CN113333180A - 一种含金蚀变岩型矿石的浮选方法 - Google Patents

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Abstract

本发明公开了一种含金蚀变岩型矿石的浮选方法。将含金蚀变岩型矿石进行粗磨过程中加入氢氧化钠，使矿石中的硅酸盐矿物转化成水玻璃，在浮选矿浆中加入硫酸，生成酸化水玻璃能够有效抑制脉石并清洗金矿物表面，提高金的浮选回收率和品位，第一次浮选主要是回收易浮选的金矿物，浮选尾矿进行再磨后，采用组合捕收剂进行第二次浮选，可以有效将未解离的、包裹的、氧化的金矿物进一步分离富集，该方法能够有效分离富集含金蚀变岩型矿石中的金，金精矿产率10.71％，金品位35.43g/t，回收率97.53％。

Description

一种含金蚀变岩型矿石的浮选方法
技术领域
本发明涉及一种矿石的浮选方法，特别涉及一种含金蚀变岩型矿石的浮选方法，属于选矿技术领域。
背景技术
图古日格金矿是兴蒙造山带西端的一处大型石英脉型金矿床，已探明黄金储量大于24t，平均品位为4g/t，该金矿的矿石和矿体在浅部主要是石英脉型，在深部则主要是蚀变岩型，蚀变岩型矿石主要为矿化蚀变的似斑状花岗岩。矿石中金属矿物主要有黄铁矿、方铅矿、闪锌矿、硫砷铜矿、碲铅矿、碲金矿、自然金以及铁、铜的氧化物褐铁矿及铜兰，碲铅矿呈粒状分布于石英脉中，碲金矿多分布于石英内部和其裂隙中，同时可见碲金矿和方铅矿及黄铁矿伴生。非金属矿物有石英、方解石，镜下观察石英为半自形晶粒状结构，稀疏浸染状、星点浸染状构造、块状构造。方解石呈脉状，产于石英脉中，自形立方体多见。
矿床深部的蚀变岩型含金矿石，一方面由于蚀变作用碎裂后，造成有用矿物表面局部氧化，表面被氧化铁矿物或氧化铜矿物覆盖，以及矿石泥化等原因，造成浮选效果差，金的回收率低，另一方面由于在磨矿过程中自然金易被砸成具有尖锐边缘的颗粒，在浮选过程中易与气泡脱离，影响金的回收率。对于此类含金矿石，中国专利(申请号CN111229452A)一种适用于蚀变岩型金矿石的选矿方法，采用了离心重选+浮选工艺+螺旋溜槽与摇床结合的重选工艺，即重选—浮选—重选联合的工艺流程，将品位为1.5～5g/t的含金矿石进行选矿工艺富集分离后，最终脉石中的含金品位为0.10g/t左右，含金矿物的回收率达到了97％。但此选矿工艺存在流程复杂，选矿设备种类多，离心重选设备矿石处理能力低、浮选药剂用量大、试剂总类多等问题。
针对图古日格金矿蚀变岩型矿石的特性，开发一种金回收率高、工艺流程简单和生产成本低的选矿方法具有重要的意义。
发明内容
针对图古日格金矿蚀变岩型含金矿石，由于有用矿物表面局部氧化、污染、矿石泥化等原因造成的金的浮选回收率低的问题，本发明的目的是在于提供一种含金蚀变岩型矿石的浮选方法，该方法通过阶段磨矿与分步浮选相结合工艺，能够实现蚀变岩型含金矿石中的金的高效回收，且对环境友好、流程简单、生成成本低，有利于推广应用。
为了实现上述技术目的，本发明提供了一种含金蚀变岩型矿石的浮选方法，该方法包括以下步骤：
1)将含金蚀变岩型矿石与氢氧化钠采用棒磨机进行磨矿I，调浆，得到矿浆I；
2)将矿浆I采用硫酸酸化后，以丁基黄药和黄原酸甲酸酯作为组合捕收剂，乙二醇酯作为起泡剂通过一次粗选+多次精选流程，得到浮选金精矿I和浮选尾矿；
3)将浮选尾矿通过筛网分级，粗粒级矿物进行磨矿II后，与细粒级矿物合并，调浆，得到矿浆II；
