CN102909123A - 一种提高金精矿直接氰化尾渣浮选硫精矿回收率的方法 - Google Patents
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Abstract
本发明涉及一种提高金精矿直接氰化尾渣浮选硫精矿回收率的方法，采用高效螺旋溜槽重力选矿机械产出含硫15～20%的低品位硫精矿，低品位硫精矿经过硫酸铜活化、添加适宜捕收剂与起泡剂进行浮选工艺，使金精矿直接氰化尾渣中的硫矿物得以浮选回收彻底，硫精矿中硫品位达到46%以上，浮选尾矿中硫品位小于3.0%，硫的总回收率达到95%以上，大大提高资源的综合利用效果，减少资源浪费。
Description
技术领域
本发明涉及一种提高金精矿直接氰化尾渣浮选硫精矿回收率的方法，属于黄金冶炼和浮游选矿技术领域，涉及冶炼尾矿资源综合利用技术领域。
背景技术
适合直接氰化系统处理的金精矿，除含有金银外，还含有硫，一定量的铜、铅等有价金属。金精矿经直接氰化提取金银后，氰化尾渣先后经过选铅、选铜工艺得到含铅大于40%的铅精矿和含铜大于10%的铜精矿，铅精矿外售至铅冶炼厂，铜精矿外售至铜冶炼厂或采用硫酸化焙烧、酸浸、萃取电积产出合格阴极铜。选铜尾矿经过选硫工艺，产出含硫大于46%的硫精矿，而含硫5-8%的浮选尾矿进行堆存或废弃处理，这样生产中由于硫的回收效果差，没有得到有效回收，造成了资源的白白浪费。
发明内容
本发明所要解决的技术问题是提供一种提高金精矿直接氰化尾渣浮选硫精矿回收率的方法，本发明大大提高了资源的综合利用效果，减少了资源浪费。
本发明解决上述技术问题的技术方案如下：一种提高金精矿直接氰化尾渣浮选硫精矿回收率的方法，包括以下步骤：
1）将金精矿直接氰化尾渣进行选铅工艺、选铜工艺，产出含铅大于40%的铅精矿和含铜大于10%的铜精矿，剩余的为浮选尾矿；
2）将步骤1）中得到的浮选尾矿放入调浆槽1中，再加入水，并进行第一次搅拌，直至得到浓度为30%～35%的浮选尾矿浆，停止加水，然后在常温下再进行第二次搅拌，至均匀后，放入调整槽2中；
3）往调整槽2中加入酸性活化剂调整浮选尾矿浆的PH，并进行第三次搅拌，待稳定后，得到加入酸性活化剂的矿浆，然后连续均匀的将所述加入酸性活化剂的矿浆放入抑制槽3中；
4）在抑制槽3中保持所述加入酸性活化剂的矿浆的浓度为30%～35%，添加复合型抑制剂1.0～2.0kg/t，然后进行第四次搅拌，搅拌同时进行连续进料、放料，得到加入复合型抑制剂的矿浆，
5）将步骤4）中得到的加入复合型抑制剂的矿浆放入入搅拌槽4中，一边搅拌一边连续均匀地按400～800克/吨加入浮选剂，并按60～120克/吨加入2#油起泡剂，得到加入浮选剂的矿浆；
6）将步骤5）中得到的加入浮选剂的矿浆放入入浮选槽5中依次进行闭路一次浮选，经过一级粗选，二级闭路扫选，二级闭路精选，得到硫精矿和一次选硫尾矿；
7）将步骤6）中得到的硫精矿经第一打矿泵8泵入第一压滤机9中脱水，得高品位硫精矿；
8）将步骤6）中得到的一次选硫尾矿用第二打矿泵6打入高效螺旋溜槽7中，在重力及离心力的作用下产出含硫15～20%的低品位硫精矿和含硫小于3%的选硫尾矿；
9）将步骤8）中得到的含硫15～20%的低品位硫精矿放入浮选槽5中，进行二次浮选作业，最终产出含硫46%以上的高硫精矿；
10）将步骤8）中得到的含硫小于3%的选硫尾矿放入第二压滤机10中进行脱水，得到选硫后溶液及选硫尾矿。
本发明的有益效果是：本发明采用高效螺旋溜槽重力选矿机械产出含硫15～20%的低品位硫精矿，低品位硫精矿经过硫酸铜活化、添加适宜捕收剂与起泡剂进行浮选工艺，使金精矿直接氰化尾渣中的硫矿物得以浮选回收彻底，硫精矿中硫品位达到46%以上，浮选尾矿中硫品位小于3.0%，硫的总回收率达到95%以上，大大提高资源的综合利用效果，减少资源浪费。
