CN111363929A - 一种金矿选冶联合回收工艺 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种金矿选冶联合回收工艺，将含金的原矿进行破碎，磨矿，浮选，尾矿进入尾矿库，金精矿进行预处理，预处理方法可以为化学预处理，焙烧预处理和生物氧化处理中的一种，预处理后进行氰化浸出，得到高品位的载金炭。本发明通过破碎磨矿浮选以最小的成本将矿石中的金最大限度的回收，丢掉了大部分金品位极低的尾矿，然后对金精矿进行预处理，再对预处理后的金精矿进行氰化浸出，将金品位大幅提高，同时金回收率也非常高，本发明工艺成本低，产品品位高，回收率高，具有很大的经济效益。
Description
技术领域
本发明属于金矿的选冶工艺，具体地说，涉及一种金矿选冶联合回收工艺。
背景技术
随着易处理金矿的日益减少，难处理金矿将成为今后金矿石的主要资源，在我国已探明的黄金储量中，约有30％的金矿石为难处理金矿，如何更好地开发利用难处理金矿已经成为黄金产业的主要任务之一。
目前矿石中的金大多以独立矿物存在，目前的选矿回收富集工艺大多采用单一的浮选，单一浸出或者单一的冶炼提纯，这些工艺大多是金矿物在矿石中赋存的状态比较简单，但随着矿产资源的开采逐渐向贫细杂的方向发展，很多矿物通过单一的选矿方法已经难以达到较好的回收率和精矿品位。
有鉴于此特提出本发明。
发明内容
本发明要解决的技术问题在于克服现有技术的不足，提供一种金矿选冶联合回收工艺，
为解决上述技术问题，本发明采用技术方案的基本构思是：
一种金矿选冶联合回收工艺，包括以下步骤：
S1：原矿破碎，将采矿采出的原矿进行破碎，破碎粒度控制在10-15毫米；金原矿中金的嵌布粒度为4-11微米，金包裹在黄铁矿，毒砂、硫化矿、脉石矿物中；原矿中金的品位为4％-6％；原矿中砷的品位为0.5-1％；脉石矿物主要为石英、铁白云石、绿泥石、白云母、钠长石；
S2：磨矿，将破碎后的矿物进行磨矿，磨矿细度控制在65％-90％之间；磨矿采用两段闭路磨矿流程；
S3：浮选：将磨矿后的矿浆浓度控制在33％-36％之间，加入浮选药剂，六偏磷酸钠200-400g/t；硫酸铜100-200g/t；异丙基钠黄药70-150g/t；黑药类捕收剂20-50g/t；浮选采用三次粗选两次扫选四次精选的浮选闭路流程，获得浮选金精矿的品位为54-57％；尾矿直接进入尾矿库；
S4：超细磨：将得到的浮选金精矿进行超细磨，控制超细磨后的粒度为-8微米占90-95％；得到超细磨后的金精矿；
S5：预处理：对超细磨后的金精矿进行预处理，采用化学预处理，控制超细磨后矿浆浓度为33％，将矿浆加热到75-85℃，加入氢氧化钠，控制氢氧化钠的加入量为200-400kg/t；加入氧化剂A-1的用量为200-400kg/t，预处理36-54小时后，进行过滤，得到预处理渣；
S6：氰化浸出：控制预处理渣的矿浆浓度为30-35％；添加石灰；控制石灰的添加量为16-17kg/t；控制矿浆的pH为11-12，加入氰化钠，控制氰化钠的用量为3-5kg/t；加入椰壳炭，控制椰壳炭的添加量为22.0/L，采用机械搅拌浸出，浸出时间控制在12-36小时；得到浸出金的品位为7-8g/t，金的浸出率达到85-87％，金的回收率相对于原矿的回收率为81-85％。
本发明中，S5中的预处理工艺中可以采用两段焙烧的工艺，第一段的焙烧温度控制在450-550℃，焙烧时间控制在0.5-1.5小时，第二段焙烧温度控制在600-700℃之间，焙烧时间控制在450-550℃，得到预处理渣。
