专利名称：一种含有原生硫化物包裹金的氰化尾矿的提金工艺方法
技术领域：
本发明涉及含有原生硫化物包裹金的氰化尾矿浮选、浮选富集产出金精矿的超细磨和常温常压强化碱浸预氧化、预氧化矿浆的石灰乳调浆和氰化，具体讲是对含有包裹金原生硫化物的氰化尾矿进行浮选富集和湿法冶金加工的新工艺，使氰化尾矿中不能被浸出回收的包裹于原生硫化物中的金得到有效回收。
背景技术：
矿物资源不可再生。随着社会经济的可持续发展，废弃尾矿资源的开发利用引人注目。我国有很多矿山的尾矿库堆存或继续排放着金矿石的氰化尾渣(尾矿)，由于原矿石中的硫化物等包裹金而使某些尾渣的含金品位较高。造成这一问题的原因是含金矿石中的金部分以显微或超显微状态包裹于黄铁矿、砷黄铁矿等硫化矿物中，氰化浸出工艺中的机械磨矿难以使这类包裹金单体解离或暴露，造成这类包裹金难于被氰化浸出回收，从而随尾矿排放流失到尾矿库中。
随着矿山金矿石开采深度的增加，大量黄金生产企业面临着矿石类型逐渐从氧化矿向原生矿过渡的现实，矿石中含有包裹金硫化物的含量越来越增加，采用氰化法不能被氰化浸出回收的硫化物包裹金的数量也随之增多，排放尾矿的含金品位逐渐加大，对企业效益和资源充分利用也造成了愈来愈大的压力。因此，寻求这类废弃尾矿资源有效的回收工艺方法有重要意义，它推动着不可再生矿物资源的可持续发展。
传统难处理金矿石(或含金物料)的回收，一般首先是采用火法、加压氧化、生物氧化、或其它化学氧化法对其进行预氧化处理，使包裹金的硫化物氧化，包裹金被解离或暴露，从而使含金物料变得易于氰化浸出回收。但适用采用首先进行预氧化处理有个前提，就是难处理金矿石(或含金物料)的含金品位足够高，一般需几十克/吨或以上。
而对于含有原生硫化物包裹金类型的氰化尾矿来说，含金品位相对来说是很低的，一般为零点几克/吨至几克/吨。如果对其直接进行预处理，以现有的技术和经济水平，无论采用哪种预氧化工艺，都会造成回收金的价值低于预氧化成本，从而使经济不合理。同时，如果直接预氧化氰化尾矿，为保证一定金的回收量就需加大日处理规模，投资太大。
发明内容
本发明的目的在于提供一种处理含有原生硫化物包裹金的氰化尾矿的新工艺方法，该方法可以有效地回收氰化尾矿中不能被浸出回收的被原生硫化物所包裹的金。
具体地，本发明提供了一种含有原生硫化物包裹金的氰化尾矿提金工艺方法，其特征在于——将含有原生硫化物包裹金的氰化尾矿进行擦洗，直至90％重量以上的尾矿达到200目，再对擦洗后的尾矿进行浮选、富集获得精金矿；——将上述精金矿进行超细磨，直至96％重量以上的精金矿达到400目；——将NaOH溶液加入上述超细磨后的精金矿，使矿浆的pH保持在11～12，同时通入空气或氧气，时间6～72小时，进行预氧化；——将CaO乳加入到上述预氧化后的矿浆中进行调浆，加入量为25～90公斤/吨金精矿；——氰化浸出。
