一种低品位金锑钨共生原矿选矿分离的工艺

摘要

本发明公开了一种低品位金锑钨共生原矿选矿分离的工艺，该工艺以较低品位的金锑钨共生原矿通过“阶段磨矿，阶段选别，重浮联合”的选矿工艺生产出高品质的合质金、锑金混合精矿、钨精矿三种产品，金、锑和钨的回收率分别达到88％左右、96.5％左右、62.5％左右；且工艺环保，实现了矿产资源的综合利用，经济效益好，而且工业上确实可行。

说明书

技术领域

本发明涉及一种低品位金锑钨共生原矿选矿分离的工艺，属于选矿技术领 域。

背景技术

湘西金矿是我国开采较早，规模较大的金锑钨矿山，金、锑、钨共生金属矿 产于层状脉矿床，主要矿物有自然金、辉锑矿、白钨矿，脉石以石英为主。湘西 的沃溪矿是开发得最早的矿区，原矿主要矿物有自然金、辉锑矿、白钨矿，其金 品位4.08g/t，锑品位1.71％，钨品位(三氧化钨)0.206％，还包括黑钨矿、黄铁 矿、闪锌矿、毒砂、方铅矿、黄铜矿、黝铜矿、辉钼矿、褐铁矿等。现有工艺将 原矿经过三段开路碎矿，二段闭路磨矿碎磨至-0.4mm，然后入选，采用重选、 浮选和混汞的联合流程产出汞金、锑金精矿和白钨矿金矿三种产品。金、锑、三 氧化钨的回收率分别达到86.39％，96.62％，75.06％。但是随着沃溪矿的不断开 采，矿源越来越少，目前新开发出了鱼儿山矿区，该矿区的金锑钨共生原矿中锑 品位与钨品位都比沃溪矿的原矿品位要低很多，特别是黑钨矿的占的比例要大， 采用原有的工艺已经很难实现金、钨及锑的高效回收。鱼儿山矿石同沃溪矿段的 矿石性质相比较，具有下述四个明显的特点：(1)自然金的粒度细，基本无可见 金，而沃溪矿石有将近30％的可见金。(2)硫化物含金高于沃溪矿石(鱼儿山矿 石为8.85g/t、沃溪为1.17g/t)。(3)黑、白钨比例远大于沃溪矿石(鱼儿山黑钨 占38％)。(4)鱼儿山矿石金、锑、钨品位分别为3.6～4.0g/t、0.2％～0.4％、0.12％～ 0.14％，较沃溪矿石均低。

发明内容

针对现有技术存在的缺陷，本发明的目的是在于提供一种从低品位金锑钨共 生原矿中高效回收金、锑和钨，并获得高品质合质金、锑金混合精矿、钨精矿的 工艺，该工艺环保，实现了矿产资源的综合利用，经济效益好。

为了实现本发明的技术目的，本发明提供了一种低品位金锑钨共生原矿选矿 分离的工艺，该工艺是将井下出隆原矿通过两段一闭路+洗矿+手选工艺破碎， 破碎矿石经一段磨矿分级后，进入粗选摇床，分选出摇床精矿、摇床中矿和摇床 尾矿；摇床精矿进入提金间作业，生产合质金；摇床中矿进入槽浮作业，生产槽 浮锑金精矿；摇床尾矿进入二段磨矿分级、浮选作业，生产钨精矿；所述的出隆 原矿中金含量≤5.2g/t，锑品位≤1.319％，钨品位≤0.143％，钨以三氧化钨计，其 中白钨占69％～83％，黑钨占17％～31％。

本发明的低品位金锑钨共生原矿选矿分离的工艺还包括以下优选方案：

优选的方案中一段磨矿分级采用棒磨机与螺旋分级机构成闭路磨矿，分级机 的溢流粒度(即摇床给矿粒度)为-40目颗粒质量比例占78％～82％，且-200目 颗粒质量比例占38％～42％。本发明方案中的一段磨优选采用棒磨，使得磨矿产 品粒度更均匀，过磨现象减少，从而改善了有用矿物(特别是钨矿物)的重选效 果。

