CN107326172A - 一种高碳微细粒次显微金矿的选矿方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公开一种高碳微细粒次显微金矿的选矿方法,属于矿物加工技术领域。采用磨矿后浮选,浮选精矿再磨再选,获得的浮选精矿进行氧化焙烧,获得焙砂即为金精矿。浮选精矿中碳、硫含量较高,当浮选精矿中黄铁矿富集到一定程度时,金品位难以再提高。只有通过氧化焙烧后才能获得较高品质的金精矿。浮选尾矿进行两段氧化焙烧,目的是防止“过烧”或“欠烧”,经过焙烧破坏包裹金的硫化物,使载金矿物结构上出现裂隙,抑制有机碳对后续氰化提金工艺的负面影响,达到显著提高金浸出率的目的。该方法具有生产成本低、金回收率高、适应性强、使用范围广等特点,实现了该矿石的回收利用。
Description
技术领域
本发明属于矿物加工技术领域,具体的说是一种高碳微细粒次显微金矿的选矿方法。
背景技术
随着易处理金矿的日益减少,难处理金矿将成为今后金矿石的主要资源。在我国已探明的黄金储量中,约有30%的金矿石为难处理金矿,如何更好地开发利用难处理金矿已经成为黄金产业的主要任务之一。
作为难处理金矿石之一,含碳微细粒次显微金矿的处理方法主要有:浮选法、氰化浸出、氧化焙烧及其联合工艺等。单一浮选法,通过细磨也较难达到单体解离,且当金精矿中黄铁矿富集到一定程度时,金品位难以再提高。存在金精矿品位、回收率较低的问题。氰化浸出,碳的存在造成氰化钠用量较大,成本较高,浸出率较低。单一氧化焙烧并不能实现金的有效回收。
发明内容
本发明针对目前处理高碳微细粒次显微金矿的工艺技术存在的不足,提供了一种适宜高碳微细粒次显微金矿的方法,该方法具有生产成本低、适应性强、回收率高、使用范围广、环境友好等特点。
本发明所述一种高碳微细粒次显微金矿的选矿方法,其实现方法如下:具体包括以下步骤:
磨矿工艺:原矿进行磨矿,磨矿细度小于0.074mm的含量为80~85%,磨矿浓度50~60%,磨矿时加入pH调整剂碳酸钠3000~5000g/t,脉石抑制剂羧甲基纤维素、六偏磷酸钠按照1:1加入500~1000g,煤油30~50 g/t得矿浆;
浮选工艺:在经过上述步骤后制得的矿浆中加入活化剂使矿浆的质量百分浓度为30~35%,所述活化剂为硫酸铜,用量为200~400g/t,再加入捕收起泡剂丁基黄药、2#油,用量分别为200~400g/t、30~50 g/t经粗选、扫选后得粗精矿、浮选尾矿;
粗精矿再磨再选:步骤得到的粗精矿进行磨矿,磨矿细度小于0.037mm的含量为90%~95%,磨矿浓度50~60%,磨矿时加入脉石抑制剂羧甲基纤维素、六偏磷酸钠按照质量比1:1加入300~500g/t,粗精矿再磨后进行精选获得金精矿、中矿;
④脱水烘干工艺:上述所得的金精矿、中矿、浮选尾矿进行脱水、烘干;
⑤焙烧工艺:步骤④得到的烘干后的金精矿加入固硫剂石灰,用量为100~200g/t,焙烧温度600~800℃,焙烧时间2~3h,通入氧气进行氧化焙烧,获得焙砂为高质量金精矿;步骤④得到的烘干后的中矿、浮选尾矿一起在焙烧温度为500~700℃,焙烧时间2~3h,通入氧气进行一段氧化焙烧,获得一段焙砂;焙砂在焙烧温度为700~850℃,焙烧时间2~3h,通入氧气进行二段氧化焙烧,获得二段焙砂;
⑥氰化浸出工艺:步骤⑤得到的二段焙砂,在石灰用量为8000~10000g/t,氰化钠用量为2000~4000g/t,矿浆浓度为30~40%,搅拌时间为24~48h,贵金属金进入贵液而得以回收。