本发明含有原生硫化物包裹金的氰化尾矿提金工艺方法中，所述擦洗过程最好在塔式磨矿浮选机(中国发明专利ZL01128101.4)或塔式磨浸机(中国实用新型专利ZL96225373.1)中进行，其中塔式磨矿浮选机由塔式机体(101)、搅拌螺旋体(102)、驱动机构(103)组成；驱动机构(103)通过搅拌螺旋轴(104)带动搅拌螺旋体(102)；塔式机体(101)被分为浮选区和边磨边浮区上下两部分；边磨边浮区中设置搅拌螺旋体(102)，并填充磨矿介质(109)；浮选区的上部设置溢流槽(105)，中部设有辅助浮选搅拌叶轮(106)，下部设置导料槽(107)、尾矿出砂口(108)；塔式磨浸机由主电机(204)通过二级减速机(205)带动的螺旋体(208)构成，罩于螺旋体(208)外的筒体(214)上设置有导料槽(207)、返浆口(210)、溢流口(215)、侧开门(213)，侧开门(213)上有放球口(212)，筒体(214)内有衬板(209)，增设一辅助电机(201)带动一级减速机(202)，通过离合器(203)与二级减速机(205)相连，且辅助电机(201)一级减速机(202)，主电机(204)二级减速机(205)之间均是立式配置；正对螺旋体(208)下方，设置一通气装置(211)，螺旋体(208)与通气装置(211)之间有距离为3～10毫米的缝隙。
本发明含有原生硫化物包裹金的氰化尾矿提金工艺方法中，所述超细磨过程最好在塔式磨浸机(中国实用新型专利ZL96225373.1)中进行。
本发明含有原生硫化物包裹金的氰化尾矿提金工艺方法中，所述预氧化过程最好在强化碱浸预处理搅拌槽(中国发明发明专利ZL00110679.1)中进行，强化碱浸预处理搅拌槽由电动机(302)、带动连接搅拌叶轮(309)的传动轴(305)，和支撑传动部支架(316)的槽体(308)构成；槽体(308)上设置有通气管(307)、放浆管(311)、出浆管(313)、进浆管(315)，槽体(308)底部设置座板(310)；连接搅拌叶轮(309)的传动轴(305)位于槽体中央；搅拌叶轮(309)与座板(310)之间有一600～800mm间隙；电动机(302)、主轴箱、传动轴(305)均为立式放置，搅拌叶轮(309)在传动轴(305)的最下方；槽体(308)上部内侧与槽壁相接有一环状强制循环喷射压浆盖板(314)，中间开孔为倒锥形结构；强制循环喷射压浆盖板(314)下槽体的内侧壁上设置有强制湍流循环板(312)，强制湍流循环板(312)分1～3层，每层4～6片在槽体(308)四周相间均布，每片强制湍流循环板(312)与竖直方向成60～75°倾角。
本发明由于先采用浮选工艺选别出这类氰化尾矿中的含金硫化物，对金进行预先富集，则能以极低的生产成本获得高含金品位的金精矿。因为原生含金硫化物具有良好的可浮性，适合采用浮选工艺与其它矿物分离。并且，由于尾矿露天堆存和已被磨得很细，选别含金硫化物时能节省大量的采矿和磨矿成本。因此，尽管含有包裹金硫化物的氰化尾矿含金品位相对来说比较低，但通过采用大生产能力的浮选工艺流程在经济上仍然是有利的。由于浮选产出的金精矿的产率很低，一般百分之几以下，因此产出的少量金精矿能将其含金品位提高到几十克/吨或更高。然后，再对金精矿进行预处理，金就能被经济地回收。
本发明在浮选氰化尾矿中的含金硫化物时，先利用高效节能塔式磨矿浮选机或塔式磨浸机对氰化尾矿进行擦洗磨矿，其目的是使含包裹金的硫化物颗粒暴露出新鲜表面，以便利于浮选药剂的作用和浮选分离。浮选完成后，分离出的高含金品位的精矿经高效节能塔式磨浸机超细磨，一般超细磨至99％左右通过400目，之后进入强化碱浸搅拌槽进行常温常压强化预氧化。预氧化过程中加入NaOH溶液使矿浆的pH保持在11左右，同时通入空气或氧气，使含金硫化物在碱性条件下被氧化，从而使硫化物中包裹的金被解离和暴露，并在接续的氰化作业中在通入空气或氧气的条件下被氰化物浸出回收。