优选的方案中摇床精矿先进入提金间作业的精选摇床，精选摇床精矿依次经 过淘盆淘洗、用盐酸和双氧水除杂后，得到合质金。

较优选的方案中精选摇床尾矿进入槽浮作业的中矿摇床。

较优选的方案中淘盆尾矿定期返回精选摇床。

优选的方案中摇床中矿先进入中矿摇床，中矿摇床尾矿进入槽浮浮选作业， 通过一粗一扫两精、中矿顺序返回流程，得到槽浮锑金精矿。

较优选的方案中中矿摇床精矿进入提金间作业的精选摇床。

较优选的方案中槽浮浮选尾矿进入槽浮摇床。

较优选的方案中槽浮浮选过程中中矿摇床尾矿的浓度为5wt％～10wt％，粒度 为-40目颗粒质量比例占90％～95％；槽浮浮选添加药剂单耗：硫酸3200～ 4000g/t，调节pH值为6～6.5、氟硅酸钠5500～6000g/t、黄药MA-3(为市售药 剂，如可购买于湖北荆江选矿药剂有限公司)5000～5500g/t、松醇油15～25g/t。 本发明的优选采用槽浮浮选，能将粗粒已单体解离的金锑矿物优先浮选出；有利 于后续采用摇床选别出黑白钨矿物，遵循了“早收多收”的选矿原则，减少了有用 矿物过磨的现象。

较优选的方案中槽浮浮选尾矿通过槽浮摇床分选得到重选黑白钨精矿和槽 浮摇床尾矿；重选黑白钨精矿并通过添加130～170g/t煤油来实现枱浮，降低金、 锑矿物在重选黑白钨精矿中的损失；槽浮摇床尾矿进入二段磨矿分级作业。

优选的方案中二段磨矿分级采用球磨机与螺旋分级机构成闭路磨矿，分级机 的溢流粒度为-200目颗粒质量比例占72～76％，分级机溢流进入浮选作业。本 发明的二段磨矿兼顾了金、锑、钨三种金属的回收，优选将磨矿产品粒度(即浮 选给矿粒度)为-200目颗粒质量比例占74％左右，确保三种金属基本单体解离， 而又不容易导致过磨现象(特别是钨矿物)。

较优选的方案中所述的浮选作业先采用锑金混合浮选，得到浮选锑金精矿； 锑金混合浮选尾矿通过白钨浮选，得到白钨粗精矿，白钨粗精矿依次经过浓低度 钨加工浮选、脱磷后，得到浮选钨精矿。

较优选的方案中锑金混合浮选通过一粗三扫两精、中矿顺序返回流程过程； 浮选浓度(矿物占浆料的质量百分比浓度)为25～30wt％，pH值为7；锑金混合 浮选添加药剂单耗：硝酸铅50～70g/t、硫酸铜50～70g/t、黄药MA-3200～300g/t、 丁钠黑药(常规市售产品)40～60g/t、松醇油20～50g/t。锑金混合浮选优选采 用捕收剂采用黄药MA-3与丁钠黑药混合用药，确保了金、锑回收指标的稳定、 高效。

较优选的方案中白钨浮选通过一粗三扫两精、中矿顺序返回流程流程；浮选 浓度为22wt％～28wt％，pH值为9～10；添加药剂单耗：纯碱1400～1600g/t、 水玻璃600～800g/t、黄药MA-3200～300g/t、皂化油酸70～150g/t。

较优选的方案中白钨粗精矿先浓缩至浓度为35wt％～50wt％后，采用彼得罗 夫法加温解析，解析温度95～100℃，解析时间45～60min；解析过程采用水玻 璃，水玻璃单耗80～120kg/t白钨粗精矿，解析后不脱废液，直接进入低度钨加 工浮选。

较优选的方案中低度钨加工浮选通过一粗两扫两精、中矿顺序返回流程流 程；浮选浓度为10～15％；低度钨加工浮选添加药剂：皂化油酸用量80～100g/t 白钨粗精矿。

