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CN103816990A - 一种金浮选尾矿综合回收方法及其装置 - Google Patents

一种金浮选尾矿综合回收方法及其装置 Download PDF

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Abstract

本发明公开了一种浮选金尾矿综合回收的方法，包括如下步骤：浮选尾矿经过旋流器分级，粗粒进入振动螺旋溜槽选别，振动螺旋溜槽精矿进入摇床重选，振动螺旋溜槽中矿返回振动螺旋溜槽再选，摇床精矿为金精矿，摇床中矿返回振动螺旋溜槽再选，摇床尾矿进入磁选，磁选精矿为铁精矿，旋流器细粒溢流+振动螺旋溜槽尾矿+磁选尾矿汇合起来进入尾矿压滤系统，尾矿回水返回利用。本发明的金浮选尾矿综合回收方法具有简便易行、成本低、无毒害的优点。本发明对现有金浮选尾矿回收方法工艺进行改进后，含量为0.25g/t金、4%磁性铁的浮选尾矿，金回收率52.62%，铁回收率50.95%，成本降低了9.0%，每吨浮选尾矿可实现利润20元/吨，利润较之前翻番。

Description

一种金浮选尾矿综合回收方法及其装置
技术领域
本发明涉及黄金选矿技术领域，尤其涉及一种金浮选尾矿综合回收方法及其装置。
背景技术
目前对于金浮选尾矿综合回收方法主要采用将尾矿分级后粗粒再磨，再磨后进行氰化浸出，再磨存在成本过高，氰化浸出污染大，环保要求高，并且对于浮选尾矿品位在0.3g/t以下的无任何经济价值；采用的振动螺旋溜槽比传统溜槽效率高，起到提前抛尾的作用，降低摇床处理量，摇床主要是回收浮选无法回收未单体解离的金，磁选主要回收其中的铁，通过尾矿压滤系统有效解决了重选耗水量大的问题，本方法对0.20g/t以上金浮选尾矿均有回收价值，不仅能回收回其中的金还能有效回收其中的铁，达到综合回收的目的。
发明内容
本发明的目的是对现有金浮选尾矿回收工艺进行改进，提供一种成本低、无毒害、经济的一种金浮选尾矿综合回收方法及装置。
本发明采用如下技术方案：
本发明的金浮选尾矿综合回收方法的具体步骤如下：
（1）浮选尾矿首先进入旋流器进行分级，分级后大于74μm含量55%为粗粒，金品位为0.45g/t，其浓度为60%，小于37μm含量85%为细粒，金品位为0.12g/t；
（2）步骤（1）分级后的粗粒进入振动螺旋溜槽，细粒溢流进入尾矿浓缩系统，粗粒在振动螺旋溜槽中被分为精矿、中矿和尾矿，金品位为0.12g/t作为尾矿，金品位在0.12g/t-0.86g/t以下为中矿，金品位在0.86g/t以上、磁铁矿含量为5.6%以上为精矿；
（3）振动螺旋溜槽中的精矿进入摇床，中矿返回旋流器再选，尾矿进入尾矿压滤系统，精矿在摇床中筛选为金精矿、中矿和尾矿，金品位为0.12g/t作为尾矿，金品位在0.12g/t-8.65g/t以下为中矿，金品位在8.65g/t以上、磁铁矿含量为9.0%以上为精矿；
（4）摇床中矿返回振动螺旋溜槽再选，摇床尾矿进入磁选；
（5）磁选精矿为铁精矿，尾矿进入尾矿浓缩系统。
步骤（1）中，旋流器进行分级的给矿压力为1.0Mpa，进浆浓度35%。
步骤（2）中，振动螺旋溜槽的振动频率为120次/分，从入料到出料选别需要60s，选别浓度25%。
步骤（3）中，摇床的床面倾角横坡1.5°，纵坡2.0°，冲程22mm,冲次260r/min，选别浓度12%。
步骤（4）中，磁选的磁场强度1350高斯，选别浓度25%。
浓缩系统是由浓密机和陶瓷过滤机组成。
本发明的金浮选尾矿综合回收的装置是由旋流器、振动螺旋溜槽、摇床、磁选机和浓缩系统组成，旋流器的粗粒出口与振动螺旋溜槽进口连接；振动螺旋溜槽的精矿出口与摇床进口连接；振动螺旋溜槽的中矿出口与旋流器入口连接；摇床尾矿出口与磁选机进口连接；摇床中矿出口与振动螺旋溜槽入口连接；旋流器细粒溢流出口、振动螺旋溜槽尾矿出口、磁选机尾矿出口汇合后接入浓缩系统进口。
浮选尾矿经过分级后粗粒74μm所占比例由全尾矿95%降低至55%，使用重选的方法回收浮选无法回收的未单体解离金和其中的铁，避免进行再次磨矿和氰化浸出。
经过分级后，尾矿中未单体解离的金元素比例由10%提高至40%，利用振动螺旋溜槽先行抛尾，再进一步用摇床选别，重矿物得到富集，摇床主要选别未单体解离的金，摇床尾矿再用磁选选出铁精矿；旋流器细粒溢流、振动螺旋溜槽尾矿、磁选尾矿合在一起经浓缩压滤系统，干尾矿进尾矿库堆存，回水经过处理回用。
本发明的积极效果如下：
本发明的金浮选尾矿综合回收方法具有简便易行、成本低、无毒害的优点。本发明对现有金浮选尾矿回收方法工艺进行改进后，含量为0.25g/t金、4%磁性铁的浮选尾矿，金回收率52.62%，铁回收率50.95%，成本降低了9.0%，每吨浮选尾矿可实现利润20元/吨，利润较之前翻番。
附图说明
图1为现有技术的金浮选尾矿回收工艺流程。
图2为本发明的金浮选尾矿综合回收工艺流程。
具体实施方式
下面的实施例是对本发明的进一步详细描述。
现有金浮选尾矿回收工艺流程如图1所示，浮选尾矿经过分级后粗粒进入再磨系统，磨机排料经过旋流器分级后，细粒溢流部分37μm含量为85%，进入氰化浸出系统，粗粒返回磨机再磨。
氰化浸出使用活性炭吸附，解析冶炼出合质金。
本发明对现有金浮选尾矿回收工艺进行了改进，各设备之间的连接关系如下：
旋流器的粗粒出口接振动螺旋溜槽的进口，旋流器的细粒溢流口接尾矿浓缩压滤的进口；
振动螺旋溜槽的精矿出口接摇床进口，中矿出口返回振动螺旋溜槽进口，尾矿接尾矿浓缩压滤进口；
摇床精矿为金精矿，中矿出口接振动螺旋溜槽进口，尾矿接磁选进口；
具体实施方案如下：
金浮选尾矿经过Φ100*8旋流器组分级，粗粒进入10台5LL-1200振动螺旋溜槽；溜槽精矿进入20台细沙摇床，溜槽中矿返回再选；摇床精矿为金精矿，中矿返回溜槽再选，摇床尾矿进入磁选机磁选；磁选精矿为铁精矿，旋流器细粒溢流、溜槽尾矿、磁选尾矿汇合进入尾矿浓缩压滤系统，尾矿进入尾矿库干堆，回水经处理后返回系统再用。
改进后的金浮选尾矿综合回收工艺经过上述改进后，在其它不变的情况下，选矿技术指标如下：
项目 现有工艺技术指标 本发明工艺技术指标
金浮选尾矿品位（g/t） 0.25 0.25
合质金品位（%） 92.5
金精矿品位（g/t） 12.5
金尾矿品位（g/t） 0.15 0.12
金回收率（%） 40.0 52.62
铁原矿品位（g/t） 4.0 4.0
铁精矿品位（g/t） 65.23
铁尾矿品位（g/t） 2.13
铁回收率（%） 50.95
吨矿电耗（kwh/t） 15.2 10.5
吨矿钢球磨耗(kg/t) 0.25
选矿成本（元/吨） 15 13.5
尽管已经示出和描述了本发明的实施例，对于本领域的普通技术人员而言，可以理解在不脱离本发明的原理和精神的情况下可以对这些实施例进行多种变化、修改、替换和变型，本发明的范围由所附权利要求及其等同物限定。