本发明中，S5中的预处理工艺中可以采用三段焙烧的工艺，第一段的焙烧温度控制在450-550℃，焙烧时间控制在0.5-1.5小时，第二段焙烧温度控制在600-700℃之间，焙烧时间控制在450-550℃；两段焙烧后加入添加剂A-2，控制添加剂A-2的用量为100kg/t，开始第三段焙烧，焙烧温度控制在700-800℃，焙烧时间控制在0.5-1.2小时，得到预处理渣。
本发明中，S5中的预处理工艺中可以采用生物氧化预处理工艺，采用以氧化亚铁硫杆菌、氧化硫硫杆菌等为主的混合菌进行喷淋氧化，喷淋强度10～20L/m2·h、氧化电位500～600mv、pH＝1.3～1.8、氧化时间5～6个月，得到预处理渣。
本发明中，S5中的预处理工艺中采用两段焙烧的工艺后，可以继续再超细磨，超细磨的粒度控制在-10微米占96.2％。
本发明中，氧化剂A-1为高锰酸钾，次氯酸钠，过氧化钙、过氧化氢、过氧化钠中的一种或者几种。
本发明中，添加剂A-2为为氯化钠、硫酸钠、氢氧化钠、氯化钙中的一种或几种。
采用上述技术方案后，本发明与现有技术相比具有以下有益效果。
本发明通过破碎磨矿浮选以最小的成本将矿石中的金最大限度的回收，丢掉了大部分金品位极低的尾矿，然后对金精矿进行预处理，再对预处理后的金精矿进行氰化浸出，将金品位大幅提高，同时金回收率也非常高，本发明工艺成本低，产品品位高，回收率高，具有很大的经济效益。
下面结合附图对本发明的具体实施方式作进一步详细的描述。
附图说明
附图作为本申请的一部分，用来提供对本发明的进一步的理解，本发明的示意性实施例及其说明用于解释本发明，但不构成对本发明的不当限定。显然，下面描述中的附图仅仅是一些实施例，对于本领域普通技术人员来说，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附图。在附图中：
图1为本发明的浮选工艺流程图；
图2为本发明金精矿化学预处理氰化浸出工艺流程图；
图3为本发明金精矿焙烧氰化浸出工艺流程图。
需要说明的是，这些附图和文字描述并不旨在以任何方式限制本发明的构思范围，而是通过参考特定实施例为本领域技术人员说明本发明的概念。
具体实施方式
为使本发明实施例的目的、技术方案和优点更加清楚，下面将结合本发明实施例，对实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述，以下实施例用于说明本发明，但不用来限制本发明的范围。
实施例1
参见图1、图2，一种金矿选冶联合回收工艺的浮选工艺流程图、一种金矿选冶联合回收工艺的金精矿化学预处理氰化浸出工艺流程图，国外某金矿，原矿中金的品位为5％；原矿中砷的品位为0.6％；脉石矿物主要为石英、铁白云石、绿泥石、白云母、钠长石；金原矿中金的嵌布粒度为4-11微米，金包裹在黄铁矿，毒砂、硫化矿、脉石矿物中；采用以下工艺流程回收金，将采矿采出的原矿进行破碎，破碎粒度控制在10-15毫米；将破碎后的矿物进行磨矿，磨矿细度控制在65％-90％之间；磨矿采用两段闭路磨矿流程；将磨矿后的矿浆浓度控制在33％-36％之间，加入浮选药剂，六偏磷酸钠200-400g/t；硫酸铜100-200g/t；异丙基钠黄药70-150g/t；黑药类捕收剂20-50g/t；2号油起泡剂10-20g/t，浮选采用三次粗选两次扫选四次精选的浮选闭路流程，获得浮选金精矿的品位为54-57％；尾矿直接进入尾矿库；将得到的浮选金精矿进行超细磨，控制超细磨后的粒度为-8微米占90-95％；得到超细磨后的金精矿；对超细磨后的金精矿进行预处理，控制超细磨后矿浆浓度为33％，将矿浆加热到75-85℃，加入氢氧化钠，控制氢氧化钠的加入量为200-400kg/t；加入氧化剂高锰酸钾的用量为200-400kg/t，预处理36-54小时后，进行过滤，得到预处理渣；控制预处理渣的矿浆浓度为30-35％；添加石灰；控制石灰的添加量为16-17kg/t；控制矿浆的pH为11-12，加入氰化钠，控制氰化钠的用量为3-5kg/t；加入椰壳炭，控制椰壳炭的添加量为22.0/L，采用机械搅拌浸出，浸出时间控制在12-36小时；得到浸出金的品位为7-8g/t，金的浸出率达到85-87％，金的回收率相对于原矿的回收率为81-85％。
