CN110292990A - 一种提高金的回收率和选矿效率的方法 - Google Patents

Abstract

本发明公开了一种提高金的回收率和选矿效率的方法，将原矿通过第一段球磨机进行磨矿，其排料经过两次筛分分级后形成两种窄级别的物料，再分别用尼尔森选矿机进行粗选，尼尔森粗粒产物采用粗砂摇床精选，尼尔森细粒产物采用细砂摇床精选，第一段磨机与水力旋流器构成闭路循环，水力旋流器溢流进入第二段磨矿，第二段磨机排料采用尼尔森‑悬振选矿机组合工艺回收矿石中的微细粒金，重选尾矿通过水力旋流器分级后，沉砂返回磨机再磨，溢流进入湿法浸出作业。本发明选矿方法有效提高了金的重选回收率，降低后续浸出作业生产成本并提高了金的整体选矿回收率。

Description

一种提高金的回收率和选矿效率的方法

技术领域

本发明属于选矿技术领域，涉及一种提高金的回收率和选矿效率的方法。

背景技术

为了提高金的回收率，目前黄金生产企业通常采用重选—浮选、重选—湿法浸出和重选—浮选—湿法浸出等联合选矿工艺流程。脉金选厂中，重选—湿法浸出因其工艺稳定、操作简单和回收率高等诸多优点而被广泛应用。重选不仅对环境没有污染而作为湿法浸出的补充，在湿法浸出前设置重选作业主要作用是提前回收矿石中的颗粒金，以降低后续湿法浸出的时间和减少浸出药剂的消耗。

目前，重选—湿法浸出联合工艺中重选回收金的主流工艺为尼尔森离心选矿机粗选—摇床精选的联合流程。与传统重选设备相比，尼尔森选矿机具有选矿富集比高、处理量大、设备运转率高、占地面积小等诸多优点。尼尔森选矿机通常设置在第一段磨矿回路中，磨机排料经过筛分隔粗后的筛下(通常为2mm以下)物料全量通过尼尔森选矿机进行选别，这种使用方法通常对巨粒金和中粗粒金的回收效果较好，但是对0.037mm以下的细粒金回收效果较差，导致重选整体回收率偏低。对湿法浸出而言，重选尾矿中金含量越高，则浸出时间会延长且浸金药剂用量也会相应增加，由于目前的浸金药剂仍以剧毒化合物氰化物为主，过多的氰化物的使用不但会增加企业的生产成本还会给企业的生产组织经营带来诸多的困扰。

因此为了尽量提高金的重选回收率，实现金的早收多少，降低后续金的湿法浸出生产成本和提升金的整体回收率，就很有必要开发一种新的重选工艺方法。

发明内容

为实现上述目的，本发明提供一种提高金的回收率和选矿效率的方法，有效提高了金的重选回收率，降低后续浸出作业生产成本并提高了金的整体选矿回收率。

本发明所采用的技术方案是，一种提高金的回收率和选矿效率的方法，按照如下步骤进行：

步骤S1:原矿进入第一段球磨机进行磨矿，第一段球磨机排料进入直线筛，筛分为筛上和筛下两种级别产物，直线筛筛上产物返回第一段球磨机再磨；

步骤S2:直线筛筛下产物进入振动筛继续筛分，筛分为振动筛筛上和筛下两种级别产物；

步骤S3:振动筛筛下产物进入第二尼尔森选矿机进行粗选得到粗精矿和尾矿，所得第二尼尔森粗精矿进入第二摇床进行精选得到细粒金精矿II与尾矿，第二尼尔森尾矿和第二摇床尾矿混合进入第一水力旋流器进行分级，得到沉砂和溢流两种不同级别产物；

步骤S4:第一水力旋流器沉砂返回至第一段球磨机再磨，第一水力旋流器溢流细度控制在-0.074mm粒级占60-70％进入第二段球磨机进行磨矿；

步骤S5:第二段球磨机排矿进入第三尼尔森选矿机进行粗选得到粗精矿和尾矿，所得第三尼尔森粗精矿进入悬振选矿机进行精选得到微细粒金精矿III和尾矿，第三尼尔森尾矿和悬振尾矿合并进入第二水力旋流器进行分级后得到沉砂和溢流两种不同级别产物；

