专利摘要

专利摘要

一种浮选+中矿浸出工艺处理混合型金矿的方法，涉及金矿选矿术领域，本发明同时浸出中矿渣与尾矿合并后，其氰化物含量大大降低，符合国家固废排放要求，具备井下充填的条件，排除了尾矿库对下游地区的潜在安全隐患，提高了采矿的回采率，具有一定的经济、环保和安全效益，适合大范围的推广和应用。

权利要求

1.一种浮选+中矿浸出工艺处理混合型金矿的方法，其特征是：所述方法具体包括如下步骤：

第一步、原矿经磨矿后，经过一段粗选、二段粗选、三段粗选、四段粗选获得初级精矿和最终尾矿，一段粗选、二段粗选、三段粗选、四段粗选中通过高效捕收剂和延长浮选时间促使载金矿物上浮，初级精矿再磨后经粗精选、一段精选、二段精选、精扫选获得中矿和最终金精矿；

第二步、接上步，一段精选尾矿、精扫选精矿返回粗精选作业，二段精选尾矿返回一段精选作业；

第三步、接上步，浮选获得的中矿通过浸出工艺，获得含金贵液。

2.根据权利要求1所述的浮选+中矿浸出工艺处理混合型金矿的方法，其特征是：所述第一步中原矿经磨矿后，进入粗选浮选机进行各段粗选作业，每吨原矿中加入的高效捕收剂为MB捕收剂90g/t和丁铵黑药捕收剂30g/t，加入起泡剂2号油9g/t，浮选药剂分段添加，获得主要由单体解离和连生程度不同的载金硫化物组成的初级精矿。

3.根据权利要求1所述的浮选+中矿浸出工艺处理混合型金矿的方法，其特征是：所述第一步中磨矿时采用球磨机分级作业，原矿磨至粒径为-0.074mm的颗粒矿占62%，进入一段粗选，粒径大于0.074mm的粗粒返回球磨机继续球磨。

4.根据权利要求1所述的浮选+中矿浸出工艺处理混合型金矿的方法，其特征是：所述第一步中初级精矿经再磨后进入粗精选，粗精选后再经一段精选、二段精选获得最终金精矿，粗精选尾矿经过精扫选获得中矿，中矿中有用矿物以载金硫化物贫连生体为主，一段精选、二段精选和精扫选作业产生中间产品返回至上一作业再选。

5.根据权利要求1所述的浮选+中矿浸出工艺处理混合型金矿的方法，其特征是：所述第一步中初级精矿经再磨后获得细度为-0.074mm占90%的产品，进入粗精选作业，粒径大于0.074mm的粗粒返回再磨机。

6.根据权利要求1所述的浮选+中矿浸出工艺处理混合型金矿的方法，其特征是：所述第二步中再磨后粗精选精矿进入精选浮选机进行一段精选作业空白精选，获得一段精选精矿和精选尾矿，一段精选尾矿中有用矿物以载金硫化物贫连生体为主，一段精选尾矿返回至粗精选作业。

7.根据权利要求1所述的浮选+中矿浸出工艺处理混合型金矿的方法，其特征是：所述第二步中一段精选精矿进入精选浮选机进行二段精选，获得最终金精矿和二段精选尾矿，二段精选尾矿为富连生体，其返回一段精选作业。

8.根据权利要求1所述的浮选+中矿浸出工艺处理混合型金矿的方法，其特征是：所述第三步中每吨中矿加入浸金剂1000克，保护碱氧化钙2000克，搅拌浸出48小时，获得含金贵液。

9.根据权利要求8所述的浮选+中矿浸出工艺处理混合型金矿的方法，其特征是：所述浸金剂的主要成分为氰酸钠和碳酸钠。

说明书

技术领域

本发明涉及金矿选矿术领域，具体涉及一种浮选+中矿浸出工艺处理混合型金矿的方法。

背景技术

已知的，混合型金矿主要指有价元素金分别赋存于硫化矿物中和氧化矿物中，这类矿石在开发利用过程中，采用常规或单一的选冶方法难于达到有效提取金的目的。根据金的赋存状态，其中硫化物多为黄铁矿，这部分金采用浮选工艺可以较好回收，而赋存与氧化矿物中（石英、褐铁矿等矿物）的金，主要采用氰化浸出工艺进行回收。这样就形成了对混合型金矿的常规处理工艺：浮选+尾矿氰化浸出工艺，可使得混合型矿石中的金较为完全的回收，其具体工艺如图1所示。