4)将矿浆II以氟硅酸镁为活化剂，丁基黄药、环烷酸皂及磺化煤油为组合捕收剂，通过一次粗选+一次扫选+多次精选流程，得到浮选金精矿II。
针对图古日格金矿蚀变岩型含金矿石由于蚀变作用碎裂后，造成有用矿物表面局部氧化，表面被氧化铁矿物或氧化铜矿物覆盖以及矿石泥化等特点，造成浮选效果差，金的回收率低。本发明技术方案采用阶段磨矿结合分步浮选的工艺，在第一段粗磨过程中加入氢氧化钠，能够将矿石中的硅酸盐矿物转化成水玻璃，在后续浮选作业中不用再单独添加水玻璃，在磨矿过程中水玻璃能与脉石矿物充分接触，提升抑制效果，并在矿浆中加入硫酸酸化，主要是将水玻璃转化成带强亲水性离子的H2SiO3具有高抑制脉石矿物活性，同时可以将金矿物表面有害金属离子进行清洗和进行表面活化，且消除了Ca2+及其它金属离子对石英的活化，从而提高金矿物的浮选回收率和品位，在第一段浮选过程中主要是将易浮选的金矿物回收，而浮选尾矿中难浮选的金矿物通过再磨后，可以将被包裹的或表面氧化的金矿物有效解离，并且结合棒磨、检查筛分及阶段磨矿的方式，能够有效防止磨矿过程中自然金易被砸成具有尖锐边缘的颗粒，而影响金的回收率的情况出现，同时，通过采用特殊的组合捕收剂强化进行第二段浮选，整个工艺能够有效分离富集蚀变岩型含金矿石中的金，金精矿产率10.71％，金品位35.43g/t，回收率97.53％。
作为一个优选的方案，所述氢氧化钠相对含金蚀变岩型矿石的加入量为1000～5000g/t。通过使用适量的氢氧化钠，主要是用于将矿浆中的硅酸盐转化成水玻璃，在磨矿过程中硅酸盐生成的水玻璃是硅酸盐类脉石的有效抑制剂。
作为一个优选的方案，所述磨矿I磨矿至细度满足-0.074mm粒级的质量百分比含量占30～70％。
作为一个优选的方案，所述硫酸相对含金蚀变岩型矿石的加入量为500～2500g/t。本发明技术方案采用的硫酸为常见的工业浓硫酸，硫酸的作用一方面，可以对浆料中的水玻璃进行酸化，而酸化水玻璃矿石中的SiO2具有很强的选择性抑制作用，带强亲水性离子的H2SiO3胶粒成为主要的抑制组分，另一方面，通过硫酸可以清洗附着在金表面的有害离子，消除了Ca2+及其它有害金属离子对石英的活化，此外，酸化水玻璃的脆性化消泡作用，能有效改善浮选泡沫特性，强化泡沫的二次富集作用。
作为一个优选的方案，步骤2)中粗选过程的药剂制度为：丁基黄药50～800g/t(相对矿物)，黄原酸甲酸酯20～200g/t，乙二醇酯20～100g/t。在第一次浮选过程中，主要是对初步解离的硫化金和自然金进行回收，这部分金矿物可以联合使用丁基黄药与黄原酸甲酸酯组合捕收剂，对硫化金和自然金具有较的选择性和较强的捕收能力强，丁基黄药在硫化金和自然金表面发生氧化反应，生成疏水产物吸附在其表面，黄原酸甲酸酯在硫化金矿及自然金物表面形成螯合物，两者的联合使用能够协同增强对硫化金和自然金的浮选效果。
作为一个优选的方案，所述浮选尾矿采用筛孔尺寸为0.037mm的筛网进行分级，筛上部分磨矿至细度满足-0.037mm粒级的质量百分比含量占50～90％。先将符合要求的-0.037mm细粒级矿石分离出来，可以防止在磨矿过程中进一步泥化，从而恶化浮选指标。
