专利名称：一种从浮选尾矿中二次回收金的工艺的制作方法
技术领域：
本发明具体涉及了 一种从浮选尾矿中二次回收金的工艺。
背景技术：
浮选尾矿品位较低、细度差，常规从浮选尾矿中二次回收金的工艺一般为从尾矿 库挖出尾矿进行池浸回收金。此法缺点有三第一，成本高。池浸需要人工出池、装池，而浮 选尾矿品位相对较低是造成成本高的主要原因。第二，浸出时需要药剂与氧气充分反应才 能生成络合金，而池浸仅仅只是依靠液体的上下流动来完成反应过程，造成反应不完全，选 矿回收率低。第三，浮选后的尾矿量较大，而池浸的处理量有限，不可能进行连续作业。
因此开发一种成本低、选矿回收率高、可连续作业的从浮选尾矿中二次回收金的 工艺是十分必要的。
发明内容
为克服现有技术中存在的不足之处，本发明的目的在于提供一种从浮选尾矿中二 次回收金的工艺。 为克服现有技术中存在的不足之处，本发明采取了以下技术方案 —种从浮选尾矿中二次回收金的工艺将浮选尾矿矿浆经旋流分级，旋出的沉砂
作为原矿再磨，对磨后的矿粉进行调浆，调浆之后氰化浸金，浸出的金用活性炭吸附，吸附
饱和后所得载金炭送去解吸，解吸后所得解吸液送去电解得金粉。
电解后获得的解吸液返回至氰化浸金工序循环利用。 金粉经火法冶炼后得到合质金。 本发明工艺的技术关键在于上述整体工艺的设计，其中涉及的各具体工序均属于 现有技术，但本发明中可按以下具体过程操作 沉砂再磨时磨至粒径-200目的矿粉在总矿粉中的重量百分含量为75 80% 。
调浆时，在矿粉中加入碱性物质和水，调至矿浆pH为10 ll，矿粉重量浓度为 45 50%。碱性物质可以为氢氧化钙或是氢氧化钠。 氰化浸金时，以每吨磨后的矿粉添加0. 6 1. 2kg的氰化钠的添加量添加氰化钠， 浸金温度20 30。C，浸金时间6 10h。 解吸时，所用解吸液是加水配制的质量浓度2%的氰化钠(NaCN)和质量浓度1% 的氢氧化钠(NaOH)，解吸压力0. 025Mpa，解吸温度85 130°C。 电解时，电解槽电压3 3. 5V，槽电流500 700A，电流密度8 15A/cm2，电解温 度40 50°C，电解时间24 60h。 本发明只需要投入设备的动力费及材料费即可，不必像常规方那样用人工及车进 行出池、装池，因而本发明方法比常规处理法成本低，处理量大，且为连续作业，可最大限度 地提高浮选工艺选矿回收率。
附图为本发明的工艺流程示意图。
具体实施例方式
以下结合附图对本发明的技术方案作进一步详细的说明，但本发明的保护范围并
不局限于此。 实施例1 如附图所示，将浮选尾矿矿浆经旋流器分级，溢流直接排出，旋出的沉砂作为原矿 再磨，磨至粒径-200目的矿粉在总矿粉中的重量百分含量为78%，在磨后的矿粉中加入氢 氧化钙和水，调至矿浆pH为10. 5，矿粉重量浓度为47%，之后以每吨磨后的矿粉加入0. 9kg 氰化钠的用量添加氰化钠进行氰化浸金，浸金温度25t:，浸金时间8h，浸出的金用活性炭 吸附，吸附饱和后所得载金炭送去解吸，所用解吸液是加水配制的质量浓度2 %的NaCN和 质量浓度1%的NaOH，解吸压力0. 025Mpa，解吸温度105°C，解吸后所得解吸液再经电解得 金粉，电解槽电压3. 3V，槽电流600A，电流密度12A/cm2，电解温度43°C，电解时间40h，电解 后，获得的解吸液返回至氰化浸金工序循环利用，获得的金粉经火法冶炼后得到合质金。
本实施例中，入选期间沉砂品位为0. 49克/吨，浸出后尾渣品位为0. 32克/吨， 浸出率达到34. 69% ，如若按照现有池浸工艺回收金，浸出后尾渣品味为0. 35克/吨，因此， 本发明工艺的选矿回收率要高于池浸工艺，且本发明工艺可使金总回收率提高2%左右。相
关技术指标如下表所示
主要技术指标
项目原矿品位(g/t)尾矿品位(g/t)回收率(％ )
改造前4. 270. 4090. 63
池浸后4. 270. 3591. 80
