一种用于高泥金矿石的处理工艺 |
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| 申请号 | CN201310728220.1 | 申请日 | 2013-12-25 | 公开(公告)号 | CN104745833B | 公开(公告)日 | 2017-12-26 |
| 申请人 | 北京有色金属研究总院; | 发明人 | 李文娟; 宋永胜; 温建康; 陈勇; 周桂英; 刘爽; 刘美林; 蔡镠璐; | ||||
| 摘要 | 本 发明 涉及一种用于高泥金 矿石 的处理工艺，其是洗矿‑浮选‑ 浸出 联合工艺，即在矿石碎矿后通过洗矿工序将矿泥脱出进入搅拌浸出工序，洗矿后的砂矿进行矿石的磨矿和金的浮选，浮选的 尾矿 视金的品位进入尾矿库或者和矿泥合并进行金的搅拌浸出。利用本发明提供的工艺，可提高资源利用率，为企业带来很好的经济效益。 | ||||||
| 权利要求 | 1.一种用于高泥金矿石的处理工艺，该高泥金矿石是指-0.074mm的矿泥含量大于6％、含水量大于5％；矿石中金的载体为硫化矿物和氧化矿物，其特征在于，其包括以下工序： |
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| 说明书全文 | 一种用于高泥金矿石的处理工艺技术领域[0001] 本发明涉及金矿石的选冶工艺，具体涉及一种高泥金矿石的处理工艺。 背景技术[0002] 常规金矿石的处理方式有三种。一种是浮选，得到合格的金精矿，其工艺流程图如图2所示。第二种是全泥氰化浸出，其工艺流程如图3所示。第三种是浮选-尾矿氰化浸出，其工艺流程如图4所示。第一种工艺用于金主要以单体金形式存在或金的载体为硫化矿物的矿石；第二种工艺主要用于金以单体金或裂隙金存在的氧化矿矿石；第三种工艺用于金的载体是硫化矿物和氧化矿物，且矿石中含泥量较低的矿石。对于含泥量高的金矿石，前三种工艺均有局限性。矿泥分为原生矿泥和次生矿泥，在矿床内部由于地质作用产生的矿泥称原生矿泥；矿石在磨矿、碎矿过程中产生的矿泥称之为次生矿泥。绢云母片岩、绿泥片岩和碳酸盐矿物含量高的矿石很容易泥化，矿泥对浮选造成的直接影响是使选厂药剂用量过大，生成“浮游物”，破坏了选择性，降低了精矿质量，并导致金属的损失增大，另外，因矿石中金的部分载体为硫化矿物，采用全泥氰化也不可行。 [0003] 因此有必要开发一种新的工艺，用于处理高泥金矿石。 发明内容[0004] 本发明的目的是提供一种高泥金矿石的处理工艺，该工艺可大幅提高资源利用率。 [0005] 为实现上述目的，本发明采用以下技术方案： [0006] 一种用于高泥金矿石的处理工艺，其包括以下工序： [0007] （1）洗矿工序：矿石碎矿后通过洗矿工序获得砂矿和泥浆，经过洗矿工序后，粒度小于0.074mm矿泥的脱除率大于85%； [0008] （2）浮选工序：将洗矿后获得的砂矿进行磨矿后，进行金的浮选，获得精矿和尾矿； [0009] （3）浸出工序：经过洗矿工序后的泥浆进行沉淀分离得到矿泥，矿泥进行金的氰化浸出，浮选的尾矿金品位大于0.30g/t且存在单体金或裸露金，与矿泥合并后进行金的氰化浸出；不符合上述条件的浮选尾矿直接排入尾矿库。 [0012] 如上所述的处理工艺，优选地，所述浮选工序中，磨矿后矿物细度为-0.074mm占60%～90%；在磨机返砂口加入石灰和/或碳酸钠调节pH值，使磨机溢流口矿浆的pH值控制在 7.5～11；之后矿浆进入搅拌桶，在该搅拌桶中加入捕收剂调浆2-5min后进入浮选槽，进行金的浮选。 [0014] 如上所述的处理工艺，优选地，将所述洗矿工序中得到的泥浆进行沉淀分离，在沉淀过程中加入PAM絮凝剂，经分离得到的矿泥送往搅拌槽进行氰化浸出金，液体返回洗矿工序。 [0015] 如上所述的工艺，优选地，所述浸出工序中，搅拌浸出的液固重量比为1.5:1～4:1，加入石灰调节矿泥pH值至11以上，相对于固体矿泥，氰化钠用量为0.6kg/t～2kg/t，浸出时间为24h～48h。 [0016] 一种用于高泥金矿石的处理工艺，该高泥金矿石是指-0.074mm的矿泥含量大于6%、含水量大于5%，矿石中金的载体为硫化矿物和氧化矿物的金矿石，其包括以下工序： [0017] （1）洗矿工序：先将矿石粉碎，碎矿后粒级上限为15mm；使用螺旋分级机、水力旋流器或槽式洗矿机对碎矿后的矿石进行洗矿，获得砂矿和泥浆；经过洗矿工序后，粒度小于0.074mm矿泥的脱除率大于85%； [0018] （2）磨矿工序：将洗矿后获得的砂矿进行磨矿，磨矿后矿物细度为-0.074mm占60%-90%；在磨机返砂口加入石灰和/或碳酸钠调节pH值，使磨机溢流口矿浆的pH值控制在7.5～ 11； [0019] （3）浮选工序：磨矿后矿浆进入搅拌桶，在该搅拌桶中加入捕收剂调浆2～5min后进入浮选槽，进行金的浮选，获得精矿和尾矿；捕收剂为O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯、黄原酸钠、二乙氨基二硫代甲酸钠、二丁基二硫代磷酸铵或其中几种配合使用，捕收剂用量为50～100g/t； [0020] （4）浸出工序：将洗矿工序中得到的泥浆进行沉淀分离，在沉淀过程中加入絮凝剂，经分离得到的矿泥送往搅拌槽进行氰化浸出金；浮选的尾矿金品位大于0.30g/t且存在单体金或裸露金，与矿泥合并进行氰化浸出金；不符合上述条件的浮选尾矿直接排入尾矿库；搅拌浸出的液固比为1.5:1～4:1，加入石灰调节矿泥pH值至11以上，氰化钠用量为0.6kg/t～2kg/t，浸出时间为24h～48h。 [0021] 在本发明的洗矿工序中，碎矿后的矿石粒级上限为15mm，所用的设备为螺旋分级机、水力旋流器或槽式洗矿机。洗矿方法的选择与矿石中所含脉石物质成分和粘土的种类、比例及其可塑性、渗透性等相关。根据矿石中所含粘土的表观状态、塑性指数和粘聚系数值，可将待洗含泥矿石大致分为三种类型。第一种是易洗矿石：带有砂质粘土，粘土的塑性指数小于5，粘聚系数（t/m2）≤0.5，此类矿物可冲水筛洗；第二种是中等可洗矿石：粘土的塑性指数5～10，粘聚系数（t/m2）0.5～2，此类矿物可用洗矿机机械洗1～2次；第三种是难洗矿石：粘土的塑性指数大于10，粘聚系数（t/m2）≥2，此类矿物可用洗矿机机械洗2次以上。 [0022] 本发明的有益效果在于：本发明提供的工艺特点是洗矿-浮选-浸出联合工艺，即在矿石碎矿后通过洗矿工序将矿泥脱出进入搅拌浸出工序，洗矿后的砂矿进行矿石的磨矿和金的浮选，浮选的尾矿视金品位的高低丢弃或者和矿泥合并进行金的搅拌浸出。利用本发明提供的工艺，可提高资源利用率，为企业带来很好的经济效益。附图说明 [0023] 图1为本发明提供的处理高泥金矿石的洗矿-浮选-浸出联合工艺流程示意图。 [0024] 图2为现有技术中的浮选工艺处理矿石的流程示意图。 [0025] 图3为现有技术中全泥氰化浸出工艺处理矿石的流程示意图。 [0026] 图4为现有技术中的浮选-尾矿浸出工艺处理矿石的流程示意图。 具体实施方式[0027] 以下结合具体实例对本发明做进一步详细说明。 [0028] 实施例1 [0029] 贵州泥堡金矿某矿体含金3.25g/t，硫5.90%，硫化物主要是黄铁矿，黄铁矿中金的分布率为42.1%，黄铁矿含量为10.85%。矿石中方解石和白云石占0.55%，粘土矿物占30.21%。矿石含水5.64%。粒级分析表明，当碎矿后粒级控制在-12mm时，-0.074mm的矿泥占 19.89%。本发明的工艺适合于该矿石。 [0030] 如图1所示原矿经破碎系统进行破碎，将矿石碎矿至-12mm后采用槽式洗矿机洗矿2次，矿泥中金的含量为0.98g/t，矿泥的脱除率达到86.73%，洗矿后的泥浆加入PAM絮凝剂，絮凝剂用量为600g/吨，矿泥沉淀分离20分钟后将分离得到的矿泥送入搅拌氰化浸出金工序；洗矿后的砂矿进行矿石的磨矿，磨矿细度为-200目75%，磨机返砂口添加碳酸钠1000g/t，溢流口的矿浆pH值为7.5；矿浆进入搅拌桶，在搅拌桶内添加黄原酸钠和二丁基二硫代磷酸铵90g/t，二者的重量比为1：1，搅拌3分钟后进入浮选槽进行金的浮选，浮选时间6分钟； 浮选尾矿含金0.47g/t，经工艺矿物学检查，得知尾矿中损失的金主要是微细粒包裹金，故尾矿直接排入尾矿库；矿泥搅拌氰化浸出的液固重量比为2：1，加入石灰调节矿浆pH值至 12，氰化钠用量为1kg/吨矿泥，浸出时间为24h。试验结果见表1。 [0031] 采用流程如图2所示的浮选工艺处理矿石，试验结果见表1，用于和本发明进行对比。