作为一个优选的方案，步骤4)中粗选过程的药剂制度为：氟硅酸镁200～1500g/t，丁基黄药30～300g/t，环烷酸皂10～150g/t，磺化煤油10～100g/t。第二步浮选过程主要是从第一步浮选尾矿中进一步回收金矿物，这部分金矿物局部氧化，表面被氧化铁矿物或氧化铜矿物覆盖，而通过再磨解离矿物过程中，泥化程度增加，可浮选性差，因此需要在配合使用氟硅酸镁活化剂的条件下，联合使用丁基黄药、环烷酸皂及环烷酸皂组合捕收剂，三者不但能够分别作用于矿浆中不同性质的含金矿物表面使之疏水，而且三种捕收剂之间协同作用明显，能够强化对金矿物的浮选效果，从而提高金的回收率。
作为一个优选的方案，步骤4)中扫选过程的药剂制度为：丁基黄药20～100g/t，环烷酸皂10～50g/t，磺化煤油10～50g/t。
本发明提供的一种含金蚀变岩型矿石的浮选方法，包括以下具体步骤：
(1)矿石粗磨：1)采用棒磨机对矿石进行粗磨，在磨矿过程中加入氢氧化钠，用量为1000～5000g/t，使氢氧化钠与矿浆中的硅酸盐发生反应生成水玻璃，能够有效抑制硅酸盐类脉石矿物；2)将矿石细度粗磨至-0.074mm占30～70％。
(2)调浆：1)将磨好的矿浆放入浮选机，调整矿浆浓度为10％～50％；2)在矿浆中加入质量分数为98％的浓硫酸，用量为500～2500g/t，浮选机转速1000～2500r/min条件下搅拌3～15min。硫酸的作用一是对水玻璃进行酸化，二是清洗附着在金表面的有害离子，酸化水玻璃矿石中的SiO2具有很强的选择性抑制作用，带强亲水性离子的H2SiO3胶粒成为主要的抑制组分，同时也消除了Ca2+及其它难免金属离子对石英的活化；此外，酸化水玻璃的脆性化消泡作用，能有效改善浮选泡沫特性，强化泡沫的二次富集作用。
(3)第一次浮选金矿物：1)在矿浆中加入捕收剂丁基黄药，用量为50～800g/t，辅助捕收剂黄原酸甲酸酯20～200g/t，浮选机转速1000～2500r/min条件下搅拌3～15min；加入起泡剂乙二醇酯20～100g/t，浮选机转速1000～2500r/min条件下搅拌3～15min。在药剂与矿物充分作用后，充气对金进行粗选，得到的泡沫产品为金粗精矿I，槽内产品为浮选尾矿I；2)对上述步骤1)中得到的金粗精矿I精选进行多次精选，精选尾矿依次返回上一级浮选，直到达到理想的浮选金品位，得到金精矿I。
(4)浮选尾矿再磨：对于上述步骤(3)中1)得到的浮选尾矿I用筛孔尺寸0.037mm的筛子进行预先筛分，筛上部分用棒磨机进行再磨，使未解离的金矿物进一步解离，将筛上部分矿石细度磨至-0.037mm占50～90％。
(5)第二次浮选金矿物
1)将步骤(4)中-0.037mm矿物合并调浆，调整矿浆浓度为10％～50％，在矿浆中加入金矿物活化剂氟硅酸镁，用量为200～1500g/t，浮选机转速1000～2500r/min条件下搅拌3～15min；加入捕收剂丁基黄药30～300g/t，环烷酸皂10～150g/t，磺化煤油10～100g/t，浮选机转速1000～2500r/min条件下搅拌3～15min；在药剂与矿物充分作用后，充气对金进行粗选，得到的泡沫产品为金粗精矿II，槽内产品为浮选尾矿II。
2)在上述步骤1)浮选尾矿II中加入捕收剂丁基黄药20～100g/t，环烷酸皂10～50g/t，磺化煤油10～50g/t，浮选机转速1000～2500r/min条件下搅拌3～15min，扫选1次，得到扫选精矿和浮选尾矿III，扫选精矿返回上一级粗选。
3)对上述步骤1)中得到的金粗精矿II进行多次精选，精选尾矿依次返回上一级浮选，直到达到理想的浮选金品位，得到金精矿II。
(6)将步骤(3)的步骤2)中的金精矿I和步骤(5)的步骤3)中的金精矿II合并作为金精矿。
