CN113441274B - 一种含粗粒嵌布的斑岩型金矿的选矿方法 - Google Patents

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Abstract

本发明公开了一种含粗粒嵌布的斑岩型金矿的选矿方法，提出了“粗粒度尼尔森重选‑细粒度浮选的异步选矿工艺流程”，实现了磨矿分级过程中将率先解离的粗颗粒可见金矿物超前回收，避免了粗颗粒金在磨浮系统中累积和损失的问题；提出了易上浮的金矿物快速浮选，将第一槽粗选精矿直接作为浮选精矿产品，避免了浮选时间延长导致粗精矿品质恶化问题；提出的强化捕收剂能提高微细粒金矿物和含金的贫脉石连生体的回收；碳酸钠添加点前移至渣浆池，水玻璃和六偏磷酸钠添加至球磨机中，增加了浮选药剂作用时间，扩大了药剂作用时间间隔，减小了浮选药剂之间的相互影响。

Description

一种含粗粒嵌布的斑岩型金矿的选矿方法
技术领域
本发明涉及化工冶炼技术领域，具体涉及一种含粗粒嵌布的斑岩型金矿的选矿方法。
背景技术
金是国民经济发展的战略资源，也是重要金融储备。我国百吨级金储量的独立金矿山较少，单一浮选工艺是常见的金矿石选矿工艺，对于富含可见金矿物的金矿石，可见金矿物在磨浮生产系统中累积严重，且粗粒解离单体金易磨成片状在球磨机筒体内循环，造成金属难以平衡及损失。因此，提前回收含粗粒的解离单体金显得尤为重要。
可见金矿物可浮性好，浮选过程中会优先疏水上浮，浮选过程中由于时间较长，普遍会夹杂黄铁矿等硫化矿物和长石等泥化物，增加精选分离的难度，影响金精矿品质，增加选矿成本。浮选工艺中，需要将易浮的金矿物分开处理。
微细粒嵌布的含金矿物以及含金的贫连生体难以形成疏水性矿化泡沫，需要采用捕收性强的强化捕收剂提高这部分金矿物的回收。浮选工艺中活化剂添加在搅拌桶与其他浮选药剂在一起作用，与捕收剂等药剂作用无时间差且作用不充分。为此，改变活化剂添加点也有助于强化贫金矿物的回收。
发明内容
针对现有技术的不足，本发明旨在提供一种含粗粒嵌布的斑岩型金矿的选矿方法。
为了实现上述目的，本发明采用如下技术方案：
一种含粗粒嵌布的斑岩型金矿的选矿方法，包括如下步骤：
S1、半自磨磨矿：将原矿矿石经过半自磨磨矿，将半自磨磨矿产品进行振动筛筛分，得到筛上顽石和筛下矿浆，所述筛上顽石返回半自磨磨矿，所述筛下矿浆进入渣浆池；
S2、球磨机磨矿分级：渣浆池中的矿浆用泵抽到高位水力旋流器，所述高位水力旋流器的沉砂自流至球磨机磨矿，球磨机中添加水玻璃和六偏磷酸钠；所述高位水力旋流器的溢流产品首先进入搅拌桶中进行搅拌作业，在搅拌桶中加入强化捕收剂及起泡剂2#油；
S3、尼尔森选矿作业：步骤S2所得的球磨机磨矿产品给入到尼尔森选矿机，在尼尔森选矿机中添加冲洗水，尼尔森选矿后得到的精矿和尾矿，精矿为最终重选精矿产品，尾矿返回至渣浆池，并向渣浆池中添加碳酸钠调浆；
S4、快浮粗选作业：步骤S2中搅拌桶搅拌完成后的矿浆进入浮选系统；所述浮选系统中有粗选第一槽、粗选第二槽和粗选第三槽，步骤S2中搅拌桶搅拌完成后的矿浆先进入粗选第一槽进行快浮，粗选第一槽的底流流向粗选第二槽进行粗选，粗选第二槽的底流流向粗选第三槽进行粗选，粗选第三槽的底流经中间箱进入扫选一作业；粗选第一槽中的泡沫精矿直接进入浮选精矿渣浆池，粗选第二槽和粗选第三槽的泡沫精矿合并进入精选一作业；
S5、扫选一作业中添加强化捕收剂和2#油，扫选一作业所得精矿返回至粗选第二槽中，所得尾矿进入扫选二作业；扫选二作业添加强化捕收剂和2#油，扫选二作业所得精矿返回至扫选一作业，所得尾矿为最终浮选尾矿；
