某浸金尾砂硫的浮選回收試驗

張賢策 代獻仁

(1.安徽銅陵銅冠黃獅澇金礦；2.銅陵有色技術中心)

某浸金尾砂硫的浮選回收試驗

張賢策1代獻仁2

(1.安徽銅陵銅冠黃獅澇金礦；2.銅陵有色技術中心)

某浸金尾砂粒度較細，-0.015 mm占31.3%，硫含量為13.1%，金、銀品位分別為0.74、11.4 g/t，硫主要以黃鐵礦的形式存在，并受氰化物的強烈抑制。試樣經自然晾曬后，以硫酸為pH調整劑、硫酸銅+硫酸亞鐵為活化劑、丁基黃藥+丁銨黑藥為捕收劑進行浮選回收硫的試驗。結果表明：試樣無需磨礦，在條件試驗確定的最佳藥劑制度下，經4粗2精1精掃浮硫閉路流程處理，最終可獲得產率為26.04%、硫品位40.03%、回收率79.57%的硫精礦，其中金、銀品位分別為2.29 g/t、28.5 g/t，回收率分別為80.6%、65.1%，有效回收了尾砂中的硫，并在硫精礦中實現(xiàn)了金、銀貴金屬的伴隨回收。

浸金尾砂 氰化物 抑制 浮選

安徽銅陵某金礦選礦廠原礦為鐵帽型含金氧化礦和含金混合礦，礦石金屬礦物主要為褐鐵礦族礦物，次為赤鐵礦。目前該金選廠采用全泥氰化浸出方法回收金，浸金尾砂排至尾礦庫堆存。隨著開采深度的增加，礦石中硫化礦含量逐漸增加，現(xiàn)硫品位為13.1%，達到工業(yè)利用品位，且金、銀貴金屬含量可觀。為回收其中的有價元素硫，并伴隨回收金、銀，同時減少尾砂堆存、防止環(huán)境污染，延長尾礦庫使用年限，對浸金尾砂進行浮選試驗。

硫化礦的選別一般選擇浮選法。浸金過程中大量使用的氰化物，強烈抑制硫化礦上浮。因此將浸金尾砂輸送到尾礦庫后進行自然晾曬，以降解部分氰化物，減輕其對浮選的不利影響。對晾曬后的尾砂制取的試樣進行浮選條件試驗，獲得了良好的試驗指標。

1 試樣性質

試樣的化學多元素分析和硫物相分析結果分別見表1和表2。

表1 試樣化學多元素分析結果 %

成分SAuAgCuFe含量13.100.7411.40.0835.64成分AsCaOMgOAl2O3SiO2含量0.293.730.884.2019.42

注：Au、Ag的含量單位為g/t，下同。

表2 試樣硫物相分析結果 %

硫相別含量占有率黃鐵礦中的硫11.2385.75磁黃鐵礦中的硫1.5712.02硫酸鹽中的硫0.302.23總硫13.10100.00

表1和表2表明，試樣硫品位為13.1%，是主要有價元素，金、銀含量分別為0.74、11.4 g/t，可伴隨硫給予回收。85.75%的硫以硫黃鐵礦的形式存在，其次為磁黃鐵礦，硫酸鹽中的硫少量，因此硫的回收主要是對黃鐵礦的選別。SiO2是雜質的主要成分，黃鐵礦與SiO2分離是選別的關鍵，鐵暫不作研究。試樣粒度較細，對浮選會產生影響。為查明有用元素在各粒級中的含量，對試樣進行粒度分析，結果見表3。

表3 試樣粒度分析結果

表3表明，試樣粒度較細，-0.074 mm占89.23%，其中-0.015 mm占31.3%，泥化現(xiàn)象嚴重。該部分粒級顆粒覆蓋在礦物表面阻礙對藥劑的吸附，致使選擇性變差，浮選指標不理想。

2 試驗結果與討論

針對試樣泥化的特點，進行脫泥探索試驗，結果表明：盡管脫泥可有效去除細泥，提高浮選精礦硫品位，但硫在細粒級部分中損失較多，降低回收率。綜合考慮，確定試樣不進行脫泥處理。