相对现有技术，本发明技术方案带来的有益技术效果：
针对图古日格含金蚀变岩型矿石由于蚀变作用碎裂后，造成有用矿物表面局部氧化，表面被氧化铁矿物或氧化铜矿物覆盖以及矿石泥化等特点，造成浮选效果差，金的回收率低等缺陷，本发明技术方案通过阶段磨矿与分步浮选相结合工艺，能够实现含金蚀变岩型矿石中的金的高效回收，所得金精矿产率10.71％，金品位35.43g/t，回收率97.53％；且该方法对环境友好、流程简单、生成成本低，有利于推广应用。
附图说明
图1为含金蚀变岩型矿石的浮选工艺流程图。
具体实施方式
以下具体实施例旨在进一步说明本发明内容而不是限制权利要求的保护范围。
以下实施例中涉及的单位g/t，其中的t表示原矿的质量，即药剂相对原矿的添加质量。
实施例1
图古日格含金蚀变岩型矿石中金属矿物主要为黄铁矿、黄铜矿、方铅矿及自然金等，其次为锑黝铜矿、辉锑铜矿、碲金矿、碲银矿、碘银矿、锑银金矿、闪锌矿及蓝铜矿等；脉石矿物主要为石英，含少量方解石、斜长石、绿泥石及角闪石等。金矿物主要有自然金、碲金矿、银金矿，其中以自然金和碲金矿为主，粒径在0.02～3mm，其中粒度在0.02～0.05mm之间的占70％左右。金主要以自然金、硫化物包裹金，占到金总含量的97.25％，Au品位3.89g/t。
(1)采用棒磨机对矿石进行粗磨，在磨矿过程中加入1000g/t氢氧化钠，将矿石细度粗磨至-0.074mm占45％。
(2)将磨好的矿浆放入浮选机，调整矿浆浓度为25％，在矿浆中加入质量分数为98％的浓硫酸500g/t，浮选机转速1500r/min条件下搅拌10min。
(3)在矿浆中加入捕收剂丁基黄药300g/t，辅助捕收剂黄原酸甲酸酯50g/t，浮选机转速1500r/min条件下搅拌10min；加入起泡剂乙二醇酯50g/t，浮选机转速1500r/min条件下搅拌10min。在药剂与矿物充分作用后，充气对金进行粗选，得到的泡沫产品为金粗精矿I，槽内产品为浮选尾矿I；金粗精矿I精选1次，精选尾矿依次返回上一级浮选，得到金精矿I。
(4)对于上述步骤(3)中得到的浮选尾矿I用筛孔尺寸0.037mm的筛子进行预先筛分，筛上部分用棒磨机进行再磨，将筛上矿石细度磨至-0.037mm占60％，与筛下-0.037mm矿石合并。
(5)将步骤(4)的矿浆浓度调整为25％，在矿浆中加入金矿物活化剂氟硅酸镁500g/t，浮选机转速1500r/min条件下搅拌10min；加入捕收剂丁基黄药150g/t，环烷酸皂120g/t，磺化煤油50g/t，浮选机转速1500r/min条件下搅拌10min；在药剂与矿物充分作用后，充气对金进行粗选，得到的泡沫产品为金粗精矿II，槽内产品为浮选尾矿II。
(6)在上述步骤(5)浮选尾矿II中加入捕收剂丁基黄药60g/t，环烷酸皂30g/t，磺化煤油15g/t，浮选机转速1500r/min条件下搅拌10min，扫选1次，得到扫选精矿和浮选尾矿III，扫选精矿返回上一级粗选。
(7)对上述步骤(5)中得到的金粗精矿II精选选2I次，精选尾矿依次返回上一级浮选，得到金精矿II。
(8)将金精矿I和金精矿II合并成为金精矿。
表1 实施例1试验结果
Figure BDA0003120862680000071
实施例2
