权利要求

1.一种卡林型金矿的高效组合捕收剂，其特征在于，按重量份计包括乙二胺四乙酸二钠15000-16400份和戊基黄原酸钠1700-2000份。

2.一种利用权利要求1所述高效组合捕收剂回收卡林型金矿的选矿方法，其特征在于，包括如下步骤：

S1、将原矿破碎;

S2、取步骤S1中破碎后的矿石与水混合，然后进行磨矿，获得可浮选产品;

S3、对步骤S2所得的可浮选产品进行三段全开路浮选;每段浮选前，先加入所述高效组合捕收剂，搅拌调浆后进行浮选得到精矿和尾矿;每段浮选剩余的尾矿进入下一段浮选，各段浮选所得的精矿混合后即为最终的精矿，第三段浮选后剩余的尾矿即为最终的尾矿;第一段浮选前，在加入高效组合捕收剂后还加入起泡剂。

3.根据权利要求2所述的方法，其特征在于，步骤S1中，将原矿破碎至粒径≤2mm。

4.根据权利要求2所述的方法，其特征在于，步骤S2中，所述磨矿在充填率为31%的高铬介质的球磨机中进行，磨矿11分钟，获得的可浮选产品中粒径≤30μm的部分占可浮选产品总质量的86-92%。

5.根据权利要求2所述的方法，其特征在于，步骤S3中，每段浮选中，矿浆质量浓度为28-33%，矿浆pH保持在8-9的碱性环境中。

6.根据权利要求2所述的方法，其特征在于，所有段浮选中高效组合捕收剂的总用量包含乙二胺四乙酸二钠15000-16400g/t原矿干重和戊基黄原酸钠1700-2000g/t原矿干重。

说明书

技术领域

[0001]本发明涉及矿物加工技术领域，具体涉及一种卡林型金矿的高效组合捕收剂及选矿方法。

背景技术

[0002]卡林型金矿中的金主要以微细粒不可见金的形式赋存在黄铁矿中，同时，由于地质成矿过程中成矿热液对白云岩的浸染，使得白云石等碳酸盐成为了卡林型金矿的主要脉石之一(赵海平，刘敬智，胡学平，等.胺基磷酸钠在卡林型金矿高效分选中的应用[J].有色金属工程,2024,14(6):91-98.)。

[0003]卡林型金矿工业浮选结果显示(Orlich J N,Kappes R D P,Gathje J C.Methodfor processing mineral material containing acid-consuming carbonate andprecious metal in sulfide minerals.The United States:US9545636B2[P],2017-02-17.)，随原矿中白云石等碳酸盐矿物含量的逐渐增加，黄铁矿的回收率从51.3%降低到了36.7%;与此同时，随着原矿中黄铁矿的含量从1.2%升高到3%，精矿中白云石的上浮比例从8.6%提高到了18.7%。理论研究证明：在浮选过程中，白云石营造的碱性环境促进了黄铁矿的氧化，而黄铁矿氧化放出的酸反过来促进了白云石的溶解，该过程放出的Fe2+、Fe3+、Ca2+和Mg2+等及其水解产物非选择性地沉淀在矿物表面，阻碍了捕收剂的选择性吸附，从而恶化了卡林型金矿的浮选分离指标(Zhao H,Liu Z,Liu J,et al.Correlation ofhomogenization effect with flotation separation between oxidized pyrite anddolomite[J].Minerals Engineering,2024,219.)。

[0004]为了减轻黄铁矿和白云石间的相互作用对卡林型金矿浮选的影响，早期的研究者在工业和实验室中都进行了大量的试验探索，其中，添加CuSO4和充N2浮选是最具代表性的优化手段。试验结果表明：添加CuSO4对浮选指标的改善有限，充N2浮选可较经济的提高金的回收率，但该技术并未得到推广应用，原因在于充N2对氧化后矿物浮选指标的提升不明显，而由于黄铁矿和白云石的共生，白云石营造的碱性环境促进了黄铁矿的氧化。因此，对氧化后矿物表面尤其是黄铁矿和白云石表面改性的研究是提高卡林型金矿浮选分离效率的关键。

