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1、10申请公布号CN104107761A43申请公布日20141022CN104107761A21申请号201410174314322申请日20140428B03D1/0020060171申请人云南黄金矿业集团股份有限公司地址650224云南省昆明市北京路国际友联大厦18楼72发明人高起方刘志斌汪勇高洋刘志亮惠士成杨德生周东云姜态宇74专利代理机构北京清亦华知识产权代理事务所普通合伙11201代理人李志东54发明名称从含金氰化尾渣中回收有价金属的方法57摘要本发明公开了一种从含金氰化尾渣中回收有价金属的方法。该方法包括1向含金氰化尾渣中加入水进行调浆处理，得到矿浆；2向矿浆中加入炭粉和硫化钠；3。
2、向步骤2得到的矿浆中加入捕收剂和起泡剂进行粗选处理，以便得到粗选精矿和尾矿；4将粗选精矿搅拌充气后进行第一精选处理，以便得到第一精选尾矿和第一精选精矿；5向第一精选精矿中加入石灰和捕收剂进行第二精选处理，以便得到硫精矿和第二精选精矿；以及6向第二精选精矿中加入石灰进行第三精选处理，以便获得铜精矿和第三精选尾矿。根据本发明实施例从含金氰化尾渣中回收有价金属的方法可以显著提高有价金属的品位和回收率。51INTCL权利要求书1页说明书6页附图1页19中华人民共和国国家知识产权局12发明专利申请权利要求书1页说明书6页附图1页10申请公布号CN104107761ACN104107761A1/1页21一。
3、种从含金氰化尾渣中回收有价金属的方法，其特征在于，包括1向所述含金氰化尾渣中加入水进行调浆处理，以便得到矿浆；2向步骤1得到的所述矿浆中加入炭粉和硫化钠，以便使所述矿浆中金属氧化物的至少一部分发生硫化反应，并且使所述炭粉吸附所述矿浆中的氰根离子；3向步骤2得到的所述矿浆中加入捕收剂和起泡剂进行粗选处理，以便得到粗选精矿和尾矿；4将步骤3得到的所述粗选精矿搅拌充气后进行第一精选处理，以便得到第一精选尾矿和第一精选精矿，并将所述第一精选尾矿返回进行所述粗选处理；5向步骤4得到的所述第一精选精矿中加入石灰和捕收剂进行第二精选处理，以便得到硫精矿和第二精选精矿；以及6向步骤5得到的所述第二精选精矿中加。
4、入石灰进行第三精选处理，以便获得铜精矿和第三精选尾矿，并将所述第三精选尾矿返回进行所述第二精选处理。2根据权利要求1所述的从含金氰化尾渣中回收有价金属的方法，其特征在于，所述矿浆的浓度为3334重量。3根据权利要求1所述的从含金氰化尾渣中回收有价金属的方法，其特征在于，所述捕收剂为丁黄药，所述起泡剂为2油松醇油。4根据权利要求3所述的从含金氰化尾渣中回收有价金属的方法，其特征在于，基于每吨所述含金氰化尾渣，向所述矿浆中加入100G的所述炭粉和500G的所述硫化钠，以便使所述矿浆中金属氧化物的至少一部分发生硫化反应，并且使所述炭粉吸附所述矿浆中的氰根离子。5根据权利要求3所述的从含金氰化尾渣中回。
5、收有价金属的方法，其特征在于，基于每吨所述含金氰化尾渣，向所述矿浆中加入100G的所述丁黄药和30G的所述2油松醇油，以便进行粗选处理。6根据权利要求3所述的从含金氰化尾渣中回收有价金属的方法，其特征在于，基于每吨所述含金氰化尾渣，向所述第一精选精矿中加入5G的所述石灰和20G的所述丁黄药，以便进行所述第二精选处理。7根据权利要求3所述的从含金氰化尾渣中回收有价金属的方法，其特征在于，基于每吨所述含金氰化尾渣，向所述第二精选精矿中加入25G的所述石灰，以便进行所述第三精选处理。权利要求书CN104107761A1/6页3从含金氰化尾渣中回收有价金属的方法技术领域0001本发明属于冶金技术领域，。
