权利要求
1.一种硫氧混合型金矿的选别方法，其特征在于，所述硫氧混合型金矿中含载金铁氧化物，所述选别方法包括步骤：
对所述硫氧混合型金矿进行粗磨，之后采用强磁选进行分流，分别获得非磁性产品和含载金铁氧化物的磁性产品;
所述尼尔森分选尾矿经再磨后进行金浮选，获得金精矿2和浮选尾矿;
所述浮选尾矿采用离心机重选，获得金精矿3和重选尾矿;
所述金精矿3和所述含载金铁氧化物的磁性产品合并，之后细磨，然后进行氰化浸出，得到含金浸出液。
2.根据权利要求1所述的选别方法，其特征在于，所述粗磨包括步骤：将所述硫氧混合型金矿配制成质量百分比浓度为60～70%的矿浆，进行磨矿，磨矿产品的细度控制为-0.074mm粒级矿物占质量比为55～60%。
3.根据权利要求1所述的选别方法，其特征在于，所述再磨包括步骤：将所述尼尔森分选尾矿配制成质量百分比浓度为60～65%的矿浆，进行磨矿，磨矿产品的细度控制为-0.074mm粒级矿物占质量比为80～90%。
4.根据权利要求1所述的选别方法，其特征在于，所述细磨包括步骤：将所述金精矿3和所述含载金铁氧化物的磁性产品合并后配制成质量百分比浓度为50～55%的矿浆，进行磨矿，磨矿产品的细度控制为-0.038mm粒级矿物占质量比为80～85%。
5.根据权利要求1所述的选别方法，其特征在于，所述强磁选包括强磁粗选和强磁扫选，所述强磁粗选包括一段强磁粗选，所述强磁扫选包括1～2段强磁扫选，所述强磁粗选和所述强磁扫选得到的精矿合并，即为含载金铁氧化物的磁性产品，所述强磁扫选所得尾矿即为非磁性产品;
所述强磁粗选和所述强磁扫选采用脉动高梯度强磁选机，所述强磁粗选的背景场强为0.4～0.6T，介质尺寸2.5～3mm，介质充填率12～15%;所述强磁扫选的背景场强为0.6～0.8T，介质尺寸2～2.5mm，介质充填率15～20%。
6.根据权利要求1所述的选别方法，其特征在于，所述尼尔森选矿机分选包括一段尼尔森粗选和1～2段尼尔森扫选，尼尔森粗选的重力场为55～60G，尼尔森扫选的重力场为60～70G;粗选和扫选得到的精矿合并，即为金精矿1，扫选得到的尾矿为尼尔森分选尾矿。
7.根据权利要求1所述的选别方法，其特征在于，所述金浮选包括一段金浮选粗选、一段金浮选精选、1～2段金浮选扫选，金浮选过程中，得到的精选尾矿和各段扫选精矿依次返回上一段浮选作业;金浮选精选的精矿产品即为金精矿2，金浮选扫选的尾矿产品即为浮选尾矿;
8.根据权利要求1所述的选别方法，其特征在于，所述离心机重选包括一段离心粗选和一段离心扫选，离心粗选和离心扫选得到的精矿合并，即为金精矿3;离心扫选的尾矿即为重选尾矿;离心粗选的重力场为12～15G，离心扫选的重力场为15～20G。
9.根据权利要求1所述的选别方法，其特征在于，所述氰化浸出采用的浸出剂为氰化钠，浸出作业pH值控制为10～11。
说明书
技术领域
[0001]本发明涉及矿物加工技术领域，特别是涉及一种硫氧混合型金矿的选别方法。
背景技术
[0002]黄金是与民生最为贴近的贵金属资源，具有金融和商品的双重属性。黄金作为货币的一般等价物，是人们日常货币价值衡量的标尺，为国家金融和经济安全提供着重要支撑。在日常生活中，金是常见的珠宝首饰原材料，这也是金目前主要的消费方向;此外，金可用于制作金属涂层、特种催化剂等方面，在工业生产中的消耗量也日益增大。
[0003]为保障我国黄金消费市场的稳定，进一步充分地利用国内的金矿资源，提升金矿资源回收率的意义重大。
[0004]硫氧混合型金矿分选的主要难题是载金矿物种类多，不同类型载金矿物的性质差异大，采用单一分选工艺或简单的复合分选工艺均难以获得理想的分选指标。
