一种高硫复杂多类型超显微赋存金矿协同回收选矿方法 |
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| 申请号 | CN202311314503.1 | 申请日 | 2023-10-11 | 公开(公告)号 | CN117244680A | 公开(公告)日 | 2023-12-19 |
| 申请人 | 昆明理工大学; | 发明人 | 谢峰; 童雄; 谢贤; 谢瑞琦; 吕晋芳; 宋强; 胡泽伟; | ||||
| 摘要 | 本 发明 属于矿业工程技术领域，具体公开一种高硫复杂多类型超显微赋存金矿协同回收选矿方法，包括将金矿原矿磨至‑0.074mm占75～85%；将磨好的矿浆采用包含一段粗选、两段扫选和两段精选的浮选工艺回收硫化矿形态的金，通过两段精选后得到金精矿，两段扫选后得到浮选 尾矿 ；将浮选尾矿采用 活性炭 脱除浮选作业中残留药剂；将脱药处理后的浮选尾矿进行预先分级，溢流 水 进入总尾矿，沉砂进入立磨机再磨至‑0.037mm占75～95%；将再磨矿浆进行搅拌 浸出 作业，得到贵液及浸渣，浸渣进入总尾矿。本发明采用浮‑浸工艺协同回收高硫复杂多类型超显微赋存金矿，不仅流程适用性强，而且金综合回收率达91.5%以上。 | ||||||
| 权利要求 | 1.一种高硫复杂多类型超显微赋存金矿协同回收选矿方法，其特征在于包括磨矿、浮选、脱药、再磨分级、浸出步骤，具体内容如下： |
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| 说明书全文 | 一种高硫复杂多类型超显微赋存金矿协同回收选矿方法技术领域[0001] 本申请属于矿业工程技术领域，具体涉及一种高硫复杂多类型超显微赋存金矿协同回收选矿方法。 背景技术[0002] 黄金是国家重要的战略资源与战略储备，也是人类最早发现和开发利用的金属之一，是电子、现代通讯、航天航空、首饰等行业的重要材料。黄金产业对于一个国家的经济实力乃至综合国力都有着极大影响。随着金矿资源的不断开发利用，易选金矿资源日益枯竭，难处理金矿资源成为黄金的主要来源。其中，高硫复杂多类型超显微赋存金矿就属于难处理金矿资源，由于其中的黄金与硫化物之间的共生关系密切，不仅大部分黄金以硫化物包裹金的形式存在，而且还有较多的金矿物以自然金的形式呈微细粒嵌布在金矿石中，因此虽然资源丰富，但采用传统氰化浸出工艺时硫化物在浸出过程中阻碍浸出剂与金的接触，同时消耗浸出试剂，还会形成钝化层，从而进一步阻碍浸出，最终导致浸出率低、成本高，使得资源浪费严重，所以传统氰化浸出工艺不适合高硫复杂多类型超显微赋存金矿。 [0003] 目前，为解决高硫复杂多类型超显微赋存金矿浸出难的问题，常用氧化煅烧的方法达到去除硫化物，但会产生大量温室气体，同时伴生的砷等有害物质也会随之挥发，造成极大的环境污染问题。当然，还有通过采用如高锰酸钾、次氯酸钠等化学氧化的方法使包裹物氧化，以达到破坏包裹体的目的，但由于试剂昂贵，氧化速率慢，因此难以达到工业生产要求。 [0004] 现有技术中，浮选法是高硫化金矿常用方法中的一种，因为浮选可以使金在硫化精矿中的富集最大化，然后通过分离即可得到近精矿。但是，由于高硫复杂多类型超显微赋存金矿中金矿物多呈微细粒嵌布，因此如何使金矿物更充分地“暴露”，从而在浸出过程中能够与药剂更充分地“接触”并溶解是提高金回收率的关键。常规磨矿无法使微细粒嵌布的金矿物充分“暴露”，难以获得理想的浸出指标；而超细磨技术虽然能够破坏金矿物的“包裹”，但生产时间长、能耗较高，直接在浮选前采用两段磨矿工艺虽然能够提高金的回收率，但不仅会导致生产效率低且成本较高。为此，还有通过粗磨混浮选‑再研磨‑硫化物分离（浮选或重选）工艺，既能降低再磨工作量以降低再磨成本，而且还能保证一定的金回收率，但再磨后的矿物粒度较细，后续采用浮选或重选不仅分离困难，而且金回收率难以达到90%以上。