螺旋溜槽是综合了螺旋选矿机、螺旋溜槽、摇床、离心选矿机的特点，是采矿、选矿的最佳设备，特别是海滨、河畔、砂滩、溪道的砂矿开采更为理想。适用于分选粒度0.3～0.02毫米细料的铁矿、钛铁矿、铬铁矿、硫铁矿、锆英石、金红石、独居石、磷乙矿、钨矿、锡矿、钽矿、铌矿以及具有比重差异的其他有色金属、稀有金属和非金属矿物体。
将螺旋溜槽立起，校准垂直线，用铁架或木头固定在合适的位置，由砂泵将矿砂送到螺旋上顶两个进料口处，加入补充水，调节矿桨浓度，矿桨自然从高往下旋流，在旋转的斜面流速中产生一种惯性的离心力，以矿砂的比重、粒度、形状上的差异，通过旋流的重力和离心力的作用，将矿与砂分开，精矿流入精矿斗用管道接出，尾砂流进尾砂斗用管道接到砂池，再用砂泵排走，完成了选矿的全过程。
所述闭路一次浮选，经过一级粗选，二级闭路扫选，二级闭路精选具体指添加浮选剂后的矿浆进入一级粗选浮选槽，产出粗选精矿进入一级精选浮选槽，粗选尾矿进入一级扫选浮选槽；一级精选精矿进入二级精选浮选槽，一级精选尾矿返回一级粗选浮选槽；二级精选浮选产出质量百分浓度20%-30%的硫精矿矿浆，二级精选尾矿返回一级精选浮选槽；一级扫选精矿返回一级粗选浮选槽，一级扫选尾矿进入二级扫选浮选槽，二级扫选精矿进入一级扫选浮选槽，二级扫选尾矿即选硫尾矿；精矿矿浆与尾矿矿浆分别采用压滤机压滤。
在上述技术方案的基础上，本发明还可以做如下改进。
进一步，所述浮选剂为丁基黄药。
丁基黄药又称丁基黄原酸钠，外观为黄色或淡黄色粉末。分子式：C4H9OCSSNa，分子量：172.3。主要用作有色金属矿和稀有金属矿浮选的捕收剂。
进一步，选矿中采用的酸性活化剂通常有：硫酸铜、硫化钠、氯化铵、硝酸铅等中的任意一种。
进一步，选矿中采用的复合型抑制剂通常有：石灰、黄血盐、二氧化硫、氰化钠、硫酸锌、水玻璃、单宁、淀粉、人工合成高分子聚合物等中的任意一种。
进一步，在步骤3）中，所述浮选尾矿浆的PH为5.0～6.0；所述进行第三次搅拌的工艺条件为：搅拌时间为30～120分钟，同时控制PH在5.0～6.0之间。
进一步，在步骤4）中，所述进行第四次搅拌的搅拌时间为30～60分钟。
进一步，在步骤5）中，所述硫精矿为含硫大于46.00%的硫精矿；所述一次选硫尾矿为含硫5～8%的的一次选硫尾矿。
附图说明
图1为本发明提高金精矿直接氰化尾渣浮选硫精矿回收率的方法的工艺流程图；
附图中，各标号所代表的部件列表如下：
1、调浆槽，2、调整槽，3、抑制槽，4、搅拌槽，5、浮选槽，6、第二打矿泵，7、螺旋溜槽，8、第二打矿泵，9，第一压滤机，10、第二压滤机。
具体实施方式
以下结合附图对本发明的原理和特征进行描述，所举实例只用于解释本发明，并非用于限定本发明的范围。
以下给出的实施实例是在大生产过程中随机抽样的结果。
实施例
将金精矿直接氰化尾渣选铜后尾矿，在调浆槽1中用水调整矿浆浓度30%～35%，常温下，连续搅拌均匀后，放入调整槽2中。
调整槽2加入酸性活化剂调整矿浆酸度PH=5.0～6.0之间，连续搅拌30～120分钟，控制PH=5.0～6.0之间，待稳定后，连续均匀的将矿浆放入抑制槽3中。
抑制槽3中保持矿浆浓度30%～35%，添加复合型抑制剂1.0～2.0kg/t，连续搅拌30～60分钟，并连续进料、放料，矿浆进入搅拌槽4中。
搅拌槽4一边搅拌一边连续均匀地按400～800克/吨加入浮选剂（丁基黄药），并按60～120克/吨，加入2#油起泡剂，连续不断的搅拌。
一次浮选：加入浮选剂的矿浆进入浮选槽5闭路一次浮选，经过一级粗选，二级闭路扫选，二级闭路精选，硫矿物被富集，得到硫精矿和一次选硫尾矿。
一次硫精矿经第一打矿泵8泵入第一压滤机9中脱水，得高品位硫精矿。
重力选矿：一次选硫尾矿用第二打矿泵6打入高效螺旋溜槽7，在重力及离心力的作用下产出含硫15～20%的低品位硫精矿和含硫小于3%的选硫尾矿。
