一种提高难选冶金矿石的选冶回收率的综合回收方法.pdf

(19)中华人民共和国国家知识产权局(12)发明专利申请(10)申请公布号CN109852795A(43)申请公布日2019.06.07(21)申请号201910183968.5B03D1/14(2006.01)(22)申请日2019.03.12B03D101/02(2006.01)B03D101/04(2006.01)(71)申请人大冶有色设计研究院有限公司地址435005湖北省黄石市下陆区新下陆冶炼路65号(72)发明人胡正华曾祥龙夏威韩伟李全德孙小俊龙银艳(74)专利代理机构黄石市三益专利商标事务所42109代理人饶卓识(51)Int.Cl.C22B3/24(2006.01)C22B3/04(2006.01)C22B11/00(2006.01)B03D1/018(2006.01)权利要求书2页说明书9页附图2页(54)发明名称一种提高难选冶金矿石的选冶回收率的综合回收方法(57)摘要本发明公开一种提高难选冶金矿石的选冶回收率的综合回收方法，包括以下步骤：将原矿矿物经过破碎作业破碎得到破碎合格物料；将所述破碎合格物料依次送入一段磨矿和二段磨矿的闭路磨矿分级系统，得到磨矿合格溢流矿浆；将所述磨矿合格溢流矿浆依次经过浓缩机和隔渣筛处理后送至浸出槽进行浸出，得载金炭产品和浸出尾矿；将所述浸出尾矿自流至搅拌槽中，依次加入改性调整剂和改性活化剂后，输送至两段浮选柱进行粗选和精选，得浮选精金矿和浮选尾矿；本发明的技术方案中，通过采用浸出提金与浮选选金相结合的综合回收工艺对难选冶金矿进行回收处理，并采用选矿和冶金联合处理工艺技术针对性综合回收，以提高难选冶金矿石的选冶回收率。CN109852795ACN109852795A权利要求书1/2页1.一种提高难选冶金矿石的选冶回收率的综合回收方法，所述难选金矿的组分及百分含量包括：Au：4.8~5.2g/t，Ag：1.43~1.84g/t，As：0.15~0.19%，S：3.8~4.5%，TFe：4.4~4.8%，FeO：3.96~4.13%，Fe2O3：1.97~2.09%，SiO2：65.24~66.12%，Al2O3：14.40~15.46%，K2O：3.34~4.18%，C：0.14~0.18%，其特征在于：其综合回收方法包括以下步骤：（1）破碎作业：将原矿矿物经过破碎作业破碎得到破碎合格物料；（2）磨矿分级作业：将上述破碎合格物料依次送入一段磨矿和二段磨矿的闭路磨矿分级系统，得到磨矿合格溢流矿浆；（3）原矿浸出作业：将上述磨矿合格溢流矿浆依次经过浓缩机和隔渣筛处理后送至浸出槽进行浸出，先后加入pH值调整剂、浸出剂和活性炭，浸出槽沿矿浆流向的逆向逐个向前一槽串炭，自最前槽提出的载金炭经过粗粒隔炭筛得筛上的粗粒载金炭，最后槽流出的矿浆经过细粒隔炭筛得筛上的细粒载金炭，筛下矿浆为浸出尾矿，所述粗粒载金炭和细粒载金炭合并为浸出作业载金炭产品；（4）尾矿浮选作业：将上述浸出尾矿自流至搅拌槽中，依次加入改性调整剂和改性活化剂后，输送至两段浮选柱进行粗选和精选，得浮选精金矿和浮选尾矿。2.根据权利要求1所述的一种提高难选冶金矿石的选冶回收率的综合回收方法，其特征在于：步骤（1）中所述原矿为粒径≤500mm的矿物料，所述破碎合格物料为粒径≤14mm占比≥98%的矿物料。3.根据权利要求1所述的一种提高难选冶金矿石的选冶回收率的综合回收方法，其特征在于：步骤（2）中所述一段磨矿的磨矿浓度控制为75~80%，所述溢流矿浆的细度为≤0.074mm粒级占比≥65%；步骤（2）中所述二段磨矿的磨矿浓度控制为70~75%，所述溢流矿浆的细度为≤0.074mm粒级占比≥90%。4.根据权利要求1所述的一种提高难选冶金矿石的选冶回收率的综合回收方法，其特征在于：步骤（3）中所述浓缩机的底流浓度为45~50%，所述浸出槽内浸出矿浆的浸出浓度为35~40%。5.根据权利要求1所述的一种提高难选冶金矿石的选冶回收率的综合回收方法，其特征在于：步骤（3）中所述pH调整剂为生石灰，且生石灰的加入量控制所述浸出槽内浸出矿浆的pH值为11~12；步骤（3）中所述浸出剂是由硫黄、生石灰和H2O按照质量比为3:1:60熬制1h而得的石硫合剂，且所述石硫合剂的加入量控制为2.5~3.0kg/t，矿浆浸出时间控制为24~30h；步骤（3）中所述活性炭为杏核炭、椰壳炭、橄榄核炭或球状煤质炭；优选地，所述活性炭为椰壳炭，且椰壳炭的加入量控制为2~4kg/t，浸出矿浆的吸附时间控制为8~12h。6.根据权利要求1所述的一种提高难选冶金矿石的选冶回收率的综合回收方法，其特征在于：步骤（3）中所述粗粒隔炭筛的筛孔控制为30~32目，所述细粒隔炭筛的筛孔控制为80~100目。7.根据权利要求1所述的一种提高难选冶金矿石的选冶回收率的综合回收方法，其