一、引言
大部分黄金矿石中都伴生有银、铜、铅、锌、硫等多种有价元素。然而,许多金矿企业往往只注重金的回收,伴生元素的回收率普遍较低,造成资源浪费。随着黄金矿产资源的日趋减少,氰化尾渣已成为宝贵的二次资源。如何经济有效地回收氰化尾渣中的金、银、铜、铅、锌等多种有价元素及残留氰化钠,已成为各黄金矿山技术研发重要内容。这不仅能变废为宝,产生经济效益,而且能减少对环境的污染,产生良好的社会效益。
氰化尾渣是浮选金精矿经氰化作业压滤后得到的尾渣,由于矿石性质及采用的提金工艺流程不同,尾渣中有价金属及矿物的性质、种类、含量也均有不同。氰化尾渣有些主要的共同特点:矿物粒度很细,泥化严重;矿物组成较复杂;含有一定数量的CN一和部分残余药剂。由于受上述各因素的影响,氰化尾渣中部分矿物的可浮性大为降低,回收其中的有价元素较困难。
中国大多数黄金矿山采用浮选工艺处理氰化尾渣[1-4]。经过浮选后,氰化尾渣中铜、铅、锌等矿物得到富集回收,即充分地利用了矿产资源,又可取得较好的经济效益和社会效益。
山东中矿集团有限公司冶炼厂现生产采用氰化法提取金银,每年处理金精矿25万t(自产和外购)。氰化尾渣为硫精矿并含有多种有色金属铜、铅、锌,品位分别为0.45%、0.5%、0.5%,过去一直作为硫精矿销售。2002年以前,由于化工市场疲软,导致硫精矿长期滞销。由于氰化中含有氰化钠及其它化学成分,不可避免地对产销两地造成污染。为了充分利用有限的、不可再生的资源,公司经反复考察论证,确立了“从氰化尾渣中综合回收多金属的清洁生产工艺研究及其工业化应用”的科研课题。于1998年,研发出从氰化尾渣中综合回收金、银、铜、铅、锌等有价金属和残留氰化物的技术,并于2002年投资3500万元建成了回收车间,取得了显著的经济效益和社会效益。
二、氰化尾渣工艺矿物学研究
从氰化尾渣中回收金属不同于从原矿中回收金属,其主要原因:
(一)金精矿经过再磨及长时间的充气搅拌,致使矿物粒度很细(-0.045mm粒级的含量达到95%,甚至更细),比表面增大,呈现“类胶态”分散体系,致使浮选分离困难。
(二)金属矿物严重过磨,并且在氰化过程中一部分金属矿物由于过度氧化而受到强烈的抑制,很难活化。
(三)矿浆中大量的泥质硅酸盐矿物和氰化物会恶化浮选过程,影响精矿的品位及回收率。
氰化尾渣的光谱分析结果如表1所示,化学多元素分析结果如表2所示。
氰化渣中主要金属矿物为黄铁矿和黄铜矿,其次为方铅矿和闪锌矿。黄铁矿颗粒呈三角形、柱形、椭圆形,长方形以及其他不规则的形态,粒度从几微米到近百微米,大多为十几微米。黄铁矿破碎特征明显。黄铜矿形态不规则,粒度从几微米到几十微米,大多十几微米。氰渣中没见矿物的互相包裹现象,解离度高。
氰渣中脉石矿物成分为石英、绢云母、方解石、斜长石、黑云母。石英是主要脉石矿物,质量分数为50%以上,形态不规则,粒度从几微米到60μm,大多在10μm以下。绢云母粒度最大40μm,形态不规则。工艺矿物学研究结果表明,氰渣中含有一定量的Cu、Pb、Zn元素,如能采用适当的工艺予以分离,
则可进一步实现其中有用元素的综合回收。
表1 氰渣光谱分析结果
元素 | SiO2 | Al2O3 | K2O | CaO | Na2O | Fe2O3 | MgO |
w/% | 28.9 | 9.08 | 2.19 | 1.31 | 1.35 | 20.4 | 0.790 |
元素 | SO3 | TiO2 | NiO | PbO | MnO | SrO | Rb2O |
w/% | 35.0 | 0.100 | 0.0061 | 0.199 | 0.0341 | 0.0061 | 0.0031 |
元素 | ZrO2 | ZnO | Cl | CuO | Co2O3 | As2O3 | P2O5 |
w/% | 0.0059 | 0.265 | 0.0296 | 0.245 | 0.0175 | 0.0208 | 0.029 |
表2 氰渣化学多元素分析结果
元素 | Cu | Pb | Zn | Au* | Ag |
w/% | 0.38 | 0.44 | 0.39 | 0.91 | 15.5 |
*w(Au)/10-6,w(Ag)/10-6
三、生产工艺流程及指标
冶炼厂氰化处理的金精矿外购占65%,因而金精矿的成分比较复杂,且不稳定。浮选原矿石以金银铜矿石,金银铜铅锌矿石等为主。浮选得到的含铜银金精矿和含铅锌银金精矿,经氰化一锌粉置换工艺处理后,金银大部分被回收。尾矿中金的品位一般在0.7~0.8/t,银的品位在15g/t左右,而铜铅锌绝大多数留在氰化尾渣中。
回收氰化尾渣中的Cu、Pb、Zn等有价元素,实现各种金属的有效分离是关键。根据氰化尾渣的特性和目前市场的实际情况进行了产品为Cu精矿、Pb精矿、Zn精矿和PbZn混合精矿的工艺流程及条件试验研究。
