權(quán)利要求

1.提高難選冶金礦石的選冶回收率的綜合回收方法，所述難選金礦的組分及百分含量包括：Au：4.8~5.2g/t，Ag：1.43~1.84g/t，As：0.15~0.19%，S：3.8~4.5%，TFe：4.4~4.8%，F(xiàn)eO：3.96~4.13%，F(xiàn)e2O3：1.97~2.09%，SiO2：65.24~66.12%，Al2O3：14.40~15.46%，K2O：3.34~4.18%，C：0.14~0.18%，其特征在于：其綜合回收方法包括以下步驟：

（1）破碎作業(yè)：將原礦礦物經(jīng)過破碎作業(yè)破碎得到破碎合格物料；

（2）磨礦分級(jí)作業(yè)：將上述破碎合格物料依次送入一段磨礦和二段磨礦的閉路磨礦分級(jí)系統(tǒng)，得到磨礦合格溢流礦漿；

（3）原礦浸出作業(yè)：將上述磨礦合格溢流礦漿依次經(jīng)過濃縮機(jī)和隔渣篩處理后送至浸出槽進(jìn)行浸出，先后加入pH值調(diào)整劑、浸出劑和活性炭，浸出槽沿礦漿流向的逆向逐個(gè)向前一槽串炭，自最前槽提出的載金炭經(jīng)過粗粒隔炭篩得篩上的粗粒載金炭，最后槽流出的礦漿經(jīng)過細(xì)粒隔炭篩得篩上的細(xì)粒載金炭，篩下礦漿為浸出尾礦，所述粗粒載金炭和細(xì)粒載金炭合并為浸出作業(yè)載金炭產(chǎn)品；

（4）尾礦浮選作業(yè)：將上述浸出尾礦自流至攪拌槽中，依次加入改性調(diào)整劑和改性活化劑后，輸送至兩段浮選柱進(jìn)行粗選和精選，得浮選精金礦和浮選尾礦。

2.根據(jù)權(quán)利要求1所述的提高難選冶金礦石的選冶回收率的綜合回收方法，其特征在于：步驟（1）中所述原礦為粒徑≤500mm的礦物料，所述破碎合格物料為粒徑≤14mm占比≥98%的礦物料。

3.根據(jù)權(quán)利要求1所述的提高難選冶金礦石的選冶回收率的綜合回收方法，其特征在于：步驟（2）中所述一段磨礦的磨礦濃度控制為75~80%，所述溢流礦漿的細(xì)度為≤0.074mm粒級(jí)占比≥65%；

步驟（2）中所述二段磨礦的磨礦濃度控制為70~75%，所述溢流礦漿的細(xì)度為≤0.074mm粒級(jí)占比≥90%。

4.根據(jù)權(quán)利要求1所述的提高難選冶金礦石的選冶回收率的綜合回收方法，其特征在于：步驟（3）中所述濃縮機(jī)的底流濃度為45~50%，所述浸出槽內(nèi)浸出礦漿的浸出濃度為35~40%。

5.根據(jù)權(quán)利要求1所述的提高難選冶金礦石的選冶回收率的綜合回收方法，其特征在于：步驟（3）中所述pH調(diào)整劑為生石灰，且生石灰的加入量控制所述浸出槽內(nèi)浸出礦漿的pH值為11~12；

步驟（3）中所述浸出劑是由硫黃、生石灰和H2O按照質(zhì)量比為3:1:60熬制1h而得的石硫合劑，且所述石硫合劑的加入量控制為2.5~3.0kg/t，礦漿浸出時(shí)間控制為24~30h；

步驟（3）中所述活性炭為杏核炭、椰殼炭、橄欖核炭或球狀煤質(zhì)炭；

優(yōu)選地，所述活性炭為椰殼炭，且椰殼炭的加入量控制為2~4kg/t，浸出礦漿的吸附時(shí)間控制為8~12h。

6.根據(jù)權(quán)利要求1所述的提高難選冶金礦石的選冶回收率的綜合回收方法，其特征在于：步驟（3）中所述粗粒隔炭篩的篩孔控制為30~32目，所述細(xì)粒隔炭篩的篩孔控制為80~100目。

7.根據(jù)權(quán)利要求1所述的提高難選冶金礦石的選冶回收率的綜合回收方法，其特征在于：步驟（4）中所述改性調(diào)整劑為氟硅酸鈉，且所述氟硅酸鈉的加入量為1.5~2kg/t；

步驟（4）中所述改性活化劑為硫酸銅，且所述硫酸銅的加入量為300~500g/t。

8.根據(jù)權(quán)利要求1所述的提高難選冶金礦石的選冶回收率的綜合回收方法，其特征在于：步驟（4）中所述粗選的礦漿濃度控制為25~28%，礦漿的pH控制為10.0~11.0，所述精選的礦漿濃度控制為20-22%，礦漿的pH控制為9.0~10.0。

9.根據(jù)權(quán)利要求1所述的提高難選冶金礦石的選冶回收率的綜合回收方法，其特征在于：步驟（4）中所述粗選的操作包括在一段浮選柱中先后加入捕收劑和起泡劑，所述捕收劑采用丁銨黃藥、戊基黃藥及丁銨黑藥中的一種或兩種，所述起泡劑采用松醇油、11#油及2#油中的一種或兩種；

優(yōu)選地，所述捕收劑為由丁基黃藥與丁銨黑藥按照質(zhì)量比為4:1配制而成的混合黃藥，且混合黃藥的加入量控制為160~200g/t；

優(yōu)選地，所述起泡劑為2#油，且2#油的加入量控制為40~60g/t。

10.根據(jù)權(quán)利要求1所述的提高難選冶金礦石的選冶回收率的綜合回收方法，其特征在于：步驟（3）中所述載金炭產(chǎn)品金的品位為250~300g/t，所述浸出作業(yè)的浸出率ε1為76.5~77.5%，所述浸出尾礦金的品位為1.0~1.2g/t；

