一种高硫高砷金矿的浮选分离方法技术

本发明专利技术公开了一种高硫高砷金矿的浮选分离方法，属于矿物加工技术领域，包括：(1)将原矿磨矿至预定细度；(2)对磨矿产品进行摇床选别处理，以回收原矿中解离出来的自然及原生金；(3)将摇床尾矿合并后进行浮选作业，加入水玻璃、含‑OH和‑O‑基的大分子药剂作为组合抑制剂，加入硫酸铜作为活化剂，充分搅拌后，加入捕收剂和起泡剂，浮选分离后得到金精矿。本发明专利技术所述高硫高砷金矿的浮选分离方法，采用重‑浮联合工艺流程回收金，强化对金的回收，加入含‑OH和‑O‑基的大分子药剂，加强对绿泥石、滑石等层状硅酸盐矿物脉石矿物的抑制作用，实现载金矿物与脉石矿物的高效分离，从而保证金精矿的品位，该工艺操作简单、对矿石适应性强，能够满足工业生产要求。

Flotation separation method of high sulfur and high arsenic gold ore

The invention discloses a flotation separation method for high sulfur and high arsenic gold ore, which belongs to the technical field of mineral processing, including: (1) grinding raw ore to a predetermined fineness; (2) shaking-bed separation of grinding products to recover free natural and primary gold from raw ore; (3) combining shaking-bed tailings for flotation operation and adding them. Sodium silicate, macromolecule reagents containing OH and O groups are used as combined inhibitors, copper sulfate is added as activator, after full stirring, collector and foaming agent are added, and gold concentrate is obtained after flotation separation. The flotation separation method of the high-sulfur and high-arsenic gold ore in the invention adopts the combined process of heavy flotation to recover gold, strengthens the recovery of gold, adds macromolecular reagents containing OH and O_base, strengthens the inhibition effect on layered silicate gangue minerals such as chlorite and talc, and realizes the high efficiency of gold-carrying minerals and gangue minerals. Separation ensures the grade of gold concentrate. The process is simple to operate and has strong adaptability to ores. It can meet the requirements of industrial production.