步骤S6:第二水力旋流器沉砂返回第二段球磨机再磨，第二水力旋流器溢流细度控制在-0.074mm粒级大于90％进入浸出槽浸出；

步骤S7:调整进入浸出槽内的矿浆浓度为40～45wt％，并在浸出槽中加入组合药剂A和B，搅拌浸出，持续时间为15～30小时；

步骤S8:经过搅拌浸出后，易浸金进入矿浆溶液后可经过炭吸附-解吸-电积的方法回收，难浸金与脉石一起形成浸渣尾矿。

进一步，还包括步骤S2中所述振动筛筛上产物调浆至浓度为50-65wt％后进入第一尼尔森选矿机进行粗选得到粗精矿和尾矿。

进一步，所得第一尼尔森尾矿返回第一段球磨机再磨，所得第一尼尔森粗精矿进入第一摇床进行精选得到粗粒金精矿I和尾矿，第一摇床尾矿返回第一段球磨机再磨。

进一步，所述直线筛分级筛孔尺寸为2-3mm。

进一步，所述振动筛分级筛孔尺寸为0.1-0.4mm。

进一步，所述第一摇床为粗砂床，入选矿浆浓度为15-20wt％。

进一步，所述第二摇床为细砂床，入选矿浆浓度为12-17wt％。

进一步，，所述悬振选矿机入选矿浆浓度为12-17wt％。

进一步，所述药剂A为氧化钙，用量为1000～3000g/t，所述药剂B为氰化钠，加入量为500～3000g/t。

本发明步骤S2对直线筛2-3mm以下的筛下产物再进行振动筛分(分级尺寸0.1-0.4mm)，经过该尺寸分级后的筛上产物和筛下产物分别进入尼尔森选矿机进行重选，有效提升了0.037mm以下细粒金的回收率。尼尔森重选过程中重矿物富集在富集腔内，轻矿物在离心力和反向冲洗水等复合力场作用下被挤出富集腔，由于粗颗粒的脉石(轻矿物)在复合力场下其离心力大于细颗粒金在复合力场下的离心力，所以导致粗粒脉石比细粒的更容易在富集腔内富集，也就是说，粗颗粒的脉石对细颗粒的金的选别有不利影响。本发明在尼尔森重选过程中对其入料进行了更窄级别的分级入选，大大减弱了粗粒脉石对细粒金的不利影响，从而增加了重选对细粒金的回收效果。

本发明步骤S3中振动筛筛上产物调浆浓度主要是综合单台设备的处理量和选矿效率两方面因素而设定的，通常尼尔森入选矿浆浓度较宽，大致为20-70wt％，本发明振动筛筛上产物调浆至50-65wt％为宜，该调浆浓度既能保证尼尔森选矿回收率维持在较高水平，又不降低单台设备的处理量。

本发明步骤S4中溢流细度控制在-0.074mm粒级占60-70％为宜，溢流细度低于该设定值，一般会导致金的解离度偏低从而导致重选回收率偏低。

本发明步骤S5中悬振选矿机入选浓度设定12-17wt％为宜，低于该设定值时，悬振的选矿回收率大幅度降低，高于该设定值时，悬振选矿获得的金精矿品质偏低(夹带脉石多)。

本发明步骤S6中溢流细度控制在-0.074mm粒级大于90％才能保证绝大部分金达到裸露或半裸露状态，低于该设定值会使一部分金处于包裹体的状态，不但会影响重选的回收率，还会导致最终湿法提金的效率降低。

本发明步骤S7中浸出槽内的矿浆浓度调至40～45wt％为宜，低于该设定值不但会导致浸出药剂消耗量增加，且会增加搅拌设备的功耗，超出该设定值会导致金的浸出效率的降低；金的湿法浸出时间持续15～30小时为宜，一般金的浸出时间会高于该值，但由于本发明金的重选回收率提升了，因此金的湿法浸出时间相应地调低了。

与传统的重选-湿法浸出选矿方法相比，本发明的有益效果为：

1.通过对第一尼尔森选矿机给料进行振动筛筛分分级，使尼尔森选矿机的入选粒级变窄，减弱了大颗粒脉石对细颗粒金回收的影响，提升了细粒金的回收效率。

2.根据第一尼尔森选矿机和第二尼尔森选矿机选矿所得粗精矿产品粒级粗细的不同分别采用粗砂床-第一摇床和细砂床-第二摇床进行分选，削弱摇床精选过程中粗粒脉石对细粒金的选矿影响，有益于细粒金的回收。

