CN113477394A - 一种金矿的浮选方法 - Google Patents
一种金矿的浮选方法 Download PDFInfo
- Publication number
- CN113477394A CN113477394A CN202110870276.5A CN202110870276A CN113477394A CN 113477394 A CN113477394 A CN 113477394A CN 202110870276 A CN202110870276 A CN 202110870276A CN 113477394 A CN113477394 A CN 113477394A
- Authority
- CN
- China
- Prior art keywords
- gold
- tailings
- ore
- concentrate
- collector
- Prior art date
- Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
- Pending
Links
- 239000010931 gold Substances 0.000 title claims abstract description 259
- PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N gold Chemical compound [Au] PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 245
- 229910052737 gold Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 245
- 238000005188 flotation Methods 0.000 title claims abstract description 88
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 48
- 230000002000 scavenging effect Effects 0.000 claims abstract description 106
- 230000005484 gravity Effects 0.000 claims abstract description 86
- 238000000227 grinding Methods 0.000 claims abstract description 35
- 230000008569 process Effects 0.000 claims abstract description 24
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 claims abstract description 13
- 239000003795 chemical substances by application Substances 0.000 claims description 122
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 claims description 118
- 239000000654 additive Substances 0.000 claims description 81
- 230000000996 additive effect Effects 0.000 claims description 81
- 238000002156 mixing Methods 0.000 claims description 65
- 239000002245 particle Substances 0.000 claims description 58
- 239000012991 xanthate Substances 0.000 claims description 54
- ZOOODBUHSVUZEM-UHFFFAOYSA-N ethoxymethanedithioic acid Chemical compound CCOC(S)=S ZOOODBUHSVUZEM-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 53
- 239000000843 powder Substances 0.000 claims description 47
- UMGDCJDMYOKAJW-UHFFFAOYSA-N thiourea Chemical compound NC(N)=S UMGDCJDMYOKAJW-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 40
- 239000011734 sodium Substances 0.000 claims description 25
- 239000002516 radical scavenger Substances 0.000 claims description 21
- XSQUKJJJFZCRTK-UHFFFAOYSA-N Urea Natural products NC(N)=O XSQUKJJJFZCRTK-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 20
- DGAQECJNVWCQMB-PUAWFVPOSA-M Ilexoside XXIX Chemical compound C[C@@H]1CC[C@@]2(CC[C@@]3(C(=CC[C@H]4[C@]3(CC[C@@H]5[C@@]4(CC[C@@H](C5(C)C)OS(=O)(=O)[O-])C)C)[C@@H]2[C@]1(C)O)C)C(=O)O[C@H]6[C@@H]([C@H]([C@@H]([C@H](O6)CO)O)O)O.[Na+] DGAQECJNVWCQMB-PUAWFVPOSA-M 0.000 claims description 19
- 239000003208 petroleum Substances 0.000 claims description 19
- 229910052708 sodium Inorganic materials 0.000 claims description 19
- BDHFUVZGWQCTTF-UHFFFAOYSA-M sulfonate Chemical compound [O-]S(=O)=O BDHFUVZGWQCTTF-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims description 19
- DBMJMQXJHONAFJ-UHFFFAOYSA-M Sodium laurylsulphate Chemical compound [Na+].CCCCCCCCCCCCOS([O-])(=O)=O DBMJMQXJHONAFJ-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims description 18
- 235000019333 sodium laurylsulphate Nutrition 0.000 claims description 18
- 239000003350 kerosene Substances 0.000 claims description 16
- 230000003213 activating effect Effects 0.000 claims description 13
- PVWYMLPKSUUDDF-UHFFFAOYSA-N CC(C)CSP([O-])SCC(C)C.[Na+] Chemical compound CC(C)CSP([O-])SCC(C)C.[Na+] PVWYMLPKSUUDDF-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 11
- QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-O Ammonium Chemical compound [NH4+] QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-O 0.000 claims description 2
- QWENMOXLTHDKDL-UHFFFAOYSA-M pentoxymethanedithioate Chemical compound CCCCCOC([S-])=S QWENMOXLTHDKDL-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims 1
- 239000000126 substance Substances 0.000 claims 1
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 abstract description 45
- 239000011707 mineral Substances 0.000 abstract description 45
- 238000000926 separation method Methods 0.000 abstract description 20
- 230000009286 beneficial effect Effects 0.000 abstract description 6
- 238000010494 dissociation reaction Methods 0.000 abstract description 3
- 230000005593 dissociations Effects 0.000 abstract description 3
- 238000003801 milling Methods 0.000 abstract description 3
- 150000003568 thioethers Chemical class 0.000 abstract 1
- 238000003756 stirring Methods 0.000 description 77
- 239000010453 quartz Substances 0.000 description 19
- VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N silicon dioxide Inorganic materials O=[Si]=O VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 19
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 18
- 239000011435 rock Substances 0.000 description 17
- 210000003462 vein Anatomy 0.000 description 13
- 235000019353 potassium silicate Nutrition 0.000 description 11
