CN105457742B - 高砷含铜难处理金矿选冶方法 - Google Patents

高砷含铜难处理金矿选冶方法 Download PDF

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Abstract

高砷含铜难处理金矿选冶方法，为铜砷浮选分离：将破碎的原矿石与水混合磨矿后加石灰调节pH值，加亚硫酸钠等进行铜粗选，向铜粗选精矿加石灰等进行三次铜精选，向铜粗选尾矿加Z‑200进行二次铜扫选，向铜扫选2尾矿加丁基黄药等进行硫砷粗选，向硫砷粗选精矿加水玻璃进行硫砷精选，得硫砷精矿，向硫砷粗选尾矿加丁基黄药等进行硫砷扫选；浮选尾矿氰化‑洗涤：将硫砷扫选尾矿固液分离，对分离尾渣调浆加石灰，控制氰化钠浓度进行氰化，再对氰化尾矿进行三段逆流洗涤；贵液沉铜—吸附：将三段逆流洗涤贵液加硫酸及硫化钠沉铜，再经浓密得沉铜渣，将浓密溢流进行活性炭吸附得载金碳，具有铜砷高效分离、综合回收率高、零回水、成本低等优点。

Description

高砷含铜难处理金矿选冶方法
技术领域
本发明涉及一种难处理金矿的选冶方法，特别涉及一种高砷含铜难处理金矿选冶方法，适于高砷含铜难处理金矿石选冶应用，还可适于类似难处理金矿石选冶应用。
背景技术
随着矿产资源的大规模开发及利用，易采易选矿石已日益减少，复杂难处理矿石已成为今后的主要资源，工艺创新，攻克难处理矿石选冶工艺，提高资源利用率和节能环保已成为当今选冶工作者面临的主要难题和挑战。
高砷含铜金矿石中金与铜矿物、砷矿物关系密切，相互共生，或被其包裹，且嵌布粒度微细，难以解离或暴露，若采用直接氰化或氨氰工艺，不仅药剂耗量较大，金浸出率低，而且矿石中所含的氧化铜矿石进入氰化，还将造成氰化贵液中铜含量高，该贵液进入吸附势必产出高铜炭且金吸附率低，影响金的回收和后续工艺畅通，整个工艺用水亦无法循环利用，无法实现工艺水平衡；此外矿石中铜矿物、砷矿物相互共生、相互交代或包裹，嵌布粒度细，结构复杂且铜矿物和砷矿物的天然可浮性相近，难以彼此浮选分离，若采用浮选法获取可以直接销售的合格铜精矿，必须进行铜砷高效分离。
为此，针对高砷含铜难处理金矿石，寻求一种适合该矿石性质特点高效回收金铜等有价元素、提高资源综合利用水平、增加企业效益和竞争力的高砷含铜难处理金矿选冶方法就显得尤为重要。
发明内容
本发明的任务克服现有技术存在的不足，提供一种工艺流程短、操作简单、适应性强、处理成本低、浓密沉降效果好和容易工业化的高砷含铜难处理金矿选冶方法。
本发明的任务是通过以下技术方案来完成的：
高砷含铜难处理金矿选冶方法，通过以下顺序工艺步骤来实现的：
A.铜砷浮选分离：先将破碎的原矿石与水按质量比1：1加入磨矿机进行磨矿，得到细度达到-0.074mm占80～85％的球磨机排料，接着以每吨球磨机排料加入石灰3000～4000g调整矿浆pH值至10～11，再添加硫砷抑制剂亚硫酸钠1000～1500g、铜捕收剂Z-200约40～60g和起泡剂松醇油5～10g进行铜粗选，得到铜粗选精矿和铜粗选尾矿，分别向每吨铜粗选精矿添加石灰500～750g、亚硫酸钠300～500g进行铜精选1，得到铜精选1精矿和铜精选1尾矿，向每吨铜精选1精矿添加石灰200～300g、亚硫酸钠200～