CN106269289A - 一种氰渣破氰浮选黄铁矿的方法 - Google Patents

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Abstract

本发明涉及一种氰渣破氰浮选黄铁矿的方法，属于从氰化尾渣中浮选黄铁矿的方法。将氰渣通过Colt’ss酸法处理后，矿浆质量百分浓度30%，先加入H2SO4使矿浆PH值达到4，再加入多聚磷酸钠、氟硅酸钠作为调整剂，丁基黄药作为捕收剂，MIBC作为起泡剂，进行两次粗选两次扫选两次精选作业，得到硫品位为49.01%，回收率为92.96%的精矿产品。本发明提供的组合调整剂实现了黄铁矿的浮选富集，解决了微细粒黄铁矿浮选难的问题，使这部分难处理的氰渣得到充分利用，提高了经济效益。

Description

一种氰渣破氰浮选黄铁矿的方法
技术领域
本发明涉及一种从氰化尾渣中浮选黄铁矿的方法。
背景技术
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。为了最大化利用有限的矿产资源，回收其中的有价组分，同时降低环境污染，氰化尾渣的回收利用受到越来越高的重视。目前浮选法回收氰化尾渣中的有价元素应用最为广泛。
自然界中金往往与硫化矿共生，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一定量的硫，硫含量一般为20％左右。现阶段该部分氰化尾渣大多直接堆存或作为硫铁矿廉价销售用以生产硫酸。由于硫酸烧渣中的铁含量与硫铁矿中的硫含量几乎成正比关系，如果能将氰化尾渣中硫品位提高到47％以上，可直接得到铁含量≥63％的高铁低硫烧渣，完全可以代替铁精矿使用。因此，为了充分利用矿产资源，需要将其中的硫品位富集到47％以上，但是从氰化尾渣中回收硫铁矿不同于原矿回收，主要原因在于：(1)氰化尾渣含有一定量的CN-，大大降低硫铁矿的可浮性；(2)氰化尾渣粒度细，泥化现象严重。
发明内容
本发明提供一种氰渣破氰浮选黄铁矿的方法，以解决微细粒黄铁矿浮选难的问题，得到硫品位47％以上的合格产品，提高了经济效益。
本发明采取的技术方案是，包括下列步骤：
（1）氰渣剩余氰化物分解作业：
将氰渣配制成浓度为30%的矿浆，采用Colt’ss酸法处理矿浆中剩余氰化物；
（2）经Colt’ss酸法处理后矿浆浮选黄铁矿作业包括：
（a）将步骤（1）得到的矿浆加入浮选机调浆；先加入H2SO4使矿浆pH值达到4，再加入多聚磷酸钠、氟硅酸钠作为调整剂，丁基黄药作为捕收剂，甲基异丁基甲醇作为起泡剂，进行第一次粗选作业，得到第一次粗选精矿；
（b）将步骤（a）的矿浆加入多聚磷酸钠、氟硅酸钠作为调整剂，丁基黄药作为捕收剂，甲基异丁基甲醇作为起泡剂，进行第二次粗选作业，得到第二次粗选精矿；
（c）将步骤（a）（b）第一次粗选精矿、第二次粗选精矿合在一起进行两次精选作业，得到最终精矿产品；
（d）将步骤（b）的矿浆加入多聚磷酸钠、氟硅酸钠作为调整剂，丁基黄药作为捕收剂，甲基异丁基甲醇作为起泡剂，进行第一次扫选作业，所得矿浆继续加入多聚磷酸钠、氟硅酸钠作为调整剂，丁基黄药作为捕收剂，甲基异丁基甲醇作为起泡剂，进行第二次扫选作业，所得矿浆为最后尾矿产品。
本发明所述步骤（2）（a）中加入多聚磷酸钠500-550g/t、氟硅酸钠500-550g/t作为调整剂，丁基黄药100-120g/t作为捕收剂，甲基异丁基甲醇40-45g/t作为起泡剂。
本发明所述步骤（2）（b）中加入多聚磷酸钠500-550g/t、氟硅酸钠500-550g/t作为调整剂，丁基黄药100-120g/t作为捕收剂，甲基异丁基甲醇40-45g/t作为起泡剂。