步驟（4）中所述浮選金精礦中金的品位為15~18g/t，所述浮選尾礦中金的品位≤0.18g/t，所述浮選回收率ε2為83.55~84.45%；

所述載金炭產(chǎn)品與浮選金精礦的選冶回收率ε=ε1+(100-ε1)*ε2，且ε≥96%。

說明書

技術(shù)領(lǐng)域

本發(fā)明涉及難選冶金礦石選礦技術(shù)領(lǐng)域，特別涉及提高難選冶金礦石的選冶回收率的綜合回收方法。

背景技術(shù)

我國(guó)難選的冶金礦資源豐富，但該類礦石由于其中金的賦存狀態(tài)和礦物的組成特性使得金的提取有很大的難度，對(duì)于國(guó)內(nèi)難處理金礦資源，經(jīng)過開展大量的研究工作，得到了一定程度的開發(fā)利用，但總體形勢(shì)上并不樂觀，真正從難處理的金礦資源中有效合理和安全環(huán)保地提取出的黃金占每年的總產(chǎn)量的比例并不高。對(duì)于金與砷、硫嵌布關(guān)系密切且礦物組成相對(duì)復(fù)雜的高氧化礦金礦石，特別是含砷、硫及碳等有害組分的高氧化礦金礦石而言，采用浸出工藝或者浮選工藝提金均存在很多不足，一是采用單一浸出工藝提金，金的浸出率較低，金的回收率不高；二是浸出工藝前對(duì)原礦進(jìn)行預(yù)處理，去除氧化有害組分元素后再進(jìn)行浸出，可提高金的浸出率，但工藝復(fù)雜，生產(chǎn)成本高，如甘肅岷縣的鹿峰金礦，采用原礦焙燒工藝處理含砷、硫及碳的原礦；三是采用浮選工藝選金后對(duì)金精礦進(jìn)行再處理，去除氧化有害組分元素，提高金精礦的品質(zhì)，同樣工藝復(fù)雜，生產(chǎn)成本高，如湖南黃金洞金礦通過采用二段氧化焙燒工藝處理高砷金精礦；四是這些氧化礦中含有大量的原生礦泥，同時(shí)氧化礦的可浮選性較差，影響浮選回收率。

由上述分析可見，含砷、硫及碳的高氧化金礦石的難選金礦，現(xiàn)有的回收工藝往往存在回收率較低或回收工藝復(fù)雜的問題。如何有效合理又安全環(huán)保地提取出金礦石中的黃金，對(duì)保持和改善生態(tài)環(huán)境、提高礦產(chǎn)資源利用率、促進(jìn)礦山可持續(xù)發(fā)展具有重大的現(xiàn)實(shí)意義。

發(fā)明內(nèi)容

本發(fā)明的主要目的是提出一種提高難選冶金礦石的選冶回收率的綜合回收方法，旨在解決含砷、硫及碳的高氧化金礦石的難選金礦現(xiàn)有的回收工藝回收率較低的問題，提高難選冶金礦石的選冶回收率，從而提高礦產(chǎn)資源的利用率。

為實(shí)現(xiàn)上述目的，本發(fā)明提出一種提高難選冶金礦石的選冶回收率的綜合回收方法，所述難選金礦的組分及百分含量包括：Au：4.8~5.2g/t，Ag：1.43~1.84g/t，As：0.15~0.19%，S：3.8~4.5%，TFe：4.4~4.8%，F(xiàn)eO：3.96~4.13%，F(xiàn)e2O3：1.97~2.09%，SiO2：65.24~66.12%，Al2O3：14.40~15.46%，K2O：3.34~4.18%，C：0.14~0.18%，其綜合回收方法包括以下步驟：

（1）破碎作業(yè)：將原礦礦物經(jīng)過破碎作業(yè)破碎得到破碎合格物料；

（2）磨礦分級(jí)作業(yè)：將上述破碎合格物料依次送入一段磨礦和二段磨礦的閉路磨礦分級(jí)系統(tǒng)，得到磨礦合格溢流礦漿；

（3）原礦浸出作業(yè)：將上述磨礦合格溢流礦漿依次經(jīng)過濃縮機(jī)和隔渣篩處理后送至浸出槽進(jìn)行浸出，先后加入pH值調(diào)整劑、浸出劑和活性炭，浸出槽沿礦漿流向的逆向逐個(gè)向前一槽串炭，自最前槽提出的載金炭經(jīng)過粗粒隔炭篩得篩上的粗粒載金炭，最后槽流出的礦漿經(jīng)過細(xì)粒隔炭篩得篩上的細(xì)粒載金炭，篩下礦漿為浸出尾礦，所述粗粒載金炭和細(xì)粒載金炭合并為浸出作業(yè)載金炭產(chǎn)品；

（4）尾礦浮選作業(yè)：將上述浸出尾礦自流至攪拌槽中，依次加入改性調(diào)整劑和改性活化劑后，輸送至兩段浮選柱進(jìn)行粗選和精選，得浮選精金礦。

優(yōu)選地，步驟（1）中所述原礦為粒徑≤500mm的礦物料，所述破碎合格物料為粒徑≤14mm占比≥99%的礦物料。

優(yōu)選地，步驟（2）中所述一段磨礦的磨礦濃度控制為75~80%，所述溢流礦漿的細(xì)度為≤0.074mm粒級(jí)占比≥65%；

步驟（2）中所述二段磨礦的磨礦濃度控制為70~75%，所述溢流礦漿的細(xì)度為≤0.074mm粒級(jí)占比≥90%。

優(yōu)選地，步驟（3）中所述濃縮機(jī)的底流濃度為45~50%，所述浸出槽內(nèi)浸出礦漿的浸出濃度為35~40%。

優(yōu)選地，步驟（3）中所述pH調(diào)整劑為生石灰，且生石灰的加入量控制所述浸出槽內(nèi)浸出礦漿的pH值為11~12；

步驟（3）中所述浸出劑是由硫黃、生石灰和H2O按照質(zhì)量比為3:1:60熬制1h而得的石硫合劑，且所述石硫合劑的加入量控制為2.5~3.0kg/t，礦漿浸出時(shí)間控制為24~30h；

