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某氰化尾渣中硫浮選回收工藝研究

2023-06-05 23:54:41李元鑫孫曉豐劉杰趙冰袁帥
黃金 2023年4期

李元鑫 孫曉豐 劉杰 趙冰 袁帥

摘要:為實現氰化尾渣中硫的資源化、無害化利用,對某氰化尾渣回收鉛鋅銅后的浮選尾礦進行硫浮選回收工藝研究。在礦漿濃度為35%、pH值為5、預處理時間為60 min、捕收劑丁基黃藥用量為500 g/t和起泡劑2號油用量為30 g/t的條件下,最終可獲得品位在40%以上、回收率在80%以上的硫精礦,實現了氰化尾渣中硫資源的高效回收,并具有良好的經濟和社會效益。

關鍵詞:氰化尾渣;硫回收;浮選;資源化;綜合回收

中圖分類號:TD952文章編號:1001-1277(2023)04-0048-04

文獻標志碼:Adoi:10.11792/hj20230411

引 言

隨著金礦資源的不斷開發利用,氰化浸出提金過程中所產生的尾礦量日漸增多[1-2。而氰化尾渣的堆存易造成極大的環境污染,不符合國家始終加強生態文明建設的基本國情。同時,氰化尾渣中除含有少量的金、銀外,常含有銅、鉛、鋅、硫等有價元素。因此,為降低環境污染并提高資源利用率,對氰化尾渣開展資源化、無害化利用研究具有重要意義[3-4

目前,對氰化尾渣的綜合回收利用主要開展了金、銀、銅、鉛等貴金屬的回收研究[5-13。姜亞雄等[14對云南某銀品位為30.89 g/t、金品位為0.24 g/t的氰化尾渣開展研究,采用酸浸預處理—氰化浸出工藝流程對氰化尾渣中的金、銀進行回收,分別獲得了55.73%和75.35%的浸出率,實現了尾渣中金、銀的有效回收。但是,通過氰化浸出的方法開展尾渣中有價金屬的綜合回收利用也增加了尾渣無害化處理的成本,因此進行高效、無害的資源回收工藝研究具有重要的實際意義。對于銅、鉛、鋅、硫等的回收,常見的工藝主要有4種:鉛、銅、鋅順序優先浮選,先鉛鋅混浮后浮銅,先浮鉛后銅鋅混浮及銅鉛混浮后選鋅[15。符金武等16對山東某金礦開展了鉛鋅混合浮選—銅浮選工藝研究,最終獲得了合格級的銅精礦產品,并實現了對尾渣中鉛、鋅、銅的充分回收。本次試驗以回收鉛鋅銅后的尾礦為研究對象,進一步開展硫的回收試驗研究,主要考察了pH、預處理時間、捕收劑用量和起泡劑用量對硫浮選回收的影響,并進行了閉路浮選試驗,以期實現氰化尾渣資源的充分利用。

1 礦石性質

試驗礦樣取自山東某金礦氰化尾渣回收鉛鋅銅后的浮選尾礦,對其進行了化學多元素、XRD分析,結果分別見表1、圖1。由表1可知,該試驗樣品在回收鉛、鋅、銅后仍含有品位為24.6%的硫,滿足入選要求且具備回收價值。由圖1可知,硫主要存在于黃鐵礦中[16。

由于粒度對樣品中硫的回收也有著較大的影響,因此對樣品開展了粒度特性分析,結果見圖2。由圖2可知,該試驗樣品平均粒度為19.12 μm。

2 試驗結果與討論

由于該試驗樣品粒度較細且是氰化尾渣回收鉛鋅銅后的浮選尾礦,其粒度特性與藥劑殘留均會導致硫的回收難度增大。因此,需要對其進行預處理,使其恢復可浮性才可實現硫的高效回收。綜上所述,確定本次試驗開展pH、預處理時間、捕收劑用量與起泡劑用量對硫精礦指標的影響研究,并在最佳藥劑制度下進行閉路浮選,試驗流程見圖3。