300g进行铜精选2，得到铜精选2精矿和铜精选2尾矿，向每吨铜精选2精矿添加石灰100～200g、亚硫酸钠100～200g进行铜精选3，得到铜精选3精矿产品和铜精选3尾矿,向每吨铜粗选尾矿添加铜捕收剂Z-200约10～15g进行铜扫选1，得到铜扫选1精矿和铜扫选1尾矿，向每吨铜扫选1尾矿添加铜捕收剂Z-200约10～15g进行铜扫选2，得到铜扫选2精矿和铜扫选2尾矿，向每吨铜扫选2尾矿添加丁基黄药30～40g、丁铵黑药10～20g进行硫砷粗选，得到硫砷粗选精矿和硫砷粗选尾矿，再分别向每吨硫砷粗选精矿添加水玻璃1000～1500g进行硫砷精选，得到硫砷精矿产品和硫砷精选尾矿，硫砷精矿可用现有的火法或热压工艺另行处理，向每吨硫砷粗选尾矿添加丁基黄药10～20g、丁铵黑药5～10g进行硫砷扫选，得到硫砷扫选尾矿和硫砷扫选精矿；
B.浮选尾矿氰化-洗涤：将步骤A硫砷扫选尾矿进行固液分离，得到固液分离尾渣和固液分离尾水，对固液分离尾渣调浆至矿浆浓度40～45％再添加石灰调pH值至10～11，控制氰化钠浓度为300～500ppm进行氰化，得到氰化尾矿，再对氰化尾矿进行三段逆流洗涤，得到三段逆流洗涤贵液和三段逆流洗涤尾矿；
C.贵液沉铜—吸附：将步骤B得到的每吨三段逆流洗涤贵液添加硫酸调节pH值至4.5～6.5，然后按每立方米贵液添加硫化钠50～200g，将沉铜处理物料再经浓密得到浓密溢流和沉铜渣产品，将浓密溢流进行活性炭吸附，产出载金碳和吸附贫液，载金碳另行解吸电积。
说明书中涉及的百分比均为质量百分比。
本发明的优点：
1.实现了铜砷高效分离，获取了合格的铜、金矿，铜品位>20％，砷品位<0.5％，铜回收率>50％；金综合回收率>85％。
2.实现了金铜高效综合回收，有效地提升资源综合利用率。
3.采用贵液沉铜—吸附工艺，使工艺回水零排放而全部循环利用，保证了工艺畅通运行。
4.工艺简约，药剂成本低，对环境友好。
附图说明
图1是根据本发明提出的一种高砷含铜难处理金矿选冶方法工艺流程图。
附图中各标示分别表示：
1.原矿石 2.球磨机排料 3.铜粗选精矿 4铜粗选尾矿 5.铜精选1精矿 6.铜精选1尾矿 7.铜精选2尾矿 8.铜精选2尾矿 9.铜精选3精矿 10.铜精选3尾矿 11.铜扫选1精矿12.铜扫选1尾矿 13.铜扫选1尾矿 14.铜扫选2尾矿 15.硫砷粗选精矿 16.硫砷粗选尾矿17.硫砷精选尾矿 18.硫砷精矿 19.硫砷扫选精矿 20.硫砷扫选尾矿 21.固液分离尾渣22.固液分离尾水 23.氰化尾矿 24.三段逆流洗涤尾矿 25.三段逆流洗涤贵液 26.沉铜处理物料 27.沉铜渣 28.浓密溢流 29.载金碳 30.吸附贫液
以下结合附图对发明作进一步详细地描述。
具体实施方式
如图1所示，本发明的一种高砷含铜难处理金矿选冶方法，依次按如下工艺步骤与条件进行：
