权利要求
1.一种
低品位微细粒级包裹型金矿重介质抛尾工艺，其特征在于，所述工艺包括如下步骤：
S1、将低品位微细粒级包裹型金矿破碎至0.5～15mm，并筛除-0.5mm细粒级;
S2、取0.5～15mm粗粒级矿石，并向所述粗粒级矿石的表面喷洒复合调整剂溶液，喷洒后静置5～10min，得到混合矿石;所述复合调整剂由丙烯酸-马来酸酐-烯丙基磺酸钠三元共聚物、O-异丙基-N-乙基硫代氨基甲酸酯和聚醚改性硅油组成;
S3、将所述粗粒级矿石给入重介质分选系统，以硅铁粉为重介质，并在所述硅铁粉中添加非极性油，在合介密度为2.8～3.0g/cm3、入料压力为0.14MPa的条件下进行分选，以使表面疏水化的载金硫化物颗粒进入底流作为精矿，并使亲水脉石矿物进入溢流作为
尾矿;
S4、通过脱介筛分别将所述精矿和所述尾矿进行介质脱除，并通过磁选机回收脱除的所述重介质循环利用。
2.根据权利要求1所述的低品位微细粒级包裹型金矿重介质抛尾工艺，其特征在于，所述低品位微细粒包裹型金矿的金品位为0.45～0.55g/t，金颗粒粒度≤0.010mm，金硫比为1:88400。
3.根据权利要求1所述的低品位微细粒级包裹型金矿重介质抛尾工艺，其特征在于，所述丙烯酸-马来酸酐-烯丙基磺酸钠三元共聚物、所述O-异丙基-N-乙基硫代氨基甲酸酯与所述聚醚改性硅油的质量比为1:(0.8～1.5):(0.15～0.3)。
4.根据权利要求1所述的低品位微细粒级包裹型金矿重介质抛尾工艺，其特征在于，所述复合调整剂溶液的质量浓度为0.05～0.3%，所述复合调整剂溶液的喷洒用量为5～20L/t矿石。
5.根据权利要求1所述的低品位微细粒级包裹型金矿重介质抛尾工艺，其特征在于，所述非极性油为煤油或柴油，所述非极性油的添加质量为所述重介质重量的0.01～0.05%。
6.根据权利要求1所述的低品位微细粒级包裹型金矿重介质抛尾工艺，其特征在于，所述重介质分选系统包括：皮带给料装置、Φ250mm有压两产品重介旋流器、ZKJ1537脱介筛、0912磁选机、介质桶、介质泵及集密控系统组成的连续分选平台。
7.根据权利要求6所述的低品位微细粒级包裹型金矿重介质抛尾工艺，其特征在于，所述重介质旋流器的底流口尺寸为60mm，给矿量为0.8～1.0t/h，抛废产率为60～70%。
8.根据权利要求1所述的低品位微细粒级包裹型金矿重介质抛尾工艺，其特征在于，所述工艺的尾矿作业抛废率≥60%，综合抛废率≥55%。
9.根据权利要求1所述的低品位微细粒级包裹型金矿重介质抛尾工艺，其特征在于，所述工艺的重介质尾矿金品位≤0.06g/t，尾矿综合金损失率≤6%。
10.根据权利要求1所述的低品位微细粒级包裹型金矿重介质抛尾工艺，其特征在于，所述工艺的精矿综合产率为30%～40%，精矿品位≥1.1g/t，富集比≥2.3，重介质选矿金回收率≥85%。
说明书
技术领域
[0001]本申请涉及矿物加工技术领域，尤其涉及一种低品位微细粒级包裹型金矿重介质抛尾工艺。
背景技术
[0002]低品位微细粒级包裹型金矿是一种典型的难处理金矿资源，其特点是金品位低(通常为0.5g/t左右)、金颗粒微细(粒度≤0.010mm)、金主要以显微或次显微形式包裹于硫化物矿物(如黄铁矿、毒砂)中，且常伴随高含量的易泥化脉石矿物(如绢云母、绿泥石，含量可达44%以上)以及极高的金硫比(如1:88400)。由于金的高度分散和包裹特性，此类矿石在常规选矿工艺中难以实现高效预富集，导致后续冶炼处理成本高昂，资源利用率低下。
[0003]目前，现有重选、
浮选和磁选工艺在处理低品位微细粒包裹型金矿时均存在明显局限：重选仅依赖密度差异，对包裹金回收效果差，抛废率低于50%;浮选需细磨至-0.074mm占70%以上，易使泥化脉石产生大量矿泥，严重影响分选效果，且能耗和药剂成本高;磁选因金及载金硫化物与脉石磁性差异不显著，难以有效分离，尾矿金品位常高于0.1g/t，金损失率超过15%。现有工艺均无法匹配金品位0.5g/t左右、金粒度≤0.010mm、金硫比高达1:88400的包裹型金矿的特性，存在抛废效率低、尾矿品位高、适应性差的共性技术问题。因此，亟须开发一种能够在粗粒度条件下实现载金硫化物高效富集、同时有效抑制易泥化脉石的新型抛尾工艺，以解决现有技术中存在的上述问题。
发明内容
[0004]本申请提供了一种低品位微细粒级包裹型金矿重介质抛尾工艺，以解决现有技术中低品位微细粒级包裹型金矿的抛尾效率低、尾矿品位高、适应性差的技术问题。
[0005]本申请实施例提供了一种低品位微细粒级包裹型金矿重介质抛尾工艺，所述工艺包括如下步骤：
[0006]S1、将低品位微细粒级包裹型金矿破碎至0.5～15mm，并筛除-0.5mm细粒级;
[0007]S2、取0.5～15mm粗粒级矿石，并向所述粗粒级矿石的表面喷洒复合调整剂溶液，喷洒后静置5～10min，得到混合矿石;所述复合调整剂由丙烯酸-马来酸酐-烯丙基磺酸钠三元共聚物、O-异丙基-N-乙基硫代氨基甲酸酯和聚醚改性硅油组成;