实施例2
国内云南某金矿，原矿中金的品位为6％；原矿中砷的品位为0.7％；脉石矿物主要为石英、铁白云石、绿泥石、白云母、钠长石；金原矿中金的嵌布粒度为4-11微米，金包裹在黄铁矿，毒砂、硫化矿、脉石矿物中；采用以下工艺流程回收金，将采矿采出的原矿进行破碎，破碎粒度控制在10-15毫米；将破碎后的矿物进行磨矿，磨矿细度控制在65％-90％之间；磨矿采用两段闭路磨矿流程；将磨矿后的矿浆浓度控制在33％-36％之间，加入浮选药剂，六偏磷酸钠200-400g/t；硫酸铜100-200g/t；异丙基钠黄药70-150g/t；黑药类捕收剂20-50g/t；浮选采用三次粗选两次扫选四次精选的浮选闭路流程，获得浮选金精矿的品位为54-57％；尾矿直接进入尾矿库；将得到的浮选金精矿进行超细磨，控制超细磨后的粒度为-8微米占90-95％；得到超细磨后的金精矿；对超细磨后的金精矿进行预处理，采用两段焙烧的工艺，第一段的焙烧温度控制在450-550℃，焙烧时间控制在0.5-1.5小时，第二段焙烧温度控制在600-700℃之间，焙烧时间控制在450-550℃，得到预处理渣，控制预处理渣的矿浆浓度为30-35％；添加石灰；控制石灰的添加量为16-17kg/t；控制矿浆的pH为11-12，加入氰化钠，控制氰化钠的用量为3-5kg/t；加入椰壳炭，控制椰壳炭的添加量为22.0/L，采用机械搅拌浸出，浸出时间控制在12-36小时；得到浸出金的品位为7-8g/t，金的浸出率达到85-87％，金的回收率相对于原矿的回收率为81-85％。
实施例3
参见图1、图3，一种金矿选冶联合回收工艺的浮选工艺流程图、一种金矿选冶联合回收工艺的金精矿焙烧氰化浸出工艺流程图，国内云南某金矿，原矿中金的品位为6％；原矿中砷的品位为0.7％；脉石矿物主要为石英、铁白云石、绿泥石、白云母、钠长石；金原矿中金的嵌布粒度为4-11微米，金包裹在黄铁矿，毒砂、硫化矿、脉石矿物中；采用以下工艺流程回收金，将采矿采出的原矿进行破碎，破碎粒度控制在10-15毫米；将破碎后的矿物进行磨矿，磨矿细度控制在65％-90％之间；磨矿采用两段闭路磨矿流程；将磨矿后的矿浆浓度控制在33％-36％之间，加入浮选药剂，六偏磷酸钠200-400g/t；硫酸铜100-200g/t；异丙基钠黄药70-150g/t；黑药类捕收剂20-50g/t；浮选采用三次粗选两次扫选四次精选的浮选闭路流程，获得浮选金精矿的品位为54-57％；尾矿直接进入尾矿库；将得到的浮选金精矿进行超细磨，控制超细磨后的粒度为-8微米占90-95％；得到超细磨后的金精矿；对超细磨后的金精矿进行预处理，采用两段焙烧的工艺，第一段的焙烧温度控制在450-550℃，焙烧时间控制在0.5-1.5小时，第二段焙烧温度控制在600-700℃之间，焙烧时间控制在450-550℃，采用两段焙烧的工艺后，可以继续再超细磨，超细磨的粒度控制在-10微米占96.2％，得到预处理渣，控制预处理渣的矿浆浓度为30-35％；添加石灰；控制石灰的添加量为16-17kg/t；控制矿浆的pH为11-12，加入氰化钠，控制氰化钠的用量为3-5kg/t；加入椰壳炭，控制椰壳炭的添加量为22.0/L，采用机械搅拌浸出，浸出时间控制在12-36小时；得到浸出金的品位为7-8g/t，金的浸出率达到85-87％，金的回收率相对于原矿的回收率为81-85％。
