权利要求
1.一种微细粒氰化尾渣的选矿方法，其特征在于，包括以下步骤：
S1、将氰化尾渣通过水力旋流器进行分级，粒度小于20μm的矿石颗粒进入溢流尾矿，大于20μm的矿石颗粒进入旋流器底流;
S3、将浮选尾矿1加入捕收剂后给入到一段扫选，得到扫选精矿1和扫选尾矿1;浮选精矿1给入到一段精选，得到浮选精矿2和浮选尾矿2，浮选精矿2再给入到二段精选得到浮选精矿3和浮选尾矿3，浮选精矿3给入到三段精选，得到浮选精矿4和浮选尾矿4，浮选尾矿2和扫选精矿1一同给入到一段浮选，浮选尾矿3给入到一段精选，浮选尾矿4给入到二段精选，进行再次浮选处理;
S4、将浮选精矿4给入到弱磁粗选，得到磁选精矿1和磁选尾矿1，将磁选精矿1给入到弱磁精选，得到磁选精矿2和磁选尾矿2，磁选尾矿1与磁选尾矿2即为最终非磁性金矿产品。
2.根据权利要求1所述的微细粒氰化尾渣的选矿方法，其特征在于，所述S1步骤前，需将氰化尾渣进行搅拌分散，加入浓硫酸直至矿浆pH调至6.5。
3.根据权利要求1所述的微细粒氰化尾渣的选矿方法，其特征在于，在所述步骤S2中，所述目标粒度为-325目粒级分布率达到90%以上。
4.根据权利要求1所述的微细粒氰化尾渣的选矿方法，其特征在于，在所述步骤S2中，将磨至目标后的矿浆给入到浮选槽内时，依次给入100~500g/t的调整剂，50~150g/t的捕收剂及40~70g/t起泡剂。
5.根据权利要求4所述的微细粒氰化尾渣的选矿方法，其特征在于，所述调整剂包括六偏磷酸钠、水玻璃、硫酸铜中的一种或者几种。
6.根据权利要求4所述的微细粒氰化尾渣的选矿方法，其特征在于，所述捕收剂包括50~60%二乙胺乙黄药、20~30%混合脂肪酸皂、10~20%磺化煤油中的一种或者几种。
7.根据权利要求4所述的微细粒氰化尾渣的选矿方法，其特征在于，所述气泡剂包括松油醇。
8.根据权利要求1所述的微细粒氰化尾渣的选矿方法，其特征在于，所述弱磁粗选和弱磁精选的磁场强度为90~120kA/m，给矿浓度为8~15wt%。
说明书
技术领域
[0001]本申请属于选矿技术领域，具体涉及一种微细粒氰化尾渣的选矿方法。
背景技术
[0002]氰化尾渣中Au主要赋存于黄铁矿为主的硫化矿物中，由于硫化物包裹金裸露不充分，或浸金过程氧气不充足，导致氰渣金品位较高，金损失在尾渣中。相关研究表明，氰渣残余的金经过活化可通过选矿富集回收和充分利用。
[0003]目前针对氰化尾渣Au的回收主要包括酸/碱浸法、焙烧-浸出法、氯化法、浮选法等。其中酸/碱浸-浸出法、焙烧-浸出法、氯化法这三种方法由于会产生二次尾渣、生产成本高、设备易腐蚀等缺点并未得到广泛应用。浮选法具有生产成本低，不产生二次浸出渣等优点，有着广阔的应用前景，但通过浮选法选出的精矿中含有铁屑、铁氧化物等，影响精矿的品位。
发明内容
[0004]本发明旨在至少解决现有技术或相关技术中存在的技术问题之一。
[0005]为了解决上述问题，本申请提供了一种微细粒氰化尾渣的选矿方法，包括以下步骤：
[0006]S1、将氰化尾渣通过水力旋流器进行分级，粒度小于20μm的矿石颗粒进入溢流尾矿，大于20μm的矿石颗粒进入旋流器底流;
[0007]S2、对旋流器底流矿浆进行磨矿，磨至目标粒度后的矿浆给入到浮选槽内，加入浮选药剂后进行一段浮选，得到浮选精矿1和浮选尾矿1;
