CN101403042A - 一种氰金尾矿的回收处理方法 - Google Patents
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Abstract
本发明涉及硫、铁含量高的含金氧化矿氰化提金后尾矿的回收再利用,特别是一种氰金尾矿的回收处理方法。本发明通过“浮选选硫-硫精矿制酸-酸渣氰化提金收铁、磁化焙烧-磁选收铁、选硫尾矿脱水作水泥添加剂”技术,实现了氰金尾矿的合理再利用,实现了金矿物的单独分离和最终的“无尾化”,为氰金尾矿的再利用提供了合适的工艺技术路线。该发明具有处理成本低、适用范围广的优点,是一种经济、简单、适用、处理效果很好的氰金尾矿回收再利用工艺技术。
Description
技术领域
本发明涉及硫、铁含量高的含金氧化矿氰化提金后尾矿的回收再利用,特别是一种氰金尾矿的回收处理方法。
背景技术
随着资源的不断开发、利用,地球上的资源储量越来越少,而生产、开发使用资源时产生的大量废物却在威胁着人类生活的环境,影响着人类的生活。这些废物的处理、处置和综合回收利用,有着很重要的经济意义和社会意义,综合回收利用废物中的有用的成分,尤为重要。选矿厂尾矿中有价矿产资源的综合回收与利用也是形势所迫、大势所趋。
目前,含金氧化矿开发利用过程,主要采取氰化提金工艺,在提取大部分金、银等有价金属后,氰金尾矿还含有少部分金、银等有价金属;如果提金原矿中含有硫化矿的话,则氰金尾矿中还含有一定量的硫、铁;由于含金氧化矿多为褐铁矿型金,因此氰金尾矿中铁的含量一般都比较高。目前氰金尾矿处理工艺都存在着一定问题,选厂进行尾矿处理要找一个“临时尾矿库”是最大的难题,即不能实现“无尾化”排放;而且由于金矿物主要富集在硫精矿中,而在硫精矿的销售过程中,金一般是不计价的,不能有效回收,影响了资源利用率,降低了生产的经济效益。
中国专利“一种含有原生硫化物包裹金的氰化尾矿的提金工艺方法”,专利申请号2006100465324,它公开的仅限对尾矿提金方法,提金后大量尾矿仍需存放尾矿库,而不加以开发利用,不是对尾矿的综合利用,资源浪费依然巨大。
发明内容
本发明的目的就是针对上述已有技术存在的不足,提供有效解决现有的氰金尾矿处理过程中金矿物富集在硫精矿中以及综合利用,变废为宝,即实现“无尾化”,经济、简单、适用、处理效果好的一种氰金尾矿的回收处理方法。
本发明的目的是通过以下技术方案实现的,一种氰金尾矿的回收处理方法,按以下步骤进行:
a调浆,调整尾矿浆浓度为18-20%;
b浮选选硫,加入活化剂CuSO4,捕收剂丁黄药+柴油,起泡剂2#油,得硫精矿;
c硫精矿制酸,烧酸温度为≥850℃而≤900℃,焙烧保温时间为30分钟,烧渣中硫的残留含量<1%,且烧渣中铁的含量≥60%;
d酸渣氰化提金收铁,氰化提金药剂为:NaCN、石灰、CaO2、SAA,摇瓶浸出12小时;
对选硫尾矿采用湿式强磁选机获取部分铁精矿,再对选铁后尾矿磁化焙烧,焙烧温度为900℃,矿煤比10∶3,焙烧料再磨进行适当分散后进行湿式磁选;
对选硫尾矿也可以直接脱水作水泥添加剂;
烧酸温度为900℃,烧渣中硫的残留含量<0.5%。
试验结果表明:浮选浓度对选硫的影响极大,当浮选矿浆浓度达到28%左右时,浮选所得硫精矿硫的回收率仅44.08%,降低浮选浓度,不仅硫精矿中硫的品位提高,而且硫的回收率也提高,并稳定在64.56%~68.82%之间。考虑到过低的浮选浓度意味着设备处理能力低下,因此综合考虑选硫指标与处理能力的因素,后续试验皆选择浮选矿浆浓度为18%~20%。
对硫精矿的焙烧,温度太低不利于硫的脱除,同时铁的品位也难以提高,随着焙烧温度的提高,硫的脱除率越高,同时烧渣中残留硫的含量也越来越低,但温度高于900℃(甚至在达到900℃)时,烧渣有结块现象,且温度越高结块较致密,因此从焙烧角度看,焙烧温度不宜超过900℃,也不能低于850℃。焙烧越充分,烧渣中残留硫的含量越低,这对烧渣的综合回收与利用是极其有利的,如在焙烧温度为900℃条件下,焙烧保温时间为30分钟的烧渣含硫低于0.5%,含铁都在60%以上,这可直接作为铁精矿进行销售。
在焙烧温度为900℃,焙烧保温时间为30分钟条件下,对一批硫精矿进行了焙烧,所得的烧渣含金在6.0g/t,含铁大于60%,含硫低于0.5%。对这部分烧渣进行了全泥氰化提金试验。试验共同条件为:浸矿浓度为35%,矿浆pH值为12.3左右。试验结果列于表1。
表1 硫酸烧渣氰化提金试验结果
试验条件 | 氰渣金品位g/t | 金浸出率% |
NaCN用量为5kg/t,石灰用量10kg/t,搅拌浸出12小时 | 0.78 | 87.00 |
NaCN用量为5kg/t,石灰用量10kg/t,摇瓶浸出12小时 | 0.66 | 89.00 |
NaCN用量为4kg/t,石灰用量6kg/t,过氧化钙(CaO2)用量为4kg/t,木质素磺酸钙(SAA)用量为1kg/t,搅拌浸出12小时 | 0.40 | 93.33 |
