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    某金礦氰化尾礦浮選綜合回收的生產實踐

    http://www.dcyhziu.cn  2007/5/26 源自:中華職工學習網 【字體: 字體顏色

    近年來,為了充分地利用國家寶貴的礦產資源,減少環境污染,同時也增加企業的經濟效益,很多廠礦企業都注重了氰化浸出渣中有用礦物的綜合回收,其選礦工藝計有重選、浮選、磁選、重浮聯合流程等。而以硫化礦為目的的浮選回收工藝占有很大比例,其中不乏成功回收的廠礦,但也有廠礦回收效果不盡人意,本文就此在理論上進行了分析探討,找出了影響回收效果的主要原因,以便于采取相應的應變措施,旨在能對生產有一定指導作用,為決策者和科技工作者進行理論分析和工藝設計之參考。
      1 影響因素的分析
      1.1 過氧化鈣薄膜的形成與影響
      
      氰化法提金,通常使用石灰做為“保護堿”,礦漿pH值一般達11左右,同時,為了滿足氰氧比需要,還需要往礦漿中壓入空氣、氧氣或者添加過氧化物,以提高金銀的浸出率。這樣高堿度、富氧、長時間浸泡將會在礦粒表面生成親水性的過氧化鈣薄膜(CaO2),而且這種薄膜的形成對礦粒是無選擇性的,由于礦漿中礦粒表面電性的不同,使得金屬硫化礦比非金屬脈石礦物更容易形成。過氧化鈣薄膜(CaO2)過氧化鈣薄膜的形成,使捕收劑失去了對各種礦物捕收的選擇性,同時此薄膜也阻礙捕收劑與礦粒表面的吸附。
       Ca2++2OH → Ca(OH)2
      Ca2++O2 → CaO2
       為清除CaO2薄膜的影響,常需清水再調漿,將pH值降至8~9,并進行強烈攪拌,甚至再磨。
      1.2  氰化浸金過程是一個強氧化過程
      氰化礦漿必須是強堿性礦漿,pH=11左右,而且常往礦漿中充氣,甚至是純氧氣,或者是添加強氧化劑,如H2O2、CaO2
      、Na2O2 、BaO2
      等等,在氰化尾礦脫氧凈化過程中,常采用漂白粉(CaOCl2),漂白精[Ca(OCl)2],次氯酸鈉(NaOCl)來處理含氰尾礦,以達到環保要求。這些從浸出到污水處理的整個過程,都是在高堿度、強氧化條件下處理長達二、三十個小時,這對于氰化尾礦中可回收的硫化礦而言,都是一個漫長的強氧化過程,足以使其表面氧化,從而使可浮性下降。有時浮選回收黃鐵礦都有困難,這是因為黃鐵礦表面部分硫在高堿富氧條件下游離進入礦漿,進一步氧化則生成堿式硫酸鹽,最后生成氫氧化鐵薄膜[Fe(OH)3]覆蓋于黃鐵礦粒表面而致。因此,為消除此類影響,常需添加對應的活化劑,或再磨以暴露礦物新鮮表面。
      1.3 氰化尾礦中殘留的氰化物是硫化礦浮選的特效抑制劑
      
