[发明专利]一种从浮选尾矿中二次回收金的工艺

说明书

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：

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。

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10～11，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℃，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℃。

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℃，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。

附图说明

附图为本发明的工艺流程示意图。

具体实施方式

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25℃，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℃，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℃，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