CN106513181A - 一种硫化矿含金矿石的浮选方法 - Google Patents
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Abstract
本发明涉及一种硫化矿含金矿石的浮选方法,将碳酸钠1000‑1200g/t,丁铵黑药40‑50g/t、O‑异丙基‑N‑乙基硫逐氨基甲酸酯40‑50g/t、待磨浮处理的硫化矿含金矿石一起加入球磨机中磨细至‑0.074mm,该粒度占按重量百分比计90%‑95%,其中丁铵黑药作为捕收剂。优点是:本发明流程简单、易行,捕收剂用量少,搅拌及浮选时间短。不仅可提高资源利用率,而且可显著降低选矿成本。在闭路浮选精矿品位提高或相当的前提下,精矿中金的回收率可提升5%‑8%。捕收剂用量降低20%‑30%,搅拌时间缩短40%‑50%。
Description
技术领域
本发明属于选矿领域,尤其涉及一种黄铁矿及毒砂等硫化矿含金矿石的浮选方法。
背景技术
含金矿石是重要矿产资源,在国民经济中有重要地位。常用的含金矿物主要有自然金、金银矿及银金矿等。金在地壳中的平均含量为约1亿分之1.1,一般工业价值的金矿中金的品位在2-3克/吨。金在地壳中具有亲硫性和亲铁性,常与硫化物如黄铁矿、毒砂、方铅矿等密切共生。黄铁矿及毒砂等硫化矿含金矿石的浮选的实质是对矿石中的硫化物浮选,金元素通过硫化物的富集而富集,即黄铁矿及毒砂等硫化矿相当于为金的载团体矿物。一般,现场生产及实验室实验常用的浮选方法是对黄铁矿及毒砂等硫化矿含金矿石进行破碎磨矿,达到适宜浮选的磨矿细度,将调整剂硫酸、石灰、碳酸钠及硫酸铜等调整剂加入搅拌桶或浮选槽中搅拌一定时间,再将黑药类、黄药类或酯类等捕收剂及起泡剂加入另一搅拌桶或浮选槽中进行浮选。黄铁矿及毒砂等硫化矿含金矿石以细粒、微细粒嵌为主,随着矿产资源的加工利用,目前需处理的矿石的更是经微细粒嵌布的难选矿石为主。浮选工因存在捕收剂耗量大,浮选时间长及金回收率低等问题。因此,推出一种工艺简单,操作方便,成本低的黄铁矿及毒砂等硫化矿含金矿石的浮选方法具有重要意义。
发明内容
为克服现有技术的不足,本发明的目的是提供一种硫化矿含金矿石的浮选方法,工艺相对简单,操作方便,降低成本,提高金的回收率。
为实现上述目的,本发明通过以下技术方案实现:
一种硫化矿含金矿石的浮选方法,包括以下步骤:
a.将碳酸钠1000-1200g/t,丁铵黑药40-50g/t、O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯40-50g/t、待磨浮处理的硫化矿含金矿石一起加入球磨机中磨细至-0.074mm,该粒度占按重量百分比计90%-95%,其中丁铵黑药作为捕收剂;
b.对磨后矿浆进行一次粗选、一次精选、一次扫选、精选尾矿及扫选精矿返回至球磨矿的闭路浮选试验:磨矿矿浆进入浮选机中,浮选机中矿石浓度质量百分比为30%-35%,加入起泡剂11号油25-30g/t,搅拌0.5-1min开始浮选,浮选时间为3-4min,得到粗选精矿和粗选尾矿;
c.粗选尾矿中加入碳酸钠300-400g/t,搅拌3-4min,再加入O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯30-35g/t和起泡剂11号油10-15g/t进行扫选,搅拌及浮选时间均为3-4min,得扫选精矿和尾矿,扫选精矿返回至磨矿作业;对粗选精矿进行精选,浮选时间为2-3min,得精矿和精选尾矿,精选尾矿返回至磨矿作业。
与现有技术相比,本发明的有益效果是:
本发明流程简单、易行,捕收剂用量少,搅拌及浮选时间短。不仅可提高资源利用率,而且可显著降低选矿成本。在闭路浮选精矿品位提高或相当的前提下,精矿中金的回收率可提升5%-8%。捕收剂用量降低20%-30%,搅拌时间缩短40%-50%。
附图说明
图1是本发明的流程图。
具体实施方式
下面结合说明书附图对本发明进行详细地描述,但是应该指出本发明的实施不限于以下的实施方式。
见图1,一种硫化矿含金矿石的浮选方法,包括以下步骤:
a.将碳酸钠1000-1200g/t,丁铵黑药40-50g/t、O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯40-50g/t、待磨浮处理的硫化矿含金矿石一起加入球磨机中磨细至-0.074mm,该粒度占按重量百分比计90%-95%,其中丁铵黑药作为捕收剂;
b.对磨后矿浆进行一次粗选、一次精选、一次扫选、精选尾矿及扫选精矿返回至球磨矿的闭路浮选试验:磨矿矿浆进入浮选机中,浮选机中矿石浓度质量百分比为30%-35%,加入起泡剂11号油25-30g/t,搅拌0.5-1min开始浮选,浮选时间为3-4min,得到粗选精矿和粗选尾矿;
c.粗选尾矿中加入碳酸钠300-400g/t,搅拌3min,再加入O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯30-35g/t和起泡剂11号油10-15g/t进行扫选,搅拌及浮选时间均为3min,得扫选精矿和尾矿,扫选精矿返回至磨矿作业;对粗选精矿进行精选,浮选时间为2min,得精矿和精选尾矿,精选尾矿返回至磨矿作业。
实施例1:
辽宁某金矿矿石中主要可回收元素为金,原矿金品位为1.8g/t,主要硫化矿物为黄铁矿和毒砂。对其采用一次粗选、一次扫选、一次精矿、精选尾矿和扫选精返回磨矿流程进行浮选,在磨矿细度为-0.074mm占93%,磨矿作业中入加入碳酸钠1000g/t、捕收剂:丁铵黑药40g/t、O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯40g/t,粗选浓度33%,起泡剂11号油用量25g/t,搅拌0.8min,浮选时间为3.5min,扫选作业加入碳酸钠300g/t,搅拌3min,加入O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯30g/t和起泡剂11号油10g/t,搅拌及浮选时间均为3min,精选浮选时间为2min条件下,获得精矿含金品位28g/t和金回收率为93%的试验指标。对其按常规工艺进行浮选试验,药剂用量及浮选时间分别约为上述条件的150%和200%,精选品位指标25g/t,回收率约87%。
实施例2:
河南某金矿矿石中主要可回收元素为金,原矿金品位为1.5g/t,主要硫化矿物为黄铁矿和磁黄铁矿。对其采用一次粗选、一次扫选、一次精矿、精选尾矿和扫选精返回磨矿流程进行浮选,在磨矿细度为-0.074mm占90%,磨矿作业中入加入碳酸钠1100g/t、捕收剂:丁铵黑药45g/t、O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯50g/t,粗选浓度33%,起泡剂11号油用量30g/t,搅拌0.5-1min,浮选时间为3-4min,扫选作业加入碳酸钠350g/t,搅拌3min,加入O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯35g/t和起泡剂11号油10g/t,搅拌及浮选时间均为3min,精选浮选时间为2min条件下,获得精矿含金品位42g/t和金回收率为90%的试验指标。对其按常规工艺进行浮选试验,药剂用量及浮选时间分别约为上述条件的140%和200%,精选品位指标28g/t,回收率约85%。
实施例3:
河北某金矿矿石中主要可回收元素为金,原矿金品位为2.0g/t,主要硫化矿物为黄铜矿和黄铁矿。对其采用一次粗选、一次扫选、一次精矿、精选尾矿和扫选精返回磨矿流程进行浮选,在磨矿细度为-0.074mm占95%,磨矿作业中入加入碳酸钠1200g/t、捕收剂:丁铵黑药50g/t、O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯50g/t,粗选浓度33%,起泡剂11号油用量30g/t,搅拌0.5-1min,浮选时间为3-4min,扫选作业加入碳酸钠400g/t,搅拌3min,加入O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯35g/t和起泡剂11号油15g/t,搅拌及浮选时间均为3min,精选浮选时间为2min条件下,获得精矿含金品位38g/t和金回收率为94%的试验指标。对其按常规工艺进行浮选试验,药剂用量及浮选时间分别约为上述条件的130%和190%,精选品位指标35g/t,回收率约88%。
Claims (1)
1.一种硫化矿含金矿石的浮选方法,其特征在于,包括以下步骤:
a.将碳酸钠1000-1200g/t,丁铵黑药40-50g/t、O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯40-50g/t、待磨浮处理的硫化矿含金矿石一起加入球磨机中磨细至-0.074mm,该粒度占按重量百分比计90%-95%,其中丁铵黑药作为捕收剂;
b.对磨后矿浆进行一次粗选、一次精选、一次扫选、精选尾矿及扫选精矿返回至球磨矿的闭路浮选试验:磨矿矿浆进入浮选机中,浮选机中矿石浓度质量百分比为30%-35%,加入起泡剂11号油25-30g/t,搅拌0.5-1min开始浮选,浮选时间为3-4min,得到粗选精矿和粗选尾矿;
c.粗选尾矿中加入碳酸钠300-400g/t,搅拌3-4min,再加入O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯30-35g/t和起泡剂11号油10-15g/t进行扫选,搅拌及浮选时间均为3-4min,得扫选精矿和尾矿,扫选精矿返回至磨矿作业;对粗选精矿进行精选,浮选时间为2-3min,得精矿和精选尾矿,精选尾矿返回至磨矿作业。
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Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
C06 | Publication | ||
PB01 | Publication | ||
SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
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GR01 | Patent grant | ||
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