6、具体而言，本发明涉及一种从含金氰化尾渣中回收有价金属的方法。背景技术0002对于“含金氰化尾渣中回收有价金属”这类物料的处理方法，目前主要有焙烧法、浸出法、浮选法，但最为经济的仍属浮选方法，工业中采用该方法较为广泛。常规的浮选方法从含金氰化尾渣中回收有价金属，一般是将氰化尾渣压虑后加入清水进行简单的洗涤、调浆，调浆成一定浓度的矿浆进行浮选回收有价金属，由于氰化尾渣含有残余的氰化钠对硫化矿物有较强的抑制作用，部分矿物的可浮性大为降低，致使从氰化尾渣中回收有价金属的品位和回收率偏低。同时，采用该工艺方法没有对氰化尾渣进行有效脱药处理，使得氰渣中残存的药剂仍严重影响铜硫矿物的回收，废水由于含有较高氰。
7、根，存在排放困难的问题。0003因此，开发一种能够消除氰根对氰化尾渣浮选的方法或者药剂意义重大。发明内容0004本发明旨在至少在一定程度上解决上述技术问题之一。为此，本发明的一个目的在于提出一种从含金氰化尾渣中回收有价金属的方法，该方法可以显著提高有价金属的品位和回收率。0005在本发明的一个方面，本发明提出了一种从含金氰化尾渣中回收有价金属的方法。根据本发明的实施例，该方法包括00061向所述含金氰化尾渣中加入水进行调浆处理，以便得到矿浆；00072向步骤1得到的所述矿浆中加入炭粉和硫化钠，以便使所述矿浆中金属氧化物的至少一部分发生硫化反应，并且使所述炭粉吸附所述矿浆中的氰根离子；00083。
8、向步骤2得到的所述矿浆中加入捕收剂和起泡剂进行粗选处理，以便得到粗选精矿和尾矿；00094将步骤3得到的所述粗选精矿搅拌充气后进行第一精选处理，以便得到第一精选尾矿和第一精选精矿，并将所述第一精选尾矿返回进行所述粗选处理；00105向步骤4得到的所述第一精选精矿中加入石灰和捕收剂进行第二精选处理，以便得到硫精矿和第二精选精矿；以及00116向步骤5得到的所述第二精选精矿中加入石灰进行第三精选处理，以便获得铜精矿和第三精选尾矿，并将所述第三精选尾矿返回进行所述第二精选处理。0012根据本发明实施例的从含金氰化尾渣中回收有价金属的方法通过利用炭粉吸附含金氰化尾渣中残余的氰根离子，可以消除氰根离子对。
9、铜硫矿石的抑制作用，同时通过加入硫化钠可以对硫化矿中部分氧化矿进行硫化，起到对铜硫矿的活化作用，从而有效的回收含金氰化尾渣中的金、铜金属。说明书CN104107761A2/6页40013另外，根据本发明上述实施例的从含金氰化尾渣中回收有价金属的方法还可以具有如下附加的技术特征0014在本发明的一些实施例中，所述矿浆的浓度为3334重量。由此，可以显著提高含金氰化尾渣中铜和金的回收率。0015在本发明的一些实施例中，所述捕收剂为丁黄药，所述起泡剂为2油松醇油。由此，可以进一步提高含金氰化尾渣中铜和金的回收率。0016在本发明的一些实施例中，基于每吨所述含金氰化尾渣，向所述矿浆中加入100G的所述。
10、炭粉和500G的所述硫化钠，以便使所述矿浆中金属氧化物的至少一部分发生硫化反应，并且使所述炭粉吸附所述矿浆中的氰根离子。由此，可以进一步提高含金氰化尾渣中铜和金的回收率。0017在本发明的一些实施例中，基于每吨所述含金氰化尾渣，向所述矿浆中加入100G的所述丁黄药和30G的所述2油松醇油，以便进行粗选处理。由此，可以进一步提高含金氰化尾渣中铜和金的回收率。0018在本发明的一些实施例中，基于每吨所述含金氰化尾渣，向所述第一精选精矿中加入5G的所述石灰和20G的所述丁黄药，以便进行所述第二精选处理。由此，可以进一步提高含金氰化尾渣中铜和金的回收率。0019在本发明的一些实施例中，基于每吨所述含金。