[0008]S3、将所述粗粒级矿石给入重介质分选系统，以硅铁粉为重介质，并在所述硅铁粉中添加非极性油，在合介密度为2.8～3.0g/cm3、入料压力为0.14MPa的条件下进行分选，以使表面疏水化的载金硫化物颗粒进入底流作为精矿，并使亲水脉石矿物进入溢流作为尾矿;
[0009]S4、通过脱介筛分别将所述精矿和所述尾矿进行介质脱除，并通过磁选机回收脱除的所述重介质循环利用。
[0010]可选的，所述低品位微细粒包裹型金矿的金品位为0.45～0.55g/t，金颗粒粒度≤0.010mm，金硫比为1:88400。
[0011]可选的，所述丙烯酸-马来酸酐-烯丙基磺酸钠三元共聚物、所述O-异丙基-N-乙基硫代氨基甲酸酯与所述聚醚改性硅油的质量比为1:(0.8～1.5):(0.15～0.3)。
[0012]可选的，所述复合调整剂溶液的质量浓度为0.05～0.3%，所述复合调整剂溶液的喷洒用量为5～20L/t矿石。
[0013]可选的，所述非极性油为煤油或柴油，所述非极性油的添加质量为所述重介质重量的0.01～0.05%。
[0014]可选的，所述重介质分选系统包括：皮带给料装置、Φ250mm有压两产品重介旋流器、ZKJ1537脱介筛、0912磁选机、介质桶、介质泵及集密控系统组成的连续分选平台。
[0015]可选的，所述重介质旋流器的底流口尺寸为60mm，给矿量为0.8～1.0t/h，抛废产率为60～70%。
[0016]可选的，所述工艺的尾矿作业抛废率≥60%，综合抛废率≥55%。
[0017]可选的，所述工艺的重介质尾矿金品位≤0.06g/t，尾矿综合金损失率≤6%。
[0018]可选的，所述工艺的精矿综合产率为30%～40%，精矿品位≥1.1g/t，富集比≥2.3，重介质选矿金回收率≥85%。
[0019]本申请实施例提供的上述技术方案与现有技术相比具有如下优点：
[0020]本申请提供了一种低品位微细粒级包裹型金矿重介质抛尾工艺，通过构建化学调控与重介质分选的协同工艺体系，系统性地解决了现有技术中低品位微细粒级包裹型金矿抛尾效率低、尾矿品位高、适应性差的技术问题。
[0021]针对抛尾效率低的问题，本申请在0.5～15mm粗粒级条件下实施重介质分选，避免了细磨带来的能耗和处理量限制。传统浮选工艺需将矿石细磨至-0.074mm占70%以上，处理能力低且能耗高;而本申请的粗粒重介分选处理量大，配合60～70%的抛废产率设计，可高效脱除大量脉石。更为关键的是，本申请引入三组分复合调整剂进行表面化学改性，突破了传统重选仅依赖密度差异的局限：丙烯酸-马来酸酐-烯丙基磺酸钠三元共聚物清洗载金硫化物表面并抑制脉石，O-异丙基-N-乙基硫代氨基甲酸酯选择性疏水化载金硫化物，聚醚改性硅油通过液桥力促进疏水团聚，形成拟似大密度团聚体。这种化学-物理协同机制显著强化了载金硫化物与脉石的分离效率，使抛废效率较现有工艺有所提高。
[0022]针对尾矿品位高的问题，本申请通过精准的分选密度控制和选择性表面改性实现低品位尾矿排放。合介密度2.8～3.0g/cm³的设定介于石英与载金硫化物之间，确保密度分选的有效进行;同时复合调整剂的选择性作用使载金硫化物表面疏水化并团聚强化沉降，而脉石保持亲水状态进入溢流。这种双重机制使重介质尾矿金品位可降至0.06g/t以下，尾矿综合损失率控制在6%以内，较现有技术尾矿品位≥0.1g/t、损失率≥15%的水平显著改善，大幅提高了资源利用率。
[0023]针对适应性差的问题，本申请构建了抗干扰能力强的药剂体系和灵活的工艺参数体系。丙烯酸-马来酸酐-烯丙基磺酸钠三元共聚物引入的磺酸基团赋予其优异的抗钙镁离子能力，在硬水条件下仍能保持分散和抑制效果，克服了传统水玻璃的失效问题;O-异丙基-N-乙基硫代氨基甲酸酯兼具捕收和活化功能，可处理表面氧化的载金硫化物，适应复杂矿石性质;聚醚改性硅油增强了疏水团聚的可控性。同时粗粒分选模式从根本上避免了细磨导致的易泥化脉石罩盖问题，工艺稳定性显著提高，适用于绢云母、绿泥石等易泥化脉石含量高的复杂矿石。
附图说明
[0024]此处的附图被并入说明书中并构成本说明书的一部分，示出了符合本申请的实施例，并与说明书一起用于解释本申请的原理。
[0025]为了更清楚地说明本申请实施例或现有技术中的技术方案，下面将对实施例或现有技术描述中所需要使用的附图作简单的介绍，显而易见地，对于本领域普通技术人员而言，在不付出创造性劳动性的前提下，还可以根据这些附图获得其他的附图。
[0026]图1为本申请实施例提供的一种低品位微细粒级包裹型金矿重介质抛尾工艺的流程示意图。
具体实施方式
[0027]为使本申请实施例的目的、技术方案和优点更加清楚，下面将结合本申请实施例中的附图，对本申请实施例中的技术方案进行清楚、完整的描述，显然，所描述的实施例是本申请的一部分实施例，而不是全部的实施例。基于本申请中的实施例，本领域普通技术人员在没有做出创造性劳动的前提下所获得的所有其他实施例，都属于本申请保护的范围。
[0028]图1为本申请实施例提供的一种低品位微细粒级包裹型金矿重介质抛尾工艺的流程示意图。
[0029]如图1所示，本申请实施例提供了一种低品位微细粒级包裹型金矿重介质抛尾工艺，所述工艺包括如下步骤：
