CN111151383A - 一种氰化尾渣的分级分流浮选回收金的方法 - Google Patents
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Abstract
本发明涉及一种氰化尾渣的分级分流浮选回收金的方法，本发明通过筛网分级将氰化尾渣分成粗细粒级两个产品，为分级分流浮选做好准备；对粗细粒级产品选择针对性的工艺参数和药剂制度进行浮选；选择合适的粗粒级浮选中矿作为细粒级浮选的载体，最大程度提高细粒级的回收效率。最终实现通过粗细颗粒分级分流浮选、串流—载体浮选、组合药剂强化浮选等整体上提高金的综合回收率。本发明工艺先进，分选效果好，能有效回收氰化尾渣中微细粒级的金，最终金精矿的Au品位≥16.03g/t、Au回收率≥76.81％，提高了氰化尾渣的资源综合利用率，为企业带来了经济效益。
Description
技术领域
本发明属于矿物加工技术领域，具体涉及一种氰化尾渣的分级分流浮选回收金的方法，特别适用于粒度分布不均匀的氰化尾渣中金的资源回收。
背景技术
氰化提金法是黄金矿山提金的重要技术，氰化提金过程中会产生大量的氰化尾渣，尾渣中的金品位可达1～8g/t。传统上对氰化尾渣处理主要是填埋，既浪费资源又污染环境，现阶段有部分矿山采用浮选法回收其中的金银，主要有两种方法：一种是通过对氰化尾渣进行全粒级浮选，得到浮选的金精矿，再经过氰化浸出和沉积提取两个步骤得到黄金；另一种是把金银通过浮选富集到有色金属(如铜铅等)精矿中，再经过火法冶炼，得到金银及铜铅金属。
氰化尾渣由于细粒含量比例高(-0.074mm含量一般占到80％以上)，硅酸盐矿物泥化严重，各种矿物零电点的pH值不同，在同一矿浆环境下，表面带电的颗粒相互干扰、相互影响，对浮选药剂的无选择性吸附增加，浮选过程中矿浆粘性增加；有价矿物表面吸附其他离子形成双电层，表面也会出现较厚的水化膜，浮选药剂对它的捕收能力弱；不同粒级颗粒性质变化大，浮选过程中粗细颗粒相互夹杂，有用矿物与脉石矿物相互影响；此外氰化过程中添加的大量化学药剂致使矿物表面性质发生明显变化，甚至很多包裹金的矿物也被氰化物抑制难以浮选，上述原因都会导致氰化尾渣的金矿物可浮性大为降低，回收变的非常困难。
已有专利“从氰化尾渣中回收金的方法”(专利号2017112413846)包括原矿预处理、粗选作业、扫选作业、精选作业步骤，该专利采用组合捕收剂Y-89和YP-35，同时添加组合抑制剂水玻璃和Linx385，对包裹于硫化矿中的金的浮选效果好，但没有抓住不同粒级具有不同性质这一特点，采用全粒级浮选方法，难以保障粗细粒级浮选相互影响较大或泥化严重的氰化尾渣中有价矿物的回收效果。
发明内容
本发明的目是提供一种氰化尾渣的分级分流浮选回收金的方法，提高金的资源综合利用率。
本发明主要技术思路是将原矿(氰化尾渣)通过筛网分级获得粗细粒级两个产品，粗细粒级按各自针对性的工艺参数和药剂制度分别进行浮选，选择合适的粗粒浮选的中矿作为载体介质串流到细粒浮选系统中实现串流—载体浮选，提高细粒的回收效率；粗细粒级浮选的精矿合并为最终金精矿，粗细粒级浮选的尾矿合并为最终尾矿。
本发明的技术方案：一种氰化尾渣的分级分流浮选回收金的方法，包括以下步骤：
①步骤：筛网分级，氰化尾渣(原矿)1按矿浆质量浓度30～40％补加水调浆后，经0.038mm孔径的泰勒标准筛进行筛网分级2得到粗粒产品和细粒产品；
