技术领域本发明涉及一种提高难处理金矿金的回收率的选矿工艺，属于选矿技术领域。
背景技术：
随着脉金矿石资源的大量开发利用，易选易处理金矿越来越少，嵌布粒度细、品位低的难选金矿则日益增多。破碎带蚀变岩型金矿床是近年发现并确定的一种重要类型的金矿床，属于难处理金矿。该类矿床为含金热液交代破碎带岩石而成，围岩蚀变以硅化和黄铁绢英岩化为特征，矿体主要赋存在黄铁绢英岩化岩中，脉石矿物以石英、绢云母、绿泥石为主，金属矿物以黄铁矿为主，矿石多呈细脉浸染状。金与硫化物共生，矿体规模较大。矿体常以破碎蚀变带形式出现，有时矿化强度随岩石蚀变强弱、热液活动期次有增强或减弱的趋势，分带性表现也较明显，一般呈规则宽厚的脉状体延伸很大，矿化作用的强度有的从中心向两侧扩散，有的则富集在上下盘围岩两侧，围岩蚀变以硅化、高岭土化、绢云母化、碳酸盐化、黄铁矿化最为普遍。破碎带蚀变岩型金矿床的特点是含金品位高，嵌布粒度极不均匀，粗粒能达2-4mm，细粒则细至2μm，金属矿物主要为黄铁矿、磁黄铁矿、毒砂、黄铜矿、方铅矿、闪锌矿等。目前处理该类矿石主要应用的是全硫浮选法和混汞法处理。采用全硫浮选法回收金的优点是流程结构简单，易操作，缺点也比较明显：一是浮选中粒度大于100μm或小于10μm的矿物，因其附着力较小，较难通过黏附泡沫浮出，因而会造成部分已解离的粗粒金和部分微细粒包裹金的损失；二是当金嵌布粒度较细时，细磨后浮选，矿浆中泥化现象严重，造成中矿循环量大，精矿品位偏低。而混汞法回收此类金的优点是生产成本低，设施简单，但是缺点是金的回收率低，而且往往由于汞毒及汞对环境的污染，目前混汞法已禁止使用。因此有必要开发一种新的工艺，降低尾矿中金的损失，提高金的品位和金属回收率，从而提高企业经济效益。
技术实现要素：
本发明的目的是提供一种提高难处理金矿金属回收率的选矿工艺，该工艺可以提高金精矿的品位和金的回收率，降低尾矿金属品位，提高经济效益。为达到上述发明的目的，本发明采用以下技术方案：一种提高难处理金矿金的回收率的选矿工艺，该工艺包括如下步骤：将难处理金矿原矿磨至粒度为-0.074mm(60-80)％，先利用水力分级机进行分级，分级沉砂经过重选得到粗粒金精矿，重选尾矿返回球磨机再磨；水力分级溢流采用全硫浮选回收金，得到细粒金精矿和浮选尾矿；浮选尾矿再进行重选，重选精矿返回球磨机再磨，重选尾矿为最终尾矿。如上所述的选矿工艺，优选地，所述的难处理金矿原矿属于破碎带蚀变岩型金矿床，金的嵌布粒度分布在2μm～4mm，金主要以自然金和硫化物包裹金形式存在。如上所述的选矿工艺，优选地，所述的重选采用的设备为摇床或者尼尔森离心选矿机。如上所述的选矿工艺，优选地，所述分级沉砂重选工序的具体步骤如下：分级沉砂进入摇床1重选，摇床1重选尾矿进入尼尔森离心选矿机1再次重选，摇床1重选粗精矿与尼尔森离心选矿机1重选粗精矿混合后再次进入摇床2重选，得到粗颗粒金精矿。如上所述的选矿工艺，优选地，所述摇床1、摇床2重选和尼尔森离心选矿机1的入选浓度为(5-20)wt％。如上所述的选矿工艺，优选地，所述全硫浮选工序的具体步骤如下：浮选前将浮选矿浆浓度调至(25-30)wt％；调节pH值为8-9；捕收剂为二丁基二硫代磷酸铵和黄原酸钠，两者配比为重量比1∶1～1∶5，捕收剂用量为20-40g/t；起泡剂为松醇油；起泡剂用量为10-20g/t；浮选时间为5-8min。如上所述的选矿工艺，优选地，所述浮选尾矿进行重选的设备为尼尔森离心选矿机2，重选入选浓度为(5-15)wt％。