一种角砾岩金矿回收金的工艺的制作方法
【技术领域】
[0001]本发明属于冶金技术领域，具体涉及一种角烁岩金矿回收金的工艺。
【背景技术】
[0002]角砾岩型金矿是一种重要的金矿床类型，含金2.00?2.50克/吨，铁3.00%?4.00%，硫3.00%?3.50%，炭0.80%?1.20%。角砾岩型金矿因金嵌布粒度呈微细粒类型，主要载金矿物是褐铁矿、石英、闪锌矿、黄铁矿、炭质等，对该类型的金矿如果采用浮选工艺得到的精矿，其金品位为9.11克/吨，精矿的金回收率为45.96%，精矿质量不合格而且金回收率低;若直接采用氰化浸出工艺，金回收率仅有30%左右。因选冶工艺不适合复杂性质的矿石，造成金回收率低，企业难以为继，因此，急需研发一种适合角砾岩型金矿的回收工艺。
【发明内容】
[0003]本发明的目的在于提供一种适合角砾岩型金矿的回收工艺。
[0004]为实现上述目的，本发明采取的技术方案如下:
一种角砾岩金矿回收金的工艺，包括以下步骤:
(1)将角砾岩金矿石进行破碎，得到破碎产品；
(2)将步骤(1)所得的破碎产品在750°C?800°C温度范围内固硫焙烧50?70分钟，得到焙砂；
(3)将步骤(2)所得的焙砂加水进行湿式磨矿得到磨矿产品，经浓缩脱水，得到浓缩矿浆，将浓缩矿浆采用碱浸法进行除杂；
(4)将步骤(3)所得的产物采用炭浆法提金，得到载金炭和炭浆尾渣；
(5)将步骤(4)所得的载金炭进行解吸、电解、冶炼，得到金锭。
[0005]优选地，步骤(2)中固硫焙烧产生的烟气经收尘、净化、中和后，尾气外排，沉淀经过滤后干式堆存，尾水回用。
[0006]优选地，步骤(3)中碱浸法采用氢氧化钠作为浸出剂，碱浸过程中控制pH值为10?11，加氧搅拌2?4小时。
[0007]优选地，步骤(4)中所述炭浆法为向步骤(3)所得的产物中依次加入氰化物、活性炭，形成炭浆，加氧搅拌45?55小时后，筛分得到载金炭，剩余为炭浆尾渣;其中，炭浆中氰根的质量分数为0.10%?0.15%，活性炭的密度为11?13克/吨，炭浆的液固比为1:1.25?1.60。
[0008]进一步，炭浆尾渣经过滤脱水得到尾矿，尾矿干式堆存，尾水回用。
[0009]优选地，步骤(1)中破碎时的给矿粒度不大于400毫米，步骤(1)中所述破碎产品的粒度小于3毫米。
[0010]优选地，步骤(3)所述磨矿产品中，粒度小于0.074毫米的颗粒所占比例为90%?95%。
[0011 ]优选地，所述氰化物为氰化钠和/或氰化钾。
[0012]优选地，所述活性炭的粒度为4?8毫米。
[0013]本发明所述回收金的工艺针对角砾岩型难处理金矿，通过固硫焙烧、碱浸除杂、炭浆法相结合，再进一步提金，便于大规模生产，金回收率达到80%以上，有效降低了尾矿的含金量，尾矿金品位小于0.41克/吨。
【附图说明】
[0014]图1是本发明所述角砾岩金矿回收金的工艺流程图。
【具体实施方式】
[0015]为了更好地说明本发明，现结合实施例与附图进一步说明。
[0016]实施例1
一种角砾岩金矿的金品位为2.5克/吨，如图1所示，按照以下工艺步骤回收金:
一种角砾岩金矿回收金的工艺，包括以下步骤:
(1)将角砾岩金矿石进行三段一闭路破碎，破碎过程中，给矿粒度不大于400毫米，破碎至矿石粒度小于3毫米，得到破碎产品；
(2)将步骤(1)所得的破碎产品用给料机均匀送入固硫焙烧作业，800°C固硫焙烧60分钟，得到焙砂；固硫焙烧产生的烟气经收尘、净化、中和后，尾气外排，沉淀经过滤后干式堆存，尾水回用；
(3)将步骤(2)所得的焙砂加水进行一段闭路湿式磨矿，得到磨矿产品，磨矿产品中粒度小于0.074毫米的颗粒所占比例约为95%，再经浓缩脱水，得到浓缩矿浆，对浓缩矿浆进行碱浸除杂，采用氢氧化钠作为浸出剂，并加氧搅拌4小时，控制pH值为10 ；
(4)向步骤(3)所得的产物中依次加入氰化钠、活性炭，形成炭浆，加氧搅拌48小时后，筛分得到载金炭，剩余为炭浆尾渣;其中，炭浆中氰根的质量分数为0.15%，活性炭的密度为12克/吨，炭浆的液固比为1:1.5;炭浆尾渣经过滤脱水得到尾矿，尾矿干式堆存，尾水回用。
[0017](5)将步骤(4)所得的载金炭进行解吸、电解、冶炼，得到金锭。
[0018]其中，步骤(4)中所述活性炭的粒度为4毫米。
