一种从金精矿直接氰化尾渣中综合回收锌的浮选方法技术

本发明专利技术属于黄金冶炼和浮游选矿技术领域，涉及冶炼尾矿资源综合利用技术领域，特别涉及一种从金精矿直接氰化尾渣中综合回收锌的浮选方法，依次经过选铅、调浆、酸性活化、抑制、搅拌和浮选，最后将所得锌精矿进行脱水分离，即得高品位锌精矿。本发明专利技术能够有效地回收金精矿直接氰化尾渣中的锌，使锌精矿中锌品位达到40%以上，锌的回收率达到62.59%以上，提高资源的综合利用，减少了资源浪费。

【技术实现步骤摘要】

本专利技术涉及ー种从金精矿直接氰化尾渣中综合回收锌的浮选方法，属于黄金冶炼和浮游选矿
，涉及冶炼尾矿资源综合利用

技术介绍
在适合直接氰化系统处理的金精矿中(指含金平均品位50 60g/t的金矿)，除含有金银外，还含有一定量的铜、铅、锌等有价金属。由于金精矿地域性的差异，来源复杂，使得金精矿中锌的含量不同，锌含量高者可达12%左右，平均含量亦在3 5%左右。现有技术中，金精矿经直接氰化提取金银后，氰化尾渣先后经过选铅、选铜エ艺得到含铅大于40%的铅精矿和含铜大于10%的铜精矿，铅精矿外售至铅冶炼厂，铜精矿外售至铜冶炼厂或采用硫酸化焙烧、酸浸、萃取电积产出合格阴极铜，但直接氰化提金厂经浮选铅、铜过程中，会有部分锌进入铅精矿，部分锌进入铜精矿，余者进入选铜尾矿，从而导致生产中有价金属锌 没有得到有效回收，造成了资源的白白浪费。
技术实现思路
本专利技术所要解决的技术问题是提供ー种从金精矿直接氰化尾渣综合回收锌的浮选方法，采用复合型抑制剂，充分利用氰化尾渣中的氰化物抑制金精矿中的铜矿物，使金精矿直接氰化尾渣中的锌矿物得以浮选。本专利技术解决上述技术问题的技术方案如下ー种从金精矿直接氰化尾渣中综合回收锌的浮选方法，其特征在于，包括以下步骤I)选铅通过直接氰化尾渣浮选法，浮选出含铅质量份数大于40%的铅精矿，剰余物为选铅尾矿矿浆，选铅尾矿矿浆中锌的含量为选铅尾矿矿浆总质量的3 5%、铜的含量为总质量的2 3% ；2)调浆将步骤I)所得选铅尾矿矿浆置于调浆槽中，控制矿浆中溶质占选铅尾矿矿浆总质量的30 35%，常温常压下连续搅拌均匀后放入调整槽中；3)酸性活化向调整槽内加入酸性活化剂，调整矿浆PH值至9. O 10. 0，连续搅拌30分钟，保持PH处于9. O 10. O之间，待稳定后，将矿浆放入抑制槽中；4)抑制在抑制槽内保持矿浆中溶质的总质量分数为30 35%，添加抑制剂，再将矿浆从抑制槽放入搅拌槽中；5)搅拌在搅拌槽内一边搅拌一边连续均匀地加入浮选剂和起泡剂，搅拌均匀后将矿浆放入浮选槽；6)浮选在浮选槽内进行闭路浮选，经过一级粗选、一级闭路扫选和三级闭路精选(经过步骤5后的矿浆进入一级粗选浮选槽，产出粗选精矿进入ー级精选浮选槽，粗选尾矿进入ー级扫选浮选槽；一级精选精矿进入ニ级精选浮选槽，一级精选尾矿返回一级粗选浮选槽；ニ级精选精矿进入三级精选浮选槽，ニ级精选尾矿返回一级精选浮选槽；三级精选浮选产出质量百分浓度20%-30%的锌精矿矿浆，三级精选尾矿返回ニ级精选浮选槽；ー级扫选精矿返回一级粗选浮选槽，一级扫选尾矿即选锌尾矿)，得到锌精矿；7)将锌精矿进行脱水分离，即得含锌品位大于40%锌精矿。本专利技术的有益效果是有效地回收金精矿直接氰化尾渣中的锌，使锌精矿中锌品位达到40%以上，锌的回收率达到62. 59%以上，提高资源的综合利用，減少了资源浪费。在上述技术方案的基础上，本专利技术还可以做如下改进。进ー步，所述酸性活化剂中溶质的质量分数为10%。进ー步，所述酸性活化剂为稀硫酸、硫酸铜或硫酸铁中的任意ー种或多种的混合。进ー步,所述抑制剂为按质量比为2 1 1混合的エ业用固体纯碱、氢氧化钠和硫化钠。 进ー步，所述抑制剂添加量为I. O 2. O千克/吨。进ー步，所述浮选剂的添加量为60 80克/吨。进ー步，所述浮选剂为丁基黄药、こ基黄药、异戊基黄药、丁铵黑药或こ硫氮中的任意ー种或多种的混合。进ー步，所述起泡剂的添加量为20 30克/吨。进ー步,所述起泡剂为2#油起泡剂或松醇油。具体实施例方式以下所举实例只用于解释本专利技术，并非用于限定本专利技术的范围。实施例I通过直接氰化尾渣浮选エ艺，浮选出含铅质量分数大于40%的铅精矿，剰余物为含锌质量分数分3 5%和含铜质量分数2 3%的的选铅尾矿矿浆；将上述选铅后尾矿矿浆，在调浆槽中用水调整矿浆溶质的总质量分数为30 35%，常温下，连续搅拌均匀后，放入PH调整槽中。加入质量分数为10%的稀硫酸调整矿浆酸度PH=9. O,连续搅拌30分钟，保持PH=9. 0，待稳定后，连续均匀的将矿浆放入抑制槽中。保持矿浆溶质总质量分数30 35%，添加复合型抑制剂(质量比为2 1 1混合的エ业用固体纯碱、氢氧化钠和硫化钠)I. O千克/吨，并连续进料、放料，矿浆进入搅拌槽中。一边搅拌一边连续均匀地按60克/吨加入浮选剂丁基黄药，并按20克/吨加入2#油起泡剂，连续不断的搅拌。矿浆进入浮选槽以后，进行闭路浮选，经过一级粗选、一级闭路扫选和三级闭路精选，锌矿物被富集，得到锌精矿。锌精矿经过打矿泵打入压滤机中脱水分离，得高品位锌精矿。最后的尾矿用打矿泵打入压滤机中脱水分离。选锌尾矿进入选铜作业，选锌滤液返回选锌作业。表I实施例I化验结果及相关数据权利要求1.，其特征在于，包括以下步骤 1)选铅通过直接氰化尾渣浮选法，浮选出含铅质量份数大于40%的铅精矿，剩余物为选铅尾矿矿浆，选铅尾矿矿浆中锌的含量为选铅尾矿矿浆总质量的3 5%、铜的含量为总质量的2 3% ； 2)调浆将步骤I)所得选铅尾矿矿浆置于调浆槽中，控制矿浆中溶质占选铅尾矿矿浆总质量的30 35%，常温常压下连续搅拌均匀后放入调整槽中； 3)酸性活化向调整槽内加入酸性活化剂，调整矿浆PH值至9.0 10. 0，连续搅拌30分钟，保持PH处于9. 0 10. 0之间，待稳定后，将矿浆放入抑制槽中； 4)抑制在抑制槽内保持矿浆中溶质的总质量分数为为30 35%，添加抑制剂，再将矿浆从抑制槽放入搅拌槽中； 5)搅拌在搅拌槽内一边搅拌一边连续均匀地加入浮选剂和起泡剂，搅拌均匀后将矿浆放入浮选槽； 6)浮选在浮选槽内进行闭路浮选，经过一级粗选、一级闭路扫选和三级闭路精选，得到锌精矿； 7)将锌精矿进行脱水分离，即得品位大于40%的锌精矿。2.根据权利要求I所述的从金精矿直接氰化尾渣中综合回收锌的浮选方法，其特征在于，所述酸性活化剂中溶质的质量分数为10%。3.根据权利要求I或2所述的从金精矿直接氰化尾渣中综合回收锌的浮选方法，其特征在于，所述酸性活化剂为稀硫酸、硫酸铜或硫酸铁中的任意一种或多种的混合。4.根据权利要求I所述的从金精矿直接氰化尾渣中综合回收锌的浮选方法，其特征在于，所述抑制剂为按质量比为2 1 1混合的工业用固体纯碱、氢氧化钠和硫化钠。5.根据权利要求I或2或4所述的从金精矿直接氰化尾渣中综合回收锌的浮选方法，其特征在于，所述抑制剂添加量为I. 0 2. 0千克/吨。6.根据权利要求I所述的从金精矿直接氰化尾渣中综合回收锌的浮选方法，其特征在于，所述浮选剂的添加量为60 80克/吨。7.根据权利要求I或2或6所述的从金精矿直接氰化尾渣中综合回收锌的浮选方法，其特征在于，所述浮选剂为丁基黄药、乙基黄药、异戊基黄药、丁铵黑药或乙硫氮中的任意一种或多种的混合。8.根据权利要求I所述的从金精矿直接氰化尾渣中综合回收锌的浮选方法，其特征在于，所述起泡剂的添加量为20 30克/吨。9.根据权利要求I或2或8所述的从金精矿直接氰化尾渣中综合回收锌的浮选方法，其特征在于，所述起泡剂为2#油起泡剂或松醇油。全文摘要本专利技术属于黄金冶炼和浮游选矿
，涉及冶炼尾矿资源综合利用
，特别涉及，依次经过选铅、调浆、酸性活化、抑制、本文档来自技高网...

