CN114807608B - 一种从高硫选金尾矿中回收金的方法 - Google Patents

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Abstract

一种从高硫选金尾矿中回收金的方法，在高硫选金尾矿中添加酸化硫酸铜，改善矿物表面可浮性，配合使用黄药类混合捕收剂，增强药剂的捕收能力与选择性；在粗精矿中加入酸化水玻璃作为硅酸盐及钙镁类脉石矿物的抑制剂，随后依次加入碳酸钠和硫代硫酸钠，抑制金属硫化矿的同时浸出粒间金，固液分离得到一部分合格的金精矿产品；将化学精浮得到的中矿产品加入硫代硫酸钠后与金精矿产品滤液混合磨矿；将自催化磨浸后的产品进行氰化浸出，添加的氰化物与自催化磨浸后矿浆中残余的S2‑及多硫化合物协同浸金，实现金的高效浸出。

Description

一种从高硫选金尾矿中回收金的方法
技术领域
本发明属于矿物加工技术领域，特别涉及一种从高硫选金尾矿中回收金的方法。
背景技术
随着黄金工业的迅猛发展，黄金尾矿年产生量约为2.16亿吨，且每年产生、堆积量逐年增加，尾矿中平均含金0.4-0.6g/t，高的可达1g/t左右，不仅造成资源浪费，而且占用大量土地，污染大气、地表水和地下水，存在巨大的安全隐患。随着黄金资源开采和利用规模的不断扩大，简单易选的金矿石日益减少，尾矿中金的二次回收尤为重要。
尾矿中金的回收属于世界性难题，其难选原因主要在于：①尾矿成分复杂，脉石矿物含量高，金品位低；②尾矿中金嵌布粒度细，与脉石矿物共伴生关系密切，主要以包裹金形式存在，分离回收困难，金精矿品位难以提升；③尾矿表面药剂污染严重，影响分离回收；④尾矿长期堆存，表面发生不同程度的氧化，可浮性降低。因此分离回收困难。
对于金矿来说，多采用重选、浮选、浸出等工艺流程回收金，目前，关于从选金尾矿中金回收的研究多采用单一的浮选方法或者单一浸出方法，由于尾矿存在贫、细、杂的特点，导致选矿成本较高，且回收率不高，精矿很难达到合格产品要求，经济效益不理想，很少实践应用。
铜陵有色金属集团股份有限公司公开了从高砷选金尾矿中回收金的方法及应用(CN201910644382.4)，具体是通过采用分步磁选、分步浮选相结合的工艺流程，尤其是对砷精矿采用了磁场强度高达8000Gs-8500Gs的强磁磁选，解决了传统工艺中选金尾矿得到的砷矿物含金品位低，后续作业金富集困难的问题，使砷矿物中金的品位得到显著提高。哈巴河金坝矿业有限公司公开了一种金浮选尾矿综合回收的方法及其装置(CN201410057397.8)，具体操作方法是浮选尾矿经过旋流器分级，粗粒进入振动螺旋溜槽选别，振动螺旋溜槽精矿进入摇床重选，振动螺旋溜槽中矿返回振动螺旋溜槽再选，摇床精矿为金精矿，摇床中矿返回振动螺旋溜槽再选，摇床尾矿进入磁选，磁选精矿为铁精矿，旋流器细粒溢流+振动螺旋溜槽尾矿+磁选尾矿汇合起来进入尾矿压滤系统，尾矿回水返回利用。他们的相同点是：都采用了两种选矿方法相结合的工艺。不同之处在于高砷选金尾矿中回收金的方法(CN201910644382.4)采用的是浮选与磁选相结合，而浮选金尾矿综合回收的方法(CN201410057397.8)采用的是重选与磁选相结合的方法。然而这两个工艺主要针对磁性矿物含量较高的金浮选尾矿，得到的金精矿产品回收率不高(30％～53％)，品位较低(10g/t～16g/t)，未达到金精矿产品要求(YS/T3004-2011，金精矿产品最低要求：九级品Au含量≥20g/t)，且对于高硫选金尾矿的回收并未涉及。
