一种低品位含金硫化尾矿金的预富集方法与流程

本发明涉及矿物加工领域，具体涉及一种低品位含金硫化尾矿金的预富集方法。

背景技术

随着经济的迅速发展，我国尾矿的排放、堆积量也随矿业的开发越来越大。含金硫化尾矿主要成分是黄铁矿和砷黄铁矿，长期堆积氧化会产生硫酸等，对生态环境带来危害，同时也是对其中金资源的浪费。

我国黄金选厂多采用氰化法提金，一般含砷硫难处理金矿的形成跟黄铁矿、毒砂、磁黄铁矿和黄铜矿等硫化矿物密切有关，硫化物（黄铁矿、砷黄铁矿、磁黄铁矿等）分解出的具有还原性的物质以及耗氰化物的金属（铜、铅、锌、铁等）都会使金的氰化浸出受到影响。

同时，金属硫化矿物的存在使金氰化过程的优化变得复杂，使金的氰化率难以提高，氰化物耗量增大。因此，有必要对低品位含金硫化物料进行预富集，一方面提高提金金矿品位，另一方面使提金金矿成分变得简单，有利于后期浸出的优化，降低生产成本。

技术实现要素：

本发明提出了一种低品位含金硫化尾矿金的预富集方法，该方法工艺简单，可大幅提高金精矿品位。

实现本发明的技术方案是：一种低品位含金硫化尾矿金的预富集方法，步骤如下：

（1）混合浮选抛尾：将原矿经球磨机处理，采用一粗一扫、中矿返回的浮选流程，浮选得到泡沫精矿和尾矿1；

（2）分离浮选：步骤（1）的泡沫精矿进入分离浮选，分离浮选为两次精选、抑砷浮硫的工艺流程，分离浮选后得到矿浆尾矿和浮选精矿；

（3）中矿集中再选：步骤（2）所得矿浆尾矿混合再选，再选流程为浮选-重选联合流程，得到金精矿和尾矿2。

所述步骤（1）中原矿经球磨机处理后，粒度小于0.074mm的磨矿产品占95.09%~97.26%。

所述步骤（1）中浮选粗选活化剂为h2so4，用量1000g/t~4000g/t；浮选捕收剂为异丁基钾黄药和苯胺黑药，用量分别为150g/t~200g/t、0~40g/t；起泡剂为2^#油，用量20g/t~40g/t；扫选异丁基钾黄药100g/t、2^#油20g/t。

所述步骤（2）中分离浮选，精选i采用石灰为ph调整剂，调节ph值为7.8~8.6，nh4cl和nahso3为抑制剂，用量分别为400g/t~600g/t和400g/t~600g/t，精选ii添加nh4cl和nahso3用量分别为200g/t~400g/t和200g/t~400g/t。

所述步骤（3）中浮选为一次粗选，浮选矿浆浓度25%~50%，抑制剂nh4cl和nahso3，用量分别为100g/t~200g/t和100g/t~300g/t，捕收剂为异丁基钾黄药，用量为20g/t~60g/t，起泡剂2^#油的用量为20g/t~30g/t。

所述步骤（3）浮选后得到的泡沫精矿与步骤（1）的泡沫精矿混合进入步骤（2），进行分离浮选。

所述步骤（3）重选设备为摇床或离心选矿机。

所述步骤（3）中金精矿品位为10.15g/t~13.03g/t。

所述步骤（1）中原矿为金属矿山的尾矿，主要矿物是黄铁矿和砷黄铁矿，金主要以细粒嵌布于砷黄铁矿中，磨矿难以达到单体解离。该物料具有较强的代表性，一般含金约2g/t。

重选所得精矿为最终金精矿，金品位可达10.15g/t~13.03g/t，外售至提金企业。

本发明的有益效果是：目前，对含金多金属硫化矿中金的提取多为优先浮选，通过添加氧化钙调节矿浆ph值，以黑药、黄药、bk系列的一种或几种组合药剂为捕收剂，来实现对金的捕收。但该工艺多适用于单体金或被黄铁矿包裹的包裹金，对于以砷黄铁矿包裹金为主的原料，该工艺难以适用。针对该原料，本发明采选浮选-重选联合的工艺方法，进行金的预富集，工艺流程相对简单。同时重选矿浆浓度较低，有一定洗矿效果，金精矿附着药剂量少，更有益于金的浸出冶炼。