图古日格含金蚀变岩型矿石中金属矿物主要为黄铁矿、黄铜矿、方铅矿及自然金等，其次为锑黝铜矿、辉锑铜矿、碲金矿、碲银矿、碘银矿、锑银金矿、闪锌矿及蓝铜矿等；脉石矿物主要为石英，含少量方解石、斜长石、绿泥石及角闪石等。金矿物主要有自然金、碲金矿、银金矿，其中以自然金和碲金矿为主，粒径在0.02～3mm，其中粒度在0.02～0.05mm之间的占70％左右。金主要以自然金、硫化物包裹金，占到金总含量的97.25％，Au品位3.89g/t。
本实施例主要考察了添加不同硫酸用量对金的浮选效果的影响。
(1)采用棒磨机对矿石进行粗磨，在磨矿过程中加入2000g/t氢氧化钠，将矿石细度粗磨至-0.074mm占55％，制备四份试验矿样，分别编号A、B、C、D。
(2)将磨好的四份矿浆分别放入浮选机，调整矿浆浓度为20％，在A、B、C、D四份矿浆中分别加入质量分数为98％的浓硫酸0g/t、600g/t、1200g/t、1500g/t，浮选机转速1000r/min条件下搅拌15min。
(3)在A、B、C、D四份矿浆中均加入捕收剂丁基黄药400g/t，辅助捕收剂黄原酸甲酸酯80g/t，浮选机转速1000r/min条件下搅拌15min；加入起泡剂乙二醇酯30g/t，浮选机转速1000r/min条件下搅拌15min。在药剂与矿物充分作用后，充气对金进行粗选，得到的泡沫产品为金粗精矿I，槽内产品为浮选尾矿I。对金粗精矿I精选2次，精选尾矿依次返回上一级浮选，得到金精矿I。
(4)对于上述步骤(3)中得到的A、B、C、D浮选尾矿I分别用筛孔尺寸0.037mm的筛子进行预先筛分，筛上矿石分别用棒磨机进行再磨，将筛上部分矿石细度磨至-0.037mm占70％，与筛下-0.037mm矿石合并。
(5)将步骤(4)A、B、C、D四份矿浆浓度均调整为20％，在矿浆中分别加入金矿物活化剂氟硅酸镁1200g/t，浮选机转速1000r/min条件下搅拌15min；加入捕收剂丁基黄药150g/t，环烷酸皂120g/t，磺化煤油40g/t，浮选机转速1000r/min条件下搅拌15min；在药剂与矿物充分作用后，充气对金进行粗选，得到的泡沫产品为金粗精矿II，槽内产品为浮选尾矿II。
(6)在上述步骤(5)浮选尾矿II中加入捕收剂丁基黄药50g/t，环烷酸皂40g/t，磺化煤油20g/t，浮选机转速1000r/min条件下搅拌15min，扫选1次，得到扫选精矿和浮选尾矿III，扫选精矿返回上一级粗选。
(7)对上述步骤(5)中得到的金粗精矿II精选2次，精选尾矿依次返回上一级浮选，得到金精矿II。
(8)分别将A、B、C、D四组试验的金精矿I和金精矿II合并作为金精矿。
表2 实施例2试验结果
Figure BDA0003120862680000081
Figure BDA0003120862680000091
实施例3
图古日格含金蚀变岩型矿石中金属矿物主要为黄铁矿、黄铜矿、方铅矿及自然金等，其次为锑黝铜矿、辉锑铜矿、碲金矿、碲银矿、碘银矿、锑银金矿、闪锌矿及蓝铜矿等；脉石矿物主要为石英，含少量方解石、斜长石、绿泥石及角闪石等。金矿物主要有自然金、碲金矿、银金矿，其中以自然金和碲金矿为主，粒径在0.02～3mm，其中粒度在0.02～0.05mm之间的占70％左右。金主要以自然金、硫化物包裹金，占到金总含量的97.25％，Au品位3.89g/t。
本实施例主要考察了分段磨矿分步浮选和一次磨矿一次浮选金的浮选效果。
(1)分段磨矿分步浮选
1)采用棒磨机对矿石进行粗磨，在磨矿过程中加入1500g/t氢氧化钠，将矿石细度粗磨至-0.074mm占70％，将磨好的矿浆放入浮选机，调整矿浆浓度为30％，在矿浆中分别加入质量分数为98％的浓硫酸700g/t，浮选机转速2000r/min条件下搅拌5min。
