一种从高砷高硫难处理金矿中回收金的工艺

1.一种从高砷高硫难处理金矿中回收金的工艺，其特征在于：它包括以下步骤：
(1)、原矿首先经磨矿、分级、摇床，得到自然金及毒砂富集的金精矿1以及尾矿1或尾矿2；
(2)、若(1)中尾矿含硫量较低，即得到尾矿1，则处理后直接送尾矿库；若(1)中尾矿含硫量较高，即得到尾矿2，则需经磨矿浮选处理，得到硫精矿和尾矿1；
(3)、将摇床中矿进一步细磨浮选，浮选尾矿为硫精矿，浮选精矿为金精矿2或含金硫精矿；
(4)、若(3)中浮选精矿含金品位较高，即得到金精矿2.；若(3)中浮选精矿含金品位较低，即得到含金硫精矿，则需磨矿分级后进一步经摇床富集得金精矿2，摇床尾矿为硫精矿。
2.根据权利要求1所述的从高砷高硫难处理金矿中回收金的工艺，其特征在于：当(1)中的尾矿含硫量小于20％时为尾矿1，该尾矿经处理后送尾矿库，当尾矿含硫量大于20％时为尾矿2，将尾矿经磨矿、浮选，得到硫精矿及尾矿1，该尾矿经处理后送尾矿库。
3.根据权利要求1所述的从高砷高硫难处理金矿中回收金的工艺，其特征在于：当(3)中的浮选精矿含金量大于16g/t时为金精矿2，当浮选精矿含金量小于16g/t时为含金硫精矿，将含金硫精矿经磨矿分级、摇床，得到精矿及尾矿，精矿为金精矿2，尾矿为硫精矿。
4.根据权利要求1或2所述的从高砷高硫难处理金矿中回收金的工艺，其特征在于：
所述的(1)中的磨矿分级的细度为-0.1mm或-0.15mm；所述(2)、(3)中磨矿的细度满足-0.074mm60％～80％的粒度要求；所述(4)中的磨矿分级的细度为-0.074mm。

一种从高砷高硫难处理金矿中回收金的工艺\n技术领域\n[0001] 本发明涉及一种从含砷含硫难处理金矿中回收金的工艺，尤其是处理高砷高硫金矿，且金在原矿各组分中均有较高含量时，具有较好的效果。\n背景技术\n[0002] 传统高砷高硫金矿处理工艺是矿石破碎、磨矿，根据物质组成及金在各组分中的分布情况，采用浮选法或重选法处理。经该工艺处理，所得精矿品位、回收率均较低，且当黄铁矿品位较高，金大量分布在黄铁矿中时无法得到合格的金精矿。因此，有必要提供一种新工艺。\n发明内容\n[0003] 本发明的目的是提供一种从高砷高硫难处理金矿中回收金的工艺，本工艺可大幅提高金精矿品位，同时，将大部分砷富集到金精矿中，提高硫的利用率。\n[0004] 为达到上述发明目的，本发明采用以下技术方案：\n[0005] (1)、原矿首先经磨矿分级摇床分离出自然金和毒砂，得到金精矿1、尾矿1或尾矿\n2；\n[0006] (2)、若(1)中尾矿含硫量较低，即得到尾矿1，则处理后直接送尾矿库；若(1)中尾矿含硫量较高，即得到尾矿2，则需经磨矿浮选处理，得到硫精矿和尾矿1；\n[0007] (3)、将摇床中矿进一步细磨浮选，浮选尾矿为硫精矿，浮选精矿为金精矿2或含金硫精矿；\n[0008] (4)、若(3)中浮选精矿含金品位较高，即得到金精矿2.；若(3)中浮选精矿含金品位较低，即得到含金硫精矿，则需磨矿分级后进一步经摇床富集得金精矿2，摇床尾矿为硫精矿。\n[0009] 所述的(1)中的磨矿分级的细度为-0.1mm或-0.15mm；所述(2)、(3)中磨矿的细度满足-0.074mm 60％～80％的粒度要求；所述(4)中的磨矿分级的细度为-0.074mm或-0.09mm。\n[0010] 本发明的优点是：\n[0011] 新工艺通过重选浮选交替结合的处理方式，大幅提高金精矿品位，同时，将大部分砷富集到金精矿中，提高硫的利用率。