CN114618685B - 粘土型金矿回收金的方法 - Google Patents
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Abstract
本发明提供了一种粘土型金矿回收金的方法,包括如下步骤:将原矿破碎并湿磨,制得浓度为35wt%‑38wt%的矿浆;向所得矿浆中依次间隔加入调整剂、矿泥分散剂、复合粘土矿物抑制剂、活化剂、捕捉剂和起泡剂,高浓度调浆后将矿浆稀释至浓度为25wt%‑30wt%进行粗选,得到粗选精矿和粗选尾矿;复合粘土矿物抑制剂为硫酸纤维素酯、木质素和柠檬酸的按比例混合得到的混合物;将所得粗选精矿进行两次闭路精选,得到金精矿。本发明在矿泥分散剂和复合粘土矿物抑制剂的共同作用下,结合全粒级粗选‑中矿合并再磨再选浮选工艺,从根本上解决了大量矿泥对选矿过程的影响,提高了金精矿的品位和回收率。
Description
技术领域
本发明涉及选矿技术领域,尤其涉及一种粘土型金矿回收金的方法。
背景技术
粘土型金矿是一种矿石中含一定量高岭石、绿泥石或蒙脱石等粘土矿物的含泥难选金矿资源。现有粘土型金矿的矿物回收技术一般为重选、浮选、全泥氰化等三种工艺。重选法主要回收矿石中存在的单体颗粒金,回收率一般较低(小于50%);全泥氰化法能耗高、成本高,且存在安全环保问题;因此目前仍以浮选法回收为主。
浮选法的主要技术路径集中在研发高效金捕收剂和浮选工艺流程的优化上。研发并使用高效的金捕收剂,可提高金及载金矿物的浮选效率,金回收率可提高3-4个百分点,但药剂价格较贵,消耗量较大,生产成本较高。
浮选工艺流程的优化主要是指预先脱泥、泥砂分选、阶磨阶选、强化搅拌等。预先脱泥工艺先浮选脱除大量可浮性好的泥质,再进行金的浮选,该工艺脱泥作业会损失部分矿物,使金回收率降低1-5个百分点,且回水难以回用。泥砂分选工艺设置比较复杂,生产管理难度大,指标稳定性差。阶磨阶选工艺较长,能耗高,且粗选阶段跑尾一般较高,仅适合极个别典型矿山生产使用。强化搅拌调浆可加强微细粒载金矿物与浮选药剂的作用程度,金回收率可提高1-2百分点,但是,强化搅拌过程不能从根本上解决矿泥的影响。
近几年,有研究团队提出疏水聚团浮选粘土型金矿,试验效果良好,但工业上难以稳定应用,无法从本质上解决大量粘土质矿泥干扰金浮选的问题。
目前,对粘土型金矿的回收处理,有研究团队应用矿泥分散剂和粘土矿泥抑制剂,申请号为CN201810034086.8的专利公开了一种粘土型硫铁矿的全粒级浮选分离方法,包括以下步骤:先将硫铁矿原矿进行磨细;向细磨所得物依次加入分散剂、组合捕收剂、抑制剂以及起泡剂充分调浆后,进行粗选,得到硫粗精矿和粗选尾矿;将硫粗精矿进行4次精选,将粗选尾矿进行2次扫选。该方法的不足之处在于:(1)采用古尔胶作粘土矿物抑制剂,古尔胶作抑制剂缺乏选择性,还可能影响载金硫化矿物的上浮;(2)采用“深度精选-中矿集中返回处理”工艺,中矿集中返回处理会极大地增加粗选工艺的循环量,导致实际工业生产设备负荷较大,流程稳定性较差。
有鉴于此,有必要设计一种改进的粘土型金矿回收金的方法,以解决上述问题。
发明内容
本发明的目的在于提供一种粘土型金矿回收金的方法,利用复合粘土矿物抑制剂三种成分之间的协同作用以及矿泥分散剂的作用,对粘土型矿物进行高效抑制,从根本上解决了大量矿泥对选矿过程的影响,提高了金精矿的品位和回收率。
为实现上述发明目的,本发明提供了一种粘土型金矿回收金的方法,包括如下步骤:
S1.细磨:将原矿破碎并湿磨,制得浓度为35wt%-38wt%的矿浆;