[0030]S1、将低品位微细粒级包裹型金矿破碎至0.5～15mm，并筛除-0.5mm细粒级;
[0031]S2、取0.5～15mm粗粒级矿石，并向所述粗粒级矿石的表面喷洒复合调整剂溶液，喷洒后静置5～10min，得到混合矿石;所述复合调整剂由丙烯酸-马来酸酐-烯丙基磺酸钠三元共聚物、O-异丙基-N-乙基硫代氨基甲酸酯和聚醚改性硅油组成;
[0032]S3、将所述粗粒级矿石给入重介质分选系统，以硅铁粉为重介质，并在所述硅铁粉中添加非极性油，在合介密度为2.8～3.0g/cm3、入料压力为0.14MPa的条件下进行分选，以使表面疏水化的载金硫化物颗粒进入底流作为精矿，并使亲水脉石矿物进入溢流作为尾矿;
[0033]S4、通过脱介筛分别将所述精矿和所述尾矿进行介质脱除，并通过磁选机回收脱除的所述重介质循环利用。
[0034]需要说明的是，本申请实施例提供了一种低品位微细粒级包裹型金矿重介质抛尾工艺，该工艺通过化学调控与重介质分选的协同作用，实现低品位金矿的高效预富集。
[0035]步骤S1为破碎与筛分，将低品位微细粒级包裹型金矿破碎至0.5～15mm粒度范围，并筛除-0.5mm细粒级。该步骤的核心作用在于实现载金硫化物与脉石矿物的初步解离和粒度分级。破碎至0.5～15mm可使包裹于硫化物中的微细粒金(粒度≤0.010mm)随其载体矿物(黄铁矿、毒砂等)充分暴露于颗粒表面，为后续化学调控创造作用界面。筛除-0.5mm细粒级的原因在于：细粒级矿石中矿泥含量较高，易在重介质分选中造成介质污染和分选精度下降，同时细粒级金通常已单体解离或高度分散，更适合采用其他工艺(如浮选或氰化)单独处理。
[0036]本申请实施例提供了一种低品位微细粒级包裹型金矿重介质抛尾工艺，该工艺通过化学调控与重介质分选的协同作用，实现低品位金矿的高效预富集。以下对各步骤及参数的作用进行详细分析。
[0037]步骤S1为破碎与筛分，将低品位微细粒级包裹型金矿破碎至0.5～15mm粒度范围，并筛除-0.5mm细粒级。该步骤的核心作用在于实现载金硫化物与脉石矿物的初步解离和粒度分级。破碎至0.5～15mm可使包裹于硫化物中的微细粒金(粒度≤0.010mm)随其载体矿物(黄铁矿、毒砂等)充分暴露于颗粒表面，为后续化学调控创造作用界面。筛除-0.5mm细粒级的原因在于：细粒级矿石中矿泥含量较高，易在重介质分选中造成介质污染和分选精度下降，同时细粒级金通常已单体解离或高度分散，更适合采用其他工艺(如浮选或氰化)单独处理。通过该步骤，可获得产率约92%、给矿品位约0.49g/t的粗粒级矿石，为后续分选提供稳定给料。
[0038]步骤S2为表面化学调控，取0.5～15mm粗粒级矿石，向其表面喷洒复合调整剂溶液，喷洒后静置5～10min，得到表面改性的混合矿石。该步骤是本工艺的核心创新环节，通过三组分复合调整剂的协同作用，选择性改变载金硫化物与脉石矿物的表面性质。
[0039]复合调整剂由丙烯酸-马来酸酐-烯丙基磺酸钠三元共聚物、O-异丙基-N-乙基硫代氨基甲酸酯和聚醚改性硅油组成。三种组分的功能定位及协同机制如下：
[0040]丙烯酸-马来酸酐-烯丙基磺酸钠三元共聚物作为分散-抑制多功能剂，其作用体现在三个层面。首先，该共聚物分子链上的羧酸基团和磺酸基团可通过静电斥力和空间位阻效应分散矿泥，清洗载金硫化物表面附着的细泥和氧化物，为后续
捕收剂吸附创造清洁界面。其次，共聚物对硅酸盐脉石(石英、长石、绢云母等)具有选择性抑制作用，使其表面亲水化，降低其进入精矿的几率。第三，引入的磺酸基团赋予该共聚物优异的抗钙镁离子能力，使其在硬水条件下仍能保持分散和抑制效果，克服了传统水玻璃在钙镁质矿石中易失效的缺陷。
[0041]O-异丙基-N-乙基硫代氨基甲酸酯作为捕收-活化双功能剂，对载金硫化物(黄铁矿、毒砂)表面具有强亲和力。该药剂分子中的硫原子可与硫化物表面的金属离子(Fe2+、Fe3+、As3+)形成稳定的五元环螯合物，在矿物表面形成疏水膜。同时，其分子中的氨基基团可与硫化物表面的氧化产物(如Fe(OH)3、AsO43-)发生作用，剥离氧化层，活化被氧化的硫化物表面，恢复其可浮性和可捕收性。该药剂对载金硫化物的选择性显著优于常规黄原酸酯类，这得益于其异丙基支链产生的空间位阻效应，可减少对硅酸盐脉石的物理吸附。
[0042]聚醚改性硅油作为疏水强化和液桥力增强剂，是本工艺的关键功能组分。该组分具有独特的聚醚-硅氧烷结构，其疏水性的硅氧烷主链可与已疏水化的载金硫化物表面发生疏水相互作用，而亲水性的聚醚侧链则延伸至水相，形成空间稳定层。在重介质旋流器的高剪切力场中，聚醚改性硅油可在疏水颗粒间产生液桥力，促进载金硫化物颗粒与硅铁介质颗粒的疏水团聚，形成拟似大密度团聚体，从而强化其在离心力场中的沉降行为，提高分选效率。
[0043]静置时间5～10min的设定基于药剂吸附动力学：前3分钟为快速吸附阶段，三元共聚物完成表面清洗和脉石抑制;3～8分钟为捕收剂吸附阶段，硫代氨基甲酸酯在清洁表面形成疏水膜;8～10分钟为熟化阶段，聚醚改性硅油强化疏水团聚结构，三种药剂完成协同作用。
