一种多金属含金矿石的铅锌分离方法

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一种多金属含金矿石的铅锌分离方法
【技术领域】
[0001] 本发明设及一种多金属含金矿石的铅锋分离方法。
【背景技术】
[0002] 众所周知,随着矿产资源的不断开发与利用,多金属选矿越来越受到重视,目前世 界各国的铜铅锋矿石组分越来越复杂,各矿物之间致密共生,嵌布关系复杂多变,铜铅锋多 金属选矿已经成为选矿中的难题之一。
[0003] 复杂多金属含金矿石在氯化浸出之后的尾渣中,除了含有少量的金、银等元素之 夕F,还含有铅、锋、铜、硫等有回收价值的矿物,如何综合回收尾渣中的各种有价元素,提高 经济效益成了企业关注的重点,不少黄金冶炼企业为此不断地进行技术革新和工艺改造, W提高企业经济效益。主要做法是对氯化后尾渣采用浮选法综合回收铅铜锋硫等有价元 素,浮选出来的产品按铜、铅、锋、硫精矿销售,精矿中的金、银作为副产品计价销售,从而实 现更大的增值。因此,如何能生产出合格的铜、铅、锋、硫精矿就显得尤为重要。

【发明内容】

[0004] 本发明的目的在于提供一种多金属含金矿石的铅锋分离方法,该方法使用组合抑 制剂进行分离铅锋,解决了多金属选矿中铅锋分离难的问题,同时获得了铅、锋、硫的合格 产品,金、银得到了计价回收。
[0005] 本发明的方法包括W下步骤:
[0006] (1)、磨矿分级作业:
[0007] 将上述复杂多金属含金矿石磨矿至粒度为-0. 074mm、含量60%进行重选;
[0008](2)、重选尾矿混合浮选作业:
[0009] 将步骤(1)的重选尾矿调至质量百分比浓度30%;先加入CaO使矿浆PH值达到 8,再加入下基黄药、下锭黑药和松醇油,进行一次粗选、两次扫选=次精选作业,得到混合 金精矿;
[0010](3)、混合精矿氯化作业:
[0011] 将步骤似的混合精矿再磨至-0. 045mm、含量90%,调至矿浆质量百分比浓度 33 %,加入CaO使矿浆pH值为11~12,揽拌化,每吨混合精矿加入氯化钢20kg,活性炭浸 吸48h,产出的载金炭,通过解吸电解和金泥精炼,得到产品金锭,浸渣送至铅锋分离系统;
[0012](4)、浸渣浮铅一铅尾浮锋作业:
[0013] 将步骤(3)的浸渣调至质量百分比浓度30%,加入CaO使矿浆抑值为8. 5~9. 5, 再按每吨原矿加入6000g硫酸锋、80g硫氮九号、60g松醇油,进行一次粗选、二次扫选,=次 精选得到铅精矿及铅尾矿,向铅尾矿中继续加入化0使矿浆pH值为13. 5~14. 0,再按每吨 原矿加入800g硫酸铜、80g下基黄药和60g松醇油,进行一次粗选、二次扫选,=次精选,在 精选中加入组合抑制剂,提局锋精矿品位;
[0014] 所述的组合抑制剂为娃酸钢、亚硫酸钢和簇钟基纤维素的混合物,其质量比为:娃 酸钢:亚硫酸钢:簇钟基纤维素=90 :9 :1。
[0015] 本发明的技术原理:
[001引 (1)、基本原理
[0017] 复杂多金属含金银矿石中,铅、锋的可浮性相近,为使铅、锋分离,得到合格的铅、 锋精矿,在选锋的流程中加入组合抑制剂,抑制铅的上浮,从而使锋精矿达到质量标准。
[0018] (2)、娃酸钢(NazSi化)的基本性质
[001引娃酸钢(NazSiOs)俗称泡花碱,是一种水溶性娃酸盐,易溶于水,其水溶液为水玻 璃。无色正交双锥结晶或白色至灰白色块状物或粉末。娃酸钢可W使方铅矿吸附的药量降 低,抑制方铅矿的上浮。
[0020] (3)、亚硫酸钢(Na2S〇3)的基本性质
[0021] 亚硫酸钢(NazSOs)为白色结晶或粉末,易溶于水,水溶液呈碱性,PH值约为9~ 9. 5,对方铅矿有抑制作用,特别是对氧化了的方铅矿有极强的抑制作用。
[0022] (4)、簇甲基纤维素(CMC)的基本性质
[0023] 簇甲基纤维素(CMC)为无毒无味的白色絮状粉末,性能稳定,易溶于水,其水溶液 为中性或碱性透明粘稠液体,可溶于其它水溶性胶及树脂,不溶于乙醇等有机溶剂。CMC可 同时抑方铅矿和未被金属阳离子活化过的闪锋矿,但随着CMC浓度的提高,对方铅矿的抑 制作用相对地更强烈。
[0024] 本发明的有益效果:
[0025] 1、解决了多金属选矿中铅锋分离难的问题,同时获得了铅、锋、硫的合格产品,金、 银得到了计价回收。既提高了金、银的回收率,又减少了环境污染。
[0026] 2、本发明用于吉林某复杂多金属含金银矿石,成功实现铅锋分离,采用原矿重 选一重选尾矿混合浮选一精矿氯化一浸渣综合回收试验流程实现了就地产金、银,金、银 的总回收率分别为93. 02%、77. 12% ;综合回收铅、锋、硫的总回收率分别为87. 33%、 83. 91%、61. 77%。通过综合回收损失在精矿浸渣中的金、银也得到了部分计价回收。同时 极大地减轻了对环境的污染,从而使运部分难处理的金矿资源得到充分利用。
【具体实施方式】
[0027] 本发明的方法包括W下步骤:
[0028] (1)、磨矿分级作业:
[0029] 将上述复杂多金属含金矿石磨矿至粒度为-0. 074mm、含量60%进行重选;
[0030] (2)、重选尾矿混合浮选作业:
[003。 将步骤(1)的重选尾矿调至质量百分比浓度30% ;先加入CaO使矿浆PH值达到 8,再加入下基黄药、下锭黑药和松醇油,进行一次粗选、两次扫选=次精选作业,得到混合 金精矿;
[0032] (3)、混合精矿氯化作业:
[0033] 将步骤(2)的混合精矿再磨至-0. 045mm、含量90%,调至矿浆质量百分比浓度 33 %,加入CaO使矿浆pH值为11~12,揽拌化,每吨混合精矿加入氯化钢20kg,活性炭浸 吸48h,产出的载金炭,通过解吸电解和金泥精炼,得到产品金锭,浸渣送至铅锋分离系统;
[0034] (4)、浸渣浮铅一铅尾浮锋作业:
[0035] 将步骤(3)的浸渣调至质量百分比浓度30 %,加入CaO使矿浆抑值为8. 5~9. 5, 再按每吨原矿加入6000g硫酸锋、80g硫氮九号、60g松醇油,进行一次粗选、二次扫选,=次 精选得到铅精矿及铅尾矿,向铅尾矿中继续加入化0使矿浆抑值为13. 5~14. 0,再按每吨 原矿加入800g硫酸铜、80g下基黄药、60g松醇油,进行一次粗选、二次扫选,=次精选,在精 选中加入组合抑制剂,提高锋精矿品位。
[0036] 所述的组合抑制剂为娃酸钢、亚硫酸钢和簇钟基纤维素的混合物,其质量比为:娃 酸钢:亚硫酸钢:簇钟基纤维素=90 :9 :1。
[0037] 具体实例1 :
[0038] 某难处理含金矿石,原矿多元素分析结果见表1。
[0039] 表1原矿多元素分析结果
[0040]
[0041] 根据矿石工艺矿物学研究,对矿石中金的赋存状态及粒度进行了分析,金的赋存 状态结果见表2,金的粒度测量结果见表3。对矿石中的主要金属矿物嵌布粒度及连生关系 进行了测量,测量结果见表4和表5。锋精选时不加组合抑制剂的试验结果见表6。
[0042] 表2金矿物嵌布状态测量结果
[0043]
[0046] 表4主要金属矿物嵌布粒度测量结果表
[0047]
[0050] 表6锋精选时不加组合抑制剂试验结果
[0051]
[0052] 试验结果表明:锋精选时不加组合抑制剂,锋精矿中铅的含量超标,得不到合格的 锋精矿产品。
[0053] 使用组合抑制剂的本发明之方法,其试验结果见表7。
[0054] 表7锋精矿精选时加入组合抑制剂
[00 巧]
【主权项】
1. 一种多金属含金矿石的铅锌分离方法,该方法包括以下步骤: (1) 、磨矿分级作业: 将上述复杂多金属含金矿石磨矿至粒度为〇74_、含量60%进行重选; (2) 、重选尾矿混合浮选作业: 将步骤(1)的重选尾矿调至质量百分比浓度30% ;先加入CaO使矿浆PH值达到8,再 加入丁基黄药、丁铵黑药和松醇油,进行一次粗选、两次扫选三次精选作业,得到混合金精 矿; (3) 、混合精矿氰化作业: 将步骤(2)的混合精矿再磨至-0. 045mm、含量90%,调至矿浆质量百分比浓度33%,加 入CaO使矿浆pH值为11~12,搅拌3h,每吨混合精矿加入氰化钠20kg,活性炭浸吸48h, 产出的载金炭,通过解吸电解和金泥精炼,得到产品金锭,浸渣送至铅锌分离系统; (4) 、浸渣浮铅一铅尾浮锌作业: 将步骤(3)的浸渣调至质量百分比浓度30%,加入CaO使矿浆pH值为8. 5~9. 5,再 按每吨原矿加入6000g硫酸锌、80g硫氮九号和60g松醇油,进行一次粗选、二次扫选,三次 精选得到铅精矿及铅尾矿,向铅尾矿中继续加入CaO使矿浆pH值为13. 5~14. 0,再按每吨 原矿加入800g硫酸铜、80g丁基黄药和60g松醇油,进行一次粗选、二次扫选,三次精选,在 精选中加入组合抑制剂,提尚梓精矿品位; 所述的组合抑制剂为硅酸钠、亚硫酸钠和羧钾基纤维素的混合物,其质量比为:硅酸 钠:亚硫酸钠:羧钾基纤维素=90 :9 :1。
【专利摘要】本发明公开了一种多金属含金矿石的铅锌分离方法,该方法采用原矿重选—重选尾矿混合浮选—精矿氰化—浸渣综合回收工艺,在精选中加入由硅酸钠、亚硫酸钠和羧钾基纤维素混合物构成的组合抑制剂,实现了就地产金、银,金、银的总回收率分别为93.02%、77.12%;综合回收铅、锌、硫的总回收率分别为87.33%、83.91%、61.77%。通过综合回收损失在精矿浸渣中的金、银也得到了部分计价回收。本发明使难处理的金矿资源得到充分利用,极大地减轻了对环境的污染。
【IPC分类】B03D1/018, B03B7/00, B03D103/02, B03B1/00, B03D101/06
【公开号】CN105170309
【申请号】
【发明人】郑艳平, 苑宏倩, 王鹏, 康秋玉, 郑晔, 赵明福, 郝福来
【申请人】长春黄金研究院
【公开日】2015年12月23日
【申请日】2015年10月12日
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