2)在矿浆中均加入捕收剂丁基黄药350g/t，辅助捕收剂黄原酸甲酸酯60g/t，浮选机转速2000r/min条件下搅拌5min；加入起泡剂乙二醇酯45g/t，浮选机转速2000r/min条件下搅拌5min。在药剂与矿物充分作用后，充气对金进行粗选，得到的泡沫产品为金粗精矿I，槽内产品为浮选尾矿I。对金粗精矿I精选1次，精选尾矿依次返回上一级浮选，得到金精矿I。
3)对于上述步骤2)中得到的浮选尾矿I用筛孔尺寸0.037mm的筛子进行预先筛分，筛上部分用棒磨机进行再磨，将筛上矿石细度磨至-0.037mm占80％，与筛下-0.037mm矿石合并。
4)将上述步骤3)的矿石矿浆浓度调整为30％，在矿浆中加入金矿物活化剂氟硅酸镁900g/t，浮选机转速2000r/min条件下搅拌5min；加入捕收剂丁基黄药120g/t，环烷酸皂150g/t，磺化煤油50g/t，浮选机转速2000r/min条件下搅拌5min；在药剂与矿物充分作用后，充气对金进行粗选，得到的泡沫产品为金粗精矿II，槽内产品为浮选尾矿II。
5)在上述步骤4)浮选尾矿II中加入捕收剂丁基黄药60g/t，环烷酸皂35g/t，磺化煤油25g/t，浮选机转速2000r/min条件下搅拌5min，扫选1次，得到扫选精矿和浮选尾矿III，扫选精矿返回上一级粗选。
6)对上述步骤4)中得到的金粗精矿II精选2次，精选尾矿依次返回上一级浮选，得到金精矿II。
7)将金精矿I和金精矿II合并作为金精矿。
(2)一次磨矿一次浮选
1)采用棒磨机对矿石进行磨矿，在磨矿过程中加入1500g/t氢氧化钠，将矿石细度粗磨至-0.037mm占80％。
2)将磨好的矿浆放入浮选机，调整矿浆浓度为30％，在矿浆中分别加入质量分数为98％的浓硫酸700g/t，浮选机转速2000r/min条件下搅拌5min；加入金矿物活化剂氟硅酸镁900g/t，浮选机转速2000r/min条件下搅拌5min。
3)在矿浆中加入捕收剂丁基黄药470g/t，环烷酸皂150g/t，磺化煤油50g/t，辅助捕收剂黄原酸甲酸酯60g/t，浮选机转速2000r/min条件下搅拌5min；加入起泡剂乙二醇酯45g/t，浮选机转速2000r/min条件下搅拌5min。在药剂与矿物充分作用后，充气对金进行粗选，得到的泡沫产品为金粗精矿I，槽内产品为浮选尾矿I。
4)对金粗精矿I精选2次，精选尾矿依次返回上一级浮选，得到金精矿。
表3 实施例3试验结果
Figure BDA0003120862680000101
实施例4
图古日格含金蚀变岩型矿石中金属矿物主要为黄铁矿、黄铜矿、方铅矿及自然金等，其次为锑黝铜矿、辉锑铜矿、碲金矿、碲银矿、碘银矿、锑银金矿、闪锌矿及蓝铜矿等；脉石矿物主要为石英，含少量方解石、斜长石、绿泥石及角闪石等。金矿物主要有自然金、碲金矿、银金矿，其中以自然金和碲金矿为主，粒径在0.02～3mm，其中粒度在0.02～0.05mm之间的占70％左右。金主要以自然金、硫化物包裹金，占到金总含量的97.25％，Au品位3.89g/t。
本实施例主要考察了在第二次浮选金过程中添加不同种类捕收剂对金的浮选效果的影响。
(1)采用棒磨机对矿石进行粗磨，在磨矿过程中加入1500g/t氢氧化钠，将矿石细度粗磨至-0.074mm占60％，制备四份试验矿样，分别编号A、B、C、D。