3.通过在第二段球磨闭路中尼尔森—悬振选矿机的组合使用，有效提升了原矿中微细颗粒金的回收。

4.通过重选效率的提升，降低了进入浸出作业金的品位，减少了浸金剂的消耗并缩短了浸出时间，为企业节约了生产成本，并减轻了企业的环保压力。

5.随着重选回收率的提高，提升了原矿中被硫化矿包裹的难浸金的回收，有益于金的整体回收率的提升。

附图说明

为了更清楚地说明本发明实施例或现有技术中的技术方案，下面将对实施例或现有技术描述中所需要使用的附图作简单地介绍，显而易见地，下面描述中的附图仅仅是本发明的一些实施例，对于本领域普通技术人员来讲，在不付出创造性劳动的前提下，还可以根据这些附图获得其他的附图。

图1是为本发明的重选-湿法浸出联合工艺回收黄金的流程图。

图2是为传统的重选-湿法浸出联合工艺回收黄金的流程图。

具体实施方式

下面将结合本发明实施例，对本发明实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述，显然，所描述的实施例仅仅是本发明一部分实施例，而不是全部的实施例。基于本发明中的实施例，本领域普通技术人员在没有做出创造性劳动前提下所获得的所有其他实施例，都属于本发明保护的范围。

实施例1

某矿石含金品位为5.75g/t，矿石中主要金属矿物为黄铁矿、褐铁矿、赤铁矿、黄铜矿、闪锌矿和自然金，非金属矿物主要为石英、长石、绿泥石和高岭土。金嵌布粒度范围较宽，最小粒径为0.005mm，最大粒径为0.66mm，一般为0.02mm～0.074mm，该粒级金占总金含量的63.94％。

如图1所示，原矿经过第一段球磨机磨矿后进入筛孔尺寸为3mm的直线筛进行筛分，3mm以上的筛上产物返回第一段球磨机再磨，3mm以下的筛下产物进入筛孔尺寸为0.25mm的振动筛进行筛分分级，0.25mm以上的筛上产物调浆至矿浆浓度60wt％后进入第一尼尔森选矿机进行重选，第一尼尔森选矿机重选所得粗精矿调浆至矿浆浓度18wt％后进入第一摇床进行精选，得到粗粒金精矿I，第一尼尔森尾矿和第一摇床尾矿返回第一段球磨机进行再磨；0.25mm筛下产物直接进入第二尼尔森选矿机进行重选，重选粗精矿调浆至矿浆浓度15wt％进入第二摇床进行精选得到细粒金精矿II，第二尼尔森尾矿和第二摇床尾矿进入第一水力旋流器进行分级获得沉砂和溢流，沉砂返回第一段球磨机进行再磨，溢流细度控制在-0.074mm粒级占65％进入第二段球磨机进行磨矿。经过第二段球磨机磨矿后进入第三尼尔森选矿机进行粗选得到粗精矿和尾矿，所得第三尼尔森粗精矿调浆至17％后进入悬振选矿机进行精选得到微细粒金精矿III和尾矿，第三尼尔森尾矿和悬振尾矿合并进入第二水力旋流器进行分级，得到沉砂和溢流两种级别产物，沉砂返回第二段球磨机再磨，溢流细度控制在-0.074mm粒级占90％进入浸出槽进行湿法浸金作业。调整进入浸出槽的矿浆浓度为42wt％，在浸出槽内加入药剂氧化钙和氰化钠进行搅拌浸出，氧化钙用量为1000g/t，氰化钠用量为500g/t，搅拌浸出时间为15小时，搅拌浸出完成后得到含金贵液和浸出尾渣。

所述精矿I、精矿II和精矿III合并后成为重砂精矿，重砂精矿金品位为1850g/t，对原矿回收率为63.60％，浸出尾渣含金为0.16g/t，对原矿金浸出率为33.62％，重选-湿法浸出联合选矿工艺流程金总回收率为97.2％。与图2所示传统工艺流程相比，在重砂含金品位相近的情况下，本发明工艺重选回收率提高了约18％，整体金的回收率提高了约1.5％，浸出作业中浸出搅拌时间缩减了6小时，氰化钠消耗量减少了300g/t。

实施例2

某矿石含金品位为8.30g/t，矿石中主要金属矿物为黄铁矿、黄铜矿、方铅矿、闪锌矿、赤褐铁矿和自然金，非金属矿物主要为石英、长石和绢云母。金以裂隙金和粒间金为主，硫化矿包裹金所占比例为21％，少量金被石英和长石包裹。金颗粒粗细不均匀，粒径在0.003mm～0.38mm之间。

