CN101705506A - 一种从浮选尾矿中二次回收金的工艺 - Google Patents
一种从浮选尾矿中二次回收金的工艺 Download PDFInfo
- Publication number
- CN101705506A CN101705506A CN200910172643A CN200910172643A CN101705506A CN 101705506 A CN101705506 A CN 101705506A CN 200910172643 A CN200910172643 A CN 200910172643A CN 200910172643 A CN200910172643 A CN 200910172643A CN 101705506 A CN101705506 A CN 101705506A
- Authority
- CN
- China
- Prior art keywords
- gold
- technology
- flotation tailings
- secondary recovery
- breeze
- Prior art date
- Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
- Pending
Links
- PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N gold Chemical compound [Au] PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 38
- 239000010931 gold Substances 0.000 title claims abstract description 37
- 229910052737 gold Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 37
- 238000005188 flotation Methods 0.000 title claims abstract description 25
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 title claims abstract description 24
- 238000011084 recovery Methods 0.000 title claims abstract description 22
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims abstract description 24
- XFXPMWWXUTWYJX-UHFFFAOYSA-N Cyanide Chemical compound N#[C-] XFXPMWWXUTWYJX-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 13
- 238000003795 desorption Methods 0.000 claims abstract description 12
- 239000000463 material Substances 0.000 claims abstract description 7
- 238000002156 mixing Methods 0.000 claims abstract description 7
- 229920006395 saturated elastomer Polymers 0.000 claims abstract description 6
- HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M Sodium hydroxide Chemical compound [OH-].[Na+] HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims description 24
- 238000005868 electrolysis reaction Methods 0.000 claims description 22
- 239000007788 liquid Substances 0.000 claims description 16
- KXZJHVJKXJLBKO-UHFFFAOYSA-N chembl1408157 Chemical compound N=1C2=CC=CC=C2C(C(=O)O)=CC=1C1=CC=C(O)C=C1 KXZJHVJKXJLBKO-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 12
- 229910000906 Bronze Inorganic materials 0.000 claims description 10
- 239000010974 bronze Substances 0.000 claims description 10
- 239000003610 charcoal Substances 0.000 claims description 10
- KUNSUQLRTQLHQQ-UHFFFAOYSA-N copper tin Chemical compound [Cu].[Sn] KUNSUQLRTQLHQQ-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 10
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 10
