從選礦尾礦中回收低品位貴金屬的方法
【技術(shù)領(lǐng)域】
[0001]本發(fā)明涉及選礦技術(shù)領(lǐng)域，具體的說是一種能夠提高貴金屬回收率，實現(xiàn)尾礦的二次資源綜合利用的從選礦尾礦中回收低品位貴金屬的方法。
【背景技術(shù)】
[0002]我國冶金企業(yè)選礦后的尾礦堆放在庫壩，容易造成崩塌、泥石流等次生災(zāi)害，環(huán)境及安全問題日益突出。尾礦的利用率較低，造成了巨大的資源浪費。隨著生產(chǎn)工藝和選礦技術(shù)的發(fā)展，從尾礦中可回收多種元素，尤其是稀有貴金屬元素。對尾礦中有用組分的回收綜合利用，不僅可以擴大資源量，還可減少環(huán)境壓力。在礦產(chǎn)資源日漸枯竭的今天，實現(xiàn)尾礦二次資源的綜合利用已迫在眉睫。
[0003]近年來，國內(nèi)外選礦工作者針對選礦尾礦中貴金屬的回收開展了大量的研宄工作，主要是采用浮選、重選、全泥氰化炭漿提金等工藝來提取其中的貴金屬，上述提金工藝均存在回收率低的問題，尤其是對于金含量小于1.0g/t的尾礦。

【發(fā)明內(nèi)容】

[0004]本發(fā)明的目的是提供一種從浮選尾礦中回收低品位貴金屬的方法，以解決現(xiàn)有的尾礦選礦工藝貴金屬金回收率低的問題。
[0005]為解決上述技術(shù)問題，本發(fā)明所采取的技術(shù)方案為:
一種從選礦尾礦中回收低品位貴金屬的方法，其特征在于:它包括以下步驟:
步驟一、尾礦原料浮選，將尾礦原料制漿，礦漿質(zhì)量百比分濃度為25%?35%，充分攪拌后添加活化劑后攪拌3min，漿液中再添加捕收劑、起泡劑后攪拌2min，給漿液充氣浮選，經(jīng)一次粗選、一次掃選得到粗精礦和尾礦，將粗精礦磨礦至粒度為-0.074mm的顆粒質(zhì)量百分比含量為75%?85%后，進行兩次精選得到浮選精礦和尾礦；
步驟二、尼爾森選礦機重選，將步驟一所得浮選精礦用尼爾森選礦機進行重選，磨礦細度:粒度為-0.074mm的顆粒質(zhì)量百分比含量為75%?85%、水流速為2.4L/min?3.2L/min、重力為90 G?120G，經(jīng)選別得到金精礦和尼爾森尾礦，收集金精礦；
步驟三、尼爾森尾礦氧化焙燒預(yù)處理:將步驟二所得尼爾森尾礦進行氧化焙燒預(yù)處理，焙燒溫度為700?900°C、焙燒3?4h，得到燒渣和二氧化硫氣體；
步驟四、燒渣的氰化浸出，將步驟三所得燒渣為原料進行氰化浸出，磨礦細度:粒度為-0.043mm的顆粒質(zhì)量百分比含量為85%?90%、浸出時間24h?36h、氰化鈉與燒渣的質(zhì)量比為1000?3000g/t、液固質(zhì)量比為3?4:1，氰化浸出最終得到含金貴液以及鐵精礦。
[0006]作為本發(fā)明的進一步改進，所述步驟一中活化劑與尾礦原料的質(zhì)量比為200g/t，捕收劑與尾礦原料的質(zhì)量比為200?250g/t、起泡劑與尾礦原料的質(zhì)量比為50?60g/t。
[0007]作為本發(fā)明的更進一步改進，所述步驟一中活化劑為硫酸銅，捕收劑為異戊基黃藥，起泡劑為松醇油。
[0008]作為本發(fā)明的更進一步改進，所述步驟一中粗精礦磨礦礦楽質(zhì)量濃度為50%?60% ο
[0009]損失于浮選尾礦中的金，主要是呈微細粒被石英所包裹，無法回收。采用本發(fā)明所述的從浮選尾礦中回收低品位貴金屬的方法，可強化尾礦中粗粒和微細粒貴金屬的回收全過程，實現(xiàn)梯級回收。步驟一的尾礦浮選使金富集到浮選精礦中，回收率可達90%以上，步驟二針對浮選精礦采用尼爾森選礦機重選法再次回收其中的粗粒金，步驟三對尼爾森尾礦采用氧化焙燒預(yù)處理、步驟四對于處理后的燒渣進行氰化浸出工藝，回收損失于尼爾森尾礦中的微細粒金。本發(fā)明分階段、全方位實現(xiàn)了金的回收，提高了金的回收率。
[0010]尾礦中硫質(zhì)量百分比含量彡5.0%，貴金屬金質(zhì)量百分比含量彡0.2g/t的礦樣，采用本方法回收貴金屬，金總回收率> 58% ;鐵精礦產(chǎn)率> 11%，鐵品位> 60%，含硫< 0.1%。相比僅采用“浮選-尼爾森選礦工藝”，金總回收率提高了約40%。
[0011]本發(fā)明的有益效果:
(I)本發(fā)明采用“浮選一浮選精礦尼爾森重選一尼爾森尾礦氧化焙燒預(yù)處理一氰化浸出”聯(lián)合工藝，解決了浮選尾礦使用傳統(tǒng)工藝貴金屬回收率低的問題，提高了貴金屬的回收率;
