CN106216101B - 一种提高老尾矿库尾矿中硫金回收率的方法 - Google Patents

一种提高老尾矿库尾矿中硫金回收率的方法 Download PDF

Info

Publication number
CN106216101B
CN106216101B CN201610632044.5A CN201610632044A CN106216101B CN 106216101 B CN106216101 B CN 106216101B CN 201610632044 A CN201610632044 A CN 201610632044A CN 106216101 B CN106216101 B CN 106216101B
Authority
CN
China
Prior art keywords
gold
tailing
flotation
sulfur
library
Prior art date
Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
Active
Application number
CN201610632044.5A
Other languages
English (en)
Other versions
CN106216101A (zh
Inventor
孙运礼
王李鹏
任琳珠
何海涛
袁艳
李福兰
姜永智
王志丰
杨俊龙
苗培
Current Assignee (The listed assignees may be inaccurate. Google has not performed a legal analysis and makes no representation or warranty as to the accuracy of the list.)
Northwest Research Institute of Mining and Metallurgy
Original Assignee
Northwest Research Institute of Mining and Metallurgy
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Northwest Research Institute of Mining and Metallurgy filed Critical Northwest Research Institute of Mining and Metallurgy
Priority to CN201610632044.5A priority Critical patent/CN106216101B/zh
Publication of CN106216101A publication Critical patent/CN106216101A/zh
Application granted granted Critical
Publication of CN106216101B publication Critical patent/CN106216101B/zh
Active legal-status Critical Current
Anticipated expiration legal-status Critical

Links

Classifications

    • BPERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
    • B03SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
    • B03DFLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
    • B03D1/00Flotation
    • BPERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
    • B03SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
    • B03BSEPARATING SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS
    • B03B1/00Conditioning for facilitating separation by altering physical properties of the matter to be treated

Landscapes

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

本发明公开了一种提高老尾矿库尾矿中硫金回收率的方法,它包括浮选矿浆制备、氧化还原体系中充气搅拌、硫金矿物浮选等步骤,采用润湿浸泡的矿浆制备方法,避免了试样与水混合不均匀导致的浮选效果不佳;采用氧化还原体系充气强烈搅拌方法,在硫化钠充气后形成的氧化还原体系中,使矿物表面被还原,加之强烈搅拌,使矿粒之间相互擦洗,裸露出硫金矿物的新鲜表面,避免了直接浮选或活化浮选方法,硫金矿物不易上浮,有效解决了老尾矿库尾矿中硫金浮选回收率低的问题,大幅度提高了老尾矿库尾矿中硫金的回收率,降低了药剂成本,节约了资源。

