CN109530077A - 卡林型金矿石中回收金的方法 - Google Patents

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Abstract

本发明属于选矿工程领域，具体发明了一种卡林型金矿石中回收金的方法，包括以下步骤：步骤一，一段粗磨矿；步骤二，粗粒金浮选；步骤三，强化扫选；步骤四，浓缩分级‑再磨；步骤五，金粗精矿浮选。本发明提供的卡林型金矿石中回收金的方法，其获得的金精矿中金品位大于30g/t，金回收率大于90％，取得了显著的效果。

Description

卡林型金矿石中回收金的方法
技术领域
本发明属于选矿工程领域，具体发明了一种卡林型金矿石中回收金的方法。
背景技术
卡林型金矿通常分为氧化红土型金矿石和原生黄铁矿毒砂型金矿石两类。在原生黄铁矿毒砂型金矿石中，一般80％左右的金呈显微超显微状包裹于黄铁矿、毒砂中，砷、锑、汞等元素与金的相关性明显。
卡林型原生矿床中的黄铁矿、毒砂粒度微细，呈浸染状赋存于脉石矿石中，与脉石矿物关系密切，生产中为了使载金矿物与脉石矿物充分单体解离，通常将金矿石直接磨到-0.074mm占90％以上，使用碳酸钠、硫酸铜等做调整剂，黄药做捕收剂经1-2次粗选、2-3次精选及2-3次扫选获得金精矿。
以直接将金矿石磨至-0.074mm占90％以上为代表的细磨-浮选工艺是生产中用得最广泛的微细粒金矿石浮选工艺，但细磨-浮选工艺存在磨矿成本高、磨矿生产能力低、过磨物料中有用矿物浮选较难回收、金回收率不高等缺点，因此，研究使载金矿物与脉石矿物充分解离并减少过磨的磨矿-浮选工艺流程及微细粒载金矿物的强力捕收剂，对节约能耗材耗、提高矿产资源的有效利用具有重要意义。
为解决上述问题，本发明提供了一种卡林型金矿石中回收金的方法。
发明内容
本发明的目的在于，提供一种卡林型金矿石中回收金的方法，与现有技术相比，本发明提供的方法能够节约能耗，提高金的回收率。
本发明提供的一种卡林型金矿石中回收金的方法，包括以下步骤：
步骤一，在金矿石中加入碳酸钠，磨矿，得到粗磨矿浆；
步骤二，向所述粗磨矿浆中加入硫酸铜、丁基黄药和松醇油后，按顺序进行粗选、精选及扫选，得到粗粒金精矿和第一尾矿；
步骤三，向上述第一尾矿中依次加入硫酸铜、乙二醇丁醚乙酸酯及十二胺，搅拌均匀后，进行多段强化扫选，得到金粗精矿和第二尾矿；
步骤四，将上述金粗精矿浓缩分级，得到细粒溢流和粗粒底流，再对所述粗粒底流进行再磨矿，得到再磨产品；
步骤五，向上述细粒溢流和再磨产品的混合物中加入硫酸铜、乙二醇丁醚乙酸酯后，进行粗选、精选、扫选，得到细粒金精矿和最终尾矿。
本发明提供一种具有针对性的粗磨浮选—强化扫选-再磨再选工艺应用于提高卡林型原生黄铁矿毒砂型金矿石金回收率的方法，并达到节约能耗和提高金回收率的目的。
优选的是，在所述步骤一中，碳酸钠的投入量为1000～2000g/t，粒度小于0.074mm的粗磨矿浆中的粗粒占65～70％。
本发明提供的金的回收方法，先一段粗磨矿，优先浮选粒度较粗的载金矿物，粒度小于0.074mm的粗粒占65～70％，避免了有用矿物因过磨而难以回收的问题，添加碳酸钠，使得在磨矿时，达到活化载金矿物、分散矿泥和调整矿浆pH的作用。