针对混合型金矿石，根据其金的工艺矿物学特征，一般采用浮选+浮选尾矿氰化工艺回收，但是该工艺不可避免的存在以下问题：

1、浮选金回收率较低，通常为50%～60%，其尾矿中金品位偏高，达到0.5克/吨左右；

2、浮选尾矿中金采用全泥氰化工艺回收，由此带来环境污染问题不容忽视等。

发明内容

为克服背景技术中存在的不足，本发明提供了一种浮选+中矿浸出工艺处理混合型金矿的方法，本发明可有效替代现有浮选+尾矿氰化工艺，在保证金回收率的同时，有效降低现有的生产成本，减少危险废弃物的排放量等。

为实现如上所述的发明目的，本发明采用如下所述的技术方案：

一种浮选+中矿浸出工艺处理混合型金矿的方法，所述方法具体包括如下步骤：

第一步、原矿经磨矿后，经过一段粗选、二段粗选、三段粗选、四段粗选获得初级精矿和最终尾矿，一段粗选、二段粗选、三段粗选、四段粗选中通过高效捕收剂和延长浮选时间促使载金矿物上浮，初级精矿再磨后经粗精选、一段精选、二段精选、精扫选获得中矿和最终金精矿；

第二步、接上步，一段精选尾矿、精扫选精矿返回粗精选作业，二段精选尾矿返回一段精选作业；

第三步、接上步，浮选获得的中矿通过浸出工艺，获得含金贵液。

所述的浮选+中矿浸出工艺处理混合型金矿的方法，所述第一步中原矿经磨矿后，进入粗选浮选机进行各段粗选作业，每吨原矿中加入的高效捕收剂为MB捕收剂90g/t和丁铵黑药捕收剂30g/t，加入起泡剂2号油9g/t，浮选药剂分段添加，获得主要由单体解离和连生程度不同的载金硫化物组成的初级精矿。

所述的浮选+中矿浸出工艺处理混合型金矿的方法，所述第一步中磨矿时采用球磨机分级作业，原矿磨至粒径为-0.074mm的颗粒矿占62%，进入一段粗选，粒径大于0.074mm的粗粒返回球磨机继续球磨。

所述的浮选+中矿浸出工艺处理混合型金矿的方法，所述第一步中初级精矿经再磨后进入粗精选，粗精选后再经一段精选、二段精选获得最终金精矿，粗精选尾矿经过精扫选获得中矿，中矿中有用矿物以载金硫化物贫连生体为主，一段精选、二段精选和精扫选作业产生中间产品返回至上一作业再选。

所述的浮选+中矿浸出工艺处理混合型金矿的方法，所述第一步中初级精矿经再磨后获得细度为-0.074mm占90%的产品，进入粗精选作业，粒径大于0.074mm的粗粒返回再磨机。

所述的浮选+中矿浸出工艺处理混合型金矿的方法，所述第二步中再磨后粗精选精矿进入精选浮选机进行一段精选作业空白精选，获得一段精选精矿和精选尾矿，一段精选尾矿中有用矿物以载金硫化物贫连生体为主，一段精选尾矿返回至粗精选作业。

所述的浮选+中矿浸出工艺处理混合型金矿的方法，所述第二步中一段精选精矿进入精选浮选机进行二段精选，获得最终金精矿和二段精选尾矿，二段精选尾矿为富连生体，其返回一段精选作业。