- 239000004576 sand Substances 0.000 claims description 8
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 claims description 5
- 238000010521 absorption reaction Methods 0.000 claims description 5
- 239000002245 particle Substances 0.000 claims description 5
- 238000002360 preparation method Methods 0.000 claims description 5
- 238000004513 sizing Methods 0.000 claims description 4
- 238000000034 method Methods 0.000 abstract description 10
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract 2
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 abstract 2
- 238000007599 discharging Methods 0.000 abstract 1
- 230000002708 enhancing effect Effects 0.000 abstract 1
- 238000000227 grinding Methods 0.000 abstract 1
- 238000011068 loading method Methods 0.000 abstract 1
- 239000000843 powder Substances 0.000 abstract 1
- 238000001179 sorption measurement Methods 0.000 abstract 1
- MNWBNISUBARLIT-UHFFFAOYSA-N sodium cyanide Chemical compound [Na+].N#[C-] MNWBNISUBARLIT-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- AXCZMVOFGPJBDE-UHFFFAOYSA-L calcium dihydroxide Chemical group [OH-].[OH-].[Ca+2] AXCZMVOFGPJBDE-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 3
- 239000000920 calcium hydroxide Substances 0.000 description 3
- 229910001861 calcium hydroxide Inorganic materials 0.000 description 3
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 2
- 230000007812 deficiency Effects 0.000 description 2
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000000536 complexating effect Effects 0.000 description 1
- 238000010586 diagram Methods 0.000 description 1
- 239000003814 drug Substances 0.000 description 1
- 239000012467 final product Substances 0.000 description 1
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 description 1
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000003672 processing method Methods 0.000 description 1
- 230000009466 transformation Effects 0.000 description 1
Images
Classifications
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
- Electrolytic Production Of Metals (AREA)
Abstract
本发明具体公开了一种从浮选尾矿中二次回收金的工艺。将浮选尾矿矿浆经旋流分级，旋出的沉砂作为原矿再磨，对磨后的矿粉进行调浆，调浆之后氰化浸金，浸出的金用活性炭吸附，吸附饱和后所得载金炭送去解吸，解吸后所得解吸液送去电解得金粉。本发明只需要投入设备的动力费及材料费即可，不必像常规方那样用人工及车进行出池、装池，因而本发明方法比常规处理法成本低，处理量大，且为连续作业，可最大限度地提高浮选工艺选矿回收率。
Description
技术领域
本发明具体涉及了一种从浮选尾矿中二次回收金的工艺。
背景技术
浮选尾矿品位较低、细度差，常规从浮选尾矿中二次回收金的工艺一般为从尾矿库挖出尾矿进行池浸回收金。此法缺点有三：第一，成本高。池浸需要人工出池、装池，而浮选尾矿品位相对较低是造成成本高的主要原因。第二，浸出时需要药剂与氧气充分反应才能生成络合金，而池浸仅仅只是依靠液体的上下流动来完成反应过程，造成反应不完全，选矿回收率低。第三，浮选后的尾矿量较大，而池浸的处理量有限，不可能进行连续作业。
