一种用于高泥金矿石的处理工艺的制作方法
【技术领域】
[0001] 本发明涉及金矿石的选冶工艺，具体涉及一种高泥金矿石的处理工艺。
【背景技术】
[0002] 常规金矿石的处理方式有三种。一种是浮选，得到合格的金精矿，其工艺流程图如 图2所示。第二种是全泥氰化浸出，其工艺流程如图3所示。第三种是浮选-尾矿氰化浸 出，其工艺流程如图4所示。第一种工艺用于金主要以单体金形式存在或金的载体为硫化 矿物的矿石；第二种工艺主要用于金以单体金或裂隙金存在的氧化矿矿石；第三种工艺用 于金的载体是硫化矿物和氧化矿物，且矿石中含泥量较低的矿石。对于含泥量高的金矿石， 前三种工艺均有局限性。矿泥分为原生矿泥和次生矿泥，在矿床内部由于地质作用产生的 矿泥称原生矿泥；矿石在磨矿、碎矿过程中产生的矿泥称之为次生矿泥。絹云母片岩、绿泥 片岩和碳酸盐矿物含量高的矿石很容易泥化，矿泥对浮选造成的直接影响是使选厂药剂用 量过大，生成"浮游物"，破坏了选择性，降低了精矿质量，并导致金属的损失增大，另外，因 矿石中金的部分载体为硫化矿物，采用全泥氰化也不可行。
[0003] 因此有必要开发一种新的工艺，用于处理高泥金矿石。
【发明内容】
[0004] 本发明的目的是提供一种高泥金矿石的处理工艺，该工艺可大幅提高资源利用 率。
[0005] 为实现上述目的，本发明采用以下技术方案：
[0006] 一种用于高泥金矿石的处理工艺，其包括以下工序：
[0007] (1)洗矿工序：矿石碎矿后通过洗矿工序获得砂矿和泥浆，经过洗矿工序后，粒度 小于0. 074mm矿泥的脱除率大于85% ;
[0008] (2)浮选工序：将洗矿后获得的砂矿进行磨矿后，进行金的浮选，获得精矿和尾 矿；
[0009] (3 )浸出工序：经过洗矿工序后的泥浆进行沉淀分离得到矿泥，矿泥进行金的氰化 浸出，浮选的尾矿金品位大于0. 30g/t且存在单体金或裸露金，与矿泥合并后进行金的氰 化浸出；不符合上述条件的浮选尾矿直接排入尾矿库。
[0010] 如上所述的处理工艺，优选地，所述高泥金矿石是指-0. 〇74mm的矿泥含量大于 6%、含水量大于5% ;矿石中金的载体为硫化矿物和氧化矿物。
[0011] 如上所述的处理工艺，优选地，所述洗矿工序中，所述碎矿后的矿石粒级上限为 15mm ;洗矿所用的设备为螺旋分级机、水力旋流器或槽式洗矿机。
[0012] 如上所述的处理工艺，优选地，所述浮选工序中，磨矿后矿物细度为_0. 074mm占 60%~90% ;在磨机返砂口加入石灰和/或碳酸钠调节pH值，使磨机溢流口矿浆的pH值控制 在7. 5~11 ;之后矿浆进入搅拌桶，在该搅拌桶中加入捕收剂调浆2-5min后进入浮选槽， 进行金的浮选。
[0013] 如上所述的处理工艺，优选地，所述的捕收剂为o-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸 酯、黄原酸钠、二乙氨基二硫代甲酸钠、二丁基二硫代磷酸铵或其中几种配合使用，捕收剂 用量为 50-100g/t。
[0014] 如上所述的处理工艺，优选地，将所述洗矿工序中得到的泥浆进行沉淀分离，在沉 淀过程中加入PAM絮凝剂，经分离得到的矿泥送往搅拌槽进行氰化浸出金，液体返回洗矿 工序。
[0015] 如上所述的工艺，优选地，所述浸出工序中，搅拌浸出的液固重量比为1.5:1~ 4:1，加入石灰调节矿泥pH值至11以上，相对于固体矿泥，氰化钠用量为0. 6kg/t~2kg/t， 浸出时间为24h~48h。
[0016] 一种用于高泥金矿石的处理工艺，该高泥金矿石是指-o.074mm的矿泥含量大于 6%、含水量大于5%，矿石中金的载体为硫化矿物和氧化矿物的金矿石，其包括以下工序：[0017] (1)洗矿工序：先将矿石粉碎，碎矿后粒级上限为15mm;使用螺旋分级机、水力旋 流器或槽式洗矿机对碎矿后的矿石进行洗矿，获得砂矿和泥浆；经过洗矿工序后，粒度小于 0. 074mm矿泥的脱除率大于85% ;
[0018] (2)磨矿工序：将洗矿后获得的砂矿进行磨矿，磨矿后矿物细度为-0. 074mm占 60%-90% ;在磨机返砂口加入石灰和/或碳酸钠调节pH值，使磨机溢流口矿浆的pH值控制 在7. 5~11 ;