- NTHWMYGWWRZVTN-UHFFFAOYSA-N sodium silicate Chemical compound [Na+].[Na+].[O-][Si]([O-])=O NTHWMYGWWRZVTN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 11
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 11
- 239000003814 drug Substances 0.000 description 10
- 210000003574 melanophore Anatomy 0.000 description 10
- HQABUPZFAYXKJW-UHFFFAOYSA-O butylazanium Chemical compound CCCC[NH3+] HQABUPZFAYXKJW-UHFFFAOYSA-O 0.000 description 8
- 229940079593 drug Drugs 0.000 description 7
- OJNSBQOHIIYIQN-UHFFFAOYSA-M sodium;bis(2-methylpropyl)-sulfanylidene-sulfido-$l^{5}-phosphane Chemical compound [Na+].CC(C)CP([S-])(=S)CC(C)C OJNSBQOHIIYIQN-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 7
- PAWQVTBBRAZDMG-UHFFFAOYSA-N 2-(3-bromo-2-fluorophenyl)acetic acid Chemical compound OC(=O)CC1=CC=CC(Br)=C1F PAWQVTBBRAZDMG-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- 229910021592 Copper(II) chloride Inorganic materials 0.000 description 6
- ZSFDBVJMDCMTBM-UHFFFAOYSA-N ethane-1,2-diamine;phosphoric acid Chemical compound NCCN.OP(O)(O)=O ZSFDBVJMDCMTBM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- TUZCOAQWCRRVIP-UHFFFAOYSA-N butoxymethanedithioic acid Chemical compound CCCCOC(S)=S TUZCOAQWCRRVIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- QWENMOXLTHDKDL-UHFFFAOYSA-N pentoxymethanedithioic acid Chemical compound CCCCCOC(S)=S QWENMOXLTHDKDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N Fe2+ Chemical compound [Fe+2] CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 229910052949 galena Inorganic materials 0.000 description 4
- 239000003112 inhibitor Substances 0.000 description 4
- XCAUINMIESBTBL-UHFFFAOYSA-N lead(ii) sulfide Chemical compound [Pb]=S XCAUINMIESBTBL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 4
- 229910052683 pyrite Inorganic materials 0.000 description 4
- 239000011028 pyrite Substances 0.000 description 4
- NIFIFKQPDTWWGU-UHFFFAOYSA-N pyrite Chemical compound [Fe+2].[S-][S-] NIFIFKQPDTWWGU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 238000004513 sizing Methods 0.000 description 4
- 239000002893 slag Substances 0.000 description 4
- 229910021532 Calcite Inorganic materials 0.000 description 3
- 229910001919 chlorite Inorganic materials 0.000 description 3
- 229910052619 chlorite group Inorganic materials 0.000 description 3
- QBWCMBCROVPCKQ-UHFFFAOYSA-N chlorous acid Chemical compound OCl=O QBWCMBCROVPCKQ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 239000010433 feldspar Substances 0.000 description 3
- 239000011019 hematite Substances 0.000 description 3
- 229910052595 hematite Inorganic materials 0.000 description 3
- LIKBJVNGSGBSGK-UHFFFAOYSA-N iron(3+);oxygen(2-) Chemical compound [O-2].[O-2].[O-2].[Fe+3].[Fe+3] LIKBJVNGSGBSGK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- -1 pentylene xanthate Chemical compound 0.000 description 3
- 229910052714 tellurium Inorganic materials 0.000 description 3
- PORWMNRCUJJQNO-UHFFFAOYSA-N tellurium atom Chemical compound [Te] PORWMNRCUJJQNO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000012190 activator Substances 0.000 description 2
- 230000033558 biomineral tissue development Effects 0.000 description 2
- 238000005034 decoration Methods 0.000 description 2
- VDQVEACBQKUUSU-UHFFFAOYSA-M disodium;sulfanide Chemical compound [Na+].[Na+].[SH-] VDQVEACBQKUUSU-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 2
- 239000007788 liquid Substances 0.000 description 2
- 238000012986 modification Methods 0.000 description 2
- 230000004048 modification Effects 0.000 description 2
- 238000005096 rolling process Methods 0.000 description 2
- 229910052979 sodium sulfide Inorganic materials 0.000 description 2
- XFXPMWWXUTWYJX-UHFFFAOYSA-N Cyanide Chemical compound N#[C-] XFXPMWWXUTWYJX-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000004075 alteration Effects 0.000 description 1
- 229910052951 chalcopyrite Inorganic materials 0.000 description 1
- DVRDHUBQLOKMHZ-UHFFFAOYSA-N chalcopyrite Chemical compound [S-2].[S-2].[Fe+2].[Cu+2] DVRDHUBQLOKMHZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 1
- ORTQZVOHEJQUHG-UHFFFAOYSA-L copper(II) chloride Chemical compound Cl[Cu]Cl ORTQZVOHEJQUHG-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 230000000994 depressogenic effect Effects 0.000 description 1
- 238000009826 distribution Methods 0.000 description 1
- 230000000694 effects Effects 0.000 description 1
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 1
- 238000011010 flushing procedure Methods 0.000 description 1
- 238000009854 hydrometallurgy Methods 0.000 description 1
- 238000001802 infusion Methods 0.000 description 1
- 238000002386 leaching Methods 0.000 description 1
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 1
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 1
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000001089 mineralizing effect Effects 0.000 description 1
- 229910052755 nonmetal Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000010742 number 1 fuel oil Substances 0.000 description 1
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 description 1