优选的是，在所述步骤二中，向所述粗磨矿浆中加入20～180g/t的硫酸铜、40～180g/t的丁基黄药和5～50g/t的松醇油后，按顺序进行一次粗选、两次精选及三次扫选，得到粗粒金精矿和第一尾矿；其中，所述硫酸铜、丁基黄药及松醇油的投入量比为36:40:1～1:40:36。
向步骤二所述粗磨矿浆中，添加所述硫酸铜、丁基黄药和松醇油，有效回收了粗粒载金矿物黄铁矿和毒砂等载金矿物，使得其不仅避免过磨而损失，并且达到提前回收金、节约能耗和节约药耗的三重目的。
优选的是，在所述步骤二中，向所述粗粒中加入50～150g/t的硫酸铜、80～160g/t的丁基黄药和20～40g/t的松醇油后，按顺序进行一次粗选、两次精选及三次扫选，得到粗粒金精矿和第一尾矿；其中，所述硫酸铜、丁基黄药及松醇油的投入量比为7.5:8:1～1:8:7.5。
优选的是，在所述步骤三中，向上述第一尾矿中依次加入硫酸铜10～120g/t、乙二醇丁醚乙酸酯50～300g/t及十二胺10～100g/t，搅拌均匀后，进行多段强化扫选，得到金粗精矿和第二尾矿；其中，所述硫酸铜、乙二醇丁醚乙酸酯及十二胺的投入量比例为1:1:30～30:1:1。
对金第一尾矿进行多段强化扫选，利用阴离子捕收剂乙二醇丁醚乙酸酯和阳离子捕收剂十二胺之间的药剂协同效应使步骤二中的第一尾矿中未达充分解离的硫化物包裹金、脉石矿物包裹金充分上浮，实现了金的二次回收。
优选的是，在所述步骤三中，向上述尾矿中依次加入硫酸铜30～90g/t、乙二醇丁醚乙酸酯100～210g/t及十二胺30～90g/t，搅拌均匀后，进行多段强化扫选，得到金粗精矿和第二尾矿；其中，所述硫酸铜、乙二醇丁醚乙酸酯及十二胺的投入量比例为1:1:7～7:1:1。
优选的是，在所述步骤四中，粒度为-0.038mm的再磨产品占85～90％。
粒度为-0.038mm的再磨产品占85～90％时，让粗磨条件下未能上浮而强化扫选段获得上浮的包裹金或贫连的载金矿物基本单体解离，使得下一步骤中浮选时载金矿物与脉石矿物达到有效分离。
优选的是，在所述步骤五中，向上述细粒溢流和再磨产品的混合物中加入硫酸铜10～80g/t、乙二醇丁醚乙酸酯2～20g/t后，进行一次粗选、两次精选、一次扫选，得到细粒金精矿和最终尾矿；其中，所述硫酸铜和所述乙二醇丁醚乙酸酯的投入量比例为1:40～40:1。
利用乙二醇丁醚乙酸酯中酯和醚关能团对细粒黄铁和毒砂表面特性吸附，以及硫酸铜的活化作用，使得基本单体解离的细粒载金矿物上浮，与脉石矿物有效分离,得到品位合适的细粒金精矿。
优选的是，在所述步骤五中，向上述细粒溢流和再磨产品的混合物中加入硫酸铜20～60g/t、乙二醇丁醚乙酸酯5～15g/t后，进行一次粗选、两次精选、一次扫选，得到细粒金精矿和最终尾矿；其中，所述硫酸铜和所述乙二醇丁醚乙酸酯的投入量比例为1:12～12:1。
优选的是，所述原矿石中的载金矿物以黄铁矿和毒砂为主。
本发明的优点在于：
1、本发明提供的卡林型金矿石中回收金的方法，其一段粗磨-优先浮出粒度较粗的黄铁矿、毒砂等含金矿物，避免了有用矿物因过磨而难以回收的问题。
2、本发明提供的卡林型金矿石中回收金的方法，其选矿过程中磨矿量减少80％左右，磨矿电耗、材耗降低30％-50％，节能环保。
