CN108300868A - 一种金矿石浸出尾矿高效回收低含量金的方法 - Google Patents

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Abstract

一种金矿石浸出尾矿高效回收低含量金的方法，包括以下步骤：（1）金矿石浸出尾矿加水制浆得到33wt%～37wt%的矿浆；（2）将步骤（1）得到的矿浆在离心力60G～90G，反冲水量8m³/h～10m³/h，转速1300r/min～2200r/min条件下分选，得到含金的重砂，所得尾矿脱水后得到尾矿干堆和浸出尾水，浸出尾水返回至浸出提金；（3）将步骤（2）得到的重砂先脱水至含水量≤20wt%，再加水制得30wt%～35wt%矿浆后，加入调整剂、捕收剂和起泡剂，搅拌15min～30min后进行浮选，浮选尾矿和金精矿经脱水，脱水浮选尾矿干式堆存，脱水金精矿直接销售，脱水浮选尾水返回浮选制浆用。

Description

一种金矿石浸出尾矿高效回收低含量金的方法
技术领域
本发明属于矿物加工领域，具体涉及一种金矿石浸出尾矿高效回收低含量金的方法。
背景技术
目前，金矿石的加工工艺过程，通常包括破碎、磨矿、分级、分选和精、尾矿处理。分选方法主要有浸出法回收金，浮选法产出金精矿然后再提金。浸出法提金工艺又分为炭浆法、炭浸法、氰化浸出—锌粉置换法等。由于金矿石嵌布粒度，矿物组成复杂，加工工艺等因素的制约，浸出尾矿-0.075mm粒级占92%～95%，金含量一般在0.20g/t～0.50g/t，共伴生元素主要有硫0.5%～3.0%、铁2.0%～5.0%、二氧化硅55%～75%等。目前，多数企业是将浸出尾矿直接排至尾矿库堆存；有的企业是将浸出尾矿预处理后全部进行浮选，浮选工艺规模和浸出规模相同，浮选工艺占地面积大、投资大，浮选回收率和精矿品位指标偏低；也有的企业将浸出尾矿按粒级进行分级，细粒部分直接外排，粗粒部分回收金，存在的主要问题是分级不彻底，粗粒级部分金品位富集不明显。为减少尾矿综合回收投资，提高尾矿回收经济效益，因此，急需找到一种对金矿石浸出尾矿中的低含量金进行高效回收的方法。
发明内容
本发明的目的在于提供一种金矿石浸出尾矿高效回收低含量金的方法。
基于上述目的，本发明采取如下技术方案：
一种金矿石浸出尾矿高效回收低含量金的方法，包括以下步骤：
（1）金矿石浸出尾矿加水制浆得到33wt%～37wt%的矿浆；
（2）将步骤（1）得到的矿浆从制浆设备自流进入离心选矿机进行离心重选，在离心力60G～90G，反冲水量8m³/h～10m³/h，转速1300r/min～2200r/min条件下分选，得到含金的重砂，所得尾矿脱水后得到尾矿干堆和浸出尾水，浸出尾水返回至浸出提金；
（3）将步骤（2）得到的重砂先脱水至含水量≤20wt%（CN-为浮选抑制剂，先进行脱水以减少浸金剂对浮选的影响），再加水制得30wt%～35wt%矿浆后，加入调整剂、捕收剂和起泡剂，搅拌15min～30min后进行浮选，浮选尾矿和金精矿经脱水，脱水浮选尾矿干式堆存，脱水金精矿直接销售，脱水浮选尾水返回浮选制浆用。
较好地，步骤（3）中调整剂的组成和用量为：硫酸铜10g/t～300g/t、硫酸300g/t～1000g/t；捕收剂由乙级黄药︰丁基黄药按质量比2:1配成，捕收剂用量为100g/t～300g/t；起泡剂是松醇油，用量为：20g/t～60g/t。
较好地，步骤（3）中浮选是指一粗二精二扫，具体过程如下：加入调整剂、捕收剂和起泡剂，搅拌15min～30min后的矿浆进入浮选机进行粗选，粗选的精矿进入一次精选，一次精选的尾矿返回粗选，一次精选精矿进入二次精选后得到金精矿，二次精选尾矿返回至一次精选；粗选的尾矿进入一次扫选，一次扫选尾矿进入二次扫选，一次扫选精矿返回至粗选；二次扫选精矿返回一次扫选，二段扫选尾矿脱水，脱水尾矿干式堆放。
本发明具有如下优点：
（1）不改变原有工艺流程和设备，仅在浸出尾矿和尾矿浆处理工艺之间增加离心重选和浮选工艺。
（2）与浸出尾矿全浮选相比较，浸出尾矿粒度细，原生矿泥和次生矿泥含量致使矿浆粘度增加，浮选回收率和精矿品位偏低。离心选矿完全物理选矿，在60G～90G离心力作用下产出重砂，实现低含量金的一次富集，预先抛掉绝大部分尾矿，包括绝大部分矿泥，减小了浮选作业的处理量，重砂经浮选二次富集，提高了浮选回收率和精矿品位。
本发明适用于金矿石炭浆工艺尾矿、炭浸工艺尾矿、浸出—锌粉置换工艺尾矿等低含量金的高效回收，以及其它有色金属浮选尾矿中有价金属的回收利用。
附图说明
图1是本发明的工艺流程图。
具体实施方式
以下结合具体附图对本发明的技术方案做进一步的详细说明，但本发明的保护范围并不局限于此。
实施例1