在处理黄铁矿品位较高，金大量分布在黄铁矿中的矿样时，仍能得到一定量的合格金精矿。\n附图说明\n[0012] 图1为本发明的工艺流程图\n具体实施方式\n[0013] 如工序1，2所示，将高砷高硫难处理金矿(下称原矿)通过磨矿分级，得到适合矿物初步选别的粒度。分级产品进入摇床重选工艺。\n[0014] 如工序3所示，通过摇床重选，首先将自然金及毒砂进行富集，得到金精矿1；摇床中矿进入下一步工序4处理。摇床尾矿若其中含硫很低，即得到尾矿1则直接处理后送尾矿库；若尾矿中硫含量较高，即得到尾矿2，则需进入工序6磨矿处理，使黄铁矿充分单体解离，磨矿后的产品进入工序7进行浮选，得到合格的硫精矿和尾矿1。\n[0015] 如工序4所示，摇床中矿进入磨矿工序，将矿物细磨至合适粒度，磨矿后产品进入浮选工序。\n[0016] 如工序5所示，磨矿后的产品经浮选，得到含金品位较高的金精矿2，浮选尾矿即合格的硫精矿。若得到的精矿含金品位较低，即得到金精矿3，则需进一步经工序8、9所示的磨矿分级处理，分级后的产品经工序10摇床处理得到金精矿2，摇床尾矿即为合格的硫精矿。\n[0017] 以上所述的高砷高硫难处理金矿中金的含量2～3g/t，硫的含量＞25％，砷的含量＞1％。工序1、2磨矿分级细度为-0.1mm或-0.15mm，工序8、9磨矿分级细度为-0.074mm或-0.090mm，工序4、6磨矿细度为-0.074mm60％～80％，工序5浮选时采用石灰做调整剂，pH值保持10～11；捕收剂用量100～200g/t，起泡剂用量10～20g/t，工序6采用硫酸铜做调整剂，用量50～100g/t，捕收剂用量50～100g/t，起泡剂用量10～20g/t，工序3、10摇床产品个数＞6，通过分析化验每个产品的金、砷、硫的含量确定每个产品的精矿尾矿归属。最终金精矿1的金品位＞30％，金精矿2的金品位＞16％，金总回收率大于60％；硫品位大于35％，回收率＞75％。\n具体实施方式\n[0018] 实施例\n[0019] 该新工艺应用于某高砷高硫难处理金矿。安徽某高砷高硫金矿中的金属矿物主要是黄铁矿(部分碎裂、蚀变为胶黄铁矿)、磁黄铁矿、毒砂等，局部矿块见有少量闪锌矿、方铅矿、黄铜矿等其它金属硫化物；脉石矿物很少，主要是碳酸盐矿物方解石和白云石，其次为粘土矿物、蚀变矿物绿泥石和绢云母，及少量石英、长石等。金部分为以微细粒形态存在的自然金，大部分与砷黄铁矿、胶黄铁矿及脉石密切共生，极难解离。总体而言，该矿含砷、含硫高，金难以解离，属于典型的难处理金矿。\n[0020] (1)如附图所示，原矿首先经磨矿分级至-0.1mm，使其中的大部分自然金及毒砂充分单体解离；\n[0021] (2)分级后的产品经摇床后得到品位为34.15g/t，回收率为39.55％的含砷金精矿，尾矿含硫较低，处理后直接送尾矿库。\n[0022] (3)摇床中矿经磨矿至-0.074mm75％后进行浮选。浮选采用石灰为调整剂，pH值保持10～11，丁胺黑药为捕收剂，用量100g/t，起泡剂为2#油，用量10g/t，得到含金\n11.73g/t的含金硫化矿和品位为38.19％，回收率为57.82％的黄铁矿精矿。\n[0023] (4)含金硫化矿经二次磨矿分级至-0.074mm后经摇床得到品位为16.42g/t，回收率为22.29％的金精矿和品位为40.70％，回收率为24.29％的黄铁矿精矿。