一种含硫含颗粒金矿石综合回收方法与流程

本发明属于金矿石选矿方法技术领域，尤其涉及一种含硫含颗粒金矿石综合回收方法。

背景技术：

采用浮选工艺对含硫矿石进行回收，常因原矿中含硫，致使金精矿金品位过低，销售加工成本居高不下；而传统浮选对大颗粒单体金以及不易上浮的粒状板状等颗粒金回收效果不理想，造成金属流失，降低资源利用率。因此，开发一种高效合理的含硫含颗粒金矿石选矿方法具有重要意义。

技术实现要素：

为了克服上述问题，本发明提供一种含硫含颗粒金矿石综合回收方法，是一种回收率高、金精矿品位高，且环保的含硫含颗粒金矿石的选矿方法。

一种含硫含颗粒金矿石综合回收方法，技术方案包括以下步骤：

步骤一，原矿磨矿后进行一级或多级重选，获得重选金精矿和重选中矿；

步骤二，原矿经过一级重选后的尾矿进行浮选，获得浮选金精矿；

步骤三，浮尾重选：浮选的尾矿磨矿后进行一级重选，一级重选后得到的精矿再磨矿进行二次重选，获得浮尾重选金精矿；

步骤三，浮尾重选金精矿与步骤二中所得浮选金精矿混合，获得综合金精矿。

所述步骤二中的浮选作业中粗选和一次扫选时均添加硫酸铵作为活化剂。

所述的磨矿和粗选添加石灰，且维持粗选矿浆ph值在8.5-9.5之间。

所述步骤一中进行重选的矿石磨矿粒度由矿石性质决定。

所述浮选矿石细度根据矿石性质下不同细度单体解离度选择，中矿循序返回。

本发明方法中所述的含硫含颗粒金矿石是指硫含量为质量百分比在2.46-4.12％之间，且含金的粒度大于0.053mm质量百分比含量35％以上的含硫含颗粒金矿石。

本发明的有益效果：

本发明所述的一种含硫含颗粒金矿石综合回收方法，由原矿经过磨矿后进行原矿重选，原矿重选后进行浮选，浮选的尾矿进行浮尾重选；原矿重选设立于磨矿分级回路中，对磨矿过程产生的颗粒单体金进行提前回收；在磨矿和粗选添加石灰作抑制剂，加入石灰中后ca²⁺离子可以作用于矿浆中黄铁矿表面，控制粗选矿浆ph值在8.5-9.5，可以高效的选择性抑制黄铁矿，而使得含金黄铁矿和单体金上浮；浮选作业的粗选和扫一加入硫酸铵作活化剂，nh4⁺可有效作用于金表面，强化金捕收剂-黄药在金矿物表面的吸附效果，提高捕收剂对金的捕收，可以大幅提高浮选金精矿的金品位；浮尾重选后再磨再重选，可以再次提高金的单体解离度，再次回收原矿重选和浮选流失的金；该方法可获得含金大于910g/t的重选金精矿，含金大于200g/t的重选中矿，含金大于28g/t的综合金精矿，总回收率达92％以上，同时该方法具有药剂用量少、成本低、环保的特点，是一种高效回收含硫含颗粒金矿石的选矿方法。

附图说明

图1为本发明实施例工艺流程图。

具体实施方式

一种含硫含颗粒金矿石综合回收方法，技术方案包括以下步骤：

步骤一，原矿经过磨矿后进行一级或多级重选，获得重选金精矿和重选中矿；

步骤二，原矿经过一级重选后的尾矿进行浮选，获得浮选金精矿；

步骤三，浮尾重选：浮选的尾矿磨矿后进行一级重选，一级重选后得到的精矿再磨矿进行二次重选，获得浮尾重选金精矿；

步骤三，浮尾重选金精矿与步骤二中所得浮选金精矿混合，获得综合金精矿。

所述步骤二中的浮选作业，可根据需要选择次数，其中粗选和一次扫选时均添加硫酸铵作为活化剂，用硫酸铵活化金。

所述的磨矿和粗选添加石灰抑制剂，用石灰抑制硫，石灰用量根据矿浆ph值进行调整，且维持粗选矿浆ph值在8.5-9.5之间，ph值根据浮选金精矿品位和浮选回收率进行调整。

所述步骤一中原矿重选属于磨矿分级回路中，进行重选的矿石磨矿粒度由矿石性质决定。

所述浮选矿石细度根据矿石性质下不同细度单体解离度选择，中矿循序返回，即扫选一精矿和精选一尾矿返回粗选，扫选二精矿返回扫选一，精选二尾矿返回精选一。

本发明方法中所述的含硫含颗粒金矿石是指硫含量为质量百分比在2.46-4.12％之间，且含金的粒度大于0.053mm质量百分比含量35％以上的含硫含颗粒金矿石。

实施例1

本实施例中含硫含颗粒金矿石指矿石中硫含量为质量百分比2.54％，且含金粒度大于0.053mm质量百分比含量38.94％，在磨矿和粗选中添加石灰作抑制剂，选择性抑制黄铁矿；浮选作业的粗选和扫一加入硫酸铵作活化剂，强化金捕收剂——黄药在金矿物表面的吸附效果，提高捕收剂对金的捕收。具体实施方式是：

