一种高砷高碳难选金矿高效浮选工艺的制作方法

本发明涉及金矿的选矿技术领域，特别涉及一种高砷高碳难选金矿高效浮选工艺。

背景技术：

我国难选的冶金矿资源丰富，现已探明的黄金地质储量中，约有1200吨左右都属于难选冶的金矿资源，它约占总探明储量的1/3左右。这类资源分布广泛，如贵州烂泥沟金矿(52t)、青海大柴旦金矿(50t)、青海五龙沟金矿(50t)、辽宁凤城(38t)、甘肃岷县鹿儿坝矿区(30t)、广西金牙金矿(30t)、贵州紫木函矿区(26t)、贵州丫他金矿(16t)、广东长坑金矿(25t)，安徽马山金矿(14t)、甘肃舟曲坪定金矿(10t)、云南镇沅冬瓜要金矿(10t)等。造成这些矿石难以处理的原因是多方面的，但矿石中金的赋存状态和矿物的组成确是它最难以处理的根本原因，根据工艺矿物学的特点研究分析，这些难以处理的金矿资源大体上可分为三种主要类型。

第一种为高砷、碳、硫类型的金矿石，在此类型的矿中，含砷3％以上，含碳1～2％，含硫5～6％，用常规的氰化提金工艺，其金的浸出率一般为20～50％，且需消耗大量的nacn，采用浮选工艺富集时，虽能获得较高的金精矿品位，但精矿中含有的砷、碳、锑等有害元素高，给下一步的提金工艺带来很大影响。

第二种为金以微细粒和显微形态包裹于脉石矿物及有害杂质中的含金矿石，在此类型矿中，金属硫化物含量少，约为1～2％，嵌布于脉石矿物晶体中的微细粒金占到20～30％，采用常规氰化提金，或浮选法富集，其金的回收率均很低。

第三种为金与砷、硫嵌布关系密切的金矿石，其特点是砷与硫为金的主要载体矿物，砷含量为中等，此类型的矿石如采用单一氰化提金工艺其金的浸出率较低，若采用浮选法富集，金也可以获得较高的回收率，但因含砷超标销售价格也相对较低。

众所周知，对于矿物组成较为简单的高氧化金矿石，一般采用氰化浸出工艺可以获得较高的金浸出率。而对于半氧化矿，特别是含砷、硫及有机碳等有害组分的半氧化矿而言，采用浸出工艺提金存在很多不足，一是金的回收率不高；二是需要对半氧化矿进行预处理，氧化有害组分元素后再进行浸出，可提高金的浸出率，但工艺复杂，生产成本高；三是矿石中含有有机碳，在浸出过程中，会产生“劫金”现象，降低金的浸出率；四是这些氧化矿中含有大量的原生矿泥，同时氧化矿的可浮性较差，浮选回收率不高。由上述分析可见高砷高碳微细粒半氧化金矿石属难选金矿，现有的回收工艺往往存在回收率较低的问题。

技术实现要素：

本发明的目的在于解决现有技术中存在的不足，提供一种高砷高碳难选金矿高效浮选工艺，可提高高砷高碳难选金矿的浮选回收率及金品位。

为解决上述技术问题，本发明采用的技术方案如下：

一种高砷高碳难选金矿高效浮选工艺，包括以下步骤：

1)闪速浮选工艺；

将矿石破碎后进行一段磨矿处理，将碎磨后的矿粉通过一段旋流器进行一段分级处理，一段旋流器的底流进入闪速浮选机进行闪速浮选，浮选时间为1-3min，浮选捕收得到闪浮精矿；

一段旋流器的溢流进入二段旋流器进行二段分级处理，二段旋流器的溢流进入优先浮选工艺；

2)优先浮选工艺；

在优先浮选的原矿中加入水，将矿浆浓度调至20％-40％，即100重量份的矿浆中含20-40重量份的碎磨矿粉；矿浆浓度优选为28％；进行浮选操作，浮选捕收得到优浮精矿和优先浮选的尾矿；

