CN109225612A - 一种新型环保金矿选矿工艺 - Google Patents

Abstract

本发明公开了一种新型环保金矿选矿工艺，该工艺首先进行破碎作业，采用粗碎、中碎、细碎三段破碎；第二步进行磨矿作业，采用两段闭路生产线进行磨矿作业；第三步选别流程，先重选，然后重尾浮选得到浮选精矿，再对浮选精矿进行第一段浓缩脱水和第二段过滤脱水，第一段浓缩脱水和第二段过滤脱水后返回磨矿作业，返回磨矿作业再磨后氰化，氰化后堆存即可，适用于处理低品位矿山，总回收率显著提高，本发明中氰化尾矿浆经压滤后回水直接返回工艺使用不外排，降低了含氰尾渣的量同时降低了企业成本和环保风险，有利于提高金的回收率。

Description

一种新型环保金矿选矿工艺

技术领域

本发明属于选矿技术领域，具体涉及一种新型环保金矿选矿工艺。

背景技术

黄金是国家重要的战略资源与战略储备，也是人类最早发现和开发利用的金属之一。选矿的常用方法主要有浮选、重选、堆浸、炭浸以及多种工艺的组合。如专利“一种低品位氧化金矿选矿方法”(CN03111966.2)公开了一种能有效提高含泥、含粗粒明金的低品位氧化金矿回收的选矿方法，该方法组合了堆浸、重选和炭浸三种工艺，通过破碎、洗矿与筛分、二段破碎和先后两次分级，粗颗粒矿不需磨矿直接进入堆浸系统，细颗粒矿进入炭浸系统；在分级机前设置了前置振动溜槽，通过重选预收粗粒明金。该选矿方法克服了因含泥高影响堆浸渗透性的弊端，缩短了堆浸浸出周期；粗粒明金的预收遵循了能收早收的原则，使选矿回收率较单一堆浸工艺有显著提高，达到80％以上，充分利用了宝贵资源。但该方法采用分级机前设置前置振动溜槽，通过重选预收粗粒明金，回收率仅为4.0％左右。如何利用难选的金矿石，以及因技术经济不划算而作为废石扔掉的极低品位金矿资源变得很重要。选矿工艺采用全泥氰化活性炭吸附提金工艺，此工艺是当前世界上黄金选矿最有效、最普遍采用的提金工艺，其最大缺点是该工艺使用的提金药剂为氰化钠，工艺流程产生大量的含氰尾矿浆，对自然环境具有较大危害性。全泥氰化炭浆提金工艺，即：全泥氰化炭浆提金与解吸电解，电解金泥送至炼金室，最终产品为合质金。因此，有必要发明一种可有效选别低品位金矿选矿工艺的选矿工艺。

发明内容

本发明解决了现有技术的不足，提供一种新型环保金矿选矿工艺，氰化尾矿浆经压滤后回水直接返回工艺使用不外排，降低了含氰尾渣的量同时降低了企业成本和环保风险，有利于提高金的回收率。

本发明所采用的技术方案是：一种新型环保金矿选矿工艺，该工艺包括如下步骤：

步骤一：破碎作业

采用粗碎、中碎、细碎三段破碎；

步骤二：磨矿作业

采用两段闭路生产线进行磨矿作业；

步骤三：选别作业

S1、重选

S2、重尾浮选

重尾浮选得到浮选精矿；

S3、浮选精矿脱水作业

对浮选精矿进行第一段浓缩脱水和第二段过滤脱水；

S4、浮选精矿氰化作业

第一段浓缩脱水和第二段过滤脱水后返回磨矿作业，返回磨矿作业再磨后氰化，氰化后堆存即可。

优选的，在步骤一中，原矿由振动给料机输送至颚式破碎机中，得到粗碎产品；粗碎产品经第一胶带输送机输送至中碎圆锥破碎机中，得到中碎产品，所述中碎产品经第二胶带输送机输送至圆振筛中，得到筛上物料，所述筛上物料由第三胶带输送机输送至细碎缓冲矿仓，得到缓冲矿仓矿石，所述缓冲矿仓矿石由皮带给料机输送至细碎圆锥破碎机中进行破碎，得到细碎产品，所述细碎产品落入第二胶带输送机与中碎产品合并经第二胶带输送机输送至圆振筛中进行筛分，细碎圆锥破碎机与圆振筛、第二胶带输送机以及第三胶带输送机构成闭路，最终得到的筛下矿石由第四胶带输送机输送至粉矿仓。