2.1 礦漿pH

固定試驗條件:采用選硫循環水進行調漿,礦漿濃度為35%、預處理時間為60 min、捕收劑丁基黃藥用量為500 g/t(粗選、掃選一、掃選二用量比為3∶1∶1)、起泡劑2號油用量為30 g/t,分別考察了pH值為3,4,5,6,7對硫回收的影響。試驗結果見圖4。

由圖4可知,隨著pH的升高,試驗所得硫精礦品位逐漸降低。盡管pH越低越有利于硫的浮選回收,但過低的pH會對設備造成腐蝕及惡化浮選環境。綜上所述,確定采用pH值為5開展后續試驗。

2.2 預處理時間

固定試驗條件:采用選硫循環水進行調漿,礦漿濃度為35%、pH值為5、捕收劑丁基黃藥用量為500 g/t(粗選、掃選一、掃選二用量比為3∶1∶1)、起泡劑2號油用量為30 g/t,分別考察了預處理時間為5 min、15 min、30 min、60 min、90 min對硫回收的影響。試驗結果見圖5。

由圖5可知:隨著預處理時間的增加,浮選指標整體呈升高趨勢。當預處理時間為60 min時,繼續增加預處理時間對硫回收率無較大影響。同時,預處理時間的增加也會對硫酸的消耗量和預處理成本產生較大的影響。綜合考慮,確定后續試驗預處理時間為60 min。

2.3 捕收劑用量

固定試驗條件:采用選硫循環水進行調漿,礦漿濃度為35%、pH值為5、預處理時間60 min、起泡劑2號油用量為30 g/t,分別考察了捕收劑丁基黃藥用量(粗選、掃選一、掃選二用量比為3∶1∶1)為200 g/t、300 g/t、500 g/t、700 g/t、1 000 g/t對硫回收的影響。試驗結果見圖6。

由圖6可知:隨著藥劑用量的增加,硫精礦品位先升高后降低,而其回收率則先升高后趨于平緩。這是由于捕收劑用量過大導致部分脈石礦物上浮,從而使硫精礦品位降低。綜合考慮硫精礦的回收率與品位,確定后續浮選試驗捕收劑用量為500 g/t。

2.4 起泡劑用量

固定試驗條件:采用選硫循環水進行調漿,礦漿濃度為35%、pH值為5、預處理時間為60 min、捕收劑丁基黃藥用量為500 g/t(粗選、掃選一、掃選二用量比為3∶1∶1),分別考察了起泡劑2號油用量為0,10,30,50,80 g/t對硫回收的影響。試驗結果見圖7。

由圖7可知:隨著藥劑用量的增加,硫精礦品位呈現先升高后降低的趨勢,而其回收率則先升高后趨于平緩。這是由于起泡劑用量過大導致礦化氣泡難以發生破裂兼并,導致部分脈石礦物被夾帶回收,從而使得硫精礦品位降低。綜合考慮硫精礦的回收率與品位,確定起泡劑用量為30 g/t為最佳。

2.5 閉路試驗

在試驗獲得的最佳條件下,即采用選硫循環水進行調漿,礦漿濃度為35%、pH值為5、預處理時間為60 min、捕收劑丁基黃藥用量為500 g/t(粗選、掃選一、掃選二用量比為3∶1∶1)、起泡劑2號油用量為30 g/t,進行浮選閉路試驗。試驗流程見圖8,閉路試驗循環次數對硫浮選的影響見圖9。

循環次數的增加常導致循環水質惡化、浮選指標不穩定等問題。而由圖9可知,當在該試驗條件下,最終所得硫精礦品位均在40%以上,且硫回收率均在80%以上。同時,隨著循環次數的增加,該選別指標較為穩定,從而進一步證明氰化尾渣回收鉛鋅銅后的浮選尾礦具備繼續回收硫的環保和經濟價值。