3、本发明提供的卡林型金矿石中回收金的方法，其采用的乙二醇丁醚乙酸酯对细粒载金矿物有良好的捕收作用。
4、本发明提供的卡林型金矿石中回收金的方法，其采用的强化扫选-再磨再选工艺金回收率提高幅度较为明显，获得的金精矿中金品位大于30g/t，金回收率大于90％。
5、本发明提供的卡林型金矿石中回收金的方法，其采用的药剂毒性小，对环境友好。
附图说明
图1是本发明提供的卡林型金矿石中回收金的方法的流程图。
具体实施方式
下面结合附图对本发明做进一步的详细说明，以令本领域技术人员参照说明书文字能够据以实施。
本发明提供的卡林型金矿石中回收金的方法，其中所用的原矿石是指从坑道采出未经选矿或未经其他加工过程的矿石，原矿石为原生黄铁矿毒砂型金矿石，且所述原矿石中的载金矿物以黄铁矿和毒砂为主。
本发明方法和对比试验处理的均是甘肃文县某地卡林型金矿石，矿石中的金属矿物主要是黄铁矿、毒砂，其次辉锑矿、褐铁矿，很少量闪锌矿、黄铜矿、黝铜矿、磁铁矿、钛铁矿、方铅矿、金红石、硫锑铜铅矿、雄黄等，非金属矿物主要为石英，其次为绢云母、铁白云石、粘土矿物、长石、绿泥石、石墨等。
如图1所示，本发明所述一种卡林型金矿石中回收金的方法，包括以下步骤：
步骤一为一段粗磨矿，在金矿石中加入投入量为1000～2000g/t的碳酸钠，在磨矿时边磨矿边达到活化载金矿物、分散矿泥和调整矿浆pH的作用，得到粗磨矿浆；粒度小于0.074mm的粗磨矿浆占65～70％；
磨矿产品粒度为-0.074mm占65～70％时，粒度较粗的载金矿物黄铁矿和毒砂已经基本单体解离，达到有用矿物与脉石矿物浮选分离的条件，如再继续细磨，一方面增加能耗，另一方面产生过磨不利于金的回收；
步骤二为粗粒金浮选，向所述粗粒中加入20～180g/t的硫酸铜(活化剂)、40～180g/t的丁基黄药(捕收剂)和5～50g/t的松醇油后，按顺序进行一次粗选、两次精选及三次扫选，得到粗粒金精矿和第一尾矿；其中，所述硫酸铜、丁基黄药及松醇油的投入量比为36:40:1～1:40:36；
步骤三为强化扫选，向上述第一尾矿中依次加入硫酸铜10～120g/t、乙二醇丁醚乙酸酯50～300g/t及十二胺10～100g/t，搅拌均匀后，进行多段强化扫选得到金粗精矿和第二尾矿；其中，所述硫酸铜、乙二醇丁醚乙酸酯及十二胺的投入量比例为1:1:30～30:1:1；
其中，所述乙二醇丁醚乙酸酯的制备方法为：烧瓶中加入V体积乙二醇丁醚，然后加入l％V浓硫酸，摇匀；加入2倍V量的冰乙酸，摇匀；水浴加热，在90℃～100℃条件下进行酯化反应。反应持续8小时；再保持相同温度下，持续2小时，使酯化反应生成的水分子蒸发掉；反应生成无色透明溶液即为要获得的乙二醇丁醚乙酸酯。
步骤四为浓缩分级-再磨，将上述金粗精矿浓缩分级，得到细粒溢流和粗粒底流，再对所述粗粒底流进行再磨矿，得到再磨产品，其中，粒度为-0.038mm的再磨产品占85～90％；
步骤五为金粗精矿浮选，向上述细粒溢流和再磨产品的混合物中加入硫酸铜10～80g/t、乙二醇丁醚乙酸酯2～20g/t后，进行一次粗选、两次精选、一次扫选，得到细粒金精矿和最终尾矿；其中，所述硫酸铜和所述乙二醇丁醚乙酸酯的投入量比例为1:40～40:1。