[0044]步骤S3为重介质分选，将表面改性的粗粒级矿石给入重介质分选系统，以硅铁粉为重介质，并在硅铁粉中添加非极性油，在合介密度2.8～3.0g/cm3、入料压力0.14MPa的条件下进行分选，使表面疏水化的载金硫化物颗粒进入底流作为精矿，亲水脉石矿物进入溢流作为尾矿。
[0045]合介密度2.8～3.0g/cm3的设定基于目标矿物的密度差异。石英等硅酸盐脉石密度约2.65g/cm3，黄铁矿、毒砂等载金硫化物密度约5.0～6.1g/cm3，合介密度设定在两者之间，可确保脉石向溢流(轻产物)运动，载金硫化物向底流(重产物)运动。实际分选密度在旋流器离心力场作用下可达3.2～3.5g/cm3，进一步强化了密度分选效果。
[0046]入料压力0.14MPa的设定确保了旋流器内足够的离心力。在该压力下，旋流器内形成稳定的密度场和速度场：外螺旋流携带高密度颗粒向壁运动，内螺旋流携带低密度颗粒向中心运动。表面疏水化的载金硫化物颗粒在疏水团聚作用下，与硅铁介质形成复合团聚体，其有效密度和粒径均增大，在离心力作用下快速沉降进入底流。亲水脉石矿物则保持分散状态，随内螺旋流上升进入溢流。
[0047]步骤S4为介质回收与产物收集，通过脱介筛分别将精矿和尾矿进行介质脱除，并通过磁选机回收脱除的重介质循环利用。该步骤的功能在于实现产物分离和介质闭路循环。
[0048]脱介筛ZKJ1537的作用是将粘附于精矿和尾矿表面的硅铁介质脱除，脱除后的稀介质(含水介质)进入磁选机0912。磁选机利用硅铁的强磁性回收介质，回收率可达99%以上，回收的浓介质返回介质桶循环使用。该闭路循环设计显著降低了介质消耗和运行成本。精矿经收集后进入后续浸出或冶炼工序，尾矿直接排放或堆存。
[0049]在一些实施方式中，所述低品位微细粒包裹型金矿的金品位为0.45～0.55g/t，金颗粒粒度≤0.010mm，金硫比为1:88400。
[0050]在一些实施方式中，所述丙烯酸-马来酸酐-烯丙基磺酸钠三元共聚物、所述O-异丙基-N-乙基硫代氨基甲酸酯与所述聚醚改性硅油的质量比为1:(0.8～1.5):(0.15～0.3)。
[0051]三种组分的质量比为1:(0.5～2):(0.1～0.5)，该比例范围的设计依据在于实现分散-捕收-疏水强化的功能平衡。
[0052]在一些实施方式中，所述复合调整剂溶液的质量浓度为0.05～0.3%，所述复合调整剂溶液的喷洒用量为5～20L/t矿石。
[0053]复合调整剂溶液的质量浓度设定为0.05～0.3%，该浓度范围可确保药剂在矿石表面形成有效吸附层，同时避免药剂浪费和过度抑制。喷洒用量为5～20L/t矿石，该用量范围与浓度匹配，可实现每吨矿石250～600g的药剂作用量，满足粗粒级矿石表面改性的需求。
[0054]在一些实施方式中，所述非极性油为煤油或柴油，所述非极性油的添加质量为所述重介质重量的0.01～0.05%。
[0055]硅铁粉作为重介质，其密度约6.8～7.2g/cm3，与水的混合物可调配至所需密度。在介质桶中调配时，添加重介质重量0.01～0.05%的非极性油(煤油或柴油)，该添加量的作用在于两方面：一是改善硅铁悬浮液的流变特性，降低粘度，提高稳定性;二是非极性油可在硅铁颗粒表面形成疏水膜，增强与已疏水化的载金硫化物颗粒间的疏水相互作用，促进疏水团聚。
[0056]在一些实施方式中，所述重介质分选系统包括：皮带给料装置、Φ250mm有压两产品重介旋流器、ZKJ1537脱介筛、0912磁选机、介质桶、介质泵及集密控系统组成的连续分选平台。
[0057]重介质分选系统的核心设备为Φ250mm有压两产品重介旋流器，配套皮带给料装置、ZKJ1537脱介筛、0912磁选机、介质桶、介质泵及集密控系统，形成连续分选平台。该系统的功能在于利用离心力场实现按密度差异的分离，并通过化学调控引入的疏水团聚效应强化分离精度。
[0058]在一些实施方式中，所述重介质旋流器的底流口尺寸为60mm，给矿量为0.8～1.0t/h，抛废产率为60～70%。
[0059]重介质旋流器的底流口尺寸设定为60mm，该尺寸与Φ250mm旋流器匹配，可确保底流及时外排，防止堵塞，同时优化分离密度。给矿量控制在0.8～1.0t/h，每30分钟取样监测可确保工艺稳定性。抛废产率60～70%的设定基于经济优化原则：在该抛废率下，可脱除大部分脉石，同时确保载金硫化物的高回收率。
[0060]在一些实施方式中，所述工艺的尾矿作业抛废率≥60%，综合抛废率≥55%。
[0061]在一些实施方式中，所述工艺的重介质尾矿金品位≤0.06g/t，尾矿综合金损失率≤6%。
[0062]在一些实施方式中，所述工艺的精矿综合产率为30%～40%，精矿品位≥1.1g/t，富集比≥2.3，重介质选矿金回收率≥85%。
[0063]由此，本工艺的核心创新在于将界面化学调控引入重介质分选体系，形成物理-化学协同分选机制。传统重介质分选仅依赖密度差异，对于密度接近的矿物或复杂连生体分离效率有限。本工艺通过三组分复合调整剂的协同作用，在粗粒级条件下实现载金硫化物的选择性疏水化和脉石的亲水抑制，再利用聚醚改性硅油强化疏水团聚，最终在重介质旋流器的离心力场中实现高效分离。该协同机制突破了传统重选的局限，为低品位微细粒包裹型金矿的高效抛尾提供了创新性解决方案。