[0005]因此，针对硫氧混合型金矿的金回收难题，有必要开发一种针对矿物特性的高效的回收方法，以实现资源的充分利用。
发明内容
[0006]本发明主要解决的技术问题是提供一种硫氧混合型金矿的选别方法，本发明方法可有效提升金的回收率，适合处理金的矿物赋存状态复杂分散的硫氧混合型金矿。
[0007]为解决上述技术问题，本发明采用的技术方案是：一种硫氧混合型金矿的选别方法，所述硫氧混合型金矿中含载金铁氧化物，所述选别方法包括步骤：
[0008]对所述硫氧混合型金矿进行粗磨，之后采用强磁选进行分流，分别获得非磁性产品和含载金铁氧化物的磁性产品;
[0009]所述非磁性产品采用尼尔森选矿机分选，获得金精矿1和尼尔森分选尾矿;
[0010]所述尼尔森分选尾矿经再磨后进行金浮选，获得金精矿2和浮选尾矿;
[0011]所述浮选尾矿采用离心机重选，获得金精矿3和重选尾矿;
[0012]所述金精矿3和所述含载金铁氧化物的磁性产品合并，之后细磨，然后进行氰化浸出，得到含金浸出液。
[0013]作为本发明一种实施方案，所述粗磨包括步骤：将所述硫氧混合型金矿配制成质量百分比浓度为60～70%的矿浆，进行磨矿，磨矿产品的细度控制为-0.074mm粒级矿物占质量比为55～60%。其中，-0.074mm粒级矿物占质量比为55～60%是指，得到的磨矿产品中粒度低于0.074mm粒级的矿物其质量百分比含量为55～60%。
[0014]作为本发明一种实施方案，所述再磨包括步骤：将所述尼尔森分选尾矿配制成质量百分比浓度为60～65%的矿浆，进行磨矿，磨矿产品的细度控制为-0.074mm粒级矿物占质量比为80～90%，即磨矿产品中粒度低于0.074mm粒级的矿物其质量百分比含量为80～90%。
[0015]作为本发明一种实施方案，所述细磨包括步骤：将所述金精矿3和所述含载金铁氧化物的磁性产品合并后配制成质量百分比浓度为50～55%的矿浆，进行磨矿，磨矿产品的细度控制为-0.038mm粒级矿物占质量比为80～85%，即磨矿产品中粒度低于0.038mm粒级的矿物其质量百分比含量为80～85%。
[0016]作为本发明一种实施方案，所述强磁选包括强磁粗选和强磁扫选，所述强磁粗选包括一段强磁粗选，所述强磁扫选包括1～2段强磁扫选，所述强磁粗选和所述强磁扫选得到的精矿合并，即为含载金铁氧化物的磁性产品，所述强磁扫选所得尾矿即为非磁性产品。
[0017]作为本发明一种实施方案，所述强磁粗选和所述强磁扫选采用脉动高梯度强磁选机，所述强磁粗选的背景场强为0.4～0.6T，介质尺寸2.5～3mm，介质充填率12～15%;所述强磁扫选的背景场强为0.6～0.8T，介质尺寸2～2.5mm，介质充填率15～20%。
[0018]作为本发明一种实施方案，所述尼尔森选矿机分选包括一段尼尔森粗选和1～2段尼尔森扫选，尼尔森粗选的重力场为55～60G，尼尔森扫选的重力场为60～70G;粗选和扫选得到的精矿合并，即为金精矿1，扫选得到的尾矿为尼尔森分选尾矿。
[0019]作为本发明一种实施方案，所述金浮选包括一段金浮选粗选、一段金浮选精选、1～2段金浮选扫选，金浮选过程中，得到的精选尾矿和各段扫选精矿依次返回上一段浮选作业;金浮选精选的精矿产品即为金精矿2，金浮选扫选的尾矿产品即为浮选尾矿。
[0020]作为本发明一种实施方案，金浮选使用的活化剂为硫酸铜，捕收剂为丁基黄药，起泡剂为2号油。
[0021]作为本发明一种实施方案，所述离心机重选包括一段离心粗选和一段离心扫选，离心粗选和离心扫选得到的精矿合并，即为金精矿3;离心扫选的尾矿即为重选尾矿;离心粗选的重力场为12～15G，离心扫选的重力场为15～20G。
