王中海
(山西太鋼工程技術有限公司)
黃鐵礦是制造硫酸的主要礦物原料,在制酸的過程中產生了大量燒渣,隨著近年國家對防治環境污染、改善生態環境、保護自然資源力度的加大,黃鐵礦的綜合利用成為工業生產研究的重點。20世紀80—90年代大量學者開始進行黃鐵礦燒渣回收鐵的試驗研究[1-2],亦有學者采用黃鐵礦燒渣制備氧化鐵紅、聚合硫酸鐵等[3-4]。
近年,高霞、王曉松[5]等用氫氧化鈉溶液選擇性浸出硅、鋁等雜質,再以次氯酸鈉為氧化劑、氯化鈉為氯化劑在硫酸介質中提取金、銀、銅等有價金屬元素。根據資料顯示,以上研究均是以黃鐵礦燒渣為原料進行的綜合利用研究,但由于硫酸燒渣原料復雜多樣,以及經濟效益的制約,決定了燒渣綜合利用的困難,大部分低鐵燒渣的利用問題仍然難以解決。
為此,根據資料分析了硫酸燒渣綜合利用的特點,本著環境污染應從源頭治理、綜合回收有價金屬的思路,針對某含金、銀黃鐵礦精礦展開了綜合利用試驗研究[6-7],采用黃鐵礦精礦浮選預處理拋尾—焙燒預處理—氰化浸出金銀工藝,金、銀、硫、鐵等有價金屬元素可得到高效綜合利用[8]。
對含金、銀黃鐵礦精礦進行化學多元素分析,結果見表1。

表1 含金、銀黃鐵礦精礦化學多元素分析結果 %
注:Au、Ag含量單位為g/t。
某黃鐵礦精礦礦物組成簡單,硫化礦約占礦物總量的70.68%,其中以黃鐵礦為主,含少量黃銅礦、方鉛礦與閃鋅礦;脈石礦物以石英為主,其次是鋁硅酸鹽礦物,此外還含有少量地開石、方解石、云母與明礬石等礦物,脈石礦物約占礦物總量的28%,較多石英脈石礦物的存在,嚴重影響了黃鐵礦的綜合利用。該精礦約72%的黃鐵礦礦物單體解離,未解離的黃鐵礦主要與石英脈石連生,少部分黃鐵礦與黃銅礦連生,與黃鐵礦連生的黃銅礦粒度在-20 μm。礦石中的金與黃鐵礦共生,主要以細粒狀態被黃鐵礦包裹,存在少量裂隙金。
從該黃鐵礦精礦化學多元素分析結果可知,礦石中硫含量僅為37.30%,鐵品位為32.69%,而雜質SiO2含量達22.98%。硫、鐵含量低,SiO2含量高,直接進行焙燒預處理將嚴重影響后續燒渣綜合利用。因此,研究提出了黃鐵礦精礦浮選預處理拋尾—焙燒預處理—氰化浸出金銀工藝處理該黃鐵礦精礦。
根據工藝礦物學研究結果,該黃鐵礦精礦中未解離的黃鐵礦主要與石英脈石連生。硅-硫連生體的存在將導致黃鐵礦精礦浮選預處理拋尾時回收率低,因此該黃鐵礦精礦必須經過細磨,使黃鐵礦與脈石礦物充分單體解離,才能通過浮選預處理拋尾得到高品位黃鐵礦精礦,且又能保證降低尾礦中有價金屬元素的損失。
該黃鐵礦精礦在磨礦細度達到-0.074 mm 86%時,鏡下觀察黃鐵礦單體解離度達到95%以上。在此磨礦細度條件下,采用1次粗選、2次掃選、2次精選的浮選工藝流程,最終可獲得含硫為50.26%、硫回收率為95.47%的高品位黃鐵礦精礦,貴金屬金、銀回收率分別為97.82%、96.53%,高品位黃鐵礦精礦化學多元素分析結果見表2。

表2 高品位黃鐵礦精礦化學多元素分析結果 %
注:Au、Ag含量單位為g/t。
硫精礦焙燒在試驗室進行,試驗設備為CTM300型馬弗爐,主要進行了不同時間和不同溫度條件下的焙燒試驗。
2.2.1焙燒時間試驗
試驗室焙燒時間分別定為7、7.5、8、8.5、9 h,焙燒溫度均設定為800 ℃,當爐溫上升至800 ℃時開始計時。試驗室焙燒預處理時間試驗結果見表3。

