一種金鐵氧化礦分組分類綜合回收的選礦方法與流程
2023-06-08 14:44:36
本發明涉及礦物加工技術領域，更具體地，涉及一種金銀貴液中高效回收金銀的選礦方法，特別涉及從一種金礦中伴生銀含量較高的貴液中高效回收金銀，實現金銀吸附效率以及銀回收率最大化的選礦方法。
背景技術：
金是一種貴金屬，元素符號Au，密度為19.29～19.37g/cm3，具有親鐵親硫的特性，在地殼中通常與黃鐵礦、黃銅礦等硫化礦，以及磁鐵礦、褐鐵礦等氧化礦共伴生。金鐵氧化礦是指一類含金含鐵的氧化礦石，鐵礦物的賦存狀態通常為磁鐵礦、赤鐵礦、褐鐵礦等。金的賦存狀態通常分為單體金、裂隙金、包裹金三種，並且與鐵的嵌布關係通常較為密切，因此在選別流程的制定中，需綜合評價。在工藝流程的選擇方面，通常有先金後鐵和先鐵後金兩種，其中先金後鐵適用於金嵌布粒度較粗的情況，在保證金的回收率的前提下，需儘可能的粗磨，以有利於鐵的回收，具有流程簡單等的優點；先鐵後金更適用於金鐵嵌布關係密切，難以單體解離的礦石，因此先粗磨選鐵，再分組分類選金，從而最大限度的回收金鐵兩種元素，實現綜合利用。公開號為CN101348859的中國專利申請公開了一種從含金硫鐵礦中綜合回收金鐵硫資源的方法，包括將含顯微金和包裹金的中低品位硫鐵礦礦石磨細，金硫混合浮選，獲得含金高品位硫精礦，將該精礦在在沸騰爐中過氧焙燒，煙氣制酸，燒渣成為含金渣，再氯化揮發焙燒，煙氣收塵得到金精礦，燒渣為煉鐵原料，綜合回收了金、硫、鐵三種元素，該方法主要針對含金硫鐵礦，並不適用於金鐵氧化礦。公開號為CN104404261A的中國申請公開了一種金精礦氰化尾渣氯化焙燒同步還原回收金、鐵的方法，屬於資源綜合利用技術領域，該方法通過反浮選預富集，降低了後續處理工藝的能耗，實現了低品位金鐵氰化尾渣的資源化。但該方法流程較為複雜，研究對象已經是尾礦，如果從原礦入手，技術效果不確定。肖坤明等在《氰化尾渣綜合利用試驗研究》(礦業研究與開發,2014,04:85-87.)中採用浮選-焙燒-浸出聯合工藝，進行氰化尾渣中金、鐵以及硫的綜合回收利用，浮選硫精礦焙燒制酸，燒渣氰化浸金，浸渣為鐵精礦。總體來說，本領域科技工作者針對金鐵硫化礦的綜合回收做了大量的研究工作，但是對金鐵氧化礦的研究成果較少。本發明恰好填補了這一空白，旨在提供一種合理的選別工藝流程，從而綜合回收嵌布關係密切的金、鐵兩種元素。
技術實現要素：
本發明的目的是針對現有金鐵氧化礦分組分類綜合回收的技術空白，提供一種金鐵氧化礦分組分類的選礦方法，本發明方法具有選別順序合理、適應性強等優點，可實現金與鐵的綜合回收。本發明的目的通過以下技術方案予以實現：提供一種金鐵氧化礦分組分類的選礦方法，包括以下步驟：S1.磨礦：磨礦至礦料細度為-0.074mm佔65～75％；S2.將磨礦後的礦料調漿後進行磁選，分別得到強磁性產品和弱磁選尾礦，強磁性產品即含金磁鐵礦，所述磁選的磁場強度為150～300mT；S3.將弱磁選尾礦經磁場強度為700～900mT磁選，分別得到弱磁性產品和非磁性產品，弱磁性產品即含金褐鐵礦；S4.將含金磁鐵礦、含金褐鐵礦、非磁性產品分別氰化浸出；所述的金鐵氧化礦為含金的磁鐵礦石和褐鐵礦石。優選地，步驟S2所述磨礦的礦漿濃度設定為50～60％(質量百分比濃度)。進一步地，是採用球磨機進行磨礦。優選地，步驟S2所述調漿是將磨礦後的礦料調漿(加水或濃縮脫水)得到濃度為30％(質量百分比濃度)的礦漿。優選地，步驟S2是將磨礦後的礦漿勻速加入弱磁選機進行磁選。所述的弱磁選機優選採用滾筒式弱磁選機。優選地，步驟S3是將弱磁選尾礦勻速加入高梯度磁選機進行磁選。所述的高梯度磁選機優選採用立環連續高梯度磁選機及其小型試驗機。優選地，步驟S4所述的氰化浸出的攪拌強度為1350～1450轉/分。優選地，步驟S4所述氰化浸出的條件為：氰化鈉用量1500～2500g/t，礦漿濃度25～35％質量百分比，礦漿pH值為9～11，浸出時間為24～48小時，石灰加入量為10～20kg/t。經步驟S4浸出後的含金磁鐵礦、含金褐鐵礦、非磁性產品，分別為磁鐵礦產品、褐鐵礦產品、尾礦。