CN113042190A - 一种含氰含硫尾渣中硫铁矿的浮选预处理方法 - Google Patents
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Abstract
本申请涉及一种含氰含硫尾渣中硫铁矿的浮选预处理方法，通过洗涤的方法使影响硫浮选的氰化物从矿物中分离出来，改善了含氰尾渣浮选黄铁矿的效果，同时可结合尾渣铅锌含量情况进行铅锌混合浮选作业，回收含氰尾渣中的铅锌。经过预处理后进行浮选，当含氰尾渣硫品位20%以上时，精矿硫品位可稳定于45%以上，尾矿硫品位可达3%以下，浮选尾渣氰化物含量低于1000mg/Kg，毒性浸出总氰低于5mg/L。本申请具有减少氧化剂消耗、提高氰化尾渣脱氰浮选效果的优点。
Description
技术领域
本申请涉及浮选预处理的领域，尤其是涉及一种含氰含硫尾渣中硫铁矿的浮选预处理方法。
背景技术
硫铁矿，又称黄铁矿，是制硫酸的重要原料。目前约85%的黄金为氰化法生产，年产生氰化尾渣2000万吨以上，由于氰化尾渣含有氰化物，属于危险废物，尾渣后期处理压力大。采用浮选等方法回收黄铁矿可以降低氰化物含量，减少尾渣产生量，从而大幅减少尾渣处置压力。
现有的公开号为CN107617507B的中国专利公开了一种从金精矿生物氧化氰化尾渣中回收金、硫的工艺，金精矿生物氧化氰化尾渣经再磨至磨矿细度为-37μm占70～95％后通过硫酸预处理、碳酸钠预处理提高含金硫矿物的可浮性，再采用粗选、精选、扫选闭路浮选工艺将金硫富集浮出，得到金硫精矿。
现有的公开号为CN106269289B的中国专利公开了一种氰渣破氰浮选黄铁矿的方法，将氰渣通过Colt’s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。
现有的公开号为CN102319629B的中国专利公开了一种被氰根离子抑制的硫化矿物的活化浮选方法，在有色多金属硫化矿石的分选和金矿氰化尾渣有价元素的综合回收中，被氰根离子强烈抑制的硫化矿物的活化浮选方法。方法包括如下步骤：(1)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；(2)进行浮选获得目标硫化矿物精矿；步骤(1)中所述可溶性盐为无机亚硫酸盐、焦亚硫酸盐或硫代硫酸盐中的一种或二种以上的混合物。
现有的公开号为CN104259007B的中国专利公开了一种氰化尾渣浮选高品位硫精矿前去除有害杂质的装置及方法。包括酸浸槽以及槽内的搅拌装置，各酸浸槽之间串联，保证酸浸时间100min—150min。浮选前矿浆依次经过各个酸浸槽，并在第一个酸浸槽内添加稀硫酸，其余三个槽添加除杂药剂，各个酸浸槽分别通入蒸汽，提高温度，加快有害杂质挥发，挥发出的气体进入尾气吸收装置，矿浆去除有害杂质后进入到浮选机。
金精矿氰化提金工艺的尾渣中含有氰化物，对硫铁矿的浮选有明显抑制作用，致使浮选回收率低，选别效果差。目前常用选矿方法包括磁选、浮选和重选。均有回收率低，精矿品位低的问题。而且参照HJ943-2018《黄金行业氰渣污染控制规范》的相关要求，硫精矿总氰含量应不高于1500mg/kg。
针对上述中的相关技术，发明人认为目前氰化尾渣脱氰浮选的方法有矿浆氧化法（因科法）、酸化吹脱法、生物氧化法、药剂活化法等。其中各种氧化法用于金精矿尾渣处理时存在药剂用量大的问题，主要原因是目前氰化生产为贫液循环使用，积累了大量还原性物质，比如硫离子、硫氰根离子等，而且金精矿尾渣含硫较高，酸化时产生大量亚铁离子，导致消耗的氧化剂增大，降低氰化尾渣脱氰浮选的效果。
发明内容
为了减少氧化剂的消耗，提高氰化尾渣脱氰浮选的效果，本申请提供一种含氰含硫尾渣中硫铁矿的浮选预处理方法。
本申请提供的一种含氰含硫尾渣中硫铁矿的浮选预处理方法采用如下的技术方案：
一种含氰含硫尾渣中硫铁矿的浮选预处理方法，包含以下步骤：
S1氰化尾渣压滤后用低氰水在压滤机内洗涤；
S2将步骤S1中的滤饼用调浆浮选的方法进一步降低氰化物含量，尾矿压滤，并用低氰水在压滤机内洗涤；
S3将步骤S2中的滤饼用硫浮选循环水调浆，用硫酸调pH值至5以下，搅拌约30分钟，使pH值稳定不超过5。。