Description

一种提高老尾矿库尾矿中硫金回收率的方法
技术领域
本发明属于矿物浮选工艺技术领域,涉及老尾矿库尾矿,具体涉及一种提高老尾矿库尾矿中硫金回收率的方法。
背景技术
常见的老尾矿库尾矿具备两个特点:首先老尾矿库尾矿中有价金属元素品位低、复杂难选,且堆积时间较长,矿物表面过氧化程度较高;其次老尾矿库尾矿中贵金属多为伴生金属,主要载金矿物多为黄铁矿、黄铜矿。如果采用传统硫酸铜活化-直接浮选法及尼尔森选矿技术,硫金的回收率均不高,具体表现为:1硫金矿物浮选速度慢,浮选时间长,回收率低;2强力捕收,导致矿泥及易浮脉石上浮量大,浮选富集比低;3尼尔森选矿技术,仅能回收少部分粗粒硫金精矿,对硫金回收率远不及浮选;4浮选药剂用量较大,选矿药剂成本较高。
发明内容
为了解决上述现有技术中回收率低、浮选药剂成本高的问题,本发明提供了一种提高老尾矿库尾矿中硫金回收率的方法。
本发明所采取的技术方案为:一种提高老尾矿库尾矿中硫金回收率的方法,具体包括如下步骤:
A.浮选矿浆制备:将试样老尾矿库尾矿倒入塑料容器中,加入水致矿浆质量浓度为33%后搅拌均匀,静置润湿浸泡24小时获得浮选矿浆;
B.氧化还原体系中充气搅拌:将浮选矿浆转移至充气式浮选机槽体中,加入质量浓度为10%硫化钠溶液,用量为50~100克/吨试样,将浮选槽中矿浆进行充气搅拌,搅拌时间为40~60分钟,叶轮转速为1800~2000r/min,充气量为1.2~1.5m3/h;
C.硫金矿物浮选:向充气搅拌后的矿浆浮选槽中加入硫酸铜,硫酸铜加入量为200~300克/吨试样, 搅拌3分钟加入丁基黄药,丁基黄药加入量为80~100克/吨试样;搅拌2分钟进行硫金矿物粗浮选得硫金粗精矿,硫金粗精矿经三次精选获得硫金精矿。
所述老尾矿库尾矿为闭库年限超过20年以上的老尾矿库尾矿。
上述操作中“克/吨试样”指每吨试样老尾矿库尾矿中添加药剂的克数。整个工艺流程为闭路浮选循环流程。
本发明的有益效果在于:本发明将老尾矿库尾矿润湿浸泡制备浮选矿浆,浮选矿浆在硫化钠环境中充气搅拌一定时间后,进行活化浮选获得硫金粗精矿,再经三次精选获得硫金精矿的方法。采用润湿浸泡的矿浆制备方法,避免了试样与水混合不均匀导致的浮选效果不佳;采用氧化还原体系充气强烈搅拌方法,在硫化钠充气后形成的氧化还原体系中,使矿物表面被还原,加之强烈搅拌,使矿粒之间相互擦洗,裸露出硫金矿物的新鲜表面,避免了直接浮选或活化浮选方法,硫金矿物不易上浮,有效解决了老尾矿库尾矿中硫金浮选回收率低的问题。本发明所述的方法采用浸泡润湿制备矿浆—氧化还原体系中充气搅拌—硫金矿物活化浮选工艺,大幅度提高了老尾矿库尾矿中硫金的回收率,降低了药剂成本,节约了资源。
具体实施方式
实施例1
一种提高老尾矿库尾矿中硫金回收率的方法,具体包括如下步骤:
A.浮选矿浆制备:将某二十年以上老尾矿库尾矿(试样)倒入塑料容器中,加入水致矿浆质量浓度为33%后搅拌均匀,静置润湿浸泡24小时获得浮选矿浆;
B. 氧化还原体系中充气搅拌:将润湿浸泡后的浮选矿浆从塑料容器中转移至充气式浮选机槽体中,向浮选矿浆中加入硫化钠溶液,用量为50克/吨试样,硫化钠溶液质量浓度为10%,将浮选槽中矿浆进行充气搅拌,搅拌时间为30分钟,叶轮转速为1800r/min,充气量为1.2m3/h;
C.硫金矿物浮选:向充气搅拌后的矿浆浮选槽中加入硫酸铜溶液搅拌3分钟,再加入丁基黄药溶液搅拌2分钟后,进行硫金矿物粗浮选,获得硫金粗精矿,硫金粗精矿经三次精选获得硫金精矿,硫酸铜加入量为250克/吨试样,硫酸铜溶液质量浓度为6%,丁基黄药加入量为80克/吨试样,丁基黄药溶液质量浓度为1.2%;
上述操作中“克/吨试样”指每吨试样老尾矿库尾矿中添加药剂的克数。