(2)将磨好的四份矿浆分别放入浮选机，调整矿浆浓度均为25％，在A、B、C、D四份矿浆中分别加入质量分数为98％的浓硫酸1200g/t，浮选机转速2000r/min条件下搅拌5min。
(3)在A、B、C、D四份矿浆中均加入捕收剂丁基黄药350g/t，辅助捕收剂黄原酸甲酸酯100g/t，浮选机转速2000r/min条件下搅拌5min；均加入起泡剂乙二醇酯40g/t，浮选机转速2000r/min条件下搅拌5min。在药剂与矿物充分作用后，充气对金进行粗选，得到的泡沫产品为金粗精矿I，槽内产品为浮选尾矿I。对金粗精矿I精选2次，精选尾矿依次返回上一级浮选，得到金精矿I。
(4)对于上述步骤(3)中得到的浮选尾矿I用筛孔尺寸0.037mm的筛子进行预先筛分，筛上部分用棒磨机进行再磨，将筛上矿石细度磨至-0.037mm占75％，与筛下-0.074mm矿石合并。
(5)调整上述步骤(4)A、B、C、D矿石矿浆浓度均为25％，在矿浆中均加入金矿物活化剂氟硅酸镁1200g/t，浮选机转速2000r/min条件下搅拌5min；试验A加入捕收剂丁基黄药400g/t，试验B加入捕收剂丁基黄药300g/t，环烷酸皂100g/t，试验C中加入捕收剂环烷酸皂250g/t，磺化煤油150g/t，试验D加入捕收剂丁基黄药250g/t，环烷酸皂100g/t，磺化煤油50g/t，浮选机转速2000r/min条件下搅拌5min；在药剂与矿物充分作用后，充气对金进行粗选，得到的泡沫产品为金粗精矿II，槽内产品为浮选尾矿II。
(6)在上述步骤(5)浮选尾矿II中，试验A加入捕收剂丁基黄药120g/t，试验B加入捕收剂丁基黄药90g/t，环烷酸皂30g/t，试验C中加入捕收剂环烷酸皂80g/t，磺化煤油40g/t，试验D加入捕收剂丁基黄药70g/t，环烷酸皂30g/t，磺化煤油20g/t，浮选机转速2000r/min条件下搅拌5min，扫选1次，得到扫选精矿和浮选尾矿III，扫选精矿返回上一级粗选。
(7)对上述步骤(5)中得到的金粗精矿II精选2次，精选尾矿依次返回上一级浮选，得到金精矿II。
(8)分别将A、B、C、D四组试验的金精矿I和金精矿II合并作为金精矿。
表4 实施例4试验结果
Figure BDA0003120862680000121
实施例5
图古日格含金蚀变岩型矿石中金属矿物主要为黄铁矿、黄铜矿、方铅矿及自然金等，其次为锑黝铜矿、辉锑铜矿、碲金矿、碲银矿、碘银矿、锑银金矿、闪锌矿及蓝铜矿等；脉石矿物主要为石英，含少量方解石、斜长石、绿泥石及角闪石等。金矿物主要有自然金、碲金矿、银金矿，其中以自然金和碲金矿为主，粒径在0.02～3mm，其中粒度在0.02～0.05mm之间的占70％左右。金主要以自然金、硫化物包裹金，占到金总含量的97.25％，Au品位3.89g/t。
(1)采用棒磨机对矿石进行粗磨，在磨矿过程中加入1000g/t氢氧化钠，将矿石细度粗磨至-0.074mm占70％。
(2)将磨好的矿浆放入浮选机，调整矿浆浓度为30％，在矿浆中加入质量分数为98％的浓硫酸1000g/t，浮选机转速1500r/min条件下搅拌10min。
(3)在矿浆中加入捕收剂丁基黄药500g/t，辅助捕收剂黄原酸甲酸酯100g/t，浮选机转速1500r/min条件下搅拌10min；加入起泡剂乙二醇酯60g/t，浮选机转速1500r/min条件下搅拌10min。在药剂与矿物充分作用后，充气对金进行粗选，得到的泡沫产品为金粗精矿I，槽内产品为浮选尾矿I；对金粗精矿I精选2选，精选尾矿依次返回上一级浮选，得到金精矿I。