因此开发一种成本低、选矿回收率高、可连续作业的从浮选尾矿中二次回收金的工艺是十分必要的。
发明内容
为克服现有技术中存在的不足之处，本发明的目的在于提供一种从浮选尾矿中二次回收金的工艺。
为克服现有技术中存在的不足之处，本发明采取了以下技术方案：
一种从浮选尾矿中二次回收金的工艺：将浮选尾矿矿浆经旋流分级，旋出的沉砂作为原矿再磨，对磨后的矿粉进行调浆，调浆之后氰化浸金，浸出的金用活性炭吸附，吸附饱和后所得载金炭送去解吸，解吸后所得解吸液送去电解得金粉。
电解后获得的解吸液返回至氰化浸金工序循环利用。
金粉经火法冶炼后得到合质金。
本发明工艺的技术关键在于上述整体工艺的设计，其中涉及的各具体工序均属于现有技术，但本发明中可按以下具体过程操作：
沉砂再磨时磨至粒径-200目的矿粉在总矿粉中的重量百分含量为75～80％。
调浆时，在矿粉中加入碱性物质和水，调至矿浆pH为10～11，矿粉重量浓度为45～50％。碱性物质可以为氢氧化钙或是氢氧化钠。
氰化浸金时，以每吨磨后的矿粉添加0.6～1.2kg的氰化钠的添加量添加氰化钠，浸金温度20～30℃，浸金时间6～10h。
解吸时，所用解吸液是加水配制的质量浓度2％的氰化钠(NaCN)和质量浓度1％的氢氧化钠(NaOH)，解吸压力0.025Mpa，解吸温度85～130℃。
电解时，电解槽电压3～3.5V，槽电流500～700A，电流密度8～15A/cm2，电解温度40～50℃，电解时间24～60h。
本发明只需要投入设备的动力费及材料费即可，不必像常规方那样用人工及车进行出池、装池，因而本发明方法比常规处理法成本低，处理量大，且为连续作业，可最大限度地提高浮选工艺选矿回收率。
附图说明
附图为本发明的工艺流程示意图。
具体实施方式
以下结合附图对本发明的技术方案作进一步详细的说明，但本发明的保护范围并不局限于此。
实施例1
如附图所示，将浮选尾矿矿浆经旋流器分级，溢流直接排出，旋出的沉砂作为原矿再磨，磨至粒径-200目的矿粉在总矿粉中的重量百分含量为78％，在磨后的矿粉中加入氢氧化钙和水，调至矿浆pH为10.5，矿粉重量浓度为47％，之后以每吨磨后的矿粉加入0.9kg氰化钠的用量添加氰化钠进行氰化浸金，浸金温度25℃，浸金时间8h，浸出的金用活性炭吸附，吸附饱和后所得载金炭送去解吸，所用解吸液是加水配制的质量浓度2％的NaCN和质量浓度1％的NaOH，解吸压力0.025Mpa，解吸温度105℃，解吸后所得解吸液再经电解得金粉，电解槽电压3.3V，槽电流600A，电流密度12A/cm2，电解温度43℃，电解时间40h，电解后，获得的解吸液返回至氰化浸金工序循环利用，获得的金粉经火法冶炼后得到合质金。
本实施例中，入选期间沉砂品位为0.49克/吨，浸出后尾渣品位为0.32克/吨，浸出率达到34.69％，如若按照现有池浸工艺回收金，浸出后尾渣品味为0.35克/吨，因此，本发明工艺的选矿回收率要高于池浸工艺，且本发明工艺可使金总回收率提高2％左右。相关技术指标如下表所示：
主要技术指标
| 项目 | 原矿品位(g/t) | 尾矿品位(g/t) | 回收率(％) |
| 改造前 | 4.27 | 0.40 | 90.63 |
| 池浸后 | 4.27 | 0.35 | 91.80 |
| 本发明 | 4.27 | 0.32 | 92.51 |
实施例2
如附图所示，将浮选尾矿矿浆经旋流器分级，溢流直接排出，旋出的沉砂作为原矿再磨，磨至粒径-200目的矿粉在总矿粉中的重量百分含量为75％，在磨后的矿粉中加入氢氧化钙和水，调至矿浆pH为10，矿粉重量浓度为45％，之后以每吨磨后的矿粉加入0.6kg氰化钠的用量添加氰化钠进行氰化浸金，浸金温度20℃，浸金时间6h，浸出的金用活性炭吸附，吸附饱和后所得载金炭送去解吸，所用解吸液是加水配制的质量浓度2％的NaCN和质量浓度1％的NaOH，解吸压力0.025Mpa，解吸温度85℃，解吸后所得解吸液再经电解得金粉，电解槽电压3V，槽电流500A，电流密度8A/cm2，电解温度40℃，电解时间24h，电解后，获得的解吸液返回至氰化浸金工序循环利用，获得的金粉经火法冶炼后得到合质金。
实施例3
如附图所示，将浮选尾矿矿浆经旋流器分级，溢流直接排出，旋出的沉砂作为原矿再磨，磨至粒径-200目的矿粉在总矿粉中的重量百分含量为80％，在磨后的矿粉中加入氢氧化钠和水，调至矿浆pH为11，矿粉重量浓度为50％，之后以每吨磨后的矿粉加入1.2kg氰化钠的用量添加氰化钠进行氰化浸金，浸金温度30℃，浸金时间10h，浸出的金用活性炭吸附，吸附饱和后所得载金炭送去解吸，所用解吸液是加水配制的质量浓度2％的NaCN和质量浓度1％的NaOH，解吸压力0.025Mpa，解吸温度130℃，解吸后所得解吸液再经电解得金粉，电解槽电压3.5V，槽电流700A，电流密度15A/cm2，电解温度50℃，电解时间60h，电解后，获得的解吸液返回至氰化浸金工序循环利用，获得的金粉经火法冶炼后得到合质金。
Claims (8)
1.一种从浮选尾矿中二次回收金的工艺，其特征在于：将浮选尾矿矿浆经旋流分级，旋出的沉砂作为原矿再磨，对磨后的矿粉进行调浆，调浆之后氰化浸金，浸出的金用活性炭吸附，吸附饱和后所得载金炭送去解吸，解吸后所得解吸液送去电解得金粉。
2.如权利要求1所述的从浮选尾矿中二次回收金的工艺，其特征在于：电解后获得的解吸液返回至氰化浸金工序循环利用。
3.如权利要求2所述的从浮选尾矿中二次回收金的工艺，其特征在于：金粉经火法冶炼后得到合质金。
4.如权利要求1～3之任意一项所述的从浮选尾矿中二次回收金的工艺，其特征在于：沉砂再磨时磨至粒径-200目的矿粉在总矿粉中的重量百分含量为75～80％。