[0022]作为本发明一种实施方案，所述氰化浸出采用的浸出剂为氰化钠，浸出作业pH值控制为10～11。
[0023]本发明提供的硫氧混合型金矿的选别方法，所处理的硫氧混合型金矿中金的载体矿物包括铁氧化物载金、自然金和硫化物载金等。载金铁氧化物的特点是易解离，但其所承载的金通常被深度包裹，因此可选性差，难深度提质。本发明提供的选别方法先进行矿物的磁选分流，在硫氧混合型金矿原矿粗磨，实现硫化-氧化矿物相互充分解离的条件下，利用强磁选将矿物分流，将载金铁氧化物从主流程中分离，获得含载金铁氧化物的磁性产品，以及非磁性产品。之后所述非磁性产品使用尼尔森选矿机进行高品位金精矿的直接回收，将粗粒高品位的金矿物从主流程中分离，获得金品位高的金精矿1;对尼尔森分选尾矿进行再磨，之后浮选，回收主流程中的中细粒金和以硫化矿为主要载体的金，获得金品位较高的金精矿2;对浮选尾矿采用离心机重选降尾，回收主流程中的细粒和微细金，获得金精矿3;所述磁性产品与金精矿3合并经细磨后，一同进行氰化浸出，针对难深度提质的载金铁氧化物(磁性产品)和离心精矿(金精矿3)进行细磨-氰化浸出，可回收被矿物深度包裹的金，从而实现难提质金的有效回收。
[0024]本发明提供的硫氧混合型金矿的选别方法，针对硫氧混合型金矿中不同类型载金矿物的性质特点，采用分流分段的方式进行金的回收。本发明通过强磁选从原矿中分流易解离难提质的载金铁氧化物，将绝大部分难选金优先剥离出主流程，降低这部分难选金对后续分选工艺的影响，且有利于难选金的集中处理;这一过程需要控制好强磁选给料的磨矿细度，若矿石欠磨会导致载金铁氧化物回收不充分，若矿石过磨则易导致矿浆泥化，影响后续的重选和浮选作业。磁选分流后，得到的非磁性产品含有一定量粗粒、易选、价值高的自然金粒和金的大比例连生体，这部分金的特点是价值高，矿粒单体重量大，因此不宜浮选，宜重选，本着能收早收的原则，先采用尼尔森选矿机进行高值金精矿的直接回收。尼尔森分选后，其尾矿中还有部分易浮的中细粒金粒和载金硫化矿，通过再磨-硫化矿浮选工艺，可有效回收这部分易浮金矿，并获得金品位相对较高的金精矿。浮选后，浮选尾矿中残留的主要是微细粒金和金的贫连生体，采用离心机可以最大幅度回收这部分含金组分。载金铁氧化物和金贫连生体的金分布较多，但其中的金难以进一步富集，这部分产品一般含硫较低，通过细磨-氰化浸出的方式，可实现金的最大限度回收。
[0025]本发明提供的硫氧混合型金矿的选别方法，特别适合应用于硫化氧化矿物高度混合的金矿选别，磁选分流可有效降低难选金对高品质金精矿的影响，尼尔森分选和金浮选快速高效分选了高价值金精矿，离心重选大幅度降低了难选金的损失，细磨-氰化工艺大幅度提升了难选金的利用率。本发明方法可有效提升金的回收率，解决载金铁氧化物与微细粒金难利用的技术难题，适合处理金的矿物赋存状态复杂分散的硫氧混合型金矿。
附图说明
[0026]图1是本发明提供的硫氧混合型金矿选别方法的工艺流程图。
具体实施方式
[0027]下面通过具体实施例对本发明的技术方案进行详细说明。以下实施例旨在对本发明内容做进一步详细说明，而不是对本发明权利要求保护范围的限制。
[0028]在以下实施例中，未特别说明时，使用的药剂均为市售商品。
[0029]在本发明中，对药剂的用量不作限定，本领域技术人员可根据处理矿物的实际情况进行调整。
[0030]需要说明的是，以下实施例中药剂的用量均按照原矿的质量计。例如硫酸铜的合计用量为50g/t，表示每吨原矿在金浮选作业中硫酸铜的合计用量为50g。
[0031]实施例1