本发明涉及一种卡林型原生黄铁矿毒砂型金矿石提高金回收率的方法,先一段粗磨矿，优先浮选粒度较粗的载金矿物后精选，浮选尾矿采用新型捕收剂多段强化扫选微粒载金矿物得金粗精矿，金粗精矿浓缩再(细)磨再选。一是避免了有用矿物因过磨而难以回收，二是一段磨选尾矿中未达充分解离的硫化物包裹金、脉石矿物包裹金强化扫选的金粗精矿再磨，不仅再磨量减少80％左右，磨矿成本降低20％-30％，而且由于再磨容易使金矿物与脉石矿物充分解离，有利于金回收率的提高；采用本发明所获得的金精矿中金品位大于30g/t，金回收率大于90％。
本发明提供以下实施例进一步对本发明的方法进行说明。
实施例1
步骤一，在金矿石中加入投入量为1000g/t的碳酸钠，磨矿，得到粗磨矿浆；粒度小于0.074mm的粗磨矿浆占65％；
步骤二，向所述粗磨矿浆中加入30g/t的硫酸铜、60g/t的丁基黄药和5g/t的松醇油后，按顺序进行一次粗选、两次精选及三次扫选，得到粗粒金精矿和第一尾矿；其中，所述硫酸铜、丁基黄药及松醇油的投入量比为6:12:1；
步骤三，向上述第一尾矿中依次加入硫酸铜60g/t、乙二醇丁醚乙酸酯120g/t及十二胺90g/t，搅拌均匀后，进行多段强化扫选，得到金粗精矿和第二尾矿；其中，所述硫酸铜、乙二醇丁醚乙酸酯及十二胺的投入量比例为1:2:1.5；
其中，所述乙二醇丁醚乙酸酯的制备方法为：烧瓶中加入V体积乙二醇丁醚，然后加入l％V浓硫酸，摇匀；加入2倍V量的冰乙酸，摇匀；水浴加热，在90℃～100℃条件下进行酯化反应。反应持续8小时；再保持相同温度下，持续2小时，使酯化反应生成的水分子蒸发掉；反应生成无色透明溶液即为要获得的乙二醇丁醚乙酸酯。
步骤四，将上述金粗精矿浓缩分级，得到细粒溢流和粗粒底流，再对所述粗粒底流进行再磨矿，得到再磨产品，其中，粒度为-0.038mm的再磨产品占85％；
步骤五，向上述细粒溢流和再磨产品的混合物中加入硫酸铜10g/t、乙二醇丁醚乙酸酯20g/t后，进行一次粗选、两次精选、一次扫选，得到细粒金精矿和最终尾矿；其中，所述硫酸铜和所述乙二醇丁醚乙酸酯的投入量比例为1:2。
得到的细粒金精矿和粗粒金精矿合计金品位为33.98g/t，金回收率为90.95％。
实施例2
步骤一，在金矿石中加入投入量为1200g/t的碳酸钠，磨矿，得到粗磨矿浆；粒度小于0.074mm的粗磨矿浆占67％；
步骤二，向所述粗粒中加入20g/t的硫酸铜、40g/t的丁基黄药和50g/t的松醇油后，按顺序进行一次粗选、两次精选及三次扫选，得到粗粒金精矿和第一尾矿；其中，所述硫酸铜、丁基黄药及松醇油的投入量比为1:2:2.5；
步骤三，向上述第一尾矿中依次加入硫酸铜30g/t、乙二醇丁醚乙酸酯210g/t及十二胺30g/t，搅拌均匀后，进行多段强化扫选，得到金粗精矿和第二尾矿；其中，所述硫酸铜、乙二醇丁醚乙酸酯及十二胺的投入量比例为1:7:1；
其中，所述乙二醇丁醚乙酸酯的制备方法为：烧瓶中加入V体积乙二醇丁醚，然后加入l％V浓硫酸，摇匀；加入2倍V量的冰乙酸，摇匀；水浴加热，在90℃～100℃条件下进行酯化反应。反应持续8小时；再保持相同温度下，持续2小时，使酯化反应生成的水分子蒸发掉；反应生成无色透明溶液即为要获得的乙二醇丁醚乙酸酯。