步骤一，原矿经过磨矿后进行二级重选，具体为先经过尼尔森选矿机进行重选，重选后的精矿通过摇床进行二级重选，获得重选金精矿和重选中矿；原矿重选位于磨矿分级回路中；

步骤二，原矿经过尼尔森选矿机重选后的尾矿进行浮选，浮选包括一次粗选，两次扫选和两次精选，两次精选后获得浮选金精矿；

步骤三，浮尾重选：浮选的尾矿即经过两次扫选后的尾矿磨矿后通过选矿旋流器进行一级重选，一级重选后得到的精矿再磨矿通过摇床进行二次重选，获得浮尾重选金精矿；

步骤三，浮尾重选金精矿与步骤二中所得浮选金精矿混合，获得综合金精矿。

所述步骤二中的浮选作业中扫选和精选可根据需要选择次数，其中粗选和一次扫选时均添加硫酸铵作为活化剂，用硫酸铵活化金。

所述的磨矿中和粗选添加石灰抑制剂，用石灰抑制硫，石灰用量根据矿浆ph值进行调整，维持粗选矿浆ph值在8.5-9.25之间，ph值根据浮选金精矿品位和浮选回收率进行调整。

所述步骤一中原矿重选属于磨矿分级回路中，进行重选的矿石磨矿粒度由矿石性质决定。

所述浮选矿石细度根据矿石性质下不同细度单体解离度选择，中矿循序返回，即扫选一精矿精选一尾矿返回粗选，扫选二精矿返回扫选一，精选二尾矿返回精选一。

所述浮选作业中粗选、扫选根据需要添加复合黄药类捕收剂和起泡剂2号油。

试验结果：

本实施例中原矿含金1.372g/t，经过本方法试验后得到的尾矿中含金0.098g/t。

步骤一原矿经过两级重选后获得含金962.82g/t的重选金精矿，含金226.2g/t的重选中矿，以及含金30.26g/t的综合金精矿，通过计算得到总回收率(取小数点后两位)：(1.372-0.098)/1.372*100＝92.86％，总回收率达到92.86％。

实施例2

本实施例中含硫含颗粒金矿石指矿石中硫含量为质量百分比3.01％，且含金粒度大于0.053mm质量百分比含量45.12％，在磨矿和粗选中添加石灰作抑制剂，选择性抑制黄铁矿；浮选作业的粗选和扫一加入硫酸铵作活化剂，强化金捕收剂——黄药在金矿物表面的吸附效果，提高捕收剂对金的捕收。具体实施方式是：

步骤一，原矿经过磨矿后进行二级重选，具体为先经过尼尔森选矿机进行重选，重选后的精矿通过摇床进行二级重选，获得重选金精矿和重选中矿；原矿重选位于磨矿分级回路中；

步骤二，原矿经过尼尔森选矿机重选后的尾矿进行浮选，浮选包括一次粗选，两次扫选和两次精选，两次精选后获得浮选金精矿；

步骤三，浮尾重选：浮选的尾矿即经过两次扫选后的尾矿磨矿后通过选矿旋流器进行一级重选，一级重选后得到的精矿再磨矿通过摇床进行二次重选，获得浮尾重选金精矿；

步骤三，浮尾重选金精矿与步骤二中所得浮选金精矿混合，获得综合金精矿。

所述步骤二中的浮选作业中扫选和精选可根据需要选择次数，其中粗选和一次扫选时均添加硫酸铵作为活化剂，用硫酸铵活化金。

所述的磨矿中和粗选添加石灰抑制剂，用石灰抑制硫，石灰用量根据矿浆ph值进行调整，维持粗选矿浆ph值在9.25-9.5之间，ph值根据浮选金精矿品位和浮选回收率进行调整。

所述步骤一中原矿重选属于磨矿分级回路中，进行重选的矿石磨矿粒度由矿石性质决定。

所述浮选矿石细度根据矿石性质下不同细度单体解离度选择，中矿循序返回，即扫选一精矿精选一尾矿返回粗选，扫选二精矿返回扫选一，精选二尾矿返回精选一。

所述浮选作业中粗选、扫选根据需要添加复合黄药类捕收剂和起泡剂2号油。

试验结果：

本实施例中原矿含金1.248g/t，经过本方法试验后得到的尾矿中含金0.093g/t。

步骤一原矿经过两级重选后获得含金986.68g/t的重选金精矿，含金236.2g/t的重选中矿，以及含金28.15g/t的综合金精矿，通过计算得到总回收率(取小数点后两位)：(1.248-0.093)/1.248*100＝92.55％，总回收率达92.55％。