一种含高砷、锑且易泥化矿物的金矿的选矿工艺 |
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| 申请号 | CN201610870719.X | 申请日 | 2016-09-30 | 公开(公告)号 | CN106179722A | 公开(公告)日 | 2016-12-07 |
| 申请人 | 青海省地质矿产测试应用中心; | 发明人 | 孙晓华; 熊馨; 赵玉卿; 刘氘; 应永朋; 常征; 朱琳; 鲁海妍; 张明; | ||||
| 摘要 | 一种含高砷、锑且易泥化矿物的金矿的选矿工艺，采用 碳 酸钠作为浮选矿浆调整剂， 水 玻璃和六偏 磷酸 钠作为含泥化类矿物的 抑制剂 和分散剂， 硫酸 铜 作为含金矿物的活化剂，戊基黄药、丁铵黑药作为含金硫化矿物的捕收剂，羟肟酸钠作为含金 氧 化矿物的捕收剂，2号油作为起泡剂；将原矿进行一段磨矿；将磨矿后的矿物通过一段粗选一段精选的快速选别得到金精矿1，粗选后的 尾矿 再三次扫选得到中矿；将所得中矿进行脱泥，脱泥后的矿浆进行二段再磨；将再磨后得到的矿浆进行二次粗选、一次精选的强化捕收工艺，得到金精矿2，本 发明 所得金精矿回收率高，泥化矿物对金选别的影响因素减少，通过该流程选别，可以得到混 合金 精矿金品位52.84g/t，金回收率为71.01％。 | ||||||
| 权利要求 | 1.一种含高砷、锑且易泥化矿物的金矿的选矿工艺，其特征在于，包括如下步骤： |
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| 说明书全文 | 一种含高砷、锑且易泥化矿物的金矿的选矿工艺技术领域[0001] 本发明属于选矿技术领域，特别涉及一种含高砷、锑且易泥化矿物的金矿的选矿工艺。 背景技术[0002] 对于矿石组成较为简单的金矿石的选矿目前已经比较成熟，但当金矿石中含有对金回收有害的元素砷和锑，并其含量较高时，不利于金的回收。并且脉石矿物为褐铁矿、白云母、黑云母、高岭石等易泥化矿物时，对金的选别影响较大。 [0003] 将此类金矿石磨制成光片、薄片后在显微镜下鉴定，矿石中可见到自然金，金属矿物主要有黄铁矿、毒砂、褐铁矿及辉锑矿，其次有很少量的磁黄铁矿、白铁矿、自然锑、锑华等。脉石矿物主要是石英，其次为白云母、白云石，黑云母、方解石、高岭石。 [0004] 矿石中可见金均以自然金形式产出。镜下见到的自然金呈粒状、不规则状分布于石英、黄铁矿、毒砂的裂隙或包裹于其中，有的嵌布于辉锑矿、黄铜矿、褐铁矿、方解石等裂隙、粒间或包裹于其中。自然金颗粒粒度变化范围很大，一般为0.005-0.050mm，还有部分自然金颗粒粒度小于0.001mm，在石英及毒砂等硫化矿物中均可见到。 [0005] 黄铁矿是矿石中主要的金属矿物之一，也是金的主要载体矿物之一。矿石中黄铁矿主要呈半自形或它形晶粒状嵌布于脉石矿物中，嵌布粒度以中细粒为主，粒度较集中分布在0.020-0.147mm，黄铁矿与毒砂、白铁矿共生关系较为密切，常以集合体形式产出，部分黄铁矿边缘被褐铁矿交代产出。 [0006] 辉锑矿是矿石中锑的主要矿物，也是载金矿物之一。辉锑矿主要呈它形晶粒状、不规则状嵌布于脉石矿物中，嵌布粒度以中粗粒为主，粒度分布范围为0.043-0.833mm。还有部分辉锑矿呈微细粒浸染于脉石矿物中，磨矿时不易单体解离。大部分辉锑矿与黄铁矿、毒砂等硫化矿物共生不甚密切，有利于锑与砷、硫间分离，少部分辉锑矿中可见毒砂的包裹体。 [0007] 褐铁矿是矿石中主要的金属氧化矿物，也是载金矿物之一。矿石中褐铁矿主要呈假象结构产出，多是黄铁矿或毒砂被完全交代后形成的产物，部分褐铁矿呈不规则状或细脉状嵌布于脉石矿物粒间或裂隙，有时褐铁矿部分交代黄铁矿或毒砂产出。褐铁矿嵌布粒度以细粒为主，粒度分布范围为0.010-0.050mm。 [0008] 原矿分析结果可知，可见金部分主要以自然金形式嵌布或包裹于黄铁矿、毒砂、辉锑矿等硫化矿物中，这部分微细包裹体自然金可随载体矿物一起富集。而少部分以微细粒或次显微包裹体形式赋存于褐铁矿、锑铁矿及石英等脉石矿物中的微细包裹体自然金易损失，金较难回收，是影响金回收率的主要因素。 