[0032]本实施例提供了一种硫氧混合型金矿的选别方法，采用的工艺流程图参照图1所示，硫氧混合型金矿原矿来自云南省大理鹤庆县金矿，原矿金品位为3.02g/t，其中13.21wt%(wt%即质量百分比)的金赋存在载金铁氧化物中，选别方法步骤如下：
[0033](1)原矿粗磨-强磁选分流：将原矿配制成65%质量百分比浓度的原矿矿浆，进行粗磨磨矿，磨矿产品细度控制为-0.074mm粒级占56%;
[0034]使用脉动高梯度强磁选机，对粗磨产品采用强磁选进行分流，作业包括一段强磁粗选以及一段强磁扫选，强磁粗选的背景场强为0.42T，介质尺寸2.8mm，介质充填率12.5%;强磁扫选的背景场强为0.6T，介质尺寸2mm，介质充填率18%;强磁粗选和强磁扫选的精矿产品合并，即为磁性产品，其中主要含载金铁氧化物，强磁扫选后的最终产品即为非磁性产品;
[0035](2)尼尔森选矿机分选：使用尼尔森选矿机，对非磁性产品进行一段尼尔森粗选以及两段尼尔森扫选;尼尔森粗选的重力场为55G，尼尔森扫选的重力场均为60G;尼尔森粗选和尼尔森扫选的精矿产品合并即为金精矿1，尼尔森扫选后的最终产品即为尼尔森分选尾矿;
[0036](3)浓缩再磨-金浮选：将尼尔森分选尾矿浓缩至质量百分比浓度为62%的矿浆后进行再磨，再磨产品细度为-0.074mm粒级占87%;对再磨产品进行一段浮选粗选、一段浮选精选以及一段浮选扫选;精选尾矿和扫选精矿依次返回上一段浮选作业;金浮选使用的活化剂为硫酸铜，合计用量为50g/t;捕收剂为丁基黄药，合计用量为150g/t;起泡剂为2号油，合计用量为30g/t;
[0037]浮选精选的精矿产品即为金精矿2，扫选的尾矿产品即为浮选尾矿;
[0038](4)离心机重选：使用卧式离心选矿机，对浮选尾矿进行一段离心粗选和一段离心扫选，离心粗选的重力场为13G，离心扫选的重力场为16G;离心粗选和离心扫选的精矿产品合并即为金精矿3，离心扫选尾矿即为重选尾矿，也就选矿得到的最终的尾矿;
[0039](5)细磨-氰化浸出：将含载金铁氧化物的磁性产品和金精矿3合并，浓缩到50%质量百分比浓度，进行细磨，磨矿产品细度控制为-0.038mm粒级占82%;
[0040]对细磨产品进行氰化浸出，氰化钠用量为4500g/t，浸出作业pH值控制在10.5左右，液固比控制在2.5:1，浸出时间为28h，得到含金浸出液。
[0041]本实施例的分选结果具体见表1所示，通过该选别作业，对金品位为3.02g/t的金矿原矿，可获得金综合回收率92.73%的选矿指标。
[0042]表1
[0043]
[0044]
[0045]实施例2
[0046]本实施例提供了一种硫氧混合型金矿的选别方法，采用的工艺流程图参照图1所示，硫氧混合型金矿原矿来自四川省甘孜藏族自治州康定县金矿，原矿金品位为3.94g/t，其中11.37wt%的金赋存在载金铁氧化物中，选别方法步骤如下：
[0047](1)原矿粗磨-强磁选分流：将原矿配制成70%质量百分比浓度的原矿矿浆，进行粗磨磨矿，磨矿产品细度控制为-0.074mm粒级占55%;
[0048]使用脉动高梯度强磁选机，对粗磨产品采用强磁选进行分流，作业包括一段强磁粗选以及一段强磁扫选，强磁粗选的背景场强为0.4T，介质尺寸2.5mm，介质充填率12%;强磁扫选的背景场强为0.65T，介质尺寸2.4mm，介质充填率15%;强磁粗选和强磁扫选的精矿产品合并，即为磁性产品，其中主要含载金铁氧化物，强磁扫选后的最终产品即为非磁性产品;