(4)对于上述步骤(3)中得到的浮选尾矿I用筛孔尺寸0.037mm的筛子进行预先筛分，筛上部分用棒磨机进行再磨，将筛上矿石细度磨至-0.037mm占85％，与筛下-0.074mm矿石合并。
(5)调整矿浆浓度为30％，在矿浆中加入金矿物活化剂氟硅酸镁500g/t，浮选机转速1500r/min条件下搅拌10min；加入捕收剂丁基黄药200g/t，环烷酸皂100g/t，磺化煤油50g/t，浮选机转速1500r/min条件下搅拌10min；在药剂与矿物充分作用后，充气对金进行粗选，得到的泡沫产品为金粗精矿II，槽内产品为浮选尾矿II。
(6)在上述步骤(5)浮选尾矿II中加入捕收剂丁基黄药100g/t，环烷酸皂50g/t，磺化煤油20g/t，浮选机转速1500r/min条件下搅拌10min，扫选1次，得到扫选精矿和浮选尾矿III，扫选精矿返回上一级粗选。
(7)对上述步骤(5)中得到的金粗精矿II精选3次，精选尾矿依次返回上一级浮选，得到金精矿II。
(8)将金精矿I和金精矿II合并成为金精矿。
表5 实施例5试验结果
Figure BDA0003120862680000131
Figure BDA0003120862680000141

Claims (7)

1.一种含金蚀变岩型矿石的浮选方法，其特征在于：包括以下步骤：
1)将含金蚀变岩型矿石与氢氧化钠采用棒磨机进行磨矿I，调浆，得到矿浆I；
2)将矿浆I采用硫酸酸化后，以丁基黄药和黄原酸甲酸酯作为组合捕收剂，乙二醇酯作为起泡剂通过一次粗选+多次精选流程，得到浮选金精矿I和浮选尾矿；
3)将浮选尾矿通过筛网分级，粗粒级矿物进行磨矿II后，与细粒级矿物合并，调浆，得到矿浆II；
4)将矿浆II以氟硅酸镁为活化剂，丁基黄药、环烷酸皂及磺化煤油为组合捕收剂，通过一次粗选+一次扫选+多次精选流程，得到浮选金精矿II。
2.根据权利要求1所述的一种含金蚀变岩型矿石的浮选方法，其特征在于：所述氢氧化钠相对含金蚀变岩型矿石的加入量为1000～5000g/t。
3.根据权利要求1所述的一种含金蚀变岩型矿石的浮选方法，其特征在于：所述磨矿I磨矿至细度满足-0.074mm粒级的质量百分比含量占30～70％。
4.根据权利要求1所述的一种含金蚀变岩型矿石的浮选方法，其特征在于：所述硫酸相对含金蚀变岩型矿石的加入量为500～2500g/t。
5.根据权利要求1所述的一种含金蚀变岩型矿石的浮选方法，其特征在于：步骤2)中粗选过程的药剂制度为：丁基黄药50～800g/t，黄原酸甲酸酯20～200g/t，乙二醇酯20～100g/t。
6.根据权利要求1所述的一种含金蚀变岩型矿石的浮选方法，其特征在于：所述浮选尾矿采用筛孔尺寸为0.037mm的筛网进行分级，筛上部分采用棒磨机磨矿至细度满足-0.037mm粒级的质量百分比含量占50～90％。
7.根据权利要求1所述的一种含金蚀变岩型矿石的浮选方法，其特征在于：
步骤4)中粗选过程的药剂制度为：氟硅酸镁200～1500g/t，丁基黄药30～300g/t，环烷酸皂10～150g/t，磺化煤油10～100g/t；
步骤4)中扫选过程的药剂制度为：丁基黄药20～100g/t，环烷酸皂10～50g/t，磺化煤油10～50g/t。
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