所述的浮选+中矿浸出工艺处理混合型金矿的方法，所述第三步中每吨中矿加入浸金剂1000克，保护碱氧化钙2000克，搅拌浸出48小时，获得含金贵液。

所述的浮选+中矿浸出工艺处理混合型金矿的方法，所述浸金剂的主要成分为氰酸钠和碳酸钠。

采用如上所述的技术方案，本发明具有如下所述的优越性：

本发明同时浸出中矿渣与尾矿合并后，其氰化物含量大大降低，符合国家固废排放要求，具备井下充填的条件，排除了尾矿库对下游地区的潜在安全隐患，提高了采矿的回采率，具有一定的经济、环保和安全效益，适合大范围的推广和应用。

附图说明

图1是现有对混合型金矿提取金的生产工艺流程图；

图2是本发明对混合型金矿提取金的生产工艺流程图。

具体实施方式

通过下面的实施例可以更详细的解释本发明，本发明并不局限于下面的实施例；

结合附图2所述的一种浮选+中矿浸出工艺处理混合型金矿的方法，所述方法具体包括如下步骤：

第一步、原矿经磨矿后，经过一段粗选、二段粗选、三段粗选、四段粗选获得初级精矿和最终尾矿，所述磨矿时采用球磨机分级作业，原矿磨至粒径为-0.074mm的颗粒矿占62%，进入一段粗选，粒径大于0.074mm的粗粒返回球磨机继续球磨；一段粗选、二段粗选、三段粗选、四段粗选中通过高效捕收剂和延长浮选时间促使载金矿物上浮，初级精矿再磨后经粗精选、一段精选、二段精选、精扫选获得中矿和最终金精矿；所述初级精矿经再磨后获得细度为-0.074mm占90%的产品，进入粗精选作业，粒径大于0.074mm的粗粒返回再磨机；

其中所述原矿经磨矿后，进入粗选浮选机进行各段粗选作业，每吨原矿中加入的高效捕收剂为MB捕收剂90g/t和丁铵黑药捕收剂30g/t，加入起泡剂2号油9g/t，浮选药剂分段添加，获得主要由单体解离和连生程度不同的载金硫化物组成的初级精矿；所述初级精矿经再磨后进入粗精选，粗精选后再经一段精选、二段精选获得最终金精矿，粗精选尾矿经过精扫选获得中矿，中矿中有用矿物以载金硫化物贫连生体为主，一段精选、二段精选和精扫选作业产生中间产品返回至上一作业再选；

第二步、接上步，浮选过程中产生的中间产品返回至流程上一作业，即一段精选尾矿、精扫选精矿返回粗精选作业，二段精选尾矿返回一段精选作业；再磨后粗精选精矿进入精选浮选机进行一段精选作业空白精选，空白精选指的是不添加捕收剂和起泡剂等，获得一段精选精矿和精选尾矿，一段精选尾矿中有用矿物以载金硫化物贫连生体为主，一段精选尾矿返回至粗精选作业；所述一段精选精矿进入精选浮选机进行二段精选，获得最终金精矿和二段精选尾矿，二段精选尾矿为富连生体，其返回一段精选作业；

第三步、接上步，浮选获得的中矿通过浸出工艺，获得含金贵液，，进一步获得成品金；所述每吨中矿加入浸金剂1000克，保护碱氧化钙2000克，搅拌浸出48小时，获得含金贵液，所述浸金剂的主要成分为氰酸钠和碳酸钠，属于无毒浸金范畴。

本发明的具体实施例如下：

第一步、原矿经磨矿后，经过一、二、三和四段粗选获得初级精矿和尾矿，初级精矿经粗精选、一、二段精选和精扫选获得中矿和最终金精矿；

将金品位为1.76g/t的原矿经过球磨—分级作业，磨至-0.074mm占62%，进行一、二、三和四段粗选，粒径大于0.074mm的粗粒返回继续球磨。矿浆进入粗选浮选机后，以每吨原矿计，加入MB捕收剂90g/t、丁铵黑药捕收剂30g/t和起泡剂2号油9g/t，分段添加，进入粗选一浮选机的矿液浓度为33%，后续粗选浓度依次降低至30%、28%、25%。粗选在在自然pH=7±0.5条件下进行，获得初级精矿和尾矿，初级精矿主要由单体解离和连生程度不同的载金硫化物组成，金品位5g/t，尾矿金品位0.25g/t；初级精矿进入粗精选进行空白精选，初级精矿的精选矿浆浓度为10%，在在自然pH=7±0.5条件下进行，获得粗精选精矿和粗精选尾矿。