[0005]然而，目前市面上已公开的表面调整剂如氨基苯乙烷四乙酸(BATPA)(Nesbitt H,Muir I.X-ray photoelectron spectroscopic study of a pristine pyrite surfacereacted with water vapour and air[J].Geochimica Et Cosmochimica Acta,1994,58(21):4667-79.)、β-萘磺酸甲醛缩聚物(NSFC)(Yu J,Ge Y,Guo X,et al.The depressioneffect and mechanism of NSFC on dolomite in the flotation of phosphate ore[J].Separation and Purification Technology,2016,161(88-95).)、丁基黄药+丁铵黑药(任慧，刘杰，王勋，等.内蒙古某金矿阶段磨矿—阶段浮选试验研究[J].矿产保护与利用,2021,41(2):106-111.)、丁基黄药+苯甲羟肟酸(Zhu Z,Nie G,Deng Q.etal.Flotation separation of pyrite and carbonate minerals from a carlin-typegold deposit in Guizhou by a new combined collector and its adsorptionmechanism.Sci Rep 14,27601(2024).)、碳酸钠+六偏磷酸钠+水玻璃+硫酸铜调整剂(中国专利申请CN103433143A)、磷酸乙二胺+丁胺黑药+苯胺黑药+丙酮(中国专利申请CN107744884A)或黄药+硫氨脂类捕收剂(黄庆柒，廖幸锦，韦连军，等.广西含碳型卡林金矿组合药剂高效浮选回收金试验研究[J].湖南有色金属,2022,38(5):16-19.)在调节矿物表面性质用于浮选难选卡林型金矿过程中存在选择性低、回收效果差、细泥严重和经济性差的问题(Sun H,Yang B,Zhu Z,et al.New insights into selective-depressionmechanism of novel depressant EDTMPS on magnesite and quartz surfaces:Adsorption mechanism,DFT calculations,and adsorption model[J].MineralsEngineering,2021,160(106660).)，因此，卡林型金矿的高效回收药剂仍有待于进一步优化。

发明内容

[0006]针对现有技术的不足，本发明旨在提供一种卡林型金矿的高效组合捕收剂及选矿方法，提高卡林型金矿中金回收率和改善分选效率的特点。

[0007]为了实现上述目的，本发明采用如下技术方案：

[0008]一种卡林型金矿的高效组合捕收剂，其特征在于，按重量份计包括乙二胺四乙酸二钠15000-16400份和戊基黄原酸钠1700-2000份。

[0009]本发明还提供一种利用上述高效组合捕收剂回收卡林型金矿的选矿方法，包括如下步骤：

[0010]S1、将原矿破碎;

[0011]S2、取步骤S1中破碎后的矿石与水混合，然后进行磨矿，获得可浮选产品;

[0012]S3、对步骤S2所得的可浮选产品进行三段全开路浮选;每段浮选前，先加入所述高效组合捕收剂，搅拌调浆后进行浮选得到精矿和尾矿;每段浮选剩余的尾矿进入下一段浮选，各段浮选所得的精矿混合后即为最终的精矿，第三段浮选后剩余的尾矿即为最终的尾矿;第一段浮选前在加入高效组合捕收剂后还加入起泡剂。

[0013]进一步地，步骤S1中，将原矿破碎至粒径≤2mm。

[0014]进一步地，步骤S2中，所述磨矿在充填率为31%的高铬介质的球磨机中进行，磨矿11分钟，获得的可浮选产品中粒径≤30μm的部分占可浮选产品总质量的86-92%。