较优选的方案中脱磷通过盐酸实现，盐酸的用量为400～600kg/t加工浮选精 矿。

本发明采用的出隆原矿主要为沃溪矿与鱼儿山矿的混合金锑钨矿石，一般沃 溪矿石与鱼儿山矿石按质量比例2～3:1(最佳比例为2.5:1)混合。

相对现有技术，本发明带来的有益技术效果是：根据原矿有用矿物粗细粒不 均匀嵌布、且品位较低的特点，采用“阶段磨矿、阶段选别、重浮联合”的选矿工 艺流程，能高效回收金、锑和钨等矿物，制备出品质较高的质金、锑金混合精矿 和钨精矿。本发明的工艺简单，实现了矿产资源的综合利用，经济效益高。本发 明的方案特别适用于鱼儿山矿区开采的金锑钨共生原矿，或者是其与沃溪矿区开 采的金锑钨共生原矿的混合矿回收金、锑和钨金属。

附图说明

【图1】为本发明的工艺流程图。

具体实施方式

以下的实施例旨在说明本发明内容而不是对本发明权利要求保护的范围进 行进一步限定，本发明可以以发明内容所描述的任何方式进行实施。

实施例1

将含金5.2g/t、含锑1.319％、含钨0.158％的原矿，经一段磨矿磨至-40目 81.61％，进入粗选摇床选别，摇床精矿进入提金间作业的精选摇床，精选摇床精 矿经淘盆淘洗，盐酸与双氧水除杂后得到含金98.34％的合质金，相对原矿回收率 21.69％。

摇床中矿进入槽浮作业，经中矿摇床选别后，尾矿进入槽浮浮选作业，给矿 (即中矿摇床尾矿)浓度5.2％，给矿粒度-40目94.25％，添加药剂单耗(相对 作业)见表1，产出槽浮锑金精矿，其作业回收率Au：96.96％、Sb：96.28％、 WO₃：7.87％，相对原矿回收率Au：14.85％、Sb：17.23％、WO₃：2.23％，槽浮 锑金精矿多元素分析结果见表2。

表1实施例1槽浮浮选药剂单耗(g/t)

表2实施例1槽浮锑金精矿多元素分析结果(％)

元素 Au(g/t) Sb WO₃As SiO₂品位 98.60 29.00 0.45 1.48 4.58

槽浮浮选尾矿添加煤油152g/t进入槽浮摇床，产重选黑白钨精矿，其作业回 收率Au：2.41％、Sb：0.13％、WO₃：77.47％，相对原矿回收率Au：0.011％、 Sb：0.001％、WO₃：20.228％，重选黑白钨精矿多元素分析结果见表3。

表3实施例1重选黑白钨精矿多元素分析结果(％)

元素 Au(g/t) Sb WO₃P SiO₂品位 1.20 0.024 65.51 0.073 5.74

摇床尾矿与槽浮摇床尾矿合并进入二段磨矿分级，分级机溢流进入锑金混合 浮选，浮选浓度26.17％，粒度为-200目75.46％，添加药剂单耗(相对原矿)见 表4，产浮选锑金精矿，其作业回收率Au：82.66％、Sb：97.03％、WO₃：2.35％， 相对原矿回收率Au：52.45％、Sb：80.32％、WO₃：1.79％，浮选锑金精矿多元 素分析结果见表5。

表4实施例1锑金混合浮选药剂单耗(g/t)

表5实施例1浮选锑金精矿多元素分析结果(％)

元素 Au(g/t) Sb WO₃As SiO₂Pb 品位 70.20 27.25 0.073 1.78 21.86 0.20

锑金混合浮选尾矿进入白钨浮选，产白钨粗精矿，其作业回收率Au：11.27％、 Sb：11.29％、WO₃：55.09％，相对原矿回收率Au：1.24％、Sb：0.28％、WO₃： 41.20％，主要技术操作条件见表6。

表6实施例1白钨浮选主要技术操作条件

白钨粗精矿经浓缩至浓度45％后，进解析，解析加水玻璃79.45kg/t(相对 于白钨粗精矿)，解析温度95℃，解析时间45min，解析后不脱废液，直接进入 低度钨加工浮选。低度钨加工浮选添加皂化油酸98g/t(相对作业)，产加工精矿， 其作业回收率WO₃：95.17％，相对原矿回收率WO₃：39.21％，加工精矿多元素 分析结果见表7。

表7实施例1加工精矿多元素分析结果(％)