與現有技術相比，本發明的有益效果是：本發明針對含金的磁鐵礦石和褐鐵礦石科學採用經磁選分組分類再分別氰化浸出的選礦方法，能夠有效保證鐵的回收率，解決了金鐵兩種元素在選別順序上的矛盾，填補了本技術領域的空白；原礦粗磨磁選分組分類後，只需將含金磁鐵礦一種產品進行再磨即可進行氰化選金，大大節約了磨礦成本；本發明磁選作業的方法不僅將礦物按照磁性分組分類，而且從粒度上將細泥歸於非磁性產品中，從而淨化了磁鐵礦和褐鐵礦的氰化浸出環境，排除了細粒級對浸出效果的幹擾，適用於金鐵氧化礦中金鐵元素的綜合回收。本發明精確總結每一步分組磁選的磁場強度，將含金的磁鐵礦石和褐鐵礦石分別經弱磁選、強磁選，得到弱磁選精礦、強磁選精礦和非磁性產品，再分別加入石灰和氰化鈉進行攪拌浸出，浸出後最終獲得磁鐵精礦、褐鐵精礦和含金貴液。本發明獲得的磁鐵精礦的鐵品位為60～63％，鐵回收率為30～33％，褐鐵精礦的鐵品位為50～52％，鐵回收率為55～58％，含金貴液的金回收率為90～92％。本發明提供一種回收率高，成本低的選礦方法，適用於金鐵氧化礦中有價元素的綜合回收，具有重要的實際推廣應用價值。附圖說明圖1本發明工藝流程圖。具體實施方式下面結合具體實施例進一步說明本發明。下述實施例說明的礦石來源僅用於示例性說明，不能理解為對本發明的限制。除非特別說明，下述實施例中使用的原料為本領域常規市場渠道獲得的原料，除非特別說明，下述實施例中使用的方法和設備為本領域常規使用的方法和設備。本發明實施例中的工藝流程圖如附圖1所示。實施例1本實施例給礦為雲南某地金鐵氧化礦，其中鐵礦物主要為磁鐵礦和褐鐵礦，金主要以細粒級嵌布在鐵礦物和脈石當中。S1.將原礦與水混合成50％濃度的礦漿，加入球磨機中磨礦，磨礦細度為-0.074mm佔65％；S2.將磨礦後的礦漿調漿為30％濃度後勻速加入弱磁選機，磁場強度為150mT，分別得到強磁性產品和弱磁選尾礦，強磁性產品即含金磁鐵礦；S3.將弱磁選尾礦加入高梯度磁選機，磁場強度為700mT，分別得到弱磁性產品和非磁性產品，弱磁性產品即含金褐鐵礦；S4.將含金磁鐵礦、含金褐鐵礦、非磁性產品分別氰化浸出，氰化鈉用量1500g/t，礦漿濃度25％，礦漿pH＝9，浸出時間24小時。含金貴液集中處理。最終產品指標為磁鐵精礦品位為63.21％，鐵回收率為30.78％，褐鐵精礦品位為50.14％，鐵回收率為55.45％，氰化浸出液中金總回收率為90.54％。實施例2本實施例給礦為四川某地金鐵氧化礦，其中鐵礦物主要為磁鐵礦和褐鐵礦，金主要以細粒級嵌布在鐵礦物和脈石當中。S1.將原礦與水混合成55％濃度的礦漿，加入球磨機中磨礦，磨礦細度為-0.074mm佔70％；S2.將磨礦後的礦漿調漿為30％濃度後勻速加入弱磁選機，磁場強度為200mT，分別得到強磁性產品和弱磁選尾礦，強磁性產品即含金磁鐵礦；S3.將弱磁選尾礦加入高梯度磁選機，磁場強度為800mT，分別得到弱磁性產品和非磁性產品，弱磁性產品即含金褐鐵礦；S4.將含金磁鐵礦、含金褐鐵礦、非磁性產品分別氰化浸出，氰化鈉用量2000g/t，礦漿濃度30％，礦漿pH＝10，浸出時間36小時。含金貴液集中處理。最終產品指標為磁鐵精礦品位為61.38％，鐵回收率為32.12％，褐鐵精礦品位為51.85％，鐵回收率為56.32％，氰化浸出液中金總回收率為91.57％。實施例3本實施例給礦為山東某地金鐵氧化礦，其中鐵礦物主要為磁鐵礦和褐鐵礦，金主要以細粒級嵌布在鐵礦物和脈石當中。S1.將原礦與水混合成60％濃度的礦漿，加入球磨機中磨礦，磨礦細度為-0.074mm佔75％；S2.將磨礦後的礦漿調漿為30％濃度後勻速加入弱磁選機，磁場強度為300mT，分別得到強磁性產品和弱磁選尾礦，強磁性產品即含金磁鐵礦；S3.將弱磁選尾礦加入高梯度磁選機，磁場強度為900mT，分別得到弱磁性產品和非磁性產品，弱磁性產品即含金褐鐵礦；S4.將含金磁鐵礦、含金褐鐵礦、非磁性產品分別氰化浸出，氰化鈉用量2500g/t，礦漿濃度35％，礦漿pH＝11，浸出時間48小時。含金貴液集中處理。最終產品指標為磁鐵精礦品位為60.56％，鐵回收率為30.82％，褐鐵精礦品位為50.95％，鐵回收率為57.14％，氰化浸出液中金總回收率為91.07％。