本发明的有益效果是:针对目前处理高碳微细粒次显微金矿的工艺技术存在的不足,结合该矿本身具有碳含量较高,金嵌布粒度细且以包裹体形式存在等特点,采用磨矿后浮选,浮选精矿再磨再选,获得的浮选精矿进行氧化焙烧,获得焙砂即为金精矿。浮选精矿中碳、硫含量较高,当浮选精矿中黄铁矿富集到一定程度时,金品位难以再提高。只有通过氧化焙烧后才能获得较高品质的金精矿。浮选尾矿进行两段氧化焙烧,目的是防止“过烧”或“欠烧”,经过焙烧破坏包裹金的硫化物,使载金矿物结构上出现裂隙,抑制有机碳对后续氰化提金工艺的负面影响,达到显著提高金浸出率的目的。该方法具有生产成本低、金回收率高、适应性强、使用范围广等特点,实现了该矿石的回收利用。最终金总回收率达到百分之九十以上。
附图说明
图1为本发明实施例的工艺流程图。
具体实施方式
实施例1
1.磨矿工艺:甘肃某含碳微细粒次显微金矿,金品位为4.41g/t,磨矿浓度为55%,磨矿时加入pH调整剂碳酸钠3000g/t,脉石抑制剂羧甲基纤维素:六偏磷酸钠按照1:1,加入500g/t,煤油用量为30g/t进行磨矿,磨矿细度为小于0.074mm,含量为80%。
2.浮选工艺:矿浆的质量百分浓度为30%,活化剂为硫酸铜,用量为200 g/t,捕收起泡剂丁基黄药用量为200g/t、2#油用量为30g/t,经粗选、扫选后获得浮选粗精矿、浮选尾矿。
3.粗精矿进行再磨再选,磨矿浓度为55%,磨矿时加入脉石抑制剂羧甲基纤维素:六偏磷酸钠按照1:1,加入300g/t磨矿细度为小于0.037mm,含量为90%,粗精矿再磨后进行精选获得金精矿、中矿。
4.脱水烘干工艺:上述所得的金精矿、中矿和浮选尾矿分别进行脱水、烘干。
5.焙烧工艺:脱水、烘干获得的金精矿、中矿和浮选尾矿进行氧化焙烧。金精矿中加入固硫剂石灰,用量100g/t,在焙烧温度为600℃,焙烧时间为2h通入氧气进行氧化焙烧,获得金精矿品位为51.83g/t,回收率为54.85%。中矿、浮选尾矿在焙烧温度为500℃,焙烧时间2h,进行一段氧化焙烧。获得一段焙砂在焙烧温度为800℃,焙烧时间2h,进行二段氧化焙烧。
6.氰化浸出工艺:浮选尾矿二段氧化焙烧后获得的二段焙砂,在石灰用量为8000g/t,氰化钠用量为2000g/t,矿浆浓度为40%,搅拌时间为36h,进行氰化浸出,获得金浸出率为38.57%。最终金总回收率为93.42%。
实施例2
1.磨矿工艺:西藏某含碳微细粒次显微金矿,金品位为5.25g/t,磨矿浓度为55%,磨矿时加入pH调整剂碳酸钠3500g/t,脉石抑制剂羧甲基纤维素:六偏磷酸钠按照1:1,加入800g/t,煤油用量为40g/t进行磨矿,磨矿细度为小于0.074mm,含量为85%。
2.浮选工艺:矿浆的质量百分浓度为30%,活化剂为硫酸铜,用量为200 g/t,捕收起泡剂丁基黄药用量为250g/t、2#油用量为30g/t,经粗选、扫选后获得浮选粗精矿、浮选尾矿。
3.粗精矿进行再磨再选,磨矿浓度为55%,磨矿时加入脉石抑制剂羧甲基纤维素:六偏磷酸钠按照1:1,加入400g/t磨矿细度为小于0.037mm,含量为90%,粗精矿再磨后进行精选获得金精矿、中矿。
4.脱水烘干工艺:上述所得的金精矿、中矿和浮选尾矿进行脱水、烘干。
5.焙烧工艺:脱水、烘干获得的金精矿、中矿、浮选尾矿进行氧化焙烧。金精矿中加入固硫剂石灰,用量150g/t,在焙烧温度为650℃,焙烧时间为2h通入氧气进行氧化焙烧,获得金精矿品位为63.78g/t,回收率为52.44%。中矿、浮选尾矿在焙烧温度为600℃,焙烧时间2h,进行一段氧化焙烧,获得一段焙砂在焙烧温度为800℃,焙烧时间2h,进行二段氧化焙烧。
6.氰化浸出工艺:浮选尾矿二段氧化焙烧后获得的二段焙砂,在石灰用量为9000g/t,氰化钠用量为2500g/t,矿浆浓度为40%,搅拌时间为36h,进行氰化浸出,获得金浸出率为38.64%。最终金总回收率为91.08%。