(2 )本方法可綜合回收尾礦中的有價礦物質(zhì)，同時產(chǎn)出金精礦和鐵精礦，提高了尾礦的綜合利用率，提高了經(jīng)濟效益；
(3)利用本發(fā)明所得的浮選尾礦主要組成礦物為石英，可作為建筑行業(yè)的原料。本方法可實現(xiàn)固體廢棄物零排放，徹底解決了尾礦庫對周邊環(huán)境的影響，消除了污染源及安全隱串
■/Q1、O
【附圖說明】
[0012]圖1是本發(fā)明的工藝流程示意圖。
【具體實施方式】
[0013]下面結(jié)合附圖對本發(fā)明作進一步詳細的說明。
[0014]實施例1
采用本發(fā)明所述方法從江西某浮選尾礦回收其中的低品位貴金屬，該尾礦硫的質(zhì)量百分比含量為8.50%、貴金屬金與尾礦的質(zhì)量比為0.20g/to
[0015]步驟一、尾礦原料浮選，將尾礦原料制漿，礦漿質(zhì)量百比分濃度為25%，充分攪拌后添加硫酸銅攪拌3min，硫酸銅與尾礦原料的質(zhì)量比為200g/t，漿液中再添加異戊基黃藥、松醇油后攪拌2min，異戊基黃藥與尾礦原料的質(zhì)量比為200g/t、松醇油與尾礦原料的質(zhì)量比為50g/t ;給漿液充氣浮選，經(jīng)一次粗選、一次掃選得到粗精礦和尾礦，將粗精礦磨礦至粒度為-0.074mm的顆粒質(zhì)量百分比含量為75%后，進行兩次精選得到浮選精礦和尾礦；其中浮選精礦中硫品位為45.50%、作業(yè)回收率92.50%，貴金屬金與浮選精礦的質(zhì)量比為1.05g/t、作業(yè)回收率90.72% ；
步驟二、尼爾森選礦機重選，將步驟一所得浮選精礦用尼爾森選礦機進行重選，磨礦細度:粒度為-0.074mm的顆粒質(zhì)量百分比含量為75%、水流速為2.4L/min、重力為90G，經(jīng)選別得到金精礦和尼爾森尾礦，所得金精礦中貴金屬金的含量為13.52g/t，作業(yè)回收率為17.47% ； 步驟三、尼爾森尾礦氧化焙燒預(yù)處理:將步驟二所得尼爾森尾礦進行氧化焙燒預(yù)處理，焙燒溫度為700°C、焙燒3h，得到燒渣和二氧化硫氣體，所得燒渣中金的含量為1.29g/t，鐵質(zhì)量百分比含量為60.84% ；
步驟四、燒渣的氰化浸出，將步驟三所得燒渣為原料進行氰化浸出，磨礦細度:粒度為-0.043mm的顆粒質(zhì)量百分比含量為85%、浸出時間24h、氰化鈉與燒渣的質(zhì)量比為100g/t、液固質(zhì)量比為3:1，氰化浸出最終得到含金貴液以及鐵精礦。所得浸渣中金的含量為
0.57g/t，金浸出率為55.72%，浸渣中鐵的質(zhì)量百分比含量為60.84%，硫的質(zhì)量百分比含量為0.08%，達到合格鐵精礦要求，鐵精礦產(chǎn)率11.63%。
[0016]利用本發(fā)明所述方法該尾礦中金的總回收率為58.69%ο
[0017]對照例I
采用傳統(tǒng)浮選法，將浮選礦漿質(zhì)量濃度百分數(shù)調(diào)至25%，添加硫酸銅200g/t，攪拌3min后再加入異戊基黃藥200g/t、松醇油50g/t，攪拌2min后充氣浮選，經(jīng)一次粗選、一次掃選，將粗精礦磨礦至粒度為-0.074mm的顆粒質(zhì)量百分比含量為75%，兩次精選后，得到的浮選精礦，所得浮選精礦中硫品位45.50%、作業(yè)回收率92.50%，金與浮選精礦的質(zhì)量比為1.05g/t、作業(yè)回收率90.72%。與實施例1相比，無法獲得合格的金精礦。
[0018]對照例2
采用尼爾森重選法，將尾礦磨礦至粒度為-0.074mm的顆粒質(zhì)量百分比含量為75%，水流速為2.4L/min、重力值為90G，經(jīng)選別所得金精礦中金的含量為0.57g/t、作業(yè)回收率
1.52%，與實施例1相比，金基本沒有富集，無法獲得合格金精礦。
[0019]實施例2
采用本發(fā)明所述方法從甘肅某浮選尾礦回收其中的低品位貴金屬，該尾礦硫的質(zhì)量百分比含量為10.25%、貴金屬金的含量為0.45g/to
[0020]步驟一、尾礦原料浮選，將尾礦原料制漿，礦漿質(zhì)量百比分濃度為30%，充分攪拌后添加硫酸銅攪拌3min，硫酸銅與尾礦原料的質(zhì)量比為200g/t，漿液中再添加異戊基黃藥、松醇油后攪拌2min，異戊基黃藥與尾礦原料的質(zhì)量比為200g/t、松醇油與尾礦原料的質(zhì)量比為60g/t ;給漿液充氣浮選，經(jīng)一次粗選、一次掃選得到粗精礦和尾礦，將粗精礦磨礦至粒度為-0.074mm的顆粒質(zhì)量百分比含量為80%后，進行兩次精選得到浮選精礦和尾礦；其中浮選精礦中硫品位為45.80