一种梯级分离综合回收金精矿中多种金属元素的方法技术

本发明专利技术涉及一种梯级分离综合回收金精矿中多种金属元素的方法，本发明专利技术的工艺一级为利用高效混合活化剂、浮选药剂对低硫金精矿进行预先浮选技术，二级为对高硫精矿进行碱浸氰化提金技术，三级为低硫尾矿采用环保型药剂湿法浸出金银技术，四级为高硫金精矿氰化尾矿即第一低金高硫精矿优先铅锌选矿技术，五级为铅锌尾矿活化选铜技术，六级为选铜尾矿即第二低金高硫精矿焙烧制酸富集金银铁生产铁精矿技术，七级为铁精矿采用环保型药剂湿法浸出金银技术；本工艺延长了低硫金精矿资源综合利用的链条，提高了资源综合回收价值和产品的等级质量，实现了金精矿资源的吃干榨净，具有较大的经济效益、环保效益和社会效益。

A Method for Comprehensive Recovery of Multiple Metal Elements from Gold Concentrate by Cascade Separation

The present invention relates to a method for comprehensive recovery of multiple metallic elements in gold concentrate by cascade separation. The first stage of the process is pre-flotation technology of low-sulfur gold concentrate by using high-efficiency mixed activator and flotation reagent, the second stage is cyanidation technology of high-sulfur concentrate by alkali leaching, the third stage is wet leaching technology of gold and silver with environmental protection reagent for low-sulfur tailings, and the fourth stage is high-sulfur gold concentrate. Cyanide tailings are the first low-gold and high-sulfur concentrate priority lead-zinc beneficiation technology, the fifth level is lead-zinc tailings activation copper beneficiation technology, the sixth level is copper beneficiation tailings roasting second low-gold and high-sulfur concentrate acid enrichment gold-silver-iron production technology, and the seventh level is iron concentrate wet leaching technology of gold and silver with environmental protection reagents; this process prolongs the chain of comprehensive utilization of low-sulfur gold concentrate resources and improves it. The comprehensive recovery value of resources and the grade quality of products have realized the consumption, drying and pressing of gold concentrate resources, which has great economic, environmental and social benefits.

【技术实现步骤摘要】
一种梯级分离综合回收金精矿中多种金属元素的方法
本专利技术涉及一种从金精矿中回收金属元素的方法，尤其涉及一种梯级分离回收金精矿中金属元素的方法，属于浮游选矿、黄金冶炼、矿产资源综合回收利用