S2.粗选:向步骤S1得到的所述矿浆中依次间隔加入调整剂、矿泥分散剂、复合粘土矿物抑制剂、活化剂、捕捉剂和起泡剂,高浓度调浆后将所述矿浆稀释至浓度为25wt%-30wt%进行粗选,得到粗选精矿和粗选尾矿;所述复合粘土矿物抑制剂为硫酸纤维素酯、木质素和柠檬酸按比例混合得到的混合物;
S3.精选:将步骤S2得到的所述粗选精矿进行两次闭路精选,得到金精矿。
作为本发明的进一步改进,步骤S2中,步骤S2中,pH为7.5-8。
作为本发明的进一步改进,所述复合粘土矿物抑制剂中硫酸纤维素酯、木质素和柠檬酸的质量比为20%-30%:20%-30%:40%-50%。
作为本发明的进一步改进,步骤S2中,所述调整剂为碳酸钠,用量为200-1000g/t;所述矿泥分散剂为水玻璃,用量为100-500g/t;所述复合粘土矿物抑制剂用量为400-800g/t;所述活化剂为硫酸铜,用量为50-150g/t;所述捕捉剂为丁基黄药和丁铵黑药复合捕捉剂,用量为(50-200)+(5-20)g/t;所述起泡剂为2#油,用量为10-40g/t。
作为本发明的进一步改进,步骤S1中,先将原矿破碎至-2mm,然后使用湿式球磨机对破碎后的矿石进行研磨,所得矿浆的粒度-0.074mm的部分占总重量的80%-85%。
作为本发明的进一步改进,步骤S3中所述两次闭路精选中,一次精选添加矿泥分散剂和复合粘土矿物抑制剂,二次精选只添加复合粘土矿物抑制剂;
所述一次精选是将所述粗选精矿进行精选,得到精选精矿1和精选中矿1;所述二次精选是将所述精选精矿1进行精选,得到精选精矿2和精选中矿2;所述精选中矿2返回至一次精选设备中。
作为本发明的进一步改进,还包括如下步骤:
S4.扫选:将步骤S2得到的所述粗选尾矿进行三次闭路扫选,得到终极尾矿。
作为本发明的进一步改进,所述三次闭路扫选均添加矿泥分散剂、复合粘土矿物抑制剂、捕捉剂和起泡剂。
作为本发明的进一步改进,所述一次扫选是将所述粗选尾矿进行扫选,得到扫选中矿1和扫选尾矿1;所述二次扫选是将所述扫选尾矿1进行扫选,得到扫选中矿2和扫选尾矿2;所述三次扫选是将所述扫选尾矿2进行扫选,得到扫选中矿3和扫选尾矿3;
所述精选中矿1和所述扫选中矿1合并进行再磨再选,得到再选中矿和再选尾矿;所述再选中矿进入粗选设备中;所述再选尾矿和所述扫选中矿2返回至一次扫选设备中;所述扫选中矿3返回二次扫选设备中。
作为本发明的进一步改进,对于原矿金品位为3-5g/t的原矿,所得金精矿金品位为35-50g/t,金回收率为90%-93%。
本发明的有益效果是:
(1)本发明提供了一种粘土型金矿回收金的方法,对原矿进行粗选过程中,先添加矿泥分散剂水玻璃,将矿物中的矿泥分散的同时还可以初步对粘土型矿物进行抑制,再添加复合粘土矿物抑制剂,利用复合粘土矿物抑制剂三种成分之间的协同作用,对粘土型矿物进行高效抑制,显著降低了易浮泥化粘土型矿物对金矿物及载金硫化矿物上浮过程的干扰,改善了浮选矿浆环境,从根本上解决了大量矿泥对选矿过程的影响,提高了金精矿的品位和回收率。
(2)本发明提供了一种粘土型金矿回收金的方法,在关键的粗选加药作用环节,采用高浓度的矿浆,能强化各药剂与微细粒泥质脉石,尤其是粘土质脉石、以及微细粒载金硫化矿物的选择性作用,提高物理强化药剂的作用强度,药剂作用效果好,为最终提高金的品位和回收率提供有利条件。
(3)本发明提供了一种粘土型金矿回收金的方法,复合粘土矿物抑制剂的加入,一方面,使该工艺不需要对矿泥进行脱泥处理或者进行泥砂分选处理,避免了脱泥工艺和泥砂分选工艺造成的较多载金黄铁矿或毒砂的损失;另一方面,能降低水玻璃和硫酸铜的用量,从而减弱大量矿泥在矿浆中的分散作用,实现浮选尾矿水的快速自然沉降,既降低了生产药剂消耗,又实现尾矿回水快速回用,助力生态矿山建设。