本发明4. 270. 3292. 51 实施例2 如附图所示，将浮选尾矿矿浆经旋流器分级，溢流直接排出，旋出的沉砂作为原矿 再磨，磨至粒径-200目的矿粉在总矿粉中的重量百分含量为75%，在磨后的矿粉中加入氢 氧化钙和水，调至矿浆pH为10，矿粉重量浓度为45 % ，之后以每吨磨后的矿粉加入0. 6kg 氰化钠的用量添加氰化钠进行氰化浸金，浸金温度2(TC，浸金时间6h，浸出的金用活性炭 吸附，吸附饱和后所得载金炭送去解吸，所用解吸液是加水配制的质量浓度2%的NaCN和 质量浓度1 %的NaOH，解吸压力0. 025Mpa，解吸温度85 °C ，解吸后所得解吸液再经电解得金 粉，电解槽电压3V，槽电流500A，电流密度8A/cm2，电解温度40°C ，电解时间24h，电解后，获 得的解吸液返回至氰化浸金工序循环利用，获得的金粉经火法冶炼后得到合质金。
实施例3 如附图所示，将浮选尾矿矿浆经旋流器分级，溢流直接排出，旋出的沉砂作为原矿
4再磨，磨至粒径-200目的矿粉在总矿粉中的重量百分含量为80%，在磨后的矿粉中加入氢 氧化钠和水，调至矿浆pH为ll，矿粉重量浓度为50%，之后以每吨磨后的矿粉加入1.2kg 氰化钠的用量添加氰化钠进行氰化浸金，浸金温度3(TC，浸金时间10h，浸出的金用活性炭 吸附，吸附饱和后所得载金炭送去解吸，所用解吸液是加水配制的质量浓度2%的NaCN和 质量浓度1%的NaOH，解吸压力0. 025Mpa，解吸温度130°C，解吸后所得解吸液再经电解得 金粉，电解槽电压3. 5V，槽电流700A，电流密度15A/cm2，电解温度50°C ，电解时间60h，电解 后，获得的解吸液返回至氰化浸金工序循环利用，获得的金粉经火法冶炼后得到合质金。
权利要求
一种从浮选尾矿中二次回收金的工艺，其特征在于将浮选尾矿矿浆经旋流分级，旋出的沉砂作为原矿再磨，对磨后的矿粉进行调浆，调浆之后氰化浸金，浸出的金用活性炭吸附，吸附饱和后所得载金炭送去解吸，解吸后所得解吸液送去电解得金粉。
2. 如权利要求1所述的从浮选尾矿中二次回收金的工艺，其特征在于电解后获得的 解吸液返回至氰化浸金工序循环利用。
3. 如权利要求2所述的从浮选尾矿中二次回收金的工艺，其特征在于金粉经火法冶 炼后得到合质金。
4. 如权利要求1 3之任意一项所述的从浮选尾矿中二次回收金的工艺，其特征在于沉砂再磨时磨至粒径-200目的矿粉在总矿粉中的重量百分含量为75 80%。
5. 如权利要求1 3之任意一项所述的从浮选尾矿中二次回收金的工艺，其特征在于调浆时，在矿粉中加入碱性物质和水，调至矿浆pH为10 ll，矿粉重量浓度为45 50%。
6. 如权利要求1 3之任意一项所述的从浮选尾矿中二次回收金的工艺，其特征在于 氰化浸金时，以每吨磨后的矿粉添加0. 6 1. 2kg的氰化钠的添加量添加氰化钠，浸金温度 20 30。C，浸金时间6 10h。
7. 如权利要求1 3之任意一项所述的从浮选尾矿中二次回收金的工艺，其特征在于 解吸时，所用解吸液是加水配制的质量浓度2%的氰化钠和质量浓度1%的氢氧化钠，解吸 压力0. 025Mpa，解吸温度85 130°C。
8. 如权利要求1 3之任意一项所述的从浮选尾矿中二次回收金的工艺，其特征在于 电解时，电解槽电压3 3. 5V，槽电流500 700A，电流密度8 15A/cm2，电解温度40 50°C，电解时间24 60h。
全文摘要
本发明具体公开了一种从浮选尾矿中二次回收金的工艺。将浮选尾矿矿浆经旋流分级，旋出的沉砂作为原矿再磨，对磨后的矿粉进行调浆，调浆之后氰化浸金，浸出的金用活性炭吸附，吸附饱和后所得载金炭送去解吸，解吸后所得解吸液送去电解得金粉。本发明只需要投入设备的动力费及材料费即可，不必像常规方那样用人工及车进行出池、装池，因而本发明方法比常规处理法成本低，处理量大，且为连续作业，可最大限度地提高浮选工艺选矿回收率。
文档编号C22B11/08GK101705506SQ20091017264
公开日2010年5月12日 申请日期2009年11月19日 优先权日2009年11月19日
发明者刘晓东, 吕帅林, 周彬, 张涛丽, 张跃民, 王育森, 董明刚, 许万群, 邢晓飞, 郭永强, 钱秀峰, 陈随军, 韩江涛 申请人:灵宝市金源矿业有限责任公司