事实上，能否有效实现氰化尾矿的浮选——浮选金精矿超细磨和常温常压强化碱浸预氧化——氧化渣氰化提金联合工艺的技术关键是利用中国发明专利ZL01128101.4一种可实现边磨矿边浮选的塔式磨矿浮选机，中国实用新型专利ZL96225373.1一种高效节能塔式磨浸机，中国发明专利ZL98113812.8含砷含硫难浸金矿的强化碱浸提金工艺，以及中国发明发明专利ZL00110679.1一种含砷难处理金矿用强化碱浸预处理搅拌槽，来完成浮选前的擦洗磨矿、金精矿的超细磨和强化碱浸预氧化等关键作业。
本发明一种含有原生硫化物包裹金氰化尾矿的提金工艺方法，是一种氰化尾矿的浮选——浮选金精矿超细磨和常温常压强化碱浸预氧化——氧化渣氰化提金的联合工艺方法(1)在氰化尾矿的浮选中利用高效节能塔式磨矿浮选机或塔式磨浸机对氰化尾矿进行擦洗磨矿，使含包裹金的硫化物颗粒暴露出新鲜表面，利于浮选药剂作用和浮选分离，能在高的浮选回收率条件下获得高含金品位的金精矿。
已有的塔式磨浸机和塔式磨矿浮选机，通过立式螺旋驱动磨矿介质并主要利用研磨作用进行磨矿，矿浆在机内具有被分级、浓密的作用，细磨能力强且效率高，能以低的能耗和低的磨矿成本，将含有原生硫化物包裹金的氰化尾矿磨至适合浮选要求。
(2)利用塔式磨浸机超细磨活化浮选金精矿。塔式磨浸机具有一个重要特点，就是在对物料进行细磨的同时也具有很强的机械活化作用，能够同时强化并加快化学浸出过程。因此，它在作为一个高效细磨设备的同时也是一个活化器，且还可以成为一个预浸出器或预氧化器。
随着细磨的进行，物料被磨细，增加了物料的比表面积和反应“活区”的数目，使被磨细的含金硫化物在随后的碱性预氧化过程中能被快速氧化。
毒砂(FeAs)和黄铁矿(FeS2)是氰化尾矿中主要的包裹金的硫化物并被浮选富集，成为金精矿的主要成分。毒砂氧化虽然具有很大的热力学趋势，但其自然暴露在水和空气中的氧化反应半反应期达24000d，自然氧化动力学非常缓慢。在相同条件下，毒砂的氧化分解速度约比黄铁矿高4.5倍。但经过细磨活化后，矿物的热稳定性(熔点、分解温度、反应温度等)降低，耐酸耐碱程度减弱，溶解性、活性、反应速度等提高，使一些高温高压下才能进行的浸出反应可以在常温常压下发生。
在一定的磨矿条件下，活化程度与磨矿细度有一定的对应关系。对于难浸金精粉，一般超细磨至99％左右通过400目的磨矿细度可以满足随后进行的强化碱浸预氧化的要求。这一磨矿细度，利用工业化的TW型超细磨塔式磨浸机可以经济地实现。
(3)难浸金精粉经塔式磨浸机细磨活化后，进入强化碱浸预处理搅拌槽中进行常温常压强化碱浸预氧化。由于强化的传质条件使新鲜、解离的FeS和FeAsS颗粒表面被强制与NaOH和O2接触；高剪切速度除去颗粒表面的覆盖物和锈斑，使钝化作用或钝化膜来不及形成；强烈的传质条件打破或减薄了扩散界面层，强化扩散；以及碱浸反应放热等因素，加快了包裹金的硫化矿物的氧化速度，并发生如下转化3FeAsS+9NaOH+4O2＝Na3AsS3+2Na3AsO4+3Fe(OH)3(1)4FeAsS+4FeS2+12NaOH+3O2+6H2O＝4Na3AsS3+8Fe(OH)3(2)2FeAsS+4NaOH+7O2＝2FeAsO4+2Na2SO4+2H2O (3)2FeAsS+10NaOH+7O2＝2Fe(OH)3+2Na3AsO4+2Na2SO4+2H2O(4)2FeS2+4NaOH+3O2＝2Na2S2O3+2Fe(OH)2(5)在一定条件下Na2S2O3和Na3AsS3被进一步氧化成Na2SO4和Na3AsO4，Fe(OH)2被氧化成Fe(OH)3，Fe(OH)3又分解成Fe2O3等。
由于FeAsS在热力学上比FeS2易于氧化，在黄铁矿-毒砂共同体中，总是优先氧化毒砂，这表明了可以利用砷硫矿物氧化速度的差异达到氧化的选择性。另外，由于金在矿物晶格中的赋存可引起组成改变、晶格扭曲、错位以及其它矿物学反应，因此，也造成了硫化物表面的氧化分布存在不同，即表现出表面区域的氧化选择性，从而使FeS2也被选择性氧化，加速金的解离。同时，选择性氧化以及由于有硫代盐的生成，使NaOH的消耗仅为在相同氧化率的条件下将砷硫氧化成砷酸盐和硫酸盐所需理论耗量的一少部分。
经过预氧化，FeAs和FeS2矿物中的包裹金被解离和暴露，物料由难浸转变为易浸，再接常规氰化浸出作业，金可以被高效回收。
(4)常温常压强化碱浸预氧化结束后往氧化矿浆中加CaO乳，使溶液中的杂质离子沉淀，溶液净化，利于随后的氰化提金作业并降低氰化物消耗，金被有效浸出回收。如CaO加入量合适，也可以再生一部分碱，经过滤，滤液可返回碱浸开始段或作为碱浸过程因碱浸放热造成水蒸发的补水，在循环使用中进一步降低碱耗。加CaO乳调浆后，氧化矿浆沉降性和过滤性也均得到大幅度改善，易于过滤和沉降，利于提金尾矿的压滤堆存。
综上所述，一种含有原生硫化物包裹金氰化尾矿的提金工艺方法采用氰化尾矿的浮选——浮选金精矿超细磨和常温常压强化碱浸预氧化——氧化渣氰化提金的联合工艺流程，使氰化尾矿中不能被浸出回收的包裹在原生硫化物中的金被有效回收。
图1为含有原生硫化物包裹金的氰化尾矿的浮选——浮选金精矿超细磨和常温常压强化碱浸预氧化——氧化渣氰化提金联合工艺原则流程。
图2为塔式磨矿浮选机结构示意；图3为塔式磨浸机结构示意；图4为强化碱浸预处理搅拌槽结构示意。
具体实施例方式将含有原生硫化物包裹金的氰化尾矿在磨矿浮选机(图2)中进行擦洗磨矿，再将适合要求的矿浆加入浮选药剂进行调浆，然后进入浮选作业富集含金硫化物并选出高品位的金精矿，浮选尾矿经压滤后堆存，含硫化物包裹金的精矿进入塔式磨浸机(图3)中超细磨，然后进入强化碱浸搅拌槽(图4)进行碱性常温常压强化预氧化，预氧化矿浆加CaO乳调浆进入氰化作业，或经过滤，滤液返回碱浸预氧化，滤渣加入新水调浆进入氰化作业，高效提金。
实施例1某氰化尾矿含Au 4.67g/t，-200目含量85％左右。先将氰化尾矿调浆并在塔式磨浸机中进行擦洗磨矿，磨矿浓度50％，磨矿细度-200目占90％。然后调浆至33％浓度，进入浮选作业。浮选分为一次粗选、一次扫选、两次精选。粗选中加入硫酸铜240g/t，丁铵黑药16g/t，丁基黄药50g/t，2#油20g/t，浮选时间5min。精选中加入硫酸铜120g/t，浮选时间3min。一次扫选中加入硫酸铜120g/t，丁基黄药25g/t，2#油10g/t，浮选时间3min。二次扫选中丁基黄药12g/t，2#油10g/t，浮选时间2min。浮选结果如下入矿合金品位4.67g/t；尾矿合金品位0.69g/t；精矿产率9.98％；精矿含金品位40.85g/t；浮选回收率87.30％。