发明内容[0009] 为了克服上述现有技术的缺点，本发明的目的在于提供一种含高砷、锑且易泥化矿物的金矿的选矿工艺，针对的金矿物主要以自然金的形式呈粒状、不规则状分布于石英、黄铁矿、毒砂的裂隙、粒间或包裹于其中，而部分金矿物以微细粒或次显微包裹体形式赋存于褐铁矿、锑铁矿及石英等脉石矿物中，因此矿石中金的回收关键在于有效地回收矿石中的硫化矿物，因而选择浮选方法较为适宜；对于包裹于褐铁矿、锑铁矿及石英等脉石矿物中的金只有采用细磨使其单体解离后进行浮选或者氰化浸出回收，但由于矿石中含有易泥化的白云母等层状硅酸盐矿物及高岭石等粘土矿物，对于金的浮选或浸出均有不利影响，本发明克服了该不利影响，提高了金的选出率。 [0010] 为了实现上述目的，本发明采用的技术方案是： [0011] 一种含高砷、锑且易泥化矿物的金矿的选矿工艺，包括如下步骤： [0012] 步骤1，将原矿进行磨矿：将原矿破碎，一次磨矿至矿石粒度小于0.074mm占75％； [0013] 步骤2，将磨矿后的矿粉进行一次粗选三次扫选一次精选，得到金精矿1和三个中矿； [0014] 步骤3，将所得三个中矿合并后脱泥进行再磨； [0015] 步骤4，将再磨后得到的矿粉进行二次粗选一次精选，得到金精矿。 [0017] 以原矿计，所述步骤2中，粗选时依次加入硫酸铜150g/t，戊黄药90g/t，丁黑药30g/t，羟肟酸钠30g/t以及2#油60g/t；精选时加入戊黄药20g/t和丁黑药10g/t，精选得到金精矿1和中矿3；一次扫选时加入硫酸铜40g/t，戊黄药40g/t，丁黑药15g/t以及2#油10g/t，得中矿4；二次扫选时加入戊黄药20g/t和丁黑药10g/t，得中矿5；三次扫选时加入戊黄药 10g/t，得到中矿1和尾矿1，其中中矿1回送进行二次扫选。 [0018] 所述步骤3中，将中矿3、中矿4和中矿5混合进行脱泥，之后进行再磨，再磨至95％以上颗粒的粒径小于0.038mm。 [0019] 以原矿计，所述步骤4中，一次粗选时加入硫酸铜40g/t，戊黄药40g/t，丁黑药10g/t以及羟肟酸钠15g/t，二次粗选时加入戊黄药20g/t和丁黑药10g/t，精选时加入戊黄药20g/t和丁黑药10g/t，得到中矿2和金精矿2。 [0020] 所述中矿2回送进行一次粗选。 [0021] 与现有技术相比，本发明采用碳酸钠作为浮选矿浆调整剂，水玻璃和六偏磷酸钠作为含泥化类矿物的抑制剂和分散剂，硫酸铜作为含金矿物的活化剂，戊基黄药、丁铵黑药作为含金硫化矿物的捕收剂，羟肟酸钠作为含金氧化矿物的捕收剂，2号油作为起泡剂；所得金精矿回收率高，泥化矿物对金选别的影响因素减少，通过该流程选别，可以得到混合金精矿金品位52.84g/t，金回收率为71.01％。该方法通过对浮选中矿的合理处理，大大减少了矿泥对金选别的影响因素，使金的回收率较现有浮选工艺有了大幅度的提高。附图说明 [0022] 图1是本发明原矿探索实验流程图。 [0023] 图2是本发明原矿脉石抑制剂种类试验流程图。 [0024] 图3是本发明原矿闭路试验(1)流程图。 [0025] 图4是本发明原矿闭路试验(2)流程图。 [0026] 图5是本发明原矿闭路试验(3)流程图。 具体实施方式[0027] 下面结合附图和实施例详细说明本发明的实施方式。 [0028] 将原矿样品破碎混匀后分取化学样进行分析，原矿金品位4.38g/t，矿石的化学成分如表1所示。 [0029] 表1 矿石的化学成分分析结果 [0030]成分 Au/g/t Ag/g/t S As Sb Cu Pb Zn 含量/％ 4.38 0.20 0.97 0.42 0.49 0.0042 0.0070 0.014 成分 Fe2O3 Al2O3 SiO2 K2O Na2O CaO MgO Mn 含量/％ 4.58 15.25 57.21 2.71 0.36 6.63 2.13 0.056 成分 Ti P Co Cr V Rb Sr Ba 含量/％ 0.32 0.050 0.0013 0.0054 0.0066 0.016 0.038 0.030 [0032] 根据矿石物质组成的研究结果及化学分析结果可知该矿区金矿物主要以自然金的形式呈粒状、不规则状分布于石英、黄铁矿、毒砂的裂隙、粒间或包裹于其中，而部分金矿物以微细粒或次显微包裹体形式赋存于褐铁矿、锑铁矿及石英等脉石矿物中，因此矿石中金的回收关键在于有效地回收矿石中的硫化矿物，因而选择浮选方法较为适宜。