CN104722408A - 一种利用分支串流浮选回收氰化尾渣中金的方法 - Google Patents

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Abstract

本发明公开了一种利用分支串流浮选回收氰化尾渣中金的方法，包括以下步骤：矿浆预处理，采用碳酸钠和硫酸亚铁为矿浆调整剂；煤油浮选除碳；分流调浆：除碳后的矿浆自流至搅拌分配槽，由搅拌分配槽将矿浆平均分配给两个调浆桶进行调浆；分支串流浮选：粗选一的泡沫产品全部进入粗选二同除碳后矿浆一起浮选，粗选二的泡沫产品经过精选一、精选二闭路精选作业得到金精矿，该精选阶段不添加任何药剂；粗选一的槽内产物经扫选一、扫选二闭路扫选后得尾矿。本发明能显著提高金的回收率，同时降低药耗、节省成本。

Description

一种利用分支串流浮选回收氰化尾渣中金的方法
技术领域
本发明涉及矿物加工技术领域，具体来就涉及一种利用分支串流浮选回收氰化尾渣中金的方法。
背景技术
氰化尾渣是由金矿氰化提金过程中产生的废渣，尚含有可回收利用的黄金，含金量一般在1g/t以上，是一种二次资源。同时氰化尾渣中含有一些重金属离子及氰化物，其长期大量堆存会对环境造成污染。近年来，许多研究者对从氰化尾渣中进行提金研究，但由于氰化渣在生产过程中添加了***、石灰、漂白粉等药剂，经过长时间氰化处理使矿物表面性质发生了明显的变化，特别是含金黄铁矿及其他含金硫化物易被氧化使其可浮性下降，再加上氰化物对硫化矿物的强烈抑制作用，使本身就难于选矿的微细粒氰化渣浮选提金变得更难。可见研究高效且成本低廉的氰化渣提金工艺和药剂，对于解决环境污染和资源综合利用具有重要的现实和长远意义。
发明内容
本发明的目的在于克服上述缺点而提供的一种显著提高金的回收率，同时降低药耗、节省成本的利用分支串流浮选回收氰化尾渣中金的方法。
本发明的一种利用分支串流浮选回收氰化尾渣中金的方法，包括以下步骤：
（1）矿浆预处理：将全泥氰化处理后的尾渣加入调浆槽，加水调整矿浆浓度20～40% ，常温常压连续搅拌5～7分钟，待搅拌均匀后加入1000～1500g/t的Na2CO3和500～1200g/t的Fe2SO4，调整矿浆pH=7～8，然后泵至浮选阶段；
（2）浮选除碳：将预处理好的矿浆泵入搅拌缓冲槽，继续搅拌15～20分钟，自流入调浆槽，加入50～80g/t的煤油和20～30g/t的松醇油，充分搅拌3～5分钟后，矿浆进入浮选机进行浮选除碳，泡沫产品经过压滤后得到含碳金精矿；
（3）分流调浆：除碳后的矿浆自流至搅拌分配槽，由搅拌分配槽将矿浆平均分配给两个调浆桶进行调浆，在粗选一调浆桶中加入六偏磷酸钠600～1000g/t、水玻璃900～1500g/t、硝酸铅400～600g/t、硫酸铜500～1000g/t、丁胺黑药50～80g/t、苯甲羟肟酸用量8～15g/t，粗选二调浆桶中加入六偏磷酸钠300～400g/t、水玻璃400～800g/t、硝酸铅200～250g/t、硫酸铜150～500g/t、丁胺黑药10～50g/t、苯甲羟肟酸用量3～6g/t，并连续搅拌均匀，然后泵至两个粗选槽进入分支串流浮选；
（4）分支串流浮选：粗选一的泡沫产品全部进入粗选二同除碳后矿浆一起浮选，粗选二的泡沫产品经过精选一、精选二闭路精选作业得到金精矿，该精选阶段不添加任何药剂；粗选一的槽内产物经扫选一、扫选二闭路扫选后得尾矿。扫选阶段工艺条件为：
扫选一：硫酸铜150～400g/t，异戊基黄药10～50g/t，松醇油5～25g/t；
扫选二：异戊基黄药5～30g/t，松醇油2～15g/t。
上述的一种利用分支串流浮选回收氰化尾渣中金的方法，其中：氰化尾渣含Au1.42～2.82g/t，含碳0.92～1.32%，含硫0.22～0.92%。
上述的一种利用分支串流浮选回收氰化尾渣中金的方法，其中：扫选二的泡沫返回扫选一，扫选一的泡沫返回粗选一。
上述的一种利用分支串流浮选回收氰化尾渣中金的方法，其中：精选二的矿浆返回精选一，精选一的矿浆返回粗选二。
本发明与现有技术相比，具有明显的有益效果，从以上技术方案可知：采用碳酸钠和硫酸亚铁为矿浆调整剂，可以起到分散矿浆和调整矿浆碱性同时沉淀矿浆中的微细粒矿泥的作用，从而使目的矿物的可浮性恢复并得到提高；采用煤油浮选除碳，可大大降低流程中的碳含量，减少碳对浮选药剂的吸附作用，为后面分支串流浮选提供了良好的环境，降低了药剂成本。采用分支串流浮选回收细粒氰化尾渣中的金，可充分利用粗选一泡沫产品及矿浆中的剩余药剂，从而减少粗选二的药剂添加量，使其总药剂用量仅为常规浮选用药量的60～90%，同时经药剂作用疏水化了的矿物粒子又发挥了其絮团的“负载”作用，达到“载体浮选”的效果，大大提高了黄金的回收率，使之达90%以上。本发明工艺简单、经济适用、药剂用量少、投资少、见效快，对于回收利用微细粒氰化尾渣中的金具有显著的技术和经济效益，具有广阔的推广应用前景。