②步骤：粗粒粗选，在步骤①得到的粗粒产品中按矿浆质量浓度30～35％补加水调成矿浆，再依次添加分散剂水玻璃：500～700g/t，活化剂硫酸铜：100～120g/t，组合捕收剂MA-1：30～40g/t、丁铵黑药：15～20g/t，起泡剂松醇油：10g/t，进行粗粒粗选3，获得粗粒粗选精矿8和粗粒粗选尾矿；
③步骤：第一次粗粒扫选，在步骤②获得的粗粒粗选尾矿中添加组合捕收剂MA-1：15～20g/t、丁铵黑药：10～15g/t，起泡剂松醇油：5g/t，进行第一次粗粒扫选4，获得第一次粗粒扫选精矿9和第一次粗粒扫选尾矿，第一次粗粒扫选精矿9返回至步骤②的粗粒粗选3作业段；
④步骤：第二次粗粒扫选，在步骤③获得的第一次粗粒扫选尾矿中添加组合捕收剂MA-1：8～10g/t、丁铵黑药：5～8g/t，进行第二次粗粒扫选5，获得第二次粗粒扫选精矿10和第二次粗粒扫选尾矿11，第二次粗粒扫选精矿10返回至步骤③的第一次粗粒扫选4作业段；
⑤步骤：第一次粗粒精选，在步骤②获得的粗粒粗选精矿8中添加分散剂水玻璃：200～300g/t，进行第一次粗粒精选6，获得第一次粗粒精选精矿和第一次粗粒精选尾矿13，第一次粗粒精选尾矿13返回至步骤②的粗粒粗选3作业段；
⑥步骤：第二次粗粒精选，步骤⑤获得的第一次粗粒精选精矿不添加任何药剂进行第二次粗粒精选7，获得第二次粗粒精选精矿12和第二次粗粒精选尾矿14，第二次粗粒精选尾矿14与步骤①中筛网分级2得到的细粒产品合并；
⑦步骤：细粒粗选，依次向步骤①得到的细粒产品及步骤⑥得到的第二次粗粒精选尾矿14的合并混合矿浆中添加分散剂水玻璃：1000～1200g/t，活化剂硫酸铜：100～120g/t，组合捕收剂MOS-2：30～40g/t、MA-1：10～16g/t，起泡剂松醇油：20～30g/t，进行细粒粗选15，获得细粒粗选精矿22和细粒粗选尾矿；
⑧步骤：第一次细粒扫选，在步骤⑦获得的细粒粗选尾矿中添加分散剂水玻璃：500～600g/t，组合捕收剂MOS-2：15～20g/t、MA-1：5～8g/t，起泡剂松醇油：10～15g/t，进行第一次细粒扫选16，获得第一次细粒扫选精矿23和第一次细粒扫选尾矿，第一次细粒扫选精矿23返回至步骤⑦的细粒粗选15作业段；
⑨步骤：第二次细粒扫选，在步骤⑧获得的第一次细粒扫选尾矿中添加组合捕收剂MOS-2：8～10g/t、MA-1：5g/t，起泡剂松醇油：5～8g/t，进行第二次细粒扫选17，获得第二次细粒扫选精矿24和第二次细粒扫选尾矿，第二次细粒扫选精矿24返回至步骤⑧的第一次细粒扫选16作业段；
⑩0步骤：第三次细粒扫选，步骤⑨获得的第二次细粒扫选尾矿不添加任何药剂进行第三次细粒扫选18，获得第三次细粒扫选精矿25和第三次细粒扫选尾矿26，第三次细粒扫选精矿25返回至步骤⑨的第二次细粒扫选17作业段；
本发明同时为其他尾渣的资源回收以及受泥化影响较大或含细粒级较多的矿石中有价矿物的浮选回收提供技术参考。
本发明的作用原理：氰化尾渣的矿物混杂又极细，如果采用全粒级浮选，粗细颗粒相互夹杂、有价矿物与脉石(特别是矿泥)相互夹杂，导致浮选药剂选择性差、泡沫发粘等，致使很难提高金精矿浮选指标。本发明采用筛网分级将粗细颗粒分级分流浮选，粗细粒级分别采取适应其特性的工艺参数及药剂制度进行强化浮选，有效地提高了浮选效率；氰化尾渣的颗粒极细，回收中使用单组分药剂难以同时兼顾提高金的品位和回收率。本发明采用捕收能力强的黄药类药剂MA-1和选择性好的丁铵黑药、MOS-2搭配组合，充分发挥了药剂间的协同作用，加强了难选金矿物的回收；为保障细颗粒的浮选效果。本发明选择合适的粗粒级浮选中矿作为细粒级浮选载体串流到细粒浮选中，让细粒级颗粒达到“背负”上浮效果，提高了细粒级的回收率。