发明内容
为了克服上述现有技术的缺点，本发明的目的在于提供一种从高硫选金尾矿中回收金的方法，采用化学精浮协同浸取的方法，从选金的高硫尾矿中回收低品位微细粒金时，首先通过乙酸酸化硫酸铜活化混浮确保金的回收率，再对获得粗精矿进行化学精浮，保证获得金精矿品位合格的同时将高硫中矿(包裹金的硫化矿物)进行磨浸自催化协同浸取提金。
为了实现上述目的，本发明采用的技术方案是：
一种从高硫选金尾矿中回收金的方法，包括如下步骤：
(1)，浮选抛尾
在高硫选金尾矿中添加酸化硫酸铜，改善矿物表面可浮性，配合使用黄药类混合捕收剂，增强药剂的捕收能力与选择性，所述高硫选金尾矿为选金后的高硫尾矿，硫的质量分数≥10％；
(2)，化学精浮
在浮选抛尾得到的粗精矿中加入酸化水玻璃作为硅酸盐及钙镁类脉石矿物的抑制剂，随后依次加入碳酸钠和硫代硫酸钠，抑制金属硫化矿的同时浸出粒间金，固液分离得到一部分合格的金精矿产品；
(3)，自催化磨浸
将化学精浮得到的中矿产品加入硫代硫酸钠后与金精矿产品滤液混合磨矿；
(4)，氰化浸出
将自催化磨浸后的产品进行氰化浸出，添加的氰化物与自催化磨浸后矿浆中残余的S2-及多硫化合物协同浸金，实现金的高效浸出。
本发明所述高硫选金尾矿，金与黄铁矿共伴生关系密切，金以包裹金、粒间金的形式存在，表面金属硫化矿发生自氧化生成包括金属氧化物、金属硫酸盐和氢氧化物在内的亲水性物质。
在一个实施例中，所述酸化硫酸铜由乙酸和硫酸铜以1:1～1:2的质量比配置，所述黄药类混合捕收剂由丁基黄药和丁胺黑药以2:1～3:1的质量比混合配置，所述酸化水玻璃由草酸和水玻璃以1:1～1:2的质量比混合配置。
在一个实施例中，以高硫选金尾矿原矿的重量计，所述酸化硫酸铜的药剂用量为200-300g/t，所述混合捕收剂的药剂用量为100-200g/t。
在一个实施例中，所述浮选抛尾过程为一粗一扫流程，粗选精矿和扫选精矿合并作为粗精矿产品使尾矿中金品位≤0.3g/t，保证粗精矿中金的回收率。
在一个实施例中，所述化学精浮中，以高硫选金尾矿原矿的重量计，酸化水玻璃的药剂用量为700-1000g/t，碳酸钠的药剂用量为1000-2000g/t，硫代硫酸钠的药剂用量为100-600g/t；所述自催化磨浸中，硫代硫酸钠的药剂用量为100-300g/t。
在一个实施例中，所述金精选精矿产品滤液为化学精浮所得的金精矿固液分离后的清液。
在一个实施例中，所述自催化磨浸过程中，加入硫代硫酸钠使得：
浸蚀硫化矿，强化磨矿过程，减少磨矿功耗；
与金属硫化物发生反应生成多硫化合物，参与金的浸出过程；
自身在碱性体系机械活化作用下，发生歧化反应生成S2-和/>S2-与金发生反应生成AuS2-和Au(HS)-，加速金的浸出过程，/>与溶液中的任何硫发生反应，以保证的稳定存在，防止MeS钝化膜的产生；
在碱性体系下与金反应生成反应生成[Au(S2O3)2]3-而浸出金。