3)分支浮选工艺；

将优先浮选得到的尾矿均匀分为a、b两个系列分别进行浮选操作，其中a系列浮选操作包括三次扫选和二次精选工序，b系列浮选操作包括三次扫选工序；

其中，b系列浮选操作中一道扫选得到的精矿进入a系列浮选操作的一道扫选工序；a系列浮选捕收得到分支浮选精矿，分支浮选精矿进入优先浮选工序；

4)混合精矿再选工艺；

将闪速浮选得到的闪浮精矿与优先浮选得到的优浮精矿进行浮选操作，所述浮选操作采用二次精选工序，浮选捕收得到最终的精矿。

上述技术方案中，进一步地，所述闪速浮选工艺中一段磨矿将矿料碎磨至粒度小于0.074mm占20％-30％，即矿石经磨碎后100重量份的磨碎矿粉中有20-30重量份的碎磨矿粉粒度小于0.074mm；所述一段磨矿优选磨碎至粒度小于0.074mm占22％。

上述技术方案中，进一步地，所述二段分级处理中二段旋流器的底流进行二段磨矿，二段磨矿后再进入二段旋流器进行二段分级处理，二段磨矿将矿料磨至粒度为小于0.074mm占70％-80％；所述二段磨矿中优选磨碎至粒度小于0.074mm占74.5％。

上述技术方案中，进一步地，所述闪速浮选后得到的尾矿再进入一段磨矿处理。

上述技术方案中，进一步地，所述优先浮选的原矿包括：

a矿：闪速浮选工艺二段分级处理中二段旋流器的溢流；

b矿：分支浮选工艺中得到的分支浮选精矿；

c矿：混合精矿再选工艺中一道精选工序得到的尾矿；

优选地，所述优先浮选的原矿中按重量比，a矿为95％-97％，b矿为1％-2％，c矿为2％-3％。

上述技术方案中，进一步地，所述闪速浮选工艺的浮选操作中，在一段旋流器的底流中分别加入10～20g/t的活化剂，5～10g/t的捕收剂和2～5g/t的起泡剂；在底流中加入活化剂用于活化闪锌矿、黄铁矿等硫化矿物；

所述活化剂优选采用硫酸铜，所述捕收剂优选采用丁铵黑药、戊基黄药中的一种或两种，所述起泡剂优选采用11#油；

所述活化剂、捕收剂优选质量浓度为10％-20％。

上述技术方案中，进一步地，所述优先浮选工艺的浮选操作中，在矿浆中加入300-2000g/t的调整剂，将矿浆ph调节至8.0-9.5，再加入50-100g/t的活化剂，然后依次加入60-360g/t的捕收剂和10-30g/t的起泡剂；在矿浆中加入调整剂，将将矿浆ph调节至8.0-9.5，其作用是由于矿浆中水质较硬，调整剂有助于消除ca²⁺、mg²⁺、fe³⁺等有害离子对浮选的影响，从而降低捕收剂的用量，同时可作为硫化矿物的活化剂；

所述调整剂优选采用碳酸钠，活化剂优选采用硫酸铜，所述捕收剂优选采用丁铵黑药、戊基黄药中的一种或两种，所述起泡剂优选采用松醇油、11#油中的一种或两种；

所述调整剂、活化剂、捕收剂优选质量浓度为10％-20％。

上述技术方案中，进一步地，所述分支浮选工艺中在进行浮选操作时，加入20～50g/t的活化剂，200～500g/t的调整剂，60～360g/t的捕收剂和10～30g/t的起泡剂；

所述调整剂优选采用碳酸钠，活化剂优选采用硫酸铜，所述捕收剂优选采用丁铵黑药、戊基黄药中的一种或两种，所述起泡剂优选采用松醇油、11#油中的一种或两种；

所述调整剂、活化剂、捕收剂优选质量浓度为10％-20％。

上述技术方案中，进一步地，所述分支浮选工艺中：

a系列的浮选操作过程为：a系列一道扫选工序得到的精矿进入一道精选工序，得到的尾矿进入a系列二道扫选工序；一道精选工序得到的精矿进入二道精选工序，得到的尾矿进入a系列一道扫选工序，二道精选工序得到的精矿作为优先浮选工艺的原矿，得到的尾矿进入一道精选工序；a系列二道扫选工序得到的精矿进入a系列一道扫选工序，得到的尾矿进入a系列三道扫选工序；a系列三道扫选工序得到的精矿进入a系列二道扫选工序，得到的尾矿为最终尾矿；

b系列的浮选操作过程为：b系列一道扫选工序得到的精矿进入a系列浮选操作的一道扫选工序，得到的尾矿进入b系列二道扫选工序；b系列二道扫选工序得到的精矿进入b系列一道扫选工序，得到的尾矿进入b系列三道扫选工序；b系列三道扫选工序得到的精矿进入b系列二道扫选工序，得到的尾矿为最终尾矿。