经检测本实施例1所述的老尾矿库尾矿中硫品位为6.83%、金品位0.8g/t;经本发明所述方法获得硫金精矿中硫品位为42.25%、金品位4.24g/t、硫回收率82.27%,金回收率70.49%。
对照例1
采用硫酸铜活化-直接浮选工艺,对实施例1同一老尾矿库尾矿中直接加入水,致矿浆质量浓度为33%后搅拌均匀,获得浮选矿浆,向浮选矿浆中加入硫酸铜溶液,硫酸铜加入量为350克/吨试样,硫酸铜溶液质量浓度为6%,搅拌3分钟后加入丁基黄药溶液,丁基黄药加入量为180克/吨试样,丁基黄药溶液质量浓度为1.2%,搅拌2分钟后进行硫金矿物粗浮选,获得硫金粗精矿,硫金粗精矿经三次精选获得硫金精矿。
经检测本对照例1所述的老尾矿库尾矿中硫品位为6.83%、金品位0.8g/t;经对照例1所述方法获得硫金精矿中硫品位为37.32%、金品位3.50g/t、硫回收率68.30%,金回收率54.69%。
对照例2
采用尼尔森重选法工艺,对实施例1同一老尾矿库尾矿中直接加入水,致矿浆质量浓度为15%后搅拌均匀,获得矿浆,设定尼尔森选矿设备扩大重力倍数G值为80,流态化水水量为2.1L/min,将矿浆均匀给入尼尔森选矿机进行分选,获得硫金精矿。
经检测本对照例2所述的老尾矿库尾矿中硫品位为6.83%、金品位0.8g/t;经对照例2所述方法获得硫金精矿中硫品位为44.32%、金品位5.78g/t、硫回收率30.32%,金回收率33.74%。
实施例2
一种提高老尾矿库尾矿中硫金回收率的方法,具体包括如下步骤:
A.浮选矿浆制备:将某四十年以上老尾矿库尾矿(试样)倒入塑料容器中,加入水致矿浆质量浓度为33%后搅拌均匀,静置润湿浸泡24小时获得浮选矿浆;
B. 氧化还原体系中充气搅拌:将润湿浸泡后的浮选矿浆从塑料容器中转移至充气式浮选机槽体中,向浮选矿浆中加入硫化钠溶液,用量为100克/吨试样,硫化钠溶液质量浓度为10%,将浮选槽中矿浆进行充气搅拌,搅拌时间为40分钟,叶轮转速为2000r/min,充气量为1.5m3/h;
C.硫金矿物浮选:向充气搅拌后的矿浆浮选槽中加入硫酸铜溶液搅拌3分钟,再加入丁基黄药溶液搅拌2分钟后,进行硫金矿物粗浮选,获得硫金粗精矿,硫金粗精矿经三次精选获得硫金精矿,硫酸铜加入量为300克/吨试样,硫酸铜溶液质量浓度为6%,丁基黄药加入量为100克/吨试样,丁基黄药溶液质量浓度为1.2%;
上述操作中“克/吨试样”指每吨试样老尾矿库尾矿中添加药剂的克数。
经检测本实施例2所述的老尾矿库尾矿中硫品位为8.21%、金品位0.97g/t;经本发明所述方法获得硫金精矿中硫品位为41.21%、金品位4.46g/t、硫回收率80.31%,金回收率73.57%。
对照例3
采用硫酸铜活化-直接浮选工艺,对实施例2同一老尾矿库尾矿中直接加入水,致矿浆质量浓度为33%后搅拌均匀,获得浮选矿浆,向浮选矿浆中加入硫酸铜溶液,硫酸铜加入量为400克/吨试样,硫酸铜溶液质量浓度为6%,搅拌3分钟后加入丁基黄药溶液,丁基黄药加入量为250克/吨试样,丁基黄药溶液质量浓度为1.2%,搅拌2分钟后进行硫金矿物粗浮选,获得硫金粗精矿,硫金粗精矿经三次精选获得硫金精矿。
经检测本对照例3所述的老尾矿库尾矿中硫品位为8.21%、金品位0.97g/t;经对照例3所述方法获得硫金精矿中硫品位为36.81%、金品位3.94g/t、硫回收率67.25%,金回收率60.93%。
对照例4
采用尼尔森重选法工艺,对同一老尾矿库尾矿中直接加入水,致矿浆质量浓度为15%后搅拌均匀,获得矿浆,设定尼尔森选矿设备扩大重力倍数G值为100,流态化水水量为2.0L/min,将矿浆均匀给入尼尔森选矿机进行分选,获得硫金精矿。
经检测本对照例2所述的老尾矿库尾矿中硫品位为8.20%、金品位0.96g/t;经对照例4所述方法获得硫金精矿中硫品位为44.32%、金品位5.78g/t、硫回收率30.29%,金回收率37.31%。