实施例4
国内湖南某金矿，原矿中金的品位为6％；原矿中砷的品位为0.7％；脉石矿物主要为石英、铁白云石、绿泥石、白云母、钠长石；金原矿中金的嵌布粒度为4-11微米，金包裹在黄铁矿，毒砂、硫化矿、脉石矿物中；采用以下工艺流程回收金，将采矿采出的原矿进行破碎，破碎粒度控制在10-15毫米；将破碎后的矿物进行磨矿，磨矿细度控制在65％-90％之间；磨矿采用两段闭路磨矿流程；将磨矿后的矿浆浓度控制在33％-36％之间，加入浮选药剂，六偏磷酸钠200-400g/t；硫酸铜100-200g/t；异丙基钠黄药70-150g/t；黑药类捕收剂20-50g/t；浮选采用三次粗选两次扫选四次精选的浮选闭路流程，获得浮选金精矿的品位为54-57％；尾矿直接进入尾矿库；将得到的浮选金精矿进行超细磨，控制超细磨后的粒度为-8微米占90-95％；得到超细磨后的金精矿；对超细磨后的金精矿进行预处理，采用三段焙烧的工艺，第一段的焙烧温度控制在450-550℃，焙烧时间控制在0.5-1.5小时，第二段焙烧温度控制在600-700℃之间，焙烧时间控制在450-550℃；两段焙烧后加入添加剂A-2，控制添加剂A-2的用量为100kg/t，开始第三段焙烧，焙烧温度控制在700-800℃，焙烧时间控制在0.5-1.2小时，得到预处理渣，控制预处理渣的矿浆浓度为30-35％；添加石灰；控制石灰的添加量为16-17kg/t；控制矿浆的pH为11-12，加入氰化钠，控制氰化钠的用量为3-5kg/t；加入椰壳炭，控制椰壳炭的添加量为22.0/L，采用机械搅拌浸出，浸出时间控制在12-36小时；得到浸出金的品位为7-8g/t，金的浸出率达到85-87％，金的回收率相对于原矿的回收率为81-85％。
实施例5
国内江西某金矿，原矿中金的品位为6％；原矿中砷的品位为0.7％；脉石矿物主要为石英、铁白云石、绿泥石、白云母、钠长石；金原矿中金的嵌布粒度为4-11微米，金包裹在黄铁矿，毒砂、硫化矿、脉石矿物中；采用以下工艺流程回收金，将采矿采出的原矿进行破碎，破碎粒度控制在10-15毫米；将破碎后的矿物进行磨矿，磨矿细度控制在65％-90％之间；磨矿采用两段闭路磨矿流程；将磨矿后的矿浆浓度控制在33％-36％之间，加入浮选药剂，六偏磷酸钠200-400g/t；硫酸铜100-200g/t；异丙基钠黄药70-150g/t；黑药类捕收剂20-50g/t；浮选采用三次粗选两次扫选四次精选的浮选闭路流程，获得浮选金精矿的品位为54-57％；尾矿直接进入尾矿库；将得到的浮选金精矿进行超细磨，控制超细磨后的粒度为-8微米占90-95％；得到超细磨后的金精矿；对超细磨后的金精矿进行预处理，采用生物氧化预处理工艺，采用以氧化亚铁硫杆菌、氧化硫硫杆菌等为主的混合菌进行喷淋氧化，喷淋强度10～20L/m2·h、氧化电位500～600mv、pH＝1.3～1.8、氧化时间5～6个月，得到预处理渣，控制预处理渣的矿浆浓度为30-35％；添加石灰；控制石灰的添加量为16-17kg/t；控制矿浆的pH为11-12，加入氰化钠，控制氰化钠的用量为3-5kg/t；加入椰壳炭，控制椰壳炭的添加量为22.0/L，采用机械搅拌浸出，浸出时间控制在12-36小时；得到浸出金的品位为7-8g/t，金的浸出率达到85-87％，金的回收率相对于原矿的回收率为81-85％。
以上所述仅是本发明的较佳实施例而已，并非对本发明作任何形式上的限制，虽然本发明已以较佳实施例揭露如上，然而并非用以限定本发明，任何熟悉本专利的技术人员在不脱离本发明技术方案范围内，当可利用上述提示的技术内容作出些许更动或修饰为等同变化的等效实施例，但凡是未脱离本发明技术方案的内容，依据本发明的技术实质对以上实施例所作的任何简单修改、等同变化与修饰，均仍属于本发明方案的范围内。