通过采用上述技术方案，步骤S1降低尾渣的氰化物含量，步骤S2进一步的降低尾渣中的铅锌含量，通过洗涤的方法使影响硫浮选的氰化物从矿物中分离出来，改善了含氰尾渣浮选黄铁矿的效果，同时可结合尾渣铅锌含量情况进行铅锌混合浮选作业，回收含氰尾渣中的铅锌，步骤S3清洁矿物表面，经过预处理后进行浮选，当含氰尾渣硫品位20%以上时，精矿硫品位可稳定于45%以上，尾矿硫品位可达3%以下，浮选尾渣氰化物含量低于1000mg/Kg，毒性浸出总氰低于5mg/L，具有减少氧化剂消耗、提高氰化尾渣脱氰浮选效果的优点。
可选的，洗涤的次数、数量根据滤饼的总氰含量进行调整。
通过采用上述技术方案，根据实际滤饼中总氰的含量进行相对应的洗涤操作，方便后续的加工处理，进而提高处理效果。
可选的，步骤S2洗涤后的固体总氰含量低于1g/kg，易释放氰含量低于0.5g/kg。
通过采用上述技术方案，通过洗涤降低矿浆中的氰化物含量，降低尾渣中游离氰、铜氰、锌氰等易释放氰化物的含量。
可选的，步骤S2中调浆洗涤和过滤洗涤的pH均大于9.5。
通过采用上述技术方案，由于调酸碱度的过程不和其它还原性物质反应，避免了氧化法对药剂的大量消耗，通过洗涤进一步降低pH，洗涤时pH为9.5以上时杂质溶解效果较好。
可选的，步骤S2中浮选用水和洗涤用水均需定期更换再生。
通过采用上述技术方案，浮选水可以重复使用一段时间，洗涤水每次处理，定期更换再生浮选用水和洗涤用水以保证后期反应的效果。
可选的，步骤S3处理完毕后矿浆浓度在45%至50%时，总氰不超过400mg/kg，易释放氰不超过110mg/kg。
通过采用上述技术方案，通过洗涤的方法，使铜氰、锌氰等易释放氰洗涤脱除，降低有害氰化物的不良影响。
可选的，含氰尾渣调浆至浓度40%左右，调pH为9～11，用浮选铅锌、精矿尾矿分别过滤。
通过采用上述技术方案，降低硫浮选精矿铅锌含量，同时初步降低尾渣中有害杂质的含量。
可选的，将尾矿滤饼用总氰含量低的水洗涤，洗涤用水pH大于9。
通过采用上述技术方案，通过洗涤进一步降低pH，洗涤时pH为9以上时杂质溶解效果较好。
可选的，将滤饼调浆，以搅拌均匀不坐底为限，加入硫酸调pH为3左右，搅拌0.5小时，使pH稳定于3左右，然后加碱调pH为5～8,加水至浓度40%～50%，所得矿浆即为处理完的矿浆，加丁基黄药浮选。
通过采用上述技术方案，根据各种矿物透水性以及对氰化物的吸附性质不同，各步骤指标可以调整，最终目标是易释放氰化物降至0.5g/kg以下。通过洗涤的方法，使铜氰、锌氰等影响浮选的易释放氰洗涤脱除，实现降低有害氰化物的效果。
综上所述，本申请包括以下至少一种有益技术效果：
1.由于调酸碱度的过程不和其它还原性物质反应，避免了氧化法对药剂的大量消耗；
2.不在矿浆中添加氧化药剂，避免了浮选流程中残留的药剂对流程的腐蚀；
3.调酸用的硫酸等化工原料价格低于氧化剂，处理成本低；
4.不用升温吹脱等能耗大的工艺，降低了能耗。
附图说明
图1是本申请一种含氰含硫尾渣中硫铁矿的浮选预处理方法的步骤示意图。
具体实施方式
以下结合全部附图对本申请作进一步详细说明。
本申请实施例公开一种含氰含硫尾渣中硫铁矿的浮选预处理方法。
实施例一：
参照图1，一种含氰含硫尾渣中硫铁矿的浮选预处理方法，包含以下步骤：
S1氰化尾渣压滤后用低氰水在压滤机内洗涤，降低尾渣的氰化物含量；
S2将步骤S1中的滤饼用调浆浮选的方法进一步降低氰化物含量，降低尾渣中的铅锌含量，尾矿压滤，并用低氰水在压滤机内洗涤；洗涤后的固体总氰含量低于1g/kg，易释放氰含量低于0.5g/kg；调浆洗涤和过滤洗涤的pH均大于9.5；浮选用水和洗涤用水均需定期更换再生；
S3将步骤S2中的滤饼用硫浮选循环水调浆，用硫酸调pH值至5以下，搅拌约30分钟，使pH值稳定不超过5；处理完毕后矿浆浓度在45%至50%时，总氰不超过400mg/kg，易释放氰不超过110mg/kg。
洗涤的次数、数量根据滤饼的总氰含量进行调整，根据实际滤饼中总氰的含量进行相对应的洗涤操作，方便后续的加工处理。