表3 焙燒預處理時間試驗結果
由表3可知,在800 ℃的焙燒溫度條件下,隨著焙燒時間的增加,燒渣中的硫品位下降,金、銀、鐵的品位均不斷提高。當焙燒時間達到8 h時,燒渣中含硫降至0.36%,含金1.82 g/t,含銀75.62 g/t,含鐵65.32%。繼續增加焙燒時間,金、銀、鐵以及硫的含量變化不大,因此焙燒預處理時間選擇8 h。
2.2.2焙燒溫度試驗
固定焙燒時間為8 h,該時間由爐溫上升至設定的焙燒溫度時開始計時。焙燒溫度分別設定為700、750、800、850、900 ℃,試驗結果見表4。
由表4可知,焙燒溫度由700 ℃上升至900 ℃的過程中,燒渣中金、銀、鐵的含量均有提高,硫的含量降低明顯,當焙燒溫度達到800 ℃后繼續增加焙燒溫度,燒渣中各有價組份含量變化不明顯。此時燒渣含金1.83 g/t,含銀75.53 g/t,含鐵65.46%,含硫0.34%。

表4 焙燒溫度試驗結果
2.3.1磨礦細度試驗
氰化浸出金、銀時,磨礦產品中礦石粒度的大小直接決定了金、銀被單體解離的多少。礦石粒度越小,金越有可能被單體解離,繼而影響金、銀的浸出率,因此針對該硫精礦燒渣進行了磨礦細度試驗。在氰化鈉用量為5 kg/t、石灰調整礦漿pH值大于10、礦漿濃度為35%的條件下攪拌氰化24 h進行磨礦細度試驗。磨礦細度對燒渣金、銀浸出率的影響見圖1。

圖1 磨礦細度對金、銀浸出率的影響
由圖1可見,隨著-0.045 mm粒級含量的增加,金、銀浸出率僅在小范圍內上下波動,表明磨礦細度對金、銀浸出率的影響較小。從成本角度考慮,試驗選擇對燒渣進行不磨礦直接浸出。
2.3.2氰化鈉用量試驗
在燒渣不進行磨礦、石灰調整礦漿pH值大于10、礦漿濃度為35%的條件下攪拌氰化24 h,進行氰化鈉分別為3,4,5,6,8 kg/t的用量試驗。氰化鈉用量對燒渣金、銀浸出率的影響見圖2。
由圖2可見,隨著氰化鈉用量的增加,金、銀浸出率也隨之升高,當氰化鈉用量達5 kg/t時,再繼續增加氰化鈉的用量至8 kg/t,金、銀的浸出率在小范圍內波動。因此,試驗選擇氰化鈉用量為5 kg/t,此時金、銀的浸出率分別為65.86%、60.71%。

圖2 氰化鈉用量對金、銀浸出率的影響
2.3.3礦漿濃度試驗
在氰化鈉用量為5 kg/t、石灰調整礦漿pH值大于10,礦漿濃度分別為20%、25%、30%、35%、40%的條件下攪拌氰化24 h,確定適宜的氰化浸出礦漿濃度。礦漿濃度對燒渣金、銀浸出率的影響見圖3。

圖3 礦漿濃度對金、銀浸出率的影響
由圖3可見,礦漿濃度對金、銀浸出率有一定的影響,隨著礦漿濃度的增加,金、銀浸出率呈現增加的趨勢。當礦漿濃度上升至30%時,金、銀浸出率曲線均出現一個峰值,當繼續增加礦漿濃度時,金、銀浸出率開始降低。因此,燒渣金、銀浸出礦漿濃度控制在30%較為適宜。
2.3.4礦漿pH值條件試驗
在燒渣不細磨、氰化鈉用量5kg/t、礦漿濃度為30%的條件下,采用石灰調漿攪拌氰化24h,確定適宜的氰化浸出礦漿pH值。試驗采用石灰調漿2 h,使礦漿pH值分別穩定在9、9.5、10、10.5、11時加入氰化鈉進行氰化浸出,石灰用量與對應的礦漿pH值見表5。礦漿pH值對金、銀浸出率的影響見圖4。

