金矿重选摇床中矿的处理方法 |
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| 申请号 | CN202311536502.1 | 申请日 | 2023-11-17 | 公开(公告)号 | CN117732583A | 公开(公告)日 | 2024-03-22 |
| 申请人 | 长沙矿山研究院有限责任公司; | 发明人 | 李杰; 祁忠旭; 孙大勇; 王龙; 冯程; 欧阳林莉; 韩远燕; 肖舜元; 江旭; 陈巧妹; 赵忠花; 朱志伟; 宋水祥; 周浩; 何湛; 石青; | ||||
| 摘要 | 本 发明 提供了一种金矿重选摇床中矿的处理方法，采用分级‑分选的工艺流程，对‑0.25mm可浮选粒级物料直接加药浮选回收金，对+0.25mm难浮选粒级物料再磨后加药浮选回收金，显著改善摇床中矿全部经过磨矿而造成的金磨削损失问题，避免了采用旋流器等设备分级带来的重比重矿物“反富集”的问题，减少了实际 矿石 的磨矿量，大幅提高了金矿重选摇床中矿金的回收率。 | ||||||
| 权利要求 | 1.一种金矿重选摇床中矿的处理方法，其特征在于，包括以下步骤： |
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| 说明书全文 | 金矿重选摇床中矿的处理方法技术领域[0001] 本发明涉及黄金选矿技术领域，尤其涉及一种金矿重选摇床中矿的处理方法。 背景技术[0002] 自然界中黄金基本以单质形态存在，因其比重较大(19.32g/cm3)，在开发利用过程中，可采用重选方法经济有效地回收已单体解离的粗、中和细粒单体颗粒金。由于金的丰度很低，多以“克/吨”计量，实践中根据含金矿石粒度分布特性，多在磨矿分级工艺中设置多级重选设备对单体金进行阶段富集与回收，例如一般金矿选矿厂在磨矿排料出口设置跳汰机，初步富集单体金，再对跳汰机粗精矿采用高速离心选矿机，进一步富集金颗粒，最后采用摇床进行精选富集，得到70％含量的“毛金”产品，而后直接火法冶炼为高纯度金锭。 [0003] 在金的重选回收过程中，摇床作业产生的尾矿，称为“摇床中矿”，金含量较高，一般达到500g/t以上，且粒度较粗，常规的处理方法是将其返至磨矿工艺进行循环，以简化工艺设置，实现部分粗粒包裹金的进一步磨矿解离，然而在矿物磨矿分级过程中，部分细粒或基本解离的单体金‑连生金由于比重较大，在分级设备中易“反富集”至磨机中，在磨机给料端往排料端移动的过程中，易沉淀至磨机筒体底部，金的质地较软，伴随着研磨作用，其几何外观历经“粒状‑扁平状‑片状‑薄片状”的形变，最终机械磨削损失在磨机内部，造成宝贵金资源的浪费。 [0004] 公开号为CN111495578B的专利提供了一种从金矿摇床中矿和/或尾矿中回收含有单体金的重砂的方法，经球磨、溜槽和摇床处理，流程长、效率低，难以避免部分单体金的过磨损失问题；另有研究团队提出对重选摇床中矿单独进行边磨矿边浸出回收工艺，技术可行性良好，但存在投资成本高、安全环保压力大和工业生产难以稳定的问题，难以有效推广。 [0005] 有鉴于此，有必要设计一种改进的金矿重选摇床中矿的处理方法，以解决上述问题。 发明内容[0006] 针对上述现有技术的缺陷，本发明提出一种高效、合理的处理方法。本发明采用分级‑分选的工艺流程，对‑0.25mm可浮选粒级物料直接加药浮选回收金，对+0.25mm难浮选粒级物料再磨后加药浮选回收金，显著改善摇床中矿全部经过磨矿而造成的金磨削损失问题，避免了采用旋流器等设备分级带来的重比重矿物“反富集”的问题，减少了实际矿石的磨矿量，大幅提高了金矿重选摇床中矿金的回收率。 [0007] 为实现上述目的，本发明提供了一种金矿重选摇床中矿的处理方法，包括以下步骤： [0008] S1.将摇床中矿经筛孔尺寸为0.25mm的筛子筛分为‑0.25mm和+0.25mm两个粒级物料，分别调节至预设矿浆浓度； [0009] S2.