(4)本发明提供了一种粘土型金矿回收金的方法,通过精选和扫选,将得到的不同中矿进行不同的处理方式,即将精选中矿1和扫选中矿1进行再磨再选,将再选中矿返回粗选、再选尾矿返回一次扫选的工艺,并不是中矿合并返回粗选,明显降低了粗选作业的中矿循环量,提高了浮选工艺的稳定性。精选中矿1和扫选中矿1的再磨再选工艺,进一步提高金矿物及载金硫化矿物的解离度,充分提高微细粒金的回收。另外,多次精选和扫选形成闭合回路,实现了原矿的高效浮选,大幅增加金选矿回收率,提高了金精矿的品位和回收率。
(5)本发明提供了一种粘土型金矿回收金的方法,采用全粒级粗选-中矿合并再磨再选浮选工艺,在高浓度调浆-低浓度浮选和复合粘土矿物抑制剂的共同作用下,大幅提高了金选矿回收率,而且基本不增加选矿成本。
(6)本发明提供了一种粘土型金矿回收金的方法,对于原矿金品位为3-5g/t的原矿,所得金精矿金品位为35-50g/t,金回收率为90%-93%,金浮选回收率提高了5-7个百分点,提高了金矿资源的利用率。
附图说明
图1为本发明粘土型金矿回收金的方法的工艺流程图。
图2为本发明粘土型金矿回收金的方法的另一种形式的工艺流程图。
具体实施方式
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。
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。
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。
请参阅图1至图2所示,本发明提供了一种粘土型金矿回收金的方法,包括如下步骤:
S1.细磨:
先将原矿破碎至-2mm,然后使用Φ240×90mm锥形湿式球磨机对破碎后的矿石进行研磨,并加入水制得浓度为35wt%-38wt%的矿浆。所得矿浆的粒度-0.074mm的部分占总重量的80%-85%。
将原矿磨至一定细度,原矿中各矿物成分被机械解离,更利于后续的矿石选矿工艺的进行。
S2.粗选:
向步骤S1得到的矿浆中依次间隔加入调整剂、矿泥分散剂、复合粘土矿物抑制剂、活化剂、捕捉剂和起泡剂,高浓度调浆后,补加清水将所得矿浆稀释至浓度为25wt%-30wt%,进行粗选,得到粗选精矿和粗选尾矿。
其中,复合粘土矿物抑制剂为硫酸纤维素酯、木质素和柠檬酸的混合物,优选为HT-1。HT-1中硫酸纤维素酯、木质素和柠檬酸的质量比为20%-30%:20%-30%:40%-50%。
具体地,调整剂优选为碳酸钠,用量为200-1000g/t,调整剂可以将浮选环境调整至合适的酸碱度;矿泥分散剂优选为水玻璃,用量为100-500g/t,水玻璃对粘土有较强的分散能力,防止粘土对有用矿物的包裹,水玻璃还对粘土矿物有一定的抑制作用;复合粘土矿物抑制剂用量为400-800g/t,复合粘土矿物抑制能高效抑制矿泥上浮,有利于将有用矿物与矿泥分离,从根本上消除矿泥对选矿工艺的干扰;所述活化剂优选为硫酸铜,用量为50-150g/t,活化剂能够促进矿物与捕捉剂的作用,或者消除抑制剂对矿物的抑制作用;捕捉剂优选为丁基黄药和丁铵黑药复合捕捉剂,用量为(50-200)+(5-20)g/t,复合捕捉剂更有利于捕捉粘土型金矿中的有用矿物;所述起泡剂优选为2#油,用量为10-40g/t,起泡剂能使有用矿物粘附在气泡表面上浮起,进一步提高浮选效率。