如图1所示，一种金矿石浸出尾矿高效回收低含量金的方法，金矿石浸出尾矿浓度40wt%，pH值=12，粒度-0.075mm占92%，金品位0.26g/t，硫品位0.92%，铁品位1.4%，回收步骤如下：
（1）浸出尾矿制浆：在浓度40wt%浸出尾矿浆流出槽中加水，将矿浆浓度调整至33wt%，矿浆自流至制浆设备，制浆设备为普通矿浆搅拌槽；
（2）离心重选：将步骤（1）得到的矿浆从制浆设备自流进入离心选矿机，在离心力60G，反冲水量8m³/h，转速1300r/min条件下分选，得到金品位1.5g/t的重砂，所得尾矿脱水后得到尾矿干堆和浸出尾水，浸出尾水返回至浸出提金；
（3）将步骤（2）得到的重砂先脱水至含水量≤20wt%（CN-为浮选抑制剂，先进行脱水以减少浸金剂对浮选的影响），再加水制得30wt%矿浆后，加入调整剂、捕收剂和起泡剂，调整剂的组成和用量为：硫酸铜300g/t、硫酸300g/t；捕收剂由乙级黄药︰丁基黄药按质量比2:1配成，捕收剂用量为100g/t；起泡剂是松醇油，用量为：20g/t，搅拌15min后进行浮选，浮选是指一粗二精二扫，具体过程如下：矿浆进入浮选机进行粗选，粗选的精矿进入一次精选，一次精选的尾矿返回粗选，一次精选精矿进入二次精选后得到金精矿，金精矿中金的品位为30g/t，二次精选尾矿返回至一次精选；粗选的尾矿进入一次扫选，一次扫选尾矿进入二次扫选，一次扫选精矿返回至粗选；二次扫选精矿返回一次扫选，二段扫选尾矿和金精矿脱水，脱水浮选尾矿干式堆存，脱水金精矿直接销售，脱水浮选尾水返回浮选制浆用。金的回收率为80.81%。
实施例2
如图1所示，一种金矿石浸出尾矿高效回收低含量金的方法，金矿石浸出尾矿浓度45wt%，pH值=10，粒度-0.075mm占95%，金品位0.28g/t，硫品位0.91%，铁品位1.3%，回收步骤如下：
（1）浸出尾矿制浆：在浓度45wt%浸出尾矿浆流出槽中加水，将矿浆浓度调整至37wt%，矿浆自流至制浆设备，制浆设备为普通矿浆搅拌槽；
（2）离心重选：将步骤（1）得到的矿浆从制浆设备自流进入离心选矿机，在离心力90G，反冲水量10m³/h，转速2200r/min条件下分选，得到金品位1.6g/t的重砂，所得尾矿脱水后得到尾矿干堆和浸出尾水，浸出尾水返回至浸出提金；
（3）将步骤（2）得到的重砂先脱水至含水量≤20wt%（CN-为浮选抑制剂，先进行脱水以减少浸金剂对浮选的影响），再加水制得35wt%矿浆后，加入调整剂、捕收剂和起泡剂，调整剂的组成和用量为：硫酸铜10g/t、硫酸1000g/t；捕收剂由乙级黄药︰丁基黄药按质量比2:1配成，捕收剂用量为300g/t；起泡剂是松醇油，用量为：60g/t，搅拌30min后进行浮选，浮选是指一粗二精二扫，具体过程如下：矿浆进入浮选机进行粗选，粗选的精矿进入一次精选，一次精选的尾矿返回粗选，一次精选精矿进入二次精选后得到金精矿，金精矿中金的品位为32g/t，二次精选尾矿返回至一次精选；粗选的尾矿进入一次扫选，一次扫选尾矿进入二次扫选，一次扫选精矿返回至粗选；二次扫选精矿返回一次扫选，二段扫选尾矿和金精矿脱水，脱水浮选尾矿干式堆存，脱水金精矿直接销售，脱水浮选尾水返回浮选制浆用。金的回收率为82%。
实施例3
如图1所示，一种金矿石浸出尾矿高效回收低含量金的方法，金矿石浸出尾矿浓度42wt%，pH值=11，粒度-0.075mm占93%，金品位0.25g/t，硫品位0.92%，铁品位1.4%，回收方法步骤如下：
（1）浸出尾矿制浆：在浓度42wt%浸出尾矿浆流出槽中加水，将矿浆浓度调整至35wt%，矿浆自流至制浆设备，制浆设备为普通矿浆搅拌槽；
（2）离心重选：将步骤（1）得到的矿浆从制浆设备自流进入离心选矿机，在离心力80G，反冲水量9m³/h，转速1500r/min条件下分选，得到金品位1.4g/t的重砂，所得尾矿脱水后得到尾矿干堆和浸出尾水，浸出尾水返回至浸出提金；
（3）将步骤（2）得到的重砂先脱水至含水量≤20wt%（CN-为浮选抑制剂，先进行脱水以减少浸金剂对浮选的影响），再加水制得33wt%矿浆后，加入调整剂、捕收剂和起泡剂，调整剂的组成和用量为：硫酸铜150g/t、硫酸600g/t；捕收剂由乙级黄药︰丁基黄药按质量比2:1配成，捕收剂用量为200g/t；起泡剂是松醇油，用量为：40g/t，搅拌20min后进行浮选，浮选是指一粗二精二扫，具体过程如下：矿浆进入浮选机进行粗选，粗选的精矿进入一次精选，一次精选的尾矿返回粗选，一次精选精矿进入二次精选后得到金精矿，金精矿中金的品位为30g/t，二次精选尾矿返回至一次精选；粗选的尾矿进入一次扫选，一次扫选尾矿进入二次扫选，一次扫选精矿返回至粗选；二次扫选精矿返回一次扫选，二段扫选尾矿和金精矿脱水，脱水扫选尾矿干式堆存，脱水金精矿直接销售，脱水浮选尾水返回浮选制浆用。金的回收率为80%。

