CN110328048B - 一种低品位金矿堆浸渣的选矿方法 - Google Patents

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Abstract

本发明涉及一种低品位金矿堆浸渣的选矿方法，属于矿物加工领域中低品位含金矿石的选矿方法。将低品位金矿堆浸渣制备成‑0.074mm含量为65％‑70％的矿浆，矿浆经过洗矿机对磨过的堆浸渣进行清洗，调整最终清洗产品的矿浆浓度为28％‑33％，并添加高品位黄铁矿、矿浆调整剂、活化剂、起泡剂和捕收剂，经过一次粗选、三次扫选和三次精选作业，得到最终的金精矿和尾矿。优点是操作简便，运行成本低，易于实现，解决了浮选过程中堆浸渣易泥化及表面残存的氰化物对含金矿物的抑制的问题，有效的实现了对二次资源堆浸渣中金的回收和利用。

Description

一种低品位金矿堆浸渣的选矿方法
技术领域
本发明涉及矿物加工领域中低品位含金矿石的选矿方法，尤其涉及一种低品位金矿堆浸渣的选矿方法。
背景技术
堆浸渣是指将含金矿石堆垛在防渗地垫上，用低浓度的碱性氰化液在矿堆上喷淋，使矿石中的金溶解，从含金贵液中回收金，提金后的尾矿即为堆浸渣。适用于堆浸的含金矿石通常具有矿石氧化程度高、结构疏松和易于液体渗透等特点。但随着矿产资源的利用及采矿深度的加深，适用于堆浸的矿石越来越少，而且环保对氰化尾液的要求越来越严苛，很多选矿厂不得不将选矿工艺由堆浸变成浮选。
由于堆浸工艺选矿回收率较低，堆浸渣品位一般在0.4g/t-0.6g/t，还具有一定的回收价值，而堆浸渣易于泥化和表面残存的氰化物对金、硫化物具有一定的抑制作用，致使利用改造后浮选工艺对堆浸渣的再回收利用难以实现。为此开发一种利用浮选工艺选别低品位金矿堆浸渣的方法，将会为进一步回收二次资源，避免资源浪费开辟一条新的方向。
发明内容
本发明提供一种低品位金矿堆浸渣的选矿方法，以解决浮选过程中堆浸渣易泥化及表面残存的氰化物对含金矿物的抑制问题，有效的实现了对二次资源堆浸渣中金的回收和利用。
本发明采用的技术方案是：包括下列步骤：
a.将低品位金矿堆浸渣制备成-0.074mm含量为65％-70％的矿浆，矿浆经过洗矿机对磨过的堆浸渣进行清洗，调整最终清洗产品的矿浆浓度为28％-33％，并添加高品位黄铁矿，搅拌1～3min；
b.在步骤a中得到的矿浆中添加矿浆调整剂，搅拌1～3min；
c.步骤b中形成的矿浆中添加活化剂，搅拌1～3min；
d.步骤c中形成的矿浆中添加起泡剂和捕收剂，搅拌4～6min；
e.步骤d形成的产品经过一次粗选、三次扫选和三次精选作业，得到最终的金精矿和尾矿。
所述步骤a中添加的高品位黄铁矿粒度范围为0.054mm～0.074mm，添加量为2kg/t-2.5kg/t。
所述步骤b中矿浆调整剂为碳酸盐类无机钠盐，用量为100g/t-200g/t堆浸渣。
所述步骤c中活化剂为硫酸盐类无机盐，用量为100g/t-200g/t堆浸渣。
所述步骤d中起泡剂和捕收剂分别为松醇油和黄原酸盐，用量分别为20g/t-30g/t和40g/t-60g/t。
本发明的选矿方法科学合理，易操作，易于实现，具有以下优点：
1.由于低品位金矿堆浸渣中金主要以黄铁矿硫化物包裹形式存在，堆浸渣虽经过多年堆存，但其表面仍会残留少量的氰化物，在浮选过程中氰化物会抑制该部分硫化物上浮。本发明的堆浸渣在磨矿分级阶段，尤其是洗矿过程中会大大降低产品中氰化物的含量，基本消除氰化物对浮选过程中硫化物的抑制作用；另外堆浸渣在洗矿过程中能够脱出部分氧化矿泥，在一定程度上降低了矿泥对浮选的不利影响。同时在洗矿产品中添加少量高品位黄铁矿能够增加金矿物浮选过程中的载体，有利于提高浮选回收率。
2.本发明在磨矿产品中添加了碳酸钠作为矿浆的调整剂。由于堆浸渣在磨矿过程中易于泥化，添加碳酸钠可以减轻矿泥对浮选的不利影响，起到分散矿泥的作用；另外由于金主要存在于黄铁矿中，碳酸钠可以起到擦洗矿物表面和活化黄铁矿的作用。
3.本发明在添加了碳酸钠的矿浆中添加了硫酸铜，硫酸铜的Cu2+会沉淀和络合矿浆中少量残存的、对硫化物起抑制作用的CN-离子，然后再在矿物表面生成活化膜，在进一步消除堆浸渣中氰化物的同时，保证了含金矿物的回收。
4.本发明易操作，设备投资和动力消耗小，经济效益显著，本发明的核心技术是通过洗矿除去矿石中绝大部分氰化物，在洗矿产品中添加少量粒度组成为0.054mm-0.074mm的高品位黄铁矿，增加了矿浆中金浮选所需要的载体矿物；另外对磨矿产品中添加了碳酸钠和硫酸铜，在消除堆浸渣泥化应向的同时，解决了堆浸渣表面残存的微量氰化物对矿物的抑制作用，而且进一步活化了目的矿物。因此该方法易操作，不需较大的设备投资和动力消耗，运行成本低，易于实现。
附图说明
图1是本发明的流程图。
具体实施方式
实施例1
包括下列步骤：
a.将低品位金矿堆浸渣制备成-0.074mm含量为65％的矿浆，矿浆经过洗矿机对磨过的堆浸渣进行清洗，调整最终清洗产品的矿浆浓度为28％，并添加高品位黄铁矿，添加的高品位黄铁矿粒度范围为0.054mm，添加量为2kg/t，搅拌1min；
b.在步骤a中得到的矿浆中添加矿浆调整剂，矿浆调整剂为碳酸盐类无机钠盐，用量为100g/t堆浸渣，搅拌1min；
