一种从含金铜铁硫多金属矿中综合回收铜铁金的方法 |
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| 申请号 | CN202311339556.9 | 申请日 | 2023-10-17 | 公开(公告)号 | CN117160668A | 公开(公告)日 | 2023-12-05 |
| 申请人 | 昆明学院; | 发明人 | 杨波; 王晓; 骆宵; 黄世弘; 龙贤灏; | ||||
| 摘要 | 本 发明 公开了一种从含金 铜 铁 硫多金属矿中综合回收铜铁金的方法，本方法解决了常规浮选工艺存在的铜、铁回收率低，金损失高的问题。原 矿石 经 破碎 磨矿加入捕收剂和起泡剂调浆后进行两次铜硫粗选和一次铜硫扫选，铜硫粗选精矿经再磨后进行铜硫分离，获得铜精矿和硫精矿，铜硫扫选 尾矿 加入石灰、NaCN后进行氰化 浸出 ，浸出过程中并加入适量 活性炭 进行 吸附 ，浸出完成后过滤获得载金活性炭和 氰化浸出 尾矿，氰化浸出尾矿加 水 调浆后 泵 入 磁选 机进行弱磁粗选和强磁扫选回收铁矿物，弱磁粗选精矿和强磁扫选精矿合并作为铁精矿，强磁扫选尾矿作为最终尾矿。本发明显著提高了金的总回收率及铁回收率，且工艺流程简单，易于工业化实施。 | ||||||
| 权利要求 | 1.一种从含金铜铁硫多金属矿中综合回收铜铁金的方法，其特征在于具体步骤如下： |
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| 说明书全文 | 一种从含金铜铁硫多金属矿中综合回收铜铁金的方法技术领域[0001] 本发明具体涉及一种从含金铜铁硫多金属矿中综合回收铜、铁、金的方法，属于矿物加工和资源综合利用新技术领域。 背景技术[0002] 我国铜铁硫多金属矿资源储量丰富，在湖北、安徽、云南等省份均有分布，这类矿石中主要的金属矿物组成为黄铜矿、黄铁矿、磁铁矿、褐铁矿等矿物，部分矿石中还含有一定量的金、银等稀贵金属矿物。由于这类矿石多形成于热液脉、岩浆岩或变质岩中，成矿过程中黄铁矿、磁铁矿、褐铁矿等矿物的结晶粒度通常较细，且矿物间的相互包裹较为严重嵌布关系复杂，导致其选矿工艺流程也相对较为复杂，铜、铁、金等有价竞速的回收率偏低。生产实践中对于这类矿石一般采用浮选或“浮选‑磁选”组合工艺处理该类矿石，即首先在适宜的磨矿细度条件下，浮选回收率矿石的黄铜矿、辉铜矿等含铜矿物，然后再浮选或磁选回收浮铜尾矿中磁铁矿、褐铁矿等磁性铁矿物。然而，当矿石中含有一定量的金、银等稀贵金属矿物时，采用浮选或“浮选‑磁选”工艺处理这类矿石时，金银的回收率往往较低，金银仅能部分在铜精矿或硫精矿得到富集，即使对磁选尾矿进行氰化浸出，富集在铁精矿中的部分金、银等稀贵金属由于不能计价，造成资源的极大浪费。因此，合理的选矿工艺流程对于提高这类矿石中铜、铁、金的回收率至关重要。 [0003] 一般来说，含金铜铁硫多金属矿的选矿工艺需根据矿石中主要金属矿物的含量、嵌布关系特征及金银的含量来确定。当矿石中金、银等稀贵金属的含量不太高且黄铜矿、黄铁矿为主要的载金矿物时，可采用单一浮选工艺进行回收，金和银一般可在铜精矿或硫精矿中获得富集。但在选矿过程中有时为了得到高品位的铜精矿，铜浮选过程中通常需要加入大量的石灰对黄铁矿、磁黄铁矿等硫化铁矿物进行抑制，而石灰的大量加入又极容易对金、银等稀贵金属矿物产生抑制作用，造成金、银回收率的降低。