具体浮选工艺按如下进行：磨矿细度为-200目75%，磨机返砂口添加碳酸钠1000g/t，溢流口的矿浆pH值为7.5；矿浆进入搅拌桶，在搅拌桶内添加丁基黄原酸钠和二丁基二硫代磷酸铵90g/t，二者的重量比为1：1，搅拌3分钟后进入浮选槽进行金的浮选，浮选时间6分钟，分别得到精矿和尾矿。 [0032] 采用流程如图3所示的全泥氰化浸出工艺处理矿石，试验结果见表1，用于和本发明进行对比。具体全泥氰化浸出工艺按如下进行：矿石磨至-200目80%进行氰化浸出，液固重量比为2：1，加入石灰调节矿浆pH值至12，氰化钠用量为1kg/吨矿石，浸出时间为24h。 [0033] 采用流程如图4所示的浮选-尾矿浸出工艺处理矿石，试验结果见表1，用于和本发明进行对比。具体浮选-尾矿浸出工艺按如下进行：磨矿细度为-200目75%，磨机返砂口添加碳酸钠1000g/t，溢流口的矿浆pH值为7.5；矿浆进入搅拌桶，在搅拌桶内添加丁基黄原酸钠和二丁基二硫代磷酸铵90g/t，二者的重量比为1：1，搅拌3分钟后进入浮选槽进行金的浮选，浮选时间6分钟；浮选尾矿进行搅拌浸出，搅拌氰化浸出的液固重量比为2：1，加入石灰调节矿浆pH值至12，氰化钠用量为1kg/吨尾矿，浸出时间为24h。 [0034] 实施例2 [0035] 河南牛头沟矿金矿某矿体含金3.36g/t，硫3.01%，硫化物主要是黄铁矿，黄铁矿中金的分布率为37.3%，黄铁矿含量为5.60%。矿石中长石蚀变物占52%，绿泥石和角闪石占7.5%，方解石和白云石占6%，白云母和绢云母占2.5%，高岭土占1.5%，粘土矿物占3%。矿石含水5.36%。粒级分析表明，当碎矿后粒级控制在-15mm时，-0.074mm的矿泥占18.45%。本发明的工艺适合于该矿石。 [0036] 如图1所示原矿经破碎系统进行破碎，将矿石碎矿至-15mm后采用槽式洗矿机洗矿2次，矿泥中金的含量为1.23g/t，矿泥的脱除率达到87.13%，洗矿后的泥浆加入PAM絮凝剂，絮凝剂用量为800g/吨矿泥沉淀分离20分钟后将分离得到的矿泥送入搅拌氰化浸出金工序；洗矿后的砂矿进行矿石的磨矿，磨矿细度为-200目70%，磨机返砂口添加碳酸钠1000g/t，溢流口的矿浆pH值为7.5；矿浆进入搅拌桶，在搅拌桶内添加黄原酸钠和二丁基二硫代磷酸铵90g/t，二者的重量比为1：1，搅拌3分钟后进入浮选槽进行金的浮选，浮选时间6分钟； 浮选尾矿含金0.63g/t且存在单体金，并入搅拌浸出系统；矿浆搅拌氰化浸出的液固重量比为2：1，加入石灰调节矿浆pH值至12，氰化钠用量为1kg/t矿泥，浸出时间为24h。试验结果见表2。 [0037] 采用流程如图2所示的浮选工艺处理矿石，试验结果见表2，用于和本发明进行对比。具体浮选工艺按如下进行：磨矿细度为-200目70%，磨机返砂口添加碳酸钠1000g/t，溢流口的矿浆pH值为7.5；矿浆进入搅拌桶，在搅拌桶内添加丁基黄原酸钠和二丁基二硫代磷酸铵90g/t，二者的重量比为1：1，搅拌3分钟后进入浮选槽进行金的浮选，浮选时间6分钟，分别得到金精矿和尾矿。 [0038] 采用流程如图3所示的全泥氰化浸出工艺处理矿石，试验结果见表2，用于和本发明进行对比。具体全泥氰化浸出工艺按如下进行：矿石磨至-200目80%，矿浆搅拌氰化浸出的液固重量比为2：1，加入石灰调节矿浆pH值至12，氰化钠用量为1kg/t矿石。 [0039] 采用流程如图4所示的浮选-尾矿浸出工艺处理矿石，试验结果见表2，用于和本发明进行对比。具体浮选-尾矿浸出工艺按如下进行：磨矿细度为-200目70%，磨机返砂口添加碳酸钠1000g/t，溢流口的矿浆pH值为7.5；矿浆进入搅拌桶，在搅拌桶内添加丁基黄原酸钠和二丁基二硫代磷酸铵90g/t，二者的重量比为1：1，搅拌3分钟后进入浮选槽进行金的浮选，浮选时间6分钟，浮选尾矿进行搅拌浸出，矿浆搅拌氰化浸出的液固重量比为2：1，加入石灰调节矿浆pH值至12，氰化钠用量为1kg/t尾矿。 [0040] 表1 [0041] [0042] 表2 [0043] [0044] 从表1和表2可知，在实施例1和实施例2中，采用本发明工艺所得到的金总回收率明显优于传统浮选工艺，且金精矿品位也显著提高。因此，本发明工艺与传统工艺比较，具有显著的优越性。 |
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