第二步、粗精选尾矿经精扫选获得精扫精矿和中矿，精扫选浓度在8%左右进行，精扫精矿为粗粒载金贫连生体，返回再磨作业。粗精选精矿经一、二段精选获得精选尾矿和最终精矿，最终金精矿的金品位大于30g/t，精选尾矿主要为连生程度不同的载金硫化物，金品位1g/t。精选1尾矿返回至粗精选作业，二段精选尾矿返回至一段精选作业；对于载金贫连生体集中的一段精选尾矿和精扫精矿合并返回进行再磨，获得产品细度为-0.074mm占90%，进入粗精选作业。

第三步、每吨中矿加入浸金剂1000克，保护碱氧化钙2000克，搅拌浸出48小时，获得含金贵液。

采用本实施例的全浮选+中矿浸出处理混合型金矿的方法，进行试验获得的平均指标见表1。

表1 本发明工艺指标

浮选中矿金品位1.36g/t，经浸出工艺金作业后获得尾渣，尾渣金品位降低为0.25g/t，浮选精矿中金回收率为74.16%，浸出作业金回收率12.25%，浮选+中矿浸出工艺金总收率86.41%。现场浮选+浮尾浸出总尾矿品位也为0.25g/t，金回收率86.50%，说明本工艺针对混合型金矿获得金总收率与现有常规工艺相当，但是本发明降低了浸出处理量和生产成本，减少了氰化尾渣的排放，具有经济和环保双重效益。

本发明的有益效果如下：

与现有的生产工艺流程相比，本发明将载金矿物最大程度的富集于中矿产品中，其产率（19%）远远低于浮选尾矿的产率（95%），因而降低了后续浸出工艺处理成本，同时浸金剂用量也相应成比例减少，降低了原工艺对环境的影响。

旋流器沉砂再磨作业提高了载金贫连生体的解离程度，将载金贫连生体磨开，本发明MB捕收剂为改性的烃基黄原酸盐，丁铵黑药为常规捕收剂，两种捕收剂组合成高效捕收剂，具有捕收能力强的优势，有利于粗粒载金贫连生体的上浮进入初级精矿，降低了浮选尾矿的品位。

本发明采用浮选+中矿浸出工艺针对混合型金矿获得金总收率与现有浮选+浮尾氰化工艺相当，原浸出工艺环节其处理成本为100元/吨，由于降低处理量80%，成本降低至30元/吨，该环节占现有工艺生产成本的50%，故本发明工艺可降低现有处理成本35%。同时浸出中矿渣与尾矿合并后，其氰化物含量降至0.5g/l含量以下，符合国家固废排放要求，具备井下充填的条件，排除了尾矿库对下游地区的潜在安全隐患，提高采矿回采率，具有一定的经济、环保和安全效益。

本发明未详述部分为现有技术。

为了公开本发明的发明目的而在本文中选用的实施例，当前认为是适宜的，但是，应了解的是，本发明旨在包括一切属于本构思和发明范围内的实施例的所有变化和改进。

一种浮选+中矿浸出工艺处理混合型金矿的方法专利购买费用说明

Q：办理专利转让的流程及所需资料

A：专利权人变更需要办理著录项目变更手续，有代理机构的，变更手续应当由代理机构办理。

1：专利变更应当使用专利局统一制作的“著录项目变更申报书”提出。

2：按规定缴纳著录项目变更手续费。

3：同时提交相关证明文件原件。

4：专利权转移的，变更后的专利权人委托新专利代理机构的，应当提交变更后的全体专利申请人签字或者盖章的委托书。

Q:专利著录项目变更费用如何缴交

A：（1）直接到国家知识产权局受理大厅收费窗口缴纳,（2）通过代办处缴纳，（3）通过邮局或者银行汇款,更多缴纳方式

Q：专利转让变更，多久能出结果

A：著录项目变更请求书递交后，一般1-2个月左右就会收到通知，国家知识产权局会下达《转让手续合格通知书》。