CN104475269A

CN104475269A - 一种氰化尾渣脱氰浮选回收硫铁矿的方法

Info

Publication number: CN104475269A
Application number: CN201410764024.4A
Authority: CN
Inventors: 钱鹏; 叶树峰; 吕翠翠; 刘娅; 陈运法
Original assignee: Institute of Process Engineering of CAS
Current assignee: Institute of Process Engineering of CAS
Priority date: 2014-12-11
Filing date: 2014-12-11
Publication date: 2015-04-01

Abstract

本发明公开了一种氰化尾渣脱氰浮选回收硫铁矿的方法，其工艺步骤包括：将回收过铜铅锌等元素后的氰化尾渣加水调浆，搅拌充分；向矿浆中加入10wt％稀硫酸调pH为8～9；再向矿浆中加入硫酸铁、次氯酸钠、六偏磷酸钠并搅拌；使用异戊钠黄药作为捕收剂，2^#油作为起泡剂，采用一次粗选、二次精选、二次扫选的工艺流程回收其中的硫铁矿。本发明中采用的调整剂硫酸铁、次氯酸钠、六偏磷酸钠对氰化尾渣起到脱氰和分散矿浆的作用，优点在于在矿浆pH为8～9的偏碱性的条件下，破除了氰化尾渣中的氰化物对硫铁矿的抑制作用，酸耗降低，对设备腐蚀小，工艺流程简单，硫铁回收率高。

Description

一种氰化尾渣脱氰浮选回收硫铁矿的方法

技术领域

本发明属于黄金冶炼废渣高值化利用技术领域，特别涉及一种氰化尾渣脱氰消除氰化物对硫铁矿的抑制作用进而富集硫铁矿的方法。

背景技术

黄金是人类最早开采并使用的一种贵金属。资料表明，目前全球已查明黄金资源储量约为10万吨。截至到2012年底，中国已查明黄金资源储量达8196.24吨，居世界第二。2007年中国黄金产量达到270.5吨，首次超过南非，成为全球第一产金大国，此后连续七年蝉联全球第一。2010年全球黄金制造业用金需求量为2778.6吨，其中中国571.51吨，位居全球第二。2013年，中国黄金消费量达到1176.40吨，首次超过1000吨，是2007年361吨的三倍多，比2012年也增长了40％多。其中，金条消费增长超过五成，黄金首饰增长超过四成。中国黄金消费量连年增长，于2013年超过印度，成为全球最大黄金消费国。

黄金工业化生产已有一百余年，就浸金工艺而言，有氰化法、硫脲法、硫代硫酸盐法、溴化法、碘化法、类氰化物法等。氰化法提金是利用氰化物与矿石中的金反应生成金氰络合物，与矿石分离的一种提取方式。由于氰化法具有回收率高、工艺成熟、成本低廉等优点，在黄金提取行业占主导地位，目前世界上约有85％的金矿都采用氰化法提金。

氰化尾渣是氰化提金工艺中金被浸取后产生的废渣。每生产1吨黄金要排放2.5～3万吨氰化废渣，我国氰化尾渣年总排放量750～900万吨，至目前累积堆存量超过7000万吨，是我国黄金行业的大宗工业固废。

由于在自然界中金往往与硫化矿(以硫铁矿居多)共生，因此氰化尾渣含有一定量的有价金属如铜铅锌硫等，在回收过铜铅锌后的尾渣中含有较高量的硫铁矿，可以用于生产硫酸。国内硫酸市场需求量大，氰化尾渣作为硫铁矿用来制酸，可以大大提高矿物的二次利用，实现矿产资源的综合利用。但是由于氰化渣含硫品位低(S含量在20～30％左右)，制酸后产生的低品位硫酸烧渣含铁量低，无法利用，堆存又会带来二次污染。同时使用低品位氰化尾渣制酸效率低，余热不能得到高效利用。因此，为了充分利用氰化尾渣中的硫，需要对其进一步富集，当氰化尾渣中S>47％时，所得的硫酸烧渣可以作为铁精粉直接使用。