附图说明
图1为本发明的工艺流程图。
具体实施方式
实施例1
一种利用分支串流浮选回收氰化尾渣中金的方法，包括以下步骤：
全泥氰化尾渣含Au2.82g/t，含碳1.32%，含硫0.92%，加水调整矿浆浓度20～40% ，常温常压连续搅拌5～7分钟，按照表1所列药剂配方，待搅拌均匀后加入Na2CO3、Fe2SO4调浆pH=7～8，将预处理好的矿浆泵入搅拌缓冲槽，继续搅拌15～20分钟，自流入调浆槽，添加煤油和松醇油，充分搅拌3分钟，矿浆进入浮选机进行浮选除碳，泡沫产品经过压滤后得到含碳金精矿；除碳后的矿浆自流至搅拌分配槽，由搅拌分配槽将矿浆平均分配给两个调浆桶，在粗选一、粗选二调浆桶中分别加入比例不同的选矿药剂，并连续搅拌均匀，然后泵至两个粗选槽进入分支串流浮选阶段，粗选一的泡沫产品全部进入粗选二同除碳后矿浆一起浮选，粗选二的泡沫产品经过精选一、精选二闭路精选作业得到最终金精矿，精选阶段不添加任何药剂；粗选一槽内产物经经扫选一、扫选二闭路扫选后得尾矿。扫选二的泡沫返回扫选一，扫选一的泡沫返回粗选一。精选二的矿浆返回精选一，精选一的矿浆返回粗选二。整个分支串流浮选过程在一排浮选机中进行，产出精矿和尾矿。
经分析得到表2所列含Au18.33g/t、回收率9.88%的含碳金精矿，含Au39.11g/t、回收率80.44%的金精矿。混合精矿Au34.80g/t，金的总回收率90.32%。
实施例2
一种利用分支串流浮选回收氰化尾渣中金的方法，包括以下步骤：
某全泥氰化尾矿含Au1.91g/t，含碳1.15%，含硫0.52%，加水调整矿浆浓度20～40% ，常温常压连续搅拌5～7分钟，按照表1所列药剂配方，配方，待搅拌均匀后加入Na2CO3、Fe2SO4调浆pH=7～8，将预处理好的矿浆泵入搅拌缓冲槽，继续搅拌15～20分钟，自流入调浆槽，添加煤油和松醇油，充分搅拌4分钟，矿浆进入浮选机进行浮选除碳，泡沫产品经过压滤后得到含碳金精矿；除碳后的矿浆自流至搅拌分配槽，由搅拌分配槽将矿浆平均分配给两个调浆桶，在粗选一、粗选二调浆桶中分别加入比例不同的选矿药剂，并连续搅拌均匀，然后泵至两个粗选槽进入分支串流浮选阶段，粗选一的泡沫产品全部进入粗选二同除碳后矿浆一起浮选，粗选二的泡沫产品经过精选一、精选二闭路精选作业得到最终金精矿，精选阶段不添加任何药剂；粗选一槽内产物经经扫选一、扫选二闭路扫选后得尾矿。扫选二的泡沫返回扫选一，扫选一的泡沫返回粗选一。精选二的矿浆返回精选一，精选一的矿浆返回粗选二。整个分支串流浮选过程在一排浮选机中进行，产出精矿和尾矿。
经分析得到表2所列含Au15.56g/t、回收率10.08%的含碳金精矿，含Au38.28 g/t、回收率80.22%的金精矿。混合精矿Au 32.92g/t，金的总回收率90.30%。
实施例3
一种利用分支串流浮选回收氰化尾渣中金的方法，包括以下步骤：
某全泥氰化尾矿含Au1.42g/t，含碳0.92%，含硫0.22%，加水调整矿浆浓度20～40% ，常温常压连续搅拌5～7分钟，按照表1所列药剂配方，配方，待搅拌均匀后加入Na2CO3、Fe2SO4调浆pH=7～8，将预处理好的矿浆泵入搅拌缓冲槽，继续搅拌15～20分钟，自流入调浆槽，添加煤油和松醇油，充分搅拌5分钟，矿浆进入浮选机进行浮选除碳，泡沫产品经过压滤后得到含碳金精矿；除碳后的矿浆自流至搅拌分配槽，由搅拌分配槽将矿浆平均分配给两个调浆桶，在粗选一、粗选二调浆桶中分别加入比例不同的选矿药剂，并连续搅拌均匀，然后泵至两个粗选槽进入分支串流浮选阶段，粗选一的泡沫产品全部进入粗选二同除碳后矿浆一起浮选，粗选二的泡沫产品经过精选一、精选二闭路精选作业得到最终金精矿，精选阶段不添加任何药剂；粗选一槽内产物经经扫选一、扫选二闭路扫选后得尾矿。整个分支串流浮选过程在一排浮选机中进行，产出精矿和尾矿。
经分析得到表2所列含Au16.82g/t、回收率9.83%的含碳金精矿，含Au36.11 g/t、回收率78.32%的金精矿。混合精矿Au 32.02g/t，金的总回收率88.15%。
表1  药剂配方
表2  实施例1、2、3工艺指标
注：本发明工艺指标中混合精矿是含碳金精矿与浮选金精矿的混合金精矿。