2.6 選礦產品分析

為驗證該選別工藝對氰化尾渣回收鉛鋅銅后的浮選尾礦中硫的回收效果,分別對選別所得精礦和尾礦進行了多元素分析,結果見表2、表3。

由表2可知,該流程能夠有效實現氰化尾渣回收鉛鋅銅后的浮選尾礦中硫的回收,同時實現了金、銀和銅的富集。

由表3可知,尾礦中硫及其他有價元素的含量均不具備再回收的價值。

3 結 論

1)山東某金礦氰化尾渣回收鉛鋅銅后的浮選尾礦中硫品位為24.6%,具備回收利用價值。但是,由于其粒度特性及藥劑殘留導致其回收較難,需進行預處理恢復目的礦物的可浮性。

2)試驗樣品在礦漿濃度為35%、pH值為5、預處理時間為60 min、捕收劑丁基黃藥用量為500 g/t和起泡劑2號油用量為30 g/t的條件下開展閉路選別,最終所得硫精礦品位均在40%以上,回收率均在80%以上。這一結果證明氰化尾渣回收鉛鋅銅后的浮選尾礦具備繼續回收硫的環保和經濟價值。

[參 考 文 獻]

[1] 陳潮方,邱仙輝,邱廷省,等.氰化尾渣的性質特點與綜合利用研究現狀[J].有色金屬科學與工程,2022,13(4):107-115.

[2] 李育彪,陳坤,鄭仁軍.氰化尾渣脫氰技術及有價金屬回收研究進展[J].礦產保護與利用,2021,41(1):91-101.

[3] 呂翠翠,丁劍,付國燕,等.氰化尾渣中有價元素回收現狀與展望[J].化工學報,2016,67(4):1 079-1 089.

[4] 朱亞良.黃金氰化尾渣的資源化利用研究[D].淄博:山東理工大學,2020.

[5] 李婷,尹艷芬,方夕輝,等.從金氰化尾渣中回收銅、鉛、鋅、硫的工藝技術現狀[J].現代礦業,2011,27(4):28-29.

[6] 肖坤明,謝文清,鄭新煙,等.福建某氰化尾渣綜合利用試驗研究[J].礦產綜合利用,2013(5):72-75.

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[10] 王文強.某氰化尾渣中硫鐵礦的浮選回收工藝優化[J].現代礦業,2022,38(2):13-15.

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[13] 趙洪冬,顧幗華.氰化尾渣綜合回收銅鉛鋅研究現狀及展望[J].礦產綜合利用,2013(5):1-4.

[14] 姜亞雄,陳祿政,先永駿,等.氰化尾渣中金銀綜合回收試驗研究[J].有色金屬(選礦部分),2022(5):67-73.

[15] 翁占平,楊俊彥,李雪林.氰化尾渣資源綜合回收利用研究進展[J].世界有色金屬,2017(4):40-42.

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Research of the flotation process for sulfur recovery from certain cyanide tailings

Li Yuanxin1,2,Sun Xiaofeng1,2,Liu Jie3,4,Zhao Bing3,4,Yuan Shuai3,4

(1.Shandong Jinchuang Gold and Silver Smelting Co.,Ltd.; 2.Jinchuang Group of Shandong Gold Mining Co.,Ltd.;

3.School of Resource and Civil Engineering,Northeastern University;

4.National-Local Joint Engineering Research Center of High-efficient Exploitation

Technology for Refractory Iron Ore Resources)

Abstract:To utilize the sulfur from cyanide tailings as resources in a harmless way,the paper researched the flotation process for sulfur recovery from the tailings produced by certain cyanide tailings flotation processes to recover lead,zinc,and copper.When the slurry concentration is 35%,the pH value is 5,the pre-treatment time is 60 min,the collector butyl xanthate dosage is 500 g/t,and frother No.2 oil dosage is 30 g/t,the sulfur concentrates with the grade over 40% and the recovery over 80% are obtained,realizing effective recovery of sulfur from cyanide tailings and creating good economic and social profits.

Keywords:cyanide tailings;sulfur recovery;flotation;utilization as resources;comprehensive utilization

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