精选一作业不添加浮选药剂，精选一作业所得尾矿返回至粗选作业第二槽中，精选一作业所得精矿进入到精选二作业；精选二作业不添加浮选药剂，精选二作业所得尾矿返回至精选一作业，精选二作业所得精矿为最终浮选精矿，进入到浮选精矿渣浆池中。
进一步地，步骤S2中，按原矿矿石干重计，球磨机中添加的水玻璃和六偏磷酸钠的质量比为5:1，用量为1000-1500g/t。
进一步地，步骤S2中，所述球磨机磨矿产品粒度为-0.425mm质量含量占60-80％。
进一步地，渣浆池中添加碳酸钠调浆时，按原矿矿石干重计，碳酸钠用量为200-400g/t。
进一步地，所述强化捕收剂由二丁基二硫代磷酸铵、正丁基黄原酸钠、二硫代磷酸-O,O-双(2-甲基丙)酯钠盐以3:2:1的质量比混合而成，按原矿矿石干重计，在搅拌桶中的用量为20-30g/t，在扫选一作业中的用量为10-20g/t，在扫选二作业中的用量为5-15g/t。
进一步地，按原矿矿石干重计，所述2#油在搅拌桶中的用量为15-20g/t，在扫选一作业中的用量为5-10g/t，扫选二作业中的用量为5g/t。
本发明的有益效果在于：
(1)本发明创造性地提出了“粗粒度尼尔森重选-细粒度浮选的异步选矿工艺流程”，实现了磨矿分级过程中将率先解离的粗颗粒可见金矿物超前回收，避免了粗颗粒金在磨浮系统中累积和损失的问题。
(2)本发明中，提出了易上浮的金矿物快速浮选，将粗选第一槽的粗选精矿直接作为浮选精矿产品，避免了浮选时间延长导致粗精矿品质恶化问题。
(3)本发明中提出的强化捕收剂能提高微细粒金矿物和含金的贫脉石连生体的回收。
(4)本发明中，碳酸钠添加点前移至渣浆池，水玻璃和六偏磷酸钠添加至球磨机中，增加了浮选药剂作用时间，扩大了药剂作用时间间隔，减小了浮选药剂之间的相互影响。
(5)本发明提供了一种高效、分选效率高、针对性强、选别指标好的含粗粒嵌布的斑岩型金矿的选矿方法，可为该类型金矿资源的回收提供借鉴。
附图说明
图1为本发明实施例1的工艺流程图。
具体实施方式
以下将结合附图对本发明作进一步的描述，需要说明的是，本实施例以本技术方案为前提，给出了详细的实施方式和具体的操作过程，但本发明的保护范围并不限于本实施例。
实施例1
本实施例选别的矿石为山西某斑岩型金矿，原矿含金1.76g/t，矿石中主要为黄铁矿，绝大部分为石英及硅酸盐矿物，金矿物主要为银金矿，其次为含银自然金，偶见金银矿、碲金银矿，89％的金为裸露金，其次为硫化矿包裹金，少量的为非硫化矿包裹金。直接采用浮选的方法，金金属会在磨浮系统中累计，造成金属难以平衡，且粗粒金矿物磨成片状会损失在尾矿中。
本实施例提供一种含粗粒嵌布的斑岩型金矿的选矿方法对上述金矿进行处理，如图1所示，包括如下步骤：
S1、半自磨磨矿：将-200mm粒度的原矿矿石经过半自磨磨矿，得到矿浆浓度为78％的半自磨磨矿产品，将所述半自磨磨矿产品加入筛孔为16mm的振动筛中进行筛分，得到筛上顽石和筛下矿浆，所述筛上顽石返回半自磨磨矿，所述筛下矿浆进入渣浆池；
S2、球磨机磨矿分级：渣浆池中的矿浆用泵抽到高位水力旋流器，高位水力旋流器的溢流产品进入搅拌桶搅拌，溢流产品质量浓度34％、细度-0.075mm质量含量63％，在搅拌桶中加入强化捕收剂30g/t及起泡剂2#油20g/t；高位水力旋流器的沉砂自流至球磨机磨矿，球磨机中添加1000g/t水玻璃和200g/t六偏磷酸钠；
S3、尼尔森选矿作业：球磨机磨矿产品粒度-0.425mm含量80％，质量浓度82％，给入到尼尔森选矿机，在尼尔森选矿机中添加冲洗水，给矿矿浆浓度45％，尼尔森选矿后得到的精矿和尾矿，精矿为最终重选精矿产品，尾矿返回至渣浆池，并在渣浆池中添加200g/t碳酸钠调浆；