[0015]进一步地，步骤S3中，每段浮选中，矿浆质量浓度为28-33%，矿浆pH保持在8-9的碱性环境中。

[0016]进一步地，所有段浮选中高效组合捕收剂的总用量包含乙二胺四乙酸二钠15000-16400g/t原矿干重和戊基黄原酸钠1700-2000g/t原矿干重。

[0017]本发明的有益效果在于：本发明针对利用传统捕收剂回收卡林型金矿中的金时回收率较低、分离效率较差的问题，提供了一种高效组合捕收剂，利用本发明的高效组合捕收剂，可以清除矿物表面非选择性沉积的水解产物，恢复捕收剂的作用位点，促进捕收剂地选择性吸附，从而提高卡林型金矿中金的回收率和分选效率。具体地，乙二胺四乙酸二钠对溶液中Fe2+、Fe3+、Ca2+和Mg2+及其水解产物具有较强的络合能力，且络合后的产物可溶于水，可以起到清除矿物表面水解产物的作用，为捕收剂的选择性吸附提供了作用位点。

[0018]本发明中的组合捕收剂发挥了良好的协同作用效果，可实现提高卡林型金矿浮选过程中金的回收率和分离效率的目标。

附图说明

[0019]图1为本发明实施例1-3方法的实施流程图。

具体实施方式

[0020]以下将结合附图对本发明作进一步的描述，需要说明的是，本实施例以本技术方案为前提，给出了详细的实施方式和具体的操作过程，但本发明的保护范围并不限于本实施例。

[0021]实施例1

[0022]本实施例提供一种利用高效组合捕收剂回收卡林型金矿的选矿方法，如图1所示，包括如下步骤：

[0023]S1、将原矿用新西兰破碎机破碎至粒径≤2mm，混合均匀后备用。

[0024]S2、取500g混合均匀后的样品与300mL水混合后置于充填率为31%的高铬介质(铬含量≥30%)的球磨机中，磨矿11分钟，获得可浮选产品，该可浮选产品中粒径≤30μm的部分占可浮选产品总量的90%。

[0025]S3、将步骤S2所得的可浮选产品进行三段全开路浮选。每一段浮选剩余的尾矿进入下一段浮选，各段浮选所得的精矿混合后即为最终的精矿，第三段浮选后剩余的尾矿即为最终的尾矿。

[0026]在每段浮选前，预先加入高效组合捕收剂搅拌调浆。第一段浮选前加入的高效组合捕收剂包含乙二胺四乙酸二钠8000g/t原矿干重和戊基黄原酸钠900g/t原矿干重，搅拌调浆时间为5分钟。第二段和第三段浮选加入的高效组合捕收剂的用量相同，均包括乙二胺四乙酸二钠3500g/t原矿干重和戊基黄原酸钠400g/t原矿干重，并且搅拌调浆时间均为2分钟。第一至第三段浮选的时间均为5分钟。

[0027]各段浮选中，矿浆pH保持在8.4左右的碱性环境中，矿浆质量浓度约为29%。

[0028]在本实施例中，第一段浮选前，在加入高效组合捕收剂后还加入起泡剂2#油，用量为20g/t原矿干重，加入起泡剂后搅拌1分钟。

[0029]在本实施例中，三次浮选的高效组合捕收剂的总用量为16700g/t原矿干重，其中包含乙二胺四乙酸二钠15000g/t原矿干重和戊基黄原酸钠1700g/t原矿干重。

[0030]实施例2

[0031]本实施例方法和实施例1基本相同，主要区别在于高效组合捕收剂的总用量为17900g/t原矿干重，其中包含乙二胺四乙酸二钠16000g/t原矿干重和戊基黄原酸钠1900g/t原矿干重。

[0032]第一段浮选的高效组合捕收剂用量和实施例1相同，而第二段和第三段中的高效组合捕收剂均包含乙二胺四乙酸二钠4000g/t原矿干重和戊基黄原酸钠500g/t原矿干重。

[0033]实施例3

[0034]本实施例方法和实施例1基本相同，主要区别在于高效组合捕收剂的总用量为18400g/t原矿干重，其中包含乙二胺四乙酸二钠16400g/t原矿干重和戊基黄原酸钠2000g/t原矿干重。

[0035]第一段浮选的高效组合捕收剂用量和实施例1相同，而第二段和第三段浮选中的高效组合捕收剂均包含乙二胺四乙酸二钠4200g/t原矿干重和戊基黄原酸钠550g/t原矿干重。