[0049](2)尼尔森选矿机分选：使用尼尔森选矿机，对非磁性产品进行一段尼尔森粗选以及一段尼尔森扫选;尼尔森粗选的重力场为58G，尼尔森扫选的重力场为62G;尼尔森粗选和尼尔森扫选的精矿产品合并即为金精矿1，尼尔森扫选后的最终产品即为尼尔森分选尾矿;
[0050](3)浓缩再磨-金浮选：将尼尔森分选尾矿浓缩至质量百分比浓度为64%的矿浆后进行再磨，再磨产品细度为-0.074mm粒级占80%;对再磨产品进行一段浮选粗选、一段浮选精选以及一段浮选扫选;精选尾矿和扫选精矿依次返回上一段浮选作业;金浮选使用的活化剂为硫酸铜，合计用量为30g/t;捕收剂为丁基黄药，合计用量为90g/t;起泡剂为2号油，合计用量为21g/t;
[0051]浮选精选的精矿产品即为金精矿2，扫选的尾矿产品即为浮选尾矿;
[0052](4)离心机重选：使用卧式离心选矿机，对浮选尾矿进行一段离心粗选和一段离心扫选，离心粗选的重力场为12.5G，离心扫选的重力场为15G;离心粗选和离心扫选的精矿产品合并即为金精矿3，离心扫选尾矿即为重选尾矿，也就选矿得到的最终的尾矿;
[0053](5)细磨-氰化浸出：将含载金铁氧化物的磁性产品和金精矿3合并，浓缩到52%质量百分比浓度，进行细磨，磨矿产品细度控制为-0.038mm粒级占85%;
[0054]对细磨产品进行氰化浸出，氰化钠用量为4800g/t，浸出作业pH值控制在10.0左右，液固比控制在2.75:1，浸出时间为30h，得到含金浸出液。
[0055]本实施例的分选结果具体见表2所示，通过该选别作业，对金品位为3.94g/t的金矿原矿，可获得金综合回收率90.60%的选矿指标。
[0056]表2
[0057]
产品名称产率%金品位g/t金回收率%浸出液//15.09浸出渣20.000.512.57金精矿10.75225.4942.95金精矿22.4951.4932.56重选尾矿76.760.356.83给矿100.003.94100.00
[0058]实施例3
[0059]本实施例提供了一种硫氧混合型金矿的选别方法，采用的工艺流程图参照图1所示，硫氧混合型金矿原矿来自四川省阿坝藏族羌族自治州松潘县金矿，原矿金品位为3.70g/t，其中25.95wt%的金赋存在载金铁氧化物中，选别方法步骤如下：
[0060](1)原矿粗磨-强磁选分流：将原矿配制成68%质量百分比浓度的原矿矿浆，进行粗磨磨矿，磨矿产品细度控制为-0.074mm粒级占58%;
[0061]使用脉动高梯度强磁选机，对粗磨产品采用强磁选进行分流，作业包括一段强磁粗选以及两段强磁扫选，强磁粗选的背景场强为0.5T，介质尺寸2.8mm，介质充填率15%;强磁一段扫选的背景场强为0.7T，介质尺寸2.5mm，介质充填率20%，强磁二段扫选的背景场强为0.8T，介质尺寸2.0mm，介质充填率15%;强磁粗选和强磁扫选的精矿产品合并，即为磁性产品，其中主要含载金铁氧化物，强磁扫选后的最终产品即为非磁性产品;
[0062](2)尼尔森选矿机分选：使用尼尔森选矿机，对非磁性产品进行一段尼尔森粗选以及两段尼尔森扫选;尼尔森粗选的重力场为60G，尼尔森扫选的重力场均为65G;尼尔森粗选和尼尔森扫选的精矿产品合并即为金精矿1，尼尔森扫选后的最终产品即为尼尔森分选尾矿;
[0063](3)浓缩再磨-金浮选：将尼尔森分选尾矿浓缩至质量百分比浓度为63%的矿浆后进行再磨，再磨产品细度为-0.074mm粒级占82%;对再磨产品进行一段浮选粗选、一段浮选精选以及一段浮选扫选;精选尾矿和扫选精矿依次返回上一段浮选作业;金浮选使用的活化剂为硫酸铜，合计用量为60g/t;捕收剂为丁基黄药，合计用量为150g/t;起泡剂为2号油，合计用量为24g/t;
