从高砷选金尾矿中回收金的方法及其应用 |
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| 申请号 | CN201910644382.4 | 申请日 | 2019-07-17 | 公开(公告)号 | CN110496700B | 公开(公告)日 | 2021-11-26 |
| 申请人 | 铜陵有色金属集团股份有限公司; | 发明人 | 王周和; 张驰; 丁鹏; 彭时忠; 庞勃; 李树兰; 郭运鑫; 朱继生; 叶正国; 孙业友; 王刚强; | ||||
| 摘要 | 本 发明 公开了从高砷选金 尾矿 中回收金的方法，它包括以下步骤：（1） 磁选 ；（2）磁尾矿浮选；（3）硫尾矿粗选；（4）硫粗选 泡沫 空白精选；（5）砷精矿强磁磁选。本发明的有益效果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。本发明对提高企业经济效益及社会效益均具有重要意义。 | ||||||
| 权利要求 | 1.从高砷选金尾矿中回收金的方法，其特征是它包括以下步骤：（1）、磁选：将选金尾矿调整浓度至25%‑30%，送入磁选机在3500Gs‑4000Gs磁场强度下进行磁选，得到磁精矿和磁选尾矿，磁精矿包括磁铁矿和强磁磁黄铁矿，其中强磁磁黄铁矿即单斜磁黄铁矿，磁选尾矿包括弱磁磁黄铁矿、黄铁矿和毒砂，其中弱磁磁黄铁矿为六方磁黄铁矿；（2）、磁尾矿浮选： |
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| 说明书全文 | 从高砷选金尾矿中回收金的方法及其应用技术领域[0001] 本发明涉及金矿的选矿技术领域，尤其涉及从高砷选金尾矿中回收金的方法及其应用。 背景技术[0002] 随着金矿的大规模开采，易处理单一金矿储量不断减少，含砷难处理金矿所占比重越来越大。与此同时，我国对稀有金属资源的需求不断增加，使得成分复杂的金矿，尤其是对于选别尚未完全的选金尾矿，进行更加深入的探索，则成为当前形势的必然要求。 [0003] 金与砷的相关系数可达0.9794(α=0.05,γ=0.5140)。其中砷主要来自毒砂,可以说有砷的地方必有金,以毒砂为主的砷矿物易于肉眼观察，而金则肉眼无法看到，因此毒砂往往成为金矿床深部找矿的直接标志。 [0004] 含砷矿物中的金主要以不可见金的形式存在于砷矿物原始增长的晶格内。在金矿床中，毒砂与黄铁矿往往具有相似的结构，包括在原始增长阶段中金的赋存形式，以及在稍后的成矿阶段中形成了赋存有可见金的蚀变环带。蚀变环带以高砷为特征，后期形成的金沿裂隙或在毒砂与黄铁矿颗粒之间分布。 [0005] 含砷金矿石处理的难点主要在于金矿物与含砷矿物（主要是毒砂）以及黄铁矿密切共生金以微细粒状分布，常被包裹在毒砂和黄铁矿中，或存在于其单个晶体之间，造成金的选别难度增大。另外，俄歇能谱研究也表明，毒砂存在[Fe,S]和［As,S］两种表面，其中[Fe,S]与黄铁矿的表面[Fe,S2]极为类似，这也使得黄铁矿与毒砂难以分离。 [0006] 铜陵有色某矿山日处理原矿石1000吨，选金尾矿的主要有用矿物以黄铁矿、磁黄铁矿、磁铁矿和毒砂为主，其中磁黄铁矿主要以单斜晶系（磁性较强）和六方晶系的形式存在。目前选金尾矿的作业方法是如图1所示：选金尾矿采用一粗一扫的浮选方法得到硫精矿一，扫选尾矿继续进行砷粗选，尾矿丢弃，砷精矿进行磁场强度为3000Gs的磁选，得到硫精矿二和砷金精矿。该砷金精矿含金品位低，附加值低，造成了巨大的资源浪费，严重影响企业经济效益。 [0007] 中国发明专利公开号CN109158216A公开了一种高砷高碳难选金矿高效浮选工艺，包括以下步骤：1)闪速浮选工艺；2)优先浮选工艺；3)分支浮选工艺；4)混合精矿再选工艺；又如中国发明专利公告号CN101709385B公开了含金高砷型尾矿选金的方法，将含金高砷型尾矿经筛分后磨至≤200目，调成一定浓度的矿浆，依次加入亚硫酸盐，H2SO4和硫酸盐，预浸、搅拌和活化一定时间，再依次加入CaO，丁基黄和丁铵黑药后送入浮选槽，再加入2号油，经粗选、精选获得金精矿，这两种工艺都是采用浮选或者化学方法来得到金精矿，生产成本高，前期投入大，与上述的选金尾矿的作业方法是两种思路，无法借鉴。 发明内容[0008] 本发明要解决的技术问题是现有的选金尾矿作业方法得到的砷金精矿金品位低，为此提供一种不改变现有工艺流程且从高砷选金尾矿中回收金的方法。 [0009] 本发明的技术方案是：从高砷选金尾矿中回收金的方法，=它包括以下步骤：（1）、磁选：将选金尾矿调整浓度至25%‑30%，送入磁选机在3500Gs‑4000Gs磁场强度下进行磁选，得到磁精矿和磁选尾矿，磁精矿包括磁铁矿和强磁磁黄铁矿，其中强磁磁黄铁矿即单斜磁黄铁矿，磁选尾矿包括弱磁磁黄铁矿、黄铁矿和毒砂，其中弱磁磁黄铁矿为六方磁黄铁矿；（2）、磁尾矿浮选：将磁精矿调整浓度至于30%‑35%，放入搅拌桶，通入空气，使矿物表面发生自然氧化，并充气搅拌8min‑10min后，送入浮选机浮选；添加捕收剂80g/t和起泡剂40g/t，搅拌2min‑3min后，浮选5min‑8min，得到浮选硫精矿和浮选硫尾矿，浮选硫精矿即黄铁矿，浮选硫尾矿包括六方磁黄铁矿和毒砂；（3）、硫尾矿粗选：将浮选硫尾矿调节矿浆浓度至 25%‑30%，添加硫酸铜20g/t，搅拌3min‑5min后，添加捕收剂和起泡剂各20g/t，搅拌2min‑ 3min，浮选4min‑6min，得到粗选泡沫和粗选尾矿，粗选尾矿丢弃；（4）、硫粗选泡沫空白精选：将粗选泡沫送入浮选机，浮选3min‑4min，得到精选泡沫和精选尾矿，精选泡沫即为砷精矿，包括毒砂和六方磁黄铁矿，精选尾矿丢弃；（5）、砷精矿强磁磁选：将砷精矿调整浓度为 25%‑30%，送入磁选机在8000Gs‑8500Gs磁场强度下进行磁选，得到磁选精矿和磁选尾矿，磁选精矿即六方磁黄铁矿，磁选尾矿即砷金精矿，以毒砂为主。 [0010] 上述方案中所述捕收剂为丁基钠黄药，起泡剂为松油。 [0011] 从高砷选金尾矿中回收金的方法的应用，它用于处理包含黄铁矿、磁黄铁矿、磁铁矿和毒砂的选金尾矿。 [0012] 本发明的有益效果是解决了当选金尾矿中含砷量过高时，难以回收砷矿物中的微细粒金，更无法保证一定的回收率并获得高品位的砷金精矿，使其损失于尾矿中等技术难题。本发明对提高企业经济效益及社会效益均具有重要意义。本发明的优点在于： [0013] （1）、根据选金尾矿中的磁铁矿、单斜磁黄铁矿、黄铁矿、六方磁黄铁矿和毒砂的性质差异，采用分步磁选、分步浮选相结合的工艺流程，消除了不同矿物之间对选别作业的相互影响，解决了砷矿物中金品位较低的技术难题。 [0014] （2）、在搅拌、浮选过程中六方磁黄铁矿容易氧化，并消耗矿浆中大量氧气，严重影响黄铁矿等硫化矿与捕收剂的相互作用。磁尾矿浮选前采用预先充气，使矿物表面发生自然氧化，可有效降低由于六方磁黄铁矿氧化耗氧，从而消除对黄铁矿浮选造成的影响。 [0015] （3）、对于以毒砂和六方磁黄铁矿为主要矿物的砷精矿，采用磁场强度高达8000Gs8500Gs的强磁磁场强度，有效将二者分离，并使毒砂中金品位得到显著提高，实现了在高~ 砷选金尾矿中对金的有效富集。 [0017] 图1是现有的高砷选金尾矿选别工艺流程图。 具体实施方式[0018] 下面结合实施例，对本发明实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述。显然，所描述的实施例仅仅是本发明一部分实施例，而不是全部的实施例。基于本发明中的实施例，本领域普通技术人员在没有做出创造性劳动前提下所有其他实施例，都属于本发明的保护范围。 [0019] 实施例1：从高砷选金尾矿中回收金的方法，它包括以下步骤： [0020] （1）磁选：将选金尾矿调整浓度至25%，送入磁选机在3500Gs磁场强度下进行磁选，得到磁精矿和磁选尾矿，磁精矿包括磁铁矿和强磁磁黄铁矿，其中强磁磁黄铁矿即单斜磁黄铁矿，磁选尾矿包括弱磁磁黄铁矿、黄铁矿和毒砂，其中弱磁磁黄铁矿为六方磁黄铁矿； [0021] （2）磁尾矿浮选：将磁精矿调整浓度至于30%，放入搅拌桶，通入空气，使矿物表面发生自然氧化，并充气搅拌8min后，送入浮选机浮选；添加捕收剂80g/t和起泡剂40g/t，搅拌2min后，浮选5min，得到浮选硫精矿和浮选硫尾矿，浮选硫精矿即黄铁矿，浮选硫尾矿包括六方磁黄铁矿和毒砂； [0022] （3）硫尾矿粗选：将浮选硫尾矿调节矿浆浓度至25%，添加硫酸铜20g/t，搅拌3min后，添加捕收剂和起泡剂各20g/t，搅拌2min，浮选4min，得到粗选泡沫和粗选尾矿，粗选尾矿丢弃； [0023] （4）硫粗选泡沫空白精选：将粗选泡沫送入浮选机，浮选3min，得到精选泡沫和精选尾矿，精选泡沫即为砷精矿，包括毒砂和六方磁黄铁矿，精选尾矿丢弃； [0024] （5）砷精矿强磁磁选：将砷精矿调整浓度为25%，送入磁选机在8000Gs磁场强度下进行磁选，得到磁选精矿和磁选尾矿，磁选精矿即六方磁黄铁矿，磁选尾矿即砷金精矿，以毒砂为主。 [0025] 实施例2：从高砷选金尾矿中回收金的方法，它包括以下步骤： [0026] （1）磁选：将选金尾矿调整浓度至28%，送入磁选机在3800Gs磁场强度下进行磁选，得到磁精矿和磁选尾矿，磁精矿包括磁铁矿和强磁磁黄铁矿，其中强磁磁黄铁矿即单斜磁黄铁矿，磁选尾矿包括弱磁磁黄铁矿、黄铁矿和毒砂，其中弱磁磁黄铁矿为六方磁黄铁矿； [0027] （2）磁尾矿浮选：将磁精矿调整浓度至于33%，放入搅拌桶，通入空气，使矿物表面发生自然氧化，并充气搅拌9min后，送入浮选机浮选；添加捕收剂80g/t和起泡剂40g/t，搅拌2.5min后，浮选6min，得到浮选硫精矿和浮选硫尾矿，浮选硫精矿即黄铁矿，浮选硫尾矿包括六方磁黄铁矿和毒砂； [0028] （3）硫尾矿粗选：将浮选硫尾矿调节矿浆浓度至28%，添加硫酸铜20g/t，搅拌4min后，添加捕收剂和起泡剂各20g/t，搅拌2.5min，浮选5min，得到粗选泡沫和粗选尾矿，粗选尾矿丢弃； [0029] （4）硫粗选泡沫空白精选：将粗选泡沫送入浮选机，浮选3.5min，得到精选泡沫和精选尾矿，精选泡沫即为砷精矿，包括毒砂和六方磁黄铁矿，精选尾矿丢弃； [0030] （5）砷精矿强磁磁选：将砷精矿调整浓度为28%，送入磁选机在8300Gs磁场强度下进行磁选，得到磁选精矿和磁选尾矿，磁选精矿即六方磁黄铁矿，磁选尾矿即砷金精矿，以毒砂为主。 [0031] 实施例3：从高砷选金尾矿中回收金的方法，它包括以下步骤： [0032] （1）磁选：将选金尾矿调整浓度至30%，送入磁选机在4000Gs磁场强度下进行磁选，得到磁精矿和磁选尾矿，磁精矿包括磁铁矿和强磁磁黄铁矿，其中强磁磁黄铁矿即单斜磁黄铁矿，磁选尾矿包括弱磁磁黄铁矿、黄铁矿和毒砂，其中弱磁磁黄铁矿为六方磁黄铁矿； [0033] （2）磁尾矿浮选：将磁精矿调整浓度至于35%，放入搅拌桶，通入空气，使矿物表面发生自然氧化，并充气搅拌10min后，送入浮选机浮选；添加捕收剂80g/t和起泡剂40g/t，搅拌3min后，浮选8min，得到浮选硫精矿和浮选硫尾矿，浮选硫精矿即黄铁矿，浮选硫尾矿包括六方磁黄铁矿和毒砂； [0034] （3）硫尾矿粗选：将浮选硫尾矿调节矿浆浓度至30%，添加硫酸铜20g/t，搅拌5min后，添加捕收剂和起泡剂各20g/t，搅拌3min，浮选6min，得到粗选泡沫和粗选尾矿，粗选尾矿丢弃； [0035] （4）硫粗选泡沫空白精选：将粗选泡沫送入浮选机，浮选4min，得到精选泡沫和精选尾矿，精选泡沫即为砷精矿，包括毒砂和六方磁黄铁矿，精选尾矿丢弃； [0036] （5）砷精矿强磁磁选：将砷精矿调整浓度为30%，送入磁选机在8500Gs磁场强度下进行磁选，得到磁选精矿和磁选尾矿，磁选精矿即六方磁黄铁矿，磁选尾矿即砷金精矿，以毒砂为主。 [0037] 本发明针对高砷选金尾矿，根据其所含的磁铁矿、单斜磁黄铁矿、黄铁矿、六方磁黄铁矿和毒砂的性质差异，采用分步磁选、分步浮选相结合的方法，即优先磁选回收磁铁矿和此性较强的单斜磁黄铁矿，得到磁尾矿，磁尾矿采用浮选的方法回收黄铁矿，浮选尾矿进一步进行浮选，得到毒砂和六方磁黄铁矿，再采用达到8000Gs‑8500Gs磁场强度的强磁磁选，将毒砂和六方磁黄铁矿进行有效分离，并使毒砂中金的品位得到大幅度提高。 [0038] 将现有技术的砷金精矿品位和砷金精矿回收率与本发明的3个实施例进行数据对比，对比数据如下表： [0039] [0040] 注：①砷精矿回收率和砷金精矿回收率均相对于选金尾矿； [0041] ②Au的品位单位为g/t。 [0042] 从上表可见，经过无数次的实验无意中发现，本发明产出的砷金精矿为含金的砷矿物，其较传统工艺中的砷金精矿来说，在金回收率得到保证的基础上，通过高达8000Gs‑8500Gs的磁场强度大幅度的将金品位提高到了15%以上。因此本发明解决了传统工艺中从选金尾矿中得到的砷矿物含金品位低，后续作业金矿物富集困难的问题，得到了含高品位金的砷矿物。 [0043] 为了验证砷精矿强磁磁选中磁场强度范围8000Gs‑8500Gs为最佳范围，针对实施例2，在步骤（1）‑步骤（4）条件不变的情况下，进行实施例4和实施例5，分别对应的砷精矿强磁磁选的磁场强度为6000Gs和10000Gs，对比数据如下表所示： [0044] [0045] 注：①砷精矿回收率和砷金精矿回收率均相对于选金尾矿； [0046] ②Au的品位单位为g/t。 [0047] 从上表可见，当砷精矿磁选的磁场强度降为6000Gs时，砷金精矿回收率较实施例二略有提升，但砷金精矿品位明显下降3.63个百分点，应为由于磁场强度的减弱，导致部分六方磁黄铁矿没有与毒砂分离而存于磁选尾矿中；而当砷精矿磁选的磁场强度上升至10000Gs时，砷金精矿品位较实施例二基本保持不变，但砷金精矿回收率下降了3.43个百分点，应为磁场强度过高导致磁选精矿中夹杂了部分含金的砷矿物，导致金回收率明显下降。 所以砷精矿强磁磁选的磁场强度定为8000Gs‑8500Gs为最佳范围。这是出乎预料的，在未做相应实验之前是预测不到这个结论的。 |
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