Claims (1)

1.一种提高老尾矿库尾矿中硫金回收率的方法,其特征在于:具体包括如下步骤:
A.浮选矿浆制备:将试样老尾矿库尾矿倒入塑料容器中,加入水至矿浆质量浓度为33%后搅拌均匀,静置润湿浸泡24小时获得浮选矿浆;所述老尾矿库尾矿为闭库年限超过20年以上的老尾矿库尾矿;
B.氧化还原体系中充气搅拌:将浮选矿浆转移至充气式浮选机槽体中,加入质量浓度为10%硫化钠溶液,用量为50~100克/吨试样,将浮选槽中矿浆进行充气搅拌,搅拌时间为40~60分钟,叶轮转速为1800~2000r/min,充气量为1.2~1.5m3/h;
C.硫金矿物浮选:向充气搅拌后的矿浆浮选槽中加入硫酸铜,硫酸铜加入量为200~300克/吨试样, 搅拌3分钟加入丁基黄药,丁基黄药加入量为80~100克/吨试样;搅拌2分钟进行硫金矿物粗浮选得硫金粗精矿,硫金粗精矿经三次精选获得硫金精矿。
CN201610632044.5A 2016-08-04 2016-08-04 一种提高老尾矿库尾矿中硫金回收率的方法 Active CN106216101B (zh)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN201610632044.5A CN106216101B (zh) 2016-08-04 2016-08-04 一种提高老尾矿库尾矿中硫金回收率的方法

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN201610632044.5A CN106216101B (zh) 2016-08-04 2016-08-04 一种提高老尾矿库尾矿中硫金回收率的方法

Publications (2)

Publication Number Publication Date
CN106216101A CN106216101A (zh) 2016-12-14
CN106216101B true CN106216101B (zh) 2018-09-28

Family

ID=57548216

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
CN201610632044.5A Active CN106216101B (zh) 2016-08-04 2016-08-04 一种提高老尾矿库尾矿中硫金回收率的方法

Country Status (1)

Country Link
CN (1) CN106216101B (zh)

Families Citing this family (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN107617507B (zh) * 2017-08-31 2020-04-10 厦门紫金矿冶技术有限公司 一种从金精矿生物氧化氰化尾渣中回收金、硫的工艺
CN113333169B (zh) * 2021-05-13 2022-09-16 西北矿冶研究院 一种铜铅锌混浮精矿矿浆浮选分离方法

Citations (7)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US6210648B1 (en) * 1996-10-23 2001-04-03 Newmont Mining Corporation Method for processing refractory auriferous sulfide ores involving preparation of a sulfide concentrate
CN101332447A (zh) * 2008-08-06 2008-12-31 紫金矿业集团股份有限公司 一种提高金尾矿中金回收率的选矿方法
CN101709385A (zh) * 2009-12-10 2010-05-19 吉林大学 含金高砷型尾矿选金的方法
CN101786038A (zh) * 2009-11-18 2010-07-28 瓮福(集团)有限责任公司 一种多金属矿石钼、镍的选矿方法
CN102327808A (zh) * 2011-07-29 2012-01-25 中矿金业股份有限公司 金矿尾矿处理工艺
CN102600990A (zh) * 2012-03-14 2012-07-25 安徽金联地矿科技有限公司 一种提高黄铜矿中金银回收率的方法
CN104846195A (zh) * 2015-05-15 2015-08-19 西北矿冶研究院 从选矿尾矿中回收低品位贵金属的方法

