在硫酸生产过程中,硫铁矿经过焙烧后产生的烧渣中,含有氧化铁和残余的硫化亚铁以及少量铜、铅、锌、砷和微量元素钴、硒、锗、银、金等组分。据统计,中国近几年来年排出的烧渣量在2000万t左右,利用率仅为30%,剩余大量的烧渣不仅占有土地,污染着环境,且这种趋势在逐年递增[1]。因此,综合利用硫酸烧渣,提取其中有价组分,降低废渣排放量,已成当务之急。该试验以某高品位硫精矿为研究对象,研究了硫精矿焙烧及烧渣浸金的最佳工艺条件,以达到综合回收烧渣中铁和金、减少废渣排放的目的。
一、矿样性质
某高品位硫精矿的化学多元素分析见表1。该硫精矿含硫较高,为51.6%,还含有低品位的金、银以及铜、铅、锌等元素。铜、铅、锌的含量低,无法综合回收。金品位达0.98g/t,可以进行综合回收。
表1 硫精矿多元素分析结果
成分 | w/% |
S | 51.60 |
Cu | 0.22 |
Pb | 0.01 |
Zn | 0.28 |
Au* | 0.98 |
*w(Au)/10-6
根据硫精矿工艺矿物学研究结果,硫精矿矿物组成复杂,以硫化矿物为主,硫化矿物又以黄铁矿为主,白铁矿、胶状黄铁矿少量;脉石矿物有方解石、石榴石、石英、云母等。硫矿物单体解离程度较高,且连生体中黄(白)铁矿粒度偏细。硫精矿中金是以超微粒被包裹于黄铁矿中,须经处理才能使其解离和暴露,这样才有利于金的浸取。对硫精矿进行了氧化焙烧,然后再提取金,以达到综合回收的目的。
二、工艺流程试验
(一)硫精矿焙烧试验
1、不同焙烧保温时间实验
焙烧保温时间分别为6、7、8、9h,焙烧温度均为850℃,试验结果见表2。
表2 不同保温时间的硫精矿焙烧试验结果
保温时间/h | 烧渣产率/% | 铁品味/% | Au品位/g·t-1 | S品位/% |
6 | 68.5 | 60.19 | 1.01 | 2.08 |
7 | 67.7 | 62.62 | 1.13 | 1.20 |
8 | 67.3 | 66.81 | 1.31 | 0.31 |
9 | 66.7 | 66.18 | 1.35 | 0.25 |
从表2可知,在焙烧温度为850℃的条件下,随着保温时间的延长,烧渣的产率有所下降,但烧渣中铁金的品位均不断提高,而含硫却下降得较快。在保温时间为8h时,硫质量分数降至0.31%。继续增加保温时间,铁金以及硫的含量的改变不大,因而选择最佳的保温时间为8h。
2、焙烧温度试验
在保温时间8h,在焙烧温度分别为750℃、850℃、950℃条件下,焙烧试验结果见表3。
表3 不同温度的硫精矿焙烧试验结果
焙烧温度/℃ | 烧渣产率/% | 铁品味/% | Au品位/g·t-1 | S品位/% |
750 | 69.0 | 70.90 | 1.09 | 0.97 |
850 | 68.3 | 66.81 | 1.31 | 0.31 |
950 | 67.8 | 65.82 | 1.37 | 0.30 |
试验结果及烧渣的化学多元素分析结果表明∶焙烧温度850℃时,保温时间8h,烧渣中铁品味最高,达66.81%,金品位1.31g/t,含硫为0.31%,焙渣已达到合格铁精矿的要求,并且该温度正好在工业上硫铁矿焙烧制硫酸的温度范围内,因此焙烧温度确定为850℃。
(二)烧渣浸金工艺研究
1、烧渣水浸除硫试验
为了综合回收烧渣中的金,进行了浸金实验研究。在焙烧后的烧渣中,还有残留的硫。为了将这部分硫除去,对烧渣进行水浸。烧渣水浸实验条件∶水浸液固比例为2∶1,水浸时间分别为15min、 45min 、60min、 90min 、120min,试验结果见表4。
从表4可以得知,随着水浸时间的增加,烧渣中的含硫量越来越少,当水浸时间45 min后,硫含量变化不明显,因而选择水浸时间为45min。
表4 烧渣水浸时间实验结果
水浸时间/min | w(S)/% |
0 | 0.31 |
15 | 0.27 |
45 | 0.18 |
60 | 0.16 |
90 | 0.15 |
120 | 0.15 |
为了试验方便,将所有烧渣样先进行了水浸45min,晾干后进行浸金试验。因此,以下用于浸金的试样,均是烧渣水浸45 min后的试样。
2、硝酸铅预处理后氰化浸金试验
根据硫精矿烧渣化学分析结果,烧渣中金品位1.31,其中含有影响氰化浸出的有害元素S、Cu、As。这些元素均可与氰化物作用,消耗氰化物,有的还消耗溶解氧,从而降低金的氰化浸出率,但少量的Pb盐的存在可以加速金的迅速溶解。为此,对水浸后烧渣进行了硝酸铅预处理后的氰化浸金试验。对水浸后烧渣矿浆进行反复过滤洗涤,对浸出前后的渣进行金品位测定。条件试验有∶磨矿细度、硝酸铅用量、预处理时间、氰化浸出矿浆浓度、氰化浸出PH值、氰化钠用量、氰化浸出时间等。试验工艺流程及条件见图1。
图1 氰化浸出工艺流程
(1)磨矿细度试验