技术介绍
在黄金冶炼行业中一般采用氰化提金方法，此方法又分为直接氰化法、焙烧氰化法、两段焙烧氰化法、细菌氧化氰化法、热压氧化氰化法，其中除直接氰化法外，均为消除对提金有害的预处理工艺，通过预处理工艺有效的消除了有害杂质的影响，提高了金银的浸出率。而主要的提金方法是直接氰化法，是将有害元素少、金银浸出率较高的适合直接氰化处理的金精矿直接氰化提取金银，而产生的氰化尾矿，之前一直是堆存或者作为硫酸厂的原料进行焙烧制酸，虽然尾矿中的硫得到利用，而其含有的有价金属铅、铜、铁等未能得到有效回收，另外，由于氰化尾渣中含有一些重金属离子、氰化物和残余浮选药剂，其长期大量堆存会对环境造成污染。近年来，许多研究者对从氰化尾渣中回收有价金属进行了研究，但由于氰化尾渣在生产过程中添加了氰化钠、石灰、漂白粉等药剂，经过长时间的氰化处理后，矿物表面的性质发生了明显的变化，特别是多金属黄铁矿及其他硫化物易被氧化使其可浮性下降，再加上氰化物对硫化矿物的强烈抑制作用，使本身就难于选矿的氰化尾渣浮选变得更困难。由于氰化尾渣中常含有较多残留药剂，对浮选干扰很大，矿石性质也比较复杂，矿石粒度也极细，寻找适宜的浮选药剂是当前最大的难题。科研人员针对氰化尾渣浮选提金的药剂做了较多研究，捕收剂主要集中在黄药类、黑药类、硫氮类等捕收剂，抑制剂主要集中在水玻璃、六偏磷酸钠、单宁等。从现有研究分析发现，常规的单一捕收剂很难同时兼顾选择性和捕收能力，单一使用抑制剂也同样存在抑制效果不理想的问题。专利号为201410476017.4的专利技术专利“一种氰化尾渣浮选高品位硫精矿前去除有害杂质的方法”，该专利技术专利公开了：酸浸槽以及槽内的搅拌装置，各酸浸槽之间串联，保证酸浸时间100min—150min。浮选前矿浆依次经过各个酸浸槽，并在第一个酸浸槽内添加稀硫酸，其余三个槽添加除杂药剂，各个酸浸槽分别通入蒸汽，提高温度，加快有害杂质挥发，挥发出的气体进入尾气吸收装置，矿浆去除有害杂质后进入到浮选机。该专利技术专利突出了氰化尾渣浮选高品位硫精矿的前期处理方法，显得流程格外复杂，采用蒸汽加热方法，对于小型生产系统具有实用性，对于处理规模较大的生产加工厂，能耗高，成本高，不具备可操作性。专利号为201410678782.4的专利技术专利“一种利用分支串流浮选回收氰化尾渣中金的方法”，主要公开了以下步骤：矿浆预处理，采用碳酸钠和硫酸亚铁为矿浆调整剂；煤油浮选除碳；分流调浆：除碳后的矿浆自流至搅拌分配槽，由搅拌分配槽将矿浆平均分配给两个调浆桶进行调浆；分支串流浮选：粗选一的泡沫产品全部进入粗选二同除碳后矿浆一起浮选，粗选二的泡沫产品经过精选一、精选二闭路精选作业得到金精矿，该精选阶段不添加任何药剂；粗选一的槽内产物经扫选一、扫选二闭路扫选后得尾矿。该专利技术专利的适用性仅仅限定在全泥氰化尾渣，并且采用分步浮选工艺产出含炭金精矿和金精矿，流程复杂，另外未能详细说明处理富集产出的金精矿以及含炭金精矿的进一步处理和提纯方法。专利号为201710913404.3的专利技术专利“一种氰化浸金尾渣浮选再回收金的方法”，此专利技术主要针对氰化浸出前对原矿进行过预氧化处理的氰化浸渣，金的载体矿物表面性质发生了巨大变化，常规浮选方法无法对其进行富集回收的现状，利用硫酸、磷酸乙二胺、丙酮多种药剂的协同效应，在矿物表面发现反应，起到对矿物表面的清洗效果，再分别浮出载金的有机碳和硫化矿物，进而使氰化尾渣中的金得以富集，最终降低尾渣中金的含量，实现对难处理金矿资源的再回收。该专利技术专利的适用性仅仅限定在氰化浸出前进行过预氧化处理的氰化尾渣，过程中添加硫酸、磷酸乙二胺、丙酮等多种药剂，分别浮选出载金的有机碳和硫化矿物，工艺流程复杂，药剂添加种类繁多，尤其添加硫酸，势必造成氰化物分解生成挥发性氰化氢气体，对环境造成危害，另外硫酸的添加会引起对设备的腐蚀，加强设备防腐将造成防腐成本增加，依然影响设备的使用寿命。围绕资源的综合回收利用，通过对含硫金精矿采用预先浮选工艺，产出高金高硫矿和低金低硫尾矿，对高金高硫矿采用直接氰化提金工艺，综合回收金银贵金属，直接氰化后高硫矿采用二级浮选工艺综合回收铅锌混合精矿和铜精矿，铅锌混合精矿可直接对外销售，实现资源综合利用，二级浮选尾矿即含金1-1.5g/t的含硫48％以上的含金硫精矿，将含金硫精矿焙烧制酸，硫酸烧渣即为高铁烧渣，总铁含量达62％以上，可直接对外出售，实现资源综合利用。经过焙烧产生的高铁烧渣中的金品位达2g/t以上，银10g/t以上，具有很高的回收价值。因此，对产生的高铁烧渣优先回收其中的金银，探讨最大限度综合回收有价金属，再作为铁精粉出售，产生更大经济效益，成为行业的重要课题。
技术实现思路
本专利技术针对现有氰化尾矿中有价金属未能得到充分利用的现状，提供一种梯级分离综合回收金精矿中多种金属元素的方法。本专利技术解决上述技术问题的技术方案如下：一种梯级分离综合回收金精矿中多种金属元素的方法，包括如下步骤：1)预浮选：以含金10-50g/t、含银10-80g/t、含铜0.1-0.5wt％、含铅0.1-0.5wt％、含锌0.1-0.5wt％、含硫20-40wt％且细度-400目低于90％的低硫金精矿为原料，与浮选系统液调浆，后将矿浆磨矿至细度-400目达到90％以上，向其中添加1000-3000g/t的活化剂、800-1200g/t的浮选捕收剂和100-200g/t的起泡剂，所述活化剂为焦亚硫酸钠、六偏磷酸钠、硫酸铜中的一种或多种的混合物，所述浮选捕收剂为黄原酸钠类、25#黑药、丁铵黑药中的一种或多种的混合物，所述起泡剂为松醇油、2#油中的一种或两种的混合物，经过一次粗选二次扫选二次精选浮选流程，产出含金品位20-80g/t、银品位20-100g/t、铜品位0.2-0.8wt％、铅品位0.2-0.8wt％、锌品位0.2-0.8wt％、硫品位≥48wt％的高金硫精矿和含金品位1.0-6.0g/t、银品位3-15g/t、硫品位1-6wt％的低硫尾矿；2)碱浸氰化提金：将步骤1)所得的高金硫精矿采用碱浸液调浆，调节矿浆pH值为9-12，向其中充入30-50m3/小时的空气，于搅拌条件下发生碱浸反应，后经压滤得到碱浸液和碱浸滤饼，所得碱浸液循环使用，所得碱浸滤饼采用第一锌粉置换贫液进行调浆，后氰化浸出，控制氰化物的浓度为0.10-0.60％，浸出后的矿浆经充分洗涤和液固分离后得到含金贵液和第一低金高硫精矿，含金贵液经过净化、脱氧、锌粉置换、板框压滤得到金泥和第一锌粉置换贫液；3)低硫尾矿湿法浸出金银：将步骤1)所得的低硫尾矿采用第二锌粉置换贫液调浆，调节矿浆的pH值为8-10，后向其中加入2-6kg/t的环保型药剂HBJ作为浸出剂，浸出后矿浆经充分洗涤和液固分离后得到含金贵液和低硫尾矿，含金贵液经过净化、脱氧、锌粉置换、板框压滤得到金泥和第二锌粉置换贫液；4)选铅锌矿：将步骤2)产生的第一低金高硫精矿采用选铅系统液调浆，后调节矿浆的pH值为8-10，向其中加入300-600g/t的硫酸铜作为锌活化本文档来自技高网...