但氰化尾渣中残留一定量的氰化物对黄铁矿具有强烈的抑制作用。当溶液中CN^-浓度低时，CN^-在硫铁矿表面生成亲水性的难溶的Fe(CN)₂，随着CN^-浓度增大，难溶的Fe(CN)₂会转变为稳定易溶且亲水的Fe(CN)₆ ^4-，并且矿物表面游离的Fe²⁺浓度急剧下降，Fe(CN)₂、Fe(CN)₆ ^4-的存在也使矿物与黄药类捕收剂的吸附量下降，降低了硫铁矿的可浮性。因此为了充分活化硫铁矿，首先需要破除其中残留的氰化物。

CN102319629A公布了一种被氰根离子抑制的硫化矿物的活化浮选方法，通过在矿浆中加入可溶性盐和/或在矿浆中充入含O₂气体和/或含SO₂气体，以将被抑制的目标矿物活化后，通过浮选获得硫化矿物精矿，但该工艺获得硫精矿回收率仅82％左右。ZL200510119056.X介绍了硫精矿除杂提纯浮选工艺，该工艺首先浮选回收氰化尾渣中Cu、Pb、Zn等元素后，低品位硫精矿首先用浓硫酸调整矿浆pH为1～4，矿浆浓度为60％，之后加水稀释调浆，采用丁基铵黑药作为捕收剂，经过一粗二扫三精的流程获得高品位硫精矿，该工艺技术指标较好，但是分离步骤多，尤其采用浓硫酸处理硫矿表面，价格较高，腐蚀设备。CN101856635A公开了一种利用选矿回水浮选回收金矿氰化尾渣中金、银、铅、锌的方法，该工艺包括：(1)矿浆预处理：在氰化尾渣中加入选矿回水，然后加入浓硫酸搅拌5min，待浓硫酸与矿浆反应冒完烟后加入活性炭脱药55min，泵入选矿工段。(2)混合浮选铅锌混合精矿，尾矿经过逐级扫选后得到浮选尾矿，即硫精矿。该工艺加入浓硫酸，腐蚀性强，添加活性炭脱药55min，工艺复杂。所得硫精矿S品位仅为25.56％，制酸后的废渣作为水泥原料，不能充分利用其中的铁元素。CN101850291A公开了一种氰化尾渣超声波处理浮选回收铜金银方法，其采用矿用高声强超声波处理机处理氰化渣后进行浮选。采用超声处理可以迅速除去氰化渣矿物表面的过氧化钙、氢氧化铁薄膜，暴露出新鲜表面后利于浮选。但是超声波处理属于物理方法，仅可部分除去氰化渣表面的过氧化钙和氢氧化铁薄膜，难以达到采用药剂的化学活化效果。

由上可知，现有的氰化尾渣脱氰活化技术一般需要在矿浆中添加硫酸调整矿浆pH为1～4来破坏氰根离子，在强酸性条件下不仅对设备造成腐蚀，期间会有剧毒氢氰酸逸出，恶化生产环境。本发明从氰化物的性质出发，在偏碱性条件下，通过氧化反应和络合反应，破除氰化尾渣中残留的氰化物，活化硫铁矿，提高硫铁矿品位和回收率。

发明内容

本发明的目的在于提供一种氰化尾渣脱氰浮选回收硫铁矿的方法。针对回收过铜铅锌等元素的细粒难选氰化尾渣，采用硫酸铁和次氯酸钠破除氰化尾渣中残留的氰化物，采用六偏磷酸钠分散矿浆并抑制微细粒的矿泥的团聚，从而达到活化氰化尾渣中的硫铁矿，提高硫铁矿品位和回收率的目的，可以获得硫品位为48～50％的硫精矿，精矿硫回收率≥95％。

该方法工艺如下：

(1)调整矿浆浓度为30～35％，向矿浆中加入10wt％稀硫酸，调节矿浆pH＝8～9，搅拌5～30min；

(2)向矿浆中加入硫酸铁1500～3000g/t、次氯酸钠1500～3000g/t、六偏磷酸钠1000～3000g/t，搅拌10～15min，再加入异戊钠黄药100～300g/t并搅拌2-5min，再加入2^#油20～80g/t并搅拌1～3min；