步骤四，将上述金粗精矿浓缩分级，得到细粒溢流和粗粒底流，再对所述粗粒底流进行再磨矿，得到再磨产品，其中，粒度为-0.038mm的再磨产品占85％；
步骤五，向上述细粒溢流和再磨产品的混合物中加入硫酸铜60g/t、乙二醇丁醚乙酸酯5g/t后，进行一次粗选、两次精选、一次扫选，得到细粒金精矿和最终尾矿；其中，所述硫酸铜和所述乙二醇丁醚乙酸酯的投入量比例为12:1。
得到的细粒金精矿和粗粒金精矿合计金品位为34.57g/t，金回收率为91.00％。
实施例3
步骤一，在金矿石中加入投入量为1400g/t的碳酸钠，磨矿，得到粗磨矿浆；粒度小于0.074mm的粗磨矿浆占68％；
步骤二，向所述粗粒中加入50g/t的硫酸铜、80g/t的丁基黄药和40g/t的松醇油后，按顺序进行一次粗选、两次精选及三次扫选，得到粗粒金精矿和第一尾矿；其中，所述硫酸铜、丁基黄药及松醇油的投入量比为1.25:2:1；
步骤三，向上述第一尾矿中依次加入硫酸铜10g/t、乙二醇丁醚乙酸酯100g/t及十二胺50g/t，搅拌均匀后，进行多段强化扫选，得到金粗精矿和第二尾矿；其中，所述硫酸铜、乙二醇丁醚乙酸酯及十二胺的投入量比例为1:10:5；
其中，所述乙二醇丁醚乙酸酯的制备方法为：烧瓶中加入V体积乙二醇丁醚，然后加入l％V浓硫酸，摇匀；加入2倍V量的冰乙酸，摇匀；水浴加热，在90℃～100℃条件下进行酯化反应。反应持续8小时；再保持相同温度下，持续2小时，使酯化反应生成的水分子蒸发掉；反应生成无色透明溶液即为要获得的乙二醇丁醚乙酸酯。
步骤四，将上述金粗精矿浓缩分级，得到细粒溢流和粗粒底流，再对所述粗粒底流进行再磨矿，得到再磨产品，其中，粒度为-0.038mm的再磨产品占87％；
步骤五，向上述细粒溢流和再磨产品的混合物中加入硫酸铜80g/t、乙二醇丁醚乙酸酯10g/t后，进行一次粗选、两次精选、一次扫选，得到细粒金精矿和最终尾矿；其中，所述硫酸铜和所述乙二醇丁醚乙酸酯的投入量比例为8:1。
得到的细粒金精矿和粗粒金精矿合计金品位为32.99g/t，金回收率为92.21％。
实施例4
步骤一，在金矿石中加入投入量为1600g/t的碳酸钠，磨矿，得到粗磨矿浆；粒度小于0.074mm的粗磨矿浆占70％；
步骤二，向所述粗粒中加入150g/t的硫酸铜、100g/t的丁基黄药和20g/t的松醇油后，按顺序进行一次粗选、两次精选及三次扫选，得到粗粒金精矿和第一尾矿；其中，所述硫酸铜、丁基黄药及松醇油的投入量比为7.5:5:1；
步骤三，向上述第一尾矿中依次加入硫酸铜90g/t、乙二醇丁醚乙酸酯50g/t及十二胺100g/t，搅拌均匀后，进行多段强化扫选，得到金粗精矿和第二尾矿；其中，所述硫酸铜、乙二醇丁醚乙酸酯及十二胺的投入量比例为1.8:1:2；
其中，所述乙二醇丁醚乙酸酯的制备方法为：烧瓶中加入V体积乙二醇丁醚，然后加入l％V浓硫酸，摇匀；加入2倍V量的冰乙酸，摇匀；水浴加热，在90℃～100℃条件下进行酯化反应。反应持续8小时；再保持相同温度下，持续2小时，使酯化反应生成的水分子蒸发掉；反应生成无色透明溶液即为要获得的乙二醇丁醚乙酸酯。
步骤四，将上述金粗精矿浓缩分级，得到细粒溢流和粗粒底流，再对所述粗粒底流进行再磨矿，得到再磨产品，其中，粒度为-0.038mm的再磨产品占88％；