浮选金精矿中多元素分布Au 40.85g/t，Ag 27.1g/t，Cu 0.052％，Pb0.043％，Zn 0.052％，As 0.60％，S 20.81％，Fe 20.75％，Sb痕，CaO 0.37％，SiO242.3％，Al2O38.38％。
金精矿如采用超细磨直接氰化的方法处理，金的氰化浸出回收率仅有1.80％，极难直接氰化浸出，必需得经过预氧化处理。
将浮选金精矿导入塔式磨浸机中超细磨，矿浆浓度50％，磨至-400目占99.5％。然后，调浆至33％浓度，在常温常压下进行72h强化碱浸预氧化，预氧化过程中没有预热和保温措施，空气通入量0.17～0.3m3/(m2.min)，初始2号引发剂用量1kg/t，NaOH 275kg/t，矿浆pH值保持11～12。氧化完成后，加CaO乳折合CaO固体80kg/t，调浆搅拌0.5h，然后进行24h搅拌氰化浸出。氰化矿浆浓度37％～40％，NaCN用量6kg/t。结果如下预氧化砷氧化率91.67％；预氧化硫氧化率85.39％；氧化后金的氰化浸出回收率85.82％。
实施例2某氰化尾矿含Au 3.19g/t，-200目含量85％左右。先将氰化尾矿调浆并在塔式磨浸机中进行擦洗磨矿，磨矿浓度50％，磨矿细度-200目占90％。然后调浆至33％浓度，进入浮选作业。浮选分为一次粗选、一次扫选、两次精选。粗选中加入硫酸铜260g/t，丁铵黑药16g/t，丁基黄药45g/t，2#油20g/t，浮选时间5min。精选中加入硫酸铜120g/t，浮选时间3min。一次扫选中加入硫酸铜120g/t，丁基黄药20g/t，2#油10g/t，浮选时间3min。二次扫选中丁基黄药10g/t，2#油10g/t，浮选时间2min。浮选结果如下入矿合金品位3.19g/t；尾矿合金品位0.66g/t；精矿产率8.69％；精矿含金品位29.78g/t；浮选回收率81.12％。
浮选金精矿中多元素分布Au 29.78g/t，Ag 15.1g/t，Cu 0.061％，Pb0.050％，Zn 0.052％，As 0.64％，S 19.90％，Fe 18.20％，Sb痕，CaO 0.32％，SiO245.7％，Al2O38.78％。
金精矿如采用超细磨直接氰化的方法处理，金的氰化浸出回收率仅有3.95％，极难直接氰化浸出，必需得经过预氧化处理。
将浮选金精矿导入塔式磨浸机中超细磨，矿浆浓度50％，磨至-400目占99.5％。然后，调浆至33％浓度，在常温常压下进行48h强化碱浸预氧化，预氧化过程中没有预热和保温措施，空气通入量0.17～0.3m3/(m2.min)，初始2号引发剂用量1kg/t，NaOH 415kg/t，矿浆pH值保持11～12。氧化完成后，加CaO乳折合CaO固体80kg/t，调浆搅拌0.5h，然后进行24h搅拌氰化浸出。氰化矿浆浓度37％～40％，NaCN用量6kg/t。结果如下预氧化砷氧化率89.85％；预氧化硫氧化率87.50％；氧化后金的氰化浸出回收率85.85％。
权利要求
