一种高云母氧化型低品位金矿石浮选回收方法 |
|||||||
| 申请号 | CN202311821781.6 | 申请日 | 2023-12-26 | 公开(公告)号 | CN117753561A | 公开(公告)日 | 2024-03-26 |
| 申请人 | 新疆有色金属研究所; | 发明人 | 杨枝露; 伊新辉; 张迎棋; 杨磊; 董立; 庄杜娟; 苟俊豪; | ||||
| 摘要 | 本 发明 提供了一种高 云 母 氧 化型低品位金 矿石 浮选回收方法,包括将待回收高云母氧化型低品位金矿石 破碎 并湿磨，得到浓度为25Wt％‑35Wt％的一次矿浆；向所得一次矿浆加入选矿药剂，进行循环浮选预富集抛尾，得到金粗精矿和浮选 尾矿 ；将所得金粗精矿进行加 水 调节，得到浓度为5Wt％‑10Wt％的二次矿浆；对二次矿浆进行嵌套浮选可控脱泥工艺，得到浮选金精矿和浮选矿泥。本发明针对高云母、低品位的氧化型金矿脱泥量不易控、选矿指标 稳定性 差、经济效益低的问题，开发了循环浮选预富集抛尾‑嵌套浮选可控脱泥浮选工艺，有效提高了高云母氧化型低品位金矿浮选的精矿金品位及回收率，实现难选高云母氧化型低品位金矿石的高效 回收利用 。 | ||||||
| 权利要求 | 1.一种高云母氧化型低品位金矿石浮选回收方法，其特征在于，包括以下步骤： |
||||||
| 说明书全文 | 一种高云母氧化型低品位金矿石浮选回收方法技术领域[0001] 本发明属于贵金属矿物选矿技术领域，尤其涉及一种高云母氧化型低品位金矿石浮选回收方法。 背景技术[0002] 随着世界范围内金矿的大规模开发，越来越多贫、细、杂难处理金矿已逐渐成为今后黄金工业的主要资源，国外对难处理金矿资源开发利用已占相当大比例，而我国由于难处理金矿开发和工业化应用程度较低而与之差距较大。因此，如何最大限度地开发利用难处理金矿资源,实现黄金工业的可持续发展,是我们所面临的艰巨课题。 [0003] 高云母氧化型低品位金矿石是一种贫、细、杂难处理金矿石资源，具备两个特点：⑴矿石中云母矿物含量高于20％，在矿物单体解离过程中，易产生大量的次生矿泥，导致浮选矿浆环境恶化，目的矿物上浮困难，且消耗大量的选矿药剂；⑵矿石中氧化相中的铁元素占原矿总铁含量的30％以上，且矿石金品位较低。因此，高云母氧化型低品位金矿石的选矿技术指标较差，资源回收技术难度较大。 [0004] 目前针对高云母氧化型低品位金矿石选矿工艺的研究较少，对含泥难选原生金矿石选矿工艺的研究较多，有：⑴预先脱泥工艺，虽然能有效降低矿泥的干扰，但是脱泥量不好控制；⑵阶段磨浮工艺能有效降低矿泥的产生，但是工艺稳定性差，选矿成本过高；⑶泥砂分选工艺能在一定程度上提高选矿指标，但是综合技术指标稳定性差。上述几种选矿工艺都是在工艺前半段对矿泥进行处理，或采用预先脱泥的手段，或采用加入高效矿泥抑制剂，均造成细粒、微细粒金损失在矿泥里，且对于入选品位小于1g/t的金矿石，选矿成本过高，经济效益太低。 [0005] 解决上述技术问题的难度：针对高云母氧化型低品位金矿石的选矿新工艺，既要能达到与上述含泥难选原生金矿石选矿工艺相同或相近的回收效果，又要具有选矿成本低、脱泥量易控、细粒‑微细粒金损失小、技术指标稳定性好、入选品位适应性强、经济效益高的特点，难度很大。 发明内容[0007] 本发明的目的是针对现有技术存在的问题，提供一种高云母氧化型低品位金矿石浮选回收方法，通过循环浮选预富集抛尾‑嵌套浮选可控脱泥工艺，有效提高高云母氧化型低品位金矿浮选的精矿金品位及回收率，实现难选高云母氧化型低品位金矿石的高效回收利用，对难选金矿石资源开发利用具有重要的经济战略意义。 [0008] 为了实现上述目的，本发明提供了一种高云母氧化型低品位金矿石浮选回收方法，包括以下步骤： [0009] ⑴向待选高云母氧化型低品位金矿石中加入调整剂和抑制剂进行湿磨，制得浓度为25Wt％～35Wt％的一次矿浆； [0010] ⑵向步骤⑴得到的一次矿浆添加选矿药剂，进行循环浮选预富集抛尾，得到金粗精矿和浮选尾矿；所述循环浮选预富集抛尾工艺为n级串联循环浮选预富集抛尾，其中3≤n≤5,所述金粗精矿为n次串联循环浮选预富集精矿混合所得； [0011] ⑶对步骤⑵得到的金粗精矿进行加水调节，得到浓度为5Wt％‑10Wt％的二次矿浆； [0012] ⑷对步骤⑶得到的二次矿浆进行嵌套浮选可控脱泥工艺，得到浮选金精矿和浮选矿泥。 [0013] 作为本发明的进一步改进，所述循环浮选预富集抛尾工艺为四级串联循环浮选预富集抛尾工艺，即n＝4。 [0014] 作为本发明的进一步改进，所述四级串联循环浮选预富集抛尾工艺的具体方式为：将所述一次矿浆输入浮选槽中，浮选得到一次循环浮选精矿和一次浮选尾矿；所述一次浮选尾矿输入浮选槽中，浮选得到二次循环浮选精矿和二次浮选尾矿；所述二次浮选尾矿输入浮选槽中，浮选得到三次循环浮选精矿和三次浮选尾矿；所述三次浮选尾矿输入浮选槽中，浮选得到四次循环浮选精矿和四次浮选尾矿；所述金粗精矿为四次串联循环浮选预富集精矿混合所得；所述第四次浮选尾矿即为所述浮选尾矿。 [0015] 作为本发明的进一步改进，在步骤⑵中所述选矿药剂包括硫化剂、活化剂、组合捕收剂和起泡剂，所述四级循环浮选预富集抛尾工艺的浮选时间和添加的药剂及用量完全重复一致。 [0016] 作为本发明的进一步改进，在步骤⑷中，所述嵌套浮选可控脱泥工艺包括一段粗选作业、两段精选作业、一段扫选作业，最终得到所述金精矿和所述浮选矿泥。 [0017] 作为本发明的进一步改进，在步骤⑷中，所述嵌套浮选可控脱泥工艺添加选矿药剂包括：粗选作业和一段精选作业添加抑制剂和组合捕收剂，二段精选作业不添加选矿药剂，扫选作业添加硫化剂和组合捕收剂，嵌套浮选可控脱泥工艺全部作业矿浆质量浓度为3％～10％。 [0018] 作为本发明的进一步改进，在步骤⑴中，先将原矿破碎至‑2mm，然后对破碎后的矿石进行湿磨，所得一次矿浆中粒度小于0.074mm的部分占总质量的80％～90％，粒度小于0.038mm的部分占总质量的50％～65％，磨矿过程中加入碳酸钠调节矿浆pH至7.5～8,并加入原矿质量0.10％～0.30％的水玻璃，磨矿完成后，将所得原浆调至矿粉质量浓度为25％～35％的一次矿浆。 [0019] 作为本发明的进一步改进，在步骤⑵中，所述硫化剂为硫化钠，加入量为原矿质量的0.01％～0.04％，所述活化剂为硫酸铜，加入量为原矿质量的0.01％～0.03％，所述组合捕收剂为异戊基黄药和丁铵黑药，加入量分别为原矿质量的0.005％～0.010％和0.002％～0.006％，所述起泡剂为2#油，加入量为原矿质量的0.0005％～0.001％，所述浮选时间均为2.5分钟。 [0020] 作为本发明的进一步改进，在步骤⑷中，粗选添加抑制剂为水玻璃，加入量为原矿质量的0.015％～0.025％，粗选添加组合捕收剂为异戊基黄药和丁铵黑药，加入量分别为原矿质量的0.002％～0.006％和0.001％～0.003％；一段精选添加抑制剂为水玻璃，加入量为原矿质量的0.005％～0.015％，一段精选添加组合捕收剂为异戊基黄药和丁铵黑药，加入量分别为原矿质量的0.001％～0.003％和0.001％～0.003％；二段精选不添加选矿药剂；扫选添加硫化剂为硫化钠，加入量为原矿质量的0.005％～0.015％，扫选添加组合捕收剂为异戊基黄药和丁铵黑药，加入量分别为原矿质量的0.001％～0.003％和0.001％～0.003％。 [0021] 作为本发明的进一步改进，对于原矿金品位为0.5g/t～0.8g/t，云母矿物含量占原矿总质量的20％～25％，氧化相中的铁元素占原矿总铁含量的60％～65％，所得金精矿金品位为20g/t～25g/t，金回收率为75～80％。 [0022] 本发明的有益技术效果如下： [0023] ⑴本发明提供了一种高云母氧化型低品位金矿石浮选回收方法，该工艺不需要对矿石进行脱泥预处理或者泥砂分选处理，也不需要为了降低矿泥的产生量，而进行阶段磨浮，也不需要为了抑制矿泥，而添加昂贵的代号药剂或高效矿泥抑制剂，既简化了工艺流程，又控制了药剂成本，既降低了矿泥中金矿物的损失，又保证了金有较高的回收率。 [0024] ⑵本发明提供了一种高云母氧化型低品位金矿石浮选回收方法，通过添加调整剂调节矿浆pH和适度分散矿泥，为循环浮选预富集抛尾工艺创造适宜的矿浆环境，对可浮性与目的矿物相近的泥质脉石矿物不加抑制，通过四次串联循环浮选，快速、高效预富集矿浆中可浮性好的目的矿物和泥质脉石矿物，在保证总金回收率的前提下，提高嵌套浮选可控脱泥工艺的入选品位，抛除大量可浮性差的脉石矿物。对循环浮选得到的预富集粗金精矿，在低浓度下，进行嵌套浮选可控脱泥工艺，通过一粗两精一扫作业，充分回收目的矿物以及易随矿泥损失的细粒‑微细粒金，有效控制脱泥量，提高工艺流程和技术指标的稳定性，最终通过循环浮选预富集抛尾‑嵌套浮选可控脱泥工艺，实现了高云母氧化型低品位金矿的高效浮选，解决了高云母氧化型低品位金矿选矿技术难题，促进了高云母氧化型低品位金矿石资源高效回收利用，为企业创造了更多的经济效益。 [0025] ⑶本发明提供了一种高云母氧化型低品位金矿石浮选回收方法，对于原矿金品位为0.5g/t～0.8g/t，云母矿物含量占原矿总质量的20％～25％，氧化相中的铁元素占原矿总铁含量的60％～65％，所得金精矿金品位为20g/t～25g/t，金回收率为75～80％，提高了金矿资源的利用率。附图说明 [0026] 图1为本发明高云母氧化型低品位金矿石浮选回收方法的工艺流程图。 [0027] 图2为对比例中泥砂分选工艺流程图。 [0028] 图3为对比例中常规浮选‑中矿集中处理工艺流程图。 具体实施方式[0029] 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。 [0030] 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。 [0031] 另外，对于本发明中的数值范围，应理解为还具体公开了该范围的上限和下限之间的每个中间值。在任何陈述值或陈述范围内的中间值以及任何其他陈述值或在所述范围内的中间值之间的每个较小的范围也包括在本发明内。这些较小范围的上限和下限可独立地包括或排除在范围内。 [0032] 除非另有说明，否则本文使用的所有技术和科学术语具有本发明所述领域的常规技术人员通常理解的相同含义。虽然本发明仅描述了优选的方法和材料，但是在本发明的实施或测试中也可以使用与本文所述相似或等同的任何方法和材料。 [0033] 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。 [0034] 请参阅图1所示，本发明提供了一种高云母氧化型低品位金矿石浮选回收方法，包括如下步骤： [0035] ⑴先将待选高云母氧化型低品位金矿石破碎至‑2mm，然后对破碎后的矿石进行湿磨，磨矿过程中加入碳酸钠调节矿浆pH至7.5～8,并加入原矿质量0.10％～0.30％的水玻璃，磨矿完成后，制得粒度小于0.074mm的部分占总质量的80％～90％，粒度小于0.038mm的部分占总质量的50％～65％，浓度为25Wt％～35Wt％的一次矿浆。 [0036] ⑵向步骤⑴得到的一次矿浆添加选矿药剂，进行循环浮选预富集抛尾，得到金粗精矿和浮选尾矿；循环浮选预富集抛尾工艺为n级串联循环浮选预富集抛尾，其中3≤n≤5,金粗精矿为n次串联循环浮选预富集精矿混合所得； [0037] 其中，循环浮选预富集抛尾工艺为四级串联循环浮选预富集抛尾工艺，即n＝4。四级串联循环浮选预富集抛尾工艺的具体方式为：将一次矿浆输入浮选槽中，浮选得到一次循环浮选精矿和一次浮选尾矿；一次浮选尾矿输入浮选槽中，浮选得到二次循环浮选精矿和二次浮选尾矿；二次浮选尾矿输入浮选槽中，浮选得到三次循环浮选精矿和三次浮选尾矿；三次浮选尾矿输入浮选槽中，浮选得到四次循环浮选精矿和四次浮选尾矿；金粗精矿为四次串联循环浮选预富集精矿混合所得；第四次浮选尾矿即为浮选尾矿。 [0038] 其中，在步骤⑵中添加的选矿药剂包括硫化剂、活化剂、组合捕收剂和起泡剂，且四级循环浮选预富集抛尾工艺的浮选时间和添加的药剂及用量完全重复一致。 [0039] 具体地，硫化剂为硫化钠，加入量为原矿质量的0.01％～0.04％，活化剂为硫酸铜，加入量为原矿质量的0.01％～0.03％，组合捕收剂为异戊基黄药和丁铵黑药，加入量分别为原矿质量的0.005％～0.010％和0.002％～0.006％，起泡剂为2#油，加入量为原矿质量的0.0005％～0.001％，浮选时间均为2.5分钟。 [0040] ⑶对步骤⑵得到的金粗精矿进行加水调节，得到浓度为5Wt％‑10Wt％的二次矿浆； [0041] ⑷对步骤⑶得到的二次矿浆进行嵌套浮选可控脱泥工艺，得到浮选金精矿和浮选矿泥。 [0042] 其中，在步骤⑷中，嵌套浮选可控脱泥工艺包括一段粗选作业、两段精选作业、一段扫选作业，最终得到浮选金精矿和浮选矿泥。 [0043] 具体地，嵌套浮选可控脱泥工艺药剂制度包括：嵌套浮选可控脱泥工艺全部作业矿浆质量浓度为3％～10％；粗选添加抑制剂为水玻璃，加入量为原矿质量的0.015％～0.025％，添加组合捕收剂为异戊基黄药和丁铵黑药，加入量分别为原矿质量的0.002％～ 0.006％和0.001％～0.003％；一段精选添加抑制剂为水玻璃，加入量为原矿质量的 0.005％～0.015％，添加组合捕收剂为异戊基黄药和丁铵黑药，加入量分别为原矿质量的 0.001％～0.003％和0.001％～0.003％；二段精选不添加选矿药剂；扫选添加硫化剂为硫化钠，加入量为原矿质量的0.005％～0.015％，添加组合捕收剂为异戊基黄药和丁铵黑药，加入量分别为原矿质量的0.001％～0.003％和0.001％～0.003％。 [0044] 该工艺不需要对矿石进行脱泥预处理或者泥砂分选处理，也不需要为了降低矿泥的产生量，而进行阶段磨浮，也不需要为了抑制矿泥，而添加昂贵的代号药剂或高效矿泥抑制剂，既简化了工艺流程，又控制了药剂成本，既降低了矿泥中金矿物的损失，又保证了金有较高的回收率。 [0045] 对于原矿金品位为0.5g/t～0.8g/t，云母矿物含量占原矿总质量的20％～25％，氧化相中的铁元素占原矿总铁含量的60％～65％，所得金精矿金品位为20g/t～25g/t，金回收率为75～80％。 [0046] 下面结合具体实施例对本发明做进一步描述。 [0047] 实施例1 [0048] 一种高云母氧化型低品位金矿石浮选回收方法，包括以下步骤： [0049] 本实施例所选用的原矿金品位为0.75g/t，云母含量20.98Wt％，铁品位4.02％，氧化相中的铁元素占原矿总铁含量的60.50％。 [0050] 具体选矿步骤如下： [0051] ⑴对破碎至‑2mm的原矿进行湿磨，磨矿过程中加入碳酸钠500g/t调节矿浆pH＝7.5和水玻璃1500g/t，并磨矿至粒度‑0.074mm的部分占总重量的80％，制得浓度28Wt％的矿浆； [0052] ⑵向步骤⑴得到的矿浆中加入硫化钠250g/t，搅拌2min,硫酸铜150g/t，搅拌3min，组合捕收剂(异戊基黄药+丁铵黑药)80g/t+40g/t，起泡剂7.5g/t，搅拌3min，进行循环浮选预富集抛尾，浮选时间2.5min，循环浮选次数4次，得到金粗精矿和浮选尾矿； [0053] ⑶对步骤⑵得到的金粗精矿加水进行调节，得到浓度为9.74Wt％的矿浆； [0054] ⑷对步骤⑶得到的矿浆进行嵌套浮选可控脱泥工艺，得到浮选金精矿和浮选矿泥。 [0055] 具体地，嵌套浮选可控脱泥工艺包括一段粗选作业、两段精选作业、一段扫选作业，粗选加入200g/t水玻璃，搅拌2min,加入组合捕收剂(异戊基黄药+丁铵黑药)40g/t+20g/t，搅拌3min,进行粗选；粗选泡沫调节矿浆浓度至4.33Wt％，加入100g/t水玻璃，搅拌 2min,加入组合捕收剂(异戊基黄药+丁铵黑药)20g/t+10g/t，搅拌3min,进行一段精选；一段精选泡沫调节矿浆浓度至3.21Wt％，不添加选矿药剂，进行二段精选，获得浮选金精矿； 粗选底流加入50g/t硫化钠，搅拌2min,加入组合捕收剂(异戊基黄药+丁铵黑药)20g/t+ 10g/t，搅拌3min，进行扫选，获得浮选矿泥。 [0056] 本实施例所得试验结果如下表所示。 [0057] 表1实施例1所得试验结果 [0058]产品名称 产率(％) Au品位(g/t) Au回收率(％) 浮选金精矿 2.87 20.58 78.77 浮选矿泥 30.28 0.32 12.79 浮选尾矿 66.85 0.095 8.44 综合尾矿 97.13 0.16 21.23 原矿 100.00 0.75 100.00 [0059] 对比例1 [0060] 采用与实施例1相同的原矿，区别在于浮选工艺流程采用图2泥砂分选工艺流程。 [0061] 实施例1与对比例1选矿指标见表2。 [0062] 表2实施例1与对比例1选矿指标 [0063] [0064] 对比例2 [0065] 采用与实施例1相同的原矿，区别在于浮选工艺流程采用图3常规浮选‑中矿集中处理工艺流程。 [0066] 实施例1与对比例2选矿指标见表3。 [0067] 表3实施例1与对比例2选矿指标 [0068] [0069] 实施例2 [0070] 一种高云母氧化型低品位金矿石浮选回收方法，包括以下步骤： [0071] 本实施例所选用的原矿金品位为0.59g/t，云母含量22.50Wt％，铁品位4.50％，氧化相中的铁元素占原矿总铁含量的62.80％。 [0072] 具体选矿步骤如下： [0073] ⑴对破碎至‑2mm的原矿进行湿磨，磨矿过程中加入碳酸钠1000g/t调节矿浆pH＝8.0和水玻璃2000g/t，并磨矿至粒度‑0.074mm的部分占总重量的90％，制得浓度28Wt％的矿浆； [0074] ⑵向步骤⑴得到的矿浆中加入硫化钠400g/t，搅拌2min,硫酸铜200g/t，搅拌3min，组合捕收剂(异戊基黄药+丁铵黑药)100g/t+50g/t，起泡剂5g/t，搅拌3min，进行循环浮选预富集抛尾，浮选时间2.5min，循环浮选次数4次，得到金粗精矿和浮选尾矿； [0075] ⑶对步骤⑵得到的金粗精矿加水进行调节，得到浓度为8.56Wt％的矿浆； [0076] ⑷对步骤⑶得到的矿浆进行嵌套浮选可控脱泥工艺，得到浮选金精矿和浮选矿泥。 [0077] 具体地，嵌套浮选可控脱泥工艺包括一段粗选作业、两段精选作业、一段扫选作业，粗选加入250g/t水玻璃，搅拌2min,加入组合捕收剂(异戊基黄药+丁铵黑药)60g/t+30g/t，搅拌3min,进行粗选；粗选泡沫调节矿浆浓度至4.25Wt％，加入150g/t水玻璃，搅拌 2min,加入组合捕收剂(异戊基黄药+丁铵黑药)30g/t+15g/t，搅拌3min,进行一段精选；一段精选泡沫调节矿浆浓度至3.50Wt％，不添加选矿药剂，进行二段精选，获得浮选金精矿； 粗选底流加入100g/t硫化钠，搅拌2min,加入组合捕收剂(异戊基黄药+丁铵黑药)30g/t+ 15g/t，搅拌3min，进行扫选，获得浮选矿泥。 [0078] 本实施例所得试验结果如下表所示。 [0079] 表4实施例2所得试验结果 [0080]产品名称 产率(％) Au品位(g/t) Au回收率(％) 浮选金精矿 2.22 20.15 75.83 浮选矿泥 28.14 0.23 10.94 浮选尾矿 69.64 0.087 10.29 综合尾矿 97.78 0.13 21.23 原矿 100.00 0.59 100.00 [0081] 从对比例1～2的选矿指标可以看出，采用泥砂分选工艺和常规浮选‑中矿集中处理工艺，获得的浮选总金精矿品位和浮选金总回收率均低于实施例1的选矿指标。 [0082] 从实施例1～2的试验结果可以看出，应用本发明能得到较高品位和回收率的浮选金精矿，能较大限度地回收了该矿石中的金资源。 [0083] 综上所述，本发明提供了一种高云母氧化型低品位金矿石浮选回收方法，不对矿石进行脱泥预处理或者泥砂分选处理，仅通过添加调整剂调节矿浆pH、适度分散矿泥，为循环浮选预富集抛尾工艺创造适宜的矿浆环境，对可浮性与目的矿物相近的泥质脉石矿物不加抑制，通过四次串联循环浮选，快速、高效预富集矿浆中可浮性好的目的矿物和泥质脉石矿物，在保证总金回收率的前提下，提高嵌套浮选可控脱泥工艺的入选品位，抛除大量可浮性差的脉石矿物。对循环浮选得到的预富集粗金精矿，在低浓度下，进行嵌套浮选可控脱泥工艺，通过一粗两精一扫作业，充分回收目的矿物以及易随矿泥损失的细粒‑微细粒金，有效控制脱泥量，提高工艺流程和技术指标的稳定性，最终通过循环浮选预富集抛尾‑嵌套浮选可控脱泥工艺，实现了高云母氧化型低品位金矿的高效浮选，解决了高云母氧化型低品位金矿选矿技术难题，促进了高云母氧化型低品位金矿石资源高效回收利用，为企业创造了更多的经济效益。 [0084] 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。 |
||||||
QQ群二维码
意见反馈
意见反馈