CN102327817A - 黄金矿山氰化尾渣中低品位有价金属的回收方法 - Google Patents

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杨竹周
杨守斌
谢敏雄
王宝胜
李威
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Abstract

本发明涉及黄金矿山氰化尾渣有价金属综合回收技术领域,特别涉及氰化尾渣中低品位有价金属的回收方法,该技术的研究应用,不但能够适应氰化尾渣中高品位有价金属的综合回收,还可使低品位有价金属获得理想的回收效果,并获得较大经济效益。

Description

黄金矿山氰化尾渣中低品位有价金属的回收方法
技术领域
本发明涉及黄金矿山氰化尾渣有价金属综合回收技术领域,特别涉及氰化尾渣中低品位有价金属的回收方法。
背景技术
氰化处理的金精矿的成分比较复杂,且不稳定。浮选原矿石以金银为主,浮选得到的金精矿经氰化-锌粉置换工艺处理后,金银大部分被回收。尾矿中金的品位一般在0.8-1.0g/t,银的品位在30-40g/t左右,而铅绝大多数留在氰化尾渣中,银的品位在0.8-3.0/t左右。
氰化尾矿渣中含有一定量的氰化物和石灰,铅、金、银的浮选就是借助于它们受氰化物和石灰抑制后的特性差异进行选别。常见的黄铜矿、斑铜矿、辉铜矿、黄铁矿等在氰化浸出后的碱性溶液中受氰化物和石灰的抑制,可浮性差,锌矿物受到抑制作用较弱,铅矿物基本不受抑制,采用不同浮选药剂制度对有价金属进行回收。同时由于浸渣滤饼所带水分含有少量的金银金属量,并且浸渣在浮选过程中经过充气搅拌,仍有一定浸出作用,为确保液体中金银的及时回收,可以在浮选前加入活性炭,确保有价金属的及时回收。由于活性炭的加入改善了浮选水质,给浮选创造有利条件。
某金矿自2010年氰渣选铅原料性质发生了较大的变化,铅原品位大幅降低,只有0.8%,银品位也降至了38.42g/t,如此低的原矿品位依靠原有的工艺及流程选铅指标很难保证。致使铅精品位一直在10%-13%左右,最低月份铅精品位达到8.093%,铅精含银444.9g/t,铅回收率却达到了39.88%,银回收率为51.29%。
1、原料性质
氰渣铅原料中金属矿物主要有黄铁矿,方铅矿,其次是黄铜矿,闪锌矿及少部分银矿物;非金属矿物为石英、绢云母和长石等矿物。主要铅矿物有方铅矿,白铅矿,铅黄,铅矾,及少量铅铁矾。
2、原生产工艺流程介绍
原铅浮选生产流程为一粗二精二扫,捕收剂加药点为粗选前搅拌槽,一粗与三精作业前,抑制剂加入搅拌槽。利用氰化贫液中的石灰和氰化钠作为黄铁矿的抑制剂,氰化钠作铜矿物的抑制剂。硫化铅矿物的浮选以乙基黄药与丁基黄药配合做捕收剂,以少量硫酸锌与氰化物组合作为闪锌矿的抑制剂。主要产品为高含银的铅精矿。
发明内容
本发明所解决的技术问题是提供一种黄金矿山氰化尾渣中低品位有价金属的回收方法,该方法的使用,不但能够适应氰化尾渣中高品位有价金属的综合回收,还可使低品位有价金属获得理想的回收效果,获得较大的经济效益,同时避免资源浪费。
本发明的方法主要回收氰化尾渣中的Au、Ag、Pb等有价元素,实现有价金属与硫精矿的有效分离。
一种黄金矿山氰化尾渣中低品位有价金属的回收方法,包括以下步骤:
(1)搅拌预处理:向氰化尾渣矿浆中加入活性炭,进行搅拌预处理;
(2)预处理后的矿浆,先添加50g/t的硫酸锌,再加入抑制剂、捕收剂进行粗选,粗选产出两种产品,泡沫为粗选精矿,底流为粗选尾矿;
(3)所述粗选尾矿添加捕收剂进行一次扫选,得到扫选一精矿和扫选一尾矿;扫选一精矿与步骤(2)的粗选精矿混合,进行一次精选,得到精选一精矿和精选一尾矿,其中精选一尾矿返回到步骤(2)进行粗选;
(4)扫选一尾矿添加捕收剂进行二次扫选,得到扫选二精矿和扫选二尾矿,扫选二精矿返回步骤(3)进行一次扫选;扫选二尾矿为铅尾矿;精选一精矿进行二次精选,得到精选二精矿和精选二尾矿,其中精选二尾矿返回到步骤(3)进行一次精选;
(5)精选二精矿添加活性炭进行调浆,再进行三次精选,得到精选三精矿和精选三尾矿,其中精选三尾矿返回到步骤(4)进行二次精选;精选三精矿为最终合格铅精矿。
本发明的回收方法,其中所述步骤(1)中添加的活性炭优选为粉质杏壳炭,细度为325目,搅拌时间20分钟左右,搅拌速度为230转/分钟左右。试验证实,活性炭与矿浆作用搅拌时间20分钟时,浮选指标较优,铅精品位达到了20%以上,回收率80%以上。
本发明的回收方法,其中所述步骤(2)中抑制剂为氰化贫液中的石灰和氰化钠。还可以根据矿石性质再进一步具体选择,如氰化贫液中的石灰作为黄铁矿的抑制剂,氰化钠作铜矿物的抑制剂,以少量硫酸锌与氰化矿浆中氰化物组合作为闪锌矿的抑制剂等。