步驟（3）中所述活性炭為杏核炭、椰殼炭、橄欖核炭或球狀煤質(zhì)炭；

具體地，所述活性炭為椰殼炭，且椰殼炭的加入量控制為2~4kg/t，浸出礦漿的吸附時(shí)間控制為8~12h。

優(yōu)選地，步驟（3）中所述粗粒隔炭篩的篩孔控制為30~32目，所述細(xì)粒隔炭篩的篩孔控制為80~100目。

優(yōu)選地，步驟（4）中所述改性調(diào)整劑為氟硅酸鈉，且所述氟硅酸鈉的加入量為1.5~2kg/t；

步驟（4）中所述改性活化劑為硫酸銅，且所述硫酸銅的加入量為300~500g/t。

優(yōu)選地，步驟（4）中所述粗選的礦漿濃度控制為25~28%，礦漿的pH控制為10.0~11.0，所述精選的礦漿濃度控制為20~22%，礦漿的pH控制為9.0~10.0。

優(yōu)選地，步驟（4）中所述粗選的操作包括在一段浮選柱中先后加入捕收劑和起泡劑，所述捕收劑采用丁銨黃藥、戊基黃藥及丁銨黑藥中的一種或兩種，所述起泡劑采用松醇油、11#油及2#油中的一種或兩種；

具體地，所述捕收劑為由丁基黃藥與丁銨黑藥按照質(zhì)量比為4:1配制而成的混合黃藥，且混合黃藥的加入量控制為160~200g/t；

具體地，所述起泡劑為2#油，且2#油的加入量控制為40~60g/t。

優(yōu)選地，步驟（3）中所述載金炭產(chǎn)品金的品位為250~300g/t，所述浸出作業(yè)的浸出率ε1為76.5~77.5%，所述浸出尾礦金的品位為1.0~1.2g/t；

步驟（4）中所述浮選金精礦中金的品位為15~18g/t，所述浮選尾礦中金的品位≤0.18g/t，所述浮選回收率ε2為83.55~84.45%；

所述載金炭產(chǎn)品與浮選金精礦的選冶回收率ε=ε1+(100-ε1)*ε2，且ε≥96%。

本發(fā)明的技術(shù)方案中，通過采用浸出工藝提金與浮選工藝選金相結(jié)合的綜合回收工藝對(duì)難選冶金礦進(jìn)行回收處理，針對(duì)金以微細(xì)粒和顯微形態(tài)包裹于脈石礦物及有害雜質(zhì)中的含金礦石，先采用進(jìn)浸出工藝浸出原礦金礦石中易浸出的大部分金礦物，再采用浮選工藝回收浸出尾礦中部分難浸出的硫化物包裹金礦物，以高效回收難選金礦中的金礦物，并采用選礦和冶金聯(lián)合處理工藝技術(shù)針對(duì)性綜合回收，以提高難選冶金礦石的選冶回收率，從而有效解決含砷、硫及碳的高氧化金礦石的難選金礦現(xiàn)有的回收工藝回收率較低的問題，進(jìn)而提高礦產(chǎn)資源的利用率。

本發(fā)明的提高難選冶金礦石的選冶回收率的綜合回收方法具有以下優(yōu)點(diǎn)：（1）原礦炭漿法提金工藝采用非氰環(huán)保型無毒浸出劑石硫合劑和椰殼活性炭，相比傳統(tǒng)氰化法提金工藝真正實(shí)現(xiàn)了“綠色礦山、環(huán)保提金”；（2）針對(duì)原礦中部分難浸出的硫化物包裹金礦物采用浮選工藝回收，尤其通過開發(fā)適宜于微細(xì)粒、高堿度條件下浮選硫化物包裹金的浮選藥劑混合黃藥，實(shí)現(xiàn)了浸出尾礦的綜合回收利用；（3）浮選工藝中采用浮選柱代替?zhèn)鹘y(tǒng)的浮選機(jī)，利用浮選柱適宜于選別微細(xì)粒礦物的特性，相比傳統(tǒng)浮選機(jī)，浮選金精礦品位和回收率均明顯提高，實(shí)現(xiàn)了礦產(chǎn)資源的高效回收利用；（4）經(jīng)過現(xiàn)場(chǎng)工業(yè)生產(chǎn)證明，在入選原礦含金4.8~5.2g/t時(shí)，采用本發(fā)明的綜合回收方法可以使最終尾礦含金降至≤0.18g/t，原礦選冶回收率可提高到96%以上，綜合回收技術(shù)指標(biāo)理想。對(duì)保持和改善生態(tài)環(huán)境、提高礦產(chǎn)資源利用率、促進(jìn)礦山可持續(xù)發(fā)展具有重大的現(xiàn)實(shí)意義。

附圖說明

為了更清楚地說明本發(fā)明實(shí)施例或現(xiàn)有技術(shù)中的技術(shù)方案，下面將對(duì)實(shí)施例或現(xiàn)有技術(shù)描述中所需要使用的附圖作簡(jiǎn)單地介紹，顯而易見地，下面描述中的附圖僅僅是本發(fā)明的一些實(shí)施例，對(duì)于本領(lǐng)域普通技術(shù)人員來講，在不付出創(chuàng)造性勞動(dòng)的前提下，還可以根據(jù)這些附圖示出的結(jié)構(gòu)獲得其他的附圖。

圖1為本發(fā)明提供的提高難選冶金礦石的選冶回收率的綜合回收方法一實(shí)施例的流程示意圖；

圖2為本發(fā)明提供的提高難選冶金礦石的選冶回收率的綜合回收方法一實(shí)施例的工藝流程圖。

本發(fā)明目的的實(shí)現(xiàn)、功能特點(diǎn)及優(yōu)點(diǎn)將結(jié)合實(shí)施例，參照附圖做進(jìn)一步說明。