步骤五，向上述细粒溢流和再磨产品的混合物中加入硫酸铜20g/t、乙二醇丁醚乙酸酯15g/t后，进行一次粗选、两次精选、一次扫选，得到细粒金精矿和最终尾矿；其中，所述硫酸铜和所述乙二醇丁醚乙酸酯的投入量比例为4:3。
得到的细粒金精矿和粗粒金精矿合计金品位为35.39g/t，金回收率为90.24％。
实施例5
步骤一，在金矿石中加入投入量为1500g/t的碳酸钠，磨矿，得到粗磨矿浆；粒度小于0.074mm的粗磨矿浆占70％；
步骤二，向所述粗粒中加入100g/t的硫酸铜、160g/t的丁基黄药和10g/t的松醇油后，按顺序进行一次粗选、两次精选及三次扫选，得到粗粒金精矿和第一尾矿；其中，所述硫酸铜、丁基黄药及松醇油的投入量比为10:16:1；
步骤三，向上述第一尾矿中依次加入硫酸铜70g/t、乙二醇丁醚乙酸酯90g/t及十二胺10g/t，搅拌均匀后，进行多段强化扫选，得到金粗精矿和第二尾矿；其中，所述硫酸铜乙二醇丁醚乙酸酯、及十二胺的投入量比例为7:9:1；
其中，所述乙二醇丁醚乙酸酯的制备方法为：烧瓶中加入V体积乙二醇丁醚，然后加入l％V浓硫酸，摇匀；加入2倍V量的冰乙酸，摇匀；水浴加热，在90℃～100℃条件下进行酯化反应。反应持续8小时；再保持相同温度下，持续2小时，使酯化反应生成的水分子蒸发掉；反应生成无色透明溶液即为要获得的乙二醇丁醚乙酸酯。
步骤四，将上述金粗精矿浓缩分级，得到细粒溢流和粗粒底流，再对所述粗粒底流进行再磨矿，得到再磨产品，其中，粒度为-0.038mm的再磨产品占85％；
步骤五，向上述细粒溢流和再磨产品的混合物中加入硫酸铜50g/t、乙二醇丁醚乙酸酯2g/t后，进行一次粗选、两次精选、一次扫选，得到细粒金精矿和最终尾矿；其中，所述硫酸铜和所述乙二醇丁醚乙酸酯的投入量比例为25:1。
得到的细粒金精矿和粗粒金精矿合计金品位为35.69g/t，金回收率为90.01％。
实施例6
步骤一，在金矿石中加入投入量为2000g/t的碳酸钠，磨矿，得到粗磨矿浆；粒度小于0.074mm的粗磨矿浆占70％；
步骤二，向所述粗粒中加入180g/t的硫酸铜、180g/t的丁基黄药和10g/t的松醇油后，按顺序进行一次粗选、两次精选及三次扫选，得到粗粒金精矿和第一尾矿；其中，所述硫酸铜、丁基黄药及松醇油的投入量比为18:18:1；
步骤三，向上述第一尾矿中依次加入硫酸铜100g/t、乙二醇丁醚乙酸酯300g/t及十二胺10g/t，搅拌均匀后，进行多段强化扫选，得到金粗精矿和第二尾矿；其中，所述硫酸铜、乙二醇丁醚乙酸酯及十二胺的投入量比例为10:30:1；
其中，所述乙二醇丁醚乙酸酯的制备方法为：烧瓶中加入V体积乙二醇丁醚，然后加入l％V浓硫酸，摇匀；加入2倍V量的冰乙酸，摇匀；水浴加热，在90℃～100℃条件下进行酯化反应。反应持续8小时；再保持相同温度下，持续2小时，使酯化反应生成的水分子蒸发掉；反应生成无色透明溶液即为要获得的乙二醇丁醚乙酸酯。
步骤四，将上述金粗精矿浓缩分级，得到细粒溢流和粗粒底流，再对所述粗粒底流进行再磨矿，得到再磨产品，其中，粒度为-0.038mm的再磨产品占90％；
步骤五，向上述细粒溢流和再磨产品的混合物中加入硫酸铜50g/t、乙二醇丁醚乙酸酯10g/t后，进行一次粗选、两次精选、一次扫选，得到细粒金精矿和最终尾矿；其中，所述硫酸铜和所述乙二醇丁醚乙酸酯的投入量比例为5:1。