在一个实施例中，所述中矿为精选产生的高硫尾矿，即包裹金的硫化矿。
与现有技术相比，本发明的有益效果是：
1、采用了化学精浮协同浸取新工艺。
2、开发了酸化硫酸铜、酸化水玻璃两种针对高硫选金尾矿的特效调整剂。
3、利用了硫代硫酸钠的四重作用，实现化学精浮和包裹金高硫矿物磨浸自催化协同浸出效果。
4、分离出了一部分合格的金精矿产品(Au品位≥20g/t，YS/T3004-2011)，产品质量高于现有工艺水平20％～50％。
5、实现了高硫选金尾矿中金的高效分离回收，最终化学精浮协同浸取总回收率≥80％，超出现有工艺水平33.75％～70％。
附图说明
图1是本发明流程示意图。
具体实施方式
下面结合附图和实施例详细说明本发明的实施方式。
选金后的高硫尾矿表面药剂污染严重，存在不同程度的氧化，其中金与黄铁矿等硫化矿共伴生关系密切，金嵌布粒度较细，硫含量较高(S含量≥10％)，金主要以包裹金、粒间金的形式(以包裹态或半包裹态)存在，因长期在尾矿库堆存，表面金属硫化矿发生自氧化生成金属氧化物、金属硫酸盐和氢氧化物等亲水性物质，直接浮选分离难度大，采用常规工艺回收困难，其中的金一直未被很好地回收利用。
本发明即以此种高硫选金尾矿为目的矿物，通过浮选抛尾保证粗精矿中金的回收率，采用化学精浮及时分离出合格的金精矿产品(Au品位≥20g/t)，中矿(精选尾矿)产品磨浸自催化协同浸出，最终实现了高硫选金尾矿中金的高效回收，提高金矿石的回收率，减少尾矿中金的流失。
具体地，如图1所示，本发明从高硫选金尾矿中回收金的方法主要包括如下步骤：
(1)，浮选抛尾
在高硫选金尾矿中(具体可在矿浆中添加)添加酸化硫酸铜作为调整剂，改善矿物表面可浮性，配合使用黄药类混合捕收剂，增强药剂的捕收能力与选择性。
本发明实施例中，浮选抛尾过程为一粗一扫流程，粗选精矿和扫选精矿合并作为粗精矿产品使尾矿中金品位≤0.3g/t，保证粗精矿中金的回收率。
本发明实施例中，酸化硫酸铜可由乙酸和硫酸铜以1:1～1:2的质量比配置而成，以高硫选金尾矿原矿的重量计，酸化硫酸铜药剂用量为200-300g/t。黄药类混合捕收剂可由丁基黄药和丁胺黑药以2:1～3:1的质量比混合配置而成，混合捕收剂的药剂用量为100-200g/t。采用乙酸酸化硫酸铜可以延长硫酸铜中铜离子的解离释放速度从而提高硫酸铜的作用效果，改善目的矿物的可浮性，与黄药类捕收剂配合使用增强对目的矿物的选择性。
本步骤通过加入化学调整剂，改善选金尾矿中载金矿物的表面性能和浮选环境，在浮选抛尾过程中实现金的高效回收，保证金的回收率。具体地，通过向高硫选金尾矿矿浆中加入乙酸酸化硫酸铜，可溶解矿物表面氧化膜，剥离矿物表面残余药，改善矿物表面性质，有利于活化尾矿中被前序选别作业抑制的硫化矿，同时延缓硫酸铜中Cu2+的离解释放，延长Cu2+活化作用时间，使Cu2+在新鲜表面扩散，生成Cu+-S化合物，活化载金硫化矿，配合使用丁基黄药和丁胺黑药以2:1的比例作为捕收剂，与Cu+-S发生选择性作用，增强捕收剂的选择性和捕收能力，减少起泡剂用量；采用一粗一扫流程，降低尾矿中Au含量(尾矿Au≤0.3g/t)，保证浮选抛尾过程中金的回收率，该过程可获得Au品位5g/t以上，回收率85％以上的粗精矿产品。
