适用于蚀变岩型金矿石的选矿方法

权利要求

1.适用于蚀变岩型金矿石的选矿方法，其特征在于：该方法为以下步骤：

步骤一、磨矿：

将采矿获得的蚀变岩型金矿石，其含金品位为1.5g/t—5g/t，由皮带输送机给入半自磨机，同时向半自磨机中给水，金矿石在半自磨机中完成破碎和粗磨，形成浓度为75%-85%的矿浆1；

步骤二、离心重选：

（1）、粗分级：

步骤一中的矿浆1自流至螺旋分级机中进行粗分级，实现粗粒级矿砂与细粒级矿砂的分离，粗粒级矿砂作为螺旋分级机的返砂返回半自磨机再次磨细，细粒级矿砂分级成为螺旋分级机的溢流矿浆2；

（2）、离心分级：

溢流矿浆2进入离心选矿机进行离心分离，对其中的有用矿物与脉石进行分离，部分较高品位的含金矿砂实现富集被预先分离出来，成为金精矿粉3-1，余下的含金矿砂分散成为含金矿浆4进入下一环节；

（3）、水力分级：

离心分离环节的含金矿浆4由渣浆泵扬送至水力旋流器进行水力离心分级，其中粗粒级矿浆4-1形成水力旋流器的沉砂，进入球磨机磨细后返回水力旋流器再次进行分级，其中细粒级矿浆4-2作为水力旋流器的溢流进入下一步骤；

步骤三、浮选：

（1）、预先富集分离：

上一步骤中的细粒级矿砂4-2进入预先富集浮选机中进行富集分离，使其中较高品位的含金矿砂实现预先富集被分离出来，直接作为最终产品金精粉3-2，细粒级矿砂4-2中未被富集分离的较低品位的矿砂分散作为含金矿浆5进入下一步骤；

（2）、粗选富集及精选分离：

上一环节中的含金矿浆5进入粗选浮选机中继续富集分离，使其中品位较高的含金矿浆6-1富集，随后进入多级精选浮选机中进行多级精选，在多次精选浮选机中富集分离的含金矿砂作为金精矿粉3-3，未在多次精选浮选机中富集分离的含金矿砂分散成为多级精选矿浆7返回预先富集浮选机中继续富集分离；

（3）、多级扫选富集分离：

步骤三（1）中的含金矿浆5进入粗选浮选机中继续富集分离，其中品位较低的含金矿浆6-2未实现富集分离，随后便进入多级扫选浮选机中进行多级扫选浮选，每级富集分离出的金品位较高的矿浆返回上一级，未富集分离出的金品位较低的矿浆进入下一级，最上一级的进入富集分离出的多级浮选矿浆8-1进入粗选浮选机，进行步骤三（2）中的操作，最下一级的未富集分离出的含金矿砂分散成为浮选尾矿浆8-2进入下一步骤

步骤四：尾矿重选：

上一步骤的浮选尾矿浆8-2进入螺旋溜槽中进行富集分离，在螺旋溜槽中实现富集分离的含金尾矿浆9-1，随后进入摇床再次富集分离后形成的含金矿砂作为金精粉3-4，被分离出的摇床尾矿浆9-3，与浮选尾矿浆8-2进入螺旋溜槽中未实现富集分离的尾矿浆9-2汇合，其品位低于0.10g/t，经尾矿脱水作业脱水后，作为最终的尾矿干排。

2.如权利要求1所述的一种适用于蚀变岩型金矿石的选矿方法，其特征在于：所述步骤三（2）中的多级精选为三次精选作业。

3.如权利要求1所述的一种适用于蚀变岩型金矿石的选矿方法，其特征在于：所述步骤三（3）中的多级扫选浮选为四次扫选浮选作业。

4.如权利要求1所述的一种适用于蚀变岩型金矿石的选矿方法，其特征在于：金精矿粉3-1，其含金品位为800g/t—2000g/t；

金精粉3-2，其含金品位高于60g/t；

金精矿粉3-3，其含金品位为50g/t—62g/t；

金精粉3-4，其品位为10--15g/t左右。

5.如权利要求1所述的一种适用于蚀变岩型金矿石的选矿方法，其特征在于：步骤二（1）中的细粒级矿砂为小于0.074mm粒级的矿砂含量为40—46%。

6.如权利要求1所述的一种适用于蚀变岩型金矿石的选矿方法，其特征在于：步骤二（3）中的粗粒级矿浆4-1为-200目粒级的含量为28--30%的矿浆；细粒级矿浆4-2中-200目的粒级含量为70--75%的矿浆。