得到的细粒金精矿和粗粒金精矿合计金品位为31.69g/t，金回收率为92.81％。
实施例7
步骤一，在金矿石中加入投入量为1500g/t的碳酸钠，磨矿，得到粗磨矿浆；粒度小于0.074mm的粗磨矿浆占70％；
步骤二，向所述粗粒中加入100g/t的硫酸铜、120g/t的丁基黄药和30g/t的松醇油后，按顺序进行一次粗选、两次精选及三次扫选，得到粗粒金精矿和第一尾矿；其中，所述硫酸铜、丁基黄药及松醇油的投入量比为1:1.2:0.3；
步骤三，向上述第一尾矿中依次加入硫酸铜100g/t、乙二醇丁醚乙酸酯150g/t及十二胺60g/t，搅拌均匀后，进行多段强化扫选，得到金粗精矿和第二尾矿；其中，所述硫酸铜、乙二醇丁醚乙酸酯及十二胺的投入量比例为1:1.5:0.6；
其中，所述乙二醇丁醚乙酸酯的制备方法为：烧瓶中加入V体积乙二醇丁醚，然后加入l％V浓硫酸，摇匀；加入2倍V量的冰乙酸，摇匀；水浴加热，在90℃～100℃条件下进行酯化反应。反应持续8小时；再保持相同温度下，持续2小时，使酯化反应生成的水分子蒸发掉；反应生成无色透明溶液即为要获得的乙二醇丁醚乙酸酯。
步骤四，将上述金粗精矿浓缩分级，得到细粒溢流和粗粒底流，再对所述粗粒底流进行再磨矿，得到再磨产品，其中，粒度为-0.038mm的再磨产品占85％；
步骤五，向上述细粒溢流和再磨产品的混合物中加入硫酸铜50g/t、乙二醇丁醚乙酸酯10g/t后，进行一次粗选、两次精选、一次扫选，得到细粒金精矿和最终尾矿；其中，所述硫酸铜和所述乙二醇丁醚乙酸酯的投入量比例为5:1。
得到的细粒金精矿和粗粒金精矿合计金品位为35.05g/t，金回收率为91.91％。
本发明还做了对比试验，对比试验的对比试验的方法为：
对比试验只进行本发明的实施例7中步骤一和步骤二，即在粗磨条件下浮选分离有用矿物与脉石矿物，而本发明除了进行步骤一和步骤二以外，还进行了步骤三～步骤五，尤其是在步骤三和步骤五首次使用乙二醇丁醚乙酸酯做细粒载金矿物捕收剂，步骤一至步骤五相互配合，形成的卡林型金矿石中回收金的方法，使得本发明所获得的金精矿中金品位大于30g/t，金回收率大于90％，这在本技术领域是不容易实现的。
将实施例7中的方法和对比试验进行了比较，结果见表1：
表1甘肃文县某地卡林型金矿石浮选试验结果
工艺流程 金品位(g/t) 金回收率(％)
对比试验 36.43 80.07
实施例7 35.05 91.91
从表1中可见，本发明提供的金的回收方法，在金品位相当的情况下，金回收率有明显的提高，具有显著的进步。
尽管本发明的实施方案已公开如上，但其并不仅仅限于说明书和实施方式中所列运用，对于熟悉本领域的人员而言，可容易地实现另外的修改，因此在不背离权利要求及等同范围所限定的一般概念下，本发明并不限于特定的细节和这里示出与描述的图例。

Claims (10)

1.一种卡林型金矿石中回收金的方法，其特征在于，包括以下步骤：
步骤一，在金矿石中加入碳酸钠，磨矿，得到粗磨矿浆；
步骤二，向所述粗磨矿浆中加入硫酸铜、丁基黄药和松醇油后，按顺序进行粗选、精选及扫选，得到粗粒金精矿和第一尾矿；