11、氰化尾渣，向所述第二精选精矿中加入25G的所述石灰，以便进行所述第三精选处理。由此，可以进一步提高含金氰化尾渣中铜和金的回收率。0020本发明的附加方面和优点将在下面的描述中部分给出，部分将从下面的描述中变得明显，或通过本发明的实践了解到。附图说明0021本发明的上述和/或附加的方面和优点从结合下面附图对实施例的描述中将变得明显和容易理解，其中0022图1是根据本发明一个实施例的从含金氰化尾渣中回收有价金属的方法流程示意图。具体实施方式0023下面详细描述本发明的实施例，所述实施例的示例在附图中示出，其中自始至终相同或类似的标号表示相同或类似的元件或具有相同或类似功能的元件。下面通过参考附图描。
12、述的实施例是示例性的，旨在用于解释本发明，而不能理解为对本发明的限制。0024在本发明的描述中，需要理解的是，术语“第一”、“第二”仅用于描述目的，而不能理解为指示或暗示相对重要性或者隐含指明所指示的技术特征的数量。由此，限定有“第一”、“第二”的特征可以明示或者隐含地包括一个或者更多个该特征。在本发明的描述中，“多个”的含义是两个或两个以上，除非另有明确具体的限定。0025在本发明的一个方面，本发明提出了一种从含金氰化尾渣中回收有价金属的方法。下面参考图1对本发明实施例的从含金氰化尾渣中回收有价金属的方法进行详细描述。根据本发明的实施例，该方法包括说明书CN104107761A3/6页500。
13、26S100调浆处理0027根据本发明的实施例，向含金氰化尾渣中加入水进行调浆处理，从而可以得到矿浆。根据本发明的实施例，矿浆的浓度并不受特别限制，根据本发明的具体实施例，矿浆的浓度可以为3334质量。发明人发现，若矿浆浓度过低，会造成氰化钠消耗大，成本高，而矿浆浓度过高，会造成矿浆粘度增加，试验过程难以进行。0028S200硫化和吸附0029根据本发明的实施例，向上述所得到的矿浆中加入炭粉和硫化钠，以便使矿浆中金属氧化物的至少一部分发生硫化反应，并且使炭粉吸附矿浆中的氰根离子。根据本发明的实施例，向矿浆中加入炭粉和硫化钠的质量并不受特别限制，根据本发明的具体实施例，基于每吨含金氰化尾渣，向矿。
14、浆中加入100G的炭粉和500G的硫化钠。具体地，由于炭粉具有较强的吸附作用，可以吸附氰化尾渣中残留的氰根离子，从而消除了氰根离子对铜硫矿石的抑制作用，同时硫化钠通过与矿浆中部分氧化物发生硫化反应，可以对铜硫矿石起到活化的效果，从而通过后续处理，可以有效分离得到有价金属。0030S300粗选处理0031根据本发明的实施例，向S200步骤中所得到的矿浆中加入捕收剂和起泡剂进行粗选处理，从而可以得到粗选精矿和粗选尾矿。根据本发明的实施例，捕收剂和起泡剂的具体种类并不受特别限制，根据本发明的具体实施例，捕收剂可以为丁黄药，起泡剂可以为2油松醇油。根据本发明的实施例，粗选处理过程中，丁黄药和2油松醇油。
15、的用量并不受特别限制，根据本发明的具体实施例，基于每吨含金氰化尾渣，向矿浆中加入100G的丁黄药和30G的2油松醇油。该步骤中，具体地，捕收剂丁黄药在矿浆中可以解离出阴离子ROCCS和阳离子NA，其中，阴离子具有较强的疏水作用，它包括了疏水基非极性基与亲固基。丁黄药阴离子ROCSS之所以能增强矿物表面的疏水性是因为亲固基是与矿物表面作用的原子团，通过它吸附在矿物的表面上，并与矿物表面的阳离子发生作用，平衡了一部分残留键力，降低了矿物表面的亲水性；丁黄药阴离子的疏水基非极性基RC4H9本身就是疏水的主导原因；由于捕收剂在矿物表面的吸附之后形成疏水膜，使水分子与矿物表面之间的距离增加，大大削弱了水。