本发明的回收方法,其中所述步骤(2)中粗选捕收剂为50g/t的黄药;步骤(3)中一次扫选捕收剂为20g/t的黄药;步骤(4)中二次扫选捕收剂为10g/t的黄药;所述黄药为重量比2:1的乙基黄药与丁基黄药配合使用。
本发明的方法是根据矿石性质,现有的矿山中铅氧化程度相对较低,硫化矿物占80%以上,铅品位在0.80%左右,根据生产实际铅精品位仅达到13.96%,达不到外销品级,回收率也仅达40%左右,因此提高铅精品位及回收率是本发明的主要目的。提高铅精品位,实际上是对选铅原料在零排放氰化工艺处理之后实现方铅矿与黄铁矿、闪锌矿的有效分离。零排放氰化工艺导致溶液介质中含过量的油药、Cu(CN)n和Zn(CN);等离子、过量的固体溶解物、抑制剂NaCN,CaO等,导致浮选分离效果太差。经过分析,发现氰化工艺流程的中矿循环量过大,浮选泡沫尤其是精选发粘比较严重。针对流程中矿循环量过大,流程中过量的油药恶化浮选过程,流程水质对浮选指标的影响目前已成为提高铅精品位的关键,因此本发明主要采用的解决方法是添加硫酸锌药剂,脱除精矿中的富余油药,净化流程中水质,控制泡沫发粘,并将浮选尾矿进入二次精选,达到提高指标的目的。同时通过多次试验发现,当硫酸锌用量为50g/t时,选铅指标相对最优,添加过少与过多都会降低选铅指标。
采用本发明的方法,可以在铅原品位降低至0.8%,银品位降至33.42g/t的条件下,将铅精矿铅品位由10%~13%左右提高到22.44%,铅精矿铅回收率由31.88%提高到51.88%,铅精品位提高了9.44%,选铅回收率提高了12%;铅精矿银的品位由444.9g/t提高到614g/t,铅精矿银回收率由51.29%提高到71.46%。
附图说明
图1是本发明的回收方法的工艺流程示意图。
具体实施方式
为进一步说明本发明,结合以下实施例具体说明:
如图1所示,本发明的回收方法概括起来就是:高浓度预先搅拌脱油药(加硫酸锌)、低浓度浮选、三次精选,也可以概括为:“一粗二扫三精”,具体的步骤是:
向氰化尾渣矿浆中加入粉质杏壳炭,进行搅拌预处理;粉质杏壳炭细度为325目,搅拌时间20分钟左右,搅拌速度为230转/分钟左右;经过搅拌槽预处理的矿浆,添加硫酸锌(50g/t)以及原氰化工艺流程中的氰化钠及石灰作为抑制剂,再添加50g/t的混合黄药(乙基黄药与丁基黄药2∶1配合用药)后,经粗选浮选机自吸矿浆进入粗选作业,粗选作业共产出两种产品,泡沫为粗选精矿,底流为粗选尾矿,粗选精矿进入精选一作业,粗选尾矿进入到扫选一作业,在扫一作业的吸入槽添加20g/t的黄药;进入到扫选一的粗选尾矿经过一次扫选,扫选一精矿进入精选一作业,扫选一尾矿进入扫选二作业,在扫二作业的吸入槽添加10g/t的黄药;扫选二精矿进入扫选一作业,扫选二尾矿为铅尾矿;粗选精矿及扫选一精矿进入到精选一作业后,经过一次精选,泡沫产品为一次精选精矿,进入到二次精选作业,一次精选尾矿返回到粗选作业,一次精选精矿进入到二次精选作业后,二次精选精矿经过加活性炭1.0kg/t调浆,进入到三次精选,二次精选尾矿返回到一次精选作业,二次精选精矿进入到三次精选后,精矿为最终合格铅精矿,三次精选尾矿返回到二次精选作业。
上述过程进一步描述如下:
1、高浓度预先搅拌脱油药预处理:在第一个Φ1.5m搅拌槽50%浓度的矿浆中加入1.5kg/t的活性炭,经过搅拌Φ1.5m,Φ2.5m搅拌20分钟,净化流程水质优化了浮选过程,提高了有价矿物的可浮性。经过搅拌槽预处理的矿浆,在第三槽Φ1.5m添加硫酸锌(50g/t)以及原流程中的氰化钠及石灰作为抑制剂,再添加50g/t的混合黄药(乙基黄药与丁基黄药2∶1配合用药)。
2、粗选作业:原料经粗选浮选机自吸矿浆进入粗选作业,粗选浓度控制在35-40%,粗选作业共产出两种产品,泡沫为粗选精矿,底流为粗选尾矿。在原料铅原品位为0.8-1.0%有情况下,经粗选得到的泡沫品位含铅3.0-3.5%,底流品位为0.4-0.5%。
3、扫选作业:粗选尾矿进入到由5台5A浮选机组成的扫选作业。在由3台5A1浮选机组成的扫一作业的吸入槽添加20g/t的黄药;进扫选一泡沫进入精选一作业,扫选一尾矿进入由2台5A浮选机组成的扫选二作业,在扫二作业的吸入槽添加10g/t的黄药;扫选泡沫返回扫选一作业,扫选二尾矿为铅尾矿;
4、精选作业:粗选泡沫及扫选一泡沫合并进入到由2台5A浮选机组成的精选一作业后,经过一次精选,泡沫产品为一次精选精矿,进入到由1台5A浮选机组成的二次精选作业,一次精选尾矿返回到粗选作业,二次精选精矿经过加活性炭0.5kg/t调浆,进入到由1台5A浮选机组成的三次精选,三次精选尾矿返回到二次精选作业,三次精选精矿为最终合格铅精矿。
上述实施例的方法最后得到的产物如下表所示:
以上所述的实施例仅仅是对本发明的优选实施方式进行描述,并非对本发明的范围进行限定,在不脱离本发明设计精神的前提下,本领域普通工程技术人员对本发明的技术方案作出的各种变形和改进,均应落入本发明的权利要求书确定的保护范围内。