本实施例中，捕收剂由二丁基二硫代磷酸铵、正丁基黄原酸钠、二硫代磷酸-O,O-双(2-甲基丙)酯钠盐以3:2:1的质量比混合而成。
S4、快浮粗选作业：步骤S2中搅拌桶搅拌完成后的矿浆先进入粗选第一槽进行快浮2.8min，粗选第一槽的底流流向粗选第二槽进行粗选，粗选第二槽的底流流向粗选第三槽进行粗选，粗选第三槽的底流(即粗选尾矿)经中间箱进入扫选一作业；粗选第一槽中的泡沫精矿直接进入浮选精矿渣浆池用于后续生产产品，粗选第二槽和粗选第三槽的泡沫精矿合并进入精选一作业；；
S5、扫选一作业中添加强化捕收剂15g/t和2#油10g/t，扫选一作业所得精矿返回至粗选第二槽中，所述扫选一作业所得尾矿进入扫选二作业；扫选二作业中添加强化捕收剂10g/t和2#油5g/t，扫选二作业所得精矿返回至扫选一作业中，扫选二作业所得尾矿为最终浮选尾矿；
精选作业：精选一作业不添加浮选药剂，精选一作业所得尾矿返回至粗选第二槽中，精选一作业所得精矿进入到精选二作业；精选二作业不添加浮选药剂，精选二作业所得尾矿返回至精选一作业，精选二作业所得精矿为最终浮选精矿，进入到浮选精矿渣浆池中用于后续生产产品。
实施例2
本实施例选别的矿石为山西某斑岩型金矿，原矿含金1.72g/t，矿石中主要为黄铁矿，绝大部分为石英及硅酸盐矿物，金矿物主要为银金矿，其次为含银自然金，偶见金银矿、碲金银矿，91％的金为裸露金，其次为硫化矿包裹金，少量的为非硫化矿包裹金。直接采用浮选的方法，金金属会在磨浮系统中累计，造成金属难以平衡，且粗粒金矿物磨成片状会损失在尾矿中。
本实施例提供一种含粗粒嵌布的斑岩型金矿的选矿方法对上述金矿进行处理，如图1所示，包括如下步骤：
S1、半自磨磨矿：将-200mm粒度的原矿矿石经过半自磨磨矿，得到矿浆浓度为79％的半自磨磨矿产品，将所述半自磨磨矿产品加入筛孔为16mm的振动筛中进行筛分，得到筛上顽石和筛下矿浆，所述筛上顽石返回半自磨磨矿，所述筛下矿浆进入渣浆池；
S2、球磨机磨矿分级：渣浆池中的矿浆用泵抽到高位水力旋流器，高位水力旋流器的溢流产品进入搅拌桶搅拌，溢流产品质量浓度34％、细度-0.075mm质量含量63％，在搅拌桶中加入强化捕收剂20g/t及起泡剂2#油15g/t；高位水力旋流器的沉砂自流至球磨机磨矿，球磨机中添加833.33g/t水玻璃和166.67g/t六偏磷酸钠；
S3、尼尔森选矿作业：球磨机磨矿产品粒度-0.425mm含量60％，质量浓度82％，给入到尼尔森选矿机，在尼尔森选矿机中添加冲洗水，给矿矿浆浓度45％，尼尔森选矿后得到的精矿和尾矿，精矿为最终重选精矿产品，尾矿返回至渣浆池，并在渣浆池中添加400g/t碳酸钠调浆；
本实施例中，捕收剂由二丁基二硫代磷酸铵、正丁基黄原酸钠、二硫代磷酸-O,O-双(2-甲基丙)酯钠盐以3:2:1的质量比混合而成。
S4、快浮粗选作业：在搅拌桶中完成搅拌后的矿浆进入浮选系统，浮选系统包括粗选第一槽、粗选第二槽和粗选第三槽，步骤S2中搅拌桶搅拌完成后的矿浆先进入粗选第一槽进行快浮，粗选第一槽的底流流向粗选第二槽进行粗选2.8min，粗选第二槽的底流流向粗选第三槽进行粗选，粗选第三槽的底流经中间箱进入扫选一作业；粗选第一槽中的泡沫精矿直接进入浮选精矿渣浆池，粗选第二槽和粗选第三槽的泡沫精矿合并进入精选一作业；
S5、扫选一作业中添加强化捕收剂10g/t和2#油5g/t，扫选一作业所得精矿返回至粗选第二槽中，所述扫选一作业所得尾矿进入扫选二作业；扫选二作业中添加强化捕收剂5g/t和2#油5g/t，扫选二作业所得精矿返回至扫选一作业中，扫选二作业所得尾矿为最终浮选尾矿；
