System.ArgumentOutOfRangeException: 索引和长度必须引用该字符串内的位置。 参数名: length 在 System.String.Substring(Int32 startIndex, Int32 length) 在 zhuanliShow.Bind() 一种碲化物型金矿的综合回收方法技术_技高网

一种碲化物型金矿的综合回收方法技术

技术编号:42371336 阅读:7 留言:0更新日期:2024-08-16 14:54
本发明专利技术涉及矿物加工技术领域,特别涉及一种碲化物型金矿的综合回收方法,包括以下步骤:S1将碲化物型金矿加工艺循环水、石灰和氢氧化钠搅拌制成一次矿浆;S2将一次矿浆送入磨矿分级系统,采用工艺循环水磨矿并加入氰化钠进行边磨边浸;S3磨矿后产品进入第一浓密机浓缩后,第一浓密机底流送至气力浸出槽,并补加氰化钠和氢氧化钠进行氰化浸出,第一浓密机溢流形成贵液,一部分贵液作为工艺循环水使用,一部分贵液经锌粉置换得到贫液;S4浸出后的尾渣经第二浓密机浓缩后,送至矿化槽内,加贫液和浮选药剂进行矿化,采用一粗二扫三精的浮选流程回收得到含碲金精矿。本发明专利技术提高了碲化物型金矿的浸出率,并有效提升回收过程金的回收率。

【技术实现步骤摘要】

本专利技术涉及矿物加工,特别涉及一种碲化物型金矿的综合回收方法


技术介绍

1、随着高品位、易处理的金矿石日益减少,低品位、难处理金矿石将逐渐成为冶金行业的主要资源,其中以碲化物型金矿的占比最多。

2、然而由于碲化物型金矿中的金主要以碲金矿(aute2)、碲金银矿(ag3aute2)、含金碲银矿[(agau)2te]等碲化物形式存在,且碲化物型金矿中的矿物粒度多以微、细粒为主,导致该类矿物与氰化物反应较慢,浸出率低,同时碲化物型金矿内还包裹有黄铁矿等硫化物,影响金的回收品位,致使整个金矿的金回收率低。


技术实现思路

1、为此,本申请提供一种碲化物型金矿的综合回收方法,提高了碲化物型金矿的浸出率,并有效提升回收过程金的回收率。

2、一种碲化物型金矿的综合回收方法,采用步骤如下:

3、s1、搅拌矿浆:将碲化物型金矿加入搅拌槽,并向搅拌槽内加入工艺循环水、石灰、氢氧化钠搅拌均匀,制成质量浓度35%~45%的矿浆;

4、s2、磨矿分级:将s1的矿浆加入由球磨机与旋流器组成的一段一闭路磨矿系统进行磨矿分级,磨矿阶段向球磨机内加入工艺循环水和氰化钠作为补充剂;

5、s3、氰化浸出:将s2中由旋流器溢流口流出的矿浆输送至第一浓密机中进行浓缩;浓缩后的底流矿浆加入气力浸出槽内进行氰化处理,向气力浸出槽内加入氰化钠、氢氧化钠、过氧化钠、过碳酸钠并通风曝气,浸出后的尾渣浆输送至第二浓密机中进行浓缩,第二浓密机的溢流返回第一浓密机循环使用,第一浓密机的溢流形成贵液,一部分贵液作为s1和s2中的工艺循环水使用,一部分贵液经锌粉置换后,得到金泥和贫液;贵液补入工艺循环水内,充分利用贵液中的游离氰化物,减少后续碲化物型金矿回收时氰化钠的消耗量;同时将边磨边浸阶段溶解的金随磨矿分级产品进入第一浓密机,进一步提高第一浓密机溢流中的金品位(即提高贵液金品位),实现贵金属的“能收早收”,并减少后续浓密机的洗涤压力;

6、s4、氰化尾矿浮选:将s3中第二浓密机浓缩后的底流矿浆加入矿化槽中,采用s3中的贫液调浆至质量浓度22~27%,并向矿化槽内加入丁基黄药、异戊基黄药、丁铵黑药、水玻璃、六偏磷酸钠、有机硅消泡剂、硫酸铜、十二烷基硫醇进行矿化,矿化后的矿浆采用“一粗二扫三精”的浮选流程精选获得含碲金精矿,浮选过程中采用贫液作为泡沫冲洗水,保持粗选矿浆浓度达到20~25%。

7、本专利技术s1中石灰的加入量与碲化物型金矿的质量比例为5kg/t,并保持矿浆内cao的浓度在0.4g/l,保证矿浆中的氰化物的稳定性,减少氰化物的挥发,确保在浓密机浓缩阶段矿物的正常沉降,减少保护碱的成本费用,氢氧化钠的加入量与碲化物型金矿的质量比例为3~6kg/t,保证矿浆浸出在高碱度条件下进行,同时避免全部采用石灰作为保护碱造成的矿浆粘度变大,浸出过程易“冒槽”,以及石灰过量时产生的氧化钙薄膜覆盖在金精矿表面,影响贵金属浸出。