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 description 1
- 230000009467 reduction Effects 0.000 description 1
- 239000002002 slurry Substances 0.000 description 1
- 150000004763 sulfides Chemical class 0.000 description 1
Images
Classifications
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
- B03B—SEPARATING SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS
- B03B9/00—General arrangement of separating plant, e.g. flow sheets
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
本发明属于浮选技术领域,特别涉及一种金矿的浮选方法。本发明针对易重选、难浮选的粗粒金矿物,在避免过磨的前提下分阶段进行磨矿,有利于实现(含)金矿物和脉石矿物的选择性解离;通过“螺旋溜槽重选+摇床重选”工艺提前对金矿物在粗粒条件下分离回收,避免金矿物由于细磨泥化而在选矿过程中损失,同时有利于减少浮选药剂消耗;针对“螺旋溜槽重选+摇床重选”工艺所得重选尾矿中剩余的细粒(含)金矿物,设计了合理的浮选流程,有利于优先将易上浮的含金硫化物和氧化物分离,扫选尾矿再单独进行再浮选,减少了难浮目的矿物对易浮有用矿物的干扰,实现了(含)金矿物的高效富集和脉石矿物的预先抛尾。
Description
技术领域
本发明属于浮选技术领域,特别涉及一种金矿的浮选方法。
背景技术
石英脉型金矿是指呈脉状、由热水溶液交代和沉淀而形成的一种类型的矿床,矿石中主要的有用矿物为自然金和少量碲金矿,主要的金属矿物为黄铁矿、黄铜矿和方铅矿,主要的非金属矿物为石英、长石、少量绿泥石和方解石。矿石中自然金的嵌布粒度介于0.2~300μm之间,一般为0.2~30μm,除少量自然金颗粒较粗外,大部分金矿物的嵌布粒度细小,且多成分散状嵌布于黄铁矿、方铅矿、石英、褐铁矿或赤铁矿等矿物的内部或者裂隙中。蚀变岩型金矿床是热液金矿床的一种,其主要是成矿热液在容矿构造内沉淀沉积以及与周围围岩发生物质的带入带出,发生水岩反应,形成蚀变岩。由于热液的灌入,矿质在蚀变岩体内部或岩体边缘发生聚集或以类质同象的形式赋存。石英脉型金矿和蚀变岩型金矿均属于热液金矿床,矿石中的矿物连生关系复杂、矿化蚀变普遍,通过常规选矿工艺分选的难度较大。
现有金矿选矿工艺是将破碎后的原矿细磨至0.074mm粒级占比85wt.%,全部进入氰化流程浸出,所有矿石全部转变为剧毒的氰化渣,渣中Au含量大多在0.3g/t以上,不能直接抛尾;同时该工艺也存在着尾渣难回填和浸出剂消耗高的问题,金精矿回收率低。另有一种金矿的生产工艺,采用选矿技术实现矿石的预先抛尾和富集,如先进行重选,用于金的初步富集,然后通过浮选进一步提高精矿中金的品位,但对于石英脉型金矿或蚀变岩型金矿来说,目的矿物除少部分为粗粒自然金外,大部分的粒度细小(<30μm)且较为分散,矿石的预先分选工艺面临着诸多问题,一方面(含)金矿物粒度差异较大,矿石解离过程中粗粒的自然金容易过磨而损失在尾矿中;另一方面,由于褐铁矿化、氧化等原因,部分含金硫化物的可浮性较差,不利于浮选回收。现有的金矿的尾矿品位较高而不能直接抛尾,且金精矿回收率较低。
发明内容
有鉴于此,本发明的目的在于提供一种金矿的浮选方法,本发明提供的金矿的浮选方法针对石英脉型金矿和蚀变岩型金矿,具有尾矿品位低而可直接抛尾、金精矿回收率高的特点。
为了实现上述发明的目的,本发明提供以下技术方案:
本发明提供了一种金矿的浮选方法,包括以下步骤:
将金矿矿浆利用螺旋溜槽进行重选,得到螺旋溜槽重选精矿和螺旋溜槽重选尾矿;所述金矿矿浆中粒度≤0.074mm的金矿颗粒占比为50~80wt.%;
将所述螺旋溜槽重选精矿进行第一磨矿和调浆,将所得的螺旋溜槽重选精矿矿浆进行摇床重选,得到金精矿和摇床重选尾矿;所述螺旋溜槽重选精矿矿浆中粒度≤0.074mm的金矿颗粒占比为70~85wt.%;
将所述螺旋溜槽重选尾矿和摇床重选尾矿进行第二磨矿和调浆,将所得的重选尾矿矿浆进行粗选,得到金精矿和粗选尾矿;所述重选尾矿矿浆中粒度≤0.074mm的金矿颗粒占比为80~100wt.%;
将所述粗选尾矿进行扫选,将所得的扫选精矿进行再浮选,得到金精矿。
优选的,所述金矿矿浆中金矿的质量百分比浓度为5~60%。
优选的,所述螺旋溜槽重选精矿矿浆中金矿的质量百分比浓度为5~60%。
优选的,所述重选尾矿矿浆中金矿的质量百分比浓度为10~50%。
优选的,所述粗选的药剂包括黄药和黑药。
优选的,所述黄药包括丁黄药、戊黄药和Y89黄药中的一种或多种;所述黑药包括丁铵黑药。
优选的,所述粗选的药剂还包括活化剂、捕收剂附加剂和辅助捕收剂中的一种或多种;所述捕收剂附加剂包括石油磺酸钠、硫脲和二异丁基二硫代次膦酸钠中的一种或多种;所述辅助捕收剂包括煤油。
优选的,所述辅助捕收剂还包括十二烷基硫酸钠和/或BK301。
优选的,所述扫选的试剂包括硫化剂。
本发明提供了一种金矿的浮选方法,包括以下步骤:将金矿矿浆利用螺旋溜槽进行重选,得到螺旋溜槽重选精矿和螺旋溜槽重选尾矿;所述金矿矿浆中粒度≤0.074mm的金矿颗粒占比为50~80wt.%;将所述螺旋溜槽重选精矿进行第一磨矿和调浆,将所得的螺旋溜槽重选精矿矿浆进行摇床重选,得到金精矿和摇床重选尾矿;所述螺旋溜槽重选精矿矿浆中粒度≤0.074mm的金矿颗粒占比为70~85wt.%;将所述螺旋溜槽重选尾矿和摇床重选尾矿进行第二磨矿和调浆,将所得的重选尾矿矿浆进行粗选,得到金精矿和粗选尾矿;所述重选尾矿矿浆中粒度≤0.074mm的金矿颗粒占比为80~100wt.%;将所述粗选尾矿进行扫选,将所得的扫选精矿进行再浮选,得到金精矿。
本发明针对石英脉型金矿或蚀变岩型金矿,在“阶段磨矿、分类回收、应收尽收”的原则下,针对易重选、难浮选的粗粒金矿物,利用矿物之间延展性、硬度的差异,在避免过磨的前提下分阶段进行磨矿,有利于实现(含)金矿物的选择性解离;通过“螺旋溜槽重选+摇床重选”工艺将金矿物提前在粗粒条件下分离回收,避免其细磨泥化损失,有利于减少浮选药剂消耗;针对“螺旋溜槽重选+摇床重选”工艺所得重选尾矿中剩余的细粒(含)金矿物,合理设计了浮选流程,有利于优先将易上浮的含金硫化物和氧化物分离,扫选尾矿再单独进行再浮选,减少了难浮目的矿物对易浮有用矿物的干扰,实现了(含)金矿物的高效富集和脉石矿物的预先抛尾;通过重浮联合选矿流程实现了矿物分步高效分离,避免大量脉石矿物进入水冶环节,从源头减少了氰化渣的产量,提高了金精矿的回收率并且得到了可直接抛尾的尾矿,高效且环保地提高了石英脉型金矿矿山和蚀变岩型金矿矿山的经济效益。
实施例测试结果表明,本发明提供的浮选方法综合矿石分选可得到Au品位29.61g/t、回收率98.21%的金精矿,以及Au品位0.09g/t的可直接抛弃的尾矿。
附图说明
图1为本发明提供的金矿的浮选方法流程图。
具体实施方式
本发明提供了一种金矿的浮选方法,包括以下步骤:
将金矿矿浆利用螺旋溜槽进行重选,得到螺旋溜槽重选精矿和螺旋溜槽重选尾矿;所述金矿矿浆中粒度≤0.074mm的金矿颗粒占比为50~80wt.%;
将所述螺旋溜槽重选精矿进行第一磨矿和调浆,将所得的螺旋溜槽重选精矿矿浆进行摇床重选,得到金精矿和摇床重选尾矿;所述螺旋溜槽重选精矿矿浆中粒度≤0.074mm的金矿颗粒占比为70~85wt.%;
将所述螺旋溜槽重选尾矿和摇床重选尾矿进行第二磨矿和调浆,将所得的重选尾矿矿浆进行粗选,得到金精矿和粗选尾矿;所述重选尾矿矿浆中粒度≤0.074mm的金矿颗粒占比为80~100wt.%;
将所述粗选尾矿进行扫选,将所得的扫选精矿进行再浮选,得到金精矿。
图1为本发明提供的金矿的浮选方法流程图,下面结合图1对本发明提供的金矿的浮选方法进行说明。
本发明将金矿矿浆利用螺旋溜槽进行重选,得到螺旋溜槽重选精矿和螺旋溜槽重选尾矿。
在本发明中,所述金矿矿浆优选由包括以下步骤的方法制备得到:
将金矿原矿进行磨矿,得到矿粉;
将所述矿粉与水混合,得到金矿矿浆。
本发明优选将金矿原矿进行磨矿,得到矿粉。
本发明对所述金矿的来源没有特殊限定,采用本领域技术人员熟知的任意来源均可,具体的,如市售购买。本发明对所述金矿的产地没有特殊限定,采用本领域技术人员熟知的产地即可,具体的,如中国内蒙古乌拉特中旗图古日格金矿。在本发明中,所述金矿优选包括有用矿物和脉石矿物;所述有用矿物优选包括含金矿和非金矿;所述含金矿优选包括自然金和/或碲金矿;所述非金矿优选包括黄铁矿、方铅矿、褐铁矿、赤铁矿和石英中的一种或多种;所述脉石矿物优选包括石英、长石、绿泥石和方解石中的一种或多种。
在本发明中,所述磨矿的方式优选为高压辊磨。在本发明中,所述矿粉中粒度≤0.074mm的金矿颗粒占比为50~80wt.%,优选为55~75wt.%,更优选为60~70wt.%。
得到矿粉后,本发明优选将所述矿粉与水混合,得到金矿矿浆。
本发明对所述矿粉与水的混合没有特殊限定,以能够形成均匀的金矿矿浆为准。在本发明中,所述金矿矿浆中粒度≤0.074mm的金矿颗粒占比为50~80wt.%,优选为55~75wt.%,更优选为60~70wt.%。在本发明中,所述金矿矿浆中金矿的质量百分比浓度优选为5~60%,更优选为10~55%,再优选为15~50%。
得到金矿矿浆后,本发明将所述金矿矿浆利用螺旋溜槽进行重选,得到螺旋溜槽重选精矿和螺旋溜槽重选尾矿。
本发明通过调节螺旋溜槽出矿端的分流楔,控制螺旋溜槽重选的重选效果。在本发明中,所述螺旋溜槽重选所得金精矿相对原矿的产率优选为5~25wt.%,更优选为10~20wt.%。
得到螺旋溜槽重选精矿后,本发明将所述螺旋溜槽重选精矿进行第一磨矿和调浆,将所得的螺旋溜槽重选精矿矿浆进行摇床重选,得到金精矿和摇床重选尾矿
本发明对所述第一磨矿的方式没有特殊限定,采用本领域技术人员熟知的磨矿方式即可,优选为高压辊磨。本发明对所述调浆没有特殊限定,采用本领域技术人员熟知的调浆即可。
在本发明中,所述螺旋溜槽重选精矿矿浆中粒度≤0.074mm的金矿颗粒占比为70~85wt.%,优选为72~83wt.%,更优选为75~80wt.%。在本发明中,所述螺旋溜槽重选精矿矿浆中金矿的质量百分比浓度优选为5~60%,更优选为10~55%,再优选为15~50%。
在本发明中,所述摇床重选的设备优选为摇床。在本发明中,所述摇床重选优选为将所述螺旋溜槽重选精矿矿浆添加到摇床的给矿端,使摇床床面冲洗水面形成的水膜均匀覆盖摇床分选床面,进行摇床重选。在本发明中,所述摇床重选所得金精矿相对原矿的产率优选为1~5wt.%,更优选为2~3wt.%。
螺旋溜槽重选还得到螺旋溜槽重选尾矿,摇床重选还得到摇床重选尾矿。
得到螺旋溜槽重选尾矿和摇床重选尾矿后,本发明将所述螺旋溜槽重选尾矿和摇床重选尾矿进行第二磨矿和调浆,将所得的重选尾矿矿浆进行粗选,得到金精矿和粗选尾矿。
本发明对所述第二磨矿的方式没有特殊限定,采用本领域技术人员熟知的磨矿方式即可,优选为高压辊磨。本发明对所述调浆没有特殊限定,采用本领域技术人员熟知的调浆即可。在本发明中,所述重选尾矿矿浆中粒度≤0.074mm的金矿颗粒占比为80~100wt.%,优选为83~98wt.%,更优选为85~95wt.%。在本发明中,所述重选尾矿矿浆中金矿的质量百分比浓度优选为10~50%,更优选为15~45%,再优选为20~40%.