复合黏土矿物抑制剂的抑制作用具体表现为:硫酸纤维素酯分子中含有亲水性的羟基;木质素是丙烯酸单元通过醚键和碳-碳键连接的复杂的无定型三维高分子网状聚合物,分子中含有多个亲水性羟基;柠檬酸含有亲水性羧基。首先,硫酸纤维素酯的磺酸基阴离子与矿物晶格表面的阳离子发生静电吸引,将矿物吸附在一起;然后硫酸纤维素酯、木质素和柠檬酸分子、离子通过氢键结合在一起,共同作用于粘土型矿物表面,通过羟基、羧基等极性基团与水结合,在粘土型矿物表面形成一层亲水膜,从而抑制粘土型矿物的上浮。一方面,柠檬酸小分子可以将硫酸纤维素酯和木质素分子通过氢键键合在一起,减弱了两个大分子直接结合的空间阻力;另一方面,柠檬酸小分子可以通过氢键作用在木质素三维网状结构的孔隙中,使三维网状结构更为牢固,从而使矿物表面形成致密且牢固的亲水膜。
另外,硫酸铜的加入会对粘土型矿物有一定的活化作用,但是柠檬酸能够和铜离子形成稳定的螯合物,使矿物表面的活化膜消失,从而起到抑制作用。
S3.精选:
将步骤S2得到的粗选精矿进行两次闭路精选,得到金精矿。
具体地,一次精选添加矿泥分散剂水玻璃和复合粘土矿物抑制剂HT-1,水玻璃的用量为50-200g/t,HT-1的用量为100-400g/t。一次精选是将粗选精矿进行精选,得到精选精矿1和精选中矿1。
将精选精矿1添加复合粘土矿物抑制剂HT-1进行二次精选,得到精选精矿2和精选中矿2。其中,HT-1的用量为20-80g/t。
精选精矿2即为金精矿。
精选中矿2返回至一次精选设备中。
S4.扫选:
将步骤S2得到的粗选尾矿进行三次闭路扫选,得到终极尾矿。三次闭路扫选均添加矿泥分散剂水玻璃、复合粘土矿物抑制剂HT-1、捕捉剂丁基黄药+丁铵黑药以及起泡剂2#油。水玻璃的用量为50-150g/t,HT-1的用量为100-500g/t,丁基黄药+丁铵黑药用量为(50-100)+(10-15)g/t,2#油用量为5-14g/t。
具体地,一次扫选是将粗选尾矿进行扫选,得到扫选中矿1和扫选尾矿1。
将扫选尾矿1进行二次扫选,得到扫选中矿2和扫选尾矿2。
将扫选尾矿2进行三次扫选,得到扫选中矿3和扫选尾矿3,扫选尾矿3即为终极尾矿。
精选中矿1和扫选中矿1合并添加水玻璃、HT-1和丁基黄药进行再磨再选,再磨至粒度-0.037mm的部分占总重量的85%-90%,得到再选中矿和再选尾矿。水玻璃的用量为30-60g/t,HT-1的用量为80-120g/t,丁基黄药用量为10-30g/t。再选中矿进入粗选设备中;再选尾矿和扫选中矿2返回至一次扫选设备中;扫选中矿3返回二次扫选设备中。
整个精选和扫选过程,形成闭合回路,减少有用矿物的流失,增加金的回收率。
上述过程的矿浆为弱碱性环境,矿浆pH值在7.5-8,弱碱性条件下,溶液中钙、镁等干扰离子会大量沉淀,不仅能减少对药剂的消耗,而且能降低钙、镁离子对粘土型矿物的活化作用,抑制粘土矿物上浮,从而强化抑制。采用高浓度调浆、低浓度浮选,当矿石中硅酸盐脉石矿物含量大时,可适当增加水玻璃用量。
对于原矿金品位为3-5g/t的原矿,所得金精矿金品位为35-50g/t,金回收率为90-93%。
下面通过多个实施例对本发明进行详细描述:
实施例1:
一种粘土型金矿回收金的方法,包括如下步骤:
本实施例中原矿的主要成分及含量为:绿泥石7.80wt%、蒙脱石6.64wt%、高岭石6.73wt%。
S1.细磨:
先将原矿破碎至-2mm,然后使用Φ240×90mm锥形球磨机对破碎后的矿石进行研磨,并加入水制得浓度为36wt%的矿浆。所得矿浆的粒度-0.074mm的部分占总重量的83%。
S2.粗选:
向步骤S1得到的矿浆中加入碳酸钠、水玻璃、HT-1、硫酸铜、丁基黄药和丁铵黑药复合捕捉剂和2#油,高浓度调浆后,补加清水将所得矿浆稀释至浓度为28wt%,进行粗选,得到粗选精矿和粗选尾矿。
其中,HT-1中硫酸纤维素酯、木质素和柠檬酸质量比为20%:30%:50%。
具体地,碳酸钠用量为500g/t,水玻璃用量为300g/t,HT-1用量为700g/t,硫酸铜用量为100g/t,丁基黄药和丁铵黑药复合捕捉剂用量为150+10g/t,2#油用量为28g/t。