具體實(shí)施方式

需要說明，若本發(fā)明實(shí)施例中有涉及方向性指示（諸如上、下、左、右、前、后……），則該方向性指示僅用于解釋在某一特定姿態(tài)（如附圖所示）下各部件之間的相對(duì)位置關(guān)系、運(yùn)動(dòng)情況等，如果該特定姿態(tài)發(fā)生改變時(shí)，則該方向性指示也相應(yīng)地隨之改變。

另外，若本發(fā)明實(shí)施例中有涉及“第一”、“第二”等的描述，則該“第一”、“第二”等的描述僅用于描述目的，而不能理解為指示或暗示其相對(duì)重要性或者隱含指明所指示的技術(shù)特征的數(shù)量。

本發(fā)明提出一種提高難選冶金礦石的選冶回收率的綜合回收方法，所述難選冶金礦石的組分及百分含量包括：Au：4.8~5.2g/t，Ag：1.43~1.84g/t，As：0.15~0.19%，S：3.8~4.5%，TFe：4.4~4.8%，F(xiàn)eO：3.96~4.13%，F(xiàn)e2O3：1.97~2.09%，SiO2：65.24~66.12%，Al2O3：14.40~15.46%，K2O：3.34~4.18%，C：0.14~0.18%。圖1為本發(fā)明提出的提高難選冶金礦石的選冶回收率的綜合回收方法的一實(shí)施例的流程示意圖，圖2為本發(fā)明提出的提高難選冶金礦石的選冶回收率的綜合回收方法的一實(shí)施例的工藝流程圖，包括如下步驟：

步驟S10，破碎作業(yè)：將原礦礦物經(jīng)過破碎作業(yè)破碎得到破碎合格物料；

進(jìn)一步地，所述步驟S10中，所述原礦為粒徑≤500mm的礦物料，所述破碎合格物料為粒徑≤14mm的礦物料，所述破碎作業(yè)采用的破碎設(shè)備有顎式破碎機(jī)和圓錐破碎機(jī)。

步驟S20，磨礦分級(jí)作業(yè)：將上述破碎合格物料依次送入一段磨礦和二段磨礦的閉路磨礦分級(jí)系統(tǒng)，得到磨礦合格溢流礦漿；

進(jìn)一步地，具體地，破碎合格物料經(jīng)皮帶運(yùn)輸機(jī)送入格子型球磨機(jī)和螺旋分級(jí)機(jī)組成的一段閉路磨礦分級(jí)流程中，進(jìn)行一段磨礦和一次分級(jí)，控制磨礦濃度為75~80%，磨礦細(xì)度為-0.074mm粒級(jí)占比≥65%，經(jīng)螺旋分級(jí)機(jī)分選后的，粒級(jí)＞0.074mm的沉砂礦漿返回至一段球磨機(jī)再次進(jìn)行磨礦，粒級(jí)≤0.074mm的溢流礦漿送入旋流器和溢流型球磨機(jī)組成的二段閉路磨礦分級(jí)流程中，進(jìn)行二次分級(jí)和二段磨礦，經(jīng)旋流器分選后，粒級(jí)＞0.074mm的沉砂礦漿送至二段球磨機(jī)進(jìn)行再次磨礦，控制磨礦濃度為70~75%，旋流器溢流礦漿細(xì)度為-0.074um粒級(jí)占比≥90.65%，溢流濃度為32~34%，為磨礦合格溢流礦漿。

步驟S30，原礦浸出作業(yè)：將上述磨礦合格溢流礦漿依次經(jīng)過濃縮機(jī)和隔渣篩處理后送至浸出槽進(jìn)行浸出，先后加入pH值調(diào)整劑、浸出劑和活性炭，浸出槽沿礦漿流向的逆向逐個(gè)向前一槽串炭，自最前槽提出的載金炭經(jīng)過粗粒隔炭篩得篩上的粗粒載金炭，最后槽流出的礦漿經(jīng)過細(xì)粒隔炭篩得篩上的細(xì)粒載金炭，篩下礦漿為浸出尾礦，所述粗粒載金炭和細(xì)粒載金炭合并為浸出作業(yè)載金炭產(chǎn)品；

進(jìn)一步地，具體地，磨礦合格溢流礦漿自流至濃密機(jī)進(jìn)行濃縮，控制濃密機(jī)底流濃度為45~50%，濃密機(jī)底流經(jīng)渣漿泵輸送至隔渣篩除去篩上木屑等雜物，控制隔渣篩篩孔28~32目。篩下原礦礦漿自流至浸出槽進(jìn)行浸出，控制浸出礦漿濃度25~40%，先加入pH值調(diào)整劑生石灰，生石灰的加入量為12~15kg/t，控制浸出礦漿pH為11~12，浸出作業(yè)中進(jìn)入石灰作為保護(hù)堿，使浸出溶液在高堿性條件下保持浸出的穩(wěn)定性，避免藥劑的損耗；再加入浸出劑石硫合劑，所述石硫合劑的加入量為2.5~3.0kg/t，控制礦漿浸出時(shí)間24~30h；最后在浸出槽加入椰殼活性炭，所述椰殼炭的加入量為2~4kg/t，控制礦漿吸附時(shí)間8~12h，椰殼活性炭采用椰子殼為原料精制而成，外形為不定形顆粒，具有機(jī)械強(qiáng)度高，孔隙結(jié)構(gòu)發(fā)達(dá)，比表面積大，吸附速度快，吸附容量高，金吸附率高，金吸附量大，且易于再生，經(jīng)久耐用；浸出槽沿礦漿流向的逆向逐個(gè)向前一槽串炭，然后自最前槽提出的載金炭經(jīng)過粗粒隔炭篩得篩上的粗粒載金炭，控制粗粒隔炭篩篩孔為30~32目。最后槽中的礦漿自流至細(xì)粒隔炭篩，控制細(xì)粒隔炭篩孔80~100目，收集細(xì)粒隔炭篩上層產(chǎn)物為細(xì)粒載金碳，篩下礦漿為原礦浸出尾礦，所述粗粒載金炭和細(xì)粒載金炭合并為浸出作業(yè)載金炭產(chǎn)品，所述載金炭產(chǎn)品金的品位為250~300g/t，所述浸出作業(yè)的浸出率ε1為76.5~77.5%，所述浸出尾礦金的品位為1.0~1.2g/t。