如上所述的选矿工艺，优选地，该工艺包括如下步骤：(1)将难处理金矿原矿用球磨机磨至粒度为-0.074mm(60-80)％；(2)利用水力分级机进行分级，获得分级沉砂和分级溢流；(3)分级沉砂进入摇床1进行重选，摇床1的入选浓度为(5-20)wt％，获得摇床1重选粗精矿和摇床1重选尾矿；(4)摇床1重选尾矿进入尼尔森离心选矿机1再次重选，尼尔森离心选矿机1的入选浓度为(10-15)wt％，获得尼尔森离心选矿机1重选粗精矿和尼尔森离心选矿机1重选尾矿；尼尔森离心选矿机1重选尾矿返回步骤(1)所述的球磨机再磨；(5)摇床1重选粗精矿与尼尔森离心选矿机1重选粗精矿混合后进入摇床2重选，摇床2的入选浓度为(5-20)wt％，得到粗颗粒金精矿和摇床2尾矿；摇床2尾矿返回摇床1重选工序；(6)水力分级溢流采用全硫浮选回收金，浮选前将浮选矿浆浓度调至(25-30)wt％；调节pH值为8-9；捕收剂为二丁基二硫代磷酸铵和黄原酸钠，两者配比为重量比1∶1～1∶5，捕收剂用量为20-40g/t；起泡剂为松醇油；起泡剂用量为10-20g/t；浮选时间为5-8min；得到细粒金精矿和浮选尾矿；(7)浮选尾矿用尼尔森离心选矿机2进行重选，重选入选浓度为(5-15)wt％，重选精矿返回球磨机再磨，重选尾矿为最终尾矿。本发明的有益效果在于：利用该工艺能够实现金的“早收多收”，金的回收粒度范围为2μm～4mm，可有效回收全硫浮选中因粒度过大或过小而无法回收的金，且通过重选-球磨的闭路循环，有助于提高矿物的解离度，显著提高金精矿的品位和金属回收率，可为企业带来很好的经济效益。附图说明图1为本发明一种优选实施方式的工艺流程图。图2为传统全硫浮选法工艺流程图。具体实施方式以下结合优选实施实例对本发明作进一步说明。实施例1一、原矿云南西双版纳勐海县某破碎带蚀变岩型金矿石，矿石含金2.72g/t，含硫1.53％。主要金属矿物为黄铁矿、磁黄铁矿，其次为毒砂、方铅矿，辉锑矿；脉石矿物主要是石英、绿泥石、云母和方解石。矿石结构以粒状结构、碎裂结构、交代结构为主，次为粒状变晶结构、他形粒状结构、交代残余结构等；矿石构造以角砾状构造、浸染状构造为主，次为网脉状构造、块状构造、脉状穿插构造等。矿石中的金元素的分配率为：自然金中的金占28.76％，属于自然元素的形式；黄铁矿和磁黄铁矿中的金占58.04％；毒砂中的金占5.45％；黄铜矿中的金占3.19％，其他矿物中的金占4.56％。矿石中的有害元素主要为As，As主要以独立矿物的形式赋存在毒砂中，毒砂和其他硫化物的连生镶嵌关系紧密。矿石中金的嵌布多呈不规则粒状及微脉状赋存于黄铁矿等矿物的晶隙和微裂隙中，部分呈微脉状分布在方铅矿微裂隙中。金的分布粒度较广，在2μm～150μm均有分布，微细金嵌布粒度为2～15μm。二、利用本发明选矿工艺选矿工艺流程见图1，具体工序如下：(1)将原矿磨至-0.074mm75％。(2)采用水力分级机进行分级，获得分级沉砂和分级溢流。(3)分级机的沉砂进入摇床1进行重选，摇床1重选浓度为10％，获得摇床1重选粗精矿和摇床1重选尾矿。(4)摇床1重选尾矿进入尼尔森选矿机1再进行重选，尼尔森离心选矿机1重选精矿的入选浓度为15wt％，获得尼尔森离心选矿机1重选粗精矿和尼尔森离心选矿机1重选尾矿。尼尔森离心选矿机1重选尾矿返回步骤(1)所述的球磨机再磨。(5)摇床1重选粗精矿与尼尔森离心选矿机1重选粗精矿混合后进入摇床2进行重选，摇床2的入选浓度为10wt％，得到粗粒金精矿和摇床2尾矿；摇床2尾矿返回摇床1重选工序。(6)分级机的溢流进入全硫浮选，全硫浮选为一次粗选一次扫选两次精选，中矿顺序返回。全硫浮选前将矿浆浓度调至30％，用碳酸钠将pH调整至8，采用二丁基二硫代磷酸铵、黄原酸钠(配比为重量比1∶1)作为捕收剂，粗选捕收剂用量为30g/t，扫选捕收剂用量为15g/t，起泡剂为松醇油，粗选起泡剂用量为10g/t，扫选起泡剂用量为5g/t。粗选、扫选时间均为5分钟。(7)全硫浮选尾矿采用尼尔森离心选矿机2进行重选，重选入选浓度为12wt％，重选2精矿返回球磨机再磨，尼尔森离心选矿机2重选尾矿为最终尾矿。试验结果见表1。三、采用传统全硫浮选法选矿工艺流程见图2，具体工序如下：将原矿磨至-0.074mm80％，磨矿后直接进入浮选机进行全硫浮选，采用一次粗选，两次扫选，两次精选的浮选流程，将碳酸钠做为粗选调整剂，pH调整为8，采用二丁基二硫代磷酸铵、黄原酸钠(配比为重量比1∶1)作为捕收剂，粗选时间为8分钟，两次扫选时间为10分钟，粗选、扫选捕收剂用量均为60g/t，起泡剂为松醇油，粗选、扫选起泡剂用量均为20g/t。