S3.精选:
将步骤S2得到的粗选精矿进行两次闭路精选,得到金精矿。
具体地,一次精选添加矿泥分散剂水玻璃和复合粘土矿物抑制剂HT-1,水玻璃的用量为100g/t,HT-1的用量为200g/t。一次精选是将粗选精矿进行精选,得到精选精矿1和精选中矿1。
将精选精矿1添加复合粘土矿物抑制剂HT-1进行二次精选,得到精选精矿2和精选中矿2。其中,HT-1的用量为50g/t。
精选精矿2即为金精矿。
精选中矿2返回至一次精选设备中。
S4.扫选:
将步骤S2得到的粗选尾矿进行三次闭路扫选,得到终极尾矿。三次闭路扫选均添加水玻璃、HT-1、丁基黄药+丁铵黑药以及2#油。
具体地,一次扫选水玻璃用量为150g/t、HT-1用量为500g/t、丁基黄药+丁铵黑药用量为100+5g/t、2#油用量为14g/t。一次扫选是将粗选尾矿进行扫选,得到扫选中矿1和扫选尾矿1。
二次扫选水玻璃用量为100g/t、HT-1用量为250g/t、丁基黄药+丁铵黑药用量为60+3g/t、2#油用量为7g/t。二次扫选是将扫选尾矿1进行扫选,得到扫选中矿2和扫选尾矿2。
三次扫选水玻璃用量为50g/t、HT-1用量为100g/t、丁基黄药+丁铵黑药用量为30+2g/t、2#油用量为5g/t。三次扫选是将扫选尾矿2进行扫选,得到扫选中矿3和扫选尾矿3,扫选尾矿3即为终极尾矿。
精选中矿1和扫选中矿1合并添加水玻璃、HT-1和丁基黄药进行再磨再选,再磨至粒度-0.037mm的部分占总重量的88%,得到再选中矿和再选尾矿。水玻璃的用量为50g/t,HT-1的用量为100g/t,丁基黄药用量为20g/t。再选中矿进入粗选设备中;再选尾矿和扫选中矿2返回至一次扫选设备中;扫选中矿3返回二次扫选设备中。
本实施例中原矿金品位5g/t,金精矿金品位42g/t,金回收率为92.83%。
实施例2-5
一种粘土型金矿回收金的方法,与实施例1相比,不同之处在于,复合粘土矿物抑制剂HT-1中硫酸纤维素酯、木质素和柠檬酸的比例不同,其他与实施例1大致相同,在此不再赘述。
将实施例1-5的金精矿金品位和金回收率进行测定,结果如表1所示。
表1 实施例1-5金精矿金品位和金回收率
由表1可知,复合粘土矿物抑制剂HT-1中硫酸纤维素酯、木质素和柠檬酸的比例不同,回收金的效果有所差异,但整体的回收金效果(金精矿金品位、金回收率)都较好。回收金效果随抑制剂成分的差异有所偏差的主要原因在于:硫酸纤维素酯、木质素和柠檬酸比例的微调,使三者分子结合形式不同,对粘土型矿物的包裹及抑制作用会有所变化,但整体效果较好。
对比例1
一种粘土型金矿回收金的方法,与实施例1相比,不同之处在于,复合粘土矿物抑制剂为硫酸纤维素酯和木质素的混合物,比例为30%:70%。所得金精矿金品位为28g/t,金回收率为87.62%。金品位及总金回收率明显降低。
对比例2
一种粘土型金矿回收金的方法,与实施例1相比,不同之处在于,复合粘土矿物抑制剂为硫酸纤维素酯和柠檬酸的混合物,比例为30%:70%。所得金精矿金品位为25g/t,金回收率为88.16%。金品位及总金回收率明显降低。
对比例3
一种粘土型金矿回收金的方法,与实施例1相比,不同之处在于,复合粘土矿物抑制剂为木质素和柠檬酸的混合物,比例为50%:50%。所得金精矿金品位为27g/t,金回收率为86.81%。金品位及总金回收率明显降低。
由对比例1、对比例2和对比例3可知,复合粘土矿物抑制剂中的硫酸纤维素酯、木质素和柠檬酸缺一不可,金品位及金回收率均明显降低,说明复合粘土矿物抑制剂中的硫酸纤维素酯、木质素和柠檬酸并不是简单的组合,而是协同促进金的回收。