【技术保护点】
一种从金精矿直接氰化尾渣中综合回收锌的浮选方法，其特征在于，包括以下步骤：1）选铅：通过直接氰化尾渣浮选法，浮选出含铅质量份数大于40％的铅精矿，剩余物为选铅尾矿矿浆，选铅尾矿矿浆中锌的含量为选铅尾矿矿浆总质量的3～5%、铜的含量为总质量的2～3%；2）调浆：将步骤1）所得选铅尾矿矿浆置于调浆槽中，控制矿浆中溶质占选铅尾矿矿浆总质量的30～35%，常温常压下连续搅拌均匀后放入调整槽中；3）酸性活化：向调整槽内加入酸性活化剂，调整矿浆PH值至9.0～10.0，连续搅拌30分钟，保持PH处于9.0～10.0之间，待稳定后，将矿浆放入抑制槽中；4）抑制：在抑制槽内保持矿浆中溶质的总质量分数为为30～35%，添加抑制剂，再将矿浆从抑制槽放入搅拌槽中；5）搅拌：在搅拌槽内一边搅拌一边连续均匀地加入浮选剂和起泡剂，搅拌均匀后将矿浆放入浮选槽；6）浮选：在浮选槽内进行闭路浮选，经过一级粗选、一级闭路扫选和三级闭路精选，得到锌精矿；7）将锌精矿进行脱水分离，即得品位大于40%的锌精矿。

【技术特征摘要】

【专利技术属性】
技术研发人员：徐永祥，吕寿明，王立新，梁志伟，
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：