Mo Xiaolan Sun Tichang University of Science and Technology Beijing Abstract The paper studies the integral technologyof themulti2element recovery and utilization of the slags from cya2 nidation for gold extraction and the iron powder concentrate generation by direct roasting of sulfur concentrate from the flota2 tion of copper tailings .It is found through flotation roasting tests that under appropriate process conditions, the effective re2 covery ofmultiple valuable elements in the cyanidation slags can be achieved and it is expected to realize the production of qualified iron powder concentrate by direct roasting of high grade pyrite ore at industrial scale. A lead concentrate grading 30. 29 at a recovery of 70. 12 , a zinc concentrate grading 41. 19 at a recovery of 74. 93 , a copper concentrate grading 7 and a sulfur concentrate grading 40～50 can finally be obtained. When the pyrite feed to the roaster has the optimal grade and size and the oxygen enrichment degree is the best, an iron concentrate powder grading over 65 can be obtained, providing a new way for the gold industry to develop toward waste2free direction. Keywords Cyanidation slags, Bulk flotation, Multielement recovery, Pyrite, Oxygen enrichment 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 采用山东某黄金冶炼厂的直接氰化尾渣为试验 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 素SFeCuSiO2 含 量28. 8927. 540. 3830. 0 元 素PbZnAuAg 含 量0. 740. 650. 9418. 9 注Au、Ag单位为g/t。 841 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 [223 ]。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 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。 表2 铅锌混合浮选药剂制度 选别作业药剂名称用量/ g/t 粗 选 亚硫酸钠丁黄乙硫氮2油1000 125 125 50 扫选 Ⅰ丁黄乙硫氮2油60 60 25 扫选 Ⅱ丁黄乙硫氮2油30 30 10 浮选获得的混合铅锌精矿的分析指标,铅精矿 品位20. 23 ,回 收 率81. 46;锌 精 矿 品 位 21. 50 ,回收率87. 41。 4 铅锌的浮选分离试验 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 [425 ]。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 4. 2 组合抑制剂用量试验 用硫酸锌和碳酸钠做铅锌分离的抑制剂,试验 结果见图2。从图2上可以看出组合抑制剂的最佳 用量为ZnSO4500 g/t Na2CO3300 g/t。图中横坐标 上的1、2、3、4点分别对应的组合抑制剂用量为 ZnSO4300 g/t Na2CO3100 g/t, ZnSO4400 g/t Na2CO3200 g/t, ZnSO4500 g/t Na2CO3300 g/t, ZnSO4500 g/t Na2CO3400 g/t 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。 在调整剂CaO用量为1 000 g/t,组合抑制剂用 量为ZnSO4500 g/t Na2CO3300 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。 941 徐承焱等某黄金冶炼厂氰化尾渣综合利用研究 2008年第12期 表3 铅锌浮选试验结果 精 矿 品 位回收率产 率 PbZnPbZnPbZn 铅精矿30. 2941. 1970. 1274. 9321. 2430. 86 锌精矿5. 983. 7312. 475. 570. 750. 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 图4 铅锌分离综合条件流程 5 铜锍浮选试验 由于铜锍浮选部分不是本次试验研究的重点, 故在此只作简要说明。氰化尾渣中的铜采用优先浮 选,试验原料为浮选铅锌后的尾矿,经调浆酸活化 处理调浆加药搅拌进行铜浮选,选用硫酸钠、 碳酸钠、 重铬酸钾为黄铁矿的组合抑制剂,丁基黄 药、 丁胺黑药为黄铜矿的组合捕收剂,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如表4。