Claims (3)

1.一种金矿石浸出尾矿高效回收低含量金的方法，其特征在于，包括以下步骤：（1）金矿石浸出尾矿加水制浆得到33wt%～37wt%的矿浆；
（2）将步骤（1）得到的矿浆从制浆设备自流进入离心选矿机进行离心重选，在离心力60G～90G，反冲水量8m³/h～10m³/h，转速1300r/min～2200r/min条件下分选，得到含金的重砂，所得尾矿脱水后得到尾矿干堆和浸出尾水，浸出尾水返回至浸出提金；
（3）将步骤（2）得到的重砂先脱水至含水量≤20wt%，再加水制得30wt%～35wt%矿浆后，加入调整剂、捕收剂和起泡剂，搅拌15min～30min后进行浮选，浮选尾矿和金精矿经脱水，脱水浮选尾矿干式堆存，脱水金精矿直接销售，脱水浮选尾水返回浮选制浆用。
2.根据权利要求1所述的金矿石浸出尾矿高效回收低含量金的方法，其特征在于，步骤（3）中调整剂的组成和用量为：硫酸铜10g/t～300g/t、硫酸300g/t～1000g/t；捕收剂由乙级黄药︰丁基黄药按质量比2:1配成，捕收剂用量为100g/t～300g/t；起泡剂是松醇油，用量为：20g/t～60g/t。
3.根据权利要求1所述的金矿石浸出尾矿高效回收低含量金的方法，其特征在于，步骤（3）中浮选是指一粗二精二扫，具体过程如下：加入调整剂、捕收剂和起泡剂，搅拌15min～30min后的矿浆进入浮选机进行粗选，粗选的精矿进入一次精选，一次精选的尾矿返回粗选，一次精选精矿进入二次精选后得到金精矿，二次精选尾矿返回至一次精选；粗选的尾矿进入一次扫选，一次扫选尾矿进入二次扫选，一次扫选精矿返回至粗选；二次扫选精矿返回一次扫选，二段扫选尾矿脱水，脱水尾矿干式堆放。
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