16、分子与矿物表面之间的作用，因而增强了矿物表面的疏水性。所以，经捕收剂作用的矿粒有较好的疏水表面，这种矿粒与气泡相碰时能牢固地附着于气泡上浮。起泡剂的作用机理是具有亲水基团和疏水基团的表面活性分子，定向吸附于水空气界面，降低水溶液的表面张力，使充入水中的空气易于弥散成气泡和稳定气泡。起泡剂和捕收剂联合在一起吸附于矿物颗粒表面，使得粗选精矿产率可达1734，并且粗选精矿中铜品位为155、金品位为250G/T、铜回收率为8667、金回收率为9633；而粗选尾矿产率可达8266，其中铜品位为005、金品位为002G/T、铜回收率为1333、金回收率为367。0032S400第一精选处理0033根据本发。
17、明的实施例，向上述得到的粗选精矿中搅拌充气后进行第一精选处理，从而可以得到第一精选尾矿和第一精选精矿，并将第一精选尾矿返回进行粗选处理。根据本发明的实施例，第一精选精矿产率可达1346，其中铜品位为198、金品位为244G/T、铜回收率为8605、金回收率为7287；而第一精选尾矿产率可达388、铜品位为495、金品位为272G/T、铜回收率为062、金回收率为2346。说明书CN104107761A4/6页60034S500第二精选处理0035根据本发明的实施例，向上述所得到的第一精选精矿中加入石灰和捕收剂进行第二精选处理，从而可以得到硫精矿和第二精选精矿。根据本发明的实施例，第二精选处理过。
18、程中，石灰和丁黄药的用量并不受特别限制，根据本发明的具体实施例，基于每吨含金氰化尾渣，向第一精选精矿中加入5G的石灰和20G的丁黄药。该步骤中，具体的，第二精选精矿产率可达215，其中铜品位为1223、金品位为912G/T、铜回收率为8484、金回收率为4357；而第二精选尾矿产率可达1131，其中铜品位为011、金品位为259G/T、铜回收率为121、金回收率为2930。0036S600第三精选处理0037根据本发明的实施例，向上述所得到的第二精选精矿中加入石灰进行第三精选处理，从而可以得到铜精矿和第三精选尾矿，并将第三精选尾矿返回进行第二精选处理。根据本发明的实施例，第三精选处理过程中石灰。
19、的用量并不受特别限制，根据本发明的具体实施例，基于每吨含金氰化尾渣，向第二精选精矿中加入25G的石灰。该步骤中，具体地，第三精选精矿产率可达086，其中铜品位为2980、金品位为1951G/T、铜回收率为8267、金回收率为3729，饿第三精选尾矿产率可达129，其中铜品位为168、金品位为219G/T、铜回收率为217、金回收率为628。0038根据本发明实施例的从含金氰化尾渣中回收有价金属的方法通过利用炭粉吸附含金氰化尾渣中残余的氰根离子，可以消除氰根离子对铜硫矿石的抑制作用，同时通过加入硫化钠可以对硫化矿中部分氧化矿进行硫化，起到对铜硫矿的活化作用，从而有效的回收含金氰化尾渣中的金、铜金。
20、属。0039如上所述，根据本发明实施例的从含金氰化尾渣中回收有价金属的方法可具有选自下列的优点至少之一0040根据本发明实施例的从含金氰化尾渣中回收有价金属的方法较常规浮选方法而言，从含金氰化尾渣中回收的铜精矿中的铜、金的品位可以提高510个百分点，回收率可以提高58个百分点。0041根据本发明实施例的从含金氰化尾渣中回收有价金属的方法通过采用炭粉吸附氰化尾渣中大量的氰根离子，消除了浮选回水中氰根离子，从而使得排水达到国家排放标准。0042下面参考具体实施例，对本发明进行描述，需要说明的是，这些实施例仅仅是描述性的，而不以任何方式限制本发明。0043实施例10044原料组成045G/T的AU、。
