CN101856635B - 利用选矿回水浮选回收金矿氰化尾渣中金、银、铅、锌的方法 - Google Patents
利用选矿回水浮选回收金矿氰化尾渣中金、银、铅、锌的方法 Download PDFInfo
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本发明公开了一种利用选矿回水浮选回收金矿氰化尾渣中金、银、铅、锌的方法，它包括以下工序：(1)矿浆预处理阶段：在氰化尾渣中加入选矿回水，然后加入浓硫酸搅拌5分钟，待浓硫酸与矿浆反应冒完烟后加入活性炭脱药55分钟，然后泵至浮选工段。(2)混合浮选阶段：将预处理好的矿浆泵入3米搅拌缓冲槽，继续搅拌30分钟，自流入1号、2号加药槽，依次加入硫酸铜、异戊基黄药+乙硫氮，充分搅拌后，矿浆进入浮选机组进行粗选，经粗选的获得的粗精矿经过进一步逐级的精选，可得到合格的含金银的铅锌混合精矿，经粗选的尾矿经过进一步的逐级扫选后，得到浮选的尾矿，尾矿即硫精矿。实现了选矿尾矿综合利用，实现了尾矿零排放，从而实现了选矿过程的清洁生产。
Description
技术领域
本发明涉及矿物中有用金属矿物和脉石矿物的分离方法，具体涉及一种从利用选矿回水浮选回收金矿氰化尾渣中金、银、铅、锌矿物的方法。
背景技术
氰化法提金是目前世界金矿提金的主流技术。该技术优缺点非常明显，其优点提金效果好，缺点是会产生大量的氰化尾渣，氰化尾渣的大量排放与堆存，其中的一些重金属离子长期积累，对环境会造成很大的污染，所以需要耗费大量的人力物力进行尾渣的处理工作，尽管如此，其最后的固体废物依然没有彻底解决，特别重要的是在采用氰化法从矿石中提取金、银的同时，往往忽略了伴生有价元素如残留的金、银、铜、铅、锌的回收，这些残留的有价元素不仅具有重大的经济效益，其社会环保效益也非常明显。因此，对氰化尾渣进行综合回收的研究从某种意义上讲它是对矿产资源的二次开发和深度利用，是拓宽资源利用率的有效途径，是治理环境污染，增加经济效益的手段。
氰化尾渣中的含有大量的矿泥、氰化物与过量的浮选药剂，对后续铅锌浮选过程中会产生很大的影响。由于磨矿粒度过细，矿石泥化严重， 浮选药剂过剩，氰化物浓度过高，这些因素不仅仅影响铅锌矿物品位，同时也影响铅锌及其有价金属的回收。从国内的相关报道可知，氰化尾渣中回收铅锌的技术难度一直很大，尤其是CN-及其络合物，大量泥质脉石和超细粒方铅矿的影响最大。
发明内容
本发明的目的在于提供一种利用选矿回水浮选回收金矿氰化尾渣中金、银、铅、锌的方法，可以解决氰化尾渣的堆存占地和造成二次污染问题，实现工业固体废物的处理减量化、无害化和资源化的最终处理目标。
本发明提供的利用选矿回水浮选回收金矿氰化尾渣中金、银、铅、锌的方法，它包括以下工序：
(1)矿浆预处理阶段：在氰化尾渣中加入选矿回水，然后加入浓硫酸搅拌5分钟，待浓硫酸与矿浆反应冒完烟后加入活性炭脱药55分钟，然后泵至浮选工段。
该阶段的工艺条件为：
调浆浓度：34-38％
浓硫酸用量：5-6Kg/T
活性炭用量：0.5-0.6Kg/T
PH值：5-6
氧化脱药搅拌时间：1小时。