試樣采自浸金尾砂尾礦庫，自然晾曬時內外水分含量不等，產生結團，礦物表面殘存部分氰化物并受到氧化。礦漿存在的氰氫根會抑制黃鐵礦的上浮，通過加入適量硫酸以清洗礦物表面，使礦物露出新鮮表面，降低氰氫根濃度，減弱其對浮選的不良影響，調節(jié)礦漿pH，進而提高硫、金、銀回收率。磨礦細度、礦漿pH值、活化劑、捕收劑和礦漿濃度等因素均會對黃鐵礦的浮選效果產生影響，采用一次粗選進行浮選條件試驗，考察這些因素對浮選指標的影響，試驗流程見圖1。

圖1 浮選條件試驗流程

2.1 磨礦細度試驗

磨礦細度條件試驗在礦漿pH調整劑硫酸用量為500 g/t、活化劑硫酸銅用量為200 g/t、捕收劑丁基黃藥用量為100 g/t、起泡劑2#油用量為20 g/t、礦漿濃度為26%時進行，試驗結果見圖2。

圖2 磨礦細度條件試驗結果

由圖2結果可知，磨礦細度的增大，精礦硫品位和回收率均呈下降趨勢，且硫回收率下降趨勢更顯著。這是因為浸出尾砂粒度較細，磨礦細度增大使泥化現(xiàn)象更加嚴重，惡化浮選指標。因此試樣不進行再磨，試樣入選細度為-0.044 mm占71%。

2.2 硫酸用量試驗

添加硫酸以改善礦漿pH、優(yōu)化浮選環(huán)境。礦漿pH條件試驗在硫酸銅用量200 g/t、丁基黃藥用量為100 g/t、2#油用量為20 g/t，礦漿濃度為26%時進行，結果見圖3。

本研究發(fā)現(xiàn)，黃油的固體脂肪含量比豬油高，有更好可塑性，同時與豬油相比，烘焙溫度和循環(huán)加熱次數(shù)的增加對黃油的酸價、過氧化值及多不飽和脂肪酸含量影響不顯著（P＞0.05），這說明黃油在不同烘焙條件下具有良好的穩(wěn)定性，但高溫處理及多次加熱會使黃油的單不飽和脂肪酸和飽和脂肪酸含量增多，因此，也應盡量避免黃油的重復利用并適當減少烘焙溫度。

圖3 硫酸用量試驗結果

由圖3結果可知，隨著礦漿pH值逐步提高，精礦硫品位逐漸降低，回收率先升后降。當?shù)V漿pH超過7.5時，硫回收率開始下降。綜合考慮硫品位和回收率，確定礦漿pH值為7.5，此時硫精礦品位為36.1%、回收率為83.2%，對應硫酸用量為1 000 g/t。

2.3 活化劑條件試驗

考慮到活化效果，試驗以硫酸銅作為黃鐵礦的活化劑，并采用價格低廉的硫酸亞鐵替代部分硫酸銅以降低選礦成本。探索試驗表明，硫酸銅用量在200 g/t為宜。在硫酸用量為1 000 g/t、丁基黃藥用量為100 g/t、2#油用量為20 g/t條件下，礦漿濃度為26%時，固定硫酸銅用量為200 g/t，改變硫酸亞鐵用量進行活化劑用量試驗，試驗結果見圖4。

圖4 硫酸亞鐵用量條件試驗結果

由圖4可知，隨著硫酸亞鐵用量的增加，硫精礦回收率先升后降，硫品位在31.5%上下波動。當硫酸亞鐵用量超過200 g/t時，硫精礦回收率開始下降。浮選現(xiàn)象表現(xiàn)為泡沫顏色發(fā)黑，上浮泡沫量降低。原因是硫酸亞鐵用量過大，消耗了部分捕收劑，不利于黃鐵礦的回收。由于粗選著重考慮硫的回收，因此選擇硫酸銅和硫酸亞鐵用量分別為200 g/t和200 g/t，此時硫精礦品位為29.6%，回收率為86.9%。進一步的活化劑作用時間條件試驗表明，作用時間為4 min時，浮選效果最好。

2.4 捕收劑種類和用量試驗

除丁基黃藥外，丁銨黑藥、BK-301和PAC也是有色金屬礦石浮選的良好捕收劑，對金、銀礦物具有較好的選擇性，并兼有一定的起泡性。為確定既能高效浮硫又能加強對金、銀綜合回收的捕收劑，選擇丁基黃藥分別與丁銨黑藥、BK-301、PAC組合使用進行捕收劑探索試驗。結果表明：丁基黃藥和丁銨黑藥以2:1組合使用時有利于金、銀的綜合回收，效果最佳。在硫酸用量1 000 g/t、硫酸銅+硫酸亞鐵用量為200+200 g/t、2#油用量為20 g/t，礦漿濃度為26%條件下，按2∶1配比進行丁基黃藥和丁胺黑藥捕收劑總用量條件試驗，試驗結果見圖5。