对于包裹于褐铁矿、锑铁矿及石英等脉石矿物中的金只有采用细磨使其单体解离后进行浮选或者氰化浸出回收，但由于矿石中含有易泥化的白云母等层状硅酸盐矿物及高岭石等粘土矿物，对于金的浮选或浸出均有不利影响。 [0033] 原矿浮选探索试验主要进行捕收剂种类选择试验，由于戊黄药的捕收能力较强，因此捕收剂选择戊黄药进行探索。此外选择对氧化矿捕收能力较强的捕收剂与戊黄药联合作用以便回收褐铁矿等氧化矿物中的金。试验流程中所用的药剂，用量均对原矿而言，单位为g/t。试验结果见表2，试验流程见图1。 [0034] 从表2探索试验结果来看，选择戊黄药90g/t时，金回收率最高为81.45％，金粗精矿品位为20.17g/t。 [0035] 表2 原矿探索试验结果 [0036] [0037] 为了使矿浆中矿泥得以抑制，进行脉石抑制剂种类试验，这里选择了CMC和六偏磷酸钠两种药剂进行试验。试验流程见图2，试验结果见表3。 [0038] 从表3试验结果可以看出，使用CMC和六偏磷酸钠对于矿泥有所抑制，金粗精矿品位提高，金的回收率略有下降，当抑制剂为六偏磷酸钠时，尾矿中金损失率最小，因此选择六偏磷酸钠较为适宜。 [0039] 表3原矿脉石抑制剂种类试验 [0040] [0041] 采用原矿一段磨矿一粗三扫二精流程进行闭路试验，闭路试验流程(1)见图3，试验结果见表4。 [0042] 表4原矿浮选闭路流程(1)试验结果 [0043]产品名称 产率/％ 金品位/g/t 金回收率/％ 金精矿 4.75 59.71 65.22 中矿 18.99 4.55 19.89 尾矿 76.26 0.85 14.89 原矿 100.00 4.35 100.00 [0044] 从试验结果可以看出采用该流程即中矿不磨再选后所得的产品(中矿)产率较大，金品位较低。 [0045] 采用原矿一段磨矿一粗三扫一精——中矿再磨二粗一精流程进行闭路试验，并对浮选尾矿1进行一段弱磁选，闭路试验流程(2)见图4，试验结果见表5。 [0046] 表5原矿浮选闭路流程(2)试验结果 [0047]产品名称 产率/％ 金品位/g/t 金回收率/％ 金精矿1 4.72 60.37 64.77 金精矿2 0.73 29.05 4.84 泥 2.34 4.75 2.53 尾矿1 80.93 1.03 18.89 尾矿2 11.28 3.50 8.98 原矿 100.00 4.40 100.00 [0048] 采用原矿一段磨矿一粗三扫一精——中矿再磨二粗一精流程进行闭路试验，闭路试验流程见图5，试验结果见表6。 [0049] 表6原矿浮选闭路流程(3)试验结果 [0050]产品名称 产率/％ 金品位/g/t 金回收率/％ 金精矿1 4.76 60.33 65.26 金精矿2 1.15 21.92 5.75 泥 3.39 4.71 3.63 尾矿1 80.68 0.93 17.08 尾矿2 10.02 3.64 8.28 原矿 100.00 4.40 100.00 [0051] 对于表4、表5和表6三种闭路试验流程结果可知： [0052] 1.闭路试验流程(1)所得金精矿品位59.71g/t，金回收率为65.22％。 [0053] 2.闭路试验流程(2)所得金精矿1品位60.37g/t，金精矿2品位29.05g/t，金精矿1+2的金回收率为69.61％，混合金精矿品位56.16g/t。 [0054] 3.闭路试验流程(3)所得金精矿1品位60.33g/t，金精矿2品位21.92g/t金精矿1+2的金回收率为71.01％，混合金精矿金品位52.84g/t。 [0055] 可以看出闭路试验流程(3)所得金精矿回收率最高，试验结果较为理想，最终推荐闭路试验流程(3)。 |
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