一种提高浮选金精矿金回收率的方法技术

本发明专利技术是一种提高浮选金精矿金回收率的方法，包括磨矿分级、浸前浮选和氰化提金步骤。将载金黄铁矿多数集中到高硫金精矿中，将绝大多数单体金富集到高品位金精矿中，实现了浮选产品中金矿物的精细化分布。浮选工艺优化后，低硫金精矿中金矿物为少数的细粒级单体金和与脉石矿物共生的金矿物，高品位金精矿中的金矿物多为单体和富连生体金矿物，这两种金精矿不磨矿直接浸出。并对高硫金精矿进行磨矿处理。本发明专利技术解决了金精矿选冶工艺中，由于浮选粒度较细导致的载金黄铁矿损失在浮选尾矿中，进而造成浮选尾矿在浸出时氰渣金品位跑高的技术问题；还解决了因金银矿物嵌布粒度细，影响氰化浸出金银回收的技术问题。响氰化浸出金银回收的技术问题。

【技术实现步骤摘要】
一种提高浮选金精矿金回收率的方法


[0001]本专利技术涉及金精矿中金、银提取工艺，尤其涉及一种提高含金硫化矿石金银浸出率的方法，属于含金矿物分选及湿法冶金领域。

技术介绍

[0002]氰化提取黄金技术是现代的主要产金手段，其中金精矿氰化工艺自20世纪60年代试验研究成功以来，已在许多黄金矿山应用。该工艺的主要特点是：金矿石经浮选富集后，精矿含金品位高，进入氰化作业矿量少，氰化物耗量低，酸化法对含氰废水处理效果好，可节约基础投资，占地面积小，降低生产成本，并可实现就地产金。浮选精矿典型的氰化工艺主要用于金矿物类型简单的含金石英脉硫化矿石和含金蚀变岩型矿石，这两大类矿石代表黄金工业绝大多数。其中含金硫化原生矿含泥量少、浮选易富集、回收率较高。
[0003]浮选金精矿中除金、银为主要回收金属外，铜、铅、锌、硫等有价元素含量较高，为提高企业经济效益，应对铜、铅、锌、硫等有价元素进行综合回收。为提高多金属回收率，减少浸后氰渣回收铜铅锌时氰化氢溢出量，可在浸出前增加浮选选别过程达到对多金属元素的有效富集，并按物料性质分系列进行氰化浸出。
[0004]申请公布号为CN109351465A的专利技术专利“一种梯级分离综合回收金精矿中多种金属元素的方法”，该专利公布了其工艺为：一级为利用高效混合活化剂、浮选药剂对低硫金精矿进行预先浮选技术，二级为对高硫精矿进行碱浸氰化提金技术，三级为低硫尾矿采用环保型药剂湿法浸出金银技术，四级为高硫金精矿氰化尾矿即第一低金高硫精矿优先铅锌选矿技术，五级为铅锌尾矿活化选铜技术，六级为选铜尾矿即第二低金高硫精矿焙烧制酸富集金银铁生产铁精矿技术，七级为铁精矿采用环保型药剂湿法浸出金银技术。该专利突出了低金高硫金精矿氰化尾渣进行多金属回收的技术方法，但该工艺对提高金银回收率没有明显改善，工艺流程复杂，需要对高硫氰化尾渣进行焙烧，对配套齐全的大型金精矿加工厂具有实用性，对于不具备焙烧工艺的加工厂不具备可操作性。
[0005]由于金矿物大多处于伴生、镶嵌或浸染状态存在于黄铁矿中，为保证金浸出率，需要在浮选前增加一段金精矿细磨作业，以使金矿物充分单体解离。但金精矿磨矿后，微细颗粒表面特有的物化性质导致浮选药剂的选择性变差，使部分载金黄铁矿损失在浮选尾矿中，该部分载金黄铁矿中部分金矿物被黄铁矿包裹，造成浸出后氰渣品位跑高。且随着金矿的大规模开采，金矿物嵌布粒度逐渐变细，嵌布粒度较细的难选矿石逐渐成为氰化选金的一大趋势。因此，提高该部分金精矿金浸出率成为众多黄金氰化冶炼企业急需解决的一项技术难题。