本发明的技术创新：采用筛网分级将粗细颗粒分级分流，再施以针对性的药剂制度强化，选择合适粗粒浮选的中矿作为细粒浮选的载体进行浮选等措施来提高选金的效果。主要是通过筛网分级将氰化尾渣分成粗细粒级两个产品，为分级分流浮选做好准备；对粗细粒级产品选择针对性的工艺参数和药剂制度进行浮选；选择合适的粗粒级浮选中矿作为细粒级浮选的载体，最大程度提高细粒级的回收效率。最终实现通过粗细颗粒分级分流浮选、串流—载体浮选、组合药剂强化浮选等整体上提高金的综合回收率。
本发明工艺先进，分选效果好，能有效回收氰化尾渣中微细粒级的金，最终金精矿的Au品位≥16.03g/t、Au回收率≥76.81％，提高了氰化尾渣的资源综合利用率，为企业带来了经济效益。
附图说明
图1是本发明的工艺流程图。
具体实施方式
如图1所示，本发明的原矿1经调浆后进入筛网分级2得到粗粒和细粒两个产品，粗粒产品经调浆后再经粗粒粗选3、第一次粗粒扫选4和第二次粗粒扫选5得粗粒粗选精矿8、第一次粗粒扫选精矿9、第二次粗粒扫选精矿10和第二次粗粒扫选尾矿11，粗粒粗选精矿8经第一次粗粒精选6和第二次粗粒精选7得第一次粗粒精选尾矿13、第二次粗粒精选尾矿14和第二次粗粒精选精矿12；细粒产品和第二次粗粒精选尾矿14合并后经细粒粗选15、第一次细粒扫选16、第二次细粒扫选17和第三次细粒扫选18得细粒粗选精矿22、第一次细粒扫选精矿23、第二次细粒扫选精矿24、第三次细粒扫选精矿25和第三次细粒扫选尾矿26，细粒粗选精矿22经第一次细粒精选19、第二次细粒精选20和第三次细粒精选21得第一次细粒精选尾矿28、第二次细粒精选尾矿29、第三次细粒精选尾矿30和第三次细粒精选精矿27；第二次粗粒精选精矿12、第三次细粒精选精矿27合并为最终金精矿；第二次粗粒扫选尾矿11和第三次细粒扫选尾矿26合并为最终尾矿。
第一次粗粒扫选精矿9和第一次粗粒精选尾矿13返回至粗粒粗选3，第一次细粒扫选精矿23和第一次细粒精选尾矿28返回至细粒粗选15，第二次粗粒扫选精矿10、第二次细粒扫选精矿24、第三次细粒扫选精矿25、第二次细粒精选尾矿29和第三次细粒精选尾矿30分别返回至上一级作业段。
下面结合实施例对本发明进一步说明，实施例所用的氰化尾渣(原矿1)是某脉金矿石选矿厂浮选的金精矿经磨矿后再全泥氰化得到的氰化尾渣，金的品位为2.46g/t。金矿呈微细粒嵌布赋存在硫化矿和脉石中，硫化矿主要是黄铁矿和黄铜矿，脉石主要是石英、方解石、长石等。氰化尾渣(原矿1)的细度是-0.038mm占80.26％。
实施例1：
①步骤：筛网分级，原矿1按矿浆质量浓度36.58％补加水调浆后，经0.038mm孔径的泰勒标准筛进行筛网分级2得到粗粒(+0.038mm粒级)和细粒(-0.038mm粒级)两个产品；
②步骤：粗粒粗选，在粗粒产品中按矿浆质量浓度33.26％补加水调成矿浆，再依次添加分散剂(水玻璃：500g/t)、活化剂(硫酸铜：100g/t)、组合捕收剂(MA-1：30g/t、丁铵黑药：15g/t)、起泡剂(松醇油：10g/t)，进行粗粒粗选3，获得粗粒粗选精矿8和粗粒粗选尾矿；
③步骤：第一次粗粒扫选，在粗粒粗选尾矿中添加组合捕收剂(MA-1：15g/t、丁铵黑药：10g/t)、起泡剂(松醇油：5g/t)，进行第一次粗粒扫选4，获得第一次粗粒扫选精矿9和第一次粗粒扫选尾矿，第一次粗粒扫选精矿9返回至粗粒粗选3作业段；