      眾所周知,石灰加氰化物是硫化礦浮選的特效抑制劑,常用來抑制黃鐵礦、黃銅礦等,用量幾克到幾十克,而氰化浸金氰化物用量少則幾百克/噸,多則公斤級,如此條件,足以抑制所有硫化礦。因此氰化尾礦浮選硫化礦時,應盡量減少氰化尾礦中殘余氰化物,如尾礦壓濾等,最好在污水處理后進行綜合回收。
      1.4 氰化尾礦中的氰化鹽類是硫化礦浮選的抑制劑
      在氰化過程中,金銀礦伴生的礦物也會與氰化物反應,生成金屬氰化鹽類,而這些氰絡鹽恰恰是硫化礦浮選時強有力的抑制劑。
      1.4.1 鐵礦物與氰化鈉生成亞鐵氰酸鈉
        黃鐵礦:FeS2+NaCN==Fe S+NaCNS
        磁黃鐵礦:Fe5S6+NaCN==NaCNS+5FeS
        硫化亞鐵:Fe S+2O2==FeSO4   FeSO4+6NaCN==Na4[Fe(CN)6]+Na2SO4
        金屬鐵屑:Fe+6NaCN+2H2O==Na4[Fe(CN)6]+2NaOH+H2↑
      1.4.2 銅礦物與氰化鈉生成銅氰酸鈉
       膽礬:2CuSO4+4NaCN==Cu2(CN)2+2Na2SO4+(CN)2↑
       藍銅礦:2CuCO3+8NaCN==2Na2Cu(CN)3+2Na2CO3+(CN)2↑
       孔雀石:2Cu(OH)2+8NaCN==2Na2Cu(CN)3+4NaOH+(CN)2↑
      輝銅礦:2Cu2S+4NaCN+2H2O+O2==Cu2(CN)2+Cu2(CNS)2+4NaOH
      1.4.3 鋅礦物與氰化鈉反應生成鋅氰酸鈉
      閃鋅礦:ZnS+4NaCN==Na2Zn(CN)4+Na2S
      氧化鋅:ZnO+4NaCN+H2O==Na2Zn(CN)4+2NaOH
      菱鋅礦:ZnCO3+4NaCN==Na2Zn(CN)4+Na2CO3
       等等,這些金屬氰絡鹽均可使礦物表面形成親水性薄膜,并阻礙黃藥分子的吸附而受抑制。
      1.5 氰化尾礦中殘留的大量金屬離子消耗捕收劑
      氰化尾礦中殘留大量金屬離子,特別是 Ca2+,
      Fe2+ , Cu2+ , Zn2+。某氰化廠貧液中有關離子濃度測定結果如表1。
      表1  某氰化廠貧液有關離子組成分析結果
      成  分 游離氰 總氰 硫氰根 Cu Pb Zn Fe pH
      含量(mg/l)637.07 1592.69 3150.00 1190.00 1630.00 1340.00 200.00 11
      
      早在1782年就發現了黃藥,但黃藥的最早用途是化學分析,如可利用黃藥與銅鹽作用產生沉淀的反應,定量分析銅。這些金屬離子的存在,對黃藥的分解具有催化作用,并生成大量難溶性的黃原酸金屬鹽類沉淀,大量消耗黃藥。
      4ROCSSNa+2Me++==Me2(ROCSS)2↓+(ROCSS)2+2Na2SO4
        
      因此,氰化尾礦浮選法綜合回收,捕收劑用量通常很大,就是這個原因。
      1.6 氰化過程中產生的大量鹽類惡化了浮選過程
      如上所述:氰化尾礦中殘留著大量的堿和鹽類,如Ca(OH)2 、CaO2 、Fe(OH)3、Mem (CN)n 、Ca(OCl)2
      、
      FeSO4、Na2S、Na2SO4、Na2CO3等等,這些鹽類的大量存在,使化學反應過程變得十分復雜,難以預測。由于它們污染了礦粒表面,使礦粒表面面目全非,失去了原表面的物理化學性質,增加了浮選分離的難度。
      1.7 細磨氰化產生的泥化大量消耗浮選藥劑破壞浮選的選擇性
      
      為了提高金銀的浸出率,攪拌氰化通常磨礦細度都在90%-200目或90%-325目以上,因此不可避免地產生礦物泥化,這些礦泥不僅會吸附在礦粒表面,使其失去原有的表面性質。同時,大量的礦泥由于其巨大的比表面積和表面能,會大量吸附浮選藥劑,致使浮選藥劑用量增大。
      2 提高氰化尾礦浮選效果的技術措施
      從以上分析可以看出,提高氰化尾礦浮選效果的技術路線應圍繞脫藥、脫泥進行。
      2.1 機械脫藥、脫泥
       采用擦洗機強烈攪拌擦洗,脫泥斗脫藥脫泥,再用壓濾機進一步脫水脫藥后,用清水重新調漿浮選。
      2.2 適當添加脫藥劑 
      
      如添加適量活性炭脫藥,對氰尾礦中余氰,銅離子脫除效果較好,但必須控制好脫藥劑的添加量,否則用量過大,會導致浮選藥劑用量大幅度增加。
      2.3 適當添加礦泥分散劑
      如適量添加水玻璃,羧甲基纖維素,對提高分離效果是十分有利的。
      2.4 對氰化尾礦進行再磨
      對粒度較粗的氰化尾礦,如經濟上合理,可采用再磨浮選分離,以達綜合回收之目的。
      2.5 采用選擇性好的捕收劑
      如銅硫分離時選擇Z—200
      2.6 適量添加活化劑
      為消除礦粒表面氧化的影響,適量加添活化劑,但要采用有選擇性的活化劑。
      2.7 用重選預選拋尾后浮選
      
