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

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。