專利名稱：一種氰金尾礦的回收處理方法
技術領域：
本發明涉及硫、鐵含量高的含金氧化礦氰化提金后尾礦的回收再利用，特別是一種氰金尾礦的回收處理方法。
背景技術：
隨著資源的不斷開發、利用，地球上的資源儲量越來越少，而生產、開發使用資源時產生的大量廢物卻在威脅著人類生活的環境，影響著人類的生活。這些廢物的處理、處置和綜合回收利用，有著很重要的經濟意義和社會意義，綜合回收利用廢物中的有用的成分，尤為重要。選礦廠尾礦中有價礦產資源的綜合回收與利用也是形勢所迫、大勢所趨。
目前，含金氧化礦開發利用過程，主要采取氰化提金工藝，在提取大部分金、銀等有價金屬后，氰金尾礦還含有少部分金、銀等有價金屬；如果提金原礦中含有硫化礦的話，則氰金尾礦中還含有一定量的硫、鐵；由于含金氧化礦多為褐鐵礦型金，因此氰金尾礦中鐵的含量一般都比較高。目前氰金尾礦處理工藝都存在著一定問題，選廠進行尾礦處理要找一個“臨時尾礦庫”是最大的難題，即不能實現“無尾化”排放；而且由于金礦物主要富集在硫精礦中，而在硫精礦的銷售過程中，金一般是不計價的，不能有效回收，影響了資源利用率，降低了生產的經濟效益。
中國專利“一種含有原生硫化物包裹金的氰化尾礦的提金工藝方法”，專利申請號2006100465324，它公開的僅限對尾礦提金方法，提金后大量尾礦仍需存放尾礦庫，而不加以開發利用，不是對尾礦的綜合利用，資源浪費依然巨大。
發明內容
本發明的目的就是針對上述已有技術存在的不足，提供有效解決現有的氰金尾礦處理過程中金礦物富集在硫精礦中以及綜合利用，變廢為寶，即實現“無尾化”，經濟、簡單、適用、處理效果好的一種氰金尾礦的回收處理方法。
本發明的目的是通過以下技術方案實現的，一種氰金尾礦的回收處理方法，按以下步驟進行 a調漿，調整尾礦漿濃度為18-20％； b浮選選硫，加入活化劑CuSO4，捕收劑丁黃藥+柴油，起泡劑2#油，得硫精礦； c硫精礦制酸，燒酸溫度為≥850℃而≤900℃，焙燒保溫時間為30分鐘，燒渣中硫的殘留含量＜1％，且燒渣中鐵的含量≥60％； d酸渣氰化提金收鐵，氰化提金藥劑為NaCN、石灰、CaO2、SAA，搖瓶浸出12小時； 對選硫尾礦采用濕式強磁選機獲取部分鐵精礦，再對選鐵后尾礦磁化焙燒，焙燒溫度為900℃，礦煤比10∶3，焙燒料再磨進行適當分散后進行濕式磁選； 對選硫尾礦也可以直接脫水作水泥添加劑； 燒酸溫度為900℃，燒渣中硫的殘留含量＜0.5％。
試驗結果表明浮選濃度對選硫的影響極大，當浮選礦漿濃度達到28％左右時，浮選所得硫精礦硫的回收率僅44.08％，降低浮選濃度，不僅硫精礦中硫的品位提高，而且硫的回收率也提高，并穩定在64.56％～68.82％之間。考慮到過低的浮選濃度意味著設備處理能力低下，因此綜合考慮選硫指標與處理能力的因素，后續試驗皆選擇浮選礦漿濃度為18％～20％。
對硫精礦的焙燒，溫度太低不利于硫的脫除，同時鐵的品位也難以提高，隨著焙燒溫度的提高，硫的脫除率越高，同時燒渣中殘留硫的含量也越來越低，但溫度高于900℃(甚至在達到900℃)時，燒渣有結塊現象，且溫度越高結塊較致密，因此從焙燒角度看，焙燒溫度不宜超過900℃，也不能低于850℃。焙燒越充分，燒渣中殘留硫的含量越低，這對燒渣的綜合回收與利用是極其有利的，如在焙燒溫度為900℃條件下，焙燒保溫時間為30分鐘的燒渣含硫低于0.5％，含鐵都在60％以上，這可直接作為鐵精礦進行銷售。
在焙燒溫度為900℃，焙燒保溫時間為30分鐘條件下，對一批硫精礦進行了焙燒，所得的燒渣含金在6.0g/t，含鐵大于60％，含硫低于0.5％。對這部分燒渣進行了全泥氰化提金試驗。試驗共同條件為浸礦濃度為35％，礦漿pH值為12.3左右。試驗結果列于表1。
表1 硫酸燒渣氰化提金試驗結果 由表1可見，對硫酸燒渣進行的不同方案的全泥氰化提金試驗，所得的氰渣中的金含量都在0.8g/t以下，說明都可得到較高的金浸出指標，這說明硫酸燒渣總體上還是比較容易浸出的。
本發明利用氰金尾礦再利用處理過程中金礦物主要富集在硫精礦中的特點，通過調整入選礦漿濃度，選擇合適的硫礦物捕收劑以及合適的選硫尾礦處理工藝，最終實現了金、硫、鐵資源整體綜合回收與利用。
本發明這對氰金尾礦中S、Fe、Au等進行綜合回收，不僅可提高資源的綜合利用水平，而且因減少了廢棄物的排放，延長了尾礦庫的使用年限，降低了企業的經營成本，并將會為企業帶來一定的經濟效益，同時也可為企業創造良好的環境與社會效益，提升企業的社會形象。