(3)所得矿浆进行一次粗选，粗选时间为10～25min，粗选得到泡沫产品为粗选精矿，槽内矿浆为粗选尾矿；

(4)上述粗选尾矿中加入硫酸铁750～1500g/t、次氯酸钠750～1500g/t、六偏磷酸钠500～750g/t、异戊钠黄药100～200g/t、2^#油20～60g/t后进行一次扫选，一次扫选时间为6～10min，得到扫选一精矿和扫选一尾矿，粗选精矿采用空白浮选，进行一次精选，一次精选时间为15～25min，得到精选一精矿和精选一尾矿，所得扫选一精矿和精选一尾矿返回到步骤(3)；

(5)扫选一尾矿加入硫酸铁350～750g/t、次氯酸钠350～750g/t、六偏磷酸钠250～350g/t、异戊钠黄药50～100g/t、2^#油10～40g/t后进行二次扫选，二次扫选时间为6～10min，得到扫选二精矿和扫选二尾矿，扫选二精矿返回到步骤(4)进行一次扫选，精选一精矿采用空白浮选，进行二次精选，二次精选时间为10～20min，得到精选二精矿和精选二尾矿，其中精选二尾矿返回到步骤(4)进行一次精选；

(6)上述步骤(1)～(5)为一个闭路流程，经过相同4-5轮闭路流程后，所得产品为各轮流程中精选二精矿和扫选二尾矿，精选二精矿为最终产品硫精矿，扫选二尾矿为最终尾矿。最后一轮产生中矿，在实际生产中，中矿返回循环，产品为硫精矿和尾矿。

与已有技术方案相比，本发明具有以下有益效果：

(1)本发明通过将黄金冶炼废弃物氰化尾渣资源化处理，不但缓解环境污染，而且能获得高品位硫精矿，使废弃物得到充分利用，实现废弃物资源化利用的目的。

(2)采用硫酸铁和次氯酸钠破除氰化尾渣中残留的氰化物，消除氰化物对浮选硫铁矿的抑制作用，采用六偏磷酸钠分散矿浆并抑制微微细粒的矿泥的团聚，在偏碱性的条件下实现硫铁矿的高效回收。

(3)本发明酸耗降低，对设备腐蚀小，工艺流程简单，条件易于控制，硫铁回收率高，为减少设备和设施投资提供了必要条件。

附图说明

图1为氰化尾渣脱氰浮选回收硫铁矿的工艺流程图。

具体实施方式

下面对本发明进一步详细说明。但下述的实例仅仅是本发明的简易例子，并不代表或限制本发明的权利保护范围，本发明的保护范围以权利要求书为准。

实施例1

(1)调整矿浆浓度为30％，向矿浆中加入10wt％稀硫酸，调节矿浆pH＝8.2，搅拌5min；

(2)向矿浆中加入硫酸铁1500g/t、次氯酸钠1500g/t、六偏磷酸钠1000g/t，搅拌10min，再加入异戊钠黄药100g/t并搅拌2min，再加入2^#油80g/t并搅拌1min；

(3)所得矿浆进行一次粗选，粗选时间为10min，粗选得到泡沫产品为粗选精矿，槽内矿浆为粗选尾矿；

(4)上述粗选尾矿中加入硫酸铁750g/t、次氯酸钠750g/t、六偏磷酸钠500g/t、异戊钠黄药100g/t、2^#油60g/t后进行一次扫选，一次扫选时间为6min，得到扫选一精矿和扫选一尾矿，粗选精矿采用空白浮选，进行一次精选，一次精选时间为15min，得到精选一精矿和精选一尾矿，所得扫选一精矿和精选一尾矿返回到步骤(3)；