5.如权利要求1～3之任意一项所述的从浮选尾矿中二次回收金的工艺，其特征在于：调浆时，在矿粉中加入碱性物质和水，调至矿浆pH为10～11，矿粉重量浓度为45～50％。
6.如权利要求1～3之任意一项所述的从浮选尾矿中二次回收金的工艺，其特征在于：氰化浸金时，以每吨磨后的矿粉添加0.6～1.2kg的氰化钠的添加量添加氰化钠，浸金温度20～30℃，浸金时间6～10h。
7.如权利要求1～3之任意一项所述的从浮选尾矿中二次回收金的工艺，其特征在于：解吸时，所用解吸液是加水配制的质量浓度2％的氰化钠和质量浓度1％的氢氧化钠，解吸压力0.025Mpa，解吸温度85～130℃。
8.如权利要求1～3之任意一项所述的从浮选尾矿中二次回收金的工艺，其特征在于：电解时，电解槽电压3～3.5V，槽电流500～700A，电流密度8～15A/cm2，电解温度40～50℃，电解时间24～60h。
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| CN200910172643A CN101705506A (zh) | 2009-11-19 | 2009-11-19 | 一种从浮选尾矿中二次回收金的工艺 |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| CN200910172643A CN101705506A (zh) | 2009-11-19 | 2009-11-19 | 一种从浮选尾矿中二次回收金的工艺 |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| CN101705506A true CN101705506A (zh) | 2010-05-12 |
Family
ID=42375755
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| CN200910172643A Pending CN101705506A (zh) | 2009-11-19 | 2009-11-19 | 一种从浮选尾矿中二次回收金的工艺 |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| CN (1) | CN101705506A (zh) |
Cited By (11)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN102808084A (zh) * | 2012-08-14 | 2012-12-05 | 云南大学 | 一种从加压氰化后液中富集铂、钯的方法 |
| CN104087747A (zh) * | 2014-04-21 | 2014-10-08 | 云南黄金矿业集团股份有限公司 | 从载金炭上解吸有价金属的方法 |
| CN104232908A (zh) * | 2014-09-17 | 2014-12-24 | 河南省岩石矿物测试中心 | 一种从含金炼汞尾渣中回收黄金的方法 |
| CN104258977A (zh) * | 2014-08-06 | 2015-01-07 | 哈巴河金坝矿业有限公司 | 一种金浮选尾矿再磨再选方法及其装置 |
| CN104624363A (zh) * | 2014-12-11 | 2015-05-20 | 江西一元再生资源有限公司 | 一种从浮选尾矿中综合回收金、锑、铅的方法 |
| CN104818391A (zh) * | 2015-04-22 | 2015-08-05 | 云南黄金矿业集团股份有限公司 | 从含金氧化矿中提取金的方法 |
| CN108660482A (zh) * | 2018-02-26 | 2018-10-16 | 山东黄金归来庄矿业有限公司 | 吸附于柱状活性炭的贵金属的提取方法 |
| CN109136561A (zh) * | 2018-07-15 | 2019-01-04 | 长春黄金研究院有限公司 | 金精矿生物氧化提金企业氰化尾渣高压水洗回收金的方法 |
| CN111893299A (zh) * | 2020-08-03 | 2020-11-06 | 玉门市昌源矿业有限公司 | 一种用于尾矿回收再利用的药剂配方及提金工艺 |
| CN112593073A (zh) * | 2020-11-17 | 2021-04-02 | 湖南仁发材料科技有限公司 | 一种锡尾矿中有价金属矿物回收的方法 |
| WO2023108226A1 (en) * | 2021-12-17 | 2023-06-22 | Newcrest Mining Limited | Recovering gold |
-
2009
- 2009-11-19 CN CN200910172643A patent/CN101705506A/zh active Pending
Cited By (14)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN102808084B (zh) * | 2012-08-14 | 2014-04-02 | 云南大学 | 一种从加压氰化后液中富集铂、钯的方法 |
| CN102808084A (zh) * | 2012-08-14 | 2012-12-05 | 云南大学 | 一种从加压氰化后液中富集铂、钯的方法 |
| CN104087747B (zh) * | 2014-04-21 | 2017-07-14 | 云南黄金矿业集团股份有限公司 | 从载金炭上解吸有价金属的方法 |
| CN104087747A (zh) * | 2014-04-21 | 2014-10-08 | 云南黄金矿业集团股份有限公司 | 从载金炭上解吸有价金属的方法 |