進(jìn)一步地，更具體地，所述浸出劑石硫合劑由硫黃、生石灰和H2O按照質(zhì)量比為3:1:60熬制1h而制得，一般現(xiàn)配現(xiàn)用，先把1份生石灰放入鍋中，加10份水分解后，加溫?zé)_濾渣，把3份硫磺用溫水調(diào)成黏糊狀態(tài)后，順鍋邊倒入鍋內(nèi)，加入50份水，邊加溫熬煮邊進(jìn)行攪拌，沸騰后熬煮1 h，鍋內(nèi)的溶液變?yōu)樯罴t棕色，渣滓變成藍(lán)綠色后，濾出的清液即為石硫合劑的母液，使用時(shí)根據(jù)度數(shù)加水稀釋使用即可。

步驟S40，尾礦浮選作業(yè)：將上述浸出尾礦自流至攪拌槽中，依次加入改性調(diào)整劑和改性活化劑后，輸送至兩段浮選柱進(jìn)行粗選和精選，得浮選精金礦。

進(jìn)一步地，具體地，浸出尾礦自流至攪拌槽中，先加入改性調(diào)整劑氟硅酸鈉，所述氟硅酸鈉的加入量為1.5~2kg/t，氟硅酸鈉水解后解離出的F-沉淀了對(duì)原礦中的黃鐵礦起抑制作用的Ca2+，從而活化了浸出尾礦中的黃鐵礦；再加入改性活化劑硫酸銅，所述硫酸銅的加入量為300~500g/t，攪拌槽中礦漿自流至泵池經(jīng)渣漿泵輸送至粗選浮選柱進(jìn)行粗選，控制粗選礦漿濃度為25~28%，礦漿pH值為10.0~11.0，先加入捕收劑混合黃藥，所述混合黃藥的加入量為160~200g/t，再加入起泡劑2#油，所述2#油的加入量為40~60g/t，收集粗選浮選柱頂部泡沫槽中產(chǎn)物為浮選粗精礦，沉于下層的浮選尾礦金含量0.18g/t，經(jīng)渣漿泵輸送至尾礦庫(kù)。浮選粗精礦礦漿經(jīng)渣漿泵輸送至精選浮選柱中進(jìn)行精選，控制精選礦漿濃度為20~22%，礦漿pH值為9.0~10.0，收集精選浮選柱頂部泡沫槽中礦物為浮選金精礦，所述浮選金精礦中金的品位為15~18g/t，所述浮選尾礦中金的品位≤0.18g/t，所述浮選回收率ε2為83.55~84.45%，沉于下層的礦物為浮選中礦，浮選中礦經(jīng)渣漿泵輸送至粗選浮選柱形成循序返回閉路浮選流程。

上述浮選工藝中采用浮選柱代替?zhèn)鹘y(tǒng)的浮選機(jī)，利用浮選柱適宜于選別微細(xì)粒礦物的特性，相比傳統(tǒng)浮選機(jī)浮選精礦品位、回收率均明顯提高，實(shí)現(xiàn)了礦產(chǎn)資源高效化回收。

本發(fā)明的技術(shù)方案中，通過采用浸出工藝提金與浮選工藝選金相結(jié)合的綜合回收工藝對(duì)難選冶金礦進(jìn)行回收處理，針對(duì)金以微細(xì)粒和顯微形態(tài)包裹于脈石礦物及有害雜質(zhì)中的含金礦石，先采用進(jìn)浸出工藝浸出原礦金礦石中易浸出的大部分金礦物，再采用浮選工藝回收浸出尾礦中部分難浸出的硫化物包裹金礦物，以高效回收難選金礦中的金礦物，并采用選礦和冶金聯(lián)合處理工藝技術(shù)針對(duì)性綜合回收，以提高難選冶金礦石的選冶回收率，從而有效解決含砷、硫及碳的高氧化金礦石的難選金礦現(xiàn)有的回收工藝回收率較低的問題，進(jìn)而提高礦產(chǎn)資源的利用率。經(jīng)過現(xiàn)場(chǎng)工業(yè)生產(chǎn)證明，在入選原礦含金4.8~5.2g/t時(shí)，采用本發(fā)明的綜合回收方法可以使最終尾礦含金降至≤0.18g/t，所述載金炭產(chǎn)品與浮選金精礦的選冶回收率ε=ε1+(100-ε1)*ε2，且ε≥96%，原礦選冶回收率可提高到96%以上，綜合回收技術(shù)指標(biāo)理想，對(duì)保持和改善生態(tài)環(huán)境、提高礦產(chǎn)資源利用率、促進(jìn)礦山可持續(xù)發(fā)展具有重大的現(xiàn)實(shí)意義。

以下結(jié)合具體實(shí)施例和附圖對(duì)本發(fā)明的技術(shù)方案作進(jìn)一步詳細(xì)說明，應(yīng)當(dāng)理解，以下實(shí)施例僅僅用以解釋本發(fā)明，不用于限定本發(fā)明。

實(shí)施例1

所述難選冶金礦石的組分及百分含量包括：Au：4.8g/t，Ag：1.43g/t，As：0.15%，S：3.8%，TFe：4.4%，F(xiàn)eO：3.96%，F(xiàn)e2O3：1.97%，SiO2：65.24%，Al2O3：14.40%，K2O：3.34%，C：0.14%。