c.在步骤b中形成的矿浆中添加活化剂，活化剂为硫酸盐类无机盐，用量为100g/t堆浸渣，搅拌1min；
d.在步骤c中形成的矿浆中添加起泡剂和捕收剂，起泡剂和捕收剂分别为松醇油和黄原酸盐，用量分别为20g/t和40g/t，搅拌4min；
e.将步骤d形成的产品经过一次粗选、三次扫选和三次精选作业，得到最终的金精矿和尾矿。
实施例2
包括下列步骤：
a.将低品位金矿堆浸渣制备成-0.074mm含量为68％的矿浆，矿浆经过洗矿机对磨过的堆浸渣进行清洗，调整最终清洗产品的矿浆浓度为30％，并添加高品位黄铁矿，添加的高品位黄铁矿粒度范围为0.064mm，添加量为2.2kg/t，搅拌2min；
b.在步骤a中得到的矿浆中添加矿浆调整剂，矿浆调整剂为碳酸盐类无机钠盐，用量为150g/t堆浸渣，搅拌2min；
c.在步骤b中形成的矿浆中添加活化剂，活化剂为硫酸盐类无机盐，用量为150g/t堆浸渣，搅拌2min；
d.在步骤c中形成的矿浆中添加起泡剂和捕收剂，起泡剂和捕收剂分别为松醇油和黄原酸盐，用量分别为25g/t和50g/t，搅拌5min；
e.将步骤d形成的产品经过一次粗选、三次扫选和三次精选作业，得到最终的金精矿和尾矿。
实施例3
包括下列步骤：
a.将低品位金矿堆浸渣制备成-0.074mm含量为70％的矿浆，矿浆经过洗矿机对磨过的堆浸渣进行清洗，调整最终清洗产品的矿浆浓度为33％，并添加高品位黄铁矿，添加的高品位黄铁矿粒度范围为0.074mm，添加量为2.5kg/t，搅拌3min；
b.在步骤a中得到的矿浆中添加矿浆调整剂，矿浆调整剂为碳酸盐类无机钠盐，用量为200g/t堆浸渣，搅拌3min；
c.在步骤b中形成的矿浆中添加活化剂，活化剂为硫酸盐类无机盐，用量为200g/t堆浸渣，搅拌3min；
d.在步骤c中形成的矿浆中添加起泡剂和捕收剂，起泡剂和捕收剂分别为松醇油和黄原酸盐，用量分别为30g/t和60g/t，搅拌6min；
e.将步骤d形成的产品经过一次粗选、三次扫选和三次精选作业，得到最终的金精矿和尾矿。
下边通过对比实验例对本发明做进一步说明。
针对某地堆浸渣进行试验，金矿堆浸渣的多元素分析结果见表1，该金矿堆浸渣中金品位为0.55g/t，具有进一步回收价值，为了进一步说明本发明的效果，对该金矿堆浸渣进行两组对比实验，一种为常规浮选方法，一种为本发明的选矿方法，具体实验如下。
表1某地金矿堆浸渣多元素分析结果
元素 Au(g/t) Ag(g/t) Cu Pb Zn
含量(％) 0.55 1.32 <0.005 <0.005 <0.005
元素 As Fe S C Sb
含量(％) <0.005 3.60 1.55 1.9 <0.005
元素 CaO MgO Al<sub>2</sub>O<sub>3</sub> SiO<sub>2</sub>
含量(％) 5.02 3.16 12.76 57.59
实验例1：本发明的选矿方法
包括以下步骤：
(1)对金矿堆浸渣进行磨矿分级，磨矿分级产品-0.074mm含量为70％，将磨矿产品进行洗矿，除去部分矿泥和废水，调整洗矿产品矿浆浓度为28％-33％，并在其中添加高品位黄铁矿，用量为2kg/t，该黄铁矿粒度组成为0.045mm-0.074mm，搅拌3min；
(2)在步骤(1)得到的矿浆中添加碳酸钠，用量为200g/t，搅拌2min；
(3)在步骤(2)中得到的矿浆中添加硫酸铜，用量为200g/t，搅拌2min；
(4)在步骤(3)中得到的矿浆中添加丁基黄药40g/t，搅拌3min，然后添加2#油20g/t，搅拌3min；
(5)在步骤(4)中得到的矿浆中进行浮选的粗选作业，浮选时间5min，粗选的精矿进入三次精选作业，粗选的尾矿进入三次扫选作业，扫一作业依次添加碳酸钠100g/t、，硫酸铜100g/t、丁基黄药20g/t、2#油10g/t，各药剂搅拌时间同上；扫二作业药剂添加为扫一作业的50％，搅拌时间同上；扫三作业药剂添加为扫二作业的50％，搅拌时间同上；
(6)在步骤(5)中得到的各级中矿依次返回上级作业，形成闭路循环，得到最终的金精矿和尾矿。
表2采用本发明的结果
Figure BDA0002118980240000051
实验例2：常规浮选工艺试验
包括以下步骤：
(1)对金矿堆浸渣进行磨矿分级，磨矿分级产品-0.074mm含量为70％，调整磨矿分级产品矿浆浓度为28％-33％；
(2)在步骤(1)中得到的矿浆中添加丁基黄药40g/t，搅拌3min，然后添加2#油20g/t，搅拌3min；
(3)在步骤(2)中得到的矿浆中进行浮选的粗选作业，浮选时间5min，粗选的精矿进入三次精选作业，粗选的尾矿进入三次扫选作业，扫一作业依次丁基黄药20g/t、2#油10g/t，各药剂搅拌时间同上；扫二作业药剂添加为扫一作业的50％，搅拌时间同上；扫三作业药剂添加为扫二作业的50％，搅拌时间同上；
(4)在步骤(3)中得到的各级中矿依次返回上级作业，形成闭路循环，得到最终的金精矿和尾矿。
表3常规浮选工艺流程试验结果
Figure BDA0002118980240000052
通过对比可见，本发明方法金精矿的品位比常规浮选方法金精矿品位提高5.2g/t，同时金回收率可以提高10.21％，可见本发明的技术指标更好。