(5)扫选一尾矿加入硫酸铁350g/t、次氯酸钠350g/t、六偏磷酸钠250g/t、异戊钠黄药50g/t、2^#油20g/t后进行二次扫选，二次扫选时间为6min，得到扫选二精矿和扫选二尾矿，扫选二精矿返回到步骤(4)进行一次扫选，精选一精矿采用空白浮选，进行二次精选，二次精选时间为10min，得到精选二精矿和精选二尾矿，其中精选二尾矿返回到步骤(4)进行一次精选；

表1实施例1化验结果及相关数据

产品名称	产率/％	硫品位/％	硫回收率/％
				精矿	56.35	48.20	97.01
尾矿	43.65	1.92	2.99
				原矿	100.00	28.00	100.00

实施例2

(1)调整矿浆浓度为30％，向矿浆中加入10wt％稀硫酸，调节矿浆pH＝8.5，搅拌10min；

(2)向矿浆中加入硫酸铁2000g/t、次氯酸钠2000g/t、六偏磷酸钠2000g/t，搅拌12min，再加入异戊钠黄药200g/t并搅拌4min，再加入2^#油80g/t并搅拌2min；

(3)所得矿浆进行一次粗选，粗选时间为15min，粗选得到泡沫产品为粗选精矿，槽内矿浆为粗选尾矿；

(4)上述粗选尾矿中加入硫酸铁1000g/t、次氯酸钠1000g/t、六偏磷酸钠600g/t、异戊钠黄药150g/t、2^#油60g/t后进行一次扫选，一次扫选时间为8min，得到扫选一精矿和扫选一尾矿，粗选精矿采用空白浮选，进行一次精选，一次精选时间为20min，得到精选一精矿和精选一尾矿，所得扫选一精矿和精选一尾矿返回到步骤(3)；

(5)扫选一尾矿加入硫酸铁500g/t、次氯酸钠500g/t、六偏磷酸钠300g/t、异戊钠黄药80g/t、2^#油20g/t后进行二次扫选，二次扫选时间为8min，得到扫选二精矿和扫选二尾矿，扫选二精矿返回到步骤(4)进行一次扫选，精选一精矿采用空白浮选，进行二次精选，二次精选时间为15min，得到精选二精矿和精选二尾矿，其中精选二尾矿返回到步骤(4)进行一次精选；

表2实施例2化验结果及相关数据

产品名称	产率/％	硫品位/％	硫回收率/％
				精矿	57.40	49.03	95.72
尾矿	42.60	2.95	4.28
				原矿	100.00	29.40	100.00

实施例3

(1)调整矿浆浓度为30％，向矿浆中加入10wt％稀硫酸，调节矿浆pH＝9，搅拌30min；

(2)向矿浆中加入硫酸铁3000g/t、次氯酸钠3000g/t、六偏磷酸钠3000g/t，搅拌15min，再加入异戊钠黄药300g/t并搅拌5min，再加入2^#油80g/t并搅拌3min；

(3)所得矿浆进行一次粗选，粗选时间为25min，粗选得到泡沫产品为粗选精矿，槽内矿浆为粗选尾矿；

(4)上述粗选尾矿中加入硫酸铁1500g/t、次氯酸钠1500g/t、六偏磷酸钠750g/t、异戊钠黄药200g/t、2^#油60g/t后进行一次扫选，一次扫选时间为10min，得到扫选一精矿和扫选一尾矿，粗选精矿采用空白浮选，进行一次精选，一次精选时间为25min，得到精选一精矿和精选一尾矿，所得扫选一精矿和精选一尾矿返回到步骤(3)；

(5)扫选一尾矿加入硫酸铁750g/t、次氯酸钠750g/t、六偏磷酸钠350g/t、异戊钠黄药100g/t、2^#油20g/t后进行二次扫选，二次扫选时间为10min，得到扫选二精矿和扫选二尾矿，扫选二精矿返回到步骤(4)进行一次扫选，精选一精矿采用空白浮选，进行二次精选，二次精选时间为20min，得到精选二精矿和精选二尾矿，其中精选二尾矿返回到步骤(4)进行一次精选；