1.一种含有原生硫化物包裹金的氰化尾矿提金工艺方法，其特征在于——将含有原生硫化物包裹金的氰化尾矿进行擦洗，直至90％重量以上的尾矿达到200目，再对擦洗后的尾矿进行浮选、富集获得精金矿；——将上述精金矿进行超细磨，直至96％重量以上的精金矿达到400目；——将NaOH溶液加入上述超细磨后的精金矿，使矿浆的pH保持在11～12，同时通入空气或氧气，时间6～72小时，进行预氧化；——将CaO乳加入到上述预氧化后的矿浆中进行调浆，加入量为25～90公斤/吨金精矿；——氰化浸出。
2.按照权利要求1所述含有原生硫化物包裹金的氰化尾矿提金工艺方法，其特征在于所述擦洗过程在塔式磨矿浮选机或塔式磨浸机中进行，其中塔式磨矿浮选机由塔式机体、搅拌螺旋体、驱动机构组成；驱动机构通过搅拌螺旋轴带动搅拌螺旋体；塔式机体被分为浮选区和边磨边浮区上下两部分；边磨边浮区中设置搅拌螺旋体，并填充磨矿介质；浮选区的上部社自溢流槽，中部设有辅助浮选搅拌叶轮，下部设置导料槽、尾矿出砂口；塔式磨浸机由主电机通过二级减速机带动的螺旋体构成，罩于螺旋体外的筒体上设置有导料槽、返浆口、溢流口、侧开门，侧开门上有放球口，筒体内有衬板，增设一辅助电机带动一级减速机，通过离合器与二级减速机相连，且辅助电机一级减速机，主电机二级减速机之间均是立式配置；正对螺旋体下方，设置一通气装置，螺旋体与通气装置之间有距离为3～10毫米的缝隙。
3.按照权利要求1所述含有原生硫化物包裹金的氰化尾矿提金工艺方法，其特征在于所述超细磨过程在塔式磨浸机中进行，塔式磨浸机由主电机通过二级减速机带动的螺旋体构成，罩于螺旋体外的筒体上设置有导料槽、返浆口、溢流口、侧开门，侧开门上有放球口，筒体内有衬板，增设一辅助电机带动一级减速机，通过离合器与二级减速机相连，且辅助电机一级减速机，主电机二级减速机之间均是立式配置；正对螺旋体下方，设置一通气装置，螺旋体与通气装置之间有距离为3～10毫米的缝隙。
4.按照权利要求1所述含有原生硫化物包裹金的氰化尾矿提金工艺方法，其特征在于所述预氧化过程在强化碱浸预处理搅拌槽中进行，强化碱浸预处理搅拌槽由电动机、带动连接搅拌叶轮的传动轴，和支撑传动部支架的槽体构成；槽体上设置有通气管、放浆管、出浆管、进浆管，槽体底部设置底板；连接搅拌叶轮的传动轴位于槽体中央；搅拌叶轮与座板之间有一600～800mm间隙；电动机、主轴箱、传动轴均为立式放置，搅拌叶轮在传动轴的最下方；槽体上部内侧与槽壁相接有一环状强制循环喷射压浆盖板，中间开孔为倒锥形结构；强制循环喷射压浆盖板下槽体的内侧壁上设置有强制湍流循环板，强制湍流循环板分1～3层，每层4～6片在槽体四周相间均布，每片强制湍流循环板与竖直方向成60～75°倾角。
全文摘要
一种含有原生硫化物包裹金的氰化尾矿提金工艺方法，首先利用浮选方法分离富集氰化尾矿中含有包裹金的原生硫化物，然后将含包裹金的硫化物精矿在塔式磨浸机中超细磨，超细磨后进入强化碱浸搅拌槽进行碱性常温常压强化预氧化，预氧化完成后往矿浆中加入CaO乳调浆，调浆后进入氰化浸出作业，高效提金。
文档编号B03B5/28GK101070566SQ20061004653
公开日2007年11月14日 申请日期2006年5月10日 优先权日2006年5月10日
发明者孟宇群, 宿少玲 申请人:中国科学院金属研究所