[0019] (3)浮选工序：磨矿后矿浆进入搅拌桶，在该搅拌桶中加入捕收剂调浆2~5min 后进入浮选槽，进行金的浮选，获得精矿和尾矿；捕收剂为0-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸 酯、黄原酸钠、二乙氨基二硫代甲酸钠、二丁基二硫代磷酸铵或其中几种配合使用，捕收剂 用量为50~100g/t;
[0020] (4)浸出工序：将洗矿工序中得到的泥浆进行沉淀分离，在沉淀过程中加入絮凝 剂，经分离得到的矿泥送往搅拌槽进行氰化浸出金；浮选的尾矿金品位大于〇. 30g/t且存 在单体金或裸露金，与矿泥合并进行氰化浸出金；不符合上述条件的浮选尾矿直接排入尾 矿库；搅拌浸出的液固比为1. 5:1~4:1，加入石灰调节矿泥pH值至11以上，氰化钠用量 为0. 6kg/t~2kg/t，浸出时间为24h~48h。
[0021] 在本发明的洗矿工序中，碎矿后的矿石粒级上限为15_，所用的设备为螺旋分级 机、水力旋流器或槽式洗矿机。洗矿方法的选择与矿石中所含脉石物质成分和粘土的种类、 比例及其可塑性、渗透性等相关。根据矿石中所含粘土的表观状态、塑性指数和粘聚系数 值，可将待洗含泥矿石大致分为三种类型。第一种是易洗矿石：带有砂质粘土，粘土的塑性 指数小于5,粘聚系数（t/m 2)< 0. 5,此类矿物可冲水筛洗；第二种是中等可洗矿石：粘土的 塑性指数5~10,粘聚系数（t/m2) 0. 5~2,此类矿物可用洗矿机机械洗1~2次；第三种 是难洗矿石：粘土的塑性指数大于10,粘聚系数（t/m2) > 2,此类矿物可用洗矿机机械洗2 次以上。
[0022] 本发明的有益效果在于：本发明提供的工艺特点是洗矿_浮选-浸出联合工艺，即 在矿石碎矿后通过洗矿工序将矿泥脱出进入搅拌浸出工序，洗矿后的砂矿进行矿石的磨矿 和金的浮选，浮选的尾矿视金品位的高低丢弃或者和矿泥合并进行金的搅拌浸出。利用本 发明提供的工艺，可提高资源利用率，为企业带来很好的经济效益。
【附图说明】
[0023] 图1为本发明提供的处理高泥金矿石的洗矿-浮选-浸出联合工艺流程示意图。
[0024] 图2为现有技术中的浮选工艺处理矿石的流程示意图。
[0025] 图3为现有技术中全泥氰化浸出工艺处理矿石的流程示意图。
[0026] 图4为现有技术中的浮选-尾矿浸出工艺处理矿石的流程示意图。
【具体实施方式】
[0027] 以下结合具体实例对本发明做进一步详细说明。
[0028] 实施例1
[0029] 贵州泥堡金矿某矿体含金3. 25g/t，硫5. 90%，硫化物主要是黄铁矿，黄铁矿中金 的分布率为42. 1%，黄铁矿含量为10. 85%。矿石中方解石和白云石占0. 55%，粘土矿物占 30. 21%。矿石含水5. 64%。粒级分析表明，当碎矿后粒级控制在-12mm时，-0. 074mm的矿泥 占19. 89%。本发明的工艺适合于该矿石。
[0030] 如图1所示原矿经破碎系统进行破碎，将矿石碎矿至-12mm后采用槽式洗矿机洗 矿2次，矿泥中金的含量为0. 98g/t，矿泥的脱除率达到86. 73%，洗矿后的泥浆加入PAM絮 凝剂，絮凝剂用量为600g/吨，矿泥沉淀分离20分钟后将分离得到的矿泥送入搅拌氰化浸 出金工序；洗矿后的砂矿进行矿石的磨矿，磨矿细度为-200目75%，磨机返砂口添加碳酸钠 1000g/t，溢流口的矿浆pH值为7. 5 ;矿浆进入搅拌桶，在搅拌桶内添加黄原酸钠和二丁基 二硫代磷酸铵90g/t，二者的重量比为1 :1，搅拌3分钟后进入浮选槽进行金的浮选，浮选时 间6分钟；浮选尾矿含金0. 47g/t，经工艺矿物学检查，得知尾矿中损失的金主要是微细粒 包裹金，故尾矿直接排入尾矿库；矿泥搅拌氰化浸出的液固重量比为2 :1，加入石灰调节矿 浆pH值至12,氰化钠用量为lkg/吨矿泥，浸出时间为24h。试验结果见表1。
[0031] 采用流程如图2所示的浮选工艺处理矿石，试验结果见表1，用于和本发明进行对 t匕。具体浮选工艺按如下进行：磨矿细度为-200目75%，磨机返砂口添加碳酸钠1000g/t， 溢流口的矿浆pH值为7. 5;矿浆进入搅拌桶，在搅