因此，强化高硫复杂多类型超显微赋存金矿的选矿技术研究，可提高资源的利用率和回收率，还有利于提高我国黄金资源的自给率。发明内容 [0005] 本发明针对现行高硫复杂多类型超显微赋存金矿回收率低、选矿成本较高的不足，提出了一种高硫复杂多类型超显微赋存金矿协同回收选矿方法。 [0006] 本发明是这样实现的：包括磨矿、浮选、脱药、再磨分级、浸出步骤，具体内容如下：A、磨矿：将高硫复杂多类型超显微赋存金矿的原矿磨至‑0.074mm占75～85%； B、浮选：将磨好的矿浆采用包含一段粗选、两段扫选和两段精选的浮选工艺回收硫化矿形态的金，通过两段精选后得到金精矿，两段扫选后得到浮选尾矿； C、脱药：将浮选尾矿采用活性炭脱除浮选作业中的残留药剂； D、再磨分级：将脱药处理后的浮选尾矿进行预先分级，溢流水进入总尾矿，沉砂再磨至‑0.037mm占75～95%； E、浸出：将再磨矿浆进行搅拌浸出作业，得到贵液及浸渣，浸渣进入总尾矿。 [0007] 进一步的，所述B步骤的两段精选中精选Ⅰ的中矿与两段扫选中扫选Ⅰ的泡沫返回粗选，以及两段精选中精选Ⅱ的中矿返回精选Ⅰ，两段扫选中扫选Ⅱ泡沫返回扫选Ⅰ。 [0008] 进一步的，所述B步骤中粗选添加：150～350g/t的硫酸铜作为活化剂、50～150g/t的异戊基黄药作为捕收剂及10～30g/t的2#油作为起泡剂；扫选Ⅰ添加：50～200g/t的硫酸铜作为活化剂、35～100g/t的异戊基黄药作为捕收剂及10～20g/t的2#油作为起泡剂；扫选Ⅱ添加：15～50g/t的异戊基黄药作为捕收剂及5～15g/t的2#油作为起泡剂，精选Ⅰ和精选Ⅱ不添加药剂。 [0009] 进一步的，所述C步骤中添加50～300g/t的活性炭并搅拌3～10min以脱除浮选作业中的残留药剂。 [0010] 进一步的，所述E步骤中浸出作业的浓度为35～45%，并添加4～10kg/t的石灰及0.8～3kg/t的NaCN，常温浸出20～48h。 [0011] 进一步的，所述E步骤是将再磨矿浆与工业水混合均匀形成浓度为35～45%的矿浆，随后与4～10kg/t的石灰及0.8～3kg/t的NaCN共同加入常规浸出槽，在常温下经20～48h浸出并固液分离得到贵液及浸渣。 [0012] 本发明的有益效果是：1、本发明通过采用浮选‑浸出联合工艺协同回收高硫复杂多类型超显微赋存金矿，首先以包含一段粗选、两段扫选和两段精选作业的浮选工艺实现对超显微赋存于黄铁矿形态金的回收，经两段精选可直接得到品位较高的金精矿；然后对浮选尾矿脱药处理并经预先分级，通过预先分级可有效减少进入再磨的矿量和去除大部分的硫化物，随后对分级后的沉砂再磨至合适的细度以实现金矿物的充分解离，最后再用浸出实现超显微形态自然金的回收，还能减少浸出试剂的用量以降低浸出成本。本发明不仅选矿指标优异，而且经试验金综合回收率达91.5%以上，为该类难选高硫复杂多类型超显微赋存金矿提供了一种技术可行的解决方案。 [0013] 2、本发明进一步将浮选的两段精选中精选Ⅰ的中矿与两段扫选中扫选Ⅰ的泡沫返回粗选，以及两段精选中精选Ⅱ的中矿返回精选Ⅰ，两段扫选中扫选Ⅱ泡沫返回扫选Ⅰ，在不增加磨矿工作量的同时还能提高超显微赋存于黄铁矿形态金的回收率。而通过在浮选的粗选和扫选以及浸出过程中添加对应的药剂及适当用量，能够在维持相对较低药剂成本的同时，进一步提高金的综合回收率和回收效率。 [0015] 图1为本发明高硫复杂多类型超显微赋存金矿协同回收选矿方法工艺流程图。 具体实施方式[0016] 下面结合附图和实施例对本发明做进一步的说明，但不以任何方式对本发明加以限制，基于本发明教导所做的任何变更或改进，均属于本发明的保护范围。 [0017] 如图1所示，本发明包括磨矿、浮选、脱药、再磨分级、浸出步骤，具体内容如下：A、磨矿：将高硫复杂多类型超显微赋存金矿的原矿磨至‑0.074mm占75～85%； B、浮选：将磨好的矿浆采用包含一段粗选、两段扫选和两段精选的浮选工艺回收硫化矿形态的金，通过两段精选后得到金精矿，两段扫选后得到浮选尾矿； C、脱药：将浮选尾矿采用活性炭脱除浮选作业中的残留药剂； D、再磨分级：将脱药处理后的浮选尾矿进行预先分级，溢流水进入总尾矿，沉砂再磨至‑0.037mm占75～95%； E、浸出：将再磨矿浆进行搅拌浸出作业，得到贵液及浸渣，浸渣进入总尾矿。 [0018] 所述B步骤的两段精选中精选Ⅰ的中矿与两段扫选中扫选Ⅰ的泡沫返回粗选，以及两段精选中精选Ⅱ的中矿返回精选Ⅰ，两段扫选中扫选Ⅱ泡沫返回扫选Ⅰ。 [0019] 所述B步骤中粗选添加：150～350g/t的硫酸铜作为活化剂、50～150g/t的异戊基黄药作为捕收剂及10～30g/t的2#油作为起泡剂；扫选Ⅰ添加：50～200g/t的硫酸铜作为活化剂、35～100g/t的异戊基黄药作为捕收剂及10～20g/t的2#油作为起泡剂；扫选Ⅱ添加：15～50g/t的异戊基黄药作为捕收剂及5～15g/t的2#油作为起泡剂，精选Ⅰ和精选Ⅱ不添加药剂。 [0020] 所述C步骤中添加50～300g/t的活性炭并搅拌3～10min以脱除浮选作业中的残留药剂。 [0021] 所述E步骤中浸出作业的浓度为35～45%，并添加4～10kg/t的石灰及0.8～3kg/t的NaCN，常温浸出20～48h。 [0022] 所述E步骤是将再磨矿浆与工业水混合均匀形成浓度为35～45%的矿浆，随后与4～10kg/t的石灰及0.8～3kg/t的NaCN共同加入常规浸出槽，在常温下经20～48h浸出并固液分离得到贵液及浸渣。 [0023] 实施例1印尼某高硫复杂多类型显微赋存金矿，含8.16g/t的Au，5.5%的S，其中呈超显微包裹于黄铁矿中的金占矿石中金的68.2%，呈超显微金赋存于自然金中的金占矿石中金的 31.4%，呈超次显微金包裹于石英、绢云母及高岭石等脉石矿物中的金占矿石中金的0.4%。 前述印尼某高硫复杂多类型显微赋存金矿采用常规氰化浸出工艺，金浸出率仅为25%左右，为了有效的回收该金资源，将上述矿石经过下列工艺步骤处理： S100：将上述高硫复杂多类型超显微赋存金矿的原矿磨至‑0.074mm占75%。 [0024] S200：将磨好的矿浆采用包含一段粗选、两段扫选和两段精选的浮选工艺回收硫化矿形态的金，通过两段精选（即精选Ⅱ）后得到金精矿，两段扫选（即扫选Ⅱ）后得到浮选尾矿；其中粗选添加：200g/t的硫酸铜作为活化剂、80g/t的异戊基黄药作为捕收剂及30g/t的2#油作为起泡剂；扫选Ⅰ添加：100g/t的硫酸铜作为活化剂、40g/t的异戊基黄药作为捕收剂及20g/t的2#油作为起泡剂；扫选Ⅱ添加：20g/t的异戊基黄药作为捕收剂及10g/t的2#油作为起泡剂，精选Ⅰ和精选Ⅱ不添加药剂；并且两段精选中精选Ⅰ的中矿与两段扫选中扫选Ⅰ的泡沫返回粗选，以及两段精选中精选Ⅱ的中矿返回精选Ⅰ，两段扫选中扫选Ⅱ泡沫返回扫选Ⅰ。 [0025] S300：将浮选尾矿进行脱药处理，脱药加入活性炭150g/t，经搅拌6min以脱除浮选作业中的残留药剂。 [0026] S400：将脱药处理后的浮选尾矿进行预先分级，溢流水进入总尾矿，沉砂进入立磨机再磨至‑0.037mm占85%。 [0027] S500：将再磨矿浆与工业水混合均匀形成浓度为45%的矿浆，随后与5kg/t的石灰及1kg/t的NaCN共同加入常规浸出槽，在常温下经24h浸出并固液分离得到贵液及浸渣，贵液进一步回收，浸渣进入总尾矿。 [0028] 上述获得的金精矿的Au品位为89.2g/t，回收率为63.72%；浮选尾矿对原矿的浸出率为28.64%，故浮选‑浸出联合流程理论上该矿石金的回收率为92.36%。 [0029] 实施例2对相同的印尼某高硫复杂多类型显微赋存金矿，经过下列工艺步骤处理： S100：将上述高硫复杂多类型超显微赋存金矿的原矿磨至‑0.074mm占85%。 [0030] S200：将磨好的矿浆采用包含一段粗选、两段扫选和两段精选的浮选工艺回收硫化矿形态的金，通过两段精选（即精选Ⅱ）后得到金精矿，两段扫选（即扫选Ⅱ）后得到浮选尾矿；其中粗选添加：350g/t的硫酸铜作为活化剂、50g/t的异戊基黄药作为捕收剂及20g/t的2#油作为起泡剂；扫选Ⅰ添加：200g/t的硫酸铜作为活化剂、100g/t的异戊基黄药作为捕收剂及10g/t的2#油作为起泡剂；扫选Ⅱ添加：15g/t的异戊基黄药作为捕收剂及5g/t的2#油作为起泡剂，精选Ⅰ和精选Ⅱ不添加药剂；并且两段精选中精选Ⅰ的中矿与两段扫选中扫选Ⅰ的泡沫返回粗选，以及两段精选中精选Ⅱ的中矿返回精选Ⅰ，两段扫选中扫选Ⅱ泡沫返回扫选Ⅰ。 [0031] S300：将浮选尾矿进行脱药处理，脱药加入活性炭300g/t，经搅拌3min以脱除浮选作业中的残留药剂。 [0032] S400：将脱药处理后的浮选尾矿进行预先分级，溢流水进入总尾矿，沉砂进入立磨机再磨至‑0.037mm占75%。 [0033] S500：将再磨矿浆与工业水混合均匀形成浓度为45%的矿浆，随后与10kg/t的石灰及3kg/t的NaCN共同加入常规浸出槽，在常温下经48h浸出并固液分离得到贵液及浸渣，贵液进一步回收，浸渣进入总尾矿。 [0034] 上述获得的金精矿的Au品位为89.4g/t，回收率为64.14%；浮选尾矿对原矿的浸出率为29.12%，故浮选‑浸出联合流程理论上该矿石金的回收率为92.71%。 [0035] 实施例3对相同的印尼某高硫复杂多类型显微赋存金矿，经过下列工艺步骤处理： S100：将上述高硫复杂多类型超显微赋存金矿的原矿磨至‑0.074mm占80%。 [0036] S200：将磨好的矿浆采用包含一段粗选、两段扫选和两段精选的浮选工艺回收硫化矿形态的金，通过两段精选（即精选Ⅱ）后得到金精矿，两段扫选（即扫选Ⅱ）后得到浮选尾矿；其中粗选添加：150g/t的硫酸铜作为活化剂、150g/t的异戊基黄药作为捕收剂及10g/t的2#油作为起泡剂；扫选Ⅰ添加：50g/t的硫酸铜作为活化剂、35g/t的异戊基黄药作为捕收剂及15g/t的2#油作为起泡剂；扫选Ⅱ添加：50g/t的异戊基黄药作为捕收剂及15g/t的2#油作为起泡剂，精选Ⅰ和精选Ⅱ不添加药剂；并且两段精选中精选Ⅰ的中矿与两段扫选中扫选Ⅰ的泡沫返回粗选，以及两段精选中精选Ⅱ的中矿返回精选Ⅰ，两段扫选中扫选Ⅱ泡沫返回扫选Ⅰ。 [0037] S300：将浮选尾矿进行脱药处理，脱药加入活性炭50g/t，经搅拌10min以脱除浮选作业中的残留药剂。 [0038] S400：将脱药处理后的浮选尾矿进行预先分级，溢流水进入总尾矿，沉砂进入立磨机再磨至‑0.037mm占95%。 [0039] S500：将再磨矿浆与工业水混合均匀形成浓度为35%的矿浆，随后与4kg/t的石灰及0.8kg/t的NaCN共同加入常规浸出槽，在常温下经20h浸出并固液分离得到贵液及浸渣，贵液进一步回收，浸渣进入总尾矿。 [0040] 上述获得的金精矿的Au品位为89.0g/t，回收率为63.59%；浮选尾矿对原矿的浸出率为27.52%，故浮选‑浸出联合流程理论上该矿石金的回收率为91.66%。 [0041] 实施例4云南某高硫复杂多类型显微赋存金矿，原矿为石英脉型金矿，其中呈超显微包裹于黄铁矿中的金和自然金占矿石中全部金含量的90%以上。前述高硫复杂多类型显微赋存金矿采用常规氰化浸出工艺，金浸出率仅达30%左右，采用常规浮选工艺得到的金精矿含硫高达37.5%，而采用氧化煅烧‑氰化浸出联合工艺的金浸出率也仅为75%。