A.铜砷浮选分离：先将破碎的原矿石1与水按质量比1：1加入磨矿机进行磨矿，得到细度达到-0.074mm占80～85％的球磨机排料2，接着以每吨原矿石加入石灰3000～4000g调整矿浆pH值至10～11，再添加硫砷抑制剂亚硫酸钠1000～1500g、铜捕收剂Z-200约40～60g和起泡剂松醇油5～10g进行铜粗选，得到铜粗选精矿3和铜粗选尾矿4，分别向每吨铜粗选精矿3添加石灰500～750g、亚硫酸钠300～500g进行铜精选1，得到铜精选1精矿5和铜精选1尾矿6，向每吨铜精选1精矿5添加石灰200～300g、亚硫酸钠200～300g进行铜精选2，得到铜精选2精矿7和铜精选2尾矿8，向每吨铜精选2精矿7添加石灰100～200g、亚硫酸钠100～200g进行铜精选3，得到铜精选3精矿9产品和铜精选3尾矿10,向每吨铜粗选尾矿4添加铜捕收剂Z-200约10～15g进行铜扫选1，得到铜扫选1精矿11和铜扫选1尾矿12，向每吨铜扫选1尾矿12添加铜捕收剂Z-200约10～15g进行铜扫选2，得到铜扫选2精矿13和铜扫选2尾矿14，向每吨铜扫选2尾矿14添加丁基黄药30～40g、丁铵黑药10～20g进行硫砷粗选，得到硫砷粗选精矿15和硫砷粗选尾矿16，再分别向每吨硫砷粗选精矿15添加水玻璃1000～1500g进行硫砷精选，得到硫砷精矿18产品和硫砷精选尾矿17，硫砷精矿18可用现有的火法或热压工艺另行处理，向每吨硫砷粗选尾矿16添加丁基黄药10～20g、丁铵黑药5～10g进行硫砷扫选，得到硫砷扫选尾矿20和硫砷扫选精矿19；
B.浮选尾矿氰化-洗涤：将步骤A硫砷扫选尾矿20进行固液分离，得到固液分离尾渣21和固液分离尾水22，对固液分离尾渣21调浆至矿浆浓度40～45％再添加石灰调pH值至10～11，控制氰化钠浓度为300～500ppm进行氰化，得到氰化尾矿23，再对氰化尾矿23进行三段逆流洗涤，得到三段逆流洗涤贵液25和三段逆流洗涤尾矿24；
C.贵液沉铜—吸附：将步骤B得到的每吨三段逆流洗涤贵液25添加硫酸调节pH值至4.5～6.5，然后按每立方米贵液添加硫化钠50～200g，将沉铜处理物料26再经浓密得到浓密溢流28和沉铜渣27产品，将浓密溢流28进行活性炭吸附，产出载金碳29和吸附贫液30，载金碳29另行解吸电积。
所述的A铜砷浮选分离步骤铜精选1的铜精选1尾矿6返回至铜粗选再选。
所述的A铜砷浮选分离步骤铜精选2的铜精选2的铜精选2尾矿8返回至铜精选1再选。
所述的A铜砷浮选分离步骤铜精选3的铜精选3尾矿10返回至铜精选2再选。
所述的A铜砷浮选分离步骤铜扫选1的铜扫选1精矿11与铜精选1的铜精选1尾矿6一并返回至铜粗洗再洗。
所述的A铜砷浮选分离步骤铜扫选2的铜扫选2精矿13返回至铜扫选1再选。
所述的A铜砷浮选分离步骤硫砷精选的硫砷精选尾矿17和硫砷扫选的硫砷扫选精矿19一并返回至硫砷粗选再选。
所述的B浮选尾矿氰化-洗涤步骤固液分离的固液分离尾水22返回至A铜砷浮选分离步骤磨矿再磨。
所述的C贵液沉铜—吸附步骤活性炭吸附的吸附贫液30返回至B浮选尾矿氰化-洗涤步骤氰化再用。
以下用相同的高砷含铜难处理金矿分别用现有技术的氨氰法、本发明的选冶方法进行比对试验：
对比例：用现有技术氨氰法对高砷含铜难处理金矿进行选冶，首先将破碎后的原矿石与水按1：1加入球磨机进行磨矿，至球磨机排料的磨矿细度达到-0.074mm占80～85％，按每吨球磨机排料添加石灰4～8kg、硫酸铵3～10kg、氰化钠0.5～2kg进行氨氰浸出，氨氰工艺浸出72h后再经三段逆流洗涤得到贵液和逆流洗涤尾矿，将洗涤贵液经活性炭静态吸附回收金，吸附贫液返回磨矿作业，载金炭则送冶炼厂解吸电积，解吸贫炭再返回吸附作业，金回收率为67％。
