从选矿尾矿中回收低品位贵金属的方法技术

本发明专利技术涉及选矿技术领域，公开了一种从选矿尾矿中回收低品位贵金属的方法。它包括尾矿原料浮选、尼尔森选矿机重选、尼尔森尾矿氧化焙烧预处理、烧渣的氰化浸出等步骤，尾矿浮选使金富集到浮选精矿中，将浮选精矿采用尼尔森选矿机重选法再次回收其中的粗粒金，对尼尔森尾矿采用氧化焙烧预处理，对于处理后的烧渣进行氰化浸出工艺，回收损失于尼尔森尾矿中的微细粒金。本发明专利技术分阶段实现了金的回收，提高了金的回收率。解决了浮选尾矿使用传统工艺贵金属回收率低的问题，提高了贵金属的回收率；同时产出金精矿和铁精矿，提高了尾矿的综合利用率；实现了固体废弃物零排放，彻底解决了尾矿库对周边环境的影响，消除了污染源及安全隐患。

【技术实现步骤摘要】
从选矿尾矿中回收低品位贵金属的方法
本专利技术涉及选矿
，具体的说是一种能够提高贵金属回收率，实现尾矿的二次资源综合利用的从选矿尾矿中回收低品位贵金属的方法。
技术介绍
我国冶金企业选矿后的尾矿堆放在库坝，容易造成崩塌、泥石流等次生灾害，环境及安全问题日益突出。尾矿的利用率较低，造成了巨大的资源浪费。随着生产工艺和选矿技术的发展，从尾矿中可回收多种元素，尤其是稀有贵金属元素。对尾矿中有用组分的回收综合利用，不仅可以扩大资源量，还可减少环境压力。在矿产资源日渐枯竭的今天，实现尾矿二次资源的综合利用已迫在眉睫。近年来，国内外选矿工作者针对选矿尾矿中贵金属的回收开展了大量的研究工作，主要是采用浮选、重选、全泥氰化炭浆提金等工艺来提取其中的贵金属，上述提金工艺均存在回收率低的问题，尤其是对于金含量小于1.0g/t的尾矿。
技术实现思路
本专利技术的目的是提供一种从浮选尾矿中回收低品位贵金属的方法，以解决现有的尾矿选矿工艺贵金属金回收率低的问题。为解决上述技术问题，本专利技术所采取的技术方案为：一种从选矿尾矿中回收低品位贵金属的方法，其特征在于：它包括以下步骤：步骤一、尾矿原料浮选，将尾矿原料制浆，矿浆质量百比分浓度为25%～35%，充分搅拌后添加活化剂后搅拌3min，浆液中再添加捕收剂、起泡剂后搅拌2min，给浆液充气浮选，经一次粗选、一次扫选得到粗精矿和尾矿，将粗精矿磨矿至粒度为-0.074mm的颗粒质量百分比含量为75%～85%后，进行两次精选得到浮选精矿和尾矿；步骤二、尼尔森选矿机重选，将步骤一所得浮选精矿用尼尔森选矿机进行重选，磨矿细度：粒度为-0.074mm的颗粒质量百分比含量为75%～85%、水流速为2.4L/min～3.2L/min、重力为90G～120G，经选别得到金精矿和尼尔森尾矿，收集金精矿；步骤三、尼尔森尾矿氧化焙烧预处理：将步骤二所得尼尔森尾矿进行氧化焙烧预处理，焙烧温度为700～900℃、焙烧3～4h，得到烧渣和二氧化硫气体；步骤四、烧渣的氰化浸出，将步骤三所得烧渣为原料进行氰化浸出，磨矿细度：粒度为-0.043mm的颗粒质量百分比含量为85%～90%、浸出时间24h～36h、氰化钠与烧渣的质量比为1000～3000g/t、液固质量比为3～4:1，氰化浸出最终得到含金贵液以及铁精矿。作为本专利技术的进一步改进，所述步骤一中活化剂与尾矿原料的质量比为200g/t，捕收剂与尾矿原料的质量比为200～250g/t、起泡剂与尾矿原料的质量比为50～60g/t。作为本专利技术的更进一步改进，所述步骤一中活化剂为硫酸铜，捕收剂为异戊基黄药，起泡剂为松醇油。作为本专利技术的更进一步改进，所述步骤一中粗精矿磨矿矿浆质量浓度为50%～60%。损失于浮选尾矿中的金，主要是呈微细粒被石英所包裹，无法回收。采用本专利技术所述的从浮选尾矿中回收低品位贵金属的方法，可强化尾矿中粗粒和微细粒贵金属的回收全过程，实现梯级回收。步骤一的尾矿浮选使金富集到浮选精矿中，回收率可达90%以上，步骤二针对浮选精矿采用尼尔森选矿机重选法再次回收其中的粗粒金，步骤三对尼尔森尾矿采用氧化焙烧预处理、步骤四对于处理后的烧渣进行氰化浸出工艺，回收损失于尼尔森尾矿中的微细粒金。