选铜尾矿脱硫后一般采用重选或磁选回收磁铁矿和褐铁矿，由于金、银等稀贵金属的矿物的密度与磁铁矿或褐铁矿相近，部分金银可在铁精矿中获得富集，但由于铁精矿中的金、银等稀贵金属不能计价，铁精矿中的这部分金银只能算为损失，极大地降低了金银的回收率。因此，如何提高含金铜铁硫多金属矿中金的选矿回收率，一直是研究的热点。部分研究发现，通过对铁精矿进行适当的再磨后并添加氰化物进行氰化浸出，使铁精矿中的金和银等稀贵金属转移到液相中后在加入活性炭回收金、银，可显著提高金银等稀贵金属的选矿回收率，但铁精矿直接浸出后的精矿粉中含有大量的残余氰化物，转运过程中存在较大的安全风险，一般需进行破氰处理后才能进行出售，因此极大地增加了企业的运营成本。 [0004] 因此，要提高含金铜铁硫多金属矿的选矿回收率，需解决好两个方面的问题：一是减少铜浮选时石灰的用量，并使金银等稀贵金属矿物尽可能地在铜精矿中得到富集；二是减少金和银等稀贵金属矿物在铁精矿中的富集，并加强氧化矿物和脉石矿物中自然金的回收，从而达到提高金银总回收率的目的。 发明内容[0005] 本发明提供一种从含金铜铁硫多金属矿中综合回收铜、铁、金的方法，与传统的单一浮选工艺或“浮‑磁”联合工艺相比，本发明根据铜铁硫多金属矿主要矿物的嵌布关系特征及金的含量，优先对铜硫进行混浮，减少粗选时石灰用量，使金尽可能多地在铜精矿获得富集，铜硫混浮尾矿在加入氰化物对氧化矿物中的自然金进行回收，强化氧化矿中自然金的回收率，金浸出尾矿调浆后再磁选回收率铁，减少了铁精矿中氰化物的含量。本发明有助于降低铜浮选过程中石灰的用量，减少金在铁精矿中的损失，提高金和铁的回收率，同时降低铁精矿中氰化物的含量。 [0006] 本发明是按以下技术方案实现的：（1）将含Cu 0.6% 1.3%、Fe 15.0% 24.0%、S 8.0% 15.0%、Au0.8g/t 1.4g/t的含金~ ~ ~ ~ 铜铁硫多金属矿石采用颚式破碎机破碎至粒度3.0mm 5.0mm，然后加水在60 65%的矿浆浓~ ~ 度下对破碎后矿石采用球磨机进行磨矿，磨矿至以质量计粒度小于0.074mm占82% 87%； ~ （2）将磨矿产品加水进一步调节矿浆浓度使矿浆中固体颗粒的浓度为25% 30%（重~ # 量百分比），然后按重量计向矿浆中依次加入捕收剂Ⅰ 80 120 g/t、起泡剂2 油40 60 g/t~ ~ 后进行搅拌调浆，搅拌调浆结束后将矿浆泵入浮选机进行铜硫混浮粗选Ⅰ，获得铜硫混浮粗选Ⅰ精矿和铜硫混浮粗选Ⅰ尾矿； # （3）向步骤（2）的铜硫混浮粗选Ⅰ尾矿中继续加入捕收剂Ⅰ 50 70 g/t、起泡剂2 油~ 20 30g/t后进行搅拌调浆，调浆结束后将矿浆泵入浮选机进行铜硫混浮粗选Ⅱ，获得铜硫~ 混浮粗选Ⅱ精矿和铜硫混浮粗选Ⅱ尾矿。 [0007] （4）向步骤（3）的铜硫混浮粗选Ⅱ尾矿中继续加入捕收剂Ⅰ 30 50 g/t、起泡剂2#~油10 15 g/t后进行搅拌调浆，调浆结束后将矿浆泵入浮选机进行铜硫混浮扫选，获得铜硫~ 混浮扫选精矿和铜硫混浮扫选尾矿，铜硫混浮扫选精矿返回至铜硫混浮粗选Ⅱ，形成闭路循环； （5）将步骤（2）所得的铜硫混浮粗选Ⅰ精矿和步骤（3）所得的铜硫混浮粗选Ⅱ精矿合并后泵入到棒磨机中，同时在棒磨机中加入2500 3500g/t的石灰后进行细磨，使磨矿产~ 品中‑0.048mm粒级的含量占75 80%（重量百分比）； ~ # （6）将细磨后的的磨矿产品加入捕收剂Ⅱ 60 80g/t，起泡剂2油10 15g/t后进行~ ~ 搅拌调浆，调浆结束后将矿浆泵入浮选机进行铜粗选，获得铜粗选精矿和铜粗选尾矿。 [0008] （7）将步骤（6）所获得的铜粗选尾矿加入捕收剂Ⅱ 30 40g/t后进行搅拌调浆，调~浆结束后泵入浮选机进行铜扫选，获得铜扫选精矿和铜扫选尾矿，铜扫选尾矿作为硫精矿； （8）将步骤（6）所获得的铜粗选精矿泵入浮选柱进行铜精选，获得铜精选精矿和铜精选尾矿，铜精选精矿作为最终产品铜精矿，铜精选尾矿与步骤（7）所获得的铜扫选精矿合并后返回至铜粗选，形成闭路循环； （9）将步骤（4）所得的铜硫混浮扫选尾矿加入石灰2000 2500g/t、氰化钠1500~ ~ 2000g/t后进行搅拌浸出，搅拌浸出24h后将矿浆进行过滤，过滤后获得含金贵液和金浸出尾矿，含金贵液送入炭吸车间进行金活性炭吸附； （10）将步骤（9）所得的金浸出尾矿加水调浆矿浆浓度为18 23%（重量百分比）后，~ 将矿浆泵入磁选机1进行弱磁粗选回收磁性铁矿物，获得弱磁粗选精矿和弱磁粗选尾矿； （11）将弱磁粗选尾矿继续泵入磁选机2进行强磁扫选，获得强磁扫选精矿和强磁扫选尾矿，强磁扫选尾矿作为最终尾矿泵入尾矿库堆存，强磁扫选精矿和弱磁粗选精矿合并后作为最终铁精矿。 [0009] 以上各步骤中所述的捕收剂Ⅰ为丁基黄药与丁胺黑药的混合物，比例为4:1（重量比），其中丁基黄药的纯度为60 70%，丁胺黑药的纯度为70 80%。~ ~ [0010] 以上各步骤中所述的捕收剂Ⅱ为Z‑200（乙硫氨脂），纯度为80 85%。~ [0011] 所述的铜硫混浮粗选Ⅰ、铜硫混浮粗选Ⅱ、铜硫混浮扫选、铜粗选和铜扫选均采用充气机械搅拌式浮选机，而铜精选则采用自吸式微泡浮选柱进行，浮选柱型号为Φ2.0×6.0m。 [0012] 所述的强磁粗选所采用的磁选机1为磁滚筒，滚筒尺寸为Φ1200×1800mm，磁场背景强度为3000 3200 GS，强磁扫选使用的磁选机2为脉冲高梯度强磁选机，背景场强为0.8 ~ 1.1 T，冲洗水流量为18 20 L/min。 ~ ~ [0013] 本发明与公知技术相比存在的优点：（1）本发明根据含金铜铁硫多金属矿中主要矿物间的嵌布关系特征及金的赋存特点，通过选冶联合分类强化矿石中金的回收，其中硫化矿物中的金以浮选回收为主，氧化矿物中的金则采用氰化浸出工艺回收。 [0014] （2）本发明与传统的含金铜铁硫多金属矿的优先浮选工艺相比，在主流程中减少了石灰的用量（铜硫混浮时不加入石灰），并通过组合捕收剂Ⅰ的使用，尽可能多地使金在硫化矿精矿中获得富集，提高了金的总回收率，减少了金在氧化矿和尾矿中的损失。 [0015] （3） 本发明铜粗选和铜扫选时采用充气搅拌式浮选机，铜精选时则采用浮选柱，并在铜粗选和铜扫选时添加铜捕收剂Z‑200，有效提高了铜精矿品位和回收，并简化了工艺流程。 [0016] （4）本发明将氰化浸出工艺设置在磁性铁矿物的回收之前，减少了金在铁精矿中的损失，且氰化浸出后对矿浆进行了固液分离并在磁选回收磁性铁矿物之前重新加水调节矿浆浓度，有效减少了铁精矿中残留氰化物的含量。 [0018] 图1为本发明的工艺流程示意图。 具体实施方式[0019] 下面结合附图和实施例对本发明的方法作进一步详细说明，但本发明保护范围不局限于所述内容。 [0020] 实施例1矿石取自云南鹤庆北衙含金铜铁多金属矿区，矿石主要含Cu 0.83%、Fe 16.27%、S 11.09%、Au 1.1 g/t，具体步骤如下： （1）将采场采出的矿石首选采用颚式破碎机两段破碎至粒度3.5mm左右，然后将破碎的矿石加入到球磨机中，并加水使固体重量百分比为63%后进行磨矿，磨矿至以重量百分比计矿浆中粒度小于0.074mm的颗粒占84%； （2）继续加水调节磨矿产品的矿浆浓度，使矿浆中固体颗粒的浓度为26%（重量百# 分比）后，依次加入捕收剂丁基黄药80 g/t、丁胺黑药20g/t，起泡剂2油40g/t后进行搅拌调浆，调浆结束后将矿浆泵入浮选机进行铜硫混浮粗选Ⅰ，获得铜硫混浮粗选Ⅰ精矿和铜硫混浮粗选Ⅰ尾矿； （3）向步骤（2）的铜硫混浮粗选Ⅰ尾矿中继续加入捕收剂丁基黄药40 g/t、丁胺黑# 药10g/t、起泡剂2 油20g/t后进行搅拌调浆，调浆结束后将矿浆泵入另一浮选机进行铜硫混浮粗选Ⅱ，获得铜硫混浮粗选Ⅱ精矿和铜硫混浮粗选Ⅱ尾矿； （4）向步骤（3）的铜硫混浮粗选Ⅱ尾矿中继续加入丁基黄药24 g/t、丁胺黑药6 g/# t、起泡剂2 油10 g/t后进行搅拌调浆，调浆结束后将矿浆泵入浮选机进行铜硫混浮扫选，获得铜硫混浮扫选精矿和铜硫混浮扫选尾矿，铜硫混浮扫选精矿返回至铜硫混浮粗选Ⅱ，形成闭路循环； （5）将步骤（2）所得的铜硫混浮粗选Ⅰ精矿和步骤（3）的铜硫混浮粗选Ⅱ精矿合并后泵入到棒磨机中，同时在棒磨机中加入3000 g/t的石灰后进行细磨，使磨矿产品中‑ 0.048mm粒级的含量占76%（重量百分比）； # （6）将步骤（5）细磨后的的磨矿产品加入捕收剂Z‑200 80 g/t，起泡剂2油10 g/t后进行搅拌调浆，调浆结束后将矿浆泵入浮选机进行铜粗选，获得铜粗选精矿和铜粗选尾矿； （7）将步骤（6）获得的铜粗选尾矿继续加入Z‑200 40g/t后进行搅拌调浆，调浆结束后泵入浮选机进行铜扫选，获得铜扫选精矿和铜扫选尾矿，铜扫选尾矿作为最终硫精矿； （8）将铜粗选精矿泵入型号为Φ2.0×6.0m的自吸式微泡浮选柱进行铜精选，获得铜精选精矿和铜精选尾矿，铜精选精矿作为铜精矿，铜精选尾矿与铜扫选精矿合并后返回至铜粗选，形成闭路循环； （9）向步骤（4）所得的铜硫混浮扫选获得的尾矿加入石灰2500g/t、氰化钠1800g/t后进行搅拌浸出，搅拌浸出24h后将矿浆进行过滤，过滤后获得含金贵液和金浸出尾矿，含金贵液送入炭吸车间进行金活性炭吸附； （10）将过滤后的金浸出尾矿加水调浆矿浆浓度为20%（重量百分比）后，泵入尺寸为Φ1200×1800mm、磁场背景强度为3000 GS的磁滚筒进行弱磁选，回收磁性铁矿物，获得弱磁粗选精矿和弱磁粗选尾矿； （11）将弱磁粗选尾矿继续泵入背景场强为1.0 T，冲洗水流量为20 L/min的脉冲高梯度强磁选机进行强磁扫选，获得强磁扫选精矿和强磁扫选尾矿，强磁扫选尾矿作为最终尾矿送入尾矿库堆存，强磁扫选精矿和弱磁粗选精矿合并后作为最终铁精矿。 [0021] 最终获得的铜精矿含Cu 20.17%、Cu回收率89.72%，Cu精矿含Au 31.16 g/t，Au回收率58.24%，铁精矿含Fe 58.83%，Fe回收率71.64%，Fe精矿含Au 0.42g/t，Fe精矿中Au的损失率6.82%，尾矿含Au 0.12g/t，Au回收率5.5%，加上浸出贵液中金的回收率，Au的总回收率达87.68%。 [0022] 实施例2：矿石取自安徽铜陵含金铜铁多金属矿区，矿石平均含Cu 0.51%，Fe 19.66%、S 10.13%、Au 0.82 g/t，具体步骤如下： （1）将矿石破碎至粒度4.0mm左右大小，然后将破碎后的矿石加入到小型球磨机中，并加水使固体颗粒的重量百分比为65.0%后进行磨矿，磨至以重量百分比计矿浆中粒度小于0.074mm的颗粒占82%； （2）继续将磨矿产品加水调节矿浆浓度，使矿浆中固体颗粒的浓度为28%（重量百# 分比）后，依次加入捕收剂丁基黄药96g/t、丁胺黑药24 g/t，起泡剂2 油50 g/t后进行搅拌调浆，调浆结束后将矿浆泵入浮选机进行铜硫混浮粗选Ⅰ，获得铜硫混浮粗选Ⅰ精矿和铜硫混浮粗选Ⅰ尾矿； （3）向步骤（2）的铜硫混浮粗选Ⅰ尾矿中继续加入捕收剂丁基黄药48 g/t、丁胺黑# 药12g/t、起泡剂2油25 g/t后进行搅拌调浆，调浆结束后将矿浆泵入另一浮选机进行铜硫混浮粗选Ⅱ，获得铜硫混浮粗选Ⅱ精矿和铜硫混浮粗选Ⅱ尾矿； （4）向步骤（3）的铜硫混浮粗选Ⅱ尾矿继续加入丁基黄药40 g/t、丁胺黑药10 g/# t、起泡剂2 油15 g/t后进行搅拌调浆，调浆结束后将矿浆泵入浮选机进行铜硫混浮扫选，获得铜硫混浮扫选精矿和铜硫混浮扫选尾矿，铜硫混浮扫选精矿返回至铜硫混浮粗选Ⅱ，形成闭路循环； （5）将步骤（2）的铜硫混浮粗选Ⅰ精矿和铜硫混浮粗选Ⅱ精矿合并后泵入到棒磨机中，同时在棒磨机中加入2800 g/t的石灰后进行细磨，使磨矿产品中‑0.048mm粒级的含量占78%（重量百分比）； # （6）将步骤（5）的细磨后的的磨矿产品加入捕收剂Z‑200 70 g/t，起泡剂2 油15 g/t后进行搅拌调浆，调浆结束后将矿浆泵入浮选机进行铜粗选，获得铜粗选精矿和铜粗选尾矿； （7）将步骤（6）获得的铜粗选尾矿继续加入Z‑200 30g/t后进行搅拌调浆，调浆结束后泵入浮选机进行铜扫选，获得铜扫选精矿和铜扫选尾矿，铜扫选尾矿作为最终硫精矿； （8）将将步骤（6）获得的铜粗选精矿泵入型号为Φ2.0×6.0m的自吸式微泡浮选柱进行铜精选，获得铜精选精矿和铜精选尾矿，铜精选精矿作为铜精矿，铜精选尾矿与铜扫选精矿合并后返回至铜粗选，形成闭路循环； （9）将铜硫混浮扫选获得的尾矿加入石灰2200g/t、氰化钠1500g/t后进行搅拌浸出，搅拌浸出24h后将矿浆进行过滤，过滤后获得含金贵液和金浸出尾矿，含金贵液送入炭吸车间进行金活性炭吸附； （10）将过滤后的金浸出尾矿加水调浆矿浆浓度为23%（重量百分比）后，泵入尺寸为Φ1200×1800 mm、磁场背景强度为3200 GS的磁滚筒进行弱磁选，回收磁性铁矿物，获得弱磁粗选精矿和弱磁粗选尾矿； （11）将弱磁粗选尾矿继续泵入背景场强为0.8 T，冲洗水流量为18 L/min的脉冲高梯度强磁选机进行强磁扫选，获得强磁扫选精矿和强磁扫选尾矿，强磁扫选尾矿作为最终尾矿送入尾矿库堆存，强磁扫选精矿和弱磁粗选精矿合并后作为最终铁精矿。 [0023] 最终获得的铜精矿含Cu 19.86.17%、Cu回收率88.56%，Cu精矿含Au 33.41 g/t，Au回收率61.73%，铁精矿含Fe 60.24%，Fe回收率75.49%，Fe精矿含Au 0.29 g/t，Fe精矿中Au的损失率5.36 %，尾矿含Au 小于0.10g/t，Au回收率4.34%，加上浸出贵液中金的回收率，Au的总回收率达90.3%。 [0024] 实施例3矿石取自湖北大冶含金铜铁多金属矿区，矿石平均含Cu 0.92 %，Fe 15.73 %、S 10.58 %、Au 1.43 g/t，具体步骤如下： （1）将矿石破碎至粒度5.0mm左右大小，然后将破碎后的矿石加入到小型球磨机中，并加水使固体颗粒的重量百分比为60.0%后进行磨矿，磨至以重量百分比计矿浆中粒度小于0.074mm的颗粒占87%； （2）继续将磨矿产品加水调节矿浆浓度，使矿浆中固体颗粒的浓度为30%（重量百# 分比）后，依次加入捕收剂丁基黄药64g/t、丁胺黑药16 g/t，起泡剂2 油60 g/t后进行搅拌调浆，调浆结束后将矿浆泵入浮选机进行铜硫混浮粗选Ⅰ，获得铜硫混浮粗选Ⅰ精矿和铜硫混浮粗选Ⅰ尾矿； （3）向步骤（2）的铜硫混浮粗选Ⅰ尾矿中继续加入捕收剂丁基黄药64 g/t、丁胺黑# 药16g/t、起泡剂2油30 g/t后进行搅拌调浆，调浆结束后将矿浆泵入另一浮选机进行铜硫混浮粗选Ⅱ，获得铜硫混浮粗选Ⅱ精矿和铜硫混浮粗选Ⅱ尾矿； （4）向步骤（3）的铜硫混浮粗选Ⅱ尾矿继续加入丁基黄药32 g/t、丁胺黑药8g/t、# 起泡剂2油12 g/t后进行搅拌调浆，调浆结束后将矿浆泵入浮选机进行铜硫混浮扫选，获得铜硫混浮扫选精矿和铜硫混浮扫选尾矿，铜硫混浮扫选精矿返回至铜硫混浮粗选Ⅱ，形成闭路循环； （5）将步骤（2）的铜硫混浮粗选Ⅰ精矿和铜硫混浮粗选Ⅱ精矿合并后泵入到棒磨机中，同时在棒磨机中加入2500 g/t的石灰后进行细磨，使磨矿产品中‑0.048mm粒级的含量占75%（重量百分比）； # （6）将步骤（5）的细磨后的的磨矿产品加入捕收剂Z‑200 60 g/t，起泡剂2油12g/t后进行搅拌调浆，调浆结束后将矿浆泵入浮选机进行铜粗选，获得铜粗选精矿和铜粗选尾矿； （7）将步骤（6）获得的铜粗选尾矿继续加入Z‑200 35g/t后进行搅拌调浆，调浆结束后泵入浮选机进行铜扫选，获得铜扫选精矿和铜扫选尾矿，铜扫选尾矿作为最终硫精矿； （8）将将步骤（6）获得的铜粗选精矿泵入型号为Φ2.0×6.0m的自吸式微泡浮选柱进行铜精选，获得铜精选精矿和铜精选尾矿，铜精选精矿作为铜精矿，铜精选尾矿与铜扫选精矿合并后返回至铜粗选，形成闭路循环； （9）将铜硫混浮扫选获得的尾矿加入石灰2000g/t、氰化钠2000g/t后进行搅拌浸出，搅拌浸出24h后将矿浆进行过滤，过滤后获得含金贵液和金浸出尾矿，含金贵液送入炭吸车间进行金活性炭吸附； （10）将过滤后的金浸出尾矿加水调浆矿浆浓度为18%（重量百分比）后，泵入尺寸为Φ1200×1800 mm、磁场背景强度为3100 GS的磁滚筒进行弱磁选，回收磁性铁矿物，获得弱磁粗选精矿和弱磁粗选尾矿； （11）将弱磁粗选尾矿继续泵入背景场强为1.1 T，冲洗水流量为19 L/min的脉冲高梯度强磁选机进行强磁扫选，获得强磁扫选精矿和强磁扫选尾矿，强磁扫选尾矿作为最终尾矿送入尾矿库堆存，强磁扫选精矿和弱磁粗选精矿合并后作为最终铁精矿。 [0025] 最终获得的铜精矿含Cu 20.33 %、Cu回收率 87.56 %，Cu精矿含Au 34.52 g/t，Au回收率 64.52%，铁精矿含Fe 61.43%，Fe回收率78.54 %，Fe精矿含Au 0.27 g/t，Fe精矿中Au的损失率4.92 %，尾矿Au含量0.07 g/t，Au回收率5.17%，加上浸出贵液中金的回收率，Au的总回收率达89.91%。 [0026] 通过以上实施例可以看出，与传统的含金铜铁硫多金属矿的选矿工艺相比，采用该发明，可高效回收含金铜铁硫多金属矿中铜、铁、硫、金等多种有价元素矿物，所获得的铜精矿中铜和金的品位和回收率相对较高，且该工艺可有效减少金在铁精矿和尾矿中的损失，并降低铁精矿中残留氰化物的含量，有利于铁精矿的运输和销售。 |
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