【技术保护点】
1.一种梯级分离综合回收金精矿中多种金属元素的方法，其特征在于，包括如下步骤：1)预浮选：以含金10‑50g/t、含银10‑80g/t、含铜0.1‑0.5wt％、含铅0.1‑0.5wt％、含锌0.1‑0.5wt％、含硫20‑40wt％且细度‑400目低于90％的低硫金精矿为原料，与浮选系统液调浆，后将矿浆磨矿至细度‑400目达到90％以上，向其中添加1000‑3000g/t的活化剂、800‑1200g/t的浮选捕收剂和100‑200g/t的起泡剂，所述活化剂为焦亚硫酸钠、六偏磷酸钠、硫酸铜中的一种或多种的混合物，所述浮选捕收剂为黄原酸钠类、25#黑药、丁铵黑药中的一种或多种的混合物，所述起泡剂为松醇油、2#油中的一种或两种的混合物，经过一次粗选二次扫选二次精选浮选流程，产出含金品位20‑80g/t、银品位20‑100g/t、铜品位0.2‑0.8wt％、铅品位0.2‑0.8wt％、锌品位0.2‑0.8wt％、硫品位≥48wt％的高金硫精矿和含金品位1.0‑6.0g/t、银品位3‑15g/t、硫品位1‑6wt％的低硫尾矿；2)碱浸氰化提金：将步骤1)所得的高金硫精矿采用碱浸液调浆，调节矿浆pH值为9‑12，向其中充入30‑50m3/小时的空气，于搅拌条件下发生碱浸反应，后经压滤得到碱浸液和碱浸滤饼，所得碱浸液循环使用，所得碱浸滤饼采用第一锌粉置换贫液进行调浆，后氰化浸出，控制氰化物的浓度为0.10‑0.60％，浸出后的矿浆经充分洗涤和液固分离后得到含金贵液和第一低金高硫精矿，含金贵液经过净化、脱氧、锌粉置换、板框压滤得到金泥和第一锌粉置换贫液；3)低硫尾矿湿法浸出金银：将步骤1)所得的低硫尾矿采用第二锌粉置换贫液调浆，调节矿浆的pH值为8‑10，后向其中加入2‑6kg/t的环保型药剂HBJ作为浸出剂，浸出后矿浆经充分洗涤和液固分离后得到含金贵液和低硫尾矿，含金贵液经过净化、脱氧、锌粉置换、板框压滤得到金泥和第二锌粉置换贫液；4)选铅锌矿：将步骤2)产生的第一低金高硫精矿采用选铅系统液调浆，后调节矿浆的pH值为8‑10，向其中加入300‑600g/t的硫酸铜作为锌活化剂，同时向其中加入80‑120g/t的铅锌选矿药剂和60‑80g/t的起泡剂，所述铅锌选矿药剂为丁基黄药、乙硫氮中的一种或二者的混合物，所述起泡剂为2#油，经过一次粗选二次扫选二次精选作业获得含铅20‑30％，含锌20‑30％的铅锌混合精矿和铅锌尾矿，铅锌混合精矿外售至铅锌冶炼企业；5)选铜：将步骤4)所得的铅锌尾矿采用选铜系统液调浆，后调节矿浆的pH值为5‑7，向其中加入80‑120g/t的选铜药剂和60‑80g/t的起泡剂，所述选铜药剂为丁基黄药、丁铵黑药中的一种或二者的混合物，所述起泡剂为2#油，经过一次粗选二次扫选二次精选作业获得含铜10‑20wt％的铜精矿和第二低金高硫精矿；6)焙烧制酸富集金银铁生产铁精矿：将步骤5)所得的第二低金高硫精矿送入沸腾焙烧炉进行弱氧还原气氛焙烧，氧气供给量为氧化焙烧需氧量的85‑90％，焙烧温度控制在700‑800℃，焙烧烟气进入制酸流程产出硫酸产品，同时产出含硫品位≤0.5％、金品位2.5‑5.0g/t、银品位15‑55g/t、铁62‑65％的铁精矿；7)铁精矿湿法浸出金银：将步骤6)所得的铁精矿采用压滤机压滤后的滤液调浆，后调节矿浆的pH值为8‑10，向其中加入2‑6kg/t的环保型药剂HBJ作为浸出剂，浸出后矿浆经炭吸附搅拌槽进行吸附，炭密度为50‑100kg/m3矿浆，经过隔炭筛得到载金炭和脱碳矿浆，载金炭经过解吸电解工艺得到成品金，脱炭矿浆经过压滤机压滤得到滤饼和滤液，滤液返回系统循环利用，滤饼即为含硫品位≤0.5％、金品位0.5‑0.8g/t、银品位1‑5g/t、铁62‑65％的铁精矿，外售至炼钢厂；其中，步骤2)与步骤3)无先后顺序。...