21、031WT的CU、1034WT的S、447WT的FE。0045浮选方法将含金氰化尾渣加水调浆至浓度3334WT，向调浆好的矿浆中加入炭粉、硫化钠，然后加入丁黄药和2油松醇油进行粗选处理，得到粗选精矿和尾矿；向得到的粗选精矿充气搅拌后进行第一精选处理，以便得到第一精选尾矿和第一精选精矿，并将第一精选尾矿返回进行粗选处理；向得到的第一精选精矿中加入石灰和捕收剂进行第二精选处理，以便得到硫精矿和第二精选精矿；向得到的第二精选精矿中加入石灰进行第三精选处理，以便获得铜精矿和第三精选尾矿，并将第三精选尾矿返回进行第二精选处理。0046实施例2说明书CN104107761A5/6页70047原料组成177。
22、G/T的AU、166WT的CU、4799WT的S。0048浮选方法同实施例1。0049对比例10050原料组成045G/T的AU、031WT的CU、1034WT的S、447WT的FE。0051浮选方法将含金氰化尾渣加水调浆至浓度3334WT，向调浆好的矿浆中加入石灰，然后加入丁黄药和2油松醇油进行粗选处理，得到粗选精矿和硫精矿；向得到的粗选精矿中加入石灰进行精选处理，以便得到精选尾矿和铜精矿，并将精选尾矿返回进行粗选处理。0052对比例20053原料组成177G/T的AU、166WT的CU、4799WT的S。0054浮选方法同对比例1。0055评价00561、对实施例12和对比例12中所得到铜。
23、精矿、尾矿和矿渣中铜、金品位和铜、金回收率进行评价。00572、评价指标和测试方法0058铜品位评价方法原子吸收分光光度法0059金品位评价方法原子吸收分光光度法0060测试结果如表12所示。0061表1浮选指标00620063表2浮选指标00640065结论由表1、2数据可知，实施例1和对比例1原料组成相同，实施例2和对比例2原料组成相同，实施例1和实施例2在将矿浆进行粗选处理之前，加入炭粉和硫化钠，而对比例1和对比例2直接将矿浆进行粗选处理。0066对比可知，实施例1中所得尾渣、铜精矿和尾矿中铜和金品位明显高于对比例1说明书CN104107761A6/6页8中，并且铜和金的回收率亦明显高于。
24、对比例1；实施例2中所得尾渣、铜精矿和尾矿中铜和金品位亦明显高于对比例2中，且铜和金的回收率明显高于对比例2。浮选体系中，在进行粗选处理之前，加入适量的炭粉和硫化钠，可以基本消除氰根对铜硫矿石的抑制作用，活化硫化矿中部分氧化矿作用明显；不仅铜品位、金品位得到提高，而且回收率也得到提高，为企业创造良好的经济效益，同时，对提高资源的综合利用，发展循环经济具有重要意义，具有很好的推广应用价值。0067在本说明书的描述中，参考术语“一个实施例”、“一些实施例”、“示例”、“具体示例”、或“一些示例”等的描述意指结合该实施例或示例描述的具体特征、结构、材料或者特点包含于本发明的至少一个实施例或示例中。在本说明书中，对上述术语的示意性表述不一定指的是相同的实施例或示例。而且，描述的具体特征、结构、材料或者特点可以在任何的一个或多个实施例或示例中以合适的方式结合。0068尽管上面已经示出和描述了本发明的实施例，可以理解的是，上述实施例是示例性的，不能理解为对本发明的限制，本领域的普通技术人员在不脱离本发明的原理和宗旨的情况下在本发明的范围内可以对上述实施例进行变化、修改、替换和变型。说明书CN104107761A1/1页9图1说明书附图CN104107761A。