在本发明中,所述粗选中的试剂包括捕收剂,所述捕收剂优选包括黄药和黑药。
在本发明中,所述黄药优选包括丁黄药、戊黄药和Y89黄药中的一种或多种。当所述黄药同时包括多种时,本发明对所述黄药中各组分的用量比例没有特殊限定,采用任意比例均可。
在本发明中,所述黑药优选包括丁铵黑药。在本发明中,所述黑药优选还包括208号黑药。当所述黑药同时包括丁铵黑药和208号黑药时,所述丁铵黑药和208号黑药的质量比优选为(60~100):(0~40),更优选为(65~95):(5~35),再优选为(70~90):(10~30),208号黑药不为零。
在本发明中,所述黄药和黑药的质量比优选为(40~60):(30~50),更优选为(42~58):(32~48),再优选为(45~55):(35~45)。
在本发明中,所述捕收剂优选还包括捕收剂添加剂;所述捕收剂添加剂优选包括石油磺酸钠、硫脲和二异丁基二硫代次膦酸钠中的一种或多种。在本发明中,当捕收剂添加剂含有石油磺酸钠时,所述黄药和石油磺酸钠的质量比优选为(40~60):(0~20),更优选为(42~58):(2~18),再优选为(45~55):(5~15),石油磺酸钠不为零。在本发明中,当捕收剂添加剂含有硫脲时,所述黄药和硫脲的质量比优选为(40~60):(0~10),更优选为(42~58):(2~8),再优选为(45~55):(3~7),硫脲不为零。在本发明中,当捕收剂添加剂含有二异丁基二硫代次膦酸钠时,所述黄药和二异丁基二硫代次膦酸钠的质量比优选为(40~60):(0~10),更优选为(42~58):(2~8),再优选为(45~55):(3~7),二异丁基二硫代次膦酸钠不为零。
在本发明中,当不含捕收剂添加剂时,所述粗选优选为将重选尾矿矿浆和捕收剂混合,进行充气浮选,得到金精矿和粗选尾矿。
在本发明中,当不含捕收剂添加剂时,所述捕收剂相对重选尾矿矿浆的用量优选为10~600g/t,更优选为20~580g/t,再优选为40~550g/t。
在本发明中,当含有捕收剂添加剂时,所述粗选优选为将重选尾矿矿浆、捕收剂和捕收剂添加剂混合,进行充气浮选,得到金精矿和粗选为尾矿。
在本发明中,当含有捕收剂添加剂时,所述捕收剂和捕收剂添加剂的总量相对重选尾矿矿浆的用量优选为10~600g/t,更优选为20~580g/t,再优选为40~550g/t。
在本发明中,所述充气浮选的时间优选为1~10min,更优选为2~9min,再优选为3~8min。
将重选尾矿矿浆和捕收剂混合混合前,本发明优选还包括:将所述重选尾矿矿浆和活化剂混合。在本发明中,所述活化剂优选包括H2SO4、磷酸乙二胺和CuCl2。在本发明中,所述H2SO4、磷酸乙二胺和CuCl2的质量比优选为1:1:1。在本发明中,所述活化剂相对重选尾矿矿浆的用量优选为0~500g/t,更优选为10~480g/t,再优选为50~450g/t。在本发明中,所述重选尾矿矿浆和活化剂的混合方式优选为搅拌;所述搅拌的时间优选为1~10min,更优选为2~9min,再优选为3~8min;本发明对所述搅拌的速率煤油特殊限定,采用本领域技术人员熟知的搅拌速率即可。在本发明中,所述活化剂有利于提高重选尾矿矿浆中含金硫化物的可浮性。
将重选尾矿矿浆和捕收剂混合后,本发明优选还包括:将重选尾矿矿浆和捕收剂混合所得的重选尾矿矿浆体系和辅助捕收剂混合。
在本发明中,当含有辅助捕收剂时,所述粗选优选为将所述重选尾矿矿浆和捕收剂混合,进行第一搅拌;然后将所得的重选尾矿矿浆体系与辅助捕收剂混合,进行第二搅拌,然后进行充气浮选,得到金精矿和粗选尾矿。在本发明中,若含有捕收剂添加剂,所述捕收剂添加剂与捕收剂同时机加入。
在本发明中,所述第一搅拌的时间优选为1~10min,更优选为2~9min,再优选为3~8min;本发明对所述第一搅拌的搅拌速率没有特殊限定,采用本领域技术人员熟知的搅拌速率即可。
在本发明中,所述辅助捕收剂优选为煤油。
在本发明中,所述辅助捕收剂优选还包括十二烷基硫酸钠和/或BK301。在本发明中,当辅助捕收剂含有十二烷基硫酸钠时,所述煤油和十二烷基硫酸钠的质量比优选为(40~100):(0~40),更优选为(45~95):(5~35),再优选为(50~90):(10~30),十二烷基硫酸钠不为零。在本发明中,当辅助捕收剂含有BK301时,所述煤油和BK301的质量比优选为(40~100):(0~30),更优选为(45~95):(5~25),再优选为(50~90):(10~20),BK301不为零。
在本发明中,所述辅助捕收剂相对重选尾矿矿浆的用量优选为0~200g/t,更优选为20~180g/t,再优选为50~150g/t,辅助捕收剂用量不为零。
在本发明中,所述第二搅拌的时间优选为1~10min,更优选为2~9min,再优选为3~8min;本发明对所述第二搅拌的搅拌速率没有特殊限定,采用本领域技术人员熟知的搅拌速率即可。
得到粗选尾矿后,本发明将所述粗选尾矿进行扫选,将所得的扫选精矿进行再浮选,得到金精矿。
在本发明中,所述扫选优选将所述粗选尾矿和扫选试剂混合,进行扫选,得到扫选精矿和扫选尾矿。
在本发明中,所述扫选优选不含扫选试剂或含有扫选试剂。在本发明中,当含有扫选试剂时,所述扫选试剂优选包括硫化剂和/或扫选捕收剂。
在本发明中,所述扫选试剂优选包括硫化剂。在本发明中,所述硫化剂优选包括Na2S。在本发明中,所述硫化剂优选还包括(NH4)SO4。在本发明中,当所述硫化剂包括Na2S和(NH4)SO4时,所述Na2S和(NH4)SO4的质量比优选为(50~100):(0~50),更优选为(55~95):(5~45),再优选为(60~90):(10~40),(NH4)SO4不为零。在本发明中,当所述扫选试剂含有硫化剂时,所述硫化剂相对粗选尾矿的用量优选为0~1000g/t,更优选为100~900g/t,再优选为200~800g/t。
当含有硫化剂时,本发明优选将所述粗选尾矿和硫化剂混合后,进行搅拌;所述搅拌的时间优选为1~10min,更优选为2~9min,再优选为3~8min。
在本发明中,所述扫选试剂优选包括扫选捕收剂,所述扫选捕收剂优选包括黄药和黑药。
在本发明中,所述黄药优选包括丁黄药、戊黄药和Y89黄药中的一种或多种。当所述黄药同时包括多种时,本发明对所述黄药中各组分的用量比例没有特殊限定,采用任意比例均可。
在本发明中,所述黑药优选包括丁铵黑药。在本发明中,所述黑药优选还包括208号黑药。当所述黑药同时包括丁铵黑药和208号黑药时,所述丁铵黑药和208号黑药的质量比优选为(60~100):(0~40),更优选为(65~95):(5~35),再优选为(70~90):(10~30),208号黑药不为零。
在本发明中,所述黄药和黑药的质量比优选为(40~60):(30~50),更优选为(42~58):(32~48),再优选为(45~55):(35~45)。
在本发明中,当含有扫选捕收剂时,所述扫选的试剂优选还包括扫选捕收剂添加剂;所述扫选捕收剂添加剂和所述扫选捕收剂的使用时机相同。
在本发明中,所述扫选捕收剂添加剂优选包括石油磺酸钠、硫脲和二异丁基二硫代次膦酸钠中的一种或多种。在本发明中,当扫选捕收剂添加剂含有石油磺酸钠时,所述黄药和石油磺酸钠的质量比优选为(40~60):(0~20),更优选为(42~58):(2~18),再优选为(45~55):(5~15),石油磺酸钠不为零。在本发明中,当扫选捕收剂添加剂含有硫脲时,所述黄药和硫脲的质量比优选为(40~60):(0~10),更优选为(42~58):(2~8),再优选为(45~55):(3~7),硫脲不为零。在本发明中,当扫选捕收剂添加剂含有二异丁基二硫代次膦酸钠时,所述黄药和二异丁基二硫代次膦酸钠的质量比优选为(40~60):(0~10),更优选为(42~58):(2~8),再优选为(45~55):(3~7),二异丁基二硫代次膦酸钠不为零。
在本发明中,当不含扫选捕收剂添加剂时,所述扫选捕收剂相对粗选尾矿的用量优选为0~400g/t,更优选为20~380g/t,再优选为50~350g/t。在本发明中,当含有扫选捕收剂添加剂时,所述扫选捕收剂和扫选捕收剂添加剂的总量相对粗选尾矿的用量优选为0~400g/t,更优选为20~380g/t,再优选为50~350g/t。
在本发明中,当含有扫选辅助捕收剂时,所述扫选优选为将所述粗选尾矿矿浆和扫选捕收剂混合,进行第三搅拌;然后将所得的粗选尾矿矿浆体系与扫选辅助捕收剂混合,进行第四搅拌,然后进行充气扫选,得到扫选精矿和扫选尾矿。在本发明中,若含有扫选捕收剂添加剂,所述扫选捕收剂添加剂与扫选捕收剂同时机加入。