[0064]本申请实施例提供的低品位微细粒级包裹型金矿重介质抛尾工艺，相较于现有技术具有显著的技术优势和创新价值。
[0065]本申请的核心优势在于构建了化学调控与重介质分选的协同作用机制，突破了传统重选工艺仅依赖密度差异的单一分选模式。通过在重介质分选前引入三组分复合调整剂进行表面化学改性，实现了载金硫化物的选择性疏水化和脉石矿物的亲水抑制，再利用疏水团聚效应强化分选行为，形成了密度差异与表面润湿性协同作用的复合分选机制，显著提高了载金硫化物与脉石矿物的分离效率。
[0066]本申请的复合调整剂体系具有显著的功能集成优势。丙烯酸-马来酸酐-烯丙基磺酸钠三元共聚物兼具分散矿泥、抑制硅酸盐脉石和抗钙镁离子干扰的多重功能，克服了传统水玻璃在硬水条件下易失效的缺陷;O-异丙基-N-乙基硫代氨基甲酸酯兼具捕收载金硫化物和活化氧化表面的双重功能，其选择性优于常规黄原酸酯类药剂;聚醚改性硅油的引入是本申请的关键创新，该组分通过液桥力增强作用促进疏水颗粒团聚，形成拟似大密度团聚体，从而强化载金硫化物在离心力场中的沉降行为。三种组分的协同复配实现了分散-捕收-疏水强化的功能平衡，针对低品位、高金硫比、易泥化的复杂矿石具有优异的适应性。
[0067]本申请的工艺参数体系经过系统优化，具有高度的可控性和稳定性。合介密度2.8～3.0g/cm3的设定精准匹配石英与载金硫化物的密度差异;入料压力0.14MPa与Φ250mm旋流器规格匹配，确保离心力场稳定;复合调整剂浓度0.02～0.3%和用量5～20L/t的范围兼顾作用效果与经济性;静置时间5～10min确保药剂充分吸附和协同作用。该参数体系使工艺指标达到尾矿作业抛废率≥60%、综合抛废率≥55%、尾矿金品位≤0.06g/t、金损失率≤6%、精矿品位≥1.1g/t、富集比≥2.3、金回收率≥85%的优异水平。
[0068]本申请在粗粒级条件下实现高效分选，避免了细磨带来的能耗和泥化问题。破碎至0.5～15mm即可进行分选，无需将矿石细磨至浮选所需的-0.074mm占70%以上，显著降低了磨矿能耗;同时粗粒分选有效规避了易泥化脉石(绢云母、绿泥石等)在细磨过程中产生的罩盖效应，提高了分选稳定性和适应性。
[0069]本申请的经济性和环保性优势显著。重介质可循环回收利用，介质消耗低;粗粒分选减少后续处理矿量，降低整体能耗;复合调整剂用量精准，药剂成本可控;工艺无尾矿泥化问题，尾矿处置难度降低。综合成本较现有浮选工艺降低15～20%，同时实现了金资源的高效回收和尾矿的低品位排放。
[0070]本申请针对低品位微细粒包裹型金矿的技术难题提供了系统性解决方案，通过化学-物理协同分选机制的创新，实现了高效、稳定、低成本的预富集目标，为该类难处理金矿资源的开发利用提供了重要的技术支撑。
[0071]下面结合具体的实施例，进一步阐述本申请。下列实施例中未注明具体条件的实验方法，通常按照国家标准/行业标准/本文公开内容测定;若没有相应的国家标准/行业标准/本文公开内容，则按照通用的国际标准、常规条件或按照制造厂商所建议的条件进行。
[0072]实施例1
[0073]本实施例提供了一种低品位微细粒级包裹型金矿重介质抛尾工艺，具体步骤如下。
[0074]S1、原料预处理
[0075]取某低品位微细粒级包裹型金矿原矿，经化验分析，其金品位为0.50g/t，金颗粒粒度≤0.010mm，金硫比为1:88400，金主要以微细粒形式包裹于黄铁矿和毒砂中。将原矿破碎至0.5～15mm粒度范围，并通过筛分设备筛除-0.5mm细粒级。经检测，筛除的-0.5mm细粒级产率为8.00%，金品位为0.58g/t;所得0.5～15mm粗粒级矿石的给矿品位为0.49g/t，产率为92.00%。
[0076]S2、表面化学调控
[0077]取S1所得0.5～15mm粗粒级矿石，在输送皮带上通过压力式雾化喷嘴向其表面均匀喷洒复合调整剂溶液，喷洒压力为0.3MPa。所述复合调整剂由丙烯酸-马来酸酐-烯丙基磺酸钠三元共聚物(分子量3000，购自上海植信化工有限公司)、O-异丙基-N-乙基硫代氨基甲酸酯(CAS号为141-98-0)和聚醚改性硅油(购自湖北楚盛威化工有限公司，型号为ZBH-207)组成，三者的质量比为1:1:0.2。将复合调整剂配制成质量浓度为0.1%的水溶液，喷洒用量为10L/t矿石。喷洒后，使矿石在输送过程中静置8分钟，让药剂充分作用，得到表面改性的混合矿石。
[0078]S3、重介质分选
[0079]将S2所得表面改性的混合矿石通过皮带给料装置给入重介质分选系统。所述重介质分选系统包括Φ250mm有压两产品重介旋流器、ZKJ1537脱介筛、0912磁选机、介质桶、介质泵及集密控系统组成的连续分选平台。重介质选用硅铁粉(粒度-0.045mm占85%)，在介质桶调配时添加重介质重量0.03%的煤油，经充分搅拌分散。控制合介密度为2.9g/cm3，入料压力为0.14MPa，旋流器底流口尺寸为60mm，给矿量稳定在0.9t/h。在此条件下进行分选，表面疏水化的载金硫化物颗粒在聚醚改性硅油和煤油的协同作用下发生疏水团聚，形成拟似大密度团聚体，向旋流器壁运动进入底流作为精矿;亲水的脉石矿物(石英、长石、绢云母等)向中心运动进入溢流作为尾矿。分选过程中每30分钟取样监测给矿品位，确保工艺稳定性。