[0064]浮选精选的精矿产品即为金精矿2，扫选的尾矿产品即为浮选尾矿;
[0065](4)离心机重选：使用卧式离心选矿机，对浮选尾矿进行一段离心粗选和一段离心扫选，离心粗选的重力场为12G，离心扫选的重力场为17.5G;离心粗选和离心扫选的精矿产品合并即为金精矿3，离心扫选尾矿即为重选尾矿，也就选矿得到的最终的尾矿;
[0066](5)细磨-氰化浸出：将含载金铁氧化物的磁性产品和金精矿3合并，浓缩到55%质量百分比浓度，进行细磨，磨矿产品细度控制为-0.038mm粒级占83.5%;
[0067]对细磨产品进行氰化浸出，氰化钠用量为5000g/t，浸出作业pH值控制在11.0左右，液固比控制在2.8:1，浸出时间为24h，得到含金浸出液。
[0068]本实施例的分选结果具体见表3所示，通过该选别作业，对金品位为3.70g/t的金矿原矿，可获得金综合回收率89.87%的选矿指标。
[0069]表3
[0070]
产品产率%金品位g/t金回收率%浸出液//34.31浸出渣31.180.524.35金精矿10.43141.516.46金精矿23.7238.8539.10重选尾矿64.670.335.78给矿100.003.70100.00
[0071]实施例4
[0072]本实施例提供了一种硫氧混合型金矿的选别方法，采用的工艺流程图参照图1所示，硫氧混合型金矿原矿来自缅甸国实皆省金矿，原矿金品位为5.57g/t，其中12.47wt%的金赋存在载金铁氧化物中，选别方法步骤如下：
[0073](1)原矿粗磨-强磁选分流：将原矿配制成60%质量百分比浓度的原矿矿浆，进行粗磨磨矿，磨矿产品细度控制为-0.074mm粒级占60%;
[0074]使用脉动高梯度强磁选机，对粗磨产品采用强磁选进行分流，作业包括一段强磁粗选以及一段强磁扫选，强磁粗选的背景场强为0.55T，介质尺寸3.0mm，介质充填率12%;强磁扫选的背景场强为0.78T，介质尺寸2.2mm，介质充填率18%;强磁粗选和强磁扫选的精矿产品合并，即为磁性产品，其中主要含载金铁氧化物，强磁扫选后的最终产品即为非磁性产品;
[0075](2)尼尔森选矿机分选：使用尼尔森选矿机，对非磁性产品进行一段尼尔森粗选以及两段尼尔森扫选;尼尔森粗选的重力场为55G，尼尔森一段扫选的重力场为65G，尼尔森二段扫选的重力场为70G;尼尔森粗选和尼尔森扫选的精矿产品合并即为金精矿1，尼尔森扫选后的最终产品即为尼尔森分选尾矿;
[0076](3)浓缩再磨-金浮选：将尼尔森分选尾矿浓缩至质量百分比浓度为65%的矿浆后进行再磨，再磨产品细度为-0.074mm粒级占85%;对再磨产品进行一段浮选粗选、一段浮选精选以及一段浮选扫选;精选尾矿和扫选精矿依次返回上一段浮选作业;金浮选使用的活化剂为硫酸铜，合计用量为100g/t;捕收剂为丁基黄药，合计用量为300g/t;起泡剂为2号油，合计用量为45g/t;
[0077]浮选精选的精矿产品即为金精矿2，扫选的尾矿产品即为浮选尾矿;
[0078](4)离心机重选：使用卧式离心选矿机，对浮选尾矿进行一段离心粗选和一段离心扫选，离心粗选的重力场为14G，离心扫选的重力场为18G;离心粗选和离心扫选的精矿产品合并即为金精矿3，离心扫选尾矿即为重选尾矿，也就选矿得到的最终的尾矿;
[0079](5)细磨-氰化浸出：将含载金铁氧化物的磁性产品和金精矿3合并，浓缩到53%质量百分比浓度，进行细磨，磨矿产品细度控制为-0.038mm粒级占80%;
[0080]对细磨产品进行氰化浸出，氰化钠用量为4750g/t，浸出作业pH值控制在10.8左右，液固比控制在3:1，浸出时间为36h，得到含金浸出液。