【技术实现步骤摘要】
一种高硫高砷金矿的浮选分离方法
本专利技术属于矿物加工
，涉及一种高硫高砷金矿的浮选分离方法。
技术介绍
难选金矿资源的回收利用已日渐受到重视，其中，高砷高硫金矿的选别最受关注。高砷高硫金矿中金以不同的形式存在，其中一部分以自然及原生金的形式存在，一部分存在于黄铁矿中，一部分存在于砷黄铁矿中，其余的存在于其它硫化矿或氧化矿中。由于这种矿石中金普遍堪布粒度较细，且浮选法是最常规且有效的选矿方法，浮选前对矿石进行破碎、磨矿显得尤为重要。而这种金矿中又常伴生有绿泥石、滑石、云母、高岭石等层状硅酸盐类矿物，层状硅酸盐矿物属于易碎矿石，在磨矿的过程中很容易产生大量矿泥，使矿浆浮选环境恶化，极细的层状硅酸盐矿物颗粒因具有较强的表面能，因此，极易在目的矿物表面形成罩盖使有用矿物很难分离出来，造成浮选指标恶化，同时，会消耗大量浮选药剂，增加选矿企业的生产成本。目前，在高硫高砷浮选中抑制硅酸盐矿物主要采用的抑制剂为水玻璃，但是水玻璃存在以下问题：药剂用量大，抑制效果较差，精矿沉降过滤困难，从而导致金的回收率较低。
技术实现思路
本专利技术的目的在于提供一种金回收率高、药剂用量小的高硫高砷金矿的浮选分离方法。本专利技术提供一种高硫高砷金矿的浮选分离方法，包括以下步骤：(1)将原矿磨矿至预定细度，得到磨矿产品；(2)对磨矿产品进行摇床选别处理，以回收原矿中解离出来的自然及原生金，获得摇床精矿和摇床尾矿；(3)将摇床尾矿合并后进行浮选作业，加入水玻璃、含-OH和-O-基的大分子药剂作为组合抑制剂，然后加入硫酸铜作为活化剂，充分搅拌后，加入捕收剂和起泡剂，浮选分离后得到金精矿。优选的，所述含-OH和-O-基的大分子药剂为古尔胶、羧甲基淀粉、羧甲基纤维素和苛化淀粉中的一种或多种。优选的，所述步骤(1)中，将原矿磨矿至-0.074mm占60％～85％。优选的，所述步骤(2)中，摇床选别段数为1～3段。优选的，所述步骤(3)中，捕收剂采用丁基黄药、乙基黄药和丁胺黑药中的一种或多种。优选的，所述步骤(3)中，起泡剂采用2#油、甲基戊醇中的一种或多种。优选的，所述步骤(3)中，浮选分离过程采用一次粗选、两次扫选、两次精选流程。优选的，所述粗选作业的药剂制度：水玻璃1000～1500g/t、含-OH和-O-基的大分子药剂300～500g/t、硫酸铜50～100g/t、捕收剂100～180g/t、起泡剂20～60g/t。优选的，所述扫选作业的药剂制度：第一次扫选添加水玻璃500g/t、含-OH和-O-基的大分子药剂75～150g/t、捕收剂50～60g/t；第二次扫选添加水玻璃500g/t、含-OH和-O-基的大分子药剂75～150g/t、捕收剂50～60g/t。优选的，所述精选作业的药剂制度：第一次精选添加水玻璃250～500g/t、含-OH和-O-基的大分子药剂75～100g/t；第二次精选添加水玻璃250～500g/t、含-OH和-O-基的大分子药剂75～100g/t。本专利技术所述高硫高砷金矿的具体成分为：Au品位为15.96～38.73g/t，As品位为2.42～8.19％，S品位为3.97～9.00％，滑石含量为15～40wt％，绿泥石含量为12～20wt％。本专利技术中所述的“g/t”是指药剂相对于原矿的添加量，如水玻璃的用量是500g/t，是指处理一吨原矿需要加入水玻璃500g。与现有技术相比，本专利技术的有益技术效果为：本专利技术所述高硫高砷金矿的浮选分离方法，采用水玻璃、含-OH和-O-基的大分子药剂作为组合抑制剂，水玻璃在矿浆中的Si(OH)4-和SiO2(OH)22-可吸附在某些矿物表面，形成类似于羟基化石英表面的结构；含-OH和-O-基的大分子药剂能够在脉石矿物表面产生较强的吸附，以此增强脉石矿物的亲水性，两种组分的协同效应使组合抑制剂的抑制作用增强，该组合抑制剂针对层状硅酸盐矿物为主要脉石矿物的高硫高砷金矿，其选择性抑制能力强，药剂用量小，适合于含绿泥石、滑石、云母、高岭石等层状硅酸盐脉石矿物的高硫高砷金矿浮选。本专利技术所述高硫高砷金矿的浮选分离方法，采用重-浮联合工艺流程回收金，强化对金的回收，加入含-OH和-O-基的大分子药剂，加强对绿泥石、滑石等层状硅酸盐矿物脉石矿物的抑制作用，实现载金矿物与脉石矿物的高效分离，从而保证金精矿的品位，该工艺操作简单、成本较低、对矿石适应性强，能够满足工业生产要求。附图说明图1为本专利技术实施例1高硫高砷金矿的浮选分离方法的工艺流程图。图2为本专利技术实施例2高硫高砷金矿的浮选分离方法的工艺流程图。具体实施方式下面将对本专利技术实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述，显然，所描述的实施例仅仅是本专利技术一部分实施例，而不是全部实施例，基于本专利技术中的实施例，本领域普通技术人员在没有做出创造性劳动前提下所获得的所有其他实施例，都属于本专利技术保护的范围。实施例1某金矿石中Au品位为15.92g/t，As品位2.42％，S品位3.97％，滑石含量15wt％，绿泥石含量12wt％。金矿物粒度微细，金矿物相分析如表1，选别工艺条件如图1：表1金矿物相分析结果重选段采用三段摇床重选，每段摇床尾矿合并进行浮选，浮选作业采用一粗两扫两精流程，粗选作业的药剂制度：水玻璃1000g/t、古尔胶300g/t、硫酸铜50g/t、丁基黄药100g/t、2#油60g/t；扫选作业的药剂制度：第一次扫选添加水玻璃500g/t、古尔胶75g/t、丁基黄药50g/t；第二次扫选添加水玻璃500g/t、古尔胶75g/t、丁基黄药50g/t；精选作业的药剂制度：第一次精选添加水玻璃500g/t、古尔胶75g/t；第二次精选添加水玻璃500g/t、古尔胶75g/t。浮选分离选别试验结果如表2：表2浮选分离的试验结果由表2可知，重选获得的精矿K1中Au品位为91.24g/t，Au回收率为60.29％；浮选获得的精矿K2中Au品位为43.15g/t，Au回收率为30.49％。实施例2某金矿石中Au品位为38.73g/t，As品位8.19％，S品位9.00％，滑石含量40wt％，绿泥石含量20wt％。金矿物粒度微细，金矿物相分析如表3，选别工艺条件如图2：表3金物相分析结果重选段采用一段摇床重选，摇床尾矿进行浮选，浮选作业采用一粗两扫两精流程，粗选作业的药剂制度：水玻璃1500g/t、羧甲基纤维素250g/t、苛化淀粉250g/t、硫酸铜100g/t、丁基黄药90g/t、丁胺黑药90g/t、甲基戊醇20g/t；扫选作业的药剂制度：第一次扫选添加水玻璃500g/t、羧甲基纤维素75g/t、苛化淀粉75g/t、丁基黄药30g/t、丁胺黑药30g/t；第二次扫选添加水玻璃500g/t、羧甲基纤维素75g/t、苛化淀粉75g/t、丁基黄药30g/t、丁胺黑药30g/t；精选作业的药剂制度：第一次精选添加水玻璃250g/t、羧甲基纤维素50g/t、苛化淀粉50g/t；第二次精选添加水玻璃250g/t、羧甲基纤维素50g/t、苛化淀粉50g/t，选别试验结果如表4：表4浮选分离的试验结果由表4可知，重选获得的精矿K1中Au品位为288.16g/t，Au回收率为78.27％；浮选获得的精矿K2中Au品位为65.31g/t，Au回收率为18.97％。对比例1以实施例1中本文档来自技高网...