(2)混合浮选阶段：将预处理好的矿浆泵入3米搅拌缓冲槽，继续 搅拌30分钟，自流入1号、2号加药槽，依次加入硫酸铜、异戊基黄药+乙硫氮，充分搅拌后，矿浆进入浮选机组进行粗选，经粗选的获得的粗精矿经过进一步逐级的精选，可得到合格的含金银的铅锌混合精矿，经粗选的尾矿经过进一步的逐级扫选后，得到浮选的尾矿，尾矿即硫精矿。该阶段的工艺条件为：
粗选：
PH值：5-6
硫酸铜用量：0.5-0.8Kg/T，
异戊基黄药用量：0.4-0.5Kg/T，
乙硫氮用量：0.4-0.5Kg/T；
扫选：
PH值：6.0
硫酸铜用量：0.1-0.2Kg/T
异戊基黄药用量：0.04-0.05Kg/T
乙硫氮用量：0.04-0.05Kg/T。
(3)尾水回用阶段：将铅锌混合精矿、硫精矿压滤后的滤液，浓密机的溢流水、车间内部冲洗水等选矿尾水全部集中于尾水贮存库，该库采用防渗处理，通过太阳曝晒和大气的作用，分解废水的部分的CN-，有机药剂分子后直接回用。
本发明提供的利用选矿回水浮选回收金矿氰化尾渣中金、银、铅、锌的方法，其有益效果在于，采用浓硫酸的强氧化作用和活性炭的吸附等矿浆预处理技术，在酸性介质下混合浮选工艺来提高氰化尾渣中金、 银、铅、锌矿物资源的综合利用率和减少选矿过程的环境污染；采用选矿废水全部回用，从而达到废水的零排放；采用固体废物外销制酸处理技术实现选矿尾矿综合利用，实现尾矿零排放，从而实现了选矿过程的清洁生产。
附图说明
图1是本发明矿浆预处理阶段工艺流程示意图；
图2是本发明混合浮选阶段工艺流程示意图。
具体实施方式
下面参照附图，结合一个实施例，对本发明提供的利用选矿回水浮选回收金矿氰化尾渣中金、银、铅、锌的方法，进行详细的说明。
实施例
参照图1、图2，本实施例的利用选矿回水浮选回收金矿氰化尾渣中金、银、铅、锌的方法，它包括以下工序：
(1)矿浆预处理阶段：在氰化尾渣中加入选矿回水，然后加入浓硫酸搅拌5分钟，待浓硫酸与矿浆反应冒完烟后加入活性炭脱药55分钟，然后泵至浮选工段；
该阶段的工艺条件为：
调浆浓度：34-38％
浓硫酸用量：5-6Kg/T
活性炭用量：0.5-0.6Kg/T
PH值：5-6
氧化脱药搅拌时间：1小时。
(2)混合浮选阶段：将预处理好的矿浆泵入3米搅拌缓冲槽，继续搅拌30分钟，自流入1号、2号加药槽，依次加入硫酸铜、异戊基黄药+乙硫氮，充分搅拌后，矿浆进入浮选机组进行粗选，经粗选的获得的粗精矿经过进一步逐级的精选，可得到合格的含金银的铅锌混合精矿，经粗选的尾矿经过进一步的逐级扫选，得到浮选的尾矿，尾矿即硫精矿。该阶段的工艺条件为，
粗选：
PH值：5-6
硫酸铜用量：0.5-0.8Kg/T，
异戊基黄药用量：0.4-0.5Kg/T，
乙硫氮用量：0.4-0.5Kg/T；
扫选：
PH值：6.0
硫酸铜用量：0.1-0.2Kg/T
异戊基黄药用量：0.04-0.05Kg/T
乙硫氮用量：0.04-0.05Kg/T。
(3)尾水回用阶段：将铅锌混合精矿、硫精矿压滤后的滤液，浓密机的溢流水、车间内部冲洗水等选矿尾水全部集中于尾水贮存库，该库采用防渗处理，通过太阳曝晒和大气的作用，分解废水的部分的CN-，有机药剂分子后直接回用。
采用本发明提供的其工业生产的铅锌混合精矿品位达56％，综合回收率达85％左右。
其铅锌混合精矿如下表1：
表1 铅锌混合精矿多元素化学分析结果
经过投产后生产取样分析表明，生产中的铅锌品位Pb+Zn≥56％，SiO2≤4.5％，完全符合各冶炼厂的要求，其他含渣均不超标，产品的市场前景十分广阔。