[0080]S4、介质回收与产物收集
[0081]S3分选后的精矿和尾矿分别进入ZKJ1537脱介筛，脱除粘附于矿物表面的硅铁介质。脱除的稀介质进入0912磁选机进行磁选回收，磁选回收率可达99%以上，回收的浓介质返回介质桶循环使用。脱介后的精矿经收集后进入后续浸出工序，脱介后的尾矿直接排放。经检测，本实施例的工艺指标如下：尾矿作业抛废率为60.03%，综合抛废率为55.22%;重介质尾矿金品位为0.05g/t，尾矿综合金损失率为5.36%;精矿综合产率为36.78%，精矿品位为1.16g/t，富集比为2.35，重介质选矿金回收率(按精矿金量/原矿总金量计算)为85.44%。
[0082]实施例2
[0083]本实施例提供了一种低品位微细粒级包裹型金矿重介质抛尾工艺，具体步骤如下。
[0084]S1、原料预处理
[0085]取某低品位微细粒级包裹型金矿原矿，经化验分析，其金品位为0.48g/t，金颗粒粒度≤0.010mm，金硫比为1:88000，金主要以微细粒形式包裹于黄铁矿中。将原矿破碎至0.5～15mm粒度范围，并通过筛分设备筛除-0.5mm细粒级。经检测，筛除的-0.5mm细粒级产率为7.80%，金品位为0.55g/t;所得0.5～15mm粗粒级矿石的给矿品位为0.47g/t，产率为92.20%。
[0086]S2、表面化学调控
[0087]取S1所得0.5～15mm粗粒级矿石，在输送皮带上通过压力式雾化喷嘴向其表面均匀喷洒复合调整剂溶液，喷洒压力为0.25MPa。所述复合调整剂由丙烯酸-马来酸酐-烯丙基磺酸钠三元共聚物、O-异丙基-N-乙基硫代氨基甲酸酯和聚醚改性硅油组成，三者的质量比为1:0.8:0.3。将复合调整剂配制成质量浓度为0.2%的水溶液，喷洒用量为8L/t矿石。喷洒后，使矿石在输送过程中静置6分钟，让药剂充分作用，得到表面改性的混合矿石。
[0088]S3、重介质分选
[0089]将S2所得表面改性的混合矿石通过皮带给料装置给入重介质分选系统。所述重介质分选系统包括Φ250mm有压两产品重介旋流器、ZKJ1537脱介筛、0912磁选机、介质桶、介质泵及集密控系统组成的连续分选平台。重介质选用硅铁粉(粒度-0.045mm占82%)，在介质桶调配时添加重介质重量0.04%的柴油，经充分搅拌分散。控制合介密度为2.8g/cm3，入料压力为0.14MPa，旋流器底流口尺寸为60mm，给矿量稳定在0.8t/h。在此条件下进行分选，表面疏水化的载金硫化物颗粒在聚醚改性硅油和柴油的协同作用下发生疏水团聚，形成拟似大密度团聚体，向旋流器壁运动进入底流作为精矿;亲水的脉石矿物向中心运动进入溢流作为尾矿。分选过程中每30分钟取样监测给矿品位，确保工艺稳定性。
[0090]S4、介质回收与产物收集
[0091]S3分选后的精矿和尾矿分别进入ZKJ1537脱介筛，脱除粘附于矿物表面的硅铁介质。脱除的稀介质进入0912磁选机进行磁选回收，磁选回收率可达99%以上，回收的浓介质返回介质桶循环使用。脱介后的精矿经收集后进入后续浸出工序，脱介后的尾矿直接排放。经检测，本实施例的工艺指标如下：尾矿作业抛废率为60.60%，综合抛废率为55.80%;重介质尾矿金品位为0.04g/t，尾矿综合金损失率为4.90%;精矿综合产率为38.50%，精矿品位为1.12g/t，富集比为2.33，重介质选矿金回收率为86.20%。
[0092]实施例3
[0093]本实施例提供了一种低品位微细粒级包裹型金矿重介质抛尾工艺，具体步骤如下。
[0094]S1、原料预处理
[0095]取某低品位微细粒级包裹型金矿原矿，经化验分析，其金品位为0.52g/t，金颗粒粒度≤0.010mm，金硫比为1:89000，金主要以微细粒形式包裹于毒砂中。将原矿破碎至0.5～15mm粒度范围，并通过筛分设备筛除-0.5mm细粒级。经检测，筛除的-0.5mm细粒级产率为8.20%，金品位为0.60g/t;所得0.5～15mm粗粒级矿石的给矿品位为0.51g/t，产率为91.80%。
[0096]S2、表面化学调控
[0097]取S1所得0.5～15mm粗粒级矿石，在输送皮带上通过压力式雾化喷嘴向其表面均匀喷洒复合调整剂溶液，喷洒压力为0.35MPa。所述复合调整剂由丙烯酸-马来酸酐-烯丙基磺酸钠三元共聚物、O-异丙基-N-乙基硫代氨基甲酸酯和聚醚改性硅油组成，三者的质量比为1:1.5:0.15。将复合调整剂配制成质量浓度为0.15%的水溶液，喷洒用量为15L/t矿石。喷洒后，使矿石在输送过程中静置10分钟，让药剂充分作用，得到表面改性的混合矿石。
[0098]S3、重介质分选