在本发明中,所述第三搅拌的时间优选为1~10min,更优选为2~9min,再优选为3~8min;本发明对所述第三搅拌的搅拌速率没有特殊限定,采用本领域技术人员熟知的搅拌速率即可。
在本发明中,所述扫选辅助捕收剂优选为煤油。
在本发明中,所述扫选辅助捕收剂优选还包括十二烷基硫酸钠和/或BK301。在本发明中,当扫选辅助捕收剂含有十二烷基硫酸钠时,所述煤油和十二烷基硫酸钠的质量比优选为(40~100):(0~40),更优选为(45~95):(5~35),再优选为(50~90):(10~30),十二烷基硫酸钠不为零。在本发明中,当扫选辅助捕收剂含有BK301时,所述煤油和BK301的质量比优选为(40~100):(0~30),更优选为(45~95):(5~25),再优选为(50~90):(10~20),BK301不为零。
在本发明中,所述扫选辅助捕收剂相对粗选尾矿矿浆的用量优选为0~150g/t,更优选为20~130g/t,再优选为50~100g/t,扫选辅助捕收剂用量不为零。
在本发明中,所述第四搅拌的时间优选为1~10min,更优选为2~9min,再优选为3~8min;本发明对所述第四搅拌的搅拌速率没有特殊限定,采用本领域技术人员熟知的搅拌速率即可。
在本发明中,所述扫选优选为充气扫选;所述充气扫选的时间优选为1~10min,更优选为2~9min,再优选为3~8min。
得到扫选精矿后,本发明将所得扫选精矿进行再浮选,得到金精矿。
在本发明中,所述再浮选优选不含再浮选试剂或含有再浮选试剂。在本发明中,当含有再浮选试剂时,所述再浮选试剂优选包括抑制剂和/或再浮选捕收剂。
在本发明中,所述再浮选的试剂优选包括抑制剂。在本发明中,所述抑制剂优选包括水玻璃。在本发明中,所述抑制剂相对扫选精矿的用量优选为0~2000g/t,更优选为100~1900g/t,再优选为200~1800g/t。
当含有抑制剂时,本发明优选将所述扫选精矿和抑制剂混合后,进行搅拌;所述搅拌的时间优选为1~10min,更优选为2~9min,再优选为3~8min。在本发明中,所述抑制剂起到抑制脉石矿物浮选的作用。
在本发明中,所述再浮选的试剂优选包括再浮选捕收剂,所述扫选捕收剂优选包括黄药和黑药。
在本发明中,所述黄药优选包括丁黄药、戊黄药和Y89黄药中的一种或多种。当所述黄药同时包括多种时,本发明对所述黄药中各组分的用量比例没有特殊限定,采用任意比例均可。
在本发明中,所述黑药优选包括丁铵黑药。在本发明中,所述黑药优选还包括208号黑药。当所述黑药同时包括丁铵黑药和208号黑药时,所述丁铵黑药和208号黑药的质量比优选为(60~100):(0~40),更优选为(65~95):(5~35),再优选为(70~90):(10~30),208号黑药不为零。
在本发明中,所述黄药和黑药的质量比优选为(40~60):(30~50),更优选为(42~58):(32~48),再优选为(45~55):(35~45)。
在本发明中,当含有再浮选捕收剂时,所述再浮选的试剂优选还包括再浮选捕收剂添加剂;所述再浮选捕收剂添加剂和所述再浮选捕收剂的使用时机相同。
在本发明中,所述再浮选捕收剂添加剂优选包括石油磺酸钠、硫脲和二异丁基二硫代次膦酸钠中的一种或多种。在本发明中,当再浮选捕收剂添加剂含有石油磺酸钠时,所述黄药和石油磺酸钠的质量比优选为(40~60):(0~20),更优选为(42~58):(2~18),再优选为(45~55):(5~15),石油磺酸钠不为零。在本发明中,当再浮选捕收剂添加剂含有硫脲时,所述黄药和硫脲的质量比优选为(40~60):(0~10),更优选为(42~58):(2~8),再优选为(45~55):(3~7),硫脲不为零。在本发明中,当再浮选捕收剂添加剂含有二异丁基二硫代次膦酸钠时,所述黄药和二异丁基二硫代次膦酸钠的质量比优选为(40~60):(0~10),更优选为(42~58):(2~8),再优选为(45~55):(3~7),二异丁基二硫代次膦酸钠不为零。
在本发明中,当不含再浮选捕收剂添加剂时,所述再浮选捕收剂相对扫选精矿的用量优选为0~300g/t,更优选为20~280g/t,再优选为50~250g/t。在本发明中,当含有再浮选捕收剂添加剂时,所述再浮选捕收剂和再浮选捕收剂添加剂的总量相对扫选精矿的用量优选为0~300g/t,更优选为20~280g/t,再优选为50~250g/t。
在本发明中,当含有再浮选辅助捕收剂时,所述再浮选优选为将所述扫选精矿矿浆和再浮选捕收剂混合,进行第五搅拌;然后将所得的扫粗精尾矿矿浆体系与再浮选辅助捕收剂混合,进行第六搅拌,然后进行充气再浮选,得到金精矿。在本发明中,若含有再浮选捕收剂添加剂,所述再浮选捕收剂添加剂与再浮选捕收剂同时机加入。
在本发明中,所述第五搅拌的时间优选为1~10min,更优选为2~9min,再优选为3~8min;本发明对所述第五搅拌的搅拌速率没有特殊限定,采用本领域技术人员熟知的搅拌速率即可。
在本发明中,所述再浮选辅助捕收剂优选为煤油。
在本发明中,所述再浮选辅助捕收剂优选还包括十二烷基硫酸钠和/或BK301。在本发明中,当再浮选辅助捕收剂含有十二烷基硫酸钠时,所述煤油和十二烷基硫酸钠的质量比优选为(40~100):(0~40),更优选为(45~95):(5~35),再优选为(50~90):(10~30),十二烷基硫酸钠不为零。在本发明中,再浮选辅助捕收剂含有BK301时,所述煤油和BK301的质量比优选为(40~100):(0~30),更优选为(45~95):(5~25),再优选为(50~90):(10~20),BK301不为零。
在本发明中,所述再浮选辅助捕收剂相对扫选精矿矿浆的用量优选为0~100g/t,更优选为20~80g/t,再优选为30~70g/t,再浮选辅助捕收剂用量不为零。
在本发明中,所述第六搅拌的时间优选为1~10min,更优选为2~9min,再优选为3~8min;本发明对所述第六搅拌的搅拌速率没有特殊限定,采用本领域技术人员熟知的搅拌速率即可。
在本发明中,所述再浮选优选为充气再浮选;所述充气再浮选的时间优选为1~10min,更优选为2~9min,再优选为3~8min。
在本发明中,所述扫选还得到扫选尾矿;所述再浮选还得到再浮选尾矿。在本发明中,所述扫选尾矿和再浮选尾矿为尾矿。
为了进一步说明本发明,下面结合实施例对本发明提供的一种金矿的浮选方法进行详细地描述,但不能将它们理解为对本发明保护范围的限定。显然,所描述的实施例仅是本发明一部分实施例,而不是全部的实施例。基于本发明中的实施例,本领域普通技术人员在没有做出创造性劳动前提下所获得的所有其他实施例,都属于本发明保护的范围。
实施例1
原矿:位于内蒙古巴彦淖尔市的图古日格金矿,为大型石英脉型矿床,矿床中分布有含金石英脉型矿石和含金蚀变岩型矿石两种矿石,主要的有用矿物为自然金和碲金矿,与黄铁矿、方铅矿、褐铁矿、赤铁矿、石英连生;脉石矿物为石英、长石、少量绿泥石和方解石。原矿中含金石英脉型金矿矿石平均品位4.59g/t,含金蚀变岩型金矿矿石平均Au品位为2.41g/t;以石英脉型金矿为原矿;
金矿的浮选:
将原矿破碎至2mm,然后高压辊磨至金矿矿粉中粒度≤0.074mm的金矿颗粒占比为60wt.%,将所得矿粉与水混合,得到金矿的质量百分比浓度为20%的金矿矿浆;
将金矿矿浆利用螺旋溜槽进行重选,得到螺旋溜槽重选精矿和螺旋溜槽重选尾矿;
将所述螺旋溜槽重选精矿高压辊磨至粒度≤0.074mm的金矿颗粒占比为75wt.%,调浆至螺旋溜槽重选精矿矿浆中金矿的质量百分比浓度为20%,将所得的螺旋溜槽重选精矿矿浆进行摇床重选,得到金精矿和摇床重选尾矿;
将所述螺旋溜槽重选尾矿和摇床重选尾矿合并后高压辊磨至粒度≤0.074mm的金矿颗粒占比为85wt.%,调浆至重选尾矿矿浆中金矿的质量百分比浓度为30%,按照活化剂相对重选尾矿矿浆用量为150g/t,将所得的重选尾矿矿浆与活化剂(H2SO4、磷酸乙二胺和CuCl2的质量比为1:1:1)混合,搅拌2min,按照捕收剂和捕收剂添加剂总量相对重选尾矿矿浆用量为240g/t,向所得待粗选体系中加入捕收剂和捕收剂添加剂(黄药、黑药、石油磺酸钠、硫脲和二异丁基二硫代次膦酸钠的质量比为50:35:5:8:2,其中,黄药由丁黄药、戊黄药、Y89黄药按照1:1:1的质量比混合,黑药由丁铵黑药和208号黑药按照质量比9:1混合),搅拌3min,按照辅助捕收剂相对重选尾矿矿浆用量为50g/t,向所得待粗选体系中加入辅助捕收剂(煤油、十二烷基硫酸钠和BK301按照质量比40:35:25混合),搅拌3min后,充气浮选5min进行粗选,得到金精矿和粗选尾矿;