[0008]S3、将浮选尾矿1加入捕收剂后给入到一段扫选，得到扫选精矿1和扫选尾矿1;浮选精矿1给入到一段精选，得到浮选精矿2和浮选尾矿2，浮选精矿2再给入到二段精选得到浮选精矿3和浮选尾矿3，浮选精矿3给入到三段精选，得到浮选精矿4和浮选尾矿4，浮选尾矿2和扫选精矿1一同给入到一段浮选，浮选尾矿3给入到一段精选，浮选尾矿4给入到二段精选，进行再次浮选处理;
[0009]S4、将浮选精矿4给入到弱磁粗选，得到磁选精矿1和磁选尾矿1，将磁选精矿1给入到弱磁精选，得到磁选精矿2和磁选尾矿2，磁选尾矿1与磁选尾矿2即为最终非磁性金矿产品。
[0010]可选的，所述S1步骤前，需将氰化尾渣进行搅拌分散，加入浓硫酸直至矿浆pH调至6.5。
[0011]可选的，在所述步骤S2中，所述目标粒度为-325目粒级分布率达到90%以上。
[0012]可选的，在所述步骤S2中，将磨至目标后的矿浆给入到浮选槽内时，依次给入100～500g/t的调整剂，50～150g/t的捕收剂及40～70g/t起泡剂。
[0013]可选的，所述调整剂包括六偏磷酸钠、水玻璃、硫酸铜中的一种或者几种。
[0014]可选的，所述捕收剂包括50～60%二乙胺乙黄药、20～30%混合脂肪酸皂、10～20%磺化煤油中的一种或者几种。
[0015]可选的，所述气泡剂包括松油醇。
[0016]可选的，所述弱磁粗选和弱磁精选的磁场强度为90～120kA/m，给矿浓度为8～15wt%。
[0017]有益效果
[0018]本发明的实施例中所提供的一种微细粒氰化尾渣的选矿方法，具有以下有益效果：
[0019]1、针对金矿物与黄铁矿等硫化矿物的密切共生特性及部分氧化特征，通过多段调浆-浮选系统，实现脉石矿物高效脱除，大幅提升贵金属富集效率。
[0020]2、在浮选精矿后引入弱磁选净化工艺，有效分离精矿中夹杂的磁铁矿及机械铁屑，进一步提高精矿质量。
附图说明
[0021]图1为本发明微细粒氰化尾渣的选矿方法的流程图。
[0022]图2为氰化尾渣粒度分析曲线。
具体实施方式
[0023]在本申请的描述中，需要理解的是，术语“中心”、“纵向”、“横向”、“长度”、“宽度”、“厚度”、“上”、“下”、“前”、“后”、“左”、“右”、“竖直”、“水平”、“顶”、“底”、“内”、“外”、“顺时针”、“逆时针”等指示的方位或位置关系为基于附图所示的方位或位置关系，仅是为了便于描述本发明和简化描述，而不是指示或暗示所指的装置或元件必须具有特定的方位、以特定的方位构造和操作，因此不能理解为对本发明的限制。
[0024]此外，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]在本申请中，除非另有明确的规定和限定，术语“安装”、“相连”、“连接”、“固定”等术语应做广义理解，例如，可以是固定连接，也可以是可拆卸连接，或一体地连接;可以是机械连接，也可以是电连接;可以是直接相连，也可以通过中间媒介间接相连，可以是两个元件内部的连通。对于本领域的普通技术人员而言，可以根据具体情况理解上述术语在本发明中的具体含义。
[0026]以下结合附图对本发明的优选实施例进行说明，应当理解，此处所描述的优选实施例仅用于说明和解释本发明，并不用于限定本发明。
[0027]结合参见图1所示，根据本申请的实施例提供一种微细粒氰化尾渣的选矿方法，包括以下步骤：
[0028]S1、将氰化尾渣通过水力旋流器进行分级，粒度小于20μm的矿石颗粒进入溢流尾矿，大于20μm的矿石颗粒进入旋流器底流;
