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某金矿氰化尾矿浮选综合回收

发布日期:2018-11-27   来源:矿道网   投稿者:闫丽   浏览次数:2638

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         本文结合氰化尾矿中有用矿物综合回收时的现象,从理论上分析和解释了影响回收效果的因素,对设计选矿工艺和生产实践有一定的指导意义。 关键词 氰化尾矿浮选综合回收影响因素生产实践 近年来,为了充分地利用国家宝贵的矿产资源,减少环境污染,同时也增加企业的经济效益,很多厂矿企业都注重了氰化浸出渣中有用矿物的综合回收,其选矿工艺计有重选、浮选、磁选、重浮联合流程等。而以硫化矿为目的的浮选回收工艺占有很大比例,其中不乏成功回收的厂矿,但也有厂矿回收效果不尽人意,本文就此在理论上进行了分析探讨,找出了影响回收效果的主要原因,以便于采取相应的应变措施,旨在能对生产有一定指导作用,为决策者和科技工作者进行理论分析和工艺设计之参考。 1 影响因素的分析 1.1 过氧化钙薄膜的形成与影响 氰化法提金,通常使用石灰做为“保护碱”,矿浆pH值一般达11左右,同时,为了满足氰氧比需要,还需要往矿浆中压入空气、氧气或者添加过氧化物,以提高金银的浸出率。这样高碱度、富氧、长时间浸泡将会在矿粒表面生成亲水性的过氧化钙薄膜(CaO2),而且这种薄膜的形成对矿粒是无选择性的,由于矿浆中矿粒表面电性的不同,使得金属硫化矿比非金属脉石矿物更容易形成。过氧化钙薄膜(CaO2)过氧化钙薄膜的形成,使捕收剂失去了对各种矿物捕收的选择性,同时此薄膜也阻碍捕收剂与矿粒表面的吸附。 Ca2++2OH → Ca(OH)2 Ca2++O2 → CaO2 为清除CaO2薄膜的影响,常需清水再调浆,将pH值降至8~9,并进行强烈搅拌,甚至再磨。 1.2氰化浸金过程是一个强氧化过程 氰化矿浆必须是强碱性矿浆,pH=11左右,而且常往矿浆中充气,甚至是纯氧气,或者是添加强氧化剂,如H2O2、CaO2 、Na2O2 、BaO2 等等,在氰化尾矿脱氧净化过程中,常采用漂白粉(CaOCl2),漂白精[Ca(OCl)2],次氯酸钠(NaOCl)来处理含氰尾矿,以达到环保要求。这些从浸出到污水处理的整个过程,都是在高碱度、强氧化条件下处理长达二、三十个小时,这对于氰化尾矿中可回收的硫化矿而言,都是一个漫长的强氧化过程,足以使其表面氧化,从而使可浮性下降。有时浮选回收黄铁矿都有困难,这是因为黄铁矿表面部分硫在高碱富氧条件下游离进入矿浆,进一步氧化则生成碱式硫酸盐,最后生成氢氧化铁薄膜[Fe(OH)3]覆盖于黄铁矿粒表面而致。因此,为消除此类影响,常需添加对应的活化剂,或再磨以暴露矿物新鲜表面。 1.3 氰化尾矿中残留的氰化物是硫化矿浮选的特效抑制剂 众所周知,石灰加氰化物是硫化矿浮选的特效抑制剂,常用来抑制黄铁矿、黄铜矿等,用量几克到几十克,而氰化浸金氰化物用量少则几百克/吨,多则公斤级,如此条件,足以抑制所有硫化矿。因此氰化尾矿浮选硫化矿时,应尽量减少氰化尾矿中残余氰化物,如尾矿压滤等,最好在污水处理后进行综合回收。 1.4 氰化尾矿中的氰化盐类是硫化矿浮选的抑制剂 在氰化过程中,金银矿伴生的矿物也会与氰化物反应,生成金属氰化盐类,而这些氰络盐恰恰是硫化矿浮选时强有力的抑制剂。 1.4.1 铁矿物与氰化钠生成亚铁氰酸钠 黄铁矿:FeS2+NaCN==Fe S+NaCNS 磁黄铁矿:Fe5S6+NaCN==NaCNS+5FeS 硫化亚铁:Fe S+2O2==FeSO4 FeSO4+6NaCN==Na4[Fe(CN)6]+Na2SO4 金属铁屑:Fe+6NaCN+2H2O==Na4[Fe(CN)6]+2NaOH+H2↑ 1.4.2 铜矿物与氰化钠生成铜氰酸钠 胆矾:2CuSO4+4NaCN==Cu2(CN)2+2Na2SO4+(CN)2↑ 蓝铜矿:2CuCO3+8NaCN==2Na2Cu(CN)3+2Na2CO3+(CN)2↑ 孔雀石:2Cu(OH)2+8NaCN==2Na2Cu(CN)3+4NaOH+(CN)2↑ 辉铜矿:2Cu2S+4NaCN+2H2O+O2==Cu2(CN)2+Cu2(CNS)2+4NaOH 1.4.3 锌矿物与氰化钠反应生成锌氰酸钠 闪锌矿:ZnS+4NaCN==Na2Zn(CN)4+Na2S 氧化锌:ZnO+4NaCN+H2O==Na2Zn(CN)4+2NaOH 菱锌矿:ZnCO3+4NaCN==Na2Zn(CN)4+Na2CO3 等等,这些金属氰络盐均可使矿物表面形成亲水性薄膜,并阻碍黄药分子的吸附而受抑制。 