CN102728476A

CN102728476A - 一种从金精矿直接氰化尾渣中综合回收锌的浮选方法

Info

Publication number: CN102728476A
Application number: CN2012102018570A
Authority: CN
Inventors: 徐永祥; 吕寿明; 王立新; 梁志伟
Original assignee: SHANDONG GUODA GOLD CO Ltd
Current assignee: SHANDONG GUODA GOLD CO Ltd
Priority date: 2012-06-18
Filing date: 2012-06-18
Publication date: 2012-10-17

Abstract

本发明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，特别涉及一种从金精矿直接氰化尾渣中综合回收锌的浮选方法，依次经过选铅、调浆、酸性活化、抑制、搅拌和浮选，最后将所得锌精矿进行脱水分离，即得高品位锌精矿。本发明能够有效地回收金精矿直接氰化尾渣中的锌，使锌精矿中锌品位达到40%以上，锌的回收率达到62.59%以上，提高资源的综合利用，减少了资源浪费。

Description

一种从金精矿直接氰化尾渣中综合回收锌的浮选方法

技术领域

本发明涉及一种从金精矿直接氰化尾渣中综合回收锌的浮选方法，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

在适合直接氰化系统处理的金精矿中（指含金平均品位50～60g/t的金矿），除含有金银外，还含有一定量的铜、铅、锌等有价金属。由于金精矿地域性的差异，来源复杂，使得金精矿中锌的含量不同，锌含量高者可达12%左右，平均含量亦在3～5%左右。现有技术中，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，但直接氰化提金厂经浮选铅、铜过程中，会有部分锌进入铅精矿，部分锌进入铜精矿，余者进入选铜尾矿，从而导致生产中有价金属锌没有得到有效回收，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从金精矿直接氰化尾渣综合回收锌的浮选方法，采用复合型抑制剂，充分利用氰化尾渣中的氰化物抑制金精矿中的铜矿物，使金精矿直接氰化尾渣中的锌矿物得以浮选。

本发明解决上述技术问题的技术方案如下：一种从金精矿直接氰化尾渣中综合回收锌的浮选方法，其特征在于，包括以下步骤：

1）选铅：通过直接氰化尾渣浮选法，浮选出含铅质量份数大于40%的铅精矿，剩余物为选铅尾矿矿浆，选铅尾矿矿浆中锌的含量为选铅尾矿矿浆总质量的3～5%、铜的含量为总质量的2～3%；

2）调浆：将步骤1）所得选铅尾矿矿浆置于调浆槽中，控制矿浆中溶质占选铅尾矿矿浆总质量的30～35%，常温常压下连续搅拌均匀后放入调整槽中；

3）酸性活化：向调整槽内加入酸性活化剂，调整矿浆PH值至9.0～10.0，连续搅拌30分钟，保持PH处于9.0～10.0之间，待稳定后，将矿浆放入抑制槽中；

4）抑制：在抑制槽内保持矿浆中溶质的总质量分数为30～35%，添加抑制剂，再将矿浆从抑制槽放入搅拌槽中；

5）搅拌：在搅拌槽内一边搅拌一边连续均匀地加入浮选剂和起泡剂，搅拌均匀后将矿浆放入浮选槽；

6）浮选：在浮选槽内进行闭路浮选，经过一级粗选、一级闭路扫选和三级闭路精选（经过步骤5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；二级精选精矿进入三级精选浮选槽，二级精选尾矿返回一级精选浮选槽；三级精选浮选产出质量百分浓度20%-30%的锌精矿矿浆，三级精选尾矿返回二级精选浮选槽；一级扫选精矿返回一级粗选浮选槽，一级扫选尾矿即选锌尾矿），得到锌精矿；