[0099]将S2所得表面改性的混合矿石通过皮带给料装置给入重介质分选系统。所述重介质分选系统包括Φ250mm有压两产品重介旋流器、ZKJ1537脱介筛、0912磁选机、介质桶、介质泵及集密控系统组成的连续分选平台。重介质选用硅铁粉(粒度-0.045mm占88%)，在介质桶调配时添加重介质重量0.02%的煤油，经充分搅拌分散。控制合介密度为3.0g/cm3，入料压力为0.14MPa，旋流器底流口尺寸为60mm，给矿量稳定在1.0t/h。在此条件下进行分选，表面疏水化的载金硫化物颗粒在聚醚改性硅油和煤油的协同作用下发生疏水团聚，形成拟似大密度团聚体，向旋流器壁运动进入底流作为精矿;亲水的脉石矿物向中心运动进入溢流作为尾矿。分选过程中每30分钟取样监测给矿品位，确保工艺稳定性。
[0100]S4、介质回收与产物收集
[0101]S3分选后的精矿和尾矿分别进入ZKJ1537脱介筛，脱除粘附于矿物表面的硅铁介质。脱除的稀介质进入0912磁选机进行磁选回收，磁选回收率可达99%以上，回收的浓介质返回介质桶循环使用。脱介后的精矿经收集后进入后续浸出工序，脱介后的尾矿直接排放。经检测，本实施例的工艺指标如下：尾矿作业抛废率为61.50%，综合抛废率为56.80%;重介质尾矿金品位为0.06g/t，尾矿综合金损失率为5.80%;精矿综合产率为35.20%，精矿品位为1.21g/t，富集比为2.38，重介质选矿金回收率为84.70%。
[0102]对比例1
[0103]本对比例在实施例1公开的基础上，作如下修改：
[0104]S2步骤中不喷洒任何复合调整剂溶液，即直接对破碎筛分后的0.5～15mm粗粒级矿石进行重介质分选，其余步骤及参数均与实施例1相同。
[0105]经检测，本对比例的工艺指标如下：尾矿作业抛废率为48.50%，综合抛废率为44.60%;重介质尾矿金品位为0.13g/t，尾矿综合金损失率为15.20%;精矿综合产率为44.20%，精矿品位为0.85g/t，富集比为1.73，重介质选矿金回收率为74.80%。
[0106]结果表明，不使用复合调整剂进行化学调控时，仅依靠密度差异的重介质分选难以有效分离载金硫化物与脉石，抛废率显著降低，尾矿品位升高，金回收率大幅下降。
[0107]对比例2
[0108]本对比例在实施例1公开的基础上，作如下修改：
[0109]S2步骤中喷洒的复合调整剂不含丙烯酸-马来酸酐-烯丙基磺酸钠三元共聚物，仅由O-异丙基-N-乙基硫代氨基甲酸酯和聚醚改性硅油按质量比1:0.2组成(保持总质量浓度0.1%不变)，其余步骤及参数均与实施例1相同。
[0110]经检测，本对比例的工艺指标如下：尾矿作业抛废率为54.20%，综合抛废率为49.90%;重介质尾矿金品位为0.09g/t，尾矿综合金损失率为9.80%;精矿综合产率为40.50%，精矿品位为1.02g/t，富集比为2.08，重介质选矿金回收率为80.20%。
[0111]结果表明，缺少三元共聚物时，无法有效清洗载金硫化物表面附着的细泥和抑制硅酸盐脉石，导致细泥覆盖和脉石夹带，分选效果劣于实施例1，尾矿品位和损失率升高，回收率降低。
[0112]对比例3
[0113]本对比例在实施例1公开的基础上，作如下修改：
[0114]S2步骤中喷洒的复合调整剂不含O-异丙基-N-乙基硫代氨基甲酸酯，仅由丙烯酸-马来酸酐-烯丙基磺酸钠三元共聚物和聚醚改性硅油按质量比1:0.2组成(保持总质量浓度0.1%不变)，其余步骤及参数均与实施例1相同。
[0115]经检测，本对比例的工艺指标如下：尾矿作业抛废率为56.80%，综合抛废率为52.20%;重介质尾矿金品位为0.10g/t，尾矿综合金损失率为11.50%;精矿综合产率为38.50%，精矿品位为0.96g/t，富集比为1.96，重介质选矿金回收率为78.50%。
[0116]结果表明，缺少选择性捕收剂时，载金硫化物表面无法形成有效的疏水膜，其进入底流的效率降低，大量金随尾矿流失，回收率显著下降。
[0117]对比例4
[0118]本对比例在实施例1公开的基础上，作如下修改：
[0119]S2步骤中喷洒的复合调整剂不含聚醚改性硅油，仅由丙烯酸-马来酸酐-烯丙基磺酸钠三元共聚物和O-异丙基-N-乙基硫代氨基甲酸酯按质量比1:1组成(保持总质量浓度0.1%不变)，其余步骤及参数均与实施例1相同。
[0120]经检测，本对比例的工艺指标如下：尾矿作业抛废率为57.30%，综合抛废率为52.70%;重介质尾矿金品位为0.08g/t，尾矿综合金损失率为8.20%;精矿综合产率为39.20%，精矿品位为1.08g/t，富集比为2.20，重介质选矿金回收率为81.80%。
[0121]结果表明，缺少聚醚改性硅油时，疏水团聚效应减弱，载金硫化物与硅铁介质的结合力下降，部分本应进入精矿的颗粒进入尾矿，导致回收率和精矿品位略低于实施例1。
[0122]对比例5
[0123]本对比例在实施例1公开的基础上，作如下修改：
[0124]S3步骤中在硅铁粉重介质中不添加煤油，其余步骤及参数均与实施例1相同。