上述技术方案中，进一步地，所述混合精矿再选工艺中，一道精选工序得到的精矿进入二道精选工序，得到的尾矿作为优先浮选工序的原矿；二道精选工序得到的精矿为最终的精矿，得到的尾矿进入一道精选工序。

本发明高效浮选工艺适用于高砷高碳难选金矿，特别是金品位为2-3g/t的高砷高碳微细粒蚀变岩型的难选金矿，浮选指标稳定，有效解决了高砷高碳难选金矿浮选指标较低的问题，经该浮选工序得到的精矿品位可达30g/t以上，浮选回收率可提高到85％以上；本发明浮选工艺为高效回收利用高砷高碳难选金矿提供了新途径，具有很好的经济和社会效益。

附图说明

图1为本发明高效浮选工艺流程图。

具体实施方式

下面结合附图和具体实施例对本发明作进一步的说明；本实施例中g/t的重量比关系中的t是以矿石碎磨后的每吨矿粉量为计量单位，g为重量克数。

如图1，为本发明高效浮选工艺流程图，本实施例中的高效浮选工艺，包括以下步骤：

1)闪速浮选工艺；

将矿石破碎后进行一段磨矿处理，将矿料碎磨至粒度小于0.074mm占20％-30％，即矿石经磨碎后100重量份的磨碎矿粉中有20-30重量份的碎磨矿粉粒度小于0.074mm；所述一段磨矿优选磨碎至粒度小于0.074mm占22％。

将碎磨后的矿粉通过一段旋流器进行一段分级处理，在一段旋流器的底流中分别加入10～20g/t的硫酸铜作为活化剂，5～10g/t的丁铵黑药、戊基黄药或两者的混合物作为捕收剂，2～5g/t的11#油作为起泡剂；本实施例中优选加入10g/t的硫酸铜、6g/t的丁铵黑药、7g/t的戊基黄药、3.3g/t的11#油。

然后进入闪速浮选机进行闪速浮选，浮选时间为1-3min，优选为2min；浮选捕收得到闪浮精矿，其品位可达到20-30g/t。

闪速浮选后得到的尾矿再进入一段磨矿处理。

闪速浮选工艺中一段旋流器的溢流进入二段旋流器进行二段分级处理，二段旋流器沉砂口的底流进行二段磨矿处理，二段旋流器的溢流进入优先浮选工艺，作为优先浮选的原矿或原矿的组成部分。

二段分级处理中二段旋流器的底流进行二段磨矿，二段磨矿后再进入二段旋流器进行二段分级处理，二段磨矿将矿料磨至粒度为小于0.074mm占70％-80％；其中，二段磨矿优选磨碎至粒度小于0.074mm占74.5％。

2)优先浮选工艺；

在优先浮选的原矿中加入水，将矿浆浓度调至20％-40％，即100重量份的矿浆中含20-40重量份的碎磨矿粉；矿浆浓度优选为28％；在矿浆中加入300-2000g/t的碳酸钠作为调整剂，将矿浆ph调节至8.0-9.5，再加入50-100g/t的硫酸铜作为活化剂，然后依次加入60-360g/t的丁铵黑药、戊基黄药或两者的混合物作为捕收剂，10-30g/t的松醇油、11#油作为起泡剂。

优选地，优先浮选工艺中在矿浆中分别加入1500g/t的碳酸钠、100g/t的硫酸铜、80g/t的丁铵黑药、90g/t的戊基黄药和30g/t的11#油。

然后进行浮选操作，浮选捕收得到优浮精矿和优先浮选的尾矿。

本实施例中，优先浮选的原矿包括：

a矿：闪速浮选工艺二段分级处理中二段旋流器的溢流；其金品位为1.6～2g/t。其中，a矿在原矿中的重量占比在95％以上，优选95％-97％；

b矿：分支浮选工艺中得到的分支浮选精矿；其金品位为5～7g/t。其中，b矿在原矿中的重量占比为1％-2％；

c矿：混合精矿再选工艺中一道精选工序得到的尾矿；其金品位为6～8g/t。其中，c矿在原矿中的重量占比为2％-3％。

3)分支浮选工艺；

将优先浮选得到的尾矿均匀分为a、b两个系列分别进行浮选操作，其中a系列浮选操作包括三次扫选和二次精选工序，b系列浮选操作包括三次扫选工序；其中，b系列浮选操作中一道扫选得到的精矿进入a系列浮选操作的一道扫选工序；a系列浮选捕收得到分支浮选精矿，分支浮选精矿进入优先浮选工序。