按照硫化剂相对粗选尾矿用量为400g/t,将所得粗选尾矿与硫化剂(Na2S和(NH4)SO4的质量比为8:2)混合,搅拌2min,采用粗选中的捕收剂和捕收剂添加剂分别为扫选捕收剂和扫选捕收剂添加剂,按照扫选捕收剂和扫选捕收剂添加剂的总量相对粗选尾矿用量为120g/t,向所得的待扫选体系中加入扫选捕收剂和扫选捕收剂添加剂,搅拌3min,采用粗选中的辅助捕收剂为扫选辅助捕收剂,按照扫选辅助捕收剂相对粗选尾矿用量为50g/t,向待扫选体系中加入扫选辅助捕收剂,搅拌3min,充气扫选4min,得到扫选精矿和扫选尾矿;
按照水玻璃相对扫选精矿的用量为1000g/t,向扫选精矿中加入水玻璃,搅拌2min,采用粗选中的捕收剂和捕收剂添加剂分别为再浮选捕收剂和再浮选捕收剂添加剂,按照再浮选捕收剂和再浮选捕收剂添加剂的总量相对扫选精矿用量为120g/t,向所得的待再浮选体系中加入再浮选捕收剂和再浮选捕收剂添加剂,搅拌3min,采用粗选中的辅助捕收剂为再浮选辅助捕收剂,按照再浮选辅助捕收剂相对扫选精矿用量为25g/t,向待扫选体系中加入扫选辅助捕收剂,搅拌3min,充气扫选4min,得到金精矿和再浮选尾矿;
所述扫选尾矿和再浮选尾矿合并为尾矿。
对金矿的原矿、所得金精矿和尾矿进行测试,测试结果见表1。
表1实施例1的测试结果
产率/% | Au品位/(g/t) | Au回收率/% | |
金精矿 | 13.99 | 32.26 | 98.33 |
尾矿 | 86.01 | 0.09 | 1.67 |
原矿 | 100 | 4.59 | 100 |
由表1可见,本发明提供的浮选方法所得的金精矿回收率高,资源利用率高;所得的尾矿品位低,可直接抛尾。
实施例2
原矿来源与实施例1相同,以含金蚀变岩金矿为原矿。
金矿的浮选:
将原矿破碎至2mm,然后高压辊磨至金矿矿粉中粒度≤0.074mm的金矿颗粒占比为70wt.%,将所得矿粉与水混合,得到金矿的质量百分比浓度为20%的金矿矿浆;
将金矿矿浆利用螺旋溜槽进行重选,得到螺旋溜槽重选精矿和螺旋溜槽重选尾矿;
将所述螺旋溜槽重选精矿高压辊磨至粒度≤0.074mm的金矿颗粒占比为85wt.%,调浆至螺旋溜槽重选精矿矿浆中金矿的质量百分比浓度为20%,将所得的螺旋溜槽重选精矿矿浆进行摇床重选,得到金精矿和摇床重选尾矿;
将所述螺旋溜槽重选尾矿和摇床重选尾矿合并后高压辊磨至粒度≤0.074mm的金矿颗粒占比为85wt.%,调浆至重选尾矿矿浆中金矿的质量百分比浓度为30%,按照活化剂相对重选尾矿矿浆用量为150g/t,将所得的重选尾矿矿浆与活化剂(H2SO4、磷酸乙二胺和CuCl2的质量比为1:1:1)混合,搅拌2min,按照捕收剂和捕收剂添加剂总量相对重选尾矿矿浆用量为150g/t,向所得待粗选体系中加入捕收剂和捕收剂添加剂(黄药、黑药、石油磺酸钠、硫脲和二异丁基二硫代次膦酸钠的质量比为50:35:5:2:8,其中,黄药由丁黄药、戊黄药、Y89黄药按照1:1:1的质量比混合,黑药由丁铵黑药和208号黑药按照质量比9:1混合),搅拌3min,按照辅助捕收剂相对重选尾矿矿浆用量为40g/t,向所得待粗选体系中加入辅助捕收剂(煤油、十二烷基硫酸钠和BK301按照质量比60:25:15混合),搅拌3min后,充气浮选5min进行粗选,得到金精矿和粗选尾矿;
按照硫化剂相对粗选尾矿用量为300g/t,将所得粗选尾矿与硫化剂(Na2S和(NH4)SO4的质量比为9:1)混合,搅拌2min,采用粗选中的捕收剂和捕收剂添加剂分别为扫选捕收剂和扫选捕收剂添加剂,按照扫选捕收剂和扫选捕收剂添加剂的总量相对粗选尾矿用量为750g/t,向所得的待扫选体系中加入扫选捕收剂和扫选捕收剂添加剂,搅拌3min,采用粗选中的辅助捕收剂为扫选辅助捕收剂,按照扫选辅助捕收剂相对粗选尾矿用量为40g/t,向待扫选体系中加入扫选辅助捕收剂,搅拌3min,充气扫选4min,得到扫选精矿和扫选尾矿;
按照水玻璃相对扫选精矿的用量为500g/t,向扫选精矿中加入水玻璃,搅拌2min,采用粗选中的捕收剂和捕收剂添加剂分别为再浮选捕收剂和再浮选捕收剂添加剂,按照再浮选捕收剂和再浮选捕收剂添加剂的总量相对扫选精矿用量为750g/t,向所得的待再浮选体系中加入再浮选捕收剂和再浮选捕收剂添加剂,搅拌3min,采用粗选中的辅助捕收剂为再浮选辅助捕收剂,按照再浮选辅助捕收剂相对扫选精矿用量为20g/t,向待扫选体系中加入扫选辅助捕收剂,搅拌3min,充气扫选4min,得到金精矿和再浮选尾矿;
所述扫选尾矿和再浮选尾矿合并为尾矿。
对金矿的原矿、所得金精矿和尾矿进行测试,测试结果见表2。
表2实施例2的测试结果
产率/% | Au品位(g/t) | Au回收率/% | |
金精矿 | 15.22 | 15.36 | 97.00 |
尾矿 | 84.78 | 0.09 | 3.00 |
原矿 | 100 | 2.41 | 100 |
由表2可见,本发明提供的浮选方法所得的金精矿回收率高,资源利用率高;所得的尾矿品位低,可直接抛尾。
实施例3
原矿来源与实施例1相同,以石英脉型金矿和含金蚀变岩金矿为原矿,平均品位为4.26g/t。
金矿的浮选:
将原矿破碎至2mm,然后高压辊磨至金矿矿粉中粒度≤0.074mm的金矿颗粒占比为65wt.%,将所得矿粉与水混合,得到金矿的质量百分比浓度为20%的金矿矿浆;
将金矿矿浆利用螺旋溜槽进行重选,得到螺旋溜槽重选精矿和螺旋溜槽重选尾矿;
将所述螺旋溜槽重选精矿高压辊磨至粒度≤0.074mm的金矿颗粒占比为80wt.%,调浆至螺旋溜槽重选精矿矿浆中金矿的质量百分比浓度为20%,将所得的螺旋溜槽重选精矿矿浆进行摇床重选,得到金精矿和摇床重选尾矿;
将所述螺旋溜槽重选尾矿和摇床重选尾矿合并后高压辊磨至粒度≤0.074mm的金矿颗粒占比为85wt.%,调浆至重选尾矿矿浆中金矿的质量百分比浓度为30%,按照活化剂相对重选尾矿矿浆用量为150g/t,将所得的重选尾矿矿浆与活化剂(H2SO4、磷酸乙二胺和CuCl2的质量比为1:1:1)混合,搅拌2min,按照捕收剂和捕收剂添加剂总量相对重选尾矿矿浆用量为200g/t,向所得待粗选体系中加入捕收剂和捕收剂添加剂(黄药、黑药、石油磺酸钠、硫脲和二异丁基二硫代次膦酸钠的质量比为50:35:5:5:5,其中,黄药由丁黄药、戊黄药、Y89黄药按照1:1:1的质量比混合,黑药由丁铵黑药和208号黑药按照质量比9:1混合),搅拌3min,按照辅助捕收剂相对重选尾矿矿浆用量为50g/t,向所得待粗选体系中加入辅助捕收剂(煤油、十二烷基硫酸钠和BK301按照质量比50:30:20混合),搅拌3min后,充气浮选5min进行粗选,得到金精矿和粗选尾矿;
按照硫化剂相对粗选尾矿用量为600g/t,将所得粗选尾矿与硫化剂(Na2S)混合,搅拌2min,采用粗选中的捕收剂和捕收剂添加剂分别为扫选捕收剂和扫选捕收剂添加剂,按照扫选捕收剂和扫选捕收剂添加剂的总量相对粗选尾矿用量为100g/t,向所得的待扫选体系中加入扫选捕收剂和扫选捕收剂添加剂,搅拌3min,采用粗选中的辅助捕收剂为扫选辅助捕收剂,按照扫选辅助捕收剂相对粗选尾矿用量为50g/t,向待扫选体系中加入扫选辅助捕收剂,搅拌3min,充气扫选4min,得到扫选精矿和扫选尾矿;
按照水玻璃相对扫选精矿的用量为800g/t,向扫选精矿中加入水玻璃,搅拌2min,采用粗选中的捕收剂和捕收剂添加剂分别为再浮选捕收剂和再浮选捕收剂添加剂,按照再浮选捕收剂和再浮选捕收剂添加剂的总量相对扫选精矿用量为100g/t,向所得的待再浮选体系中加入再浮选捕收剂和再浮选捕收剂添加剂,搅拌3min,采用粗选中的辅助捕收剂为再浮选辅助捕收剂,按照再浮选辅助捕收剂相对扫选精矿用量为25g/t,向待扫选体系中加入扫选辅助捕收剂,搅拌3min,充气扫选4min,得到金精矿和再浮选尾矿;
所述扫选尾矿和再浮选尾矿合并为尾矿。
对金矿的原矿、所得金精矿和尾矿进行测试,测试结果见表3。
表3实施例3的测试结果
产率/% | Au品位(g/t) | Au回收率/% | |
金精矿 | 14.72 | 29.61 | 98.21 |
尾矿 | 85.28 | 0.09 | 1.79 |
原矿 | 100 | 4.26 | 100 |
由表3可见,本发明提供的浮选方法所得的金精矿回收率高,资源利用率高;所得的尾矿品位低,可直接抛尾。
实施例4
原矿来源与实施例1相同,以石英脉型金矿和含金蚀变岩金矿为原矿,平均品位为4.26g/t。
金矿的浮选:
将原矿破碎至2mm,然后高压辊磨至金矿矿粉中粒度≤0.074mm的金矿颗粒占比为65wt.%,将所得矿粉与水混合,得到金矿的质量百分比浓度为20%的金矿矿浆;
将金矿矿浆利用螺旋溜槽进行重选,得到螺旋溜槽重选精矿和螺旋溜槽重选尾矿;