Claims (4)

1.一种黄金矿山氰化尾渣中低品位有价金属的回收方法,其特征在于:包括以下步骤:
(1)搅拌预处理:向氰化尾渣矿浆中加入活性炭,进行搅拌预处理;
(2)预处理后的矿浆,先添加50g/t的硫酸锌搅拌,再加入抑制剂、捕收剂进行粗选,粗选产出两种产品,泡沫为粗选精矿,底流为粗选尾矿;
(3)所述粗选尾矿添加捕收剂进行一次扫选,得到扫选一精矿和扫选一尾矿;扫选一精矿与步骤(2)的粗选精矿混合,进行一次精选,得到精选一精矿和精选一尾矿,其中精选一尾矿返回到步骤(2)进行粗选;
(4)扫选一尾矿添加捕收剂进行二次扫选,得到扫选二精矿和扫选二尾矿,扫选二精矿返回步骤(3)进行一次扫选;扫选二尾矿为铅尾矿;精选一精矿进行二次精选,得到精选二精矿和精选二尾矿,其中精选二尾矿返回到步骤(3)进行一次精选;
(5)精选二精矿添加活性炭进行调浆,再进行三次精选,得到精选三精矿和精选三尾矿,其中精选三尾矿返回到步骤(4)进行二次精选;精选三精矿为最终合格铅精矿。
2.根据权利要求1所述的回收方法,其特征在于:所述步骤(1)中添加的活性炭为粉质杏壳炭,细度为325目,搅拌时间20分钟左右,搅拌速度为230转/分钟左右。
3.根据权利要求1所述的回收方法,其特征在于:所述步骤(2)中抑制剂为氰化贫液中的石灰和氰化钠。
4.根据权利要求1所述的回收方法,其特征在于:所述步骤(2)中粗选捕收剂为50g/t的黄药;步骤(3)中一次扫选捕收剂为20g/t的黄药;步骤(4)中二次扫选捕收剂为10g/t的黄药;所述黄药为重量比2∶1的乙基黄药与丁基黄药配合使用。
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