[0036]对比例1

[0037]某高品位卡林型金矿矿石，原矿含金4.52g/t左右，MgO品位为2.86%左右。矿石特点为：①金多以微细颗粒不可见金的形式赋存在黄铁矿中，需要细磨才能获得较好的解离;②主要脉石为白云石，黄铁矿氧化过程中与白云石会发生同质化作用，导致金属离子非选择性的沉淀在矿物表面，占据捕收剂的选择性作用位点，导致采用常规捕收剂浮选该卡林型金矿，精矿分选效率差、金的回收率较低。

[0038]采用实施例1中的选矿方法处理上述矿石，得到的指标如表1所示。

[0039]同样采用上述矿石，将实施例1方法中的高效组合捕收剂替换为常规捕收剂戊基黄原酸钠作对比实验1，戊基黄原酸钠的总用量为5000g/t原矿干重(第一、二和三段浮选过程中戊基黄原酸钠的用量分别为2500g/t、1500g/t和1000g/t;戊基黄原酸钠作为常规捕收剂的用量通常在3000g/t原矿干重以下，对比实验1中增加到5000g/t原矿干重，再持续增加戊基黄原酸钠用量对数据指标没有任何影响)。

[0040]实施例1和对比实验1的工艺指标如表1所示(用氧化镁品位和回收率来代替白云石等脉石矿物的品位和回收率)：

[0041]表2

[0042]

[0043]从表1可见，实施例1获得了较佳的选矿指标，与对比实验1相比，精矿中Au的品位提高了7.78g/t，Au的回收率提高了39.33%，高效组合捕收剂应用后实现了浮选精矿中金的品位和回收率翻倍的良好效果。同时，应用高效组合捕收剂后，MgO的品位降低了0.52%，MgO的回收率降低了5.48%，证明该高效组合捕收剂明显改善了矿石的分选效率。

[0044]对比例2

[0045]某低品位卡林型金矿矿石，原矿含金1.25g/t左右，MgO含量为10.48%左右。矿石特点为：①金多以微细颗粒不可见金的形式赋存在黄铁矿中，需要细磨才能获得较好的解离;②白云石含量较高，白云石营造的碱性环境促进了黄铁矿的氧化，同时，白云石溶解出的Fe2+、Ca2+和Mg2+非选择性的沉积在黄铁矿和石英等矿物表面，提高了石英等脉石矿物的可浮性能，导致采用常规捕收剂浮选该卡林型金矿，精矿分选效率差、金的回收率较低。

[0046]采用实施例2中的选矿方法处理上述矿石，得到的指标如表2所示。

[0047]同样采用上述矿石，将实施例2方法中的高效组合捕收剂替换为常规捕收剂戊基黄原酸钠作对比实验2，常规捕收剂戊基黄原酸钠的总用量为5000g/t原矿干重(第一、二和三段浮选过程中戊基黄原酸钠的用量分别为2500g/t、1500g/t和1000g/t。戊基黄原酸钠作为常规捕收剂的用量通常在3000g/t原矿干重以下，对比实验2增加到5000g/t原矿干重，再持续增加戊基黄原酸钠用量对数据指标没有任何影响)。

[0048]实施例2和对比实验2的工艺指标如表2所示(用氧化镁品位和回收率来代替白云石等脉石矿物的品位和回收率)：

[0049]表2

[0050]

[0051]

[0052]从表2可见，实施例2获得了较佳的选矿指标，与对比实验2相比，精矿中Au的品位提高了1.50g/t，Au的回收率提高了21.08%，高效组合捕收剂应用后实现了提高浮选精矿中金的品位和回收率的预期目标。同时，应用高效组合捕收剂后，MgO的品位降低了3.67%，MgO的回收率降低了9.77%，证明该高效组合捕收剂明显改善了矿石的分选效率。

[0053]对于本领域的技术人员来说，可以根据以上的技术方案和构思，给出各种相应的改变和变形，而所有的这些改变和变形，都应该包括在本发明权利要求的保护范围之内。

说明书附图(1)