[0029]具体的，当氰化尾渣被加入搅拌桶进行强力搅拌分散，并通过加入浓硫酸将矿浆pH值精准调至6.5后，便进入到水力旋流器分级阶段。水力旋流器利用离心力场对矿浆中的颗粒进行分离，其工作原理基于不同粒度和密度的颗粒在旋转流场中受到的离心力、向心力以及流体阻力的综合作用不同。在这个过程中，粒度小于20μm的矿石颗粒由于自身质量较小，在离心力场中所受的离心力相对较弱，无法克服流体的阻力，因此会随水流一起从水力旋流器的中心溢流管排出，成为溢流尾矿。这部分溢流尾矿主要由微细粒的脉石矿物组成，通过提前将其分离出来，能够有效减少后续磨矿流程的处理量，降低能源消耗和设备磨损，同时避免了这些微细粒脉石矿物对后续浮选等流程的干扰，提高了整个选矿工艺的效率和针对性。而粒度大于20μm的矿石颗粒，因其质量较大，在离心力场中受到较强的离心力作用，会被甩向水力旋流器的器壁，并沿器壁螺旋向下运动，最终从底流口排出，成为底流精矿。这部分底流精矿相对富集了更多的有用矿物，尤其是与金矿物共生的硫化矿物等。它们随后进入沉砂磨矿流程，为后续的选矿作业提供了更具价值的原料。
[0030]其中，通过严格控制水力旋流分级的给矿浓度在30-35%，能够确保矿浆在旋流器内形成稳定且高效的流场，从而实现对矿石颗粒的精准分级。
[0031]其中，磨矿采用棒磨机，磨矿的条件包括转速90～100rpm，磨矿浓度为60～70wt%，磨机填充率为25～35%。
[0032]S2、对旋流器底流矿浆进行磨矿，磨至目标粒度后的矿浆给入到浮选槽内，加入浮选药剂后进行一段浮选，得到浮选精矿1和浮选尾矿1;
[0033]具体的，经过棒磨机的研磨，旋流器底流矿浆被磨至目标粒度，目标粒度为-325目粒级分布率达到90%，磨矿后的矿浆给入到浮选槽内，再依次加入100-500g/t的调整剂，如六偏磷酸钠、水玻璃、硫酸铜等。六偏磷酸钠能够有效分散矿浆中的微细颗粒，防止其团聚，改善矿浆的流动性，为后续浮选药剂与矿物颗粒的作用创造良好条件;水玻璃则可以抑制脉石矿物的浮选，提高浮选过程的选择性;硫酸铜作为活化剂，能够增强硫化矿物表面的活性，使其更容易与捕收剂发生作用。紧接着加入50-150g/t的捕收剂，该复合捕收剂由50-60%二乙胺乙黄药、20-30%混合脂肪酸皂、10-20%磺化煤油等组成。二乙胺乙黄药对硫化矿物具有较强的捕收能力，能够选择性地吸附在硫化矿物表面，使其表面疏水;混合脂肪酸皂则通过与二乙胺乙黄药的分子协同效应，进一步增强对表面氧化硫化矿物的选择性吸附能力;磺化煤油起到稀释和改善捕收剂分散性的作用，提高捕收剂的使用效率。最后加入40-70g/t的起泡剂松油醇，松油醇能够在矿浆表面形成稳定的泡沫层，将吸附有矿物颗粒的气泡携带至矿浆表面，实现矿物的浮选分离。
[0034]在充气浮选过程中，矿浆中的矿物颗粒在浮选药剂的作用下，发生选择性吸附和疏水化转变。疏水性较强的载金矿物以及硫化矿物等与气泡结合，上浮至矿浆表面，形成泡沫层，这部分泡沫层被收集起来，成为浮选精矿1，其中富集了大量的贵金属和有价值的硫化矿物。而未能与气泡有效结合的脉石矿物等则留在矿浆底部，成为浮选尾矿1。
[0035]S3、将浮选尾矿1加入捕收剂后给入到一段扫选，得到扫选精矿1和扫选尾矿1;浮选精矿1给入到一段精选，得到浮选精矿2和浮选尾矿2，浮选精矿2再给入到二段精选得到浮选精矿3和浮选尾矿3，浮选精矿3给入到三段精选，得到浮选精矿4和浮选尾矿4，浮选尾矿2和扫选精矿1一同给入到一段浮选，浮选尾矿3给入到一段精选，浮选尾矿4给入到二段精选，进行再次浮选处理;