由圖5可知，隨著捕收劑總用量的增加，精礦硫

圖5 捕收劑用量試驗結果

品位逐漸下降，回收率逐漸提高。當捕收劑總用量達到120 g/t時，再增大捕收劑用量，硫精礦回收率上升幅度變緩，精礦硫品位持續(xù)下降。綜合考慮，確定捕收劑總用量為120 g/t，即丁基黃藥+丁銨黑藥用量為80+40 g/t。此時硫精礦品位為31.6%、回收率為86.1%。

2.5 礦漿濃度試驗

浮選濃度對浮選指標的影響表現(xiàn)為：浮選濃度過高，容易產生夾雜，降低精礦硫品位；浮選濃度過低，藥劑消耗大，處理量下降。固定硫酸用量1 000 g/t、硫酸銅+硫酸亞鐵用量200+200 g/t、丁基黃藥+丁銨黑藥用量為80+40 g/t、2#油用量20 g/t，考察礦漿濃度試驗對浮選指標的影響，試驗結果見圖6。

圖6 礦漿濃度試驗結果

由圖6可知，當?shù)V漿濃度較高或較低時，硫精礦品位較低或回收率偏低，影響硫的回收。綜合考慮硫精礦和品位，確定礦漿濃度以27%為宜，此時硫精礦品位為31.6%、回收率為86.1%。

2.6 閉路試驗

在條件試驗的基礎上，采用4粗2精1精掃流程對試樣進行閉路試驗。流程見圖7，結果見表4。

表4 閉路試驗結果 %

產品產率品位SAuAg回收率SAuAg硫精礦26.0440.032.2928.579.5780.6065.10尾礦73.963.600.225.3820.4319.4034.90合計100.0013.100.7411.40100.00100.00100.00

3 結 論

(1)該浸金尾砂試樣因含氰化物，在礦漿中產生氰氫根抑制黃鐵礦上浮。采用自然晾曬并加入硫酸清洗礦物，同時調整礦漿pH、優(yōu)化浮選環(huán)境。以硫酸亞鐵+硫酸銅作為活化劑，丁基黃藥+丁銨黑藥作為捕收劑，對尾砂試樣中的黃鐵礦進行回收。

圖7 浮選閉路試驗流程

(2)試樣經4粗2精1精掃閉路試驗流程浮選，最終獲得硫精礦硫品位40.03%、含金2.29 g/t、含銀28.5 g/t，硫、金、銀回收率分別為79.57%、80.6%和65.1%，硫精礦指標較好， 同時實現(xiàn)了金、銀貴金屬在硫精礦中的富集。

[1] 衣成玉，楊玉潔，任相軍.某黃金尾礦再回收金選礦試驗研究[J].金屬礦山，2010(S):817-819.

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Sulfur Recovery by Flotation on a Tailing from Gold Leaching

Zhang Xiance1Dai Xianren2

(1.Anhui Tongling,Tongguan Huangshilao Gold Mine;2.Tongling Nonferrous Technology Center)

Particle size distribution of a gold leaching tailing is fine, -0.015 mm accounted for 31.3%, sulfur content is 13.1%, gold, silver grade is 0.74 and 11.4 g/t, respectively, sulfur mainly exists in form of pyrite. Sulfur flotation recovery using sulfuric acid as pH adjusting agent, copper sulfate and ferrous sulfate as the activator, butyl xanthate and butyl ammonium aerofloat as collector was conducted. Results showed that through four roughing two cleaning one scavenging process at the optimum reagent system without grinding, sulfur concentrate was obtained with yield rate of 26.04%, sulfur grade of 40.03%, recovery of 79.57% and gold and silver grade of 2.29 g/t and 28.5 g/t, gold and silver recovery of 80.6% and 65.1%. Sulfur in the tailing was effectively recovered, and realized the precious metals gold and silver recovery in the sulphur concentrate.

Gold leaching residual, Cyanide, Inhibition, Flotation

2015-08-27)

張賢策(1975—)，男，助理工程師，244000 安徽銅陵市郊區(qū)大通鎮(zhèn)金華村。