具體實施例方式 實施例選別的原礦是一種含金氧化礦氰金后的尾礦，其中主要含有鐵、硫、金等有價組分，其原礦品位為 Au 1.13g/t、Ag 17.70g/t、TFe 34.30％、S 8.79％。
首先調整礦漿濃度為18-20％，再加入活化劑H2SO4 1000g/t和CuSO4 300g/t，加入捕收劑(丁黃藥+柴油)(1∶1)200g/t，起泡劑2#油30g/t進行硫粗選，粗選得到的硫粗精礦進行一次空白精選；硫粗選后進行兩次掃選，第一次掃選藥劑用量為活化劑CuSO4100g/t，捕收劑(丁黃藥+柴油)(1∶1)200g/t，起泡劑2#油10g/t，第二次掃選藥劑用量為捕收劑丁黃藥20g/t。閉路選別結果見表2 表2
*注含量單位為g/t。
硫精礦燒酸-酸渣氰金收鐵硫精礦金的含量達到3.78～3.90g/t，其價值最大，必須考慮硫精礦燒酸后燒渣金的提取及相應的技術經濟指標，另外，從燒渣的處理處置看，提金后的尾渣最好是能作為鐵精礦處理以做到“無尾”排放，而要做到這一點，硫精礦燒酸工藝至關重要，如果硫精礦燒酸能保證燒渣中硫的殘留含量低于1％(最好低于0.5％)，且燒渣中鐵的含量大于60％的話，則整個技術方案就是可行的。燒酸溫度為9000C，焙燒時間為30分鐘；氰化提金藥劑用量為NaCN用量為4kg/t，石灰用量6kg/t，過氧化鈣(CaO2)用量為4kg/t，木質素磺酸鈣(SAA)用量為1kg/t，搖瓶浸出12小時。
選別結果見表3、4 表3燒酸結果
表4氰化提金結果 選硫尾礦磁化焙燒-磁選收鐵選硫后的尾礦，還含有32％-36％的鐵，采用濕式強磁選機，可獲得一部分含鐵50.32％的鐵精礦，但選鐵后的尾礦中仍然還含有30％左右的鐵，由于這部分鐵基本上是褐鐵礦型鐵，采用常規物理選礦方法難以經濟回收，對此，采用磁化焙燒-磁選的方案，焙燒溫度為900℃，礦∶煤比10∶3，焙燒料再磨進行適當分散后進行濕式磁選。試驗結果見表5 表5
從表2、表3、表4、表5中數據可以看出，使用本發明所述的工藝技術，即氰金尾礦“浮選選硫-硫精礦制酸-酸渣氰化提金收鐵、磁化焙燒-磁選收鐵、選硫尾礦脫水作水泥添加劑”技術，最終實現了氰金尾礦的合理再利用，最主要的是實現了金礦物的單獨分離和最終的“無尾化”，為氰金尾礦的再利用提供了合適的工藝技術路線。該發明具有處理成本低、適用范圍廣的優點，是一種經濟、簡單、適用、處理效果很好的氰金尾礦回收再利用工藝技術。
本說明書中未作詳細描述之內容為本領域專業技術人員公知現有技術。
權利要求
1、一種氰金尾礦的回收處理方法，其特征是按以下步驟進行
a調漿，調整尾礦漿濃度為18-20％；
b浮選選硫，加入活化劑CuSO4，捕收劑丁黃藥+柴油，起泡劑2#油，得硫精礦；
c硫精礦制酸，燒酸溫度為≥850℃而≤900℃，焙燒保溫時間為30分鐘，燒渣中硫的殘留含量＜1％，且燒渣中鐵的含量≥60％；
d酸渣氰化提金收鐵，氰化提金藥劑為NaCN、石灰、CaO2、SAA，搖瓶浸出12小時。
2、根據權利要求1所述一種氰金尾礦的回收處理方法，其特征是對選硫尾礦采用濕式強磁選機獲取部分鐵精礦，再對選鐵后尾礦磁化焙燒，焙燒溫度為900℃，礦煤比10∶3，焙燒料再磨進行適當分散后進行濕式磁選。
3、根據權利要求1所述一種氰金尾礦的回收處理方法，其特征是對選硫尾礦也可以直接脫水作水泥添加劑。
4、根據權利要求1所述一種氰金尾礦的回收處理方法，其特征是燒酸溫度為900℃，燒渣中硫的殘留含量＜0.5％。
全文摘要
本發明涉及硫、鐵含量高的含金氧化礦氰化提金后尾礦的回收再利用，特別是一種氰金尾礦的回收處理方法。本發明通過“浮選選硫-硫精礦制酸-酸渣氰化提金收鐵、磁化焙燒-磁選收鐵、選硫尾礦脫水作水泥添加劑”技術，實現了氰金尾礦的合理再利用，實現了金礦物的單獨分離和最終的“無尾化”，為氰金尾礦的再利用提供了合適的工藝技術路線。該發明具有處理成本低、適用范圍廣的優點，是一種經濟、簡單、適用、處理效果很好的氰金尾礦回收再利用工藝技術。
文檔編號C22B11/08GK101403042SQ20081013620
公開日2009年4月8日 申請日期2008年11月11日 優先權日2008年11月11日
發明者羅仙平, 群 嚴, 何麗萍 申請人:羅仙平