阅读说明：本技术 一种含金硫化矿石的选矿方法 (Beneficiation method for gold-bearing sulfide ore ) 是由 逄文好 郝福来 王铜 宋超 于 2019-11-08 设计创作，主要内容包括：本发明提供一种含金硫化矿石的选矿方法,属于矿物加工技术领域。原矿粉矿经磨矿分级作业后,得到细度在-0.074mm含量占58％～63％之间,矿浆质量百分浓度在28％～33％之间的矿浆；矿浆中加入硫化矿物捕收剂、起泡剂,调浆后进入浮选作业。经粗选作业得粗选精矿,粗选精矿进入各级精选作业,经多次精选得到最终精矿；粗选尾矿进入水力旋流器分级,水力旋流器的沉砂返回磨矿机,水力旋流器的溢流进入各级扫选作业,经多次扫选得到最终尾矿。本发明利于金矿物的充分解离,利于浮选对连生金矿物的选择性选别,既可保证了精矿品位合格,又可提高金的回收率。本发明工艺流程简单,生产成本低,选矿指标理想。(The invention provides a beneficiation method of gold-containing sulfide ore, belonging to the technical field of mineral processing. Grinding and grading the raw ore powder to obtain ore pulp with the fineness of-0.074 mm and the content of 58-63 percent and the mass percentage concentration of 28-33 percent; adding sulfide mineral collecting agent and foaming agent into the ore pulp, mixing the pulp, and then carrying out flotation operation. Roughing operation is carried out to obtain roughing concentrate, the roughing concentrate enters each stage of concentration operation, and final concentrate is obtained after multiple times of concentration; and (3) the roughed tailings enter a hydrocyclone for grading, settled sand of the hydrocyclone returns to an ore mill, overflow of the hydrocyclone enters scavenging operation of each stage, and the final tailings are obtained through multiple scavenging. The invention is beneficial to the full dissociation of the gold mineral, is beneficial to the selective separation of the flotation on the continuous gold mineral, can ensure the qualified grade of the concentrate and can improve the recovery rate of gold. The invention has simple process flow, low production cost and ideal mineral dressing index.)

一种含金硫化矿石的选矿方法

技术领域

本发明属于矿物加工技术领域，尤其涉及一种含金硫化矿石的选矿方法。

背景技术

浮选是处理含金硫化矿石的主要选矿方法之一，该工艺因流程简单、环境友好、生产成本低而被广泛应用。

常规浮选工艺流程简单实用，能满足大多数矿石的选别需要，但是针对嵌布粒度复杂的含金矿石的选别，常规工艺会出现金精矿品位不够，连生金矿物解离度不够回收效果差，选矿回收率偏低，目的矿物过磨等问题。

发明内容

本发明提供一种含金硫化矿石的选矿方法，以解决针对嵌布粒度复杂的含金矿石的选别，常规工艺会出现金精矿品位不够，连生金矿物解离度不够回收效果差，选矿回收率偏低，目的矿物过磨等问题。

本发明采取的技术方案是，包括下列步骤：

原矿粉矿经磨矿分级作业后，得到细度在-0.074mm含量占58％～63％之间，矿浆质量百分浓度在28％～33％之间的矿浆；按矿浆中固体质量0.08‰～0.15‰的量加入选择性好的硫化矿物捕收剂，按矿浆中固体质量0.02‰～0.05‰的量加入起泡剂，调浆后进入浮选作业。经粗选作业得粗选精矿，粗选精矿进入各级精选作业，经多次精选得到最终精矿；粗选尾矿进入水力旋流器分级，水力旋流器的沉砂返回磨矿分级作业再磨，水力旋流器的溢流进入各级扫选作业，经多次扫选得到最终尾矿；

本发明所述硫化矿物捕收剂采用丁基黄药；

本发明所述起泡剂采用松醇油；

本发明所述精选作业共两次；

本发明所述水力旋流器的溢流进入各级扫选作业，共三次。

本发明的优点是：粗选作业尾矿未直接进入扫选作业，而是通过水力旋流器分级，，水力旋流器的沉砂返回磨矿分级作业再磨，既可使未解离的矿物颗粒充分单体解离，又可防止过磨；水力旋流器的溢流进入各级扫选作业。该工艺利于金矿物的充分解离，利于浮选对连生金矿物的选择性选别，既可保证了精矿品位合格，又可提高金的回收率。本工艺流程简单，生产成本低，选矿指标理想，能高效回收含金硫化矿石中的金矿物，最大限度地利用现有资源，获得质量合格的选矿产品。

具体实施方式

下面结合实施例对本发明做进一步描述。

实施例1

该实施例处理的矿石来辽宁某含金硫化矿，原矿金品位1.28g/t，包括以下步骤：

(1)原矿样磨矿分级至-0.074mm含量占58％，矿浆浓度33％，按矿浆中固体质量的0.15‰的量加入丁基黄药作为捕收剂，按矿浆中固体质量的0.02‰的量加入松醇油作为起泡剂，调浆；

(2)将步骤(1)得到的矿浆按以下流程选别：经粗选作业得粗选精矿，粗选精矿进入各级精选作业，共两次，第二次精选得到最终精矿；粗选尾矿进入水力旋流器分级，水力旋流器的沉砂返回磨矿分级作业再磨，水力旋流器的溢流进入各级扫选作业，共三次，第三次扫选得到最终尾矿；

最终得到的金精矿中，金品位保持在40g/t～43g/t之间，金的回收率89.5％，获得了良好的选矿指标。

实施例2

以内蒙古某含金硫化矿石为矿样，原矿金品位1.49g/t，具体包括以下步骤：

(1)原矿样磨矿分级至-0.074mm含量占63％，矿浆浓度28％，按矿浆中固体质量的0.08‰的量加入丁基黄药作为捕收剂，按矿浆中固体质量的0.03‰的量加入松醇油作为起泡剂，调浆；

(2)将步骤(1)得到的矿浆按以下流程选别：经粗选作业得粗选精矿，粗选精矿进入各级精选作业，共三次，第三次精选得到最终精矿；粗选尾矿进入水力旋流器分级，水力旋流器的沉砂返回磨矿分级作业再磨，水力旋流器的溢流进入各级扫选作业，共三次，第三次扫选得到最终尾矿；

最终得到的金精矿中，金品位保持在45g/t～48g/t之间，金的回收率90.2％，获得了良好的选矿指标。

实施例3

以河南某含金硫化矿石为矿样，原矿金品位1.08g/t，具体包括以下步骤：

(1)原矿样磨矿分级至-0.074mm含量占60％，矿浆浓度30％，按矿浆中固体质量的0.12‰的量加入丁基黄药作为捕收剂，按矿浆中固体质量的0.05‰的量加入松醇油作为起泡剂，调浆；

(2)将步骤(1)得到的矿浆按以下流程选别：经粗选作业得粗选精矿，粗选精矿进入各级精选作业(共两次)，第二次精选得到最终精矿；粗选尾矿进入水力旋流器分级，水力旋流器的沉砂返回磨矿分级作业再磨，水力旋流器的溢流进入各级扫选作业(共三次)，第三次扫选得到最终尾矿；

最终得到的金精矿中，金品位保持在42g/t～45g/t之间，金的回收率88.7％，获得了良好的选矿指标。