(2)，化学精浮
在浮选抛尾得到的粗精矿中加入酸化水玻璃、碳酸钠和硫代硫酸钠作为调整剂，选择性抑制包裹金的高硫矿物，率先分离出一部分合格的金精矿产品。
其中，首先加入酸化水玻璃，作为硅酸盐及钙镁类脉石矿物的抑制剂品，随后依次加入碳酸钠和硫代硫酸钠，抑制金属硫化矿的同时产生化学浸提作用，溶解粒间金，固液分离即可得到一部分合格的金精矿产品。
本发明实施例中，酸化水玻璃可由草酸和水玻璃以1:1～1:2的质量比混合配置而成。以高硫选金尾矿原矿的重量计，酸化水玻璃的药剂用量为700-1000g/t，碳酸钠的药剂用量为1000-2000g/t，硫代硫酸钠的药剂用量为100-600g/t。
本步骤，浮选粗精矿加入草酸酸化水玻璃，分散矿浆的同时，二者协同作用增强对硅酸盐及钙镁类脉石矿物的抑制作用。加入碳酸钠调浆至pH9～10后，加入硫代硫酸钠，二者配合使用，一方面能够抑制硫代硫酸根分解，硫代硫酸根在金属硫化矿表面发生竞争吸附，并与金属硫化矿发生反应生成络合物，增强对黄铁矿、闪锌矿和磁黄铁矿等金属硫化矿的抑制作用；另一方面，硫代硫酸盐能够与粒间金反应生成[Au(S2O3)2]3-，在浮选过程在预先浸出一部分金矿物，减少后续浸出过程中浸出剂的消耗，实现化学精选。粗精矿经浓缩过滤后获得Au品位≥20g/t，回收率20％以上的金精矿产品和滤液，滤液进入磨矿流程，实现选矿废水循环利用。
(3)，自催化磨浸
将化学精浮得到的中矿产品加入硫代硫酸钠后与金精矿产品滤液混合磨矿，产生自催化磨浸效果，提升磨矿效率，强化金的浸出。其中，中矿为精选产生的高硫尾矿，即包裹金的硫化矿。金精选精矿产品滤液为化学精浮所得的金精矿固液分离后的清液。具体操作时，可将金精矿产品沉降过滤分离得到的滤液混入硫代硫酸钠返回至中矿(金精选尾矿)自催化磨浸过程，实现废水循环利用的同时减少药剂消耗，强化磨矿和催化浸出。
本发明实施例中，本步骤的硫代硫酸钠药剂用量为100-300g/t，中矿(精选高硫尾矿)再磨至400目含量90％以上，再磨过程中加入硫代硫酸钠，在机械活化作用下，硫代硫酸钠具有化学浸出和浮选多重作用效果，发生磨浸自催化协同浸取作用，提升磨矿效率的同时及时暴露和浸出金矿物，减少后续浸出过程中的药剂消耗，提高浸出效率。其效果主要表现在：
①能够浸蚀硫化矿，强化磨矿过程，减少磨矿功耗。
②与黄铁矿等金属硫化物发生反应生成多硫化合物，参与金的浸出过程。
③自身在碱性体系机械活化作用下，发生歧化反应生成S2-和/>S2-在该体系下与金发生反应生成AuS2-和Au(HS)-，加速金的浸出过程，/>可与溶液中的任何硫发生反应，以保证/>的稳定存在，防止MeS钝化膜的产生。
④在碱性体系下能够与金反应生成反应生成[Au(S2O3)2]3-而浸出金。
在上述多重作用下可实现自催化协同磨浸。
(4)，氰化浸出
将自催化磨浸后的产品进行氰化浸出，添加的氰化物(氰化浸出剂)与自催化磨浸后矿浆中残余的S2-及多硫化合物协同浸金，发生协同浸出作用，强化进出过程，提高浸出效率，保证金的回收率，最终浸出率90％以上，金的总回收率在80％左右。同时还获得了一部分合格的金精矿产品，有效实现了高硫选金尾矿中金的高效回收利用。
