CN101709385A - 含金高砷型尾矿选金的方法 - Google Patents
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Abstract
本发明涉及一种从金矿尾矿中分选金的方法,尤其是含金高砷型尾矿选金的方法。将含金高砷型尾矿经筛分后磨至≤200目,调成一定浓度的矿浆,依次加入亚硫酸盐,H2SO4和硫酸盐,预浸、搅拌和活化一定时间,再依次加入CaO,丁基黄和丁铵黑药后送入浮选槽,再加入2号油,经粗选、精选获得金精矿。本发明解决了含金高砷型尾矿中金和其他有用矿物回收难的问题,且金的回收率在85%以上,无二次环境污染,工艺简单,回收成本低廉。
Description
技术领域:
本发明涉及一种从金矿尾矿中分选金的方法,尤其是从含金高砷型尾矿中分选金的方法。
背景技术:
由于金矿床物质来源不同、矿化作用具有多期多阶段性,使得同一矿床不同矿体、不同矿石类型中金的赋存状态不同,以及金在载金矿物种中的产状也不同,这就给矿石加工带来了一定的难度,而选矿一般都是建立一个选矿工艺流程,在此流程中,矿石的分选方法、药剂用量、介质和时间等均会影响到金的选别和浸出,这是造成金矿石选矿回收率不同的原因。即使是同一类型的矿床,选矿工艺不同,即使是同一类型的矿床选矿工艺相同,但所用药剂不同,也有可能所使用的药剂相同,但用量不同,或药剂加入的先后顺序不同。CN1490418公开了一种<在含砷金精矿中提取黄金的方法及其系统>是通过熔炼法对含砷金精矿进行预处理,而不是从含金含砷尾矿中选金。CN1228480公开了一种<含砷含硫难浸金矿的强化碱浸提金工艺>,它包括难浸金矿的预处理、浮选或分级及氰化浸出三大过程,也仅仅是选金,不是从含金含砷尾矿中选金,且有污染。CN00122421.2公开了一种《含砷等难处理金精矿的预处理方法》,CN02115243.8公开了一种《含砷硫等难处理金矿砂的超声预处理方法》,CN1094997公开了一种《金属矿物浮选分离中抑砷矿物的三种药剂》a.采用含Ca↑[2+]或Mg↑[2+]的化合物作为毒砂的抑制剂,如:氯化钙、硫酸镁、碳酸镁、硫化镁、氯化镁、硫酸钙、硫化钙、亚硫酸钙等;b.采用亚硫酸盐和含硫离子(S↑[-])化合物的组合成分作砷矿物抑制剂,亚硫酸盐包括:亚硫酸钠、亚硫酸钾、亚硫酸镁等,含硫离子包括硫化镁、硫化钠、硫化锌、硫代硫酸钠、过硫化钠、过硫化钾等,亚硫酸根与硫离子的摩尔数比为5∶1-1∶10;c.采用CaCl↓[2]+Na↓[2]SO↓[3]+Na↓[2]S组合成分作抑制剂,三者组分的重量比%为100-5∶10-1∶10-1。该发明也仅仅是公开了浮选药剂名称和三者之间的重量比,至于怎么用,在浮选的哪个阶段用并未公开。
综上现有技术,从含砷金矿中提取黄金的方法研究较多,但都是研究如何预处理,但就含金高砷型尾矿选金的方法还很少见。我国有大量的含金高砷型尾矿目前均处于闲置状态,有的品位可达6g/t,这是对资源的浪费。
发明内容:
本发明的目的就是针对现有技术的不足,提供一种含金高砷型尾矿选金的方法。
本发明的目的是通过以下技术方案实现的:
含金高砷型尾矿的选金方法,包括以下顺序和步骤;
a、将含金高砷型尾矿经筛分后磨至≤200目;
b、在搅拌槽内将洗磨≤200目的含金高砷矿粉调成浓度为25-35%的矿浆;
c、按调浆前含金高砷矿粉的重量,依次加入亚硫酸盐400~2000g/t,H2SO41.0~10.0kg/t和硫酸盐100~800g/t,预浸、搅拌和活化10-60分钟;
d、将活化后的矿浆再按调浆前含金高砷矿粉的重量,再依次加入CaO1.0~6.0kg/t,丁基黄药80~300g/t和丁铵黑药50~100g/t,并充分搅拌;
e、将搅拌好的矿浆送入浮选槽,按调浆前含金高砷矿粉的重量,再加入2号油10~200g/t;
f、粗选8-20分钟,选除硅酸盐矿物,再精选2-5分钟,选除其它重矿物后获得金精矿。
本发明的目的还可以通过以下技术方案实现:
步骤c中所述的亚硫酸盐为Na2SO3、K2SO3或MgSO3,硫酸盐为CuSO4、石膏、硬石膏、重晶石或芒硝。步骤d中所述的CaO为熟石灰
有益效果:本发明解决了含金高砷型尾矿中金和其他有用矿物回收难的问题,且金的回收率在85%以上,无二次环境污染,工艺简单,回收成本低廉。