试验结果见表1。表1不同工艺结果对比四、结果与讨论从表1可知，本发明工艺与传统全硫浮选工艺相比，金的回收率由84.5％提高至91.54％，金精矿的品位由39.7g/t提高至63.99g/t，尾矿金的品位由0.45g/t降低至0.24g/t，不仅显著提高了金的回收率，也提高了金精矿的品级；另外，与传统工艺相比，金的解离度也提高了。实施例2一、原矿广西省苍梧县某破碎带蚀变岩型金矿石，矿石含金3.35g/t，含硫2.17％。主要金属矿物有自然金、黄铁矿、磁黄铁矿、毒砂，其次为黄铜矿、方铅矿、闪锌矿、脆硫锑铅矿，含量5％-10％；脉石矿物为石英、方解石、绿泥石及凝灰质砂岩。矿石结构有自形、半自形、它型粒状、碎裂状、压碎状及骸晶结构。矿石构造主要为细脉浸染状构造、块状构造、角砾状构造，偶见晶洞状构造。金的赋存状态有两种，一种以自然金形式存在，粒径一般为0.06-1.0mm，个别大于2mm，多为不规则状、短柱状、粒状、梅花状、片状等充填于碎裂状石英中或压碎角砾状蚀变岩中，另一种以类质同象形式充填于黄铁矿等硫化物、石英晶格中。围岩蚀变较弱，主要为硅化、黄铁矿化、绿泥石化、硫酸盐化，少量绢云母化、伊利石化、高岭土化，以硅化、不规则黄铁矿化与金矿关系密切，两者呈正相关，蚀变主要分布于矿(化)体中及其两侧附近。二、利用本发明选矿工艺选矿工艺流程见图1，具体工序如下：(1)将原矿磨至-0.074mm65％。(2)采用水力分级机进行分级，获得分级沉砂和分级溢流。(3)分级机的沉砂进入摇床1进行重选，摇床1重选浓度为10％，获得摇床1重选粗精矿和摇床1重选尾矿。(4)摇床1尾矿进入尼尔森选矿机1再进行重选，尼尔森离心选矿机1重选精矿的入选浓度为18wt％，获得尼尔森离心选矿机1重选粗精矿和尼尔森离心选矿机1重选尾矿。尼尔森离心选矿机1重选尾矿返回步骤(1)所述的球磨机再磨。(5)摇床1重选粗精矿与尼尔森离心选矿机1重选粗精矿混合后进入摇床2重选，摇床2的入选浓度为13wt％，得到粗粒金精矿和摇床2尾矿；摇床2尾矿返回摇床1重选工序。(6)分级机的溢流进入全硫浮选，全硫浮选为一次粗选一次扫选两次精选，中矿顺序返回。全硫浮选前将矿浆浓度调至30％，用碳酸钠将pH调整至8，采用二丁基二硫代磷酸铵、黄原酸钠(配比为重量比1∶3)作为捕收剂，粗选捕收剂用量为40g/t，扫选捕收剂用量为20g/t，起泡剂为松醇油，粗选起泡剂用量为15g/t，扫选起泡剂用量为5g/t。粗选、扫选时间均为6分钟。(7)全硫浮选尾矿采用尼尔森离心选矿机2进行重选，重选入选浓度为15wt％，重选2精矿返回球磨机再磨，尼尔森离心选矿机2重选尾矿为最终尾矿。试验结果见表2。三、采用传统全硫浮选法选矿工艺流程见图2，具体工序如下：将原矿磨至-0.074mm70％，磨矿后直接进入浮选机进行全硫浮选，采用一次粗选，两次扫选，两次精选的浮选流程，中矿顺序返回，将碳酸钠做为粗选调整剂，pH调整为8，采用二丁基二硫代磷酸铵、黄原酸钠(配比为重量比1∶3)作为捕收剂，粗选时间为8分钟，两次扫选时间为12分钟，粗选捕收剂用量均为60g/t，扫选捕收剂用量为80g/t，起泡剂为松醇油，粗选起泡剂用量均为30g/t，扫选起泡剂用量均为40g/t。试验结果见表2。表2不同工艺结果对比四、结果与讨论从表2可知，本发明工艺与传统全硫浮选工艺相比，金的回收率由82.12％提高至90.43％，金精矿的品位由56.4g/t提高至81.4g/t，尾矿金的品位由0.63g/t降低至0.33g/t，提高金的回收率的同时也提高了金精矿的品级；另外，与传统工艺相比，金的解离度也有提高。从实施例1和2所获得的技术指标对比来看，本发明工艺能够显著提高金的回收率和金精矿品位，因此，与传统工艺比较，本发明工艺具有较大优越性。