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某浮选尾矿氧压预处理—氰化浸出金银试验研究

2021-09-23白成庆陈国兰付绸琳付高明

黄金 2021年9期

白成庆 陈国兰 付绸琳 付高明

摘要: 某浮选尾矿中金、银品位分别高于2.5 g/t、100 g/t,具有回收利用价值。试验采用氧压预处理—氰化浸出进行回收,考察了氧压、温度、反应时间、液固比及添加剂等因素对金、银浸出率的影响。结果表明:在预处理氧压1.5~1.8 MPa、温度180 ℃~200 ℃、反应时间1.0 h、液固比3 ∶ 1的条件下,预处理后浮选尾矿氰化浸出金浸出率为81.77 %,银浸出率为33.29 %;添加剂的添加有利于提高银浸出率。该研究为浮选尾矿工业回收金、银提供技术参考。

关键词: 氧压预处理;氰化浸出;浮选尾矿;金回收;浸出率

  中图分类号:TD926.4+2 文献标志码:A 开放科学(资源服务)标识码(OSID):

文章编号:1001-1277(2021)09-0103-03 doi:10.11792/hj20210920

   引 言

随着黄金价格的攀升,如何高效综合回收矿石中的金、银等贵金属,进而最大限度地提高企业的经济效益,是每个金属矿山企业亟待解决的问题[1-3]。 但是,高品位及易开采金矿资源越来越少,含金银尾矿成为重要的二次资源。由于过去采、选、冶技术的落后,以及难选、难浸含金资源未得到有效处理,造成相当一部分金、银等贵金属损失。目前,对含金尾矿的资源化回收利用方法有重选法、浮选法、硫脲法、氰化法及溴化法等[3]。这些方法各有利弊,但对于难处理含金尾矿的处理效果均不理想,主要原因是难处理含金尾矿中金多以微细粒及包裹金形式存在于黄铁矿或砷黄铁矿等矿物中,并存在较多干扰金、银浸出的元素,如砷、硫、锑、有机碳等有害杂质[2-8]。

摩洛哥某铅锌矿采用优先选铅—锌硫混浮— 鋅硫分离工艺回收铅、锌后,产生的浮选尾矿中含金2.5 g/t以上, 含银100 g/t以上,具有很高的回收价值,但由于金、银颗粒极微细且被包裹在硫化矿物中,采用二次浮选、重选等选矿方法及常规炭浆(或炭浸)、堆浸提金工艺很难回收其中的金、银[9-13]。本文以该浮选尾矿为原料,采用氧压预处理,使被矿物包裹的金、银裸露出来,以提高后续氰化浸出过程中金、银的浸出率。

1 尾矿性质

摩洛哥某浮选尾矿化学成分分析结果见表1。

湿磨尾矿为1#浮选尾矿湿式球磨后的样品,球磨后尾矿中水溶性物质溶解,导致湿磨尾矿量降低39.3 %,因此其金品位与1#浮选尾矿相比有所提高。后续试验采用的原料均为湿磨尾矿。从表1可以看出:该浮选尾矿含金2.6 g/t,含银约144 g/t,具有很高的回收价值。但是,浮选尾矿中的有害杂质砷,对金、银浸出有一定的影响。

此外,对浮选尾矿进行可溶性试验发现,可溶性物质占39.3 %,经化验分析确定其主要为硫酸亚铁。硫酸亚铁是浮选尾矿在长期堆存过程中二硫化铁氧化生成的。

2 试验结果及讨论

2.1 直接氰化法

根据浮选尾矿的理化性质,采用碱性氰化法进行浮选尾矿中金、银回收试验,结果见表2。

从表2可以看出:该浮选尾矿属难浸矿物,直接氰化金浸出率为5.25 %、银浸出率为2.57 %。随着矿物粒径的减小,金、银浸出率急剧增加;这说明浮选尾矿中金、银可能被毒砂及脉石矿物等包裹,矿物粒径减小,被包裹的金、银裸露出来,促进了金、银与氰化溶液的接触。但是,金浸出率要提高到60 %以上,需将矿物超细磨至-29.96 μm占90 %以上, 显然这在工业上难以实现,同时增加能耗,因此实际生产中通过增加磨矿细度来提高金、银浸出率是不可取的。