[0081]本实施例的分选结果具体见表4所示，通过该选别作业，对金品位为5.57g/t的金矿原矿，可获得金综合回收率95.79%的选矿指标。
[0082]表4
[0083]
产品产率%金品位g/t金回收率%浸出液//18.93浸出渣13.310.380.90金精矿10.88352.7655.69金精矿25.4921.4921.17重选尾矿80.320.233.31给矿100.005.57100.00
[0084]实施例5
[0085]本实施例提供了一种硫氧混合型金矿的选别方法，采用的工艺流程图参照图1所示，硫氧混合型金矿原矿来自云南省大理市鹤庆县金矿，原矿金品位为3.73g/t，其中11.17wt%的金赋存在载金铁氧化物中，选别方法步骤如下：
[0086](1)原矿粗磨-强磁选分流：将原矿配制成63%质量百分比浓度的原矿矿浆，进行粗磨磨矿，磨矿产品细度控制为-0.074mm粒级占56.5%;
[0087]使用脉动高梯度强磁选机，对粗磨产品采用强磁选进行分流，作业包括一段强磁粗选以及一段强磁扫选，强磁粗选的背景场强为0.6T，介质尺寸2.5mm，介质充填率12.8%;强磁扫选的背景场强为0.7T，介质尺寸2.5mm，介质充填率17.5%;强磁粗选和强磁扫选的精矿产品合并，即为磁性产品，其中主要含载金铁氧化物，强磁扫选后的最终产品即为非磁性产品;
[0088](2)尼尔森选矿机分选：使用尼尔森选矿机，对非磁性产品进行一段尼尔森粗选以及一段尼尔森扫选;尼尔森粗选的重力场为57G，尼尔森扫选的重力场为68G;尼尔森粗选和尼尔森扫选的精矿产品合并即为金精矿1，尼尔森扫选后的最终产品即为尼尔森分选尾矿;
[0089](3)浓缩再磨-金浮选：将尼尔森分选尾矿浓缩至质量百分比浓度为60%的矿浆后进行再磨，再磨产品细度为-0.074mm粒级占90%;对再磨产品进行一段浮选粗选、一段浮选精选以及两段浮选扫选;精选尾矿和扫选精矿依次返回上一段浮选作业;金浮选使用的活化剂为硫酸铜，合计用量为35g/t;捕收剂为丁基黄药，合计用量为120g/t;起泡剂为2号油，合计用量为24g/t;
[0090]浮选精选的精矿产品即为金精矿2，二段扫选的尾矿产品即为浮选尾矿;
[0091](4)离心机重选：使用卧式离心选矿机，对浮选尾矿进行一段离心粗选和一段离心扫选，离心粗选的重力场为15G，离心扫选的重力场为20G;离心粗选和离心扫选的精矿产品合并即为金精矿3，离心扫选尾矿即为重选尾矿，也就选矿得到的最终的尾矿;
[0092](5)细磨-氰化浸出：将含载金铁氧化物的磁性产品和金精矿3合并，浓缩到54%质量百分比浓度，进行细磨，磨矿产品细度控制为-0.038mm粒级占84%;
[0093]对细磨产品进行氰化浸出，氰化钠用量为4680g/t，浸出作业pH值控制在10.2左右，液固比控制在2.6:1，浸出时间为32h，得到含金浸出液。
[0094]本实施例的分选结果具体见表5所示，通过该选别作业，对金品位为3.73g/t的金矿原矿，可获得金综合回收率87.59%的选矿指标。
[0095]表5
[0096]
产品产率%金品位g/t金回收率%浸出液//19.96浸出渣25.890.493.42金精矿11.8290.3844.11金精矿22.4935.2223.52重选尾矿69.800.488.99给矿100.003.73100.00
[0097]以上所述仅为本发明的实施例，并非因此限制本发明的专利范围，凡是利用本发明说明书内容所作的等效变换，或直接或间接运用在其他相关的技术领域，均包括在本发明的专利保护范围内。
说明书附图(1)