将所述螺旋溜槽重选精矿高压辊磨至粒度≤0.074mm的金矿颗粒占比为80wt.%,调浆至螺旋溜槽重选精矿矿浆中金矿的质量百分比浓度为20%,将所得的螺旋溜槽重选精矿矿浆进行摇床重选,得到金精矿和摇床重选尾矿;
将所述螺旋溜槽重选尾矿和摇床重选尾矿合并后高压辊磨至粒度≤0.074mm的金矿颗粒占比为85wt.%,调浆至重选尾矿矿浆中金矿的质量百分比浓度为30%,搅拌2min,按照捕收剂和捕收剂添加剂总量相对重选尾矿矿浆用量为200g/t,向所得待粗选体系中加入捕收剂和捕收剂添加剂(黄药、黑药、石油磺酸钠、硫脲的质量比为50:40:5:10,其中,黄药由丁黄药、戊黄药、Y89黄药按照1:1:1的质量比混合,黑药由丁铵黑药和208号黑药按照质量比9:1混合),搅拌3min,按照辅助捕收剂相对重选尾矿矿浆用量为50g/t,向所得待粗选体系中加入辅助捕收剂(煤油、十二烷基硫酸钠和BK301按照质量比50:30:20混合),搅拌3min后,充气浮选5min进行粗选,得到金精矿和粗选尾矿;
按照硫化剂相对粗选尾矿用量为600g/t,将所得粗选尾矿与硫化剂(Na2S)混合,搅拌2min,采用粗选中的捕收剂和捕收剂添加剂分别为扫选捕收剂和扫选捕收剂添加剂,按照扫选捕收剂和扫选捕收剂添加剂的总量相对粗选尾矿用量为100g/t,向所得的待扫选体系中加入扫选捕收剂和扫选捕收剂添加剂,搅拌3min,采用粗选中的辅助捕收剂为扫选辅助捕收剂,按照扫选辅助捕收剂相对粗选尾矿用量为50g/t,向待扫选体系中加入扫选辅助捕收剂,搅拌3min,充气扫选4min,得到扫选精矿和扫选尾矿;
按照水玻璃相对扫选精矿的用量为800g/t,向扫选精矿中加入水玻璃,搅拌2min,采用粗选中的捕收剂和捕收剂添加剂分别为再浮选捕收剂和再浮选捕收剂添加剂,按照再浮选捕收剂和再浮选捕收剂添加剂的总量相对扫选精矿用量为100g/t,向所得的待再浮选体系中加入再浮选捕收剂和再浮选捕收剂添加剂,搅拌3min,采用粗选中的辅助捕收剂为再浮选辅助捕收剂,按照再浮选辅助捕收剂相对扫选精矿用量为25g/t,向待扫选体系中加入扫选辅助捕收剂,搅拌3min,充气扫选4min,得到金精矿和再浮选尾矿;
所述扫选尾矿和再浮选尾矿合并为尾矿。
对金矿的原矿、所得金精矿和尾矿进行测试,测试结果见表4。
表4实施例4的测试结果
产率/% | Au品位(g/t) | Au回收率/% | |
金精矿 | 12.97% | 25.33 | 93.60% |
尾矿 | 87.03% | 0.26 | 6.40% |
原矿 | 100.00% | 3.51 | 100.00% |
由表4可见,本发明提供的浮选方法所得的金精矿回收率高,资源利用率高;所得的尾矿品位低,可直接抛尾。
实施例5
原矿来源与实施例1相同,以石英脉型金矿和含金蚀变岩金矿为原矿,平均品位为4.26g/t。
金矿的浮选:
将原矿破碎至2mm,然后高压辊磨至金矿矿粉中粒度≤0.074mm的金矿颗粒占比为65wt.%,将所得矿粉与水混合,得到金矿的质量百分比浓度为20%的金矿矿浆;
将金矿矿浆利用螺旋溜槽进行重选,得到螺旋溜槽重选精矿和螺旋溜槽重选尾矿;
将所述螺旋溜槽重选精矿高压辊磨至粒度≤0.074mm的金矿颗粒占比为80wt.%,调浆至螺旋溜槽重选精矿矿浆中金矿的质量百分比浓度为20%,将所得的螺旋溜槽重选精矿矿浆进行摇床重选,得到金精矿和摇床重选尾矿;
将所述螺旋溜槽重选尾矿和摇床重选尾矿合并后高压辊磨至粒度≤0.074mm的金矿颗粒占比为85wt.%,调浆至重选尾矿矿浆中金矿的质量百分比浓度为30%,按照活化剂相对重选尾矿矿浆用量为150g/t,将所得的重选尾矿矿浆与活化剂(H2SO4、磷酸乙二胺和CuCl2的质量比为1:1:1)混合,搅拌2min,按照捕收剂和捕收剂添加剂总量相对重选尾矿矿浆用量为200g/t,向所得待粗选体系中加入捕收剂和捕收剂添加剂(黄药、黑药、石油磺酸钠、硫脲和二异丁基二硫代次膦酸钠的质量比为50:35:5:5:5,其中,黄药由丁黄药、戊黄药、Y89黄药按照1:1:1的质量比混合,黑药由丁铵黑药和208号黑药按照质量比9:1混合),搅拌3min,充气浮选5min进行粗选,得到金精矿和粗选尾矿;
按照硫化剂相对粗选尾矿用量为600g/t,将所得粗选尾矿与硫化剂(Na2S)混合,搅拌2min,采用粗选中的捕收剂和捕收剂添加剂分别为扫选捕收剂和扫选捕收剂添加剂,按照扫选捕收剂和扫选捕收剂添加剂的总量相对粗选尾矿用量为100g/t,向所得的待扫选体系中加入扫选捕收剂和扫选捕收剂添加剂,搅拌3min,充气扫选4min,得到扫选精矿和扫选尾矿;
按照水玻璃相对扫选精矿的用量为800g/t,向扫选精矿中加入水玻璃,搅拌2min,采用粗选中的捕收剂和捕收剂添加剂分别为再浮选捕收剂和再浮选捕收剂添加剂,按照再浮选捕收剂和再浮选捕收剂添加剂的总量相对扫选精矿用量为100g/t,向所得的待再浮选体系中加入再浮选捕收剂和再浮选捕收剂添加剂,搅拌3min,充气扫选4min,得到金精矿和再浮选尾矿;
所述扫选尾矿和再浮选尾矿合并为尾矿。
对金矿的原矿、所得金精矿和尾矿进行测试,测试结果见表5。
表5实施例5的测试结果
产率/% | Au品位(g/t) | Au回收率/% | |
金精矿 | 14.01% | 22.59 | 90.17% |
尾矿 | 85.99% | 0.40 | 9.83% |
原矿 | 100.00% | 3.51 | 100.00% |
由表5可见,本发明提供的浮选方法所得的金精矿回收率高,资源利用率高;所得的尾矿品位低,可直接抛尾。
以上所述仅是本发明的优选实施方式,应当指出,对于本技术领域的普通技术人员来说,在不脱离本发明原理的前提下,还可以做出若干改进和润饰,这些改进和润饰也应视为本发明的保护范围。
Claims (9)
1.一种金矿的浮选方法,其特征在于,包括以下步骤:
将金矿矿浆利用螺旋溜槽进行重选,得到螺旋溜槽重选精矿和螺旋溜槽重选尾矿;所述金矿矿浆中粒度≤0.074mm的金矿颗粒占比为50~80wt.%;
将所述螺旋溜槽重选精矿进行第一磨矿和调浆,将所得的螺旋溜槽重选精矿矿浆进行摇床重选,得到金精矿和摇床重选尾矿;所述螺旋溜槽重选精矿矿浆中粒度≤0.074mm的金矿颗粒占比为70~85wt.%;
将所述螺旋溜槽重选尾矿和摇床重选尾矿进行第二磨矿和调浆,将所得的重选尾矿矿浆进行粗选,得到金精矿和粗选尾矿;所述重选尾矿矿浆中粒度≤0.074mm的金矿颗粒占比为80~100wt.%;
将所述粗选尾矿进行扫选,将所得的扫选精矿进行再浮选,得到金精矿。
2.根据权利要求1所述的浮选方法,其特征在于,所述金矿矿浆中金矿的质量百分比浓度为5~60%。
3.根据权利要求1所述的浮选方法,其特征在于,所述螺旋溜槽重选精矿矿浆中金矿的质量百分比浓度为5~60%。
4.根据权利要求1所述的浮选方法,其特征在于,所述重选尾矿矿浆中金矿的质量百分比浓度为10~50%。
5.根据权利要求1所述的浮选方法,其特征在于,所述粗选的药剂包括黄药和黑药。
6.根据权利要求5所述的浮选方法,其特征在于,所述黄药包括丁黄药、戊黄药和Y89黄药中的一种或多种;所述黑药包括丁铵黑药。
7.根据权利要求5或6所述的浮选方法,其特征在于,所述粗选的药剂还包括活化剂、捕收剂附加剂和辅助捕收剂中的一种或多种;所述捕收剂附加剂包括石油磺酸钠、硫脲和二异丁基二硫代次膦酸钠中的一种或多种;所述辅助捕收剂包括煤油。
8.根据权利要求7所述的浮选方法,其特征在于,所述辅助捕收剂还包括十二烷基硫酸钠和/或BK301。
9.根据权利要求1所述的浮选方法,其特征在于,所述扫选的试剂包括硫化剂。
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CN202110870276.5A CN113477394A (zh) | 2021-07-30 | 2021-07-30 | 一种金矿的浮选方法 |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CN202110870276.5A CN113477394A (zh) | 2021-07-30 | 2021-07-30 | 一种金矿的浮选方法 |
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
CN113477394A true CN113477394A (zh) | 2021-10-08 |
Family
ID=77944762
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