二次浮选：含硫15～20%的低品位硫精矿进入浮选槽5，进行二次浮选作业，最终产出含硫46%以上的高硫精矿。含硫小于3%的选硫尾矿经过第二压滤机10中脱水，滤液即选硫后液返回选硫作业。滤饼即选硫尾矿堆存。
实施例化验结果及相关数据
| S% | 产率% | 硫回收率% | |
| 硫精矿 | 46.50 | 54.3 | 95.28 |
| 选硫尾矿 | 2.70 | 45.7 | 4.72 |
| 选硫原矿 | 26.50 | 100.00 | 100.00 |
以上所述仅为本发明的较佳实施例，并不用以限制本发明，凡在本发明的精神和原则之内，所作的任何修改、等同替换、改进等，均应包含在本发明的保护范围之内。
Claims (7)
1.一种提高金精矿直接氰化尾渣浮选硫精矿回收率的方法，其特征在于，包括以下步骤：
1）将金精矿直接氰化尾渣进行选铅工艺、选铜工艺，产出含铅大于40%的铅精矿和含铜大于10%的铜精矿，剩余的为浮选尾矿；
2）将步骤1）中得到的浮选尾矿放入调浆槽1中，再加入水，并进行第一次搅拌，直至得到浓度为30%～35%的浮选尾矿浆，停止加水，然后在常温下再进行第二次搅拌，至均匀后，放入调整槽2中；
3）往调整槽2中加入酸性活化剂调整浮选尾矿浆的PH，并进行第三次搅拌，待稳定后，得到加入酸性活化剂的矿浆，然后连续均匀的将所述加入酸性活化剂的矿浆放入抑制槽3中；
4）在抑制槽3中保持所述加入酸性活化剂的矿浆的浓度为30%～35%，添加复合型抑制剂1.0～2.0kg/t，然后进行第四次搅拌，搅拌同时进行连续进料、放料，得到加入复合型抑制剂的矿浆，
5）将步骤4）中得到的加入复合型抑制剂的矿浆放入入搅拌槽4中，一边搅拌一边连续均匀地按400～800克/吨加入浮选剂，并按60～120克/吨加入2#油起泡剂，得到加入浮选剂的矿浆；
6）将步骤5）中得到的加入浮选剂的矿浆放入入浮选槽5中依次进行闭路一次浮选，经过一级粗选，二级闭路扫选，二级闭路精选，得到硫精矿和一次选硫尾矿；
7）将步骤6）中得到的硫精矿经第一打矿泵8泵入第一压滤机9中脱水，得高品位硫精矿；
8）将步骤6）中得到的一次选硫尾矿用第二打矿泵6打入高效螺旋溜槽7中，在重力及离心力的作用下产出含硫15～20%的低品位硫精矿和含硫小于3%的选硫尾矿；
9）将步骤8）中得到的含硫15～20%的低品位硫精矿放入浮选槽5中，进行二次浮选作业，最终产出含硫46%以上的高硫精矿；
10）将步骤8）中得到的含硫小于3%的选硫尾矿放入第二压滤机10中进行脱水，得到选硫后溶液及选硫尾矿。
2.根据权利要求1所述的提高金精矿直接氰化尾渣浮选硫精矿回收率的方法，其特征在于，所述浮选剂为丁基黄药。
3.根据权利要求1所述的提高金精矿直接氰化尾渣浮选硫精矿回收率的方法，其特征在于，所述酸性活化剂包括硫酸铜、硫化钠、氯化铵、硝酸铅中的任意一种。
4.根据权利要求1所述的提高金精矿直接氰化尾渣浮选硫精矿回收率的方法，其特征在于，所述复合型抑制剂包括石灰、黄血盐、二氧化硫、氰化钠、硫酸锌、水玻璃、单宁、淀粉、人工合成高分子聚合物中的任意一种。
5.根据权利要求1至4任一项所述的提高金精矿直接氰化尾渣浮选硫精矿回收率的方法，其特征在于，在步骤3）中，所述浮选尾矿浆的PH为5.0～6.0；所述进行第三次搅拌的工艺条件为：搅拌时间为30～120分钟，同时控制PH在5.0～6.0之间。
6.根据权利要求1至4任一项所述的提高金精矿直接氰化尾渣浮选硫精矿回收率的方法，其特征在于，在步骤4）中，所述进行第四次搅拌的搅拌时间为30～60分钟。
7.根据权利要求1至4任一项所述的提高金精矿直接氰化尾渣浮选硫精矿回收率的方法，其特征在于，在步骤5）中，所述硫精矿为含硫大于46.00%的硫精矿；所述一次选硫尾矿为含硫5～8%的的一次选硫尾矿。
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