本专利技术分阶段、全方位实现了金的回收，提高了金的回收率。尾矿中硫质量百分比含量≥5.0%，贵金属金质量百分比含量≥0.2g/t的矿样，采用本方法回收贵金属，金总回收率＞58%；铁精矿产率＞11%，铁品位＞60%，含硫＜0.1%。相比仅采用“浮选-尼尔森选矿工艺”，金总回收率提高了约40%。本专利技术的有益效果：（1）本专利技术采用“浮选—浮选精矿尼尔森重选—尼尔森尾矿氧化焙烧预处理—氰化浸出”联合工艺，解决了浮选尾矿使用传统工艺贵金属回收率低的问题，提高了贵金属的回收率；（2）本方法可综合回收尾矿中的有价矿物质，同时产出金精矿和铁精矿，提高了尾矿的综合利用率，提高了经济效益；（3）利用本专利技术所得的浮选尾矿主要组成矿物为石英，可作为建筑行业的原料。本方法可实现固体废弃物零排放，彻底解决了尾矿库对周边环境的影响，消除了污染源及安全隐患。附图说明图1是本专利技术的工艺流程示意图。具体实施方式下面结合附图对本专利技术作进一步详细的说明。实施例1采用本专利技术所述方法从江西某浮选尾矿回收其中的低品位贵金属，该尾矿硫的质量百分比含量为8.50%、贵金属金与尾矿的质量比为0.20g/t。步骤一、尾矿原料浮选，将尾矿原料制浆，矿浆质量百比分浓度为25%，充分搅拌后添加硫酸铜搅拌3min，硫酸铜与尾矿原料的质量比为200g/t，浆液中再添加异戊基黄药、松醇油后搅拌2min，异戊基黄药与尾矿原料的质量比为200g/t、松醇油与尾矿原料的质量比为50g/t；给浆液充气浮选，经一次粗选、一次扫选得到粗精矿和尾矿，将粗精矿磨矿至粒度为-0.074mm的颗粒质量百分比含量为75%后，进行两次精选得到浮选精矿和尾矿；其中浮选精矿中硫品位为45.50%、作业回收率92.50%，贵金属金与浮选精矿的质量比为1.05g/t、作业回收率90.72%；步骤二、尼尔森选矿机重选，将步骤一所得浮选精矿用尼尔森选矿机进行重选，磨矿细度：粒度为-0.074mm的颗粒质量百分比含量为75%、水流速为2.4L/min、重力为90G，经选别得到金精矿和尼尔森尾矿，所得金精矿中贵金属金的含量为13.52g/t，作业回收率为17.47%；步骤三、尼尔森尾矿氧化焙烧预处理：将步骤二所得尼尔森尾矿进行氧化焙烧预处理，焙烧温度为700℃、焙烧3h，得到烧渣和二氧化硫气体，所得烧渣中金的含量为1.29g/t，铁质量百分比含量为60.84%；步骤四、烧渣的氰化浸出，将步骤三所得烧渣为原料进行氰化浸出，磨矿细度：粒度为-0.043mm的颗粒质量百分比含量为85%、浸出时间24h、氰化钠与烧渣的质量比为1000g/t、液固质量比为3:1，氰化浸出最终得到含金贵液以及铁精矿。所得浸渣中金的含量为0.57g/t，金浸出率为55.72%，浸渣中铁的质量百分比含量为60.84%，硫的质量百分比含量为0.08%，达到合格铁精矿要求，铁精矿产率11.63%。利用本专利技术所述方法该尾矿中金的总回收率为58.69%。对照例1采用传统浮选法，将浮选矿浆质量浓度百分数调至25%，添加硫酸铜200g/t，搅拌3min后再加入异戊基黄药200g/t、松醇油50g/t，搅拌2min后充气浮选，经一次粗选、一次扫选，将粗精矿磨矿至粒度为-0.074mm的颗粒质量百分比含量为75%，两次精选后，得到的浮选精矿，所得浮选精矿中硫品位45.50%、作业回收率92.50%，金与浮选精矿的质量比为1.05g/t、作业回收率90.72%。与实施例1相比，无法获得合格的金精矿。对照例2采用尼尔森重选法，将尾矿磨矿至粒度为-0.074mm的颗粒质量百分比含量为75%，水流速为2.4L/min、重力值为90G，经选别所得金精矿中金的含量为0.57g/t、作业回收率1.52%，与实施例1相比，金基本没有富集，无法获得合格金精矿。实施例2采用本专利技术所述方法从甘肃某浮选尾矿回收其中的低品位贵金属，该尾矿硫的质量百分比含量为10.25%、贵金属金的含量为0.45g/t。步骤一、尾矿原料浮选，将尾矿原料制浆，矿浆质量百比分浓本文档来自技高网...