④步骤：第二次粗粒扫选，第一次粗粒扫选尾矿添加组合捕收剂(MA-1：8g/t、丁铵黑药：5g/t)，进行第二次粗粒扫选5，获得第二次粗粒扫选精矿10和第二次粗粒扫选尾矿11，第二次粗粒扫选精矿10返回至第一次粗粒扫选4作业段；
⑤步骤：第一次粗粒精选，在粗粒粗选精矿8中添加分散剂(水玻璃：200g/t)；进行第一次粗粒精选6，获得第一次粗粒精选精矿和第一次粗粒精选尾矿13，第一次粗粒精选尾矿13返回至粗粒粗选3作业段；
⑥步骤：第二次粗粒精选，第一次粗粒精选精矿不添加任何药剂进行第二次粗粒精选7，获得第二次粗粒精选精矿12和第二次粗粒精选尾矿14，第二次粗粒精选尾矿14与筛网分级2得到的细粒产品(-0.038mm粒级)合并；
⑦步骤：细粒粗选，依次向细粒产品及第二次粗粒精选尾矿14的合并的混合矿浆中添加分散剂(水玻璃：1000g/t)、活化剂(硫酸铜：100g/t)、组合捕收剂(MOS-2：30g/t、MA-1：10g/t)、起泡剂(松醇油：20g/t)，进行细粒粗选15，获得细粒粗选精矿22及细粒粗选尾矿；
⑧步骤：第一次细粒扫选，在细粒粗选尾矿中添加分散剂(水玻璃：500g/t)、组合捕收剂(MOS-2：15g/t、MA-1：5g/t)、起泡剂(松醇油：10g/t)，进行第一次细粒扫选16，获得第一次细粒扫选精矿23和第一次细粒扫选尾矿，第一次细粒扫选精矿23返回至细粒粗选15作业段；
⑨步骤：第二次细粒扫选，在第一次细粒扫选尾矿中添加组合捕收剂(MOS-2：8g/t、MA-1：5g/t)、起泡剂(松醇油：5g/t)，进行第二次细粒扫选17，获得第二次细粒扫选精矿24和第二次细粒扫选尾矿，第二次细粒扫选精矿24返回至第一次细粒扫选16作业段；
⑩步骤：第三次细粒扫选，第二次细粒扫选尾矿不添加任何药剂进行第三次细粒扫选18，获得第三次细粒扫选精矿25和第三次细粒扫选尾矿26，第三次细粒扫选精矿25返回至第二次细粒扫选17作业段；
实施例2：
实施例2除以下不同外，其它与实施例1相同。
②、③、④、⑤、⑦、⑧、⑨、
步骤中使用的药剂用量和实施例1不同，分别是②步骤：粗粒粗选3添加分散剂(水玻璃：700g/t)、活化剂(硫酸铜：120g/t)、组合捕收剂(MA-1：40g/t、丁铵黑药：20g/t)；③步骤：第一次粗粒扫选4添加组合捕收剂(MA-1：20g/t、丁铵黑药：15g/t)；④步骤：第二次粗粒扫选5添加组合捕收剂(MA-1：10g/t、丁铵黑药：8g/t)；⑤步骤：第一次粗粒精选6添加分散剂(水玻璃：300g/t)；⑦步骤：细粒粗选15添加分散剂(水玻璃：1200g/t)、活化剂(硫酸铜：120g/t)、组合捕收剂(MOS-2：40g/t、MA-1：16g/t)、起泡剂(松醇油：30g/t)；⑧步骤：第一次细粒扫选16添加分散剂(水玻璃：600g/t)、组合捕收剂(MOS-2：20g/t、MA-1：8g/t)、起泡剂(松醇油：15g/t)；⑨步骤：第二次细粒扫选17添加捕收剂(MOS-2：10g/t)、起泡剂(松醇油：8g/t)；
步骤：第一次细粒精选19添加分散剂(水玻璃：700g/t)、捕收剂(MOS-2：30g/t)、起泡剂(松醇油：15g/t)；
步骤：第二次细粒精选20添加捕收剂(MOS-2：15g/t)、起泡剂(松醇油：8g/t)。
以上两个实施例的试验结果见下表：
从以上两个实施例的实施情况表明，本发明工艺先进，分选效果好，能最大程度的回收氰化尾渣中的金，最终金精矿的Au品位≥16.03g/t、Au回收率≥76.81％，有效的提高了氰化尾渣的资源综合利用效率。
Claims (2)