本发明从不同矿区选择高硫选金尾矿进行实验验证，具体实施数据如下表所示。
可以看出，本发明化学精浮协同浸取的方法，实现了高硫选金尾矿中金的高效分离回收。

Claims (4)

1.一种从高硫选金尾矿中回收金的方法，其特征在于，包括如下步骤：
（1），浮选抛尾
在高硫选金尾矿中添加酸化硫酸铜，改善矿物表面可浮性，配合使用黄药类混合捕收剂，增强药剂的捕收能力与选择性，所述高硫选金尾矿为选金后的高硫尾矿，硫的质量分数≥10%；所述酸化硫酸铜的药剂用量为200-300 g/t，所述混合捕收剂的药剂用量为100-200g/t；
所述高硫选金尾矿，金与黄铁矿共伴生关系密切，金以包裹金、粒间金的形式存在，表面金属硫化矿发生氧化生成包括金属氧化物、金属硫酸盐和氢氧化物在内的亲水性物质；
（2），化学精浮
在浮选抛尾得到的粗精矿中加入酸化水玻璃作为硅酸盐及钙镁类脉石矿物的抑制剂，随后依次加入碳酸钠和硫代硫酸钠，抑制金属硫化矿的同时浸出粒间金，固液分离得到一部分合格的金精矿产品；以高硫选金尾矿原矿的重量计，酸化水玻璃的药剂用量为700-1000g/t，碳酸钠的药剂用量为1000-2000g/t，硫代硫酸钠的药剂用量为100-600g/t；
本步骤中，粗精矿经浓缩过滤后获得Au品位≥20g/t，回收率20%以上的金精矿产品和滤液；
（3），自催化磨浸
将化学精浮得到的中矿产品加入硫代硫酸钠后与金精矿产品滤液混合磨矿，所述中矿为化学精浮产生的高硫尾矿，即包裹金的硫化矿；
所述自催化磨浸过程中，加入硫代硫酸钠使得：
S2O2- 3浸蚀硫化矿，强化磨矿过程，减少磨矿功耗；
S2O2- 3与金属硫化物发生反应生成多硫化合物，参与金的浸出过程；
S2O2- 3自身在碱性体系机械活化作用下，发生歧化反应生成S2-和SO2- 3，S2-与金发生反应生成AuS2-和Au(HS)-，加速金的浸出过程，SO2- 3与溶液中的任何硫发生反应，以保证S2O2- 3的稳定存在，防止MeS钝化膜的产生；
S2O2- 3在碱性体系下与金反应生成[Au(S2O3)2]3-而浸出金；
本步骤中，硫代硫酸钠药剂用量为100-300g/t，中矿再磨至400目含量90%以上，再磨过程中加入硫代硫酸钠；
（4），氰化浸出
将自催化磨浸后的产品进行氰化浸出，添加的氰化物与自催化磨浸后矿浆中残余的S2O2- 3、S2-及多硫化合物协同浸金，实现金的高效浸出。
2.根据权利要求1所述从高硫选金尾矿中回收金的方法，其特征在于，所述酸化硫酸铜由乙酸和硫酸铜以1:1~1:2的质量比配置，所述黄药类混合捕收剂由丁基黄药和丁胺黑药以2:1~3:1的质量比混合配置，所述酸化水玻璃由草酸和水玻璃以1:1~1:2的质量比混合配置。
3.根据权利要求1所述从高硫选金尾矿中回收金的方法，其特征在于，所述浮选抛尾过程为一粗一扫流程，粗选精矿和扫选精矿合并作为粗精矿产品，使尾矿中金品位≤0.3g/t，保证粗精矿中金的回收率。
4.根据权利要求1所述从高硫选金尾矿中回收金的方法，其特征在于，所述金精矿产品为化学精浮所得的金精矿固液分离后的清液。
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