【技术保护点】
一种从选矿尾矿中回收低品位贵金属的方法，其特征在于：它包括以下步骤：步骤一、尾矿原料浮选，将尾矿原料制浆，矿浆质量百比分浓度为25%～35%，充分搅拌后添加活化剂后搅拌3min，浆液中再添加捕收剂、起泡剂后搅拌2min，给浆液充气浮选，经一次粗选、一次扫选得到粗精矿和尾矿，将粗精矿磨矿至粒度为‑0.074mm的颗粒质量百分比含量为75%～85%后，进行两次精选得到浮选精矿和尾矿；步骤二、尼尔森选矿机重选，将步骤一所得浮选精矿用尼尔森选矿机进行重选，磨矿细度：粒度为‑0.074mm的颗粒质量百分比含量为75%～85%、水流速为2.4L/min～3.2L/min、重力为90 G～120G，经选别得到金精矿和尼尔森尾矿，收集金精矿；步骤三、尼尔森尾矿氧化焙烧预处理：将步骤二所得尼尔森尾矿进行氧化焙烧预处理，焙烧温度为700～900℃、焙烧3～4h，得到烧渣和二氧化硫气体；步骤四、烧渣的氰化浸出，将步骤三所得烧渣为原料进行氰化浸出，磨矿细度：粒度为‑0.043mm的颗粒质量百分比含量为85%～90%、浸出时间24h～36h、氰化钠与烧渣的质量比为1000～3000g/t、液固质量比为3～4:1，氰化浸出最终得到含金贵液以及铁精矿。...

【技术特征摘要】
1.一种从选矿尾矿中回收低品位贵金属的方法，其特征在于：它包括以下步骤：步骤一、尾矿原料浮选，将尾矿原料制浆，矿浆质量百比分浓度为25%～35%，充分搅拌后添加活化剂后搅拌3min，浆液中再添加捕收剂、起泡剂后搅拌2min，给浆液充气浮选，经一次粗选、一次扫选得到粗精矿和尾矿，将粗精矿磨矿至粒度为-0.074mm的颗粒质量百分比含量为75%～85%后，进行两次精选得到浮选精矿和尾矿；其中活化剂为硫酸铜，活化剂与尾矿原料的质量比为200g/t；捕收剂为异戊基黄药，捕收剂与尾矿原料的质量比为200～250g/t；起泡剂为松醇油，起泡剂与尾矿原料的质量比为50～60g/t；步骤二、尼尔森选矿机重选，将步骤一所得浮选精矿用尼尔森选矿机进行重选，磨矿细度：粒度为-0.074mm...

【专利技术属性】
技术研发人员：袁艳，孙运礼，王章鹤，廖雪珍，柏亚林，王李鹏，何海涛，李福兰，沈广坤，彭贵熊，
申请(专利权)人：西北矿冶研究院，
类型：发明
国别省市：甘肃;62