通过洗涤的方法使影响硫浮选的氰化物从矿物中分离出来，改善了含氰尾渣浮选黄铁矿的效果，同时可结合尾渣铅锌含量情况进行铅锌混合浮选作业，回收含氰尾渣中的铅锌，经过预处理后进行浮选。
实施例二：
含氰尾渣调浆至浓度40%左右，调pH为9～11，用浮选铅锌、精矿尾矿分别过滤，降低硫浮选精矿铅锌含量，同时初步降低尾渣中有害杂质的含量。
再将尾矿滤饼用总氰含量低的水洗涤，洗涤用水pH大于9，通过洗涤进一步降低pH，洗涤时pH为9以上时杂质溶解效果较好。
最后将滤饼调浆，以搅拌均匀不坐底为限，加入硫酸调pH为3左右，搅拌0.5小时，使pH稳定于3左右，然后加碱调pH为5～8,加水至浓度40%～50%，所得矿浆即为处理完的矿浆，加丁基黄药浮选。根据各种矿物透水性对氰化物的吸附性质不同，各步骤指标可以调整，最终目标是易释放氰化物降至0.5g/kg以下。通过洗涤的方法，使铜氰、锌氰等易释放氰洗涤脱除为铁氰，实现降低有害氰化物的效果。
实施例三：
氰化尾渣总氰含量1.7g/Kg至2.0g/Kg，硫含量约为28%，经过调浆后进入铅锌浮选流程，流程pH控制9.5以上，浮选浓度40%左右，经过长期生产后浮选循环水总氰含量上升，通过对部分循环水进行脱氰处理使总氰控制3000mg/L以下。
铅锌浮选尾矿用压滤机脱水，滤饼用处理过的低氰洗水反洗，洗涤pH10以上，洗涤水与滤饼重量比约为1，此时滤饼含水约15%，总氰含量约为0.6g/Kg。
铅锌浮选尾矿滤饼用硫浮选水调浆，调浆后浓度约为50%，总氰约为90mg/L，pH5左右，进入硫浮选流程，一次精选三次扫选，硫精矿约为44%，硫尾矿为3-5%。
实施例四：
氰化尾矿铅锌含量低不需要浮选时，氰化尾渣直接在长杰高效压滤机内用低氰水洗涤，洗涤用水pH10以上，洗涤水与滤饼重量比约为1，洗完后吹干，吹风压力0.45MPa，卸料总氰0.8g/Kg。卸料后可直接调浆浮选，调浆后用硫酸调pH5左右，稳定0.5h后浮选，此时浮原搅拌槽矿浆总氰可以达到100mg/L，可以进入硫浮选流程。
以上均为本申请的较佳实施例，并非依此限制本申请的保护范围，故：凡依本申请的结构、形状、原理所做的等效变化，均应涵盖于本申请的保护范围之内。
Claims (9)
1.一种含氰含硫尾渣中硫铁矿的浮选预处理方法，包含以下步骤：
S1氰化尾渣压滤后用低氰水在压滤机内洗涤；
S2将步骤S1中的滤饼用调浆浮选的方法进一步降低氰化物含量，尾矿压滤，并用低氰水在压滤机内洗涤；
S3将步骤S2中的滤饼用硫浮选循环水调浆，用硫酸调pH值至5以下，搅拌约30分钟，使pH值稳定不超过5。
2.根据权利要求1所述的一种含氰含硫尾渣中硫铁矿的浮选预处理方法，其特征在于：洗涤的次数、数量根据滤饼的总氰含量进行调整。
3.根据权利要求1所述的一种含氰含硫尾渣中硫铁矿的浮选预处理方法，其特征在于：步骤S2洗涤后的固体总氰含量低于1g/kg，易释放氰含量低于0.5g/kg。
4.根据权利要求1所述的一种含氰含硫尾渣中硫铁矿的浮选预处理方法，其特征在于：步骤S2中调浆洗涤和过滤洗涤的pH均大于9.5。
5.根据权利要求1所述的一种含氰含硫尾渣中硫铁矿的浮选预处理方法，其特征在于：步骤S2中浮选用水和洗涤用水均需定期更换再生。
6.根据权利要求1所述的一种含氰含硫尾渣中硫铁矿的浮选预处理方法，其特征在于：步骤S3处理完毕后矿浆浓度在45%至50%时，总氰不超过400mg/kg，易释放氰不超过110mg/kg。
7.根据权利要求1所述的一种含氰含硫尾渣中硫铁矿的浮选预处理方法，其特征在于：含氰尾渣调浆至浓度40%左右，调pH为9～11，用浮选铅锌、精矿尾矿分别过滤。
8.根据权利要求7所述的一种含氰含硫尾渣中硫铁矿的浮选预处理方法，其特征在于：将尾矿滤饼用总氰含量低的水洗涤，洗涤用水pH大于9。
9.根据权利要求8所述的一种含氰含硫尾渣中硫铁矿的浮选预处理方法，其特征在于：将滤饼调浆，以搅拌均匀不坐底为限，加入硫酸调pH为3左右，搅拌0.5小时，使pH稳定于3左右，然后加碱调pH为5～8,加水至浓度40%～50%，所得矿浆即为处理完的矿浆，加丁基黄药浮选。
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