分支浮选工艺中在进行浮选操作时的各工序中，加入20～50g/t的硫酸铜作为活化剂，200～500g/t的碳酸钠作为调整剂，60～360g/t的丁铵黑药、戊基黄药或两者的混合物作为捕收剂，10～30g/t的松醇油、11#油作为起泡剂。

优选地，分支浮选工艺中a系列一道扫选工序中分别加入500g/t的碳酸钠、50g/t的硫酸铜、60g/t的丁铵黑药、70g/t的戊基黄药和8g/t的11#油；a系列二道扫选工序中分别加入30g/t的丁铵黑药、35g/t的戊基黄药和4g/t的11#油；a系列三道扫选工序中分别加入15g/t的丁铵黑药、17.5g/t的戊基黄药和2g/t的11#油。

分支浮选b系列一道扫选工序中分别加入500g/t的碳酸钠、50g/t的硫酸铜、60g/t的丁铵黑药、70g/t的戊基黄药和8g/t的11#油；b系列二道扫选工序中分别加入30g/t的丁铵黑药、35g/t的戊基黄药和4g/t的11#油；b系列三道扫选工序中分别加入15g/t的丁铵黑药、17.5g/t的戊基黄药和2g/t的11#油。

具体地，本实施例的分支浮选工艺中：

a系列的浮选操作过程为：a系列一道扫选工序得到的精矿进入一道精选工序，得到的尾矿进入a系列二道扫选工序；一道精选工序得到的精矿进入二道精选工序，得到的尾矿进入a系列一道扫选工序，二道精选工序得到的精矿作为优先浮选工艺的原矿，得到的尾矿进入一道精选工序；a系列二道扫选工序得到的精矿进入a系列一道扫选工序，得到的尾矿进入a系列三道扫选工序；a系列三道扫选工序得到的精矿进入a系列二道扫选工序，得到的尾矿为最终尾矿；

b系列的浮选操作过程为：b系列一道扫选工序得到的精矿进入a系列浮选操作的一道扫选工序，得到的尾矿进入b系列二道扫选工序；b系列二道扫选工序得到的精矿进入b系列一道扫选工序，得到的尾矿进入b系列三道扫选工序；b系列三道扫选工序得到的精矿进入b系列二道扫选工序，得到的尾矿为最终尾矿。

4)混合精矿再选工艺；

将闪速浮选得到的闪浮精矿与优先浮选得到的优浮精矿进行浮选操作，所述浮选操作采用二次精选工序，浮选捕收得到最终的精矿。

具体地，本实施例的混合精矿再选工艺中，一道精选工序得到的精矿进入二道精选工序，得到的尾矿作为优先浮选工序的原矿；二道精选工序得到的精矿为最终的精矿，得到的尾矿进入一道精选工序。

通过上述浮选工艺，通过混合精矿再选工艺的二道精选工序所得到精矿的金品位可达30g/t以上。

本实施例中各工艺步骤中所采用的调整剂、活化剂、捕收剂质量浓度为10％-20％，优选为10％；其他药剂浓度为100％。

本实施例中高效浮选工艺得到的产品为精矿，精矿通过浓密、压滤脱水得到最终的金精粉矿，浮选工艺最终的尾矿排往尾矿库，固体存于库内，液体澄清处理后的水返回浮选工艺中循环使用，无废水外排，环境污染较小。该浮选工艺科学合理，可有效降低生产成本。

本发明的说明书和附图被认为是说明性的而非限制性的，在本发明基础上，本领域技术人员根据所公开的技术内容，不需要创造性的劳动就可以对其中一些技术特征做出一些替换和变形，均在本发明的保护范围内。