Claims (7)
1.一种金矿选冶联合回收工艺，其特征在于，包括以下步骤：
S1：原矿破碎，将采矿采出的原矿进行破碎，破碎粒度控制在10-15毫米；金原矿中金的嵌布粒度为4-11微米，金包裹在黄铁矿，毒砂、硫化矿、脉石矿物中；原矿中金的品位为4％-6％；原矿中砷的品位为0.5-1％；脉石矿物主要为石英、铁白云石、绿泥石、白云母、钠长石；
S2：磨矿，将破碎后的矿物进行磨矿，磨矿细度控制在65％-90％之间；磨矿采用两段闭路磨矿流程；
S3：浮选：将磨矿后的矿浆浓度控制在33％-36％之间，加入浮选药剂，六偏磷酸钠200-400g/t；硫酸铜100-200g/t；异丙基钠黄药70-150g/t；黑药类捕收剂20-50g/t；浮选采用三次粗选两次扫选四次精选的浮选闭路流程，获得浮选金精矿的品位为54-57％；尾矿直接进入尾矿库；
S4：超细磨：将得到的浮选金精矿进行超细磨，控制超细磨后的粒度为-8微米占90-95％；得到超细磨后的金精矿；
S5：预处理：对超细磨后的金精矿进行预处理，采用化学预处理，控制超细磨后矿浆浓度为33％，将矿浆加热到75-85℃，加入氢氧化钠，控制氢氧化钠的加入量为200-400kg/t；加入氧化剂A-1的用量为200-400kg/t，预处理36-54小时后，进行过滤，得到预处理渣；
S6：氰化浸出：控制预处理渣的矿浆浓度为30-35％；添加石灰；控制石灰的添加量为16-17kg/t；控制矿浆的pH为11-12，加入氰化钠，控制氰化钠的用量为3-5kg/t；加入椰壳炭，控制椰壳炭的添加量为22.0/L，采用机械搅拌浸出，浸出时间控制在12-36小时；得到浸出金的品位为7-8g/t，金的浸出率达到85-87％，金的回收率相对于原矿的回收率为81-85％。
2.根据权利要求1所述的一种金矿选冶联合回收工艺，其特征在于，S5中的预处理工艺中可以采用两段焙烧的工艺，第一段的焙烧温度控制在450-550℃，焙烧时间控制在0.5-1.5小时，第二段焙烧温度控制在600-700℃之间，焙烧时间控制在450-550℃，得到预处理渣。
3.根据权利要求1所述的一种金矿选冶联合回收工艺，其特征在于，S5中的预处理工艺中可以采用三段焙烧的工艺，第一段的焙烧温度控制在450-550℃，焙烧时间控制在0.5-1.5小时，第二段焙烧温度控制在600-700℃之间，焙烧时间控制在450-550℃；两段焙烧后加入添加剂A-2，控制添加剂A-2的用量为100kg/t，开始第三段焙烧，焙烧温度控制在700-800℃，焙烧时间控制在0.5-1.2小时，得到预处理渣。
4.根据权利要求1所述的一种金矿选冶联合回收工艺，其特征在于，S5中的预处理工艺中可以采用生物氧化预处理工艺，采用以氧化亚铁硫杆菌、氧化硫硫杆菌等为主的混合菌进行喷淋氧化，喷淋强度10～20L/m2·h、氧化电位500～600mv、pH＝1.3～1.8、氧化时间5～6个月，得到预处理渣。
5.根据权利要求2所述的一种金矿选冶联合回收工艺，其特征在于，S5中的预处理工艺中采用两段焙烧的工艺后，可以继续再超细磨，超细磨的粒度控制在-10微米占96.2％。
6.根据权利要求1所述的一种金矿选冶联合回收工艺，其特征在于，氧化剂A-1为高锰酸钾，次氯酸钠，过氧化钙、过氧化氢、过氧化钠中的一种或者几种。
7.根据权利要求3所述的一种金矿选冶联合回收工艺，其特征在于，添加剂A-2为氯化钠、硫酸钠、氢氧化钠、氯化钙中的一种或几种。
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