7）将锌精矿进行脱水分离，即得含锌品位大于40%锌精矿。

本发明的有益效果是：有效地回收金精矿直接氰化尾渣中的锌，使锌精矿中锌品位达到40%以上，锌的回收率达到62.59%以上，提高资源的综合利用，减少了资源浪费。

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，所述酸性活化剂中溶质的质量分数为10%。

进一步，所述酸性活化剂为稀硫酸、硫酸铜或硫酸铁中的任意一种或多种的混合。

进一步，所述抑制剂为按质量比为2：1：1混合的工业用固体纯碱、氢氧化钠和硫化钠。

进一步，所述抑制剂添加量为1.0～2.0千克/吨。

进一步，所述浮选剂的添加量为60～80克/吨。

进一步，所述浮选剂为丁基黄药、乙基黄药、异戊基黄药、丁铵黑药或乙硫氮中的任意一种或多种的混合。

进一步，所述起泡剂的添加量为20～30克/吨。

进一步，所述起泡剂为2#油起泡剂或松醇油。

具体实施方式

以下所举实例只用于解释本发明，并非用于限定本发明的范围。

实施例1

通过直接氰化尾渣浮选工艺，浮选出含铅质量分数大于40%的铅精矿，剩余物为含锌质量分数分3～5%和含铜质量分数2～3%的的选铅尾矿矿浆；将上述选铅后尾矿矿浆，在调浆槽中用水调整矿浆溶质的总质量分数为30～35%，常温下，连续搅拌均匀后，放入PH调整槽中。加入质量分数为10%的稀硫酸调整矿浆酸度PH=9.0，连续搅拌30分钟，保持PH=9.0，待稳定后，连续均匀的将矿浆放入抑制槽中。保持矿浆溶质总质量分数30～35%，添加复合型抑制剂（质量比为2：1：1混合的工业用固体纯碱、氢氧化钠和硫化钠）1.0千克/吨，并连续进料、放料，矿浆进入搅拌槽中。一边搅拌一边连续均匀地按60克/吨加入浮选剂丁基黄药，并按20克/吨加入2#油起泡剂，连续不断的搅拌。矿浆进入浮选槽以后，进行闭路浮选，经过一级粗选、一级闭路扫选和三级闭路精选，锌矿物被富集，得到锌精矿。锌精矿经过打矿泵打入压滤机中脱水分离，得高品位锌精矿。最后的尾矿用打矿泵打入压滤机中脱水分离。选锌尾矿进入选铜作业，选锌滤液返回选锌作业。

表1实施例1化验结果及相关数据

实施例2

通过直接氰化尾渣浮选工艺，浮选出含铅质量分数大于40%的铅精矿，剩余物为含锌质量分数分3～5%和含铜质量分数2～3%的的选铅尾矿矿浆；将上述选铅后尾矿矿浆，在调浆槽中用水调整矿浆溶质的总质量分数为30～35%，常温常压下，连续搅拌，搅拌均匀后，放入PH调整槽中。加入质量分数为10%的硫酸铜调整矿浆酸度PH=9.5，连续搅拌30分钟，保持PH=9.5，待稳定后，连续均匀的将矿浆放入抑制槽中。保持矿浆溶质的总质量分数为30～35%，添加复合型抑制剂（质量比为2：1：1混合的工业用固体纯碱、氢氧化钠和硫化钠）1.5千克/吨，并连续进料，连续放料，矿浆进入搅拌槽中。一边搅拌一边连续均匀地按70克/吨加入浮选剂异戊基黄药和乙硫氮的混合物，并按25克/吨加入松醇油，连续不断的搅拌。矿浆进入浮选槽以后，进行闭路浮选，经过一级粗选、一级闭路扫选和三级闭路精选，锌矿物被富集，得到锌精矿。锌精矿经过打矿泵打入压滤机中脱水分离，得高品位锌精矿。最后的尾矿用打矿泵打入压滤机中脱水分离。选锌尾矿进入选铜作业，选锌滤液返回选锌作业。