【技术保护点】
1.一种高硫高砷金矿的浮选分离方法，其特征在于，包括以下步骤：(1)将原矿磨矿至预定细度，得到磨矿产品；(2)对磨矿产品进行摇床选别处理，以回收原矿中解离出来的自然及原生金，获得摇床精矿和摇床尾矿；(3)将摇床尾矿合并后进行浮选作业，加入水玻璃、含‑OH和‑O‑基的大分子药剂作为组合抑制剂，然后加入硫酸铜作为活化剂，充分搅拌后，加入捕收剂和起泡剂，浮选分离后得到金精矿。

【技术特征摘要】
1.一种高硫高砷金矿的浮选分离方法，其特征在于，包括以下步骤：(1)将原矿磨矿至预定细度，得到磨矿产品；(2)对磨矿产品进行摇床选别处理，以回收原矿中解离出来的自然及原生金，获得摇床精矿和摇床尾矿；(3)将摇床尾矿合并后进行浮选作业，加入水玻璃、含-OH和-O-基的大分子药剂作为组合抑制剂，然后加入硫酸铜作为活化剂，充分搅拌后，加入捕收剂和起泡剂，浮选分离后得到金精矿。2.根据权利要求1所述高硫高砷金矿的浮选分离方法，其特征在于，所述含-OH和-O-基的大分子药剂为古尔胶、羧甲基淀粉、羧甲基纤维素和苛化淀粉中的一种或多种。3.根据权利要求1所述高硫高砷金矿的浮选分离方法，其特征在于，所述步骤(1)中，将原矿磨矿至-0.074mm占60％～85％。4.根据权利要求1所述高硫高砷金矿的浮选分离方法，其特征在于，所述步骤(2)中，摇床选别段数为1～3段。5.根据权利要求1所述高硫高砷金矿的浮选分离方法，其特征在于，所述步骤(3)中，捕收剂采用丁基黄药、乙基黄药和丁胺黑药中的一种或多种。6.根据权利要求1所述高硫高砷金矿的浮选分离方法，其特征在于，所述步骤(3)中，起泡剂采用...

【专利技术属性】
技术研发人员：焦芬，张政权，覃文庆，李卫，王旭，薛凯，任满年，宋小恒，
申请(专利权)人：中南大学，洛阳振北工贸有限公司，
类型：发明
国别省市：湖南,43