本发明所述步骤（2）（d）中加入多聚磷酸钠500-550g/t、氟硅酸钠500-550g/t作为调整剂，丁基黄药100-120g/t作为捕收剂，甲基异丁基甲醇40-45g/t作为起泡剂。
本发明的有益效果：本发明提供的多聚磷酸钠和氟硅酸钠组合调整剂实现了黄铁矿的浮选富集，同时获得了合格的精矿产品，为企业增加了经济效益。本发明成功用于某化工公司选矿厂，采用两次粗选两次扫选两次精选作业，得到硫品位为49.01%，回收率为92.96%的精矿，从而使这部分难处理的氰渣得到充分利用。
具体实施方式
实施例1
包括下列步骤：
（1）氰渣剩余氰化物分解作业：
将氰渣配制成浓度为30%的矿浆，采用Colt’ss酸法处理矿浆中剩余氰化物；
（2）经Colt’ss酸法处理后矿浆浮选黄铁矿作业包括：
（a）将步骤（1）得到的矿浆加入浮选机调浆；先加入H2SO4使矿浆pH值达到4，再加入525g/t多聚磷酸钠、525g/t氟硅酸钠作为调整剂，110g/t丁基黄药作为捕收剂，42.5g/t甲基异丁基甲醇作为起泡剂，进行第一次粗选作业，得到第一次粗选精矿；
（b）将步骤（a）的矿浆加入525g/t多聚磷酸钠、525g/t氟硅酸钠作为调整剂，110g/t丁基黄药作为捕收剂，42.5g/t甲基异丁基甲醇作为起泡剂，进行第二次粗选作业，得到第二次粗选精矿；
（c）将步骤（a）（b）第一次粗选精矿、第二次粗选精矿合在一起进行两次精选作业，得到最终精矿产品；
（d）将步骤（b）的矿浆加入525g/t多聚磷酸钠、525g/t氟硅酸钠作为调整剂，110g/t丁基黄药作为捕收剂，42.5g/t甲基异丁基甲醇作为起泡剂，进行第一次扫选作业，所得矿浆继续加入525g/t多聚磷酸钠、525g/t氟硅酸钠作为调整剂，110g/t丁基黄药作为捕收剂，42.5g/t甲基异丁基甲醇作为起泡剂，进行第二次扫选作业，所得矿浆为最后尾矿产品。
实施例2
包括下列步骤：
（1）氰渣剩余氰化物分解作业：
将氰渣配制成浓度为30%的矿浆，采用Colt’ss酸法处理矿浆中剩余氰化物；
（2）经Colt’ss酸法处理后矿浆浮选黄铁矿作业包括：
（a）将步骤（1）得到的矿浆加入浮选机调浆；先加入H2SO4使矿浆pH值达到4，再加入500g/t多聚磷酸钠、500g/t氟硅酸钠作为调整剂，100g/t丁基黄药作为捕收剂，40g/t甲基异丁基甲醇作为起泡剂，进行第一次粗选作业，得到第一次粗选精矿；
（b）将步骤（a）的矿浆加入500g/t多聚磷酸钠、500g/t氟硅酸钠作为调整剂，100g/t丁基黄药作为捕收剂，40g/t甲基异丁基甲醇作为起泡剂，进行第二次粗选作业，得到第二次粗选精矿；
（c）将步骤（a）（b）第一次粗选精矿、第二次粗选精矿合在一起进行两次精选作业，得到最终精矿产品；
（d）将步骤（b）的矿浆加入500g/t多聚磷酸钠、500g/t氟硅酸钠作为调整剂，100g/t丁基黄药作为捕收剂，40g/t甲基异丁基甲醇作为起泡剂，进行第一次扫选作业，所得矿浆继续加入500-550g/t多聚磷酸钠、500g/t氟硅酸钠作为调整剂，100g/t丁基黄药作为捕收剂，40g/t甲基异丁基甲醇作为起泡剂，进行第二次扫选作业，所得矿浆为最后尾矿产品。
实施例3
包括下列步骤：
（1）氰渣剩余氰化物分解作业：
将氰渣配制成浓度为30%的矿浆，采用Colt’ss酸法处理矿浆中剩余氰化物；
（2）经Colt’ss酸法处理后矿浆浮选黄铁矿作业包括：
（a）将步骤（1）得到的矿浆加入浮选机调浆；先加入H2SO4使矿浆pH值达到4，再加入550g/t多聚磷酸钠、550g/t氟硅酸钠作为调整剂，120g/t丁基黄药作为捕收剂，45g/t甲基异丁基甲醇作为起泡剂，进行第一次粗选作业，得到第一次粗选精矿；