更优选的，所述中碎产品粒度达到-18mm，所述细碎产品粒度达到-12mm。

进一步更优选的，在步骤二中，所述粉矿仓的粉矿通过仓下给料机经第五胶带输送机输送至溢流型球磨机中，溢流型球磨机与水力旋流器构成闭路，溢流型球磨机排矿筒筛下的矿浆自流至第一泵池，再由渣浆泵输送至直线筛，筛上物料返回溢流型球磨机，筛下物料输送至重选作业，重选尾矿均排入第二泵池，由渣浆泵输送至水力旋流器中进行分级得到沉砂以及磨矿矿浆，沉砂返回溢流型球磨机中，磨矿矿浆自水力旋流器溢流自流至矿浆搅拌槽中。

进一步更优选的，所述磨矿矿浆细度为-0.074mm占55％。

进一步更优选的，在步骤三的S2中，所述重尾浮选包括一次粗选、三次扫选以及三次精选，磨矿矿浆由矿浆缓冲槽加药搅拌后，输送至粗选浮选机，得到粗选精矿泡沫以及粗选尾矿，所述粗选精矿泡沫给入三次精选作业，得到浮选精矿，粗选尾矿进入三次扫选作业，得到扫选尾矿，各次浮选精选依次返回上一段作业，各次扫选尾矿依次返回上一段作业，第三次精选作业得到的浮选精矿进入精矿脱水系统，第三次扫选尾矿排至尾砂泵站。

进一步更优选的，所述选别作业采用8台并阶梯配置的浮选机。

进一步更优选的，所述选别作业中粗选时间为10min，第一次扫选、第二次扫选以及第三次扫选的时间均为11min，第一次精选、第二次精选与第三次精选的时间分别为13min、9min、14min。

进一步更优选的，在步骤三的S3中，第一段浓缩脱水采用浓缩机，第二段过滤脱水采用陶瓷过滤机，浮选精矿经泵送至浓缩机进行第一段浓缩脱水，第一段浓缩脱水后自浓缩机自流至陶瓷过滤机进行过滤，所述浓缩机的溢流与陶瓷过滤机的滤液做为补加水返回至重尾浮选。

进一步更优选的，在步骤三的S4中，经S3过滤后得到的精矿滤饼经调浆搅拌后自流到高堰式螺旋分级机进行分级，分级后得到的返砂返回到格子型球磨机磨再磨，高堰式螺旋分级机的溢流进入砂泵池，溢流由渣浆泵输送至水力旋流器再次进行分级，分级后得到的沉砂返回到球磨机再磨，水力旋流器的溢流自流至浸前浓缩机，浸前浓缩机的溢流水返回球磨机再磨，浸前浓缩机的底流用氰化渣压滤回水调浆到30～33％的浓度进入浸出槽，得到矿浆，所述矿浆分别从前向后自流经过浸吸槽得到载金炭，浸出后的尾矿经压滤后堆存。

相较于现有技术，本发明具有的有益效果：适用于处理低品位矿山，总回收率显著提高，本发明中氰化尾矿浆经压滤后回水直接返回工艺使用，不外排降低了企业成本和环保风险，有利于提高金的回收率；破碎作业，采用粗碎、中碎、细碎三段破碎，采用三段破碎的获得细碎产品矿石粒度更细，可以达到-12mm，所述细碎产品落入第二胶带输送机与中碎产品合并经第二胶带输送机输送至圆振筛中进行筛分，采用圆振筛进行一次筛分提高了筛分效率；在步骤二中溢流型球磨机排矿筒筛下的矿浆自流至第一泵池，再由渣浆泵输送至直线筛，筛上物料返回溢流型球磨机，筛下物料输送至重选作业，重选尾矿均排入第二泵池，由渣浆泵输送至水力旋流器中进行分级得到沉砂以及磨矿矿浆，沉砂返回溢流型球磨机中，进行再次球磨提高了矿石利用率；所述选别流程采用的8台并阶梯配置浮选机，对于低品位矿石金精矿浮选产率较低，粗、扫选处理量相当，采用阶梯配置利用高差实现作业间矿浆的流动；在步骤三的S4中经S3过滤后得到的精矿滤饼经调浆搅拌后自流到高堰式螺旋分级机进行分级，分级后得到的返砂返回到格子型球磨机磨再磨，高堰式螺旋分级机的溢流进入砂泵池，溢流由渣浆泵输送至水力旋流器再次进行分级，分级后得到的沉砂返回到球磨机再磨，水力旋流器的溢流自流至浸前浓缩机，浸前浓缩机的溢流水返回球磨机再磨，将产品返回再磨流程提高了矿石利用率。