浮选获得的铜精 矿品位7. 00 ,回收率56. 72。 选硫是选铜后的尾矿经调浆-活化-加药搅 拌,经一次粗选、 二次扫选、 三次精选,最终获得硫精 矿。选用水玻璃作为石英脉石矿物的抑制剂,丁基 黄药为黄铁矿的捕收剂,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 最佳药剂制度如表5。浮选获得的硫精矿品位 48. 34 ,回收率76. 25。 表4 铜浮选药剂制度 选别作业药剂名称用量g/t 粗 选 NaSO3NaCO3 K2Cr2O7 丁黄丁胺2油 200 100 100 100 50 30 扫选 Ⅰ丁黄丁胺2油50 25 15 扫选 Ⅱ丁黄丁胺2油25 10 5 表5 硫浮选药剂制度 选别作业药剂名称用量g/t 粗 选水玻璃丁黄2油100 50 30 扫选 Ⅰ丁黄2油50 25 15 扫选 Ⅱ丁黄2油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 [629 ]。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。 6. 1 原 料 试验原料为氰化尾渣回收铅锌铜后的硫精矿, 研究中对焙烧过程中硫精矿的入炉品位,入炉细度 以及氧化度等工艺条件进行了单因素试验,探讨了 各种因素对铁精粉的品位的影响,并确定了最佳条 件。 图5 硫铁矿品位与铁精粉品位关系曲线 6. 2 硫铁矿品位的影响 硫精矿的品位对铁品位有着很大的影响。试验 研究表明,硫精矿的品位越高,产生的温度越高,而 且炉况会更加稳定,最后焙烧制得的铁精粉含铁品 位也越高,而硫的利用率提高非常明显,由原来的 051 总第390期 金 属 矿 山 2008年第12期 95. 7提高到99. 1 ,提高了3. 4。硫铁矿品位 与铁精粉品位的关系曲线如图5所示。由图5可知 当硫铁矿品位为51时,铁精粉品位可以达到 65。 6. 3 硫铁矿粒度对焙烧的影响 硫铁矿的沸腾焙烧是一个气、 固相之间进行的 多相反应,主反应的方程式 2FeS2固 11 / 2O2 气 Fe2O3固 4SO2气。硫铁矿的粒度 越小,空气中的O2向颗粒中心扩散的时间就越短, SO2和SO3气膜向炉气流扩散的时间也就越短,从 而保证反应的充分、 尽快的完成。但是粒度太小的 硫铁矿会对焙烧造成不利的影响,反而降低了焙烧 的强度和增加了烟尘的处理负荷 [10 ]。 表6 硫铁矿粒度与烧渣中铁品位的关系 硫铁矿粒度烧渣中S含/烧渣中Fe含量/ - 200目占801. 4555. 10 - 325目占800. 7760. 30 - 400目占800. 1865. 40 由表6可知,当硫铁矿的粒度为- 400目占 80时,最终烧渣中铁精矿的品位可达到65140。 6. 4 富氧程度对焙烧的影响 焙烧的过程中采用富氧燃烧不仅可以加快硫铁 矿的燃烧速度、 减少炉气的排出量、 降低能耗,而且 还可以强化设备的生产能力、 提高资源回收率、 减轻 环境污染。在硫铁矿沸腾焙烧产生SO2烟气过程 中,在85050℃ 的工艺条件下,其反应速度由氧的 扩散速度控制。因此提高反应物中氧的体积分数, 可大大提高焙烧速度,缩短反应时间。用 O 2为 30的富氧空气焙烧标准硫铁矿,其脱硫时间仅为 空气焙烧的70 [11 ]。 从图6可以看出,硫铁矿焙烧强度的增长速率 比入炉气体中 O 2的增长速率快得多。也就是 说,采用富氧空气替代空气焙烧硫铁矿时,沸腾炉床 层截面积能满足生产能力增长的要求,而且随着富 氧程度的增加,硫铁矿焙烧强度越大,转化效果越 好,最后的烧渣中的杂质含量就会减少,从而提高了 铁精粉的质量。 由于出炉烟气量不变,烟气带出的热量基本不 变,废热锅炉本体的蒸发量基本不变,因此沸腾层冷 却元件的换热量将大幅度增加,必须增加炉内沸腾 层的冷却面积或采用强化传热等措施,才能维持沸 腾层的正常工作温度。 图6 硫铁矿焙烧强度与氧气浓度的关系 用富氧焙烧,要选择合适的富氧程度,研究富氧 程度与硫铁矿焙烧的完全程度表明使用 O 2 26. 77的富氧空气焙烧低品位硫铁矿最终转化率 将达到99. 51 ,不仅可大幅度减少尾气中的 SO 2 , 而且生产能力增加约28;使用 O 2 28. 92的富氧空气焙烧中、 高品位硫铁矿,由于氧 浓度的提高,转化率达到99. 62 ,尾气中SO2的排 放量减少,生产能力提高约32. 16 [11 ]。 在硫铁矿的入炉品位为51 ,硫铁矿的入炉细 度为- 400目占80 ,焙烧气氛中氧的含量 O 2 为28. 92的情况下,可获得铁品位65140以上的 铁精粉。 7 结 论 1试验证明对山东某黄金冶炼厂的氰化提金 后的尾渣进行活性炭脱药后,采用铅锌混浮后分离, 其尾矿优先浮选铜,铜尾浮硫,实现了氰化尾渣多元 素的有效回收。部分工业实验表明,该技术可以给 企业带来很大的经济效益和广阔的发展前途。 2对浮选出的硫精矿进行严格的把关后,通 过控制硫铁矿精矿的入炉品位、 硫铁矿的入炉粒度 以及焙烧气氛中氧的含量可以获得质量较高的铁精 粉。 3在调整剂CaO用量为1 000 g/t,组合抑制 剂用量为ZnSO4500 g/t Na2CO3300 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,可获得品位为含Pb30. 29 ,回收率为70. 12 的铅精矿,品位为含Zn 41. 19 ,回收率为74. 93 的锌精矿;采用常规的铜锍浮选方法可获得含铜 7的铜精矿,含硫40～50的硫精矿。 4在硫铁矿的入炉品位为51 ,硫铁矿的入 炉细度为- 400目占80 ,焙烧气氛中氧的含量 O 2为28. 92的情况下,可获得铁品位65140以 上的铁精粉。下转第156页 151 徐承焱等某黄金冶炼厂氰化尾渣综合利用研究 2008年第12期 [2] 董明传,陈建民,兰桂密.车河选矿厂硫化矿分离的新工艺研 究与应用[J ].有色金属选矿部分, 20053 13216. 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