[0036]具体的，当浮选尾矿1进入一段扫选流程时，为了更有效地回收其中残余的有用矿物，加入适量捕收剂，用量为一段浮选捕收剂用量的一半，而且种类相同。在一段扫选过程中，尾矿1与捕收剂充分混合，借助浮选设备的搅拌与充气作用，使得原本未被有效捕收的矿物颗粒与捕收剂发生吸附反应，疏水性增强。这些疏水化的矿物颗粒与气泡结合，上浮至矿浆表面，形成扫选精矿1，而未能上浮的物料则成为扫选尾矿1。扫选精矿1中富集了一定量的有用矿物，提升了有用矿物的回收率。
[0037]与此同时，浮选精矿1进入一段精选流程。一段精选的目的在于去除浮选精矿1中夹杂的脉石矿物及其他杂质，提高精矿的纯度和品位。经过一段精选后，得到浮选精矿2和浮选尾矿2。浮选精矿2的品位相较于浮选精矿1有了显著提升，而浮选尾矿2中仍含有少量未被充分回收的有用矿物。
[0038]浮选精矿2紧接着进入二段精选流程，对浮选精矿2进行进一步提纯。通过二段精选，产出浮选精矿3和浮选尾矿3。浮选精矿3的品位进一步提高，其贵金属含量更加富集，而浮选尾矿3则继续返回至一段精选流程，以便对其中可能残留的有用矿物进行再次回收，充分利用资源，减少矿物损失。
[0039]浮选精矿3随后进入三段精选流程，确保最大限度地去除杂质矿物，将目标矿物高度富集。经过三段精选，最终得到浮选精矿4和浮选尾矿4。浮选精矿4达到了较高的品位标准，成为后续可进一步加工利用的优质精矿产品，而浮选尾矿4则返回至二段精选流程，再次参与浮选过程，以实现资源的充分回收。
[0040]浮选尾矿2和扫选精矿1一同返回一段浮选流程，利用一段浮选的条件对其进行再次处理，使其中残留的有用矿物有机会再次被捕收。这种循环利用方式，充分利用了各浮选流程的特点和优势，形成了一个闭合的、高效的选矿循环体系。通过不断地循环浮选，提高了有用矿物的回收率，降低了尾矿中有用成分的含量，实现对氰化渣中贵金属和有用矿物的高效回收。
[0041]S4、将浮选精矿4给入到弱磁粗选，得到磁选精矿1和磁选尾矿1，将磁选精矿1给入到弱磁精选，得到磁选精矿2和磁选尾矿2，磁选尾矿1与磁选尾矿2即为最终非磁性金矿产品。
[0042]具体的，浮选精矿4被送入弱磁粗选流程，目标是初步分离出精矿中含有的磁性物质，如磁铁矿及机械铁屑等。弱磁粗选是在特定的磁场环境下进行的，磁场强度被精准控制在90-120kA/m范围内。这个磁场强度区间经过大量的实验和实践验证，能够确保对微细粒磁性杂质具有良好的捕捉能力，同时又不会对非磁性的载金矿物等目标矿物造成过度的干扰。在弱磁粗选过程中，给矿矿浆浓度被严格控制在8-15wt%。合适的矿浆浓度既能保证磁性颗粒在磁场中能够充分受到磁力作用而被分离出来，又能使矿浆具有良好的流动性，便于操作和分离。
[0043]在弱磁粗选设备中，矿浆在磁场的作用下，磁性颗粒迅速被吸附到磁选设备的磁极表面，随着设备的运转，这些被吸附的磁性颗粒被收集起来，形成磁选精矿1。而那些非磁性的载金矿物等目标矿物则随着矿浆继续流动，成为磁选尾矿1。通过弱磁粗选，初步实现了对浮选精矿4的净化，减少了其中磁性杂质的含量，为后续的弱磁精选提供了更有利的条件。