8、本专利技术s2中磨矿阶段控制磨矿细度-0.0375μm的含量为100%。

9、本专利技术s2中氰化钠的加入量与碲化物型金矿的质量比例为3kg/t。

10、本专利技术s3中气力浸出槽内游离氰根的质量与矿浆液体质量的比例为7kg/t,氢氧化钠与碲化物型金矿的质量比例为3kg/t,保持矿浆的ph值在13以上,过氧化钠与碲化物型金矿的质量比例为100~300g/t,过碳酸钠与碲化物型金矿的质量比例为2kg/t。

11、本专利技术s3中气力浸出槽的通风量保持每100m³工作容积2.6m³/min的强搅拌状态,保持浸出时间72h以上。

12、本专利技术s3中贵液和贫液的ph均为13,其中贵液氰根浓度为6.5-7g/l,贫液氰根浓度6-6.5g/l。

13、本专利技术s3中旋流器的溢流浓度为16-22%,第一浓密机和第二浓密机浓缩后的浓度均为37-45%。

14、本专利技术s4中矿化时丁基黄药、异戊基黄药、丁铵黑药、水玻璃、六偏磷酸钠、有机硅消泡剂、硫酸铜、十二烷基硫醇的加入量与矿浆中固体质量比例分别为80g/t、120g/t、60g/t、1000g/t、200g/t、200g/t、200g/t、40g/t,一扫、二扫中加入与矿化时种类一致的浮选药剂,药剂添加量为矿化时用量的一半。

15、本专利技术s4中“一粗二扫三精”的浮选流程形成的浮选含碲金精矿和扫选尾矿经压滤机压滤洗涤,产生的浮选含碲金精矿进行焙烧回收其中的碲、金等有价金属,产生的尾矿达标排放至尾矿库内,压滤过程产生的水回收作为s3中第二浓密机的洗涤水循环利用。

16、与现有技术相比,本专利技术的优点在于:

17、1、本专利技术采用强碱环境下边磨边浸的方式对碲化物型金矿进行预处理,针对金-碲矿石中金呈微细粒浸染的特点,尽可能使金矿物单体解离后充分地暴露出包裹体中的金,增加金的反应几率和反应活性;采用贵液调浆并加入氰化钠进行边磨边浸,通过磨矿阶段的强力搅拌和磨矿过程中产生的热量加快贵金属的浸出,并充分利用贵液中的氰化物,减少氰化物的消耗,同时贵液循环用于磨矿分级,使得边磨边浸过程中浸出的金可尽快进行下一工序的锌粉置换,实现贵金属的“能收早收”,降低后续浓密机洗涤压力;再利用高氰根浓度、高碱度、通风强搅拌的气力浸出,并加入过氧化钠和过碳酸钠进行选择性浸出的方式,过氧化钠、过碳酸钠加入水中均会形成双氧水,形成的双氧水与碲发生反应,生成h6teo6溶解到浸出液体中,从而使得碲化物型金矿中的金被暴露出来,有效提升了碲化物型金矿的浸出率。

18、2、针对氰化后的尾渣再进行浮选作业,充分利用含碲矿物可浮性好的特点,以贫液作为浮选介质,充分利用其中氰化物、石灰等碱性物质对黄铁矿、毒砂硫化矿物的抑制作用,实现对硫化矿物、含碲矿物的分离,确保浮选产品中贵金属的富集比,采用丁基黄药和异戊基黄药联合用药,提高含金矿物的浮选回收率,采用丁铵黑药兼做捕收剂和起泡剂,提高细粒剂矿物的回收,采用有机硅消泡剂作为消泡剂,针对性的消除浮选泡沫中因磨矿细度较细造成泥化现象带来的大泡,采用硫酸铜作为活化剂浮选被抑制的含金矿物,同时促进过碳酸钠分解,进一步释放出氧,提高浮选效果;采用十二烷基硫醇,降低液体的表现张力,进而提高含金矿物的浮选效果,采用水玻璃和六偏磷酸钠作为矿泥分散剂,有效降低硅酸盐矿物随浮选精矿一并选出,从而提高浮选精矿中金、碲的富集比,进而完成对氰化尾渣中含碲金精矿的再回收。

19、3、整个回收过程不需要添加新水,特别是在浮选过程中,采用贫液作为浮选介质,可对氰化尾渣进行活化处理,优化浮选过程,浮选含碲金精矿、尾矿压滤后的水循环用于浓密机洗水,确保了含氰水的循环利用,实现了废水“零排放”,并杜绝了在活化过程中产生氰化氢等有毒有害气体对环境的不利影响。