实施例3
1.磨矿工艺:新疆某含碳微细粒次显微金矿,金品位为3.26g/t,磨矿浓度为55%,磨矿时加入pH调整剂碳酸钠3000g/t,脉石抑制剂羧甲基纤维素:六偏磷酸钠按照1:1,加入600g/t,煤油用量为35g/t进行磨矿,磨矿细度为小于0.074mm,含量为85%。
2.浮选工艺:矿浆的质量百分浓度为30%,活化剂为硫酸铜,用量为250 g/t,捕收起泡剂丁基黄药用量为200g/t、2#油用量为30g/t,经粗选、扫选后获得浮选粗精矿、浮选尾矿。
3.粗精矿进行磨矿,磨矿浓度为55%,磨矿时加入脉石抑制剂羧甲基纤维素:六偏磷酸钠按照1:1,加入300g/t磨矿细度为小于0.037mm,含量为95%,粗精矿再磨后进行精选获得金精矿、中矿。
4.脱水烘干工艺:上述所得的金精矿、中矿、浮选尾矿进行脱水、烘干。
5.焙烧工艺:脱水、烘干获得的金精矿、中矿、浮选尾矿进行氧化焙烧。金精矿中加入固硫剂石灰,用量100g/t,在焙烧温度为600℃,焙烧时间为2h通入氧气进行氧化焙烧,获得金精矿品位为46.72g/t,回收率为52.94%。中矿、浮选尾矿在焙烧温度为600℃,焙烧时间2h,进行一段氧化焙烧。获得一段焙砂在焙烧温度为800℃,焙烧时间2h,进行二段氧化焙烧。
6.氰化浸出工艺:浮选尾矿二段氧化焙烧后获得的二段焙砂,在石灰用量为8000g/t,氰化钠用量为2000g/t,矿浆浓度为40%,搅拌时间为40h,进行氰化浸出,获得金浸出率为36.51%。最终金总回收率为89.45%。
Claims (2)
1.一种高碳微细粒次显微金矿的选矿方法,其特征在于:具体步骤如下:
磨矿工艺:原矿进行磨矿,磨矿细度小于0.074mm的含量为80~85%,磨矿浓度50~60%,磨矿时加入pH调整剂碳酸钠3000~5000g/t,脉石抑制剂羧甲基纤维素、六偏磷酸钠按照1:1加入500~1000g,煤油30~50 g/t得矿浆;
浮选工艺:在经过上述步骤后制得的矿浆中加入活化剂使矿浆的质量百分浓度为30~35%,所述活化剂为硫酸铜,用量为200~400g/t,再加入捕收起泡剂丁基黄药、2#油,用量分别为200~400g/t、30~50 g/t,经粗选、扫选后获得粗精矿、浮选尾矿;
粗精矿再磨再选:对步骤得到的粗精矿进行再磨,磨矿细度小于0.037mm的含量为90%~95%,磨矿浓度50~60%,磨矿时加入脉石抑制剂羧甲基纤维素、六偏磷酸钠按质量比1:1加入300~500g/t,粗精矿再磨后进行精选获得金精矿、中矿;
④脱水烘干工艺:上述所得的金精矿、中矿、浮选尾矿进行脱水、烘干;
⑤焙烧工艺:步骤④得到的烘干后的金精矿加入固硫剂石灰,用量为100~200g/t,焙烧温度600~800℃,焙烧时间2~3h,通入氧气进行氧化焙烧,获得焙砂为高质量金精矿;步骤④得到的烘干后的中矿、浮选尾矿一起在温度为500~700℃焙烧,焙烧时间2~3h,通入氧气进行一段氧化焙烧,获得一段焙砂;一段焙砂在焙烧温度为700~850℃,焙烧时间2~3h,通入氧气进行二段氧化焙烧,获得二段焙砂;
⑥氰化浸出工艺:步骤⑤得到的二段焙砂,在石灰用量为8000~10000g/t,氰化钠用量为2000~4000g/t,矿浆浓度为30~40%,搅拌时间为24~48h,贵金属金进入贵液而得以回收。
2.如权利要求1所述的一种高碳微细粒次显微金矿的选矿方法,其特征在于:粗精矿再磨后进行经精选,所述的精选为浮选,得到的金精矿为浮选金精矿。
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