[0044]磁选精矿1紧接着进入弱磁精选流程。弱磁精选的目的是对磁选精矿1进行再次筛选，尽可能地减少非磁性有用矿物流失，提高最终产品的回收率。在弱磁精选过程中，依然保持与弱磁粗选相似的磁场强度和矿浆浓度条件。通过再次施加磁场，原本在弱磁粗选过程中与非磁性有用矿物夹杂的磁性杂质被进一步捕捉，形成磁选精矿2。而经过再次筛选后剩余的物料则成为磁选尾矿2，磁选尾矿1与磁选尾矿2合并一起即为整个选矿工艺的最终产品。
[0045]磁选尾矿1与磁选尾矿2作为最终产品，经过了分级、磨矿、浮选以及弱磁选等一系列复杂的处理流程，其中的载金矿物等有用成分得到了高度富集，同时磁性杂质等干扰物质被有效去除，有效地提高了最终产品的品位。
[0046]可选的，所述S1步骤前，需将氰化尾渣进行搅拌分散，加入浓硫酸直至矿浆pH调至6.5。
[0047]可选的，在所述步骤S2中，所述目标粒度为-325目粒级分布率达到90%以上。
[0048]可选的，在所述步骤S2中，将磨至目标后的矿浆给入到浮选槽内时，依次给入100～500g/t的调整剂，50～150g/t的捕收剂及40～70g/t起泡剂。
[0049]可选的，所述调整剂包括六偏磷酸钠、水玻璃、硫酸铜中的一种或者几种。
[0050]可选的，所述捕收剂包括50～60%二乙胺乙黄药、20～30%混合脂肪酸皂、10～20%磺化煤油中的一种或者几种。
[0051]可选的，所述气泡剂包括松油醇。
[0052]可选的，所述弱磁粗选和弱磁精选的磁场强度为90～120kA/m，给矿浓度为8～15wt%。
[0053]本申请通过选用某堆存氰化尾渣，矿石中-325目粒级含量占80%以上，主要有用矿物是自然金、碲金矿，其他金属矿物包括黄铁矿、黄铜矿、方铅矿、闪锌矿、褐铁矿、赤铁矿，以及少量的锑黝铜矿、辉锑铜矿;主要脉石矿物有为石英，以及少量钠长石、伊利石、方解石等，矿石中Au主要以自然金、碲金矿、碲金银矿的方式存在，约90%以上的Au以硫化物包裹金的形式赋存于黄铁矿中，其次为褐铁矿中，氰化尾渣中Au品位1.15g/t，原矿化学分析结果见表1。
[0054]表1原矿化学分析结果
[0055]
[0056]注：带*数据单位为g/t，其余为wt%。
[0057]使用激光粒度分析仪，对破氰分散后的氰化尾渣进行粒度分析，分析结果见图2。
[0058]约38.19%的矿物颗粒在10μm以下，同时结合粒度分析统计结果氰化渣样品的体积平均径为26.23μm，中位径(D50)15.05μm。这些结果均表明氰化尾渣粒度较细，而硫化矿物适宜的浮选粒度一般为10～200μm，且黄铁矿目前约80%左右集中于20～60μm，因此在浮选时，可以考虑预先分级磨矿来降低矿物泥化现象。
[0059]实施例条件试验样品，均采用经混匀均匀的氰化尾渣，取4份，每份质量1kg，分别编号为A、B、C、D。
[0060]实施例1
[0061]对氰化尾渣样品进行搅拌分散，接着加入浓硫酸，将矿浆pH值调节至6.5。随后利用水力旋流器进行分级，水力旋流分级的给矿浓度设定为30%。分级后得到的旋流器底流矿浆被送入棒磨机进行磨矿，直至矿石颗粒达到-325目占比90%以上，之后将其加入浮选槽。