改变磨矿时间,得到不同磨矿细度,进行氰化浸金试验,结果见图2。从图2得知,随着磨矿时间的增加,金的浸出率反而下降。这说明烧渣孔隙度增加,其中金颗粒已经暴露出来了,细磨反而使得矿浆泥化,使泥覆盖在暴露的金粒上,不利于金的氰化浸出,故选择烧渣不经磨矿直接进行浸金。
图2 磨矿细度对金浸出率的影响
(2)硝酸铅用量试验
硝酸铅用来那个试验结果见图3。从图3得知,不加硝酸铅,金的浸出率仅为37.8%;随着硝酸铅用量的增加,金的浸出率也随之增加。当硝酸铅用量达到300g/t时,金的浸出率达到了52.3%;硝酸铅用量为400g/t时,金的浸出率为53.5%,比用量300g/t时稍好。综合考虑,选取300g/t做为最佳硝酸铅用量。
图3 硝酸铅用量对金浸出率的影响
(3)预处理时间试验
硝酸铅用量固定在300g/t,改变预处理时间,其他条件固定不变,试验结果见图4。从图4得知∶随着预处理时间的增加,金的浸出率也随之升高;当预处理时间达到4h后,金的浸出率变化缓慢,浸出的效果改进不明显,确定预处理时间为4h。
图4 预处理时间对金浸出率的影响
(4)氰化矿浆浓度试验
硝酸铅的用量为300g/t,预处理时间为4h。矿浆浓度(以液固比来表示)试验结果见图5。从图5得知∶液固比为1.5∶1时,金的浸出率为46.3%。液固比对金的浸出率影响不大。
图5 矿浆浓度对金浸出率的影响
(5)pH值条件试验
硝酸铅的用量为300g/t,预处理时间为4h,氰化浸出液固比为2∶1,其他条件固定不变,pH条件试验结果见图6。采用石灰调节矿浆ph值。加入石灰的作用∶一是石灰能够清洁单体金和连生金的表面,使金颗粒更易氰化浸出;二是石灰在氰化过程中能够调整矿浆的pH值,使矿浆能够保持足够高的ph值,从而是氰化浸出顺利进行;另外,石灰价廉易得,还可以使矿浆凝聚,有利于氰化矿浆的洗涤。
从图6可知,随着矿浆ph值的升高,金的浸出率变化很明显。在低pH(pH=9)时金的浸出率很低,仅为8.4%;而当矿浆ph升高时,金的浸出率随之增大;当pH达到11时,金的浸出率达最大,为55.9%;pH继续升高,金的浸出率稍微下降。这可能是由于过量Ca(OH)2会产生薄膜覆盖在金的表面,影响了金与氰化物的作用,使得浸出率下降。浸出时矿浆的pH控制在11左右。
图6 氰化浸出ph对金浸出率的影响
(6)氰化钠用量试验
硝酸铅的用量为300g/t,预处理时间为4h,氰化浸出液固比为2∶1,矿浆ph值为11,浸出时间24h,氰化钠用量试验结果见图7。由图7可知,随着氰化钠用量的增加,金的浸出率也随之升高。在低用量时金的浸出率很低。仅为19.3%;而当氰化钠用量达到5g/t时,金的浸出率达53.8%;继续增加氰化钠的用量,金的浸出率变化不大。
图7 氰化钠用量对金浸出率的影响
(7)氰化浸出时间条件试验
氰化浸出时间试验结果如图8。从图8可知,随着氰化浸出时间的增加,金的浸出率也随之升高。而当氰化浸出时间为24h时,金的浸出率达到52.3%;继续增加氰化浸出时间,金的浸出率变化不大。综合考虑,氰化浸出时间选取24h。
图8 氰化浸出时间对金浸出率的影响
(8)综合条件试验
根据以上确定的条件进行综合条件试验。硝酸铅的用量为300g/t,预处理时间为4h,氰化浸出液固比为2∶1,矿浆ph值为11,氰化钠用量5kg/t,氰化浸出时间24h,综合条件试验结果见表5。氰化浸金后浸渣的多元素分析见表6。试验结果表明,烧渣氰化金浸出率达51.9%,烧渣中铁品味达66.63%,且烧渣中Cu,S,Pb,As等元素的含量均符合铁精矿冶炼的标准。
表5 氰化浸出综合条件试验结果
序号 | 烧渣Au 品位/(g·t-1) | 浸渣Au 品位/(g·t-1) | Au浸出率/% |
1 | 1.32 | 0.65 | 50.8 |
2 | 1.32 | 0.62 | 53.0 |
平均值 | 51.9 |
表6 氰化浸渣的化学多元素分析
成分 | w/% |
Fe | 66.63 |
Cu | 0.258 |
S | 0.16 |
Pb | 0.022 |
As | 0.12 |
Au* | 0.61 |
w(Au)/10-6
三、结语
(一)对含硫51.6%、金0.98 g/t的硫精矿进行了焙烧条件试验,确定采用的焙烧温度为850℃、保温时间为8h,烧渣中铁品味达66.81%,金品位达1.31g/t,同时烧渣中硫质量分数为0.31%。
(二)烧渣中残留硫采用水浸45min可以有效去除,使烧渣中硫质量分数下降至0.18%,符合铁精矿冶炼对硫的要求。
(三)水浸后烧渣进行了硝酸铅预处理氰化浸金工艺试验,获得金浸出率为51.9%,氰化浸渣中铁品味达到66.63%,且杂质元素的含量均符合铁精矿冶炼的标准。
(四)采用试验确定的工艺及条件处理该硫精矿,可以综合回收铁、金,达到减少废渣排放的目的。
【参考文献】
[1]罗文,许承凤.硫酸烧渣综合利用新途径探析[J].安徽化工,2004,31(6):42-43.