一种从浮选尾矿中二次回收金的工艺制造技术

本发明专利技术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。本发明专利技术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，因而本发明专利技术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。

【技术实现步骤摘要】

本专利技术具体涉及了 一种从浮选尾矿中二次回收金的工艺。
技术介绍
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。
技术实现思路
为克服现有技术中存在的不足之处，本专利技术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，本专利技术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。 本专利技术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，但本专利技术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。 本专利技术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，因而本专利技术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 附图为本专利技术的工艺流程示意图。 具体实施例方式以下结合附图对本专利技术的技术方案作进一步详细的说明，但本专利技术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， 本专利技术工艺的选矿回收率要高于池浸工艺，且本专利技术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本专利技术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。本文档来自技高网...

【技术保护点】
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。

【技术特征摘要】
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，...

【专利技术属性】
技术研发人员：王育森，张跃民，陈随军，许万群，董明刚，郭永强，周彬，邢晓飞，张涛丽，韩江涛，钱秀峰，刘晓东，吕帅林，
申请(专利权)人：灵宝市金源矿业有限责任公司，
类型：发明
国别省市：41[中国|河南]