氰化尾矿渣中含看_二定量的氰化物和石灰,铜、铅、锌的浮选分离就是借助于它们受氰化物和石灰抑制后的特性差异进行分离。常见的黄铜矿、斑铜矿、辉铜矿、黄铁矿等在氰化浸出后的碱性溶液中受氰化物和石灰的抑制,可浮性差,锌矿物受到抑制作用较弱,铅矿物基本不受抑制,可用不同浮选药剂对不同矿物进行浮选分离。结合氰化处理的金精矿中硫化矿成分复杂且不稳定的实际情况,确定选择两种浮选试验方案进行浮选分离试验:即Pb、Zn、Cu依次浮选的试验方案和Pb、Zn混选后选Cu方案。
进行的试验:氰化尾渣直接调浆浮选;氰化尾渣调整pH值试验;氰化尾渣直接调浆选Pb后,调pH值选Zn;氰化尾渣选Pb、Zn后,加硫酸调pH=6~7选Cu试验;氰化尾渣选Pb、Zn后,加硫酸调不同pH值选Cu。这些试验结果表明,适宜氰化尾渣浮选工艺为两种:一种为Pb、Zn、Cu依次浮选流程;另一种为Pb、Zn混选后选Cu流程。第一种流程获得的分选指标:Pb的回收率为38.29%,Zn的回收率为65.88%,Cu的回收率为50.41%。第二种流程的分选指标:Pb的回收率为65.60%,Zn的回收率为70.90%,Cu的回收率为75.48%。 、
综合比较这两种工艺流程,第二种工艺流程比第一种工艺流程要简单,且生产成本要低于第一种工艺流程,易于控制,而且选别指标优于前者。同时,考虑市场销售因素,因此选择第二种流程。
在流程选择试验基础上,采用第二种工艺流程进行设计。工艺流程主要包括:氰化尾渣调浆、铅锌混合浮选、硫酸处理、氢氰酸回收、铜浮选、浮选尾矿脱水,见图l。
图1 氯化尾渣回收有价元素工艺流程
首先,将洗涤干净的氰化尾渣,进入浓密机进行浓缩,底流由过滤机压滤,滤饼加入回水将浓度调整到浮选所需要的矿浆浓度后,加入硫酸调整矿浆酸碱度,使氰化钠抑制铜而不抑制铅锌,进行铅锌混合浮选。浮选精矿经过一次精选,浓缩过滤为铅锌精矿,浮选尾矿进入酸浸作业。
铅锌混合浮选尾矿进入酸浸槽,加入硫酸进行酸浸,调整pH值为7左右,矿浆中的氰化钠与酸发生作用形成的HCN气体,进人吸收塔。为防止对环境污染,采用了真空抽气氰化贫液吸收的方法回收HCN气体,有效的保护了环境。经过酸浸后的矿浆进人铜浮选,由于矿浆中基本没有氰化钠,对铜失去了抑制作用,因此浮选可获铜精矿。铜浮选尾矿经过浓缩过滤,滤饼作为硫精矿外售,滤液返回循环使用。
四、结语
(一)生产中所采用的氰化尾渣有价元素的综合回收工艺流程,利用氰化尾渣中氰化物对铜、铅、锌矿物的抑制作用不同,优先混合浮选铅锌、硫酸脱氰活化铜硫,既提高了铜的回收率,又回收了氰化物。
氰化尾渣处理回收采用的主要生产设备有单层浓密机、板框式压滤机、浮选机、浸出槽等常用设备,大部分为标准设备,一部分为自行设计制造,易于选
材,易于购买。
生产主要技术指标见表3。
材料消耗及其他费用见表4。
表3 主要技术指标
名称 | 品位/% | 回收率/% | 备注 | ||||||
Au | Ag | Cu | Pb | Zn | Cu | Pb | Zn | Au回收率5%~10% Au回收率5%~10% | |
铅锌精矿 | 1.64 | 342.98 | 25.00 | 27.00 | 65.60 | 70.90 | |||
铜精矿 | 1.29 | 138.04 | 15.25 | 75.48 |
表4 材料消耗及其他费用
成本项目 | 单位成本(元·t-1原矿) | 单耗(kg/t-1) |
材料费用 | 8.02 | |
硫酸 | 6.73 | 11.51 |
黄药 | 0.27 | 0.03 |
乙硫氮 | 0.13 | 0.017 |
其他材料 | 0.89 | |
电费 | 7.85 | 13.08 |
折旧费 | 2.63 | |
化验费 | 0.92 | |
工资 | 1.19 | |
福利 | 0.17 | |
合计 | 19.6 |
(二)该工艺工业应用达到的技术指标为:铅锌合精矿中铅品位为25.00%,锌品位为27.00%,铅回收率为65.60%,锌回收率为70.90%;铜精矿品位为15.25%,回收率75.48%;同时可副产金银,实现年增效益3220万元。
(三)该工艺长期工业应用实践表明:工艺流程及条件选择合理,指标稳定,整个生产过程无有毒有害废水、废渣、废气等排放。采用真空抽气氰化贫液吸收的方法回收HCN气体形成再生氰化钠,有效地保护了环境,实现了清洁生产。
[参考文献]
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[2] 吴向阳,王明勤,孙书平,等.氰化尾渣回收铅锌混合精矿过程清洁生产技术的研究与应用[J].中国科技信息,2005(17A):172.
[3] 梁冠杰.河南某氰化尾渣中有价金属的综合回收[J].矿产综合利用,001(3):35-37.
[4] 王宏军.氰化尾渣多金属浮选试验研究与实践[j].金属矿山,2003(7):50-52.