试验采用氧压预处理破坏毒砂等对金、银的包裹,使金、银裸露出来。其原理是利用高压釜作为反应器,在高温高压下,通入富氧气体作为氧化剂,使毒砂与氧气反应,将尾矿中的二硫化铁转化为溶于水的硫酸铁、硫酸及单质硫,砷转化为溶于水的砷盐。

2.2 氧压预处理—氰化浸出法

2.2.1 氧 压

取湿磨尾矿200 g,固定温度150 ℃,反应时间1.0 h,液固比5 ∶ 1,控制反应釜氧压为1.0 MPa、1.2 MPa、1.5 MPa、1.8 MPa、2.0 MPa,预处理完成后进行氰化浸出,氰化浸出渣送样检测金、银,计算金、银浸出率。试验结果见图1。

从图1可以看出:浮选尾矿氧压预处理—氰化浸出后,金、银浸出率比直接氰化浸出明显提高。这说明氧压预处理能很好地破坏毒砂对金、银的包裹。随着体系氧压的增大,金、银浸出率均随之提高,特别是金浸出率提高幅度更大。当氧压为2.0 MPa时,金浸出率为74.11 %; 这主要是因为氧压越高,反应釜中溶液的氧化还原电位越高,毒砂被破坏得越彻底,金暴露越充分,金浸出率就越高。氧压预处理对银的氰化浸出影响不大。但是,氧压越高,对设备的要求越高。综合考虑,体系氧压不能太高,控制在1.5~1.8 MPa 最好。

2.2.2 温 度

取湿磨尾矿200 g,固定氧压1.5 MPa,反应时间1.0 h,液固比5 ∶ 1,控制反应釜温度为120 ℃、150 ℃、 180 ℃、200 ℃、220 ℃,预处理完成后进行氰化浸出,氰化浸出渣送样检测金、银,计算金、银浸出率。试验结果见图2。

从图2可以看出:氧压预处理温度对金、银浸出率影响较大。随着反应釜温度的增加,金、银浸出率随之提高。当温度为200 ℃时,金、银浸出率分别为75.88 %、38.71 %。当温度再升高,反应釜中蒸气压继续升高,造成反应釜中氧压降低,使溶液的氧化 还原电位降低,最终导致金、银浸出率降低。因此,温度控制在180 ℃~200 ℃最佳。

2.2.3 反应时间

取湿磨尾矿200 g,固定温度150 ℃,氧压1.5 MPa, 液固比5 ∶ 1,控制反应时间为0.5 h、1.0 h、 1.5 h、2.0 h、2.5 h,预处理完成后进行氰化浸出,氰化浸出 渣送样检测金、银,计算金、银浸出率。试验结果见图3。

從图3可以看出:氧压预处理反应时间对金、银浸出影响较小。随着反应时间的延长,金、银浸出率提高幅度较小;延长反应时间只会增加时间成本。因此,预处理反应时间为1.0 h最好。

2.2.4 液固比

取湿磨尾矿200 g,固定温度150 ℃,氧压1.5 MPa, 反应时间1.0 h,控制液固比为3 ∶ 1,4 ∶ 1,5 ∶ 1,6 ∶ 1,7 ∶ 1,预处理完成后进行氰化浸出,氰化浸出渣送样检测金、银,计算金、银浸出率。试验结果见图4。

从图4可以看出:液固比对金、银浸出影响也不是很大。当液固比为3 ∶ 1时,金、银浸出率分别为59.33 %、24.00 %;当液固比为7 ∶ 1时,金、银浸出率分别为68.90 %、26.49 %,增幅不大,但对于后续废水处理量来说,液固比越大,废水处理量越大。因此,在保证金、银浸出率的同时液固比越小越好,确定最佳液固比为3 ∶ 1。

2.2.5 添加剂用量

由试验结果可知,氧压预处理对提高金浸出率效果显著。虽然金浸出率没有达到90 %,但对于这种极难处理的浮选尾矿而言,指标相对较好。氧压预处理对银浸出影响不大,因此添加石灰进行碱性氧压预处理,试验结果见表3。