Patent Citations (7)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US6210648B1 (en) * 1996-10-23 2001-04-03 Newmont Mining Corporation Method for processing refractory auriferous sulfide ores involving preparation of a sulfide concentrate
CN101332447A (zh) * 2008-08-06 2008-12-31 紫金矿业集团股份有限公司 一种提高金尾矿中金回收率的选矿方法
CN101786038A (zh) * 2009-11-18 2010-07-28 瓮福(集团)有限责任公司 一种多金属矿石钼、镍的选矿方法
CN101709385A (zh) * 2009-12-10 2010-05-19 吉林大学 含金高砷型尾矿选金的方法
CN102327808A (zh) * 2011-07-29 2012-01-25 中矿金业股份有限公司 金矿尾矿处理工艺
CN102600990A (zh) * 2012-03-14 2012-07-25 安徽金联地矿科技有限公司 一种提高黄铜矿中金银回收率的方法
CN104846195A (zh) * 2015-05-15 2015-08-19 西北矿冶研究院 从选矿尾矿中回收低品位贵金属的方法

Also Published As

Publication number Publication date
CN106216101A (zh) 2016-12-14

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN102218377B (zh) 一种高效氧化铜钴矿组合捕收剂及氧化铜矿选矿方法
CN103691569A (zh) 一种高硫含金铜矿石的浮选方法
CN109701736B (zh) 含磁铁矿和磁黄铁矿的复杂矿石选矿工艺
CN103990549A (zh) 一种复杂多金属硫化银金矿综合回收的选矿方法
CN106552715A (zh) 一种从铅硫混合精矿分离尾矿中回收闪锌矿的方法
CN106902974B (zh) 一种低氧化率高结合率混合铜矿的选矿方法
CN106540816A (zh) 一种低碱度下抑制黄铁矿的浮选复合抑制剂及其使用方法
CN103331206A (zh) 一种提高钨细泥中钨回收率的选矿方法与系统
CN107694740B (zh) 从硫化铅锌浮选尾矿中反浮选菱锌矿的选矿方法
CN102989589B (zh) 二步法回收受抑制的黄铁矿和磁黄铁矿的工艺方法
CN104815746A (zh) 一种高铁高泥质碱性脉石难处理氧化铜矿的回收方法
CN112495590A (zh) 一种含镁硅酸盐矿物抑制剂及其应用
CN106216101B (zh) 一种提高老尾矿库尾矿中硫金回收率的方法
CN104722408A (zh) 一种利用分支串流浮选回收氰化尾渣中金的方法
CN103433142B (zh) 微细粒复杂脆硫锑铅矿的浮选方法
CN106345607B (zh) 一种处理难选铜锌矿石的选冶联合工艺
CN107350083A (zh) 一种高泥高次生硫化铜矿石的选矿方法及其用于的组合调整剂
CN107185724A (zh) 一种从尾渣中回收含金矿物的浮选方法
CN104815762B (zh) 一种砷黝铜矿捕收剂的制备方法
CN102371206B (zh) 一种处理含碳铅锌多金属复杂硫化矿的工艺
CN106269290A (zh) 从高品位硫精矿中除铜铅锌的浮选方法
CN105107634A (zh) 一种从金银精矿氰化渣中回收伴生铜锌硫化矿的方法
CN104107761A (zh) 从含金氰化尾渣中回收有价金属的方法
CN203304060U (zh) 一种提高钨细泥中钨回收率的选矿系统
CN110819819A (zh) 一种毒砂载金微细粒浸染型金矿石综合回收方法

Legal Events

Date Code Title Description
C06 Publication
PB01 Publication
SE01 Entry into force of request for substantive examination
SE01 Entry into force of request for substantive examination
GR01 Patent grant
GR01 Patent grant