NaCN用量为4kg/t,石灰用量6kg/t,过氧化钙(CaO2)用量为4kg/t,木质素磺酸钙(SAA)用量为1kg/t,摇瓶浸出12小时 | 0.35 | 94.17 |
由表1可见,对硫酸烧渣进行的不同方案的全泥氰化提金试验,所得的氰渣中的金含量都在0.8g/t以下,说明都可得到较高的金浸出指标,这说明硫酸烧渣总体上还是比较容易浸出的。
本发明利用氰金尾矿再利用处理过程中金矿物主要富集在硫精矿中的特点,通过调整入选矿浆浓度,选择合适的硫矿物捕收剂以及合适的选硫尾矿处理工艺,最终实现了金、硫、铁资源整体综合回收与利用。
本发明这对氰金尾矿中S、Fe、Au等进行综合回收,不仅可提高资源的综合利用水平,而且因减少了废弃物的排放,延长了尾矿库的使用年限,降低了企业的经营成本,并将会为企业带来一定的经济效益,同时也可为企业创造良好的环境与社会效益,提升企业的社会形象。
具体实施方式
实施例选别的原矿是一种含金氧化矿氰金后的尾矿,其中主要含有铁、硫、金等有价组分,其原矿品位为:
Au 1.13g/t、Ag 17.70g/t、TFe 34.30%、S 8.79%。
首先调整矿浆浓度为18-20%,再加入活化剂H2SO4 1000g/t和CuSO4 300g/t,加入捕收剂(丁黄药+柴油)(1∶1)200g/t,起泡剂2#油30g/t进行硫粗选,粗选得到的硫粗精矿进行一次空白精选;硫粗选后进行两次扫选,第一次扫选药剂用量为:活化剂CuSO4100g/t,捕收剂(丁黄药+柴油)(1∶1)200g/t,起泡剂2#油10g/t,第二次扫选药剂用量为:捕收剂丁黄药20g/t。闭路选别结果见表2:
表2:
*注:含量单位为g/t。
硫精矿烧酸-酸渣氰金收铁:硫精矿金的含量达到3.78~3.90g/t,其价值最大,必须考虑硫精矿烧酸后烧渣金的提取及相应的技术经济指标,另外,从烧渣的处理处置看,提金后的尾渣最好是能作为铁精矿处理以做到“无尾”排放,而要做到这一点,硫精矿烧酸工艺至关重要,如果硫精矿烧酸能保证烧渣中硫的残留含量低于1%(最好低于0.5%),且烧渣中铁的含量大于60%的话,则整个技术方案就是可行的。烧酸温度为9000C,焙烧时间为30分钟;氰化提金药剂用量为:NaCN用量为4kg/t,石灰用量6kg/t,过氧化钙(CaO2)用量为4kg/t,木质素磺酸钙(SAA)用量为1kg/t,摇瓶浸出12小时。
选别结果见表3、4:
表3烧酸结果:
表4氰化提金结果:
条件 | 氰渣金品位g/t | 金浸出率% |
NaCN用量为4kg/t,石灰用量6kg/t,过氧化钙(CaO2)用量为4kg/t,木质素磺酸钙(SAA)用量为1kg/t,摇瓶浸出12小时 | 0.35 | 94.17 |
选硫尾矿磁化焙烧-磁选收铁:选硫后的尾矿,还含有32%-36%的铁,采用湿式强磁选机,可获得一部分含铁50.32%的铁精矿,但选铁后的尾矿中仍然还含有30%左右的铁,由于这部分铁基本上是褐铁矿型铁,采用常规物理选矿方法难以经济回收,对此,采用磁化焙烧-磁选的方案,焙烧温度为900℃,矿∶煤比10∶3,焙烧料再磨进行适当分散后进行湿式磁选。试验结果见表5:
表5:
从表2、表3、表4、表5中数据可以看出,使用本发明所述的工艺技术,即氰金尾矿“浮选选硫-硫精矿制酸-酸渣氰化提金收铁、磁化焙烧-磁选收铁、选硫尾矿脱水作水泥添加剂”技术,最终实现了氰金尾矿的合理再利用,最主要的是实现了金矿物的单独分离和最终的“无尾化”,为氰金尾矿的再利用提供了合适的工艺技术路线。该发明具有处理成本低、适用范围广的优点,是一种经济、简单、适用、处理效果很好的氰金尾矿回收再利用工艺技术。
本说明书中未作详细描述之内容为本领域专业技术人员公知现有技术。
Claims (4)
1、一种氰金尾矿的回收处理方法,其特征是按以下步骤进行:
a调浆,调整尾矿浆浓度为18-20%;
b浮选选硫,加入活化剂CuSO4,捕收剂丁黄药+柴油,起泡剂2#油,得硫精矿;
c硫精矿制酸,烧酸温度为≥850℃而≤900℃,焙烧保温时间为30分钟,烧渣中硫的残留含量<1%,且烧渣中铁的含量≥60%;
d酸渣氰化提金收铁,氰化提金药剂为:NaCN、石灰、CaO2、SAA,摇瓶浸出12小时。
2、根据权利要求1所述一种氰金尾矿的回收处理方法,其特征是:对选硫尾矿采用湿式强磁选机获取部分铁精矿,再对选铁后尾矿磁化焙烧,焙烧温度为900℃,矿煤比10∶3,焙烧料再磨进行适当分散后进行湿式磁选。
3、根据权利要求1所述一种氰金尾矿的回收处理方法,其特征是:对选硫尾矿也可以直接脱水作水泥添加剂。
4、根据权利要求1所述一种氰金尾矿的回收处理方法,其特征是:烧酸温度为900℃,烧渣中硫的残留含量<0.5%。
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