从表3可以看出,碱性氧压预处理对提高银浸出效果明显,但金浸出率最高仅为39.05 %。

2.2.6 验证试验

试验确定的氧压预处理最佳条件为: 氧压1.5~1.8 MPa、温度180 ℃~200 ℃、反应时间1.0 h、液固比3 ∶ 1。在此条件下开展综合验证试验,结果见表4。

从表4可以看出:在条件试验确定的最佳氧压预处理条件及常规氰化浸出条件下,金、银浸出率最高分别可达81.77 %、33.29 %。

3 结 论

1)采用氧压预处理来提高浮选尾矿金、 银浸出率是可行的,二者由直接氰化浸出时的5.25 %、2.57 % 分别提高到80 %以上、30 %以上,尤其金浸出率提高显著。

2)通过条件试验确定了氧压预处理最佳条件,即氧压1.5~1.8 MPa、温度180 ℃~200 ℃、反应时间1.0 h、液固比3 ∶ 1。在此条件下,金浸出率为81.77 %,银浸出率为33.29 %。

3)添加石灰进行碱性氧压预处理对提高银浸出效果明显,银浸出率提高到60 %以上。

[参 考 文 献]

[1]  薛光,王永新,薛元昕.提高含砷金精矿二段焙烧—氰化工艺金浸出率的试验研究[J].黄金,2011,32(6):48-49.

[2] 李勇,徐忠敏,吕翠翠,等.碱浸预处理提高某含砷锑难处理金精矿回收率的试验研究[J].黄金,2013,34(3):61-64.

[3] 郭军康,任倩,陈乐,等.一种利用硫脲辅助超声-芬顿联合处理含金尾矿的方法:201810291775.7[P].2018-09-04.

[4] 王宏菊.贵州某金矿提金工艺研究[D].昆明:昆明理工大学,2009.

[5] 涂博.高砷高硫难处理金矿提金新方法研究[D].武汉:武汉理工大学,2014.

[6] 王越.重金属强化氰化浸金的动力学研究[J].甘肃冶金,2007,29(4):49-51.

[7] 傅建顺,周展云.含金矿物的氰化浸取动力学[J].华东化工学院学报,1990,16(2):145-151.

[8] 黄中省,伍赠玲,邹刚,等.低品位难处理金矿生物氧化—氰化提金试验研究[J].有色冶金设计与研究,2014,33(2):1-4.

[9] 杨松荣,邱冠周,胡岳华,等.含砷难处理金矿石生物氧化工艺及应用[M].北京:冶金工业出版社,2006.

[10]  毛益林,陈晓青,杨进忠,等.四川某石英脉型金矿联合选矿工艺[J].有色金属工程,2015,5(3):68-70,82.

[11]  李勇,王振杰,刘洪波,等.贵州某氧化型金矿石浸出试验研究[J].黄金, 2019,40(4):58-61.

[12] 任永刚.二氧化氯浸出复杂硫化金精矿的研究[D].西安:西安建筑科技大学,2006.

[13] 郑晔.难处理金矿石预处理技术及应用现状[J].黄金,2009,30(1):36-41.

Experimental research on gold and silver recovery from certain flotation tailings

with oxygen pressure pretreatment-cyanidation leaching

Bai Chengqing,Chen Guolan,Fu Choulin,Fu Gaoming

( Hunan Shuikoushan Nonferrous Metals Group Co. ,Ltd. )

Abstract:  The gold and silver grades in certain flotation tailings are higher than 2.5 g/t and 100 g/t respectively,making  the tailings worth recovering.The experiment used oxygen pressure pretreatment-cyanidation leaching for recovery,and investigated the effect of oxygen pressure,temperature,reaction time,liquid-solid ratio and additives on gold and silver leaching rates.The results show that when the pretreatment oxygen pressure is 1.5-1.8 MPa,tempera-ture is 180 ℃-200 ℃,reaction time is 1.0 h and liquid-solid ratio is 3 ∶ 1,the gold cyanidation leaching rate of flotation tailings after pretreatment is 81.77 % and silver leaching rate is 33.29 %;the addition of additives is beneficial to improving silver leaching rate.The research can provide technical reference for industrial recovery of gold and silver from flotation tailings.

Keywords: oxygen pressure pretreatment;cyanidation leaching;flotation tailings;gold recovery;leaching rate