| CN104258977A (zh) * | 2014-08-06 | 2015-01-07 | 哈巴河金坝矿业有限公司 | 一种金浮选尾矿再磨再选方法及其装置 |
| CN104232908A (zh) * | 2014-09-17 | 2014-12-24 | 河南省岩石矿物测试中心 | 一种从含金炼汞尾渣中回收黄金的方法 |
| CN104624363A (zh) * | 2014-12-11 | 2015-05-20 | 江西一元再生资源有限公司 | 一种从浮选尾矿中综合回收金、锑、铅的方法 |
| CN104624363B (zh) * | 2014-12-11 | 2015-09-09 | 江西一元再生资源有限公司 | 一种从浮选尾矿中综合回收金、锑、铅的方法 |
| CN104818391A (zh) * | 2015-04-22 | 2015-08-05 | 云南黄金矿业集团股份有限公司 | 从含金氧化矿中提取金的方法 |
| CN108660482A (zh) * | 2018-02-26 | 2018-10-16 | 山东黄金归来庄矿业有限公司 | 吸附于柱状活性炭的贵金属的提取方法 |
| CN109136561A (zh) * | 2018-07-15 | 2019-01-04 | 长春黄金研究院有限公司 | 金精矿生物氧化提金企业氰化尾渣高压水洗回收金的方法 |
| CN111893299A (zh) * | 2020-08-03 | 2020-11-06 | 玉门市昌源矿业有限公司 | 一种用于尾矿回收再利用的药剂配方及提金工艺 |
| CN112593073A (zh) * | 2020-11-17 | 2021-04-02 | 湖南仁发材料科技有限公司 | 一种锡尾矿中有价金属矿物回收的方法 |
| WO2023108226A1 (en) * | 2021-12-17 | 2023-06-22 | Newcrest Mining Limited | Recovering gold |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| CN101705506A (zh) | 一种从浮选尾矿中二次回收金的工艺 | |
| CN104437818B (zh) | 一种铜铅锌多金属矿的选矿方法 | |
| CN103736569B (zh) | 一种硫化矿的选矿方法 | |
| CN102500462B (zh) | 选择性磨矿—粗粒重选—细粒浮选的金红石粗选技术 | |
| CN113976307B (zh) | 一种难选硫化铅锌矿的浮选分离方法及其闪锌矿抑制剂 | |
| CN102031390A (zh) | 一种含砷、含碳低品位难处理金矿提金工艺 | |
| CN102049355A (zh) | 高碳低硫型金矿浮选剂及其浮选方法 | |
| CN102688809A (zh) | 基于铜矿物硫化浮选体系的铵-胺耦合活化方法 | |
| CN102876891A (zh) | 从铍铀矿石中搅拌浸出回收铀的方法 | |
| CN105592930B (zh) | 从含硫化铁矿石中回收硫化铜的方法 | |
| CN109954590B (zh) | 一种从低品位金矿中浮选回收金的方法 | |
| CN103301947A (zh) | 一种含蛇纹石的硫化铜镍矿选矿方法 | |
| CN102806140A (zh) | 回收赤铁矿综合尾矿的方法 | |
| CN108034805A (zh) | 一种含多种有价元素的硫精砂的综合利用方法 | |
| CN103831165A (zh) | 高含砷金氰化尾渣无害化处理方法 | |
| CN105880007B (zh) | 一种砷黝铜矿与方铅矿的分离方法 | |
| CN101264466B (zh) | 一种高磷硫菱铁矿全浮选选矿方法 | |
| CN102560109A (zh) | 一种低成本从铜钴矿中提取铜、镍、钴中间产品的方法 | |
| CN101722112B (zh) | 一种应用液体二氧化碳进行硫化矿浮选的工艺 | |
| CN105483392B (zh) | 一种角砾岩金矿回收金的工艺 | |
| CN107597444A (zh) | 一种提高含蛇纹石的微细粒硫化铜镍矿选矿指标的方法 | |
| CN107638957A (zh) | 糠基羟肟酸捕收剂及其制备方法和应用 | |
| CN106391297A (zh) | 一种铜锡硫化矿的选矿方法 | |
| CN102703713A (zh) | 提高两段焙烧-氰化浸金工艺中金回收率的方法 | |
| CN103243226A (zh) | 一种以低品位轻稀土尾矿制备稀土精矿的方法 |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| C06 | Publication | ||
| PB01 | Publication | ||
| C10 | Entry into substantive examination | ||
| SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
| C02 | Deemed withdrawal of patent application after publication (patent law 2001) | ||
| WD01 | Invention patent application deemed withdrawn after publication |
Open date: 20100512 |