所述提高難選冶金礦石的選冶回收率的綜合回收方法的步驟為：

（1）破碎作業(yè)：將粒徑≤500mm的原礦礦物經(jīng)過破碎作業(yè)破碎得到粒徑≤14mm占比98.3%的破碎合格物料；

（2）磨礦分級(jí)作業(yè)：將上述破碎合格物料經(jīng)皮帶運(yùn)輸機(jī)送入格子型球磨機(jī)和螺旋分級(jí)機(jī)組成的一段閉路磨礦分級(jí)流程中，進(jìn)行一段磨礦和一次分級(jí)，控制磨礦濃度為75%，磨礦粒度≤0.074mm粒級(jí)占比65.78%，經(jīng)螺旋分級(jí)機(jī)分選后的，粒級(jí)＞0.074mm的沉砂礦漿返回至一段球磨機(jī)再次進(jìn)行磨礦，粒級(jí)≤0.074mm的溢流礦漿送入旋流器和溢流型球磨機(jī)組成的二段閉路磨礦分級(jí)流程中，進(jìn)行二次分級(jí)和二段磨礦，經(jīng)旋流器分選后，粒級(jí)＞0.074mm的沉砂礦漿送至二段球磨機(jī)進(jìn)行再次磨礦，控制磨礦濃度為70%，粒級(jí)≤0.074mm的溢流礦漿-0.074um占比90.65%，溢流濃度為32%，為磨礦合格溢流礦漿。

（3）原礦浸出作業(yè)：上述磨礦合格溢流礦漿自流至濃密機(jī)進(jìn)行濃縮，控制濃密機(jī)底流濃度為45%，濃密機(jī)底流經(jīng)渣漿泵輸送至隔渣篩除去篩上木屑等雜物，控制隔渣篩篩孔28目。篩下原礦礦漿自流至浸出槽進(jìn)行浸出，控制浸出礦漿濃度35%，先加入pH值調(diào)整劑生石灰，生石灰的加入量為12kg/t，控制浸出礦漿pH為11，再加入浸出劑石硫合劑，所述石硫合劑的加入量為2.5kg/t，控制礦漿浸出時(shí)間24h，最后在浸出槽加入椰殼活性炭，所述椰殼炭的加入量為3kg/t，控制礦漿吸附時(shí)間8h，浸出槽沿礦漿流向的逆向逐個(gè)向前一槽串炭，然后自最前槽提出的載金炭經(jīng)過粗粒隔炭篩得篩上的粗粒載金炭，控制粗粒隔炭篩篩孔為30目。最后槽中的礦漿自流至細(xì)粒隔炭篩，控制細(xì)粒隔炭篩孔80目，收集細(xì)粒隔炭篩上層產(chǎn)物為細(xì)粒載金碳，篩下礦漿為原礦浸出尾礦，所述粗粒載金炭和細(xì)粒載金炭合并為浸出作業(yè)載金炭產(chǎn)品，所述浸出產(chǎn)品載金炭中金的品位為250g/t，所述浸出尾礦金的品位為1.0g/t。

（4）尾礦浮選作業(yè)：上述浸出尾礦自流至攪拌槽中，先加入改性調(diào)整劑氟硅酸鈉，所述氟硅酸鈉的加入量為1.5kg/t，再加入改性活化劑硫酸銅，所述硫酸銅的加入量為300g/t，攪拌槽中礦漿自流至泵池經(jīng)渣漿泵輸送至粗選浮選柱進(jìn)行粗選，控制粗選礦漿濃度為25%，先加入捕收劑混合黃藥，所述混合黃藥的加入量為160g/t，再加入起泡劑2#油，所述2#油的加入量為40g/t，收集粗選浮選柱頂部泡沫槽中產(chǎn)物為浮選粗精礦，沉于下層的浮選尾礦金含量0.16g/t，經(jīng)渣漿泵輸送至尾礦庫(kù)。浮選粗精礦礦漿經(jīng)渣漿泵輸送至精選浮選柱中進(jìn)行精選，控制精選礦漿濃度為20%，礦漿的pH=8.0，收集精選浮選柱頂部泡沫槽中礦物為浮選金精礦，所述浮選金精礦中金的品位為15.0g/t，產(chǎn)率為5.57%，沉于下層的礦物為浮選中礦，浮選中礦經(jīng)渣漿泵輸送至粗選浮選柱形成循序返回閉路浮選流程。

本實(shí)施例中，所述難選冶金礦石的原礦浸出率ε1=(4.5-1.0）/4.5*100%=77.78%，浸出尾礦的浮選回收率ε2=15.0/1.0*5.57%=83.55%，所述載金炭產(chǎn)品與浮選金精礦的選冶回收率ε=ε1+(100-ε1)*ε2=77.78%+(100-77.78)*83.55%=96.34%，ε≥96%。采用本發(fā)明的浸出工藝提金與浮選工藝選金相結(jié)合的綜合回收工藝回收難選冶金礦石的方法，可以使最終尾礦含金降至0.16g/t，并采用選礦和冶金聯(lián)合處理工藝技術(shù)針對(duì)性綜合回收，使原礦選冶回收率提高到96.34%，以提高難選冶金礦石的選冶回收率，綜合回收技術(shù)指標(biāo)理想。

實(shí)施例2

所述難選冶金礦石的組分及百分含量包括：Au：4.95g/t，Ag：1.67g/t，As：0.17%，S：4.2%，TFe：4.6%，F(xiàn)eO：4.09%，F(xiàn)e2O3：2.03%，SiO2：65.68%，Al2O3：14.93%，K2O：3.76%，C：0.16%。