如图1所示，原矿经过第一段球磨机磨矿后进入筛孔尺寸为2mm的直线筛进行筛分分级，2mm以上的筛上产物返回第一段球磨机再磨，2mm以下的产物进入筛孔尺寸为0.1mm的振动筛进行筛分分级，0.1mm以上的筛上产物调浆至矿浆浓度50wt％后进入第一尼尔森选矿机进行重选，第一尼尔森选矿机重选所得粗精矿调浆至矿浆浓度15wt％后进入第一摇床进行精选，得到粗粒金精矿I，第一尼尔森尾矿和第一摇床尾矿返回第一段球磨机再磨；0.1mm筛下产物直接进入第二尼尔森选矿机进行重选，重选粗精矿调浆至矿浆浓度12wt％进入第二摇床进行精选得到细粒金精矿II，第二尼尔森尾矿和第二摇床尾矿进入第一水力旋流器进行分级获得沉砂和溢流，沉砂返回第一段球磨机再磨，溢流细度控制在-0.074mm粒级占70％进入第二段球磨机进行磨矿。经过第二段球磨机磨矿后进入第三尼尔森选矿机进行粗选得到粗精矿和尾矿，所得第三尼尔森粗精矿调浆至12％后进入悬振选矿机进行精选得到微细粒金精矿III和尾矿，尼尔森尾矿和悬振尾矿合并后进入第二水力旋流器进行分级，得到沉砂和溢流两种产物，沉砂返回第二段球磨机再磨，溢流细度控制在-0.074mm粒级占95％进入浸出槽进行湿法浸金作业。调整进入浸出槽的矿浆浓度为40wt％，在浸出槽内加入药剂氧化钙和氰化钠进行搅拌浸出，氧化钙用量为2000g/t，氰化钠用量为800g/t，搅拌浸出时间为20小时，搅拌浸出完成后得到含金贵液和浸出尾渣。

所述精矿I、精矿II和精矿III合并后成为重砂精矿，重砂精矿金品位为1620g/t，对原矿回收率为66.53％，浸出尾渣含金为0.20g/t，对原矿金浸出率为31.07％，重选-湿法浸出联合选矿工艺流程金总回收率为97.60％。与图2所示传统工艺流程相比，在重砂含金品位相近的情况下，本发明工艺重选回收率提高了约21％，整体金的回收率提高了约2％，浸出作业中浸出搅拌时间缩减了10小时，氰化钠消耗量减少了500g/t。

实施例3

某矿石含金品位为3.50g/t，矿石中主要金属矿物为赤褐铁矿、黄铁矿、闪锌矿、白铅矿和自然金，非金属矿物主要为石英、斜长石、高岭石和白云石。金嵌布粒粗细不均匀，粒径在0.002mm～0.55mm之间。

如图1所示，原矿经过第一段球磨机磨矿后进入筛孔尺寸为2.5mm的直线筛进行筛分，2.5mm以上的筛上产物返回第一段球磨机再磨，2.5mm以下的筛下产物进入筛孔尺寸为0.4mm的振动筛进行筛分分级，0.4mm以上的筛上产物调浆至矿浆浓度65wt％后进入第一尼尔森选矿机进行重选，第一尼尔森选矿机重选所得粗精矿调浆至矿浆浓度20wt％后进入第一摇床进行精选，得到粗粒金精矿I，第一尼尔森尾矿和第一摇床尾矿返回第一段球磨机进行再磨；0.2mm筛下产物直接进入第二尼尔森选矿机进行重选，重选粗精矿调浆至矿浆浓度17wt％进入第二摇床进行精选得到细粒金精矿II，第二尼尔森尾矿和第二摇床尾矿进入第一水力旋流器进行分级获得沉砂和溢流，沉砂返回第一段球磨机进行再磨，溢流细度控制在-0.074mm粒级占60％进入第二段球磨机进行磨矿。经过第二段球磨机磨矿后进入第三尼尔森选矿机进行粗选得到粗精矿和尾矿，所得第三尼尔森粗精矿调浆至15％后进入悬振选矿机进行精选得到微细粒金精矿III和尾矿，尼尔森尾矿和悬振尾矿合并进入第二水力旋流器进行分级，得到沉砂和溢流两种级别产物，沉砂返回第二段球磨机再磨，溢流细度控制在-0.074mm粒级占100％进入浸出槽进行湿法浸金作业。调整进入浸出槽的矿浆浓度为45wt％，在浸出槽内加入药剂氧化钙和氰化钠进行搅拌浸出，氧化钙用量为3000g/t，氰化钠用量为3000g/t，搅拌浸出时间为30小时，搅拌浸出完成后得到含金贵液和浸出尾渣。