具体实施方式:
下面结和实施例作进一步的详细说明:
含金高砷型尾矿的选金方法,包括以下顺序和步骤;
a、将含金高砷型尾矿经筛分后磨至≤200目;
b、在搅拌槽内将洗磨≤200目的含金高砷矿粉调成浓度为25-35%的矿浆;
c、按调浆前含金高砷矿粉的重量,依次加入Na2SO3、K2SO3或MgSO3,400~2000g/t,H2SO41.0~10.0kg/t和CuSO4、石膏、硬石膏、重晶石或芒硝100~800g/t,预浸、搅拌和活化10-60分钟;
d、将活化后的矿浆再按调浆前含金高砷矿粉的重量,再依次加入熟石灰1.0~6.0kg/t,丁基黄药80~300g/t和丁铵黑药50~100g/t,并充分搅拌;
e、将搅拌好的矿浆送入浮选槽,按调浆前含金高砷矿粉的重量,再加入2号油10~200g/t;
f、粗选8-20分钟,选除硅酸盐矿物,再精选2-5分钟,选除其它重矿物后获得金精矿。
实例一:
取辽宁某地金高砷型矿尾矿磨至≤200目的3500g,含金量1.29g/t,加水调矿浆浓度为35%,按调浆前矿粉的重量依次加入Na2SO315g,H2SO428g,CuSO43.5g,预浸、搅拌和活化30分钟后再按调浆前矿粉的重量再依次加入生石灰60g,丁基黄药0.042g,丁铵黑药0.01g,搅拌5分钟进入浮选槽,同时加入2号油0.021g,粗选8分钟,接着扫选4分钟,精选2.5分钟,回收金0.039g,金回收率87.5%。
实例二:
辽宁某金矿高砷尾矿金品位1.5g/t,分级后磨矿至≤200目,取磨后矿粉3500g,加水调降至浓度为27%,按调浆前矿粉的重量依次加入K2SO312g,H2SO418g,硬石膏3g,预浸、搅拌和活化20分钟后再按调浆前矿粉的重量再依次加入生石灰16g,加入丁基黄药0.04g,丁铵黑药0.015g,充分搅拌后送入浮选槽,再加入2号油0.23g,粗选10分钟,接着扫选8分钟,精选3分钟,回收黄金0.047g,金回收率达90.0%。
实例三:
甘肃金矿高砷尾矿金含量1.6g/t,分级后磨矿至-0.074mm,取磨后矿粉3500g,加水调矿浆至30%,按调浆前矿粉的重量依次加入MgSO316g,H2SO444g,重晶石1g,预浸、搅拌和活化40分钟后按调浆前矿粉的重量再依次加入生石灰16g,丁基黄药0.044g,丁铵黑药0.018g,充分搅拌后送入浮选槽,再加入2号油1.68g,粗选9分钟,接着扫选8分钟,然后精选3.5分钟,回收金0.05g,金回收率达91%。
实例四:
吉林某高砷型金矿尾矿金含量1.26g/t,取分级后已磨至-0.074mm的矿粉350g,加水调矿浆至33%,按调浆前矿粉的重量依次加入Na2SO31.0g,H2SO41.5g,芒硝0.5g,预浸、搅拌和活化50分钟后按调浆前矿粉的重量再依次加入生石灰14g,丁基黄药0.052g,丁铵黑药0.175g,充分搅拌后送入浮选槽,再加入2号油1.8g,粗选10分钟,接着扫选8分钟,然后精选4分钟,回收金0.41g,金回收率达90.4%。
Claims (3)
1.一种含金高砷型尾矿的选金方法,其特征在于,包括以下顺序和步骤;
a、将含金高砷型尾矿经筛分后磨至≤200目;
b、在搅拌槽内将洗磨≤200目的含金高砷矿粉调成浓度为25-35%的矿浆;
c、按调浆前含金高砷矿粉的重量,依次加入亚硫酸盐400~2000g/t,H2SO41.0~10.0kg/t和硫酸盐100~800g/t,预浸、搅拌和活化10-60分钟;
d、将活化后的矿浆再按调浆前含金高砷矿粉的重量,再依次加入CaO1.0~6.0kg/t,丁基黄药80~300g/t和丁铵黑药50~100g/t,并充分搅拌;
e、将搅拌好的矿浆送入浮选槽,按调浆前含金高砷矿粉的重量,再加入2号油10~200g/t;
f、粗选8-20分钟,选除硅酸盐矿物,再精选2-5分钟,选除其它重矿物后获得金精矿。
2.按照权利要求1所述的含金高砷型尾矿的选金方法,其特征在于,步骤c中所述的亚硫酸盐为Na2SO3、K2SO3或MgSO3,硫酸盐为CuSO4、石膏、硬石膏、重晶石或芒硝。
3.按照权利要求1所述的含金高砷型尾矿的选金方法,其特征在于,步骤d中所述的CaO为生石灰。
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