精选作业：精选一作业不添加浮选药剂，精选一作业所得尾矿返回至粗选第二槽中，精选一作业所得精矿进入到精选二作业；精选二作业不添加浮选药剂，精选二作业所得尾矿返回至精选一作业，精选二作业所得精矿为最终浮选精矿，进入到浮选精矿渣浆池中用于后续产品生产。
实施例3
本实施例选别的矿石为山西某斑岩型金矿，原矿含金1.72g/t，矿石中主要为黄铁矿，绝大部分为石英及硅酸盐矿物，金矿物主要为银金矿，其次为含银自然金，偶见金银矿、碲金银矿，91％的金为裸露金，其次为硫化矿包裹金，少量的为非硫化矿包裹金。直接采用浮选的方法，金金属会在磨浮系统中累计，造成金属难以平衡，且粗粒金矿物磨成片状会损失在尾矿中。
本实施例提供一种含粗粒嵌布的斑岩型金矿的选矿方法对上述金矿进行处理，如图1所示，包括如下步骤：
S1、半自磨磨矿：将-200mm粒度的原矿矿石经过半自磨磨矿，得到矿浆浓度为78％的半自磨磨矿产品，将所述半自磨磨矿产品加入筛孔为16mm的振动筛中进行筛分，得到筛上顽石和筛下矿浆，所述筛上顽石返回半自磨磨矿，所述筛下矿浆进入渣浆池；
S2、球磨机磨矿分级：渣浆池中的矿浆用泵抽到高位水力旋流器，高位水力旋流器的溢流产品进入搅拌桶搅拌，溢流产品质量浓度34％、细度-0.075mm质量含量63％，在搅拌桶中加入强化捕收剂20g/t及起泡剂2#油20g/t；高位水力旋流器的沉砂自流至球磨机磨矿，球磨机中添加1250g/t水玻璃和250g/t六偏磷酸钠；
S3、尼尔森选矿作业：球磨机磨矿产品粒度-0.425mm含量70％，质量浓度82％，给入到尼尔森选矿机，在尼尔森选矿机中添加冲洗水，给矿矿浆浓度45％，尼尔森选矿后得到的精矿和尾矿，精矿为最终重选精矿产品，尾矿返回至渣浆池，并在渣浆池中添加300g/t碳酸钠调浆；
本实施例中，强化捕收剂由二丁基二硫代磷酸铵、正丁基黄原酸钠、二硫代磷酸-O,O-双(2-甲基丙)酯钠盐以3:2:1的质量比混合而成。
S4、快浮粗选作业：在搅拌桶中完成搅拌后的矿浆进入浮选系统，浮选系统包括粗选第一槽、粗选第二槽和粗选第三槽，步骤S2中搅拌桶搅拌完成后的矿浆先进入粗选第一槽进行快浮，粗选第一槽的底流流向粗选第二槽进行粗选2.8min，粗选第二槽的底流流向粗选第三槽进行粗选，粗选第三槽的底流经中间箱进入扫选一作业；粗选第一槽中的泡沫精矿直接进入浮选精矿渣浆池，粗选第二槽和粗选第三槽的泡沫精矿合并进入精选一作业；
S5、扫选一作业中添加强化捕收剂20g/t和2#油10g/t，扫选一作业所得精矿返回至粗选第二槽中，所述扫选一作业所得尾矿进入扫选二作业；扫选二作业中添加强化捕收剂15g/t和2#油5g/t，扫选二作业所得精矿返回至扫选一作业中，扫选二作业所得尾矿为最终浮选尾矿；
精选作业：精选一作业不添加浮选药剂，精选一作业所得尾矿返回至粗选第二槽中，精选一作业所得精矿进入到精选二作业；精选二作业不添加浮选药剂，精选二作业所得尾矿返回至精选一作业，精选二作业所得精矿为最终浮选精矿，进入到浮选精矿渣浆池中用于后续产品生产。
对比例1
本对比例采用单一浮选的方法对和实施例相同的山西某斑岩型金矿进行处理，原矿磨矿至-0.075mm含量63％，采用丁基黄药为捕收剂，2#油为起泡剂，经过一次粗选、三次精选、三次扫选浮选工艺流程，浮选中矿一次循序返回至上一作业，浮选机为充气搅拌浮选机，充入空气。
表1为实施例1与对比例1的工艺指标对比表。
表1
Figure BDA0003164377960000111
Figure BDA0003164377960000121
从表1可看出，实施例1方法中金精矿品位提高了17.02g/t，回收率提高了9.59个百分点。实施例2方法中金精矿品位提高了14.78g/t，回收率提高了8.88个百分点。实施例3方法中金精矿品位提高了16.13g/t，回收率提高了9.54个百分点。
