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CN107744884B - 一种氰化浸金尾渣浮选再回收金的方法 - Google Patents

一种氰化浸金尾渣浮选再回收金的方法 Download PDF

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Abstract

本发明公开一种氰化浸金尾渣浮选再回收金的方法，属于选矿技术领域。本发明所述方法针对氰化浸出前对原矿进行过预氧化处理的氰化浸渣，金的载体矿物表面性质发生了巨大变化，常规浮选方法无法对其进行富集回收的现状，采用多种方式对矿物表面进行清洗后，分别浮出载金的有机碳和硫化矿物，进而使氰化尾渣中的金得以富集，最终降低尾渣中金的含量，实现对难处理金矿资源的再回收。

Description

一种氰化浸金尾渣浮选再回收金的方法
技术领域
本发明涉及一种氰化浸金尾渣浮选再回收金的方法，属于选矿技术领域。
背景技术
目前国内大部分黄金选厂多采用氰化法提取金，因此而产生的大量氰化尾渣中通常含有铜铅锌金银等多种有价元素。对于未经过预处理，直接进行氰化提金所得的氰化浸渣通过常规的浮选工艺流程便可对有价元素进行回收。
据统计以高砷高碳微细浸染低品位(卡林型)金矿为代表的难处理金矿约占中国黄金资源储量的30 %，其中，此类金矿矿石中金嵌布粒度极细，矿石中大多数金以显微或次显微甚至晶格金的形式存在，金与硫化物生成的固溶体，或者金被黄铁矿、砷黄铁矿、黄铜矿等硫化矿物包裹甚至是被石英、碳酸盐、硅酸盐等非硫化脉石矿物包裹，这类矿物不仅可能因为没有载体矿物不易浮选富集而且由于金矿物粒度极细，釆用常规磨矿方法将其磨细也无法使金解离出来，这种结构阻碍了金与氰化物的有效接触，从而影响金的提取，采用传统的回收工艺浸出该类难处理金矿，通常浸出率低于30%。
为有效地打开金包裹，常在氰化浸出作业前进行预处理，使包裹金裸露。目前，难处理金矿的预处理方法主要有化学氧化法、焙烧氧化法、热压氧化法（酸性/碱性）和生物氧化法等。为有效打开金包裹，氰化浸出前对原矿进行过预氧化处理所得到的氰化浸渣中，通常含有一定量未被浸出的金。但由于金的载体矿物表面性质发生了巨大变化，通过对金的载体矿物进行富集进而富集浸渣中的金难度较大，目前这方面的研究几乎没有，因此本发明提供一种氰化浸金尾渣浮选再回收金的方法，回收氰化浸出前对原矿进行过预氧化处理所得到的氰化浸渣中的金，降低浸渣中金的含量，得到金精矿产品，实现对难处理金矿资源的吃干榨尽。
发明内容
本发明的目的是提供一种氰化浸金尾渣浮选再回收金的方法，该工艺针对氰化浸出前对原矿进行过预氧化处理的氰化浸渣，金的载体矿物表面性质发生了巨大变化，常规浮选方法无法对其进行富集回收的现状，利用硫酸、磷酸乙二胺、丙酮多种药剂的协同效应，在矿物表面发现反应，起到对矿物表面的清洗效果，再分别浮出载金的有机碳和硫化矿物，进而使氰化尾渣中的金得以富集，最终降低尾渣中金的含量。
本发明通过以下技术方案来实现：
（1）氰化浸金尾渣采用硫酸搅拌调浆至pH为7～8，搅拌混匀得到矿浆；
（2）将步骤（1）得到的矿浆浓缩至矿浆浓度为15～20%，加入球磨机磨至细度小于37微米含量大于95%；
（3）将步骤（2）得到的磨矿产品给入搅拌桶中，添加水玻璃500～1500 g/t、六偏磷酸钠500～1500 g/t、煤油20～100 g/t、2#油20～50g/t，搅拌后给入浮选机进行第一次粗选，粗选所得浮选泡沫进行2次精选，精选尾矿依次返回上一次作业，2次精选后得到金精矿I；
（4）将步骤（3）中的剩余矿浆给入搅拌桶中，添加硫酸调整矿浆pH至5～7，添加磷酸乙二胺500～1500 g/t、丙酮100～500 g/t、丁胺黑药20～50 g/t、苯胺黑药20～50 g/t、丁基黄药20～150 g/t、2#油20～50 g/t，搅拌后给入浮选机进行第二次粗选，粗选所得浮选泡沫进行3次精选，精选剩余矿浆依次返回上一次作业，3次精选后得到金精矿II；
（5）将步骤（4）的剩余矿浆给入浮选机进行3次扫选，扫选所得浮选泡沫依次返回上一次作业，扫选过程中药剂用量为上一次浮选作业的1/2～1/3。
优选的，本发明步骤（1）中搅拌过程为100～300r/min的速度搅拌 1～2 min。
优选的，本发明步骤（3）和（4）中搅拌过程为以100～300r/min的速度搅拌 2～4min。
本发明步骤（3）、步骤（4）中精选过程不加入药剂。
本发明所述氰化浸金尾渣含金1～5 g/t；含有机碳1～5%；含硫3～10%，其中硫化物中的硫占1～30%。
本发明的原理为：在浮选作业前，通过硫酸搅拌调浆，再磨作业，清洗矿物表面，增加矿物表面能与药剂作用的活性位点，先以煤油为捕收剂回收浸渣中的载金碳，再添加磷酸乙二胺，进一步溶解罩盖在硫化矿物表面的氧化膜，同时用丙酮对矿物表面进行清洗，增强矿物表面活性，以丁胺黑药、苯胺黑药、丁基黄药为捕收剂回收其中的硫化矿物；选别在低矿浆浓度的条件下进行，减少矿泥对选别带来的不利影响；通过对金的载体矿物有机碳，硫化矿物的富集实现对氰化浸渣中金的进一步回收利用。
本发明的有益效果为：解决了目前氰化浸出前对原矿进行过预氧化处理的氰化浸渣含金较高却无法利用的难题，通过简单的浮选作业，对浸渣中的金再一次富集，经济效益明显，适用范围广，有极好的工业应用前景。
附图说明
图1为本发明工艺流程图。
具体实施方式
下面结合具体实施方式对本发明做进一步详细说明，但本发明的保护范围并不限于所述内容。
实施例1
本实施例以云南某氰化浸渣为对象，浸渣中含金4.6g/t，含有机碳4.88%，含硫9.78%，其中硫化物中的硫占28.74%；氰化浸出前曾对原矿进行过化学预氧化处理，氰化浸出过程采用炭浆法提金。