Claims (7)

1.一种金浮选尾矿综合回收方法，其特征在于：所述方法的具体步骤如下：
（1）浮选尾矿首先进入旋流器进行分级，大于74μm含量55%为粗粒，小于37μm含量85%为细粒；
（2）步骤（1）分级后的粗粒进入振动螺旋溜槽，细粒溢流进入尾矿浓缩系统，粗粒在振动螺旋溜槽中被分为精矿、中矿和尾矿，金品位为0.12g/t作为尾矿，金品位在0.12g/t-0.86g/t以下为中矿，金品位在0.86g/t以上、磁铁矿含量为5.6%以上为精矿；
（3）振动螺旋溜槽中的精矿进入摇床，中矿返回旋流器再选，尾矿进入尾矿压滤系统，精矿在摇床中筛选为金精矿、中矿和尾矿，金品位为0.12g/t作为尾矿，金品位在0.12g/t-8.65g/t以下为中矿，金品位在8.65g/t以上、磁铁矿含量为9.0%以上为精矿；
（4）摇床中矿返回振动螺旋溜槽再选，摇床尾矿进入磁选；
（5）磁选精矿为铁精矿，尾矿进入尾矿浓缩系统。
2.如权利要求1所述的金浮选尾矿综合回收方法，其特征在于：步骤（1）中，旋流器进行分级的浮选尾矿金品位为0.25g/t，细度74μm含量为95%，给矿压力为1.0Mpa，进浆浓度35%，采用Φ100*8旋流器组，沉沙嘴为Φ15，分级后大于74μm含量55%为粗粒，金品位为0.45g/t，其浓度为60%，小于37μm含量85%为细粒，金品位为0.12g/t。
3.如权利要求1所述的金浮选尾矿综合回收方法，其特征在于：步骤（2）中，振动螺旋溜槽的直径为1200mm螺旋溜槽，振动频率为120次/分，从入料到出料选别需要60s，选别浓度25%。
4.如权利要求1所述的金浮选尾矿综合回收方法，其特征在于：步骤（3）中，摇床的床面倾角横坡1.5°，纵坡2.0°，冲程22mm,冲次260r/min，选别浓度12%。
5.如权利要求1所述的金浮选尾矿综合回收方法，其特征在于：步骤（4）中，磁选的磁场强度1350高斯，选别浓度25%。
6.如权利要求1所述的金浮选尾矿综合回收方法，其特征在于：浓缩系统是由浓密机和陶瓷过滤机组成。
7.一种金浮选尾矿综合回收的装置，其特征在于：所述的装置是由旋流器、振动螺旋溜槽、摇床、磁选机和浓缩系统组成，旋流器的粗粒出口与振动螺旋溜槽进口连接；振动螺旋溜槽的精矿出口与摇床进口连接；振动螺旋溜槽的中矿出口与旋流器入口连接；摇床尾矿出口与磁选机进口连接；摇床中矿出口与振动螺旋溜槽入口连接；旋流器细粒溢流出口、振动螺旋溜槽尾矿出口、磁选机尾矿出口汇合后接入浓缩系统进口。
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