对比例4
一种粘土型金矿回收金的方法,与实施例1相比,不同之处在于,添加的矿泥分散剂为焦偏磷酸钠,所得金精矿金品位为32g/t,金回收率为89.02%。金品位及总金回收率有所降低。
由对比例4可知,水玻璃将矿物中的矿泥分散的同时还可以初步对粘土型矿物进行抑制,水玻璃和复合抑制剂的共同作用来提高金的回收率。
综上所述,本发明提供了一种粘土型金矿回收金的方法,采用全粒级粗选-中矿合并再磨再选浮选工艺,在高浓度调浆-低浓度浮选、矿泥分散剂和复合粘土矿物抑制剂的共同作用下,从根本上解决了大量矿泥对选矿过程的影响,提高了金精矿的品位和回收率;实现浮选尾矿水的快速自然沉降,既降低了生产药剂消耗,又实现尾矿回水快速回用,助力生态矿山建设;明显降低了中矿循环量,提高了浮选工艺的稳定性。
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。
Claims (5)
1.一种粘土型金矿回收金的方法,其特征在于:包括如下步骤:
S1.细磨:将原矿破碎并湿磨,制得浓度为35wt%-38wt%的矿浆;
S2.粗选:向步骤S1得到的所述矿浆中依次间隔加入调整剂、矿泥分散剂、复合粘土矿物抑制剂、活化剂、捕捉剂和起泡剂,高浓度调浆后将所述矿浆稀释至浓度为25wt%-30wt%,在pH为7.5-8的条件下进行粗选,得到粗选精矿和粗选尾矿;所述复合粘土矿物抑制剂是硫酸纤维素酯、木质素和柠檬酸按质量比为20%-30%:20%-30%:40%-50%复配而成;所述调整剂为碳酸钠,用量为200-1000g/t;所述矿泥分散剂为水玻璃,用量为100-500g/t;所述复合粘土矿物抑制剂用量为400-800g/t;所述活化剂为硫酸铜,用量为50-150g/t;所述捕捉剂为丁基黄药和丁铵黑药复合捕捉剂,用量为(50-200)+(5-20)g/t;所述起泡剂为2#油,用量为10-40g/t;
S3.精选:将步骤S2得到的所述粗选精矿进行两次闭路精选,得到金精矿;所述两次闭路精选中,一次精选添加矿泥分散剂和复合粘土矿物抑制剂,二次精选只添加复合粘土矿物抑制剂;所述一次精选是将所述粗选精矿进行精选,得到精选精矿1和精选中矿1;所述二次精选是将所述精选精矿1进行精选,得到精选精矿2和精选中矿2;所述精选中矿2返回至一次精选设备中;
S4.扫选:将步骤S2得到的所述粗选尾矿进行三次闭路扫选,得到终极尾矿;一次扫选是将所述粗选尾矿进行扫选,得到扫选中矿1和扫选尾矿1;所述精选中矿1和所述扫选中矿1合并进行再磨再选,得到再选中矿和再选尾矿;所述再选中矿进入粗选设备中;所述再选尾矿返回至一次扫选设备中。
2.根据权利要求1所述的粘土型金矿回收金的方法,其特征在于:步骤S1中,先将原矿破碎至-2mm,然后使用湿式球磨机对破碎后的矿石进行研磨,所得矿浆的粒度-0.074mm的部分占总重量的80%-85%。
3.根据权利要求1所述的粘土型金矿回收金的方法,其特征在于:所述三次闭路扫选均添加矿泥分散剂、复合粘土矿物抑制剂、捕捉剂和起泡剂。
4.根据权利要求1所述的粘土型金矿回收金的方法,其特征在于:二次扫选是将所述扫选尾矿1进行扫选,得到扫选中矿2和扫选尾矿2;三次扫选是将所述扫选尾矿2进行扫选,得到扫选中矿3和扫选尾矿3;
所述扫选中矿2返回至一次扫选设备中;所述扫选中矿3返回二次扫选设备中。
5.根据权利要求1所述的粘土型金矿回收金的方法,其特征在于:对于原矿金品位为3-5g/t的原矿,所得金精矿金品位为35-50g/t,金回收率为90%-93%。
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