附图说明

为了更清楚地说明本发明实施例或现有技术中的技术方案，下面将对实施例或现有技术描述中所需要使用的附图作简单地介绍，显而易见地，下面描述中的附图仅仅是本发明的一些实施例，对于本领域普通技术人员来讲，在不付出创造性劳动的前提下，还可以根据这些附图获得其他的附图。

图1为本发明的工艺流程图。

具体实施方式

下面将结合本发明实施例，对本发明的技术方案进行清楚、完整地描述，显然，所描述的实施例仅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付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

一种低品位含金硫化尾矿金的预富集方法，步骤如下：

选用低品位含金硫化尾矿，含硫24.77%、砷5.27%、金2.16g/t，原料经磨矿处理至粒径小于0.074mm的物料占95.09%。混合浮选粗选h2so44000g/t、异丁基钾黄药200g/t、苯胺黑药0g/t和2^#油20g/t，扫选异丁基钾黄药100g/t、2^#油20g/t。

分离浮选精选i，cao300g/t，调节矿浆ph值8.1，抑制剂nh4cl500g/t，nahso3500g/t。精选ii，抑制剂nh4cl200g/t，nahso3200g/t。

中矿集中再选nh4cl100g/t，nahso3100g/t，异丁基钾黄药40g/t，2^#油30g/t，浮选矿浆浓度为50%。重选采用细粒摇床，冲程14mm，冲次420n/min，冲洗水量约0.6t/h。最终取得含金10.15g/t、回收率52.11%的金精矿。

实施例2

一种低品位含金硫化尾矿金的预富集方法，步骤如下：

选用低品位含金硫化尾矿，含硫24.77%、砷5.27%、金2.16g/t，原料经磨矿处理至-0.074mm占97.26%。混合浮选粗选h2so41000g/t、异丁基钾黄药150g/t、苯胺黑药20g/t和2^#油40g/t，扫选异丁基钾黄药100g/t、2^#油25g/t。

分离浮选精选i，cao400g/t，调节矿浆ph值8.6，抑制剂nh4cl400g/t，nahso3600g/t。精选ii，抑制剂nh4cl400g/t，nahso3300g/t。

中矿集中再选nh4cl150g/t，nahso3200g/t，异丁基钾黄药20g/t，2^#油25g/t，浮选矿浆浓度为30%。重选采用slon-400卧式离心选矿机，转速600rpm，漂洗水量6.35l/min，漂洗时间20s。最终取得含金11.36g/t、回收率56.06%的金精矿。

实施例3

一种低品位含金硫化尾矿金的预富集方法，步骤如下：

选用低品位含金硫化尾矿，含硫24.77%、砷5.27%、金2.16g/t，原料经磨矿处理至-0.074mm占96.25%。混合浮选粗选h2so43000g/t、异丁基钾黄药180g/t、苯胺黑药40g/t和2^#油40g/t，扫选异丁基钾黄药100g/t、2^#油30g/t。

分离浮选精选i，cao200g/t，调节矿浆ph值7.8，抑制剂nh4cl600g/t，nahso3400g/t。精选ii，抑制剂nh4cl300g/t，nahso3400g/t。

中矿集中再选nh4cl200g/t，nahso3300g/t，异丁基钾黄药60g/t，2^#油20g/t，浮选矿浆浓度为25%。重选采用slon-400卧式离心选矿机，转速500rpm，漂洗水量5.18l/min，漂洗时间30s。最终取得含金13.03g/t、回收率51.24%的金精矿。

以上所述仅为本发明的较佳实施例而已，并不用以限制本发明，凡在本发明的精神和原则之内，所作的任何修改、等同替换、改进等，均应包含在本发明的保护范围之内。