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【技术保护点】

1.一种碲化物型金矿的综合回收方法,其特征在于,该方法采用步骤如下:

2.根据权利要求1所述的碲化物型金矿的综合回收方法,其特征在于,所述S1中石灰的加入量与碲化物型金矿的质量比例为5kg/t,并保持矿浆内CaO的浓度在0.4g/L,氢氧化钠的加入量与碲化物型金矿的质量比例为3~6kg/t。

3.根据权利要求1所述的碲化物型金矿的综合回收方法,其特征在于,所述S2中磨矿阶段控制磨矿细度-0.0375μm的含量为100%。

4.根据权利要求1或3所述的碲化物型金矿的综合回收方法,其特征在于,所述S2中氰化钠的加入量与碲化物型金矿的质量比例为3kg/t。

5.根据权利要求1所述的碲化物型金矿的综合回收方法,其特征在于,所述S3中气力浸出槽内游离氰根的质量与矿浆液体质量的比例为7kg/t,氢氧化钠与碲化物型金矿的质量比例为3kg/t,保持矿浆的pH值在13以上,过氧化钠与碲化物型金矿的质量比例为100~300g/t,过碳酸钠与碲化物型金矿的质量比例为2kg/t。

6.根据权利要求1或5所述的碲化物型金矿的综合回收方法,其特征在于,所述S3中气力浸出槽的通风量保持每100m³工作容积2.6m³/min的强搅拌状态,保持浸出时间72h以上。

7.根据权利要求1或5所述的碲化物型金矿的综合回收方法,其特征在于,所述S3中贵液和贫液的pH均为13,其中贵液氰根浓度为6.5-7g/L,贫液氰根浓度6-6.5g/L。

8.根据权利要求1所述的碲化物型金矿的综合回收方法,其特征在于,所述S3中旋流器的溢流浓度为16-22%,第一浓密机和第二浓密机浓缩后的浓度均为37-45%。

9.根据权利要求1所述的碲化物型金矿的综合回收方法,其特征在于,所述S4中矿化时丁基黄药、异戊基黄药、丁铵黑药、水玻璃、六偏磷酸钠、有机硅消泡剂、硫酸铜、十二烷基硫醇的加入量与矿浆中固体质量比例分别为80g/t、120g/t、60g/t、1000g/t、200g/t、200g/t、200g/t、40g/t,一扫、二扫中加入与矿化时种类一致的浮选药剂,药剂添加量为矿化时用量的一半。

10.根据权利要求1或9所述的碲化物型金矿的综合回收方法,其特征在于,S4中“一粗二扫三精”的浮选流程形成的浮选含碲金精矿和扫选尾矿经压滤机压滤洗涤,产生的浮选含碲金精矿进行焙烧回收其中的碲、金等有价金属,产生的尾矿达标排放至尾矿库内,压滤过程产生的水回收作为S3中第二浓密机的洗涤水循环利用。

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【技术特征摘要】

1.一种碲化物型金矿的综合回收方法,其特征在于,该方法采用步骤如下:

2.根据权利要求1所述的碲化物型金矿的综合回收方法,其特征在于,所述s1中石灰的加入量与碲化物型金矿的质量比例为5kg/t,并保持矿浆内cao的浓度在0.4g/l,氢氧化钠的加入量与碲化物型金矿的质量比例为3~6kg/t。

3.根据权利要求1所述的碲化物型金矿的综合回收方法,其特征在于,所述s2中磨矿阶段控制磨矿细度-0.0375μm的含量为100%。

4.根据权利要求1或3所述的碲化物型金矿的综合回收方法,其特征在于,所述s2中氰化钠的加入量与碲化物型金矿的质量比例为3kg/t。

5.根据权利要求1所述的碲化物型金矿的综合回收方法,其特征在于,所述s3中气力浸出槽内游离氰根的质量与矿浆液体质量的比例为7kg/t,氢氧化钠与碲化物型金矿的质量比例为3kg/t,保持矿浆的ph值在13以上,过氧化钠与碲化物型金矿的质量比例为100~300g/t,过碳酸钠与碲化物型金矿的质量比例为2kg/t。

6.根据权利要求1或5所述的碲化物型金矿的综合回收方法,其特征在于,所述s3中气力浸出槽的通风量保持每100m³工作容积2.6m³/min的强搅拌状态,保...

【专利技术属性】
技术研发人员:秦贞军蔡明明王虎陈光辉牛桂强王红兰
申请(专利权)人:青海昆仑黄金有限公司
类型:发明
国别省市:

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