元素 WO₃Au(g/t) S P SiO₂品位 61.85 3.90 1.25 0.26 3.42

加工精矿通过添加盐酸450kg/t(相对于加工精矿)脱磷，脱磷作业回收率 99％，脱磷精矿即浮选钨精矿，其多元素分析结果见表8。

表8实施例1浮选钨精矿多元素分析结果(％)

元素 WO₃S P SiO₂品位 65.42 1.35 0.08 4.65

经计算总回收率Au：88.99％、Sb：97.55％、WO₃：59.05％。

实施例2：

将含金4.5g/t、含锑1.25％、含钨0.143％的原矿，经一段磨矿磨至-40目 82.50％，进入粗选摇床选别，摇床精矿进入提金间作业的精选摇床，精选摇床精 矿经淘盆淘洗，盐酸与双氧水除杂后得到含金98.12％的合质金，相对原矿回收率 20.05％。

摇床中矿进入槽浮作业，经中矿摇床选别后，尾矿进入槽浮浮选作业，给矿 (即中矿摇床尾矿)浓度7.6％，给矿粒度-40目89.65％，添加药剂单耗(相对 作业)见表9，产出槽浮锑金精矿，其作业回收率Au：96.02％、Sb：97.15％、 WO₃：8.23％，相对原矿回收率Au：14.69％、Sb：17.29％、WO₃：2.33％，槽浮 锑金精矿多元素分析结果见表10。

表9实施例2槽浮浮选药剂单耗(g/t)

表10实施例2槽浮锑金精矿多元素分析结果(％)

元素 Au(g/t) Sb WO₃As SiO₂品位 85.40 31.00 0.35 1.62 5.74

槽浮浮选尾矿添加煤油145g/t进入槽浮摇床，产重选黑白钨精矿，其作业回 收率Au：2.35％、Sb：0.11％、WO₃：75.32％，相对原矿回收率Au：0.010％、 Sb：0.001％、WO₃：19.659％，重选黑白钨精矿多元素分析结果见表11。

表11实施例2重选黑白钨精矿多元素分析结果(％)

元素 Au(g/t) Sb WO₃P SiO₂品位 1.00 0.018 66.20 0.075 5.26

摇床尾矿与槽浮摇床尾矿合并进入二段磨矿分级，分级机溢流进入锑金混合 浮选，浮选浓度25.45％，粒度为-200目76.78％，添加药剂单耗(相对原矿)见 表12，产浮选锑金精矿，其作业回收率Au：81.81％、Sb：96.05％、WO₃：2.35％， 相对原矿回收率Au：53.38％、Sb：79.44％、WO₃：1.83％，浮选锑金精矿多元 素分析结果见表13。

表12实施例2锑金混合浮选药剂单耗(g/t)

表13实施例2浮选锑金精矿多元素分析结果(％)

元素 Au(g/t) Sb WO₃As SiO₂Pb 品位 65.30 29.08 0.065 1.84 18.56 0.18

锑金混合浮选尾矿进入白钨浮选，产白钨粗精矿，其作业回收率Au：8.93％、 Sb：7.95％、WO₃：59.83％，相对原矿回收率Au：1.06％、Sb：0.26％、WO₃： 45.58％，主要技术操作条件见表14。

表14实施例2白钨浮选主要技术操作条件

白钨粗精矿经浓缩至浓度40％后，进解析，解析加水玻璃86.50kg/t(相对 于白钨粗精矿)，解析温度95℃，解析时间45min，解析后不脱废液，直接进入 低度钨加工浮选。低度钨加工浮选添加皂化油酸84g/t(相对作业)，产加工精矿， 其作业回收率WO₃：96.47％，相对原矿回收率WO₃：43.97％，加工精矿多元素 分析结果见表15。

表15实施例2加工精矿多元素分析结果(％)

元素 WO₃Au(g/t) S P SiO₂品位 60.65 3.20 1.10 0.32 3.88

加工精矿通过添加盐酸550kg/t(相对于加工精矿)脱磷，脱磷作业回收率 99.5％，脱磷精矿即浮选钨精矿，其多元素分析结果见表16。

表16实施例2浮选钨精矿多元素分析结果(％)

元素 WO₃S P SiO₂品位 65.06 1.32 0.085 4.74

经计算总回收率Au：88.12％、Sb：96.73％、WO₃：63.41％。