（1）氰化浸金尾渣采用硫酸搅拌调浆至pH为7，100 r/min的速度搅拌 1 min；
（2）将步骤（1）得到的矿浆浓缩至矿浆浓度为15%，给入球磨机磨至细度为-37微米含量大于95%。
（3）将步骤（2）得到的磨矿产品给入搅拌桶中，添加水玻璃500 g/t，六偏磷酸钠1000 g/t，煤油20 g/t，2#油20 g/t，以100 r/min的速度搅拌 2min后给入浮选机进行第一次粗选，粗选所得浮选泡沫进行2次精选（不加入药剂），精选尾矿依次返回上一次作业，2次精选后得到金精矿I。
（4）将步骤（3）的剩余矿浆给入搅拌桶中，添加硫酸调整矿浆pH至5，添加磷酸乙二胺500g/t，丙酮100 g/t，丁胺黑药20 g/t，苯胺黑药20 g/t，丁基黄药20 g/t，2#油20 g/t，以100 r/min的速度搅拌 2min后给入浮选机进行第二次粗选，粗选所得浮选泡沫进行3次精选（不加入药剂），精选剩余矿浆依次返回上一次作业，3次精选后得到金精矿II。
（5）将步骤（4）的剩余矿浆给入浮选机进行3次扫选，第一次扫选添加磷酸乙二胺250g/t，丙酮50 g/t，丁胺黑药10 g/t，苯胺黑药10 g/t，丁基黄药10 g/t，2#油10 g/t；第二次扫选添加磷酸乙二胺125g/t，丙酮25 g/t，丁胺黑药5 g/t，苯胺黑药5 g/t，丁基黄药5g/t，2#油5 g/t；第三次扫选添加磷酸乙二胺63g/t，丙酮13 g/t，丁胺黑药2.5g/t，苯胺黑药2.5g/t，丁基黄药2.5g/t，2#油2.5 g/t；扫选所得浮选泡沫依次返回上一次作业。
最终得到金精矿I金品位63.55 g/t，金精矿II金品位48.25 g/t，所得尾矿金品位下降至0.41g/t。
实施例2
本实施例以贵州某氰化浸渣为对象，浸渣中含金1.15g/t，含有机碳3.7%，含硫3.24%，其中硫化物中的硫占2.75%；氰化浸出前曾对原矿进行过热压预氧化处理，氰化浸出过程采用炭浆法提金。
（1）氰化浸金尾渣采用硫酸搅拌调浆至pH为8，300 r/min的速度搅拌 2 min；
（2）将步骤（1）得到的矿浆浓缩至矿浆浓度为20%，给入球磨机磨至细度为-37微米含量大于95%。
（3）将步骤（2）得到的磨矿产品给入搅拌桶中，添加水玻璃1500 g/t，六偏磷酸钠1500 g/t，煤油100 g/t，2#油50 g/t，以300 r/min的速度搅拌 4min后给入浮选机进行第一次粗选，粗选所得浮选泡沫进行2次精选（不加入药剂），精选尾矿依次返回上一次作业，2次精选后得到金精矿I。
（4）将步骤（3）的剩余矿浆给入搅拌桶中，添加硫酸调整矿浆pH至6，添加磷酸乙二胺900g/t，丙酮500 g/t，丁胺黑药50 g/t，苯胺黑药50 g/t，丁基黄药100 g/t，2#油40 g/t，以200 r/min的速度搅拌 3min后给入浮选机进行第二次粗选，粗选所得浮选泡沫进行3次精选（不加入药剂），精选剩余矿浆依次返回上一次作业，3次精选后得到金精矿II。
（5）将步骤（4）的剩余矿浆给入浮选机进行3次扫选，第一次扫选添加磷酸乙二胺300g/t，丙酮167 g/t，丁胺黑药17 g/t，苯胺黑药17 g/t，丁基黄药33g/t，2#油14 g/t；第二次扫选添加磷酸乙二胺100g/t，丙酮56g/t，丁胺黑药6 g/t，苯胺黑药6 g/t，丁基黄药11g/t，2#油5 g/t；第三次扫选添加磷酸乙二胺34g/t，丙酮19g/t，丁胺黑药2g/t，苯胺黑药2g/t，丁基黄药4 g/t，2#油2 g/t；扫选所得浮选泡沫依次返回上一次作业。
最终得到金精矿I金品位29.5 g/t，金精矿II金品位20.7 g/t，所得尾矿金品位下降至0.51g/t。
实施例3
本实施例以山西某氰化浸渣为对象，浸渣中含金3.5g/t，含有机碳1.08%，含硫5.24%，其中硫化物中的硫占10.75%；氰化浸出前曾对原矿进行过化学预氧化处理，氰化浸出过程采用炭浆法提金。
（1）氰化浸金尾渣采用硫酸搅拌调浆至pH为7.5，200 r/min的速度搅拌 1.5 min；
（2）将步骤（1）得到的矿浆浓缩至矿浆浓度为17%，给入球磨机磨至细度为-37微米含量大于95%。
（3）将步骤（2）得到的磨矿产品给入搅拌桶中，添加水玻璃1000 g/t，六偏磷酸钠500 g/t，煤油45 g/t，2#油45 g/t，以200 r/min的速度搅拌 3min后给入浮选机进行第一次粗选，粗选所得浮选泡沫进行2次精选（不加入药剂），精选尾矿依次返回上一次作业，2次精选后得到金精矿I。
（4）将步骤（3）的剩余矿浆给入搅拌桶中，添加硫酸调整矿浆pH至7，添加磷酸乙二胺1500g/t，丙酮300 g/t，丁胺黑药35 g/t，苯胺黑药30 g/t，丁基黄药150 g/t，2#油50 g/t，以300 r/min的速度搅拌 4min后给入浮选机进行第二次粗选，粗选所得浮选泡沫进行3次精选（不加入药剂），精选剩余矿浆依次返回上一次作业，3次精选后得到金精矿II。
（5）将步骤（4）的剩余矿浆给入浮选机进行3次扫选，第一次扫选添加磷酸乙二胺500g/t，丙酮100 g/t，丁胺黑药12 g/t，苯胺黑药10 g/t，丁基黄药50g/t，2#油17 g/t；第二次扫选添加磷酸乙二胺167g/t，丙酮33 g/t，丁胺黑药4 g/t，苯胺黑药3.3g/t，丁基黄药17g/t，2#油6g/t；第三次扫选添加磷酸乙二胺56g/t，丙酮11 g/t，丁胺黑药1.4 g/t，苯胺黑药1.1g/t，丁基黄药6g/t，2#油3g/t；扫选所得浮选泡沫依次返回上一次作业。
最终得到金精矿I金品位36.7g/t，金精矿II金品位28.8 g/t，所得尾矿金品位下降至0.48 g/t。