表5 石灰用量與對應礦漿pH值
由圖4可見,礦漿pH值在9~9.7波動時,曲線斜率較大,表明在此pH值范圍內金、銀浸出率隨著pH值的升高而增加;當pH值在9.7~10.5波動時,曲線比較平穩,表明在此pH值范圍內金、銀浸出率變化較小;當pH值大于10.5時,金、銀浸出率有緩慢降低的趨勢,表明隨著石灰用量的增大,石灰絮凝作用對金、銀浸出起到了負面影響,影響了金、銀的浸出。因此,燒渣浸出過程中礦漿pH值控制在9.7~10.5較為適宜。

圖4 礦漿pH值對金、銀浸出率的影響
2.3.5金銀浸出綜合條件平行試驗
根據氰化浸出金、銀條件試驗,對燒渣進行了綜合條件氰化浸出試驗。在燒渣不磨礦、礦漿濃度為30%、氰化鈉用量為5 kg/t、礦漿pH值控制在10、攪拌浸出24 h的試驗條件下進行平行試驗。試驗結果見表6,氰化浸渣元素分析結果見表7。

表6 燒渣金、銀浸出平行試驗結果

表7 氰化浸渣多元素分析結果 %
注:Au、Ag含量單位為g/t。
由表6、表7可知,燒渣氰化浸出金、銀,金浸出率可以穩定在71%左右,銀浸出率可以穩定在64%左右,燒渣采用氰化法回收金、銀工藝可行。結合浮選回收率金97.82%,銀96.53%,金、銀綜合回收率分別為70.42%、62.11%。氰化浸渣中鐵含量為65.82%,硫含量為0.22%,SiO2含量為3.24%。
(1)某含金0.89 g/t、銀36.80 g/t、硫37.30%的黃鐵礦精礦浮選預處理拋尾,得到了含金1.22 g/t、含銀50.41 g/t、含硫50.26%、金回收率為97.82%,銀回收率為96.53%,硫回收率為95.47%的高品位黃鐵礦精礦。
(2)浮選預處理拋尾所得高品位黃鐵礦精礦在800 ℃的爐溫條件下焙燒8 h,燒渣中含金1.83 g/t,含銀75.53 g/t,含鐵65.46%,含硫0.34%。燒渣氰化浸出回收金、銀,金浸出率為71.99%,銀浸出率為64.35%。
(3)結合浮選與氰化浸出試驗結果,金、銀綜合回收率分別為70.42%、62.11%。氰化尾渣通過三級洗滌后含鐵65.82%,含硫0.22%,二氧化硅含量為3.24%,符合鐵精礦質量標準。
(4)采用提純—焙燒預處理—燒渣氰化浸出貴金屬的工藝處理該含金、銀黃鐵礦精礦,實現了金、銀、硫、鐵等有價金屬高效綜合回收的目的,能合理利用礦產資源,減少了資源浪費。
[1]胡永平,張德海.從黃鐵礦燒渣中回收鐵的新工藝[J].化工礦山技術,1995,24(6): 22-25.
[2]王廣林.黃鐵礦燒渣重選法制鐵精粉[J].硫酸工業,1995(1): 50-52.
[3]張萍,蔣馥華,陶武陽,等.用黃鐵礦燒渣制備氧化鐵紅[J].硫酸工業,1993 (9): 40-41.
[4]蔣馥華,張萍,陶武陽,等.黃鐵礦燒渣制備聚合硫酸鐵實驗[J].硫酸工業,1993(1):14-16.
[5]高霞,王曉松,朱伯仲,等.黃鐵礦燒渣提取鐵、金、銀等工藝研究[J].河南科學,2005,23(5): 672-674.
[6]朱申紅,吳德禮,孟娟.黃鐵礦燒渣的綜合利用途徑與問題分析[J].青島建筑工程學院學報,2005(1):25-29.
[7]劉艷飛,艾光華,吳昊,等.安徽某含銅鐵硫礦石工藝礦物學[J].有色金屬科學與工程,2015(6):99-105,120.
[8]李宇亮,關衛省,石旭東,等.黃鐵礦燒渣中金銀資源利用進展[J].應用化工,2009,38(11):1671-1674.