7.如权利要求1所述的一种适用于蚀变岩型金矿石的选矿方法，其特征在于：步骤四中含金尾矿浆9-1，其含金品位为0.23—0.30g/t；尾矿浆9-2，其品位低于0.10g/t；干排的尾矿含水率低于12%。

8.如权利要求1所述的一种适用于蚀变岩型金矿石的选矿方法，其特征在于：步骤四中尾矿脱水作业采用陶瓷过滤机。

说明书

技术领域

本发明属于金矿选矿技术领域，具体涉及适用于蚀变岩型金矿石的选矿方法。

背景技术

蚀变岩型金矿石主要以细脉浸染状黄铁绢英岩、块状黄铁绢英岩、浸染状含黄铁矿角砾岩及浸染状含多金属硫化物角砾岩形式产出，结构主要是压碎结构、残余结构和填隙结构，构造主要是细脉浸染状和网脉状，矿化不均匀，金多富集于金属细脉边缘。

蚀变岩型金矿石为低吸水率的弱膨胀性岩石，其强度、变形特性分别受蚀变程度、风化程度及岩石性质共同影响，表现为：随蚀变程度的增强，抗压强度、抗剪强度及模量值降低，峰值应变量及泊松比则增加；蚀变程度相同时，蚀变岩强度值与模量值受风化程度的控制，风化程度越高，强度、模量值越低；蚀变、风化程度均相同的蚀变岩，其强度、模量值受蚀变岩性质的影响。

蚀变岩金矿石因蚀变作用，经风化，矿石的力学特性发生改变，泥化现象严重，有用矿物表面发生局部氧化和污染，对选矿过程带来不利影响。

传统的工艺中破碎作业是必不可少的环节，经粗碎、细碎后，使矿石粉碎至12mm以下，才能给入粗磨磨机，而蚀变岩型金矿石因蚀变作用，导致矿石易碎，泥化，含泥量较高，极容易发生破碎机、粉矿仓堵塞，直接造成生产作业无法正常进行，同时破碎的环节越多，矿石过粉碎现象越严重，导致矿石二次泥化。且在破碎作业过程中会产生大量的粉尘，粉尘污染严重，且能耗高。

蚀变岩金矿石因蚀变作用碎裂后，造成有用矿物表面局部氧化和污染，以及10微米以下的细泥，对单一浮选工艺的回收率带来制约，部分有用矿物无法回收造成资源浪费。

针对以上背景技术中的问题，本领域技术人员提出了一种适用于蚀变岩型金矿石的选矿方法。

发明内容

本发明的目的在于提供一种适用于蚀变岩型金矿石的选矿方法，以解决蚀变岩金矿石采用传统的选矿方法污染重、能耗高、含金矿物的回收率低的问题。

为了解决以上问题，本发明技术方案为：

一种适用于蚀变岩型金矿石的选矿方法，其特征在于：该方法为以下步骤：

步骤一、磨矿：

将采矿获得的蚀变岩型金矿石，其含金品位为1.5g/t—5g/t，由皮带输送机给入半自磨机，同时向半自磨机中给水，金矿石在半自磨机中完成破碎和粗磨，形成浓度为75%-85%的矿浆1；

步骤二、离心重选：

（1）、粗分级：

步骤一中的矿浆1自流至螺旋分级机中进行粗分级，实现粗粒级矿砂与细粒级矿砂的分离，粗粒级矿砂作为螺旋分级机的返砂返回半自磨机再次磨细，细粒级矿砂分级成为螺旋分级机的溢流矿浆2；

（2）、离心分级：

溢流矿浆2进入离心选矿机进行离心分离，对其中的有用矿物与脉石进行分离，部分较高品位的含金矿砂实现富集被预先分离出来，成为金精矿粉3-1，余下的含金矿砂分散成为含金矿浆4进入下一环节；