[0062]在浮选槽内，按顺序添加浮选药剂。其中，硫酸铜用量分别为100、200、400、600g/t，水玻璃用量为300g/t，二乙胺乙黄药用量为100g/t，混合脂肪酸皂用量为30g/t，松醇油用量为40g/t，对其进行一段浮选，得到浮选精矿1和浮选尾矿1，对浮选尾矿1加入捕收剂进行一段扫选，得到扫选精矿1和扫选尾矿1，其中捕收剂的用量为一段浮选捕收剂用量的一半;对浮选精矿1进行一段精选得到浮选精矿2和浮选尾矿2，将浮选精矿2给入到二段精选得到浮选精矿3和浮选尾矿3，再将浮选精矿3给入到三段精选得到浮选精矿4和浮选尾矿4，此过程中，浮选尾矿2与扫选精矿1混合给入到一段浮选，而浮选尾矿3给入到一段精选，浮选尾矿4给入到二段精选，浮选结束后，对浮选精矿4的泡沫精矿烘干后，分别分析各精矿中Au的品位并计算Au的回收率。结果显示，A、B、C、D的精矿中Au品位分别为9.7g/t、15.9g/t、18.3g/t、21.9g/t，Au回收率分别为61.39%、60.35%、55.53%、52.39%。
[0063]当对浮选精矿4再次进行弱磁粗选和弱磁精选后，得到A、B、C、D的精矿中Au品位可分别提升至12.3g/t、17.8g/t、22.4g/t、25.1g/t，但Au回收率略有下降，分别为60.25%、58.98%、55.39%、50.18%。
[0064]对比上述实验结果可知，通过在浮选后增加磁选的选矿工艺，在保证回收率相差不大的情况下，提高了精矿中Au品位。
[0065]实施例2
[0066]对氰化尾渣样品进行搅拌分散，接着加入浓硫酸，将矿浆pH值调节至6.5。随后利用水力旋流器进行分级，水力旋流分级的给矿浓度设定为30%。分级后得到的旋流器底流矿浆被送入棒磨机进行磨矿，直至矿石颗粒达到-325目占比90%以上，之后将其加入浮选槽。
[0067]在浮选槽内，按顺序添加浮选药剂。其中，硫酸铜用量为200g/t、水玻璃用量为300g/t、二乙胺乙黄药用量分别为80、100、120、140g/t、混合脂肪酸皂用量为30g/t、松醇油用量为40g/t，对其进行一段浮选，得到浮选精矿1和浮选尾矿1，对浮选尾矿1加入捕收剂进行一段扫选，得到扫选精矿1和扫选尾矿1，其中捕收剂的用量为一段浮选捕收剂用量的一半;对浮选精矿1进行一段精选得到浮选精矿2和浮选尾矿2，将浮选精矿2给入到二段精选得到浮选精矿3和浮选尾矿3，再将浮选精矿3给入到三段精选得到浮选精矿4和浮选尾矿4，此过程中，浮选尾矿2与扫选精矿1混合给入到一段浮选，而浮选尾矿3给入到一段精选，浮选尾矿4给入到二段精选，浮选结束后，对浮选精矿4的泡沫精矿烘干后，分别分析各精矿中Au的品位并计算Au的回收率。结果显示，A、B、C、D的精矿中Au品位分别为16.2g/t、15.9g/t、14.3g/t、10.5g/t，金回收率分别为55.29%、60.35%、66.96%、72.56%。
[0068]当对浮选精矿4再次进行弱磁粗选和弱磁精选后，得到A、B、C、D的精矿中Au品位可分别提升至18.6g/t、16.1g/t、14.8g/t、11.1g/t，Au回收率略有下降或不变，分别为55.08%、59.02%、63.25%、70.99%。
[0069]对比上述实验结果可知，通过在浮选后增加磁选的选矿工艺，在保证回收率相差不大的情况下，提高了精矿中Au品位。
[0070]以上仅为本申请的较佳实施例而已，并不用以限制本申请，凡在本申请的精神和原则之内所作的任何修改、等同替换和改进等，均应包含在本申请的保护范围之内。以上仅是本申请的优选实施方式，应当指出，对于本技术领域的普通技术人员来说，在不脱离本申请技术原理的前提下，还可以做出若干改进和变型，这些改进和变型也应视为本申请的保护范围。
说明书附图(2)