1.一种氰化尾渣的分级分流浮选回收金的方法，其特征是，包括以下步骤：
①步骤：筛网分级，氰化尾渣(1)按矿浆质量浓度30～40％补加水调浆后，经0.038mm孔径的泰勒标准筛进行筛网分级(2)得到粗粒产品和细粒产品；
②步骤：粗粒粗选，在步骤①得到的粗粒产品中按矿浆质量浓度30～35％补加水调成矿浆，再依次添加分散剂水玻璃：500～700g/t，活化剂硫酸铜：100～120g/t，组合捕收剂MA-1：30～40g/t、丁铵黑药：15～20g/t，起泡剂松醇油：10g/t，进行粗粒粗选(3)，获得粗粒粗选精矿(8)和粗粒粗选尾矿；
③步骤：第一次粗粒扫选，在步骤②获得的粗粒粗选尾矿中添加组合捕收剂MA-1：15～20g/t、丁铵黑药：10～15g/t，起泡剂松醇油：5g/t，进行第一次粗粒扫选(4)，获得第一次粗粒扫选精矿(9)和第一次粗粒扫选尾矿，第一次粗粒扫选精矿(9)返回至步骤②的粗粒粗选(3)作业段；
④步骤：第二次粗粒扫选，在步骤③获得的第一次粗粒扫选尾矿中添加组合捕收剂MA-1：8～10g/t、丁铵黑药：5～8g/t，进行第二次粗粒扫选(5)，获得第二次粗粒扫选精矿(10)和第二次粗粒扫选尾矿(11)，第二次粗粒扫选精矿(10)返回至步骤③的第一次粗粒扫选(4)作业段；
⑤步骤：第一次粗粒精选，在步骤②获得的粗粒粗选精矿(8)中添加分散剂水玻璃：200～300g/t，进行第一次粗粒精选(6)，获得第一次粗粒精选精矿和第一次粗粒精选尾矿(13)，第一次粗粒精选尾矿(13)返回至步骤②的粗粒粗选(3)作业段；
⑥步骤：第二次粗粒精选，步骤⑤获得的第一次粗粒精选精矿不添加任何药剂进行第二次粗粒精选(7)，获得第二次粗粒精选精矿(12)和第二次粗粒精选尾矿(14)，第二次粗粒精选尾矿(14)与步骤①中筛网分级(2)得到的细粒产品合并；
⑦步骤：细粒粗选，依次向步骤①得到的细粒产品及步骤⑥得到的第二次粗粒精选尾矿(14)的合并混合矿浆中添加分散剂水玻璃：1000～1200g/t，活化剂硫酸铜：100～120g/t，组合捕收剂MOS-2：30～40g/t、MA-1：10～16g/t，起泡剂松醇油：20～30g/t，进行细粒粗选(15)，获得细粒粗选精矿(22)和细粒粗选尾矿；
⑧步骤：第一次细粒扫选，在步骤⑦获得的细粒粗选尾矿中添加分散剂水玻璃：500～600g/t，组合捕收剂MOS-2：15～20g/t、MA-1：5～8g/t，起泡剂松醇油：10～15g/t，进行第一次细粒扫选(16)，获得第一次细粒扫选精矿(23)和第一次细粒扫选尾矿，第一次细粒扫选精矿(23)返回至步骤⑦的细粒粗选(15)作业段；
⑨步骤：第二次细粒扫选，在步骤⑧获得的第一次细粒扫选尾矿中添加组合捕收剂MOS-2：8～10g/t、MA-1：5g/t，起泡剂松醇油：5～8g/t，进行第二次细粒扫选(17)，获得第二次细粒扫选精矿(24)和第二次细粒扫选尾矿，第二次细粒扫选精矿(24)返回至步骤⑧的第一次细粒扫选(16)作业段；
⑩步骤：第三次细粒扫选，步骤⑨获得的第二次细粒扫选尾矿不添加任何药剂进行第三次细粒扫选(18)，获得第三次细粒扫选精矿(25)和第三次细粒扫选尾矿(26)，第三次细粒扫选精矿(25)返回至步骤⑨的第二次细粒扫选(17)作业段；
2.根据权利要求1所述的一种氰化尾渣的分级分流浮选回收金的方法，其特征是：氰化尾渣(1)的细度是-0.038mm占80.26％。
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