Claims (4)

1.一种低品位金矿堆浸渣的选矿方法，其特征在于：包括下列步骤：
a.将低品位金矿堆浸渣制备成-0.074mm含量为65％-70％的矿浆，矿浆经过洗矿机对磨过的堆浸渣进行清洗，调整最终清洗产品的矿浆浓度为28％-33％，并添加高品位黄铁矿，搅拌1～3min；所述添加的高品位黄铁矿粒度范围为0.054mm～0.074mm，添加量为2kg/t-2.5kg/t；
b.在步骤a中得到的矿浆中添加矿浆调整剂，搅拌1～3min；
c.步骤b中形成的矿浆中添加活化剂，搅拌1～3min；
d.步骤c中形成的矿浆中添加起泡剂和捕收剂，搅拌4～6min；
e.步骤d形成的产品经过一次粗选、三次扫选和三次精选作业，得到最终的金精矿和尾矿。
2.根据权利要求1所述的一种低品位金矿堆浸渣的选矿方法，其特征在于：所述步骤b中矿浆调整剂为碳酸盐类无机钠盐，用量为100g/t-200g/t堆浸渣。
3.根据权利要求1所述的一种低品位金矿堆浸渣的选矿方法，其特征在于：所述步骤c中活化剂为硫酸盐类无机盐，用量为100g/t-200g/t堆浸渣。
4.根据权利要求1所述的一种低品位金矿堆浸渣的选矿方法，其特征在于：所述步骤d中起泡剂和捕收剂分别为松醇油和黄原酸盐，用量分别为20g/t-30g/t和40g/t-60g/t。
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