为了有效的回收该金资源，将上述矿石经过下列工艺步骤处理： S100：将上述高硫复杂多类型超显微赋存金矿的原矿磨至‑0.074mm占83%。 [0042] S200：将磨好的矿浆采用包含一段粗选、两段扫选和两段精选的浮选工艺回收硫化矿形态的金，通过两段精选（即精选Ⅱ）后得到金精矿，两段扫选（即扫选Ⅱ）后得到浮选尾矿；其中粗选添加：300g/t的硫酸铜作为活化剂、100g/t的异戊基黄药作为捕收剂及15g/t的2#油作为起泡剂；扫选Ⅰ添加：150g/t的硫酸铜作为活化剂、70g/t的异戊基黄药作为捕收剂及13g/t的2#油作为起泡剂；扫选Ⅱ添加：30g/t的异戊基黄药作为捕收剂及13g/t的2#油作为起泡剂，精选Ⅰ和精选Ⅱ不添加药剂；并且两段精选中精选Ⅰ的中矿与两段扫选中扫选Ⅰ的泡沫返回粗选，以及两段精选中精选Ⅱ的中矿返回精选Ⅰ，两段扫选中扫选Ⅱ泡沫返回扫选Ⅰ。 [0043] S300：将浮选尾矿进行脱药处理，脱药加入活性炭200g/t，经搅拌5min以脱除浮选作业中的残留药剂。 [0044] S400：将脱药处理后的浮选尾矿进行预先分级，溢流水进入总尾矿，沉砂进入立磨机再磨至‑0.037mm占90%。 [0045] S500：将再磨矿浆与工业水混合均匀形成浓度为40%的矿浆，随后与8kg/t的石灰及2kg/t的NaCN共同加入常规浸出槽，在常温下经36h浸出并固液分离得到贵液及浸渣，贵液进一步回收，浸渣进入总尾矿。 [0046] 上述获得的金精矿的Au品位为89.5g/t，回收率为63.39%；浮选尾矿对原矿的浸出率为29.09%，故浮选‑浸出联合流程理论上该矿石金的回收率为92.48%。 [0047] 实施例5对相同的云南某高硫复杂多类型显微赋存金矿，经过下列工艺步骤处理： S100：将上述高硫复杂多类型超显微赋存金矿的原矿磨至‑0.074mm占78%。 [0048] S200：将磨好的矿浆采用包含一段粗选、两段扫选和两段精选的浮选工艺回收硫化矿形态的金，通过两段精选（即精选Ⅱ）后得到金精矿，两段扫选（即扫选Ⅱ）后得到浮选尾矿；其中粗选添加：250g/t的硫酸铜作为活化剂、120g/t的异戊基黄药作为捕收剂及25g/t的2#油作为起泡剂；扫选Ⅰ添加：120g/t的硫酸铜作为活化剂、50g/t的异戊基黄药作为捕收剂及18g/t的2#油作为起泡剂；扫选Ⅱ添加：40g/t的异戊基黄药作为捕收剂及7g/t的2#油作为起泡剂，精选Ⅰ和精选Ⅱ不添加药剂；并且两段精选中精选Ⅰ的中矿与两段扫选中扫选Ⅰ的泡沫返回粗选，以及两段精选中精选Ⅱ的中矿返回精选Ⅰ，两段扫选中扫选Ⅱ泡沫返回扫选Ⅰ。 [0049] S300：将浮选尾矿进行脱药处理，脱药加入活性炭100g/t，经搅拌8min以脱除浮选作业中的残留药剂。 [0050] S400：将脱药处理后的浮选尾矿进行预先分级，溢流水进入总尾矿，沉砂进入立磨机再磨至‑0.037mm占80%。 [0051] S500：将再磨矿浆与工业水混合均匀形成浓度为38%的矿浆，随后与9kg/t的石灰及1.5kg/t的NaCN共同加入常规浸出槽，在常温下经42h浸出并固液分离得到贵液及浸渣，贵液进一步回收，浸渣进入总尾矿。 [0052] 上述获得的金精矿的Au品位为89.6g/t，回收率为63.95%；浮选尾矿对原矿的浸出率为25.99%，故浮选‑浸出联合流程理论上该矿石金的回收率为92.97%。 [0053] 以上所述仅为本发明较佳的具体实施方式，但本发明的保护范围并不局限于此，任何熟悉本技术领域的技术人员在本发明揭露的技术范围内，可轻易想到的变化或替换，都应涵盖在本发明的保护范围之内。因此，本发明的保护范围应该以权利要求的保护范围为准。 |
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