氰化提金因工艺简单、金回收率高等优点广泛应用于黄金工业生产中。中国于20世纪60年代引进氰化提金技术,目前国内约85 %的企业采用该技术提取金,每年氰化尾渣排放量超过2 000万t[1]。对含金多金属矿石而言,由于氰化提金往往只能实现对单一金、银的回收,矿石中仍存在可回收利用的铜、铅、锌、铁等金属,以及部分以硫化物包裹形式存在的金、银矿物。综合回收氰化尾渣中的这部分金属不仅能够提高矿山企业的经济效益,同时能够降低对环境的污染,极大地减轻了企业的环保压力。本文以某氰化尾渣为研究对象,采用混合浮选工艺实现了铜、铅、金、银的综合回收,达到了氰化尾渣综合利用的目的,对同类型氰化生产企业具有一定的指导意义。
1 氰化尾渣性质
1.1 化学组分与矿物组成
氰化尾渣化学组分分析结果见表1,矿物组成分析结果见表2。
表1 氰化尾渣化学组分分析结果组分Au1)Ag2)CuPbCZnSiO2w/%组分AsBiFeMgOSSbAl2O3w/%注:1)w(Au)/(g·t-1); 2)w(Ag)/(g·t-1)。
表2 氰化尾渣矿物组成分析结果矿物类型矿物名称相对含量/%黄铁矿4.44黄铜矿0.97金属矿物黝铜矿、砷黝铜矿0.01方铅矿0.30闪锌矿0.01磁铁矿、赤铁矿、褐铁矿0.36石英73.56脉石矿物绿泥石、云母、长石、高岭土11.98方解石等碳酸盐矿物及其他8.37
由表1可知:该氰化尾渣中金、银品位分别为0.90 g/t和19.29 g/t,铜、铅品位分别为0.34 %和0.26 %,二氧化硅品位为76.79 %。
由表2可知:该氰化尾渣中金属矿物占6.09 %,脉石矿物占93.91 %。金属硫化物主要为黄铁矿,次为黄铜矿、方铅矿,金属氧化物为磁铁矿、赤铁矿、褐铁矿;脉石矿物主要为石英,次为绿泥石、云母、长石、高岭土、方解石等。
1.2 黄铜矿、方铅矿嵌布特征
该氰化尾渣中粒度-0.074 mm占90.63 %,磨制团矿镜下测定表明,黄铜矿、方铅矿单体解离度分别为93.86 %和96.01 %,已基本达到单体解离状态。黄铜矿、方铅矿粒度均主要为-0.037 mm,镜下观察到方铅矿过磨现象比较明显,仅见极少量与脉石矿物、黄铁矿连生。黄铜矿除少量与脉石矿物、黄铁矿、闪锌矿连生外,主要以单体状态存在。黄铜矿、方铅矿在氰化尾渣中嵌布特征见表3和表4。
表3 黄铜矿、方铅矿嵌布粒度粒级/mm黄铜矿分布率/%方铅矿分布率/%+~+合计
表4 黄铜矿、方铅矿嵌布关系 %嵌布关系黄铜矿方铅矿单体 与脉石矿物连生3.352.98与黄铁矿连生 0.920.75与闪锌矿连生 0.41—脉石矿物中 1.460.26合计
1.3 金矿物嵌布状态
氰化尾渣中单体金、连生金分布率为1.25 %,其他均以包裹金的形式存在(见表5)。其中,金属硫化物包裹金为41.01 %,金属氧化物包裹金为25.17 %,脉石矿物包裹金为32.57 %。由于该氰化尾渣为原矿全泥氰化后的尾渣,大部分金已在全泥氰化阶段回收,为此本次试验研究主要回收铜、铅,金、银作为伴生元素回收。
表5 金矿物嵌布状态分析结果嵌布状态分布率/%单体金、连生金1.25金属硫化物包裹金41.01金属氧化物包裹金25.17脉石矿物包裹金32.57
2 试验结果与讨论
2.1 铜铅回收对比试验
根据国内生产实践经验,对于多金属矿石的选别,常采用优先浮选工艺和混合浮选工艺[2-4],为此在进行条件优化试验前,分别采用优先浮铅—浮铜流程和混合浮选流程进行对比试验,结果见表6、表7。由试验结果可知:采用优先浮选工艺,铅粗精矿铅回收率为50.05 %,铜粗精矿铜回收率为67.28 %;而采用混合浮选工艺,铜铅混合粗精矿中铜、铅的回收率分别可达81.84 %和61.59 %,表明铜铅混合浮选工艺优于优先浮选工艺。
表6 优先浮选试验结果产物产率/%品位/%回收率/%CuPbCuPb铅粗精矿铅中矿 铜粗精矿铜中矿 尾矿 氰化尾渣.00100.00
表7 混合浮选试验结果产物产率/%品位/%回收率/%CuPbCuPb铜铅混合粗精矿铜铅中矿 尾矿 氰化尾渣 .00100.00
2.2 混合浮选条件优化试验
2.2.1 粗选浓度
由于该氰化尾渣中黄铜矿与方铅矿已基本达到单体解离状态,为此条件优化试验首先从粗选浓度展开。浮选过程中粗选浓度不仅影响选矿回收率、精矿产品质量,而且还会影响浮选机的工作状态和药剂用量[5]。粗选浓度试验流程见图1,试验结果见图2。由图2可知:当粗选浓度由15 %提高到27 %时,铜铅混合粗精矿中铜、铅品位逐渐降低,回收率逐渐升高;当粗选浓度由27 %提高至33 %时,铜铅混合粗精矿中铜、铅品位和回收率均呈现大幅下降,为此确定最佳粗选浓度为27 %。
文章来源:《中国资源综合利用》 网址: http://www.zgzyzhly.cn/qikandaodu/2021/0624/1047.html
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