所述精矿I、精矿II和精矿III合并后成为重砂精矿，重砂精矿金品位为1560g/t，对原矿回收率为58.24％，浸出尾渣含金为0.15g/t，对原矿金浸出率为34.48％，重选-湿法浸出联合选矿工艺流程金总回收率为95.72％。与图2所示传统工艺流程相比，在重砂含金品位相近的情况下，本发明工艺重选回收率提高了约12％，整体金的回收率提高了约1.20％，浸出作业中浸出搅拌时间缩减了6小时，氰化钠消耗量减少了300g/t。

以上所述仅为本发明的较佳实施例而已，并非用于限定本发明的保护范围。凡在本发明的精神和原则之内所作的任何修改、等同替换、改进等，均包含在本发明的保护范围内。

Claims (9)

1.一种提高金的回收率和选矿效率的方法，其特征在于，按照如下步骤进行：

步骤S1:原矿进入第一段球磨机进行磨矿，第一段球磨机排料进入直线筛，筛分为筛上和筛下两种级别产物，直线筛筛上产物返回第一段球磨机再磨；

步骤S2:直线筛筛下产物进入振动筛继续筛分，筛分为振动筛筛上和筛下两种级别产物；

步骤S3:振动筛筛下产物进入第二尼尔森选矿机进行粗选得到粗精矿和尾矿，所得第二尼尔森粗精矿进入第二摇床进行精选得到细粒金精矿II与尾矿，第二尼尔森尾矿和第二摇床尾矿混合进入第一水力旋流器进行分级，得到沉砂和溢流两种不同级别产物；

步骤S4:第一水力旋流器沉砂返回至第一段球磨机再磨，第一水力旋流器溢流细度控制在-0.074mm粒级占60-70％进入第二段球磨机进行磨矿；

步骤S5:第二段球磨机排矿进入第三尼尔森选矿机进行粗选得到粗精矿和尾矿，所得第三尼尔森粗精矿进入悬振选矿机进行精选得到微细粒金精矿III和尾矿，第三尼尔森尾矿和悬振尾矿合并进入第二水力旋流器进行分级后得到沉砂和溢流两种不同级别产物；

步骤S6:第二水力旋流器沉砂返回第二段球磨机再磨，第二水力旋流器溢流细度控制在-0.074mm粒级大于90％进入浸出槽浸出；

步骤S7:调整进入浸出槽内的矿浆浓度为40～45wt％，并在浸出槽中加入组合药剂A和B，搅拌浸出，持续时间为15～30小时；

步骤S8:经过搅拌浸出后，易浸金进入矿浆溶液后可经过炭吸附-解吸-电积的方法回收，难浸金与脉石一起形成浸渣尾矿。

2.根据权利要求1所述一种提高金的回收率和选矿效率的方法，其特征在于，还包括步骤S2中所述振动筛筛上产物调浆至浓度为50-65wt％后进入第一尼尔森选矿机进行粗选得到粗精矿和尾矿。

3.根据权利要求2所述一种提高金的回收率和选矿效率的方法，其特征在于，所得第一尼尔森尾矿返回第一段球磨机再磨，所得第一尼尔森粗精矿进入第一摇床进行精选得到粗粒金精矿I和尾矿，第一摇床尾矿返回第一段球磨机再磨。

4.根据权利要求1所述一种提高金的回收率和选矿效率的方法，其特征在于，所述直线筛分级筛孔尺寸为2-3mm。

5.根据权利要求1所述一种提高金的回收率和选矿效率的方法，其特征在于，所述振动筛分级筛孔尺寸为0.1-0.4mm。

6.根据权利要求3所述一种提高金的回收率和选矿效率的方法，其特征在于，所述第一摇床为粗砂床，入选矿浆浓度为15-20wt％。

7.根据权利要求1所述一种提高金的回收率和选矿效率的方法，其特征在于，所述第二摇床为细砂床，入选矿浆浓度为12-17wt％。

8.根据权利要求1所述一种提高金的回收率和选矿效率的方法，其特征在于，所述悬振选矿机入选矿浆浓度为12-17wt％。

9.根据权利要求1所述一种提高金的回收率和选矿效率的方法，其特征在于，所述药剂A为氧化钙，用量为1000～3000g/t，所述药剂B为氰化钠，加入量为500～3000g/t。