对于本领域的技术人员来说，可以根据以上的技术方案和构思，给出各种相应的改变和变形，而所有的这些改变和变形，都应该包括在本发明权利要求的保护范围之内。

Claims (6)

1.一种含粗粒嵌布的斑岩型金矿的选矿方法，其特征在于，包括如下步骤：
S1、半自磨磨矿：将原矿矿石经过半自磨磨矿，将半自磨磨矿产品进行振动筛筛分，得到筛上顽石和筛下矿浆，所述筛上顽石返回半自磨磨矿，所述筛下矿浆进入渣浆池；
S2、球磨机磨矿分级：渣浆池中的矿浆用泵抽到高位水力旋流器，所述高位水力旋流器的沉砂自流至球磨机磨矿，球磨机中添加水玻璃和六偏磷酸钠；所述高位水力旋流器的溢流产品首先进入搅拌桶中进行搅拌作业，在搅拌桶中加入强化捕收剂及起泡剂2#油；
S3、尼尔森选矿作业：步骤S2所得的球磨机磨矿产品给入到尼尔森选矿机，在尼尔森选矿机中添加冲洗水，尼尔森选矿后得到的精矿和尾矿，精矿为最终重选精矿产品，尾矿返回至渣浆池，并向渣浆池中添加碳酸钠调浆；
S4、快浮粗选作业：步骤S2中搅拌桶搅拌完成后的矿浆进入浮选系统；所述浮选系统中有粗选第一槽、粗选第二槽和粗选第三槽，步骤S2中搅拌桶搅拌完成后的矿浆先进入粗选第一槽进行快浮，粗选第一槽的底流流向粗选第二槽进行粗选，粗选第二槽的底流流向粗选第三槽进行粗选，粗选第三槽的底流经中间箱进入扫选一作业；粗选第一槽中的泡沫精矿直接进入浮选精矿渣浆池，粗选第二槽和粗选第三槽的泡沫精矿合并进入精选一作业；
S5、扫选一作业中添加强化捕收剂和2#油，扫选一作业所得精矿返回至粗选第二槽中，所得尾矿进入扫选二作业；扫选二作业添加强化捕收剂和2#油，扫选二作业所得精矿返回至扫选一作业，所得尾矿为最终浮选尾矿；
精选一作业不添加浮选药剂，精选一作业所得尾矿返回至粗选作业第二槽中，精选一作业所得精矿进入到精选二作业；精选二作业不添加浮选药剂，精选二作业所得尾矿返回至精选一作业，精选二作业所得精矿为最终浮选精矿，进入到浮选精矿渣浆池中。
2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤S2中，按原矿矿石干重计，球磨机中添加的水玻璃和六偏磷酸钠的质量比为5:1，用量为1000-1500g/t。
3.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤S2中，所述球磨机磨矿产品粒度为-0.425mm质量含量占60-80％。
4.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，渣浆池中添加碳酸钠调浆时，按原矿矿石干重计，碳酸钠用量为200-400g/t。
5.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述强化捕收剂由二丁基二硫代磷酸铵、正丁基黄原酸钠、二硫代磷酸-O,O-双(2-甲基丙)酯钠盐以3:2:1的质量比混合而成，按原矿矿石干重计，在搅拌桶中的用量为20-30g/t，在扫选一作业中的用量为10-20g/t，在扫选二作业中的用量为5-15g/t。
6.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，按原矿矿石干重计，所述2#油在搅拌桶中的用量为15-20g/t，在扫选一作业中的用量为5-10g/t，扫选二作业中的用量为5g/t。
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