[0125]经检测，本对比例的工艺指标如下：尾矿作业抛废率为58.50%，综合抛废率为53.80%;重介质尾矿金品位为0.07g/t，尾矿综合金损失率为6.90%;精矿综合产率为38.10%，精矿品位为1.12g/t，富集比为2.29，重介质选矿金回收率为83.10%。
[0126]结果表明，不使用非极性油时，介质悬浮液的流变性和对疏水颗粒的液桥力捕获略有下降，但复合调整剂仍能发挥主要作用，分选效果略低于实施例1，但仍优于其他对比例。
[0127]将实施例1～3和对比例1～5的低品位微细粒级包裹型金矿重介质抛尾工艺的工艺指标总结于表1。
[0128]表1 低品位微细粒级包裹型金矿重介质抛尾工艺的工艺指标
[0129]
组别原矿品位(g/t)综合抛废率(%)尾矿品位(g/t)金损失率(%)精矿品位(g/t)富集比回收率(%)实施例10.5055.220.055.361.162.3585.44实施例20.4855.800.044.901.122.3386.20实施例30.5256.800.065.801.212.3884.70对比例10.5044.600.1315.200.851.7374.80对比例20.5049.900.099.801.022.0880.20对比例30.5052.200.1011.500.961.9678.50对比例40.5052.700.088.201.082.2081.80对比例50.5053.800.076.901.122.2983.10
[0130]由表1可知，实施例1-3采用完整的三元复合调整剂(丙烯酸-马来酸酐-烯丙基磺酸钠三元共聚物、O-异丙基-N-乙基硫代氨基甲酸酯和聚醚改性硅油)并在重介质中添加非极性油，在0.5～15mm粗粒级条件下实现了优异的抛尾效果：综合抛废率均≥55%，尾矿金品位≤0.06g/t，金损失率≤5.80%，精矿品位≥1.12g/t，富集比≥2.33，金回收率≥84.70%。三个实施例在药剂配比、浓度、用量及分选参数略有调整的情况下，均能稳定达到预期指标，证明了本工艺具有良好的适应性和稳定性。
[0131]对比例1完全不使用复合调整剂，仅依靠传统重介质分选，其综合抛废率降至44.60%，尾矿金品位升高至0.13g/t，金损失率高达15.20%，金回收率仅74.80%，各项指标均显著劣于实施例。这说明未经化学调控的粗粒重介质分选难以有效分离载金硫化物与脉石，无法满足低品位微细粒包裹型金矿的抛尾需求。
[0132]对比例2缺少三元共聚物，对比例3缺少O-异丙基-N-乙基硫代氨基甲酸酯，对比例4缺少聚醚改性硅油。与实施例1相比，这三个对比例的综合抛废率分别降至49.90%、52.20%和52.70%，尾矿金品位分别升至0.09g/t、0.10g/t和0.08g/t，金回收率分别降至80.20%、78.50%和81.80%。这表明三元共聚物的清洗分散与脉石抑制功能、硫代氨基甲酸酯的选择性捕收功能、聚醚改性硅油的疏水团聚强化功能三者缺一不可，共同构成了清洗-活化-捕收-团聚的完整协同链条。
[0133]对比例5未在重介质中添加非极性油，其综合抛废率为53.80%，尾矿金品位0.07g/t，金回收率83.10%，虽优于其他对比例，但仍略低于实施例1。这说明非极性油的添加虽非决定分选成败的必要条件，但可进一步改善介质流变性和增强疏水团聚效应，使分选指标达到最优水平。
[0134]本文中所述的范围描述，如数值范围、比例范围等，均包括该范围内的所有可能的子范围及单一数值，例如“1至6”或“1～6”的范围描述，涵盖了从1至6之间的所有子范围(如1至3、2至5等)及单一数字(如1、2、3、4、5、6)。除非另有特别说明，本文中所使用的术语“包括”“包含”等表示“包括但不限于”;“第一”“第二”等关系术语仅用于区分不同的实体或操作，不暗示实际的先后顺序或关联关系;“和/或”表示可以单独存在或同时存在多种情况;“至少一个”“多个”“至少一种”等表达，均指代相应对象的任意组合，包括单个或多个对象的组合。文中涉及的比例关系，如质量比、摩尔比等，应按照描述的先后顺序理解为比例式的前项与后项的对应关系。本文中所用的原材料、试剂、仪器和设备等，均可通过市场购买或现有方法制备得到。
[0135]以上所述仅是本申请的具体实施方式，使本领域技术人员能够理解或实现本申请。对这些实施例的多种修改对本领域的技术人员来说将是显而易见的，本文中所定义的一般原理可以在不脱离本申请的精神或范围的情况下，在其它实施例中实现。因此，本申请将不会被限制于本文所示的这些实施例，而是要符合与本文所申请的原理和新颖特点相一致的最宽的范围。
说明书附图(1)
声明：
“低品位微细粒级包裹型金矿重介质抛尾工艺” 该技术专利(论文)所有权利归属于技术(论文)所有人。仅供学习研究，如用于商业用途，请联系该技术所有人。
我是此专利(论文)的发明人(作者)
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编辑：北方有色网
来源：辽宁省地质矿产研究院有限责任公司
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2026年08月06日 ~ 08日 