1.5 氰化尾矿中残留的大量金属离子消耗捕收剂 氰化尾矿中残留大量金属离子,特别是 Ca2+,Fe2+ , Cu2+ , Zn2+。 早在1782年就发现了黄药,但黄药的最早用途是化学分析,如可利用黄药与铜盐作用产生沉淀的反应,定量分析铜。这些金属离子的存在,对黄药的分解具有催化作用,并生成大量难溶性的黄原酸金属盐类沉淀,大量消耗黄药。 4ROCSSNa+2Me++==Me2(ROCSS)2↓+(ROCSS)2+2Na2SO4 因此,氰化尾矿浮选法综合回收,捕收剂用量通常很大,就是这个原因。 1.6 氰化过程中产生的大量盐类恶化了浮选过程 如上所述:氰化尾矿中残留着大量的碱和盐类,如Ca(OH)2 、CaO2 、Fe(OH)3、Mem (CN)n 、Ca(OCl)2 、 FeSO4、Na2S、Na2SO4、Na2CO3等等,这些盐类的大量存在,使化学反应过程变得十分复杂,难以预测。由于它们污染了矿粒表面,使矿粒表面面目全非,失去了原表面的物理化学性质,增加了浮选分离的难度。 1.7 细磨氰化产生的泥化大量消耗浮选药剂破坏浮选的选择性 为了提高金银的浸出率,搅拌氰化通常磨矿细度都在90%-200目或90%-325目以上,因此不可避免地产生矿物泥化,这些矿泥不仅会吸附在矿粒表面,使其失去原有的表面性质。同时,大量的矿泥由于其巨大的比表面积和表面能,会大量吸附浮选药剂,致使浮选药剂用量增大。 2 提高氰化尾矿浮选效果的技术措施 从以上分析可以看出,提高氰化尾矿浮选效果的技术路线应围绕脱药、脱泥进行。 2.1 机械脱药、脱泥 采用擦洗机强烈搅拌擦洗,脱泥斗脱药脱泥,再用压滤机进一步脱水脱药后,用清水重新调浆浮选。 2.2 适当添加脱药剂 如添加适量活性炭脱药,对氰尾矿中余氰,铜离子脱除效果较好,但必须控制好脱药剂的添加量,否则用量过大,会导致浮选药剂用量大幅度增加。 2.3 适当添加矿泥分散剂 如适量添加水玻璃,羧甲基纤维素,对提高分离效果是十分有利的。 2.4 对氰化尾矿进行再磨 对粒度较粗的氰化尾矿,如经济上合理,可采用再磨浮选分离,以达综合回收之目的。 2.5 采用选择性好的捕收剂 如铜硫分离时选择Z—200 2.6 适量添加活化剂 为消除矿粒表面氧化的影响,适量加添活化剂,但要采用有选择性的活化剂。 2.7 用重选预选抛尾后浮选 对低品位氰化尾矿,采用处理量大、投资少、成本低的螺旋选矿机进行初选富集,可丢弃绝大部分脉石矿泥残余药剂。然后进行浮选分离。技术上更可靠,经济上更合理。 3 氰化尾矿铅铜硫综合回收生产应用 某氰化厂氰化尾矿中主要金属矿物为黄铁矿、方铅矿、黄铜矿,另外有少量磁黄铁矿、磁铁矿、赤铁矿,脉石矿物主要为石英,另外含少量绿泥石、高岭土等。含铅19.95%;含铜4.21%;含金5.00g/t;含银508.76g/t、含硫37.50%。 该厂氰化浸尾矿采用三段逆流洗涤后,经浓密机浓缩浓度为55~60%,放入缓冲搅拌槽中进行高浓度长时间(达1小时以上)搅拌擦洗,以脱除矿粒表面的上述各种薄膜,然后以高浓度进入浮选优先选铅,该工艺充分利用了氰化尾矿中残余的C,氰化物等对黄铁矿、褐铁矿的抑制作用和方铅矿天然可浮性,减少了重新调浆重新加入黄铁矿和黄铜矿抑制剂的过程,降低了生产成本,简化了工艺流程。同时高浓度浮选有利于大比重铅矿的上浮,同时又增强矿粒间擦洗作用,有利于新鲜矿粒表面与捕收剂作用。药剂条件为:分散剂3000g/t,抑制剂80g/t,丁黄药300g/t,2号油120g/t。pH=10-11。 浮铅尾矿自流进入浮铜搅拌槽,利用回水调浆,铜浮选浓度为30%,工艺流程为一粗、三扫、三精选,药剂条件为:分散剂 1500g/t,丁黄药1200g/t 2号油200g/tpH=10。 从生产分选效果来看,选矿技术指标较为理想,铅回收率大于90%,铜回收率53.92%,金总回收率(可计价)86%,银总回收率(可计价)97.74%。充分回收了金、银、铅,尤其是弥补了氰化银回收率低的缺陷。硫精矿含硫35%以上。但由于回水中金属离子含量很高,造成捕收剂用量较大,仍有进一步改善的必要。 4 结语 (1)氰化尾矿综合回收浮选的技术要点是清除矿粒表面的各种薄膜,还矿物本来面目。 (2)氰化尾矿浮选过程中,分散剂的使用是不可缺少的,但用量一定要严格控制。 (3)采用铅、铜、硫优先顺序浮选工艺,技术上可行,经济上合理,是氰化尾矿浮选的理想工艺。 (4)由于氰化浸出渣粒度细,矿浆比重大,因此浮铅时采用高浓度、快速浮选有利于铅的回收。 (5)氰化尾矿综合回收利国利民利环境,大有作为。该厂生产实践证明,氰化尾矿综合回收不仅技术上可行,而且每年可获利润300余万元,还可以安置60余名职工上岗,经济效益、社会效益十分显著。
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