所述提高難選冶金礦石的選冶回收率的綜合回收方法的步驟為：

（1）破碎作業(yè)：將粒徑≤500mm的原礦礦物經(jīng)過破碎作業(yè)破碎得到粒徑≤14mm占比98.5%的破碎合格物料；

（2）磨礦分級(jí)作業(yè)：將上述破碎合格物料經(jīng)皮帶運(yùn)輸機(jī)送入格子型球磨機(jī)和螺旋分級(jí)機(jī)組成的一段閉路磨礦分級(jí)流程中，進(jìn)行一段磨礦和一次分級(jí)，控制磨礦濃度為78%，磨礦粒度≤0.074mm粒級(jí)占比65.60%，經(jīng)螺旋分級(jí)機(jī)分選后的，粒級(jí)＞0.074mm的沉砂礦漿返回至一段球磨機(jī)再次進(jìn)行磨礦，粒級(jí)≤0.074mm的溢流礦漿送入旋流器和溢流型球磨機(jī)組成的二段閉路磨礦分級(jí)流程中，進(jìn)行二次分級(jí)和二段磨礦，經(jīng)旋流器分選后，粒級(jí)＞0.074mm的沉砂礦漿送至二段球磨機(jī)進(jìn)行再次磨礦，控制磨礦濃度為73%，粒級(jí)≤0.074mm的溢流礦漿-0.074um占比90.76%，溢流濃度為33%，為磨礦合格溢流礦漿。

（3）原礦浸出作業(yè)：上述磨礦合格溢流礦漿自流至濃密機(jī)進(jìn)行濃縮，控制濃密機(jī)底流濃度為47%，濃密機(jī)底流經(jīng)渣漿泵輸送至隔渣篩除去篩上木屑等雜物，控制隔渣篩篩孔30目。篩下原礦礦漿自流至浸出槽進(jìn)行浸出，控制浸出礦漿濃度37%，先加入pH值調(diào)整劑生石灰，生石灰的加入量為13kg/t，控制浸出礦漿pH為11.5，再加入浸出劑石硫合劑，所述石硫合劑的加入量為2.8kg/t，控制礦漿浸出時(shí)間26h，最后在浸出槽加入椰殼活性炭，所述椰殼炭的加入量為3kg/t，控制礦漿吸附時(shí)間10h，浸出槽沿礦漿流向的逆向逐個(gè)向前一槽串炭，然后自最前槽提出的載金炭經(jīng)過粗粒隔炭篩得篩上的粗粒載金炭，控制粗粒隔炭篩篩孔為31目。最后槽中的礦漿自流至細(xì)粒隔炭篩，控制細(xì)粒隔炭篩孔90目，收集細(xì)粒隔炭篩上層產(chǎn)物為細(xì)粒載金碳，篩下礦漿為原礦浸出尾礦，所述粗粒載金炭和細(xì)粒載金炭合并為浸出作業(yè)載金炭產(chǎn)品，所述浸出產(chǎn)品載金炭中金的品位為275g/t，所述浸出尾礦金的品位為1.15g/t。

（4）尾礦浮選作業(yè)：上述浸出尾礦自流至攪拌槽中，先加入改性調(diào)整劑氟硅酸鈉，所述氟硅酸鈉的加入量為1.7kg/t，再加入改性活化劑硫酸銅，所述硫酸銅的加入量為400g/t，攪拌槽中礦漿自流至泵池經(jīng)渣漿泵輸送至粗選浮選柱進(jìn)行粗選，控制粗選礦漿濃度為27%，先加入捕收劑混合黃藥，所述混合黃藥的加入量為180g/t，再加入起泡劑2#油，所述2#油的加入量為50g/t，收集粗選浮選柱頂部泡沫槽中產(chǎn)物為浮選粗精礦，沉于下層的浮選尾礦金含量0.17g/t，經(jīng)渣漿泵輸送至尾礦庫(kù)。浮選粗精礦礦漿經(jīng)渣漿泵輸送至精選浮選柱中進(jìn)行精選，控制精選礦漿濃度為21%，礦漿的pH=8.5，收集精選浮選柱頂部泡沫槽中礦物為浮選金精礦，所述浮選金精礦中金的品位為16.5g/t，產(chǎn)率為5.65%，沉于下層的礦物為浮選中礦，浮選中礦經(jīng)渣漿泵輸送至粗選浮選柱形成循序返回閉路浮選流程。

本實(shí)施例中，難選冶金礦石的原礦浸出率ε1=（4.95-1.15）/4.95*100%=76.77%，浸出尾礦浮選回收率ε2=16.5/1.1*5.65%=84.75%，所述載金炭產(chǎn)品與浮選金精礦的選冶回收率ε=76.77%+（100-76.77）*84.75%=96.45%，ε≥96%。采用本發(fā)明的浸出工藝提金與浮選工藝選金相結(jié)合的綜合回收工藝回收難選冶金礦石的方法，可以使最終尾礦含金降至0.17g/t，并采用選礦和冶金聯(lián)合處理工藝技術(shù)針對(duì)性綜合回收，使原礦選冶回收率提高到96.45%，以提高難選冶金礦石的選冶回收率，綜合回收技術(shù)指標(biāo)理想。

實(shí)施例3

所述難選冶金礦石的組分及百分含量包括：Au：5.2g/t，Ag：1.43~1.84g/t，As：0.15~0.19%，S：4.5%，TFe：4.4~4.8%，F(xiàn)eO：3.96~4.13%，F(xiàn)e2O3：1.97~2.09%，SiO2：65.24~66.12%，Al2O3：14.40~15.46%，K2O：3.34~4.18%，C：0.14~0.18%。

所述提高難選冶金礦石的選冶回收率的綜合回收方法的步驟為：

（1）破碎作業(yè)：將粒徑≤500mm的原礦礦物經(jīng)過破碎作業(yè)破碎得到粒徑≤14mm占比98.7%的破碎合格物料；

（2）磨礦分級(jí)作業(yè)：將上述破碎合格物料經(jīng)皮帶運(yùn)輸機(jī)送入格子型球磨機(jī)和螺旋分級(jí)機(jī)組成的一段閉路磨礦分級(jí)流程中，進(jìn)行一段磨礦和一次分級(jí)，控制磨礦濃度為80%，磨礦粒度≤0.074mm粒級(jí)占比65.68%，經(jīng)螺旋分級(jí)機(jī)分選后的，粒級(jí)＞0.074mm的沉砂礦漿返回至一段球磨機(jī)再次進(jìn)行磨礦，粒級(jí)≤0.074mm的溢流礦漿送入旋流器和溢流型球磨機(jī)組成的二段閉路磨礦分級(jí)流程中，進(jìn)行二次分級(jí)和二段磨礦，經(jīng)旋流器分選后，粒級(jí)＞0.074mm的沉砂礦漿送至二段球磨機(jī)進(jìn)行再次磨礦，控制磨礦濃度為75%，粒級(jí)≤0.074mm的溢流礦漿-0.074um占比90.60%，溢流濃度為34%，為磨礦合格溢流礦漿。

