[發明專利]一種從高砷高硫難處理金礦中回收金的工藝

有效

• 申請號: 201010615239.1
• 申請日: 2010-12-20
• 公開（公告）號: CN102553706A
• 公開（公告）日: 2012-07-11
• 發明（設計）人: 李巖;徐政;宋永勝;周桂英;李文娟
• 申請（專利權）人: 北京有色金屬研究總院
• 主分類號: B03B7/00
• 分類號: B03B7/00;C22B11/00
• 代理公司: 北京北新智誠知識產權代理有限公司 11100
• 代理人: 郭佩蘭

技術領域

本發明涉及一種從含砷含硫難處理金礦中回收金的工藝，尤其是處理高砷高硫金礦，且金在原礦各組分中均有較高含量時，具有較好的效果。

背景技術

傳統高砷高硫金礦處理工藝是礦石破碎、磨礦，根據物質組成及金在各組分中的分布情況，采用浮選法或重選法處理。經該工藝處理，所得精礦品位、回收率均較低，且當黃鐵礦品位較高，金大量分布在黃鐵礦中時無法得到合格的金精礦。因此，有必要提供一種新工藝。

發明內容

本發明的目的是提供一種從高砷高硫難處理金礦中回收金的工藝，本工藝可大幅提高金精礦品位，同時，將大部分砷富集到金精礦中，提高硫的利用率。

為達到上述發明目的，本發明采用以下技術方案：

(1)、原礦首先經磨礦分級搖床分離出自然金和毒砂，得到金精礦1、尾礦1或尾礦2；

(2)、若(1)中尾礦含硫量較低，即得到尾礦1，則處理后直接送尾礦庫；若(1)中尾礦含硫量較高，即得到尾礦2，則需經磨礦浮選處理，得到硫精礦和尾礦1；

(3)、將搖床中礦進一步細磨浮選，浮選尾礦為硫精礦，浮選精礦為金精礦2或含金硫精礦；

(4)、若(3)中浮選精礦含金品位較高，即得到金精礦2.；若(3)中浮選精礦含金品位較低，即得到含金硫精礦，則需磨礦分級后進一步經搖床富集得金精礦2，搖床尾礦為硫精礦。

所述的(1)中的磨礦分級的細度為-0.1mm或-0.15mm；所述(2)、(3)中磨礦的細度滿足-0.074mm?60％～80％的粒度要求；所述(4)中的磨礦分級的細度為-0.074mm或-0.09mm。

本發明的優點是：

新工藝通過重選浮選交替結合的處理方式，大幅提高金精礦品位，同時，將大部分砷富集到金精礦中，提高硫的利用率。在處理黃鐵礦品位較高，金大量分布在黃鐵礦中的礦樣時，仍能得到一定量的合格金精礦。

附圖說明

圖1為本發明的工藝流程圖

具體實施方式

如工序1，2所示，將高砷高硫難處理金礦(下稱原礦)通過磨礦分級，得到適合礦物初步選別的粒度。分級產品進入搖床重選工藝。

如工序3所示，通過搖床重選，首先將自然金及毒砂進行富集，得到金精礦1；搖床中礦進入下一步工序4處理。搖床尾礦若其中含硫很低，即得到尾礦1則直接處理后送尾礦庫；若尾礦中硫含量較高，即得到尾礦2，則需進入工序6磨礦處理，使黃鐵礦充分單體解離，磨礦后的產品進入工序7進行浮選，得到合格的硫精礦和尾礦1。

如工序4所示，搖床中礦進入磨礦工序，將礦物細磨至合適粒度，磨礦后產品進入浮選工序。

如工序5所示，磨礦后的產品經浮選，得到含金品位較高的金精礦2，浮選尾礦即合格的硫精礦。若得到的精礦含金品位較低，即得到金精礦3，則需進一步經工序8、9所示的磨礦分級處理，分級后的產品經工序10搖床處理得到金精礦2，搖床尾礦即為合格的硫精礦。

以上所述的高砷高硫難處理金礦中金的含量2～3g/t，硫的含量＞25％，砷的含量＞1％。工序1、2磨礦分級細度為-0.1mm或-0.15mm，工序8、9磨礦分級細度為-0.074mm或-0.090mm，工序4、6磨礦細度為-0.074mm60％～80％，工序5浮選時采用石灰做調整劑，pH值保持10～11；捕收劑用量100～200g/t，起泡劑用量10～20g/t，工序6采用硫酸銅做調整劑，用量50～100g/t，捕收劑用量50～100g/t，起泡劑用量10～20g/t，工序3、10搖床產品個數＞6，通過分析化驗每個產品的金、砷、硫的含量確定每個產品的精礦尾礦歸屬。最終金精礦1的金品位＞30％，金精礦2的金品位＞16％，金總回收率大于60％；硫品位大于35％，回收率＞75％。

具體實施方式

實施例

該新工藝應用于某高砷高硫難處理金礦。安徽某高砷高硫金礦中的金屬礦物主要是黃鐵礦(部分碎裂、蝕變為膠黃鐵礦)、磁黃鐵礦、毒砂等，局部礦塊見有少量閃鋅礦、方鉛礦、黃銅礦等其它金屬硫化物；脈石礦物很少，主要是碳酸鹽礦物方解石和白云石，其次為粘土礦物、蝕變礦物綠泥石和絹云母，及少量石英、長石等。金部分為以微細粒形態存在的自然金，大部分與砷黃鐵礦、膠黃鐵礦及脈石密切共生，極難解離。總體而言，該礦含砷、含硫高，金難以解離，屬于典型的難處理金礦。

(1)如附圖所示，原礦首先經磨礦分級至-0.1mm，使其中的大部分自然金及毒砂充分單體解離；