（b）将步骤（a）的矿浆加入550g/t多聚磷酸钠、550g/t氟硅酸钠作为调整剂，120g/t丁基黄药作为捕收剂，45g/t甲基异丁基甲醇作为起泡剂，进行第二次粗选作业，得到第二次粗选精矿；
（c）将步骤（a）（b）第一次粗选精矿、第二次粗选精矿合在一起进行两次精选作业，得到最终精矿产品；
（d）将步骤（b）的矿浆加入550g/t多聚磷酸钠、550g/t氟硅酸钠作为调整剂，120g/t丁基黄药作为捕收剂，45g/t甲基异丁基甲醇作为起泡剂，进行第一次扫选作业，所得矿浆继续加入550g/t多聚磷酸钠、550g/t氟硅酸钠作为调整剂，120g/t丁基黄药作为捕收剂，45g/t甲基异丁基甲醇作为起泡剂，进行第二次扫选作业，所得矿浆为最后尾矿产品。
本发明的原理：氰化尾渣大多粒度细，泥化现象严重，降低了其中黄铁矿的可浮性，回收困难。为了使黄铁矿上浮，得到硫品位47%以上的精矿，在浮选流程中加入一种组合调整剂，改善浮选效果。硫酸是一种无机化合物，纯硫酸一般为无色油状液体，密度1.84 g/cm³，沸点337℃，能与水以任意比例互溶，同时放出大量的热，使水沸腾，浮选中硫酸可以用来调节矿浆的pH值。多聚磷酸钠为直接聚合而成的多种聚磷酸盐的化学混合物，比磷酸盐单体和复配磷酸盐性能更佳，功能更强大，外观为白色颗粒或粉末，极易溶于水。氟硅酸钠为白色颗粒或结晶性粉末，无臭、无味，溶于150份冷水、40份沸水，不溶于乙醇。 丁基黄药为浅黄色有刺激性气味的粉末或颗粒，能溶于水及酒精中，能与多种金属离子形成难溶化合物。丁基黄药是一种捕收能力较强的浮选药剂，它广泛应用于各种有色金属硫化矿的混合浮选中。
下边通过具体实验例来进一步说明本发明。
选取山东某化工公司选矿厂所处理氰渣产品，按照如下步骤：
a. 氰渣剩余氰化物分解作业：将氰渣配制成浓度为30%的矿浆，采用Colt’ss酸法处理矿浆中剩余氰化物；
b．浮选黄铁矿作业：将步骤a得到的矿浆加入浮选机调浆；先加入H2SO4使矿浆pH值达到4，再加入500-550g/t多聚磷酸钠、500-550g/t氟硅酸钠作为调整剂，100-120g/t丁基黄药作为捕收剂，40-45g/t 甲基异丁基甲醇作为起泡剂，进行两次粗选两次扫选两次精选作业，得到精矿产品。
山东某化工公司氰渣产品多元素分析结果见表1、硫物相分析结果见表2、铁物相分析结果见表3。
表1：山东某化工公司氰渣产品多元素分析结果
元素 Au(g/t) Ag(g/t) S Fe Cu Pb
含量（%） 1.16 16.73 35.45 31.3 0.068 0.30
元素 Zn CaO MgO SiO2 Al2O3
含量（%） 0.22 0.99 0.28 22.5 5.06
表2：山东某化工公司氰渣产品硫物相分析结果
成分 总S S硫化物 S硫酸盐 S自然硫
含量（%） 35.45 35.25 0.17 0.03
相对含量（%） 100 99.44 0.48 0.08
表3：山东某化工公司氰渣产品铁物相分析结果
成分 总Fe Fe黄铁矿 Fe磁铁矿 Fe赤铁矿 Fe硅酸盐铁矿 Fe菱铁矿
含量（%） 31.3 28.8 0.18 0.96 0.41 0.95
相对含量（%） 100 92.01 0.58 3.07 1.31 3.03
工艺矿物学研究表明：样品中主要金属硫化物为黄铁矿，含有少量的闪锌矿、方铅矿、黄铜矿、毒砂。脉石矿物以长石类及石英为主，其次为碳酸盐矿物及云母、透闪石、重晶石、锆石等。黄铁矿粒度分布以细、微粒为主，小于0.037mm的占含量的86.5%。黄铁矿单体解离程度很高，呈单体状态的可达到98.3%，少部分未呈单体的黄铁矿主要与脉石关系密切，见有少量与脉石连生或被脉石包裹现象。黄铁矿粒度分布的测量结果见表4.