CN202110870276.5A Pending CN113477394A (zh) | 2021-07-30 | 2021-07-30 | 一种金矿的浮选方法 |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
CN (1) | CN113477394A (zh) |
Cited By (2)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN114345541A (zh) * | 2022-01-12 | 2022-04-15 | 中国地质科学院 | 一种金矿的选矿方法 |
CN115254398A (zh) * | 2022-09-01 | 2022-11-01 | 山东黄金矿业科技有限公司选冶实验室分公司 | 一种金矿预选抛废和减少过磨的方法 |
Citations (5)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
RU2099147C1 (ru) * | 1996-01-17 | 1997-12-20 | Амурский комплексный научно-исследовательский институт Амурского научного центра Дальневосточного отделения РАН | Способ переработки сырья, содержащего благородные металлы |
CN102284369A (zh) * | 2011-06-09 | 2011-12-21 | 北京矿冶研究总院 | 一种提高浮选回收率的方法 |
CN109365137A (zh) * | 2018-08-30 | 2019-02-22 | 西北矿冶研究院 | 一种从选铜尾渣中综合回收铜金的浮选方法 |
CN111054524A (zh) * | 2019-12-30 | 2020-04-24 | 北京矿冶科技集团有限公司 | 一种金浮选辅助捕收剂及其浮选方法 |
CN111068927A (zh) * | 2019-12-25 | 2020-04-28 | 烟台金曼投资有限公司 | 一种提高浮选回收率及提高金精矿品位的浮选药剂及选矿方法 |
-
2021
- 2021-07-30 CN CN202110870276.5A patent/CN113477394A/zh active Pending
Patent Citations (5)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
RU2099147C1 (ru) * | 1996-01-17 | 1997-12-20 | Амурский комплексный научно-исследовательский институт Амурского научного центра Дальневосточного отделения РАН | Способ переработки сырья, содержащего благородные металлы |
CN102284369A (zh) * | 2011-06-09 | 2011-12-21 | 北京矿冶研究总院 | 一种提高浮选回收率的方法 |
CN109365137A (zh) * | 2018-08-30 | 2019-02-22 | 西北矿冶研究院 | 一种从选铜尾渣中综合回收铜金的浮选方法 |
CN111068927A (zh) * | 2019-12-25 | 2020-04-28 | 烟台金曼投资有限公司 | 一种提高浮选回收率及提高金精矿品位的浮选药剂及选矿方法 |
CN111054524A (zh) * | 2019-12-30 | 2020-04-24 | 北京矿冶科技集团有限公司 | 一种金浮选辅助捕收剂及其浮选方法 |
Non-Patent Citations (5)
Title |
---|
中国技术成果大全编辑部, 科学技术文献出版社 * |
吴双桥: "四川甘孜某金矿石选矿试验研究", 《有色金属(选矿部分)》 * |
康秋玉等: "某微细浸染型难处理金矿石选矿工艺试验研究", 《黄金》 * |
张虹等: "缅甸某金矿重选-浸出选矿试验研究", 《矿产综合利用》 * |
聂树人等: "《难选冶金矿石浸金》", 31 August 1997 * |
Cited By (3)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN114345541A (zh) * | 2022-01-12 | 2022-04-15 | 中国地质科学院 | 一种金矿的选矿方法 |
CN115254398A (zh) * | 2022-09-01 | 2022-11-01 | 山东黄金矿业科技有限公司选冶实验室分公司 | 一种金矿预选抛废和减少过磨的方法 |
CN115254398B (zh) * | 2022-09-01 | 2024-06-07 | 山东黄金矿业科技有限公司选冶实验室分公司 | 一种金矿预选抛废和减少过磨的方法 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
CN101972705B (zh) | 一种铜镍矿的选矿方法 | |
CN110339936B (zh) | 一种高寒地区微粒硫氧混合型铜矿的选矿方法 | |
CN111495788B (zh) | X射线智能优先选别含铜蓝硫化铜矿石的方法 | |
CN102371212A (zh) | 铅锌硫化矿强化分散低高碱度部分优先混合浮选技术 | |
CN102671769A (zh) | 从易浮脉石类难选钼矿中浮选回收钼的选矿方法 | |
CN107855211A (zh) | 一种复杂难选高品位铜硫矿的选矿方法 | |
CN113441274B (zh) | 一种含粗粒嵌布的斑岩型金矿的选矿方法 | |
CN113477394A (zh) | 一种金矿的浮选方法 | |
CN112221699B (zh) | 一种复杂含金银铜铅锌复合矿清洁高效选矿方法 | |
CN110586336A (zh) | 一种低碱先磁后浮的含磁黄铁矿选矿方法 | |
CN102357406A (zh) | 泥质氧化铅锌矿的选矿方法 | |
CN111790517A (zh) | 一种氧化铜和硫化铜混合矿的分选方法 | |
CN113333155B (zh) | 一种从稀土矿中回收铀的选矿方法 | |
CN103212480A (zh) | 一种铜精矿浸出渣的处理方法 | |
CN103433142B (zh) | 微细粒复杂脆硫锑铅矿的浮选方法 | |
CN107413513A (zh) | 硫化铜锌矿的浮选方法 | |
CN115007327B (zh) | 高碳难选硫铁矿的选矿方法 | |
CN110586335A (zh) | 一种高碱先磁后浮的含磁黄铁矿选矿方法 | |
CN114178045B (zh) | 含辉铜矿粗粒嵌布型硫化铜矿简易选矿方法 | |
CN114308368B (zh) | 一种铜锡矿分选工艺 | |
CN113333180B (zh) | 一种含金蚀变岩型矿石的浮选方法 | |
CN113304888B (zh) | 一种闪锌矿的分速浮选工艺 | |
CN112221719B (zh) | 一种低品位铜硫矿石提高伴生金回收率的方法 | |
CN111530621B (zh) | 一种晶质铀矿的选矿方法 | |
CN111036391B (zh) | 一种从铜硫分离尾矿中回收铜矿物的方法 |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
PB01 | Publication | ||
PB01 | Publication | ||
SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
RJ01 | Rejection of invention patent application after publication | ||
RJ01 | Rejection of invention patent application after publication |
Application publication date: 20211008 |