表2实施例2化验结果及相关数据

实施例3

通过直接氰化尾渣浮选工艺，浮选出含铅质量分数大于40%的铅精矿，剩余物为含锌质量分数分3～5%和含铜质量分数2～3%的的选铅尾矿矿浆；将上述选铅后尾矿矿浆，在调浆槽中用水调整矿浆浓度30～35%，常温常压下，连续搅拌，搅拌均匀后，放入PH调整槽中。加入质量分数为10%的稀硫酸、硫酸铜和硫酸铁的混合物调整矿浆酸度PH=10.0，连续搅拌30分钟，保持PH=10.0，待稳定后，连续均匀的将矿浆放入抑制槽中。保持矿浆浓度30%～35%，添加复合型抑制剂（质量比为2：1：1混合的工业用固体纯碱、氢氧化钠和硫化钠）2.0千克/吨，并连续进料，连续放料，矿浆进入搅拌槽中。一边搅拌一边连续均匀地按80克/吨加入浮选剂乙基黄药、丁基黄药、异戊基黄药、丁铵黑药和乙硫氮的混合物，并按30克/吨加入2#油起泡剂，连续不断的搅拌。矿浆进入浮选槽以后，进行闭路浮选，经过一级粗选，一级闭路扫选，三级闭路精选，锌矿物被富集，得到锌精矿。锌精矿经过打矿泵打入压滤机中脱水分离，得高品位锌精矿。最后的尾矿用打矿泵打入压滤机中脱水分离。选锌尾矿进入选铜作业，选锌滤液返回选锌作业。

表3实施例3化验结果及相关数据

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

1.一种从金精矿直接氰化尾渣中综合回收锌的浮选方法，其特征在于，包括以下步骤：

1）选铅：通过直接氰化尾渣浮选法，浮选出含铅质量份数大于40％的铅精矿，剩余物为选铅尾矿矿浆，选铅尾矿矿浆中锌的含量为选铅尾矿矿浆总质量的3～5%、铜的含量为总质量的2～3%；

4）抑制：在抑制槽内保持矿浆中溶质的总质量分数为为30～35%，添加抑制剂，再将矿浆从抑制槽放入搅拌槽中；

6）浮选：在浮选槽内进行闭路浮选，经过一级粗选、一级闭路扫选和三级闭路精选，得到锌精矿；

7）将锌精矿进行脱水分离，即得品位大于40%的锌精矿。

2.根据权利要求1所述的从金精矿直接氰化尾渣中综合回收锌的浮选方法，其特征在于，所述酸性活化剂中溶质的质量分数为10%。

3.根据权利要求1或2所述的从金精矿直接氰化尾渣中综合回收锌的浮选方法，其特征在于，所述酸性活化剂为稀硫酸、硫酸铜或硫酸铁中的任意一种或多种的混合。

4.根据权利要求1所述的从金精矿直接氰化尾渣中综合回收锌的浮选方法，其特征在于，所述抑制剂为按质量比为2：1：1混合的工业用固体纯碱、氢氧化钠和硫化钠。

5.根据权利要求1或2或4所述的从金精矿直接氰化尾渣中综合回收锌的浮选方法，其特征在于，所述抑制剂添加量为1.0～2.0千克/吨。

6.根据权利要求1所述的从金精矿直接氰化尾渣中综合回收锌的浮选方法，其特征在于，所述浮选剂的添加量为60～80克/吨。

7.根据权利要求1或2或6所述的从金精矿直接氰化尾渣中综合回收锌的浮选方法，其特征在于，所述浮选剂为丁基黄药、乙基黄药、异戊基黄药、丁铵黑药或乙硫氮中的任意一种或多种的混合。

8.根据权利要求1所述的从金精矿直接氰化尾渣中综合回收锌的浮选方法，其特征在于，所述起泡剂的添加量为20～30克/吨。

9.根据权利要求1或2或8所述的从金精矿直接氰化尾渣中综合回收锌的浮选方法，其特征在于，所述起泡剂为2#油起泡剂或松醇油。