LI XIANJUN (CN)
WANG JIAN (CN)
| CN101823018A | 2010-09-08 | |||
| CN101767055A | 2010-07-07 | |||
| CN101797531A | 2010-08-11 | |||
| US20050090567A1 | 2005-04-28 | |||
| US6095441A | 2000-08-01 | |||
| CN102886300A | 2013-01-23 |
| 权 利 要 求 书 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 74 μ m含量大于 55%为粗粒， 小于 37 μ m含量大于 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 74μιη含量为 95%, 给矿压 力为 l.OMpa, 进浆浓度 35%， 采用 Φ 100*8旋流器组， 沉沙嘴为 Φ15， 分级后大 于 74 μπι含量 55%为粗粒， 金品位为 0.45g/t， 其浓度为 60%, 小于 37 μ m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， 摇床的床面倾角橫坡 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： 浓縮系统是由 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。 |
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 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 74 μ ιη含量大 于 55%为粗粒， 金品位为 0. 45g/t， 其浓度为 60%, 小于 37 μ ιιι含量 大于 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， 尾矿进入尾矿浓縮系统。
步骤（1 ) 中， 旋流器进行分级的给矿压力为 l. OMpa, 进浆浓度 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縮系统进口。
浮选尾矿经过分级后粗粒 74 μ ιη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 37 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 Φ 100*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:
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。