表3实施例3化验结果及相关数据

产品名称	产率/％	硫品位/％	硫回收率/％
				精矿	62.11	49.87	95.02
尾矿	37.89	4.29	4.98
				原矿	100.00	32.60	100.00

申请人声明，本发明通过上述实施例来说明本发明的方法，但本发明并不局限于上述操作步骤，即不意味着本发明必须依赖上述操作步骤才能实施。所属技术领域的技术人员应该明了，对本发明的任何改进，对本发明所选用原料的等效替换及辅助成分的添加、具体方式的选择等，均落在本发明的保护范围和公开范围之内。

以上详细描述了本发明的实施方式，但是，本发明并不限于上述实施方式中的具体细节，在本发明的技术构思范围内，可以对本发明的技术方案进行多种简单变型，这些简单变型均属于本发明的保护范围。

另外需要说明的是，在上述具体实施方式中所描述的各个具体技术特征，在不矛盾的情况下，可以通过任何合适的方式进行组合，为了避免不必要的重复，本发明对各种可能的组合方式不再另行说明。

此外，本发明的各种不同的实施方式之间也可以进行任意组合，只要其不违背本发明的思想，其同样应当视为本发明所公开的内容。

Claims

1.一种氰化尾渣脱氰浮选回收硫铁矿的方法，其特征在于，包括以下步骤：

(1)将回收过铜铅锌等元素的氰化尾渣加入浮选槽内，加水调浆，调整矿浆中固体总质量占矿浆总质量的30～35％，向矿浆中加入10wt％稀硫酸调节pH值，搅拌5～30min；

(2)向矿浆中加入硫酸铁、次氯酸钠、六偏磷酸钠，搅拌10～15min，再加入异戊钠黄药并搅拌2～5min，再加入2^#油并搅拌1～3min；

(3)所得矿浆进行一次粗选，粗选得到泡沫产品为粗选精矿，槽内矿浆为粗选尾矿；

(4)上述粗选尾矿中加入硫酸铁、次氯酸钠、六偏磷酸钠、异戊钠黄药、2^#油后进行一次扫选，得到扫选一精矿和扫选一尾矿，粗选精矿采用空白浮选，进行一次精选，得到精选一精矿和精选一尾矿，所得扫选一精矿和精选一尾矿返回到步骤(3)；

(5)扫选一尾矿加入硫酸铁、次氯酸钠、六偏磷酸钠、异戊钠黄药、2^#油后进行二次扫选，得到扫选二精矿和扫选二尾矿，扫选二精矿返回到步骤(4)进行一次扫选，精选一精矿采用空白浮选，进行二次精选，得到精选二精矿和精选二尾矿，其中精选二尾矿返回到步骤(4)进行一次精选；

(6)上述步骤(1)～(5)为一个闭路流程，经过相同4-5轮闭路流程后，所得产品为各轮流程中精选二精矿和扫选二尾矿，精选二精矿为最终产品硫精矿，扫选二尾矿为最终尾矿，最后一轮产生中矿，在实际生产中，中矿返回循环，产品为硫精矿和尾矿。

2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(1)中加稀硫酸调节矿浆pH为8～9。

3.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(2)中硫酸铁添加量为1500～3000g/t、次氯酸钠添加量为1500～3000g/t、六偏磷酸钠添加量为1000～3000g/t、异戊钠黄药添加量为100～300g/t、2^#油添加量为20～80g/t。

4.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(3)中粗选时间为10～25min。

5.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(4)中硫酸铁添加量为750～1500g/t、次氯酸钠添加量为750～1500g/t、六偏磷酸钠添加量为500～750g/t、异戊钠黄药添加量为100～200g/t、2^#油添加量为20～60g/t，一次扫选时间为6～10min，一次精选时间为15～25min。

6.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(5)中硫酸铁添加量为350～750g/t、次氯酸钠添加量为350～750g/t、六偏磷酸钠添加量为250～350g/t、异戊钠黄药添加量为50～100g/t、2^#油添加量为10～40g/t，二次扫选时间为6～10min，二次精选时间为10～20min。