附图说明

图1是本发明磨矿作业流程示意图；

图2是本发明工艺流程示意图；

图3是本发明选别作业流程示意图；

图4是本发明破碎作业流程示意图。

具体实施方式

下面结合附图和具体实施方式对本发明进行详细说明。

一种新型环保金矿选矿工艺，参阅图1、图2、图3、图4，该工艺包括如下步骤：

步骤一：破碎作业

采用粗碎、中碎、细碎三段破碎；

步骤二：磨矿作业

采用两段闭路生产线进行磨矿作业；

步骤三：选别作业

S1、重选

S2、重尾浮选

重尾浮选得到浮选精矿；

S3、浮选精矿脱水作业

对浮选精矿进行第一段浓缩脱水和第二段过滤脱水；

S4、浮选精矿氰化作业

第一段浓缩脱水和第二段过滤脱水后返回磨矿作业，返回磨矿作业再磨后氰化，氰化后堆存即可。

适用于处理低品位矿山，总回收率显著提高，本发明中氰化尾矿浆经压滤后回水直接返回工艺使用，降低了含氰尾渣的量，不外排降低了企业成本和环保风险，有利于提高金的回收率。

继续参阅图1、图2、图3、图4，在步骤一中，原矿由振动给料机输送至颚式破碎机中，得到粗碎产品；粗碎产品经第一胶带输送机输送至中碎圆锥破碎机中，得到中碎产品，所述中碎产品经第二胶带输送机输送至圆振筛中，得到筛上物料，所述筛上物料由第三胶带输送机输送至细碎缓冲矿仓，得到缓冲矿仓矿石，所述缓冲矿仓矿石由皮带给料机输送至细碎圆锥破碎机中进行破碎，得到细碎产品，所述细碎产品落入第二胶带输送机与中碎产品合并经第二胶带输送机输送至圆振筛中进行筛分，采用圆振筛进行一次筛分提高了筛分效率，细碎圆锥破碎机与圆振筛、第二胶带输送机以及第三胶带输送机构成闭路，最终得到的筛下矿石由第四胶带输送机输送至粉矿仓，采用三段破碎的获得细碎产品矿石粒度更细，可以达到-12mm。

继续参阅图1、图2、图3、图4，所述中碎产品粒度达到-18mm，所述细碎产品粒度达到-12mm。

继续参阅图1、图2、图3、图4，在步骤二中，所述粉矿仓的粉矿通过仓下给料机经第五胶带输送机输送至溢流型球磨机中，溢流型球磨机与水力旋流器构成闭路，溢流型球磨机排矿筒筛下的矿浆自流至第一泵池，再由渣浆泵输送至直线筛，筛上物料返回溢流型球磨机，进行再次球磨提高了矿石利用率，筛下物料输送至重选作业，重选尾矿均排入第二泵池，由渣浆泵输送至水力旋流器中进行分级得到沉砂以及磨矿矿浆，沉砂返回溢流型球磨机中，进行再次球磨提高了矿石利用率，磨矿矿浆自水力旋流器溢流自流至矿浆搅拌槽中。

继续参阅图1、图2、图3、图4，所述磨矿矿浆细度为-0.074mm占55％。

继续参阅图1、图2、图3、图4，在步骤三的S2中，所述重尾浮选包括一次粗选、三次扫选以及三次精选，磨矿矿浆由矿浆缓冲槽加药搅拌后，输送至粗选浮选机，得到粗选精矿泡沫以及粗选尾矿，所述粗选精矿泡沫给入三次精选作业，得到浮选精矿，粗选尾矿进入三次扫选作业，得到扫选尾矿，各次浮选精选依次返回上一段作业，各次扫选尾矿依次返回上一段作业，第三次精选作业得到的浮选精矿进入精矿脱水系统，第三次扫选尾矿排至尾砂泵站。

继续参阅图1、图2、图3、图4，所述选别作业采用8台并阶梯配置的浮选机，对于低品位矿石金精矿浮选产率较低，粗、扫选处理量相当，采用阶梯配置利用高差实现作业间矿浆的流动。

继续参阅图1、图2、图3、图4，所述选别作业中粗选时间为10min，第一次扫选、第二次扫选以及第三次扫选的时间均为11min，第一次精选、第二次精选与第三次精选的时间分别为13min、9min、14min。