（3）、水力分级：

离心分离环节的含金矿浆4由渣浆泵扬送至水力旋流器进行水力离心分级，其中粗粒级矿浆4-1形成水力旋流器的沉砂，进入球磨机磨细后返回水力旋流器再次进行分级，其中细粒级矿浆4-2作为水力旋流器的溢流进入下一步骤；具体的，通过控制水力旋流器的给料压力和浓度，使溢流矿浆，即细粒级矿浆4-2中-200目的粒级含量达标；

步骤三、浮选：

（1）、预先富集分离：

上一步骤中的细粒级矿砂4-2进入预先富集浮选机中进行富集分离，使其中较高品位的含金矿砂实现预先富集被分离出来，直接作为最终产品金精粉3-2，细粒级矿砂4-2中未被富集分离的较低品位的矿砂分散作为含金矿浆5进入下一步骤；

（2）、粗选富集及精选分离：

上一环节中的含金矿浆5进入粗选浮选机中继续富集分离，使其中品位较高的含金矿浆6-1富集，随后进入多级精选浮选机中进行多级精选，在多次精选浮选机中富集分离的含金矿砂作为金精矿粉3-3，未在多次精选浮选机中富集分离的含金矿砂分散成为多级精选矿浆7返回预先富集浮选机中继续富集分离；

（3）、多级扫选富集分离：

步骤三（1）中的含金矿浆5进入粗选浮选机中继续富集分离，其中品位较低的含金矿浆6-2未实现富集分离，随后便进入多级扫选浮选机中进行多级扫选浮选，每级富集分离出的金品位较高的矿浆返回上一级，未富集分离出的金品位较低的矿浆进入下一级，最上一级的进入富集分离出的多级浮选矿浆8-1进入粗选浮选机，进行步骤三（2）中的操作，最下一级的未富集分离出的含金矿砂分散成为浮选尾矿浆8-2进入下一步骤

步骤四：尾矿重选：

上一步骤的浮选尾矿浆8-2进入螺旋溜槽中进行富集分离，在螺旋溜槽中实现富集分离的含金尾矿浆9-1，随后进入摇床再次富集分离后形成的含金矿砂作为金精粉3-4，被分离出的摇床尾矿浆9-3，与浮选尾矿浆8-2进入螺旋溜槽中未实现富集分离的尾矿浆9-2汇合，其品位低于0.10g/t，经尾矿脱水作业脱水后，作为最终的尾矿干排。

进一步的，步骤三（2）中的多级精选为三次精选作业。

进一步的，步骤三（3）中的多级扫选浮选为四次扫选浮选作业。

进一步的，金精矿粉3-1，其含金品位为800g/t—2000g/t；

金精粉3-2，其含金品位等于或高于60g/t；

金精矿粉3-3，其含金品位为50g/t—62g/t；

金精粉3-4，其品位为10--15g/t左右。

进一步的，步骤二（1）中的细粒级矿砂为小于0.074mm粒级的矿砂含量为40—46%。

进一步的，步骤二（3）中的粗粒级矿浆4-1为-200目粒级的含量为28--30%的矿浆；细粒级矿浆4-2中-200目的粒级含量为70--75%的矿浆。

进一步的，步骤四中含金尾矿浆9-1，其含金品位为0.23—0.30g/t；尾矿浆9-2，其品位低于0.10g/t；干排的尾矿含水率低于12%。

进一步的，步骤四中尾矿脱水作业采用陶瓷过滤机。

本发明的有益效果如下：

（1）本发明通过磨矿、离心重选、浮选、尾矿重选四大步骤，利用半自磨工艺代替了传统的破碎工艺和粗磨工艺，由半自磨工艺实现对大块矿石的破碎和粗磨，完全省去了破碎作业环节，节能高效，无粉尘污染；针对蚀变岩型金矿石的特性，在离心重选环节进行简单的离心分离就能获取含金品位为800g/t—2000g/t的金精矿粉，这部分金精矿粉省去了常规选矿的诸多环节，节能高效；传统的选矿工艺完全不适用于蚀变岩金矿石；本发明采用浮选环节分两个方向选出含金品位高于60g/t的金精矿粉和含金品位为50g/t—62g/t的金精矿粉；在尾矿重选步骤，充分回收尾矿矿浆中的金精矿砂，直至尾矿品位低于0.10g/t，这在同行业内，是少见的；且本发明工艺彻底解决了半氧化矿物和被污染矿物浮选工艺无法回收的问题；整个选矿工艺采用纯物理选矿技术，绿色环保，整个工艺技术高效环保。