实施例：用本发明方法对高砷含铜难处理金矿进行选冶，首先将破碎后的原矿石与水按1：1的比例加入球磨机进行磨矿，至球磨机排料的磨矿细度达到-0.074mm占80～85％，按每吨球磨机排料添加石灰3500g，调整矿浆pH值至10～11，再添加亚硫酸钠1200g、Z-200约50g和松醇油7g进行铜粗选；其次对每吨铜粗选精矿添加石灰650g、亚硫酸钠用量400g进行第一次铜精选，向每吨第一次铜精选精矿添加石灰250g、亚硫酸钠250g进行第二次铜精选，向每吨第二次铜精选精矿添加石灰150g、亚硫酸钠150g进行第三次铜精选，第一次铜精选尾矿返回至铜粗选，第二次铜精选尾矿返回至第一次铜精选，第三次铜精选尾矿返回至第二次铜精选，第三次铜精选精矿作为铜精矿产品；向每吨铜粗选尾矿中添加Z-200约12g进行第一次铜扫选，第一次铜扫选1尾矿添加Z-200约12g进行第二次铜扫选，第一次铜扫选精矿返回至铜粗选，第二次铜扫选精矿返回至第一次铜扫选，向每吨第二次铜扫选尾矿添加丁基黄药用量35g、丁铵黑药用量15g进行硫砷粗选，向每吨硫砷粗选精矿添加水玻璃1200g进行硫砷精选，向每吨硫砷粗选尾矿添加丁基黄药用量15g、丁铵黑药7g进行硫砷扫选，硫砷精选尾矿返回至硫砷粗选，硫砷扫选精矿返回至硫砷粗选，产出硫砷精矿可采用火法或热压工艺另行处理，对硫砷扫选尾矿进行固液分离，硫砷扫选尾矿固液分离的尾水返回至磨矿，将固液分离的尾渣调浆至矿浆浓度40～45％，然后添加石灰调pH值至10～11，控制氰化钠浓度为400ppm进行氰化洗涤，三段逆流洗涤尾矿进入尾矿库，向三段逆流洗涤贵液中添加硫酸调pH值至5左右，然后加硫化钠100g进行沉铜，再经浓密得到沉铜渣产品，浓密溢流进入活性炭吸附产出载金碳送冶炼厂解吸电积，吸附贫液则返回至氰化再用。
其它实施例工艺步骤相同，工艺条件在范围内有所差别，效果也较好。
对比结果见下表：
表1 对比试验结果
由表1可以看出，相比氨氰工艺，本发明实施例金回收率达87.26％较氨氰法金回收率67％提高了20％以上并实现了铜的综合回收，铜回收率为58.72％，即实现了金铜的高效综合回收，又实现了工艺水的循环利用及平衡，保证工艺的畅通及运行，此外还可回收硫、砷等非金属元素。
如上所述，便可较好地实现本发明。上述实施例仅为本发明较佳的实施方式，但本发明的实施方式并不受上述实施例的限制，其他未背离本发明的精神实质与原理下所做的改变、修饰、替换、组合、简化，均应为等效的置换方式，都包含在本发明的保护范围内。

Claims (9)

1.高砷含铜难处理金矿选冶方法，依次按如下工艺步骤和条件进行：
A.铜砷浮选分离：先将破碎的原矿石(1〕与水按质量比1：1加入磨矿机进行磨矿，得到细度达到-0.074mm占80～85％的球磨机排料(2)，接着以每吨球磨机排料加入石灰3000～4000g调整矿浆pH值至10～11，再添加硫砷抑制剂亚硫酸钠1000～1500g、铜捕收剂Z-20040～60g和起泡剂松醇油5～10g进行铜粗选，得到铜粗选精矿(3)和铜粗选尾矿(4)，分别向每吨铜粗选精矿(3)添加石灰500～750g、亚硫酸钠300～500g进行铜精选1，得到铜精选1精矿(5)和铜精选1尾矿(6)，向每吨铜精选1精矿(5)添加石灰200～300g、亚硫酸钠200～300g进行铜精选2，得到铜精选2精矿(7)和铜精选2尾矿(8)，向每吨铜精选2精矿(7)添加石灰100～200g、亚硫酸钠100～200g进行铜精选3，得到铜精选3精矿(9)产品和铜精选3尾矿(10),向每吨铜粗选尾矿(4)添加铜捕收剂Z-200 