继续参阅图1、图2、图3、图4，在步骤三的S3中，第一段浓缩脱水采用浓缩机，第二段过滤脱水采用陶瓷过滤机，浮选精矿经泵送至浓缩机进行第一段浓缩脱水，第一段浓缩脱水后自浓缩机自流至陶瓷过滤机进行过滤，所述浓缩机的溢流与陶瓷过滤机的滤液做为补加水返回至重尾浮选。

继续参阅图1、图2、图3、图4，在步骤三的S4中，经S3过滤后得到的精矿滤饼经调浆搅拌后自流到高堰式螺旋分级机进行分级，分级后得到的返砂返回到格子型球磨机磨再磨，高堰式螺旋分级机的溢流进入砂泵池，溢流由渣浆泵输送至水力旋流器再次进行分级，分级后得到的沉砂返回到球磨机再磨，水力旋流器的溢流自流至浸前浓缩机，浸前浓缩机的溢流水返回球磨机再磨，将产品返回再磨流程提高了矿石利用率，浸前浓缩机的底流用氰化渣压滤回水调浆到30～33％的浓度进入浸出槽，得到矿浆，所述矿浆分别从前向后自流经过浸吸槽得到载金炭，浸出后的尾矿经压滤后堆存。

实施例一

对于太白金矿矿山，该矿石中的金属矿物含量很少，占矿物相对含量的2.71％，金属氧化物仅占相对含量0.01％，金属硫化物主要为黄铁矿及少量磁黄铁矿，分别占矿物相对含量的2.61％、0.07％；非金属矿物主要为石英、钠长石，次为白云石、方解石，少量的绢云母、磷灰石。该矿石金属矿物占2.71％，褐铁矿仅占0.01％，金品位为0.85g/t，矿石工艺类型属少硫化物含金矿石类型。矿石中黄铁矿粒度相对较粗，大于0.037mm粒级占88％，在矿石中多嵌存在脉石粒间或脉石裂隙中，在磨矿过程中比较容易解离，矿石中金矿物与黄铁矿关系非常密切，比较适宜浮选工艺。矿石中金矿物多为自然金，次为银金矿，很少的碲金矿与碲金银矿，分别占76.2％、19.4％、3.2％、1.2％，含金成色分别为945.2‰、698.8‰、432.4‰、249.0‰。碲金矿与碲金银矿在金矿物金属分布率中仅占1.94％，碲金矿与碲金银矿在氰化过程中需要长时间与高药剂浓度条件，才能达到理想效果。该矿石中金矿物粒度多为细粒金，占53.76％，次为微粒金，占29.41％，粗粒金占4.38％，中粒金占12.45％，在人工重砂中发现最大金粒为0.10×0.11×0.23mm。矿石中金矿物多为裂隙金，次为粒间金与包裹金，分别占39.84％、30.83％、29.33％，微粒金与包裹金在磨矿过程中不易暴露和解离，对氰化工艺不利。

采用全泥氰化活性炭吸附提金工艺，也是当前黄金选矿最有效最主流的提金工艺，原矿品位0.88克/吨，尾矿综合指标累计0.196克/吨，浸出吸附率74.864％，选冶回收率约74.117％。采用本专利公布的工艺后，浮选磨矿细度：-0.074mm占55％，原矿品位Au0.88g/t，金精矿产率4.67％、品位Au17.33g/t，回收率92.25％，尾矿品位Au 0.05g/t。

实施例二

对于两当金矿，采用全泥氰化活性炭吸附提金工艺，也是当前黄金选矿最有效最主流的提金工艺，原矿品位0.93克/吨，尾矿综合指标累计0.235克/吨，浸出吸附率80.1％，选冶回收率约84.7％。采用本专利公布的工艺后，浮选磨矿细度：-0.074mm占55％，原矿品位Au 0.93g/t，金精矿产率5.7％、品位Au20.3g/t，回收率94.6％，尾矿品位Au 0.04g/t。

上述实施例，只是本发明的较佳实施例，并非用来限制本发明的实施范围，故凡以本发明权利要求所述内容所做的等同变化，均应包括在本发明权利要求范围之内。

Claims (10)