步骤三，向上述第一尾矿中依次加入硫酸铜、乙二醇丁醚乙酸酯及十二胺，搅拌均匀后，进行多段强化扫选，得到金粗精矿和第二尾矿；
步骤四，将上述金粗精矿浓缩分级，得到细粒溢流和粗粒底流，再对所述粗粒底流进行再磨矿，得到再磨产品；
步骤五，向上述细粒溢流和再磨产品的混合物中加入硫酸铜、乙二醇丁醚乙酸酯后，进行粗选、精选、扫选，得到细粒金精矿和最终尾矿。
2.如权利要求1所述的卡林型金矿石中回收金的方法，其特征在于，在所述步骤一中，碳酸钠的投入量为1000～2000g/t，粒度小于0.074mm的粗磨矿浆中的粗粒占65～70％。
3.如权利要求1所述的卡林型金矿石中回收金的方法，其特征在于，在所述步骤二中，向所述粗粒中加入20～180g/t的硫酸铜、40～180g/t的丁基黄药和5～50g/t的松醇油后，按顺序进行一次粗选、两次精选及三次扫选，得到粗粒金精矿和第一尾矿；其中，所述硫酸铜、丁基黄药及松醇油的投入量比为36:40:1～1:40:36。
4.如权利要求3所述的卡林型金矿石中回收金的方法，其特征在于，在所述步骤二中，向所述粗粒中加入50～150g/t的硫酸铜、80～160g/t的丁基黄药和20～40g/t的松醇油后，按顺序进行一次粗选、两次精选及三次扫选，得到粗粒金精矿和第一尾矿；其中，所述硫酸铜、丁基黄药及松醇油的投入量比为7.5:8:1～1:8:7.5。
5.如权利要求1所述的卡林型金矿石中回收金的方法，其特征在于，在所述步骤三中，向上述第一尾矿中依次加入硫酸铜10～120g/t、乙二醇丁醚乙酸酯50～300g/t及十二胺10～100g/t，搅拌均匀后，进行多段强化扫选，得到金粗精矿和第二尾矿；其中，所述硫酸铜、乙二醇丁醚乙酸酯及十二胺的投入量比例为1:1:30～30:1:1。
6.如权利要求5所述的卡林型金矿石中回收金的方法，其特征在于，在所述步骤三中，向上述第一尾矿中依次加入硫酸铜30～90g/t、乙二醇丁醚乙酸酯100～210g/t及十二胺30～90g/t，搅拌均匀后，进行多段强化扫选，得到金粗精矿和第二尾矿；其中，所述硫酸铜、乙二醇丁醚乙酸酯及十二胺的投入量比例为1:1:7～7:1:1。
7.如权利要求1所述的卡林型金矿石中回收金的方法，其特征在于，在所述步骤四中，粒度为-0.038mm的再磨产品占85～90％。
8.如权利要求1所述的卡林型金矿石中回收金的方法，其特征在于，在所述步骤五中，向上述细粒溢流和再磨产品的混合物中加入硫酸铜10～80g/t、乙二醇丁醚乙酸酯2～20g/t后，进行一次粗选、两次精选、一次扫选，得到细粒金精矿和最终尾矿；其中，所述硫酸铜和所述乙二醇丁醚乙酸酯的投入量比例为1:40～40:1。
9.如权利要求8所述的卡林型金矿石中回收金的方法，其特征在于，在所述步骤五中，向上述细粒溢流和再磨产品的混合物中加入硫酸铜20～60g/t、乙二醇丁醚乙酸酯5～15g/t后，进行一次粗选、两次精选、一次扫选，得到细粒金精矿和最终尾矿；其中，所述硫酸铜和所述乙二醇丁醚乙酸酯的投入量比例为1:12～12:1。
10.如权利要求1至9中任意一项所述的卡林型金矿石中回收金的方法，其特征在于，所述原矿石中的载金矿物以黄铁矿和毒砂为主。
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