（3）原礦浸出作業(yè)：上述磨礦合格溢流礦漿自流至濃密機(jī)進(jìn)行濃縮，控制濃密機(jī)底流濃度為50%，濃密機(jī)底流經(jīng)渣漿泵輸送至隔渣篩除去篩上木屑等雜物，控制隔渣篩篩孔32目。篩下原礦礦漿自流至浸出槽進(jìn)行浸出，控制浸出礦漿濃度40%，先加入pH值調(diào)整劑生石灰，生石灰的加入量為14kg/t，控制浸出礦漿pH為12，再加入浸出劑石硫合劑，所述石硫合劑的加入量為3.0kg/t，控制礦漿浸出時(shí)間30h，最后在浸出槽加入椰殼活性炭，所述椰殼炭的加入量為4kg/t，控制礦漿吸附時(shí)間12h，浸出槽沿礦漿流向的逆向逐個(gè)向前一槽串炭，然后自最前槽提出的載金炭經(jīng)過粗粒隔炭篩得篩上的粗粒載金炭，控制粗粒隔炭篩篩孔為32目。最后槽中的礦漿自流至細(xì)粒隔炭篩，控制細(xì)粒隔炭篩孔100目，收集細(xì)粒隔炭篩上層產(chǎn)物為細(xì)粒載金碳，篩下礦漿為原礦浸出尾礦，所述粗粒載金炭和細(xì)粒載金炭合并為浸出作業(yè)載金炭產(chǎn)品，所述浸出產(chǎn)品載金炭中金的品位為300g/t，所述浸出尾礦金的品位為1.2g/t。

（4）尾礦浮選作業(yè)：上述浸出尾礦自流至攪拌槽中，先加入改性調(diào)整劑氟硅酸鈉，所述氟硅酸鈉的加入量為2.0kg/t，再加入改性活化劑硫酸銅，所述硫酸銅的加入量為500g/t，攪拌槽中礦漿自流至泵池經(jīng)渣漿泵輸送至粗選浮選柱進(jìn)行粗選，控制粗選礦漿濃度為28%，先加入捕收劑混合黃藥，所述混合黃藥的加入量為200g/t，再加入起泡劑2#油，所述2#油的加入量為60g/t，收集粗選浮選柱頂部泡沫槽中產(chǎn)物為浮選粗精礦，沉于下層的浮選尾礦金含量0.18g/t，經(jīng)渣漿泵輸送至尾礦庫(kù)。浮選粗精礦礦漿經(jīng)渣漿泵輸送至精選浮選柱中進(jìn)行精選，控制精選礦漿濃度為22%，礦漿的pH=9.0，收集精選浮選柱頂部泡沫槽中礦物為浮選金精礦，所述浮選金精礦中金的品位為18.0g/t，產(chǎn)率為5.63%，沉于下層的礦物為浮選中礦，浮選中礦經(jīng)渣漿泵輸送至粗選浮選柱形成循序返回閉路浮選流程。

本實(shí)施例中，所述難選冶金礦石的原礦浸出率ε1=（5.2-1.2）/5.2*100%=76.92%，浸出尾礦的浮選回收率ε2=18.0/1.2*5.63%=84.45%，所述載金炭產(chǎn)品與浮選金精礦的選冶回收率ε=76.92%+（100-76.92）*84.45%=96.41%，ε≥96%。采用本發(fā)明的浸出工藝提金與浮選工藝選金相結(jié)合的綜合回收工藝回收難選冶金礦石的方法，可以使最終尾礦含金降至0.18g/t，并采用選礦和冶金聯(lián)合處理工藝技術(shù)針對(duì)性綜合回收，使原礦選冶回收率提高到96.41%，以提高難選冶金礦石的選冶回收率，綜合回收技術(shù)指標(biāo)理想。

本發(fā)明提供的實(shí)施例1~3的各項(xiàng)指標(biāo)數(shù)據(jù)請(qǐng)參見表1。

表1 難選冶金礦石浸出工藝及浮選工藝實(shí)施例技術(shù)指標(biāo)

由表1中技術(shù)指標(biāo)數(shù)據(jù)可知，上述實(shí)施例1、實(shí)施例2和實(shí)施例3的選冶回收率分別是96.34%、96.45%和96.41%，采用本發(fā)明的浸出工藝提金與浮選工藝選金相結(jié)合的綜合回收工藝回收難選冶金礦石的方法，可以使最終尾礦含金降至≤0.18g/t，并采用選礦和冶金聯(lián)合處理工藝技術(shù)針對(duì)性綜合回收，使原礦選冶回收率可提高到96%以上，以提高難選冶金礦石的選冶回收率，綜合回收技術(shù)指標(biāo)理想，對(duì)保持和改善生態(tài)環(huán)境、提高礦產(chǎn)資源利用率、促進(jìn)礦山可持續(xù)發(fā)展具有重大的現(xiàn)實(shí)意義。

以上所述僅為本發(fā)明的優(yōu)選實(shí)施例，并非因此限制本發(fā)明的專利范圍，凡是在本發(fā)明的發(fā)明構(gòu)思下，利用本發(fā)明說明書及附圖內(nèi)容所作的等效結(jié)構(gòu)變換，或直接/間接運(yùn)用在其他相關(guān)的技術(shù)領(lǐng)域均包括在本發(fā)明的專利保護(hù)范圍內(nèi)。