王 俐

(廣州有色金屬研究院,廣東 廣州 510650)

含金硫精礦綜合回收實驗研究

王 俐

(廣州有色金屬研究院,廣東 廣州 510650)

針對云南某選廠浮選硫精礦中的金以細粒包裹體狀賦存于黃鐵礦中的性質(zhì),采用重浮-焙燒-浸出工藝回收硫精礦中的金、鐵、硫.實驗結(jié)果為:硫以二氧化硫形式回收,回收率為98.24%;金的浸出率為85.48%;浸渣鐵品位為60.48%,回收率為98.44%.

硫精礦;浮選;重選;焙燒;浸出

黃鐵礦(FeS2)是自然界分布最廣泛的硫化礦物之一,工業(yè)上通常將其作為生產(chǎn)硫磺、硫酸等產(chǎn)品的原料,通過焙燒回收硫后的含鐵高的燒渣可作為煉鐵原料.云南某選廠浮選硫精礦含金高達35.10 g/t,而金以細粒包裹體狀存在于黃鐵礦和脈石礦物中,綜合回收含金黃鐵礦中的金、鐵、硫,具有重要意義[1-3].

1 試 料

實驗礦樣取自云南某選廠浮選硫精礦.試料中主要的金屬礦物為黃鐵礦,以及極少量的黃銅礦、閃鋅礦、方鉛礦和赤鐵礦、褐鐵礦;脈石礦物主要為石英,其次為少量的長石、黑云母、綠簾石和綠泥石等.同時,樣品中伴生有稀貴金屬金和銀.金主要以兩種形式存在:一是以細粒包裹體狀賦存于黃鐵礦中,占總金量的85%;二是游離金,占總金量的15%.試料主要礦物含量列于表1,粒度組成以及金、硫、鐵的分布列于表2.

2 實驗結(jié)果與討論

由于試樣中85%的金以類質(zhì)同象形式賦存于黃鐵礦的晶格中,黃鐵礦中的金難以氰化浸出.為回收黃鐵礦中的金,需將硫精礦火法焙燒,其燒渣氰化浸出金.而浸渣可作為鐵精礦直接銷售.這樣就有必要將硫精礦進一步富集.

2.1 浮選硫精礦再富集

黃鐵礦密度為4.9～5.2,石英密度為2.5～2.8,礦物之間的密度差較大.為了減少浮選藥劑對環(huán)境的污染,可采用重-浮聯(lián)合工藝流程提高硫精礦品位.重-浮聯(lián)合工藝選硫流程如圖1所示,實驗結(jié)果列于表3.

表1 主要礦物含量Table 1 The content of main mineral

表2 樣品的粒度組成及金硫鐵的分布Table 2 The particle size of the sample and the distribution of Au,Fe and S

圖1 重-浮聯(lián)合工藝選硫的流程圖Fig.1 The flow charts of the gravity-flotation craft

表3 重-浮聯(lián)合工藝選硫的實驗結(jié)果Table 3 The experimental results of the gravity-flotation craft

由表3可知,采用重-浮聯(lián)合工藝流程獲得了較好的指標:硫精礦中硫、鐵、金的品位分別為46.18%,40.16%,42.42 g/t,回收率分別為98.45%,98.44%,98.09%.硫精礦中的硫、鐵、金得到進一步富集,拋廢率達到20.90%.

2.2 硫精礦焙燒

在800℃將硫精礦焙燒3 h,實驗結(jié)果列于表4.由表4可知,給礦中98.24%的硫以二氧化硫氣體的形式得到回收,燒渣鐵品位為61.13%,達到了預期的目的.同時,燒渣的金品位提高到64.38 g/t,為下一步浸出金創(chuàng)造了有利條件.

2.3 燒渣氰化浸出金

燒渣氰化浸金的實驗條件為:礦漿液固比2∶1,石灰16 kg/t·給料(8282 g/t·實驗原礦),礦漿pH 10左右,氰化鉀用量1000 g/t·給料(517.6 g/t·實驗原礦),常溫攪拌48 h,實驗結(jié)果列于表5.

表4 硫精礦火法焙燒的實驗結(jié)果Table 4 The experimental results of the concentration of pyrite through fire roasting

表5 燒渣氰化浸金的實驗結(jié)果Table 5 The experimental results of the immersion of gold from pyrite cinder

由表5可知,金的作業(yè)浸出率為87.14%,對實驗原礦浸出率即金的最終回收率為85.48%;浸渣鐵品位為60.48%,鐵的作業(yè)回收率為100.00%,最終回收率為98.44%.硫精礦燒渣經(jīng)過氰化浸金后,浸渣鐵品位達到60%以上,可直接作為鐵精礦產(chǎn)品銷售.

2.4 最終工藝流程的確定

采用圖2所示的流程進行全流程實驗,實驗結(jié)果列于表6.由表6可知,再選硫精礦經(jīng)過焙燒后,硫以二氧化硫形式得以回收,回收率達98.24%;燒渣經(jīng)過氰化浸出后,金的浸出率達到85.48%;浸渣鐵品位達到60.48%(可作為鐵精礦直接銷售),鐵回收率達到98.44%.該流程簡單,金、鐵、硫得到綜合回收.

圖2 回收金硫鐵的原則流程Fig.2 The principle flow of the recovery of Au,Fe and S

表6 全流程的實驗結(jié)果Table 6 The experimental results of the whole flow

3 結(jié) 論

(1)采用重-浮聯(lián)合工藝流程對浮選硫精礦進行選別,金、鐵、硫的品位大幅提高,而浮選藥劑用量降低,減少了浮選藥劑對環(huán)境的污染.

(2)采用重浮-焙燒-浸出工藝流程綜合回收浮選硫精礦中的金、鐵、硫.硫以二氧化硫形式回收,回收率為98.24%;金的浸出率為85.48%;鐵在浸渣中的品位為60.48%、回收率為98.44%,浸渣可作為鐵精礦直接銷售.

[1]朱一民,周菁,晏大雄,等.某高品位硫精礦選礦實驗研究[J].中國礦山工程,2006(5):35-36.

[2]選礦手冊編輯委員會.選礦手冊[M].北京:冶金工業(yè)出版社,1991.

[3]胡熙庚.有色金屬硫化礦選礦[M].北京:冶金工業(yè)出版牡,1987.

Comprehensive recovery research on pyrite concentrate containing gold in Yunnan province

WANGLi
(Guangzhou Research Institute of Non-f errous Metals,Guangzhou510650,China)

Gold as fine-grain inclusions in the pyrite concentrate in Yunnan province was found.A method of gravity separation and flotation separation-roasting-leaching was used to separate Au,Fe and S in pyrite concentrate.The results showed that the recovery of S in sulfur dioxide was 98.24%and Au was 85.48%in cyaniding leached liquor,and leached residue could be as iron concentrate with the grade of Fe 60.48%and the recovery of 98.44%.

pyrite concentrate;flotation;gravity separation;roasting;leaching

TD953

A

1673-9981(2010)03-0219-04

2010-07-30

王俐(1957—),女,江西人,高級工程師,學士.