表4 ：黄铁矿粒度测量结果
分别选取硅酸钠及组合调整剂：多聚磷酸钠+氟硅酸钠进行浮选试验，试验结果见表5、表6。
表5 ：使用硅酸钠调整剂试验结果
产物名称 产率（%） S品位（%） 回收率（%）
精矿 68.30 45.90 89.95
尾矿 31.70 10.76 10.05
原矿 100.00 34.68 100.00
表6 ：使用组合调整剂试验结果
产物名称 产率（%） S品位（%） 回收率（%）
精矿 66.02 49.01 92.96
尾矿 33.98 7.21 7.04
原矿 100.00 34.81 100.00
试验结果表明：使用硅酸钠无法得到合格产品，且尾矿品位较高，使用组合调整剂可以获得含S47%以上的合格产品，且回收率可以达到92.96%，试验结果较好，可以使这部分资源充分被回收利用。

Claims (4)

1.一种氰渣破氰浮选黄铁矿的方法，其特征在于，包括下列步骤：
（1）氰渣剩余氰化物分解作业：
将氰渣配制成浓度为30%的矿浆，采用Colt’ss酸法处理矿浆中剩余氰化物；
（2）经Colt’ss酸法处理后矿浆浮选黄铁矿作业包括：
（a）将步骤（1）得到的矿浆加入浮选机调浆；先加入H2SO4使矿浆pH值达到4，再加入多聚磷酸钠、氟硅酸钠作为调整剂，丁基黄药作为捕收剂，甲基异丁基甲醇作为起泡剂，进行第一次粗选作业，得到第一次粗选精矿；
（b）将步骤（a）的矿浆加入多聚磷酸钠、氟硅酸钠作为调整剂，丁基黄药作为捕收剂，甲基异丁基甲醇作为起泡剂，进行第二次粗选作业，得到第二次粗选精矿；
（c）将步骤（a）（b）第一次粗选精矿、第二次粗选精矿合在一起进行两次精选作业，得到最终精矿产品；
（d）将步骤（b）的矿浆加入多聚磷酸钠、氟硅酸钠作为调整剂，丁基黄药作为捕收剂，甲基异丁基甲醇作为起泡剂，进行第一次扫选作业，所得矿浆继续加入多聚磷酸钠、氟硅酸钠作为调整剂，丁基黄药作为捕收剂，甲基异丁基甲醇作为起泡剂，进行第二次扫选作业，所得矿浆为最后尾矿产品。
2.根据权利要求1所述的一种氰渣破氰浮选黄铁矿的方法，其特征在于，所述步骤（2）（a）中加入多聚磷酸钠500-550g/t、氟硅酸钠500-550g/t作为调整剂，丁基黄药100-120g/t作为捕收剂，甲基异丁基甲醇40-45g/t作为起泡剂。
3.根据权利要求1所述的一种氰渣破氰浮选黄铁矿的方法，其特征在于，所述步骤（2）（b）中加入多聚磷酸钠500-550g/t、氟硅酸钠500-550g/t作为调整剂，丁基黄药100-120g/t作为捕收剂，甲基异丁基甲醇40-45g/t作为起泡剂。
4.根据权利要求1所述的一种氰渣破氰浮选黄铁矿的方法，其特征在于，所述步骤（2）（d）中加入多聚磷酸钠500-550g/t、氟硅酸钠500-550g/t作为调整剂，丁基黄药100-120g/t作为捕收剂，甲基异丁基甲醇40-45g/t作为起泡剂。
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