      對低品位氰化尾礦,采用處理量大、投資少、成本低的螺旋選礦機進行初選富集,可丟棄絕大部分脈石礦泥殘余藥劑。然后進行浮選分離。技術上更可*,經濟上更合理。
      3 氰化尾礦鉛銅硫綜合回收生產應用
      
      某氰化廠氰化尾礦中主要金屬礦物為黃鐵礦、方鉛礦、黃銅礦,另外有少量磁黃鐵礦、磁鐵礦、赤鐵礦,脈石礦物主要為石英,另外含少量綠泥石、高嶺土等。含鉛19.95%;含銅4.21%;含金5.00g/t;含銀508.76g/t、含硫37.50%。
      
      該廠氰化浸尾礦采用三段逆流洗滌后,經濃密機濃縮濃度為55~60%,放入緩沖攪拌槽中進行高濃度長時間(達1小時以上)攪拌擦洗,以脫除礦粒表面的上述各種薄膜,然后以高濃度進入浮選優先選鉛,該工藝充分利用了氰化尾礦中殘余的C,氰化物等對黃鐵礦、褐鐵礦的抑制作用和方鉛礦天然可浮性,減少了重新調漿重新加入黃鐵礦和黃銅礦抑制劑的過程,降低了生產成本,簡化了工藝流程。同時高濃度浮選有利于大比重鉛礦的上浮,同時又增強礦粒間擦洗作用,有利于新鮮礦粒表面與捕收劑作用。藥劑條件為:分散劑3000g/t,抑制劑80g/t,丁黃藥300g/t,2號油120g/t。pH=10-11。
      浮鉛尾礦自流進入浮銅攪拌槽,利用回水調漿,銅浮選濃度為30%,工藝流程為一粗、三掃、三精選,藥劑條件為:分散劑 
      1500g/t,丁黃藥  1200g/t   2號油200g/t  pH=10。  
      該廠氰化尾礦綜合回收銅鉛硫浮選工藝流程圖詳見圖1,生產流程考察結果詳見表2。
       

      表2  氰化尾礦浮選回收考查結果
      浮選濃度(%) 產物名稱 產率(%) 品  位(%) 回  收  率(%)
      Au(g/t) Ag(g/t) Pb Cu Au Ag Pb Cu
      55 鉛精礦 39.86 9.66 1100.00 46.72 4.10 77.00 81.88 93.34 38.72
      33 銅精礦 13.75 3.26 410.00 6.00 16.50 9.00 15.86 4.16 53.92
      硫精礦 46.39 1.50 30.00 1.07 0.66 14.00 2.26 2.50 7.36
      氰化尾礦 100.00 5.00 508.76 19.95 4.21 100.00 100.00 100.00 100.00
      
      從生產分選效果來看,選礦技術指標較為理想,鉛回收率大于90%,銅回收率53.92%,金總回收率(可計價)86%,銀總回收率(可計價)97.74%。充分回收了金、銀、鉛,尤其是彌補了氰化銀回收率低的缺陷。硫精礦含硫35%以上。但由于回水中金屬離子含量很高,造成捕收劑用量較大,仍有進一步改善的必要。

      4 結語
      (1)氰化尾礦綜合回收浮選的技術要點是清除礦粒表面的各種薄膜,還礦物本來面目。
      (2)氰化尾礦浮選過程中,分散劑的使用是不可缺少的,但用量一定要嚴格控制。
      (3)采用鉛、銅、硫優先順序浮選工藝,技術上可行,經濟上合理,是氰化尾礦浮選的理想工藝。
      (4)由于氰化浸出渣粒度細,礦漿比重大,因此浮鉛時采用高濃度、快速浮選有利于鉛的回收。
      (5)氰化尾礦綜合回收利國利民利環境,大有作為。該廠生產實踐證明,氰化尾礦綜合回收不僅技術上可行,而且每年可獲利潤300余萬元,還可以安置60余名職工上崗,經濟效益、社會效益十分顯著。

      參考文獻
      1吉林省冶金研究所等編.金的選礦.冶金工業出版社,1988。
      2見百熙編.浮選藥劑.冶金工業出版社,1985。

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