1.一种新型环保金矿选矿工艺，其特征在于，该工艺包括如下步骤：

步骤一：破碎作业

采用粗碎、中碎、细碎三段破碎；

步骤二：磨矿作业

采用两段闭路生产线进行磨矿作业；

步骤三：选别作业

S1、重选

S2、重尾浮选

重尾浮选得到浮选精矿；

S3、浮选精矿脱水作业

对浮选精矿进行第一段浓缩脱水和第二段过滤脱水；

S4、浮选精矿氰化作业

第一段浓缩脱水和第二段过滤脱水后返回磨矿作业，返回磨矿作业再磨后氰化，氰化后堆存即可。

2.如权利要求1所述的一种新型环保金矿选矿工艺，其特征至于，在步骤一中，原矿由振动给料机输送至颚式破碎机中，得到粗碎产品；粗碎产品经第一胶带输送机输送至中碎圆锥破碎机中，得到中碎产品，所述中碎产品经第二胶带输送机输送至圆振筛中，得到筛上物料，所述筛上物料由第三胶带输送机输送至细碎缓冲矿仓，得到缓冲矿仓矿石，所述缓冲矿仓矿石由皮带给料机输送至细碎圆锥破碎机中进行破碎，得到细碎产品，所述细碎产品落入第二胶带输送机与中碎产品合并经第二胶带输送机输送至圆振筛中进行筛分，细碎圆锥破碎机与圆振筛、第二胶带输送机以及第三胶带输送机构成闭路，最终得到的筛下矿石由第四胶带输送机输送至粉矿仓。

3.如权利要求2所述的一种新型环保金矿选矿工艺，其特征至于，所述中碎产品粒度达到-18mm，所述细碎产品粒度达到-12mm。

4.如权利要求1所述的一种新型环保金矿选矿工艺，其特征至于，在步骤二中，所述粉矿仓的粉矿通过仓下给料机经第五胶带输送机输送至溢流型球磨机中，溢流型球磨机与水力旋流器构成闭路，溢流型球磨机排矿筒筛下的矿浆自流至第一泵池，再由渣浆泵输送至直线筛，筛上物料返回溢流型球磨机，筛下物料输送至重选作业，重选尾矿均排入第二泵池，由渣浆泵输送至水力旋流器中进行分级得到沉砂以及磨矿矿浆，沉砂返回溢流型球磨机中，磨矿矿浆自水力旋流器溢流自流至矿浆搅拌槽中。

5.如权利要求4所述的一种新型环保金矿选矿工艺，其特征至于，所述磨矿矿浆细度为-0.074mm占55％。

6.如权利要求1所述的一种新型环保金矿选矿工艺，其特征至于，在步骤三的S2中，所述重尾浮选包括一次粗选、三次扫选以及三次精选，磨矿矿浆由矿浆缓冲槽加药搅拌后，输送至粗选浮选机，得到粗选精矿泡沫以及粗选尾矿，所述粗选精矿泡沫给入三次精选作业，得到浮选精矿，粗选尾矿进入三次扫选作业，得到扫选尾矿，各次浮选精选依次返回上一段作业，各次扫选尾矿依次返回上一段作业，第三次精选作业得到的浮选精矿进入精矿脱水系统，第三次扫选尾矿排至尾砂泵站。

7.如权利要求6所述的一种新型环保金矿选矿工艺，其特征至于，所述选别作业采用8台并阶梯配置的浮选机。

8.如权利要求7所述的一种新型环保金矿选矿工艺，其特征至于，所述选别作业中粗选时间为10min，第一次扫选、第二次扫选以及第三次扫选的时间均为11min，第一次精选、第二次精选与第三次精选的时间分别为13min、9min、14min。

9.如权利要求1所述的一种新型环保金矿选矿工艺，其特征至于，在步骤三的S3中，第一段浓缩脱水采用浓缩机，第二段过滤脱水采用陶瓷过滤机，浮选精矿经泵送至浓缩机进行第一段浓缩脱水，第一段浓缩脱水后自浓缩机自流至陶瓷过滤机进行过滤，所述浓缩机的溢流与陶瓷过滤机的滤液做为补加水返回至重尾浮选。

10.如权利要求9所述的一种新型环保金矿选矿工艺，其特征至于，在步骤三的S4中，经S3过滤后得到的精矿滤饼经调浆搅拌后自流到高堰式螺旋分级机进行分级，分级后得到的返砂返回到格子型球磨机磨再磨，高堰式螺旋分级机的溢流进入砂泵池，溢流由渣浆泵输送至水力旋流器再次进行分级，分级后得到的沉砂返回到球磨机再磨，水力旋流器的溢流自流至浸前浓缩机，浸前浓缩机的溢流水返回球磨机再磨，浸前浓缩机的底流用氰化渣压滤回水调浆到30～33％的浓度进入浸出槽，得到矿浆，所述矿浆分别从前向后自流经过浸吸槽得到载金炭，浸出后的尾矿经压滤后堆存。