Claims (4)

1.一种利用分支串流浮选回收氰化尾渣中金的方法，包括以下步骤：
（1）矿浆预处理：将全泥氰化处理后的尾渣加入调浆槽，加水调整矿浆浓度20～40% ，常温常压连续搅拌5～7分钟，待搅拌均匀后加入1000～1500g/t的Na2CO3和500～1200g/t的Fe2SO4，调整矿浆pH=7～8，然后泵至浮选阶段；
（2）浮选除碳：将预处理好的矿浆泵入搅拌缓冲槽，继续搅拌15～20分钟，自流入调浆槽，加入50～80g/t的煤油和20～30g/t的松醇油，充分搅拌3～5分钟后，矿浆进入浮选机进行浮选除碳，泡沫产品经过压滤后得到含碳金精矿；
（3）分流调浆：除碳后的矿浆自流至搅拌分配槽，由搅拌分配槽将矿浆平均分配给两个调浆桶进行调浆，在粗选一调浆桶中加入六偏磷酸钠600～1000g/t、水玻璃900～1500g/t、硝酸铅400～600g/t、硫酸铜500～1000g/t、丁胺黑药50～80g/t、苯甲羟肟酸用量8～15g/t，粗选二调浆桶中加入六偏磷酸钠300～400g/t、水玻璃400～800g/t、硝酸铅200～250g/t、硫酸铜150～500g/t、丁胺黑药10～50g/t、苯甲羟肟酸用量3～6g/t，并连续搅拌均匀，然后泵至两个粗选槽进入分支串流浮选；
（4）分支串流浮选：粗选一的泡沫产品全部进入粗选二同除碳后矿浆一起浮选，粗选二的泡沫产品经过精选一、精选二闭路精选作业得到金精矿，该精选阶段不添加任何药剂；粗选一的槽内产物经扫选一、扫选二闭路扫选后得尾矿；
扫选阶段工艺条件为：
扫选一：硫酸铜150～400g/t，异戊基黄药10～50g/t，松醇油5～25g/t；
扫选二：异戊基黄药5～30g/t，松醇油2～15g/t。
2.如权利要求1所述的一种利用分支串流浮选回收氰化尾渣中金的方法，其中：氰化尾渣含Au1.42～2.82g/t，含碳0.92～1.32%，含硫0.22～0.92%。
3.如权利要求1或2所述的一种利用分支串流浮选回收氰化尾渣中金的方法，其中：扫选二的泡沫返回扫选一，扫选一的泡沫返回粗选一。
4.如权利要求1或2所述的一种利用分支串流浮选回收氰化尾渣中金的方法，其中：精选二的矿浆返回精选一，精选一的矿浆返回粗选二。
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