对步骤S1中所述‑0.25mm粒级物料的矿浆，添加捕收剂、起泡剂进行浮选，得到金精矿1和尾矿1； [0011] S4.对步骤S3中所述磨矿产品矿浆添加脉石抑制剂、捕收剂、起泡剂进行浮选，得到金精矿2和尾矿2。 [0012] 作为本发明的进一步改进，在步骤S1中，所述‑0.25mm粒级物料的预设矿浆浓度为35～38％，所述+0.25mm粒级物料的预设矿浆浓度为60～65％。 [0013] 在步骤S2中，所述捕收剂为异戊基黄药，用量为400～500g/t；所述起泡剂为2#油，用量为50～70g/t。 [0014] 在步骤S3中，所述球磨机为Φ240×90mm锥形球磨机，磨矿细度为‑0.074mm粒级占磨矿产品总量的75～80％，所述磨矿产品矿浆浓度为35～38％。 [0015] 在步骤S4中，所述脉石抑制剂为水玻璃，用量为500～1000g/t；所述捕收剂为异戊基黄药，用量为200～300g/t；所述起泡剂为2#油，用量为40～50g/t。 [0017] 本发明的有益效果是： [0018] (1)本发明根据硫化矿物的浮选粒度上限一般在0.2～0.25mm范围，对金矿重选摇床中矿进行分级‑分选工艺流程，显著改善摇床中矿全部经过磨矿而造成的金磨削损失问题，充分发挥了浮选对金及载金硫化矿矿物的充分最大化利用，避免了采用旋流器等设备分级带来的重比重矿物“反富集”的问题，减少了实际矿石的磨矿量，实现了金按粒度分级、可浮尽浮、需磨才磨和及时回收的目的。 [0019] (2)本发明按照硫化矿浮选粒度上限为0.25mm，采用分级‑分选工艺流程，预先对金重选摇床中矿进行分级处理，获得‑0.25mm可浮选回收的粒级物料和+0.25mm难以浮选回收的粒级物料，对‑0.25mm粒级物料采用简单的药剂制度进行浮选回收，对+0.25mm粒级物料适当磨矿进一步解离矿物，而后在采用浮选法回收，从而实现了金重选摇床中矿金的充分回收。 [0020] (3)本发明避免了金重选摇床中矿中可浮选回收且已充分解离的金或载金矿物在磨矿过程中的磨削损失，为提高金重选摇床中矿金综合回收率提供了新的技术方案。 [0021] (4)本发明通过筛分作业预先分级，精准分离出需要再磨‑再选的含金物料，避免了使用旋流器分级时高比重金或载金硫化矿物的“反富集”问题，提高了工艺的选择性和工作效率，工艺匹配性好、流程稳定性强、对物料性质波动的适应性高。附图说明 [0022] 图1为金矿重选摇床中矿的工艺流程图。 具体实施方式[0023] 为了使本发明的目的、技术方案和优点更加清楚，下面结合附图和具体实施例对本发明进行详细描述。 [0024] 在此，还需要说明的是，为了避免因不必要的细节而模糊了本发明，在附图中仅仅示出了与本发明的方案密切相关的结构和/或处理步骤，而省略了与本发明关系不大的其他细节。 [0025] 另外，还需要说明的是，术语“包括”、“包含”或者其任何其他变体意在涵盖非排他性的包含，从而使得包括一系列要素的过程、方法、物品或者设备不仅包括那些要素，而且还包括没有明确列出的其他要素，或者是还包括为这种过程、方法、物品或者设备所固有的要素。 [0026] 本发明提供了一种金矿重选摇床中矿的处理方法，包括以下步骤： [0027] S1.将摇床中矿经筛孔尺寸为0.25mm的筛子筛分为‑0.25mm和+0.25mm两个粒级物料，分别调节至预设矿浆浓度。 [0028] 具体的，将摇床中矿经筛孔尺寸为0.25mm的筛子筛分为‑0.25mm和+0.25mm两个粒级物料，调节‑0.25mm粒级物料的矿浆浓度至35～38％，调节+0.25mm粒级物料的矿浆浓度至60～65％。 [0029] S2.对步骤S1中所述‑0.25mm粒级物料的矿浆添加捕收剂、起泡剂进行浮选，得到金精矿1和尾矿1。 [0030] 具体的，对步骤S1中所述‑0.25mm粒级物料的矿浆，添加捕收剂异戊基黄药，添加起泡剂2#油，浮选得到金精矿1和尾矿1。 [0031] 在上述步骤中，异戊基黄药用量为400～500g/t；2#油用量为50～70g/t。 [0032] S3.对步骤S1中所述+0.25mm粒级物料的矿浆，使用球磨机进行磨矿后加水调节磨矿产品矿浆浓度。 [0033] 具体的，对步骤S1中所述+0.25mm粒级物料的矿浆使用Φ240×90mm锥形球磨机进行磨矿，磨矿细度为‑0.074mm粒级占磨矿产品总量的75～80％，然后加水调节磨矿产品矿浆浓度至35～38％。 [0034] S4.对步骤S3中所述磨矿产品矿浆添加脉石抑制剂、捕收剂、起泡剂进行浮选，得到金精矿2和尾矿2。 [0035] 具体的，对步骤S3中所述磨矿产品矿浆添加脉石抑制剂水玻璃、捕收剂异戊基黄药、起泡剂2#油进行浮选，得到金精矿2和尾矿2。 [0036] 在上述步骤中，水玻璃用量为500～1000g/t；异戊基黄药用量为200～300g/t；2#油用量为40～50g/t。 [0037] 进一步的，对于泥化严重的矿石，在步骤S4中预先添加碳酸钠，而后添加脉石抑制剂、捕收剂、起泡剂进行浮选。 [0038] 所述碳酸钠的用量为500～1000g/t。 [0039] 下面结合具体的实施例对本发明提供的金矿重选摇床中矿的处理方法进行详细说明。 [0040] 实施例1 [0041] 本实施例提供了一种金矿重选摇床中矿的处理方法，以质量百分数计，本实施例摇床中矿‑0.25mm粒级占比为75％，以单体金+连生金形式存在的金占比为69％，以硫化物包裹金形式存在的金占比为30％，其余1％为氧化物含金。如图1所示，具体步骤如下： [0042] S1.将摇床中矿经筛孔尺寸为0.25mm的筛子筛分为‑0.25mm和+0.25mm两个粒级物料，调节‑0.25mm粒级物料至矿浆浓度为36％，调节+0.25mm粒级物料至矿浆浓度为60％。 [0043] S2.对步骤S1中‑0.25mm粒级物料的矿浆添加捕收剂异戊基黄药450g/t，起泡剂2#油60g/t，而后进行浮选，得到金精矿1和尾矿1。 [0044] S3.对步骤S1中+0.25mm粒级物料的矿浆，使用Φ240×90mm锥形球磨机进行磨矿，磨矿细度为‑0.074mm粒级占磨矿产品总量的75％，磨矿产品加水调节矿浆浓度为35％。 [0045] S4.向步骤S3中磨矿产品矿浆添加脉石抑制剂水玻璃800g/t，捕收剂异戊基黄药200g/t，起泡剂2#油40g/t，进行浮选，得到金精矿2和尾矿2。 [0046] 本实施例中摇床中矿金品位880g/t，所得金精矿1金品位为1950g/t，金精矿1金作业回收率为85.22％，所得金精矿2金品位为820g/t，金精矿2金作业回收率为75.43％，该摇床中矿金分级‑再选金精矿品位为1574g/t、金回收率为76.49％。 [0047] 对比例1 [0048] 对比例1提供了一种金矿重选摇床中矿的处理方法，与实施例1相比，对比例1采用全粒级磨矿‑再选工艺流程，使用与实施例1相同的浮选药剂制度，再选金品位为1056g/t、金回收率为62.55％。 [0049] 对比例2 [0050] 对比例2提供了一种金矿重选摇床中矿的处理方法，与实施例1相比，对比例2采用旋流器分级‑再选工艺流程，使用与实施例1相同的浮选药剂制度，再选金品位为1233g/t、金回收率为70.25％。 [0051] 综上所述，本发明提供的一种金矿重选摇床中矿的处理方法，能够改善摇床中矿全部经过磨矿而造成的金磨削损失问题，避免了采用旋流器等设备分级带来的重比重矿物“反富集”的问题，减少了实际矿石的磨矿量，大幅提高了金矿重选摇床中矿金的回收率。 [0052] 以上实施例仅用以说明本发明的技术方案而非限制，尽管参照较佳实施例对本发明进行了详细说明，本领域的普通技术人员应当理解，可以对本发明的技术方案进行修改或者等同替换，而不脱离本发明技术方案的精神和范围。 |
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