技术实现思路

[0006]本专利技术所要解决的技术问题是，提供一种提高浮选金精矿金回收率的方法，第一、对浮选工艺入选粒度和药剂制度进行优化，解决金精矿选冶工艺中，由于浮选粒度较细导致的载金黄铁矿损失在浮选尾矿中，进而造成浮选尾矿在浸出时氰渣金品位跑高的技术问
题；第二、解决因金银矿物嵌布粒度细，影响氰化浸出金银回收的技术问题。
[0007]本专利技术是通过以下技术方案实现的。
[0008]一种提高浮选金精矿金回收率的方法，包括以下步骤：1）磨矿分级：金精矿原料磨矿分级，得到细度
‑
38μm占比60
‑
80%的金精矿；2）浸前浮选：步骤1）中经磨矿分级处理后的金精矿与浮选工艺水调浆后，依次加入分散剂水玻璃、活化剂氯化铵、浮选捕收剂丁基黄药、丁铵黑药和乙硫氮，经过混合浮选，得到混合浮选精矿和作为低硫金精矿的混合浮选尾矿；其中混合浮选精矿与浮选工艺水调浆后，进行分离浮选；分离浮选尾矿作为高硫金精矿和作为高品位金精矿的分离浮选精矿；3）氰化提金：步骤2）得到的低硫金精矿固液分离后，滤液返回浮选工艺循环使用，固体采用氰化贫液调浆后氰化浸出，氰化浸出的氰化钠浓度0.20
‑
0.25%，浸出时间36
‑
40h，矿浆浓度30
‑
35%，浸出后矿浆经洗涤和液固分离后，得到贵液与低硫金精矿氰渣；并将步骤2）中得到的高硫金精矿进行固液分离后，滤液返回浮选工艺循环使用，固体采用氰化贫液调浆后，采用超细磨设备进行磨矿，磨矿后高硫金精矿氰化浸出，氰化浸出的氰化钠浓度0.25
‑
0.30%，浸出时间40
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48h，矿浆浓度40
‑
45%，浸出后矿浆经洗涤和液固分离后，得到贵液与高硫金精矿氰渣；并将步骤2）中得到的高品位金精矿进行固液分离后，滤液返回浮选工艺循环使用，固体使用贫液调浆后进行如下氰化浸出：一段浸出氰化钠浓度0.80
‑
0.90%，浸出时间48
‑
54h，矿浆浓度40
‑
45%，一段浸出后矿浆经压滤机压滤后，滤液为贵液，滤饼经贫液调浆后进行二段浸出，二段浸出氰化钠浓度0.90
‑
1.00%，浸出时间48
‑
60h，矿浆浓度40
‑
45%，浸出后矿浆经压滤机压滤、洗涤后，滤液及洗涤液为贵液，滤饼为高品位金精矿氰渣。
[0009]优选地，步骤3）得到的高品位金精矿氰渣通过浮选回收铜、铅和锌。
[0010]优选地，所述金精矿原料金品位48
‑
55g/t，银品位55
‑
60g/t，硫品位35
‑
40%且细度
‑
38μm占比40%
‑
55%。
[0011]优选地，步骤2）中，所述金精矿与浮选工艺水调浆矿浆浓度27
‑
28%；分散剂水玻璃、活化剂氯化铵、浮选捕收剂丁基黄药、丁铵黑药和乙硫氮用量分别为900
‑
1100g/t、180
‑
220g/t、200
‑
260g/t、220
‑
260g/t、220
‑
260g/t。
[0012]优选地，步骤2）中所述混合浮选是指：磨矿分级后金精矿经过搅拌桶依次添加药剂后，经过一次粗选，得到粗选后精矿和尾矿；粗选后精矿经过两次闭路精选，得到混合浮选精矿；粗选后尾矿经过三次闭路扫选，得到低硫金精矿。
[0013]优选地，步骤2）中所述分离浮选是指：混合浮选精矿经过一次粗选，得到粗选后精矿和尾矿；粗选后精矿经过两次闭路精选，得到高品位金精矿；粗选后尾矿经过两次闭路扫选，得到高硫金精矿；混合浮选精矿与浮选工艺水调浆矿浆浓度33
‑
35%；粗选中加入浮选捕收剂丁基黄药、乙硫氮、丁铵黑药，抑制剂石灰，用量分别为30
‑
50g/t、35
‑
45g/t、35
‑
45g/t、1800
‑
2200g/t；扫选向其中加入浮选捕收剂丁铵黑药、丁基黄药，用量分别为15
‑
25g/t、15
‑
25g/t。
[0014]优选地，步骤3）中磨矿后细度
‑
20μm占比85
‑
95%。...

【技术保护点】

【技术特征摘要】
1.一种提高浮选金精矿金回收率的方法，其特征在于包括以下步骤：1）磨矿分级：金精矿原料磨矿分级，得到细度
‑
38μm占比60
‑
80%的金精矿；2）浸前浮选：步骤1）中经磨矿分级处理后的金精矿与浮选工艺水调浆后，依次加入分散剂水玻璃、活化剂氯化铵、浮选捕收剂丁基黄药、丁铵黑药和乙硫氮，经过混合浮选，得到混合浮选精矿和作为低硫金精矿的混合浮选尾矿；其中混合浮选精矿与浮选工艺水调浆后，进行分离浮选；分离浮选尾矿作为高硫金精矿和作为高品位金精矿的分离浮选精矿；3）氰化提金：步骤2）得到的低硫金精矿固液分离后，滤液返回浮选工艺循环使用，固体采用氰化贫液调浆后氰化浸出，氰化浸出的氰化钠浓度0.20
‑
0.25%，浸出时间36
‑
40h，矿浆浓度30
‑
35%，浸出后矿浆经洗涤和液固分离后，得到贵液与低硫金精矿氰渣；并将步骤2）中得到的高硫金精矿进行固液分离后，滤液返回浮选工艺循环使用，固体采用氰化贫液调浆后，采用超细磨设备进行磨矿，磨矿后高硫金精矿氰化浸出，氰化浸出的氰化钠浓度0.25
‑
0.30%，浸出时间40
‑
48h，矿浆浓度40
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45%，浸出后矿浆经洗涤和液固分离后，得到贵液与高硫金精矿氰渣；并将步骤2）中得到的高品位金精矿进行固液分离后，滤液返回浮选工艺循环使用，固体使用贫液调浆后进行如下氰化浸出：一段浸出氰化钠浓度0.80
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0.90%，浸出时间48
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54h，矿浆浓度40
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45%，一段浸出后矿浆经压滤机压滤后，滤液为贵液，滤饼经贫液调浆后进行二段浸出，二段浸出氰化钠浓度0.90
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1.00%，浸出时间48
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60h，矿浆浓度40
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45%，浸出后矿浆经压滤机压滤、洗涤后，滤液及洗涤液为贵液，滤饼为高品位金精矿氰渣。2.如权利要求1所述的提高浮选金精矿金回收率的方法，其特征在于：步骤3）得到的高品位金精矿氰渣通过浮选回收铜、铅和锌。3.如权利...

【专利技术属性】
技术研发人员：李环，杨新华，朱金超，陈明泽，李宁，李梅礼，梁秉政，常超，金永朋，赵晓康，
申请(专利权)人：山东黄金冶炼有限公司，
类型：发明
国别省市：