Claims (3)

1.一种氰化浸金尾渣浮选再回收金的方法，其特征在于，按以下步骤进行：
（1）氰化浸金尾渣采用硫酸搅拌调浆至pH为7～8，搅拌混匀得到矿浆；
（2）将步骤（1）得到的矿浆浓缩至矿浆浓度为15～20%，加入球磨机磨至细度小于37微米含量大于95%；
（3）将步骤（2）得到的磨矿产品给入搅拌桶中，添加水玻璃500～1500g/t、六偏磷酸钠500～1500g/t、煤油20～100g/t、2#油20～50g/t，搅拌后给入浮选机进行第一次粗选，粗选所得浮选泡沫进行2次精选，精选尾矿依次返回上一次作业，2次精选后得到金精矿I；
（4）将步骤（3）中的剩余矿浆给入搅拌桶中，添加硫酸调整矿浆pH至5～7，添加磷酸乙二胺500～1500 g/t、丙酮100～500 g/t、丁胺黑药20～50 g/t、苯胺黑药20～50 g/t、丁基黄药20～150 g/t、2#油20～50 g/t，搅拌后给入浮选机进行第二次粗选，粗选所得浮选泡沫进行3次精选，精选剩余矿浆依次返回上一次作业，3次精选后得到金精矿II；
（5）将步骤（4）的剩余矿浆给入浮选机进行3次扫选，扫选所得浮选泡沫依次返回上一次作业，扫选过程中药剂用量为上一次浮选作业的1/2～1/3。
2.根据权利要求1所述氰化浸金尾渣浮选再回收金的方法，其特征在于：步骤（1）中搅拌过程为100～300r/min的速度搅拌 1～2 min。
3.根据权利要求1所述氰化浸金尾渣浮选再回收金的方法，其特征在于：步骤（3）和（4）中搅拌过程为以100～300r/min的速度搅拌 2～4min。
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