10～15g进行铜扫选1，得到铜扫选1精矿(11)和铜扫选1尾矿(12)，向每吨铜扫选1尾矿(12)添加铜捕收剂Z-200 10～15g进行铜扫选2，得到铜扫选2精矿(13)和铜扫选2尾矿(14)，向每吨铜扫选2尾矿(14)添加丁基黄药30～40g、丁铵黑药10～20g进行硫砷粗选，得到硫砷粗选精矿(15)和硫砷粗选尾矿(16)，再分别向每吨硫砷粗选精矿(15)添加水玻璃1000～1500g进行硫砷精选，得到硫砷精矿(18)产品和硫砷精选尾矿(17)，硫砷精矿(18)用现有的火法或热压工艺另行处理，向每吨硫砷粗选尾矿(16)添加丁基黄药10～20g、丁铵黑药5～10g进行硫砷扫选，得到硫砷扫选尾矿(20)和硫砷扫选精矿(19)；
B.浮选尾矿氰化-洗涤：将步骤A硫砷扫选尾矿(20)进行固液分离，得到固液分离尾渣〔21〕和固液分离尾水〔22〕，对固液分离尾渣〔21〕调浆至矿浆浓度40～45％再添加石灰调pH值至10～11，控制氰化钠浓度为300～500ppm进行氰化，得到氰化尾矿〔23〕，再对氰化尾矿〔23〕进行三段逆流洗涤，得到三段逆流洗涤贵液〔25〕和三段逆流洗涤尾矿(24)；
C.贵液沉铜—吸附：将步骤B得到的三段逆流洗涤贵液〔25〕添加硫酸调节pH值至4.5～6.5，然后按每立方米贵液添加硫化钠50～200g进行沉铜，将沉铜处理物料(26)再经浓密得到浓密溢流(28)和沉铜渣(27)产品，将浓密溢流(28)进行活性炭吸附，产出载金碳(29)和吸附贫液(30)，载金碳(29)另行解吸电积。
2.根据权利要求1所述的方法，其特征是所述的A铜砷浮选分离步骤铜精选1的铜精选1尾矿(6)返回至铜粗选再选。
3.根据权利要求1所述的方法，其特征是所述的A铜砷浮选分离步骤铜精选2的铜精选2的铜精选2尾矿(8)返回至铜精选1再选。
4.根据权利要求1或2或3所述的方法，其特征是所述的A铜砷浮选分离步骤铜精选3的铜精选3尾矿(10)返回至铜精选2再选。
5.根据权利要求1所述的方法，其特征是所述的A铜砷浮选分离步骤铜扫选1的铜扫选1精矿(11)与铜精选1的铜精选1尾矿(6)一并返回至铜粗选再选。
6.根据权利要求1所述的方法，其特征是所述的A铜砷浮选分离步骤铜扫选2的铜扫选2精矿(13)返回至铜扫选1再选。
7.根据权利要求1或2或3所述的方法，其特征是所述的A铜砷浮选分离步骤硫砷精选的硫砷精选尾矿(17)和硫砷扫选的硫砷扫选精矿(19)一并返回至硫砷粗选再选。
8.根据权利要求1所述的方法，其特征是所述的B浮选尾矿氰化-洗涤步骤固液分离的固液分离尾水(22)返回至A铜砷浮选分离步骤磨矿再磨。
9.根据权利要求1所述的方法，其特征是所述的C贵液沉铜—吸附步骤活性炭吸附的吸附贫液(30)返回至B浮选尾矿氰化-洗涤步骤氰化再用。
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