氰渣浮选的最终尾矿产品见表2：
表2 尾矿主元素分析
| 组分 | Pb | Zn | Fe | S | SiO2 | 其它 |
| 含量(％) | 1.01 | 0.80 | 18.30 | 25.56 | 46.05 | 9.30 |
从其组分看，除含少量方铅矿、闪锌矿之外主要含有黄铁矿，其中硫含量达到25.56％，故其作为硫精矿向外销售，投产后销出硫精矿反馈信息表明，公司的硫精矿，在作制酸后其废渣为多家水泥厂用作水泥的原料，因其粒度较细，掺入后使水泥生产过程的破碎、磨矿成本大幅降低，更重要的是由于其中含有适量的铁、硫等元素，使水泥的强度有所增加，并且使原料成本及煤耗、电耗也降低，从而降低了生产成本，产出的水泥受到了用户的一直好评，市场空间大。
本发明从某种意义上讲它是对矿产资源的二次开发和深度利用，是拓宽资源利用率的有效途径，是治理环境污染，增加经济效益的手段。对此氰渣进行了详细的物相分析，针对性地提出了浓硫酸脱氰、活性炭吸附的强化预处理，硫酸铜做活化剂，异戊基黄药、乙硫氮联合捕收，选矿废水直接回用，先进的选矿工艺——混合浮选工艺回收铅锌等有用矿物，成功解决了氰化尾渣的堆存问题，创造了良好的社会经济效益。在同行业中具有极大的推广价值和借鉴作用。
Claims (3)
1.一种利用选矿回水浮选回收金矿氰化尾渣中金、银、铅、锌的方法，其特征在于，该方法的工艺步骤如下：
(1)矿浆预处理阶段：
在氰化尾渣中加入选矿回水调浆至合适的浓度，然后加入浓硫酸搅拌5分钟，待浓硫酸与矿浆反应冒完烟后加入活性炭脱药55分钟，然后泵至浮选工段；
(2)混合浮选阶段：
将预处理好的矿浆泵入3米搅拌缓冲槽，继续搅拌氧化、脱药30分钟，自流入加药槽，依次加入硫酸铜、异戊基黄药+乙硫氮，充分搅拌后，矿浆进入浮选机组进行粗选，经粗选获得的粗精矿经过进一步逐级精选，可得到合格的含金银的铅锌混合精矿，经粗选后的尾矿经过进一步的逐级扫选，得到浮选尾矿，尾矿即硫精矿；
(3)尾水回用阶段：
将铅锌混合精矿、硫精矿压滤后的滤液，浓密机的溢流水、车间内部冲洗水选矿尾水全部集中于尾水贮存库，该库采用防渗处理，通过太阳曝晒和大气的作用，分解废水的部分的CN-、有机药剂分子后直接回用。
2.根据权利要求1所述的利用选矿回水浮选回收金矿氰化尾渣中金、银、铅、锌的方法，其特征在于：
矿浆预处理阶段的工艺条件为：
调浆浓度：34-38％
浓硫酸用量：5-6Kg/T
活性炭用量：0.5-0.6Kg/T
PH值：5-6
氧化、脱药搅拌时间：1小时；
混合浮选阶段的工艺条件为，
粗选：PH值：5-6
硫酸铜用量：0.5-0.8Kg/T，
异戊基黄药用量：0.4-0.5Kg/T，
乙硫氮用量：0.4-0.5Kg/T；
扫选：PH值：6.0
硫酸铜用量：0.1-0.2Kg/T
异戊基黄药用量：0.04-0.05kg/T
乙硫氮用量：0.04-0.05Kg/T。
3.根据权利要求1所述的利用选矿回水浮选回收金矿氰化尾渣中金、银、铅、锌的方法，其特征在于，矿浆预处理阶段加入的选矿回水是经过权利要求1所述步骤(3)处理的尾水，尾水中含有氰化物、铅锌重金属离子，暂存于防渗漏的尾水库内直接回用。
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