【技术特征摘要】
1.一种梯级分离综合回收金精矿中多种金属元素的方法，其特征在于，包括如下步骤：1)预浮选：以含金10-50g/t、含银10-80g/t、含铜0.1-0.5wt％、含铅0.1-0.5wt％、含锌0.1-0.5wt％、含硫20-40wt％且细度-400目低于90％的低硫金精矿为原料，与浮选系统液调浆，后将矿浆磨矿至细度-400目达到90％以上，向其中添加1000-3000g/t的活化剂、800-1200g/t的浮选捕收剂和100-200g/t的起泡剂，所述活化剂为焦亚硫酸钠、六偏磷酸钠、硫酸铜中的一种或多种的混合物，所述浮选捕收剂为黄原酸钠类、25#黑药、丁铵黑药中的一种或多种的混合物，所述起泡剂为松醇油、2#油中的一种或两种的混合物，经过一次粗选二次扫选二次精选浮选流程，产出含金品位20-80g/t、银品位20-100g/t、铜品位0.2-0.8wt％、铅品位0.2-0.8wt％、锌品位0.2-0.8wt％、硫品位≥48wt％的高金硫精矿和含金品位1.0-6.0g/t、银品位3-15g/t、硫品位1-6wt％的低硫尾矿；2)碱浸氰化提金：将步骤1)所得的高金硫精矿采用碱浸液调浆，调节矿浆pH值为9-12，向其中充入30-50m3/小时的空气，于搅拌条件下发生碱浸反应，后经压滤得到碱浸液和碱浸滤饼，所得碱浸液循环使用，所得碱浸滤饼采用第一锌粉置换贫液进行调浆，后氰化浸出，控制氰化物的浓度为0.10-0.60％，浸出后的矿浆经充分洗涤和液固分离后得到含金贵液和第一低金高硫精矿，含金贵液经过净化、脱氧、锌粉置换、板框压滤得到金泥和第一锌粉置换贫液；3)低硫尾矿湿法浸出金银：将步骤1)所得的低硫尾矿采用第二锌粉置换贫液调浆，调节矿浆的pH值为8-10，后向其中加入2-6kg/t的环保型药剂HBJ作为浸出剂，浸出后矿浆经充分洗涤和液固分离后得到含金贵液和低硫尾矿，含金贵液经过净化、脱氧、锌粉置换、板框压滤得到金泥和第二锌粉置换贫液；4)选铅锌矿：将步骤2)产生的第一低金高硫精矿采用选铅系统液调浆，后调节矿浆的pH值为8-10，向其中加入300-600g/t的硫酸铜作为锌活化剂，同时向其中加入80-120g/t的铅锌选矿药剂和60-80g/t的起泡剂，所述铅锌选矿药剂为丁基黄药、乙硫氮中的一种或二者的混合物，所述起泡剂为2#油，经过一次粗选二次扫选二次精选作业获得含铅20-30％，含锌...

【专利技术属性】
技术研发人员：徐永祥，王建政，刘占林，王其亮，朱德兵，薛希刚，郭建东，
申请(专利权)人：山东国大黄金股份有限公司，
类型：发明
国别省市：山东,37