[0019]经测试，尾矿中金品位为0.41克/吨，金回收率为83.45%，比直接氰化法回收率高出53.45%。
[0020]实施例2
一种角砾岩金矿的金品位为2.0克/吨，按照以下工艺步骤会收金:
(1)将角砾岩金矿石进行三段一闭路破碎，破碎过程中，给矿粒度不大于400毫米，破碎至矿石粒度小于3毫米，得到破碎产品；
(2)将步骤(1)所得的破碎产品用给料机均匀送入固硫焙烧作业，750°C固硫焙烧70分钟，得到焙砂；固硫焙烧产生的烟气经收尘、净化、中和后，尾气外排，沉淀经过滤后干式堆存，尾水回用；
(3)将步骤(2)所得的焙砂加水进行一段闭路湿式磨矿，得到磨矿产品，磨矿产品中粒度小于0.074毫米的颗粒所占比例约为90%，再经浓缩脱水，得到浓缩矿浆，对浓缩矿浆进行碱浸除杂，采用氢氧化钠作为浸出剂，并加氧搅拌4小时，矿浆的pH值为11;
(4)向步骤(3)所得的产物中依次加入氰化钾、活性炭，形成炭浆，加氧搅拌55小时后，筛分得到载金炭，剩余为炭浆尾渣;其中，炭浆中氰根的质量分数为0.15%，活性炭的密度为12克/吨，炭浆的液固比为1:1.3;炭浆尾渣经过滤脱水得到尾矿，尾矿干式堆存，尾水回用。
[0021](5)将步骤(4)所得的载金炭进行解吸、电解、冶炼，得到金锭。
[0022]其中，步骤(4)中所述活性炭的粒度为8毫米。
[0023]经测试，尾矿中金品位为0.36克/吨，金回收率为81.73%，比直接氰化法回收率高出51.73%。
【主权项】
1.一种角砾岩金矿回收金的工艺，其特征在于，包括以下步骤: (1)将角砾岩金矿石进行破碎，得到破碎产品； (2)将步骤(1)所得的破碎产品在750°C?800°C温度范围内固硫焙烧50?70分钟，得到焙砂； (3)将步骤(2)所得的焙砂加水进行湿式磨矿得到磨矿产品，经浓缩脱水，得到浓缩矿浆，将浓缩矿浆采用碱浸法进行除杂； (4)将步骤(3)所得的产物采用炭浆法提金，得到载金炭和炭浆尾渣； (5)将步骤(4)所得的载金炭进行解吸、电解、冶炼，得到金锭。2.根据权利要求1所述的角砾岩金矿回收金的工艺，其特征在于:步骤(2)中固硫焙烧产生的烟气经收尘、净化、中和后，尾气外排，沉淀经过滤后干式堆存，尾水回用。3.根据权利要求1所述的角砾岩金矿回收金的工艺，其特征在于:步骤(3)中碱浸法采用氢氧化钠作为浸出剂，碱浸过程中控制pH值为10?11，加氧搅拌2?4小时。4.根据权利要求1所述的角砾岩金矿回收金的工艺，其特征在于:步骤(4)中所述炭浆法为向步骤(3)所得的产物中依次加入氰化物、活性炭，形成炭浆，加氧搅拌45?55小时后，筛分得到载金炭，剩余为炭浆尾渣;其中，炭浆中氰根的质量分数为0.10%?0.15%，活性炭的密度为11?13克/吨，炭浆的液固比为1:1.25-1.60。5.根据权利要求4中所述的角砾岩金矿回收金的工艺，其特征在于:炭浆尾渣经过滤脱水得到尾矿，尾矿干式堆存，尾水回用。6.根据权利要求1所述的角砾岩金矿回收金的工艺，其特征在于:步骤(1)中破碎时的给矿粒度不大于400毫米，步骤(1)中所述破碎产品的粒度小于3毫米。7.根据权利要求1所述的角砾岩金矿回收金的工艺，其特征在于:步骤(3)所述磨矿产品中，粒度小于0.074毫米的颗粒所占比例为90%?95%。8.根据权利要求4所述的角砾岩金矿回收金的工艺，其特征在于:所述氰化物为氰化钠和/或氰化钾。9.根据权利要求4所述的角砾岩金矿回收金的工艺，其特征在于:所述活性炭的粒度为4?8晕米。
【专利摘要】本发明公开了一种角砾岩金矿回收金的工艺，包括以下步骤：将角砾岩金矿石进行破碎，再在750℃～800℃温度范围内固硫焙烧50~70分钟，得到焙砂；将焙砂进行湿式磨矿，浓缩脱水，进一步采用碱浸法除杂，然后采用炭浆法提金，筛分得到载金炭；最后，将载金炭进行解吸、电解、冶炼，得到金锭。本发明针对角砾岩型难处理金矿，降低了尾矿的含金量，金回收率达到80%以上，便于大规模生产。
【IPC分类】C22B3/12, C22B11/00, C22B3/24, C22B1/02
【公开号】CN105483392
【申请号】CN201510901345
【发明人】王安理, 李建政, 雒彩军, 杨建高, 潘少华, 王青丽, 薛伟
【申请人】灵宝金源矿业股份有限公司
【公开日】2016年4月13日
【申请日】2015年12月9日