（2）本发明用半自磨机代替传统破碎作业，解决堵料和矿石过粉碎问题，降低矿石粉磨成本；采用尼尔森离心选矿机，利用离心力场和重力场形成复合力场，能够将脉石与有用矿物的比重差扩大20到60倍，富集比可达到1000以上，矿石的化学和力学特性对其选矿效率无明显的制约，更适合解离面被氧化和污染的矿物；浮选机均采用BF-2.8型，该类浮选机具备自吸功能，无需配备供气系统，利用其自身的搅拌部件即可实现矿浆的流动，创造良好的浮选动力学特性和泡沫化学条件，辅助设备少，能耗低，效率高；螺旋溜槽利用矿浆在溜槽中自流旋转产生的离心力实现有用矿物的分离，无需提供动力，操作简易，选矿稳定，处理量大，选矿富集比高、回收率高，对给矿量和浓度、粒度、品位的波动适应性强，无噪音等优点；摇床采用6S摇床，沿袭了早期威尔弗利摇床的结构形式，对处理细粒级矿泥具有良好的效果，特别适合蚀变岩型金矿石含泥高的特点，其调节冲程容易，在改变横向坡度和冲程时，仍可保持床面运行平稳，弹簧放置在机箱内，结构紧凑；陶瓷过滤机带有10微米微孔的陶瓷板，在-0.080Mpa的真空下，实现固液分离，回收矿浆中95%的水，并返回流程循环利用，绿色环保。

（3）浮选流程经过三次精选和四次浮选，确保单位体积的矿浆从进入浮选工艺流程到排出流程，经历的浮选总时间达到35到50分钟，确保每一个有用矿物有充分的时间和概率被浮选药剂捕获而被分离回收。

（4）本发明采用了离心重选+浮选工艺+螺旋溜槽与摇床结合的重选工艺，即重选—浮选—重选联合的工艺流程，将品位为1.5-5g/t的含金矿石进行选矿工艺富集分离后，最终脉石中的含金品位为0.10g/t左右，含金矿物的回收率达到了97%，极其高效，且该选矿工艺全程绿色环保无污染。

附图说明

图1为一种适用于蚀变岩型金矿石的选矿方法的流程图。

以下结合附图和具体实施例，对本发明作进一步的详细说明。

实施例1

一种适用于蚀变岩型金矿石的选矿方法，该方法为以下步骤：

步骤一、磨矿：

采矿获得的蚀变岩型金矿石，该类矿石来自李子矿区地下600米，其含金品位为5g/t，原矿石中， 20微米以下的细泥含量在18%，最大粒度220mm，由皮带输送机给入半自磨机，同时向半自磨机中给水，金矿石在半自磨机中完成破碎和粗磨，形成浓度为77%的矿浆1。

步骤二、离心重选：

（1）、粗分级：

步骤一中的矿浆1自流至螺旋分级机中进行粗分级，实现粗粒级矿砂与细粒级矿砂的分离，其中的细粒级矿砂为小于0.074mm粒级的矿砂含量为42%，余下的均定义为粗粒级矿砂，粗粒级矿砂作为螺旋分级机的返砂返回半自磨机再次磨细，细粒级矿砂分级成为螺旋分级机的溢流矿浆2。

（2）、离心分级：

溢流矿浆2进入离心选矿机进行离心分离，对其中的有用矿物与脉石进行分离，部分较高品位的含金矿砂实现富集被预先分离出来，成为金精矿粉3-1，其含金品位为1200g/t；余下的含金矿砂分散成为含金矿浆4进入下一环节。

（3）、水力分级：

离心分离环节的含金矿浆4由渣浆泵扬送至水力旋流器进行水力离心分级，其中粗粒级矿浆4-1形成水力旋流器的沉砂，粗粒级矿浆4-1为-200目粒级的含量达到30%的矿浆，进入球磨机磨细后返回水力旋流器再次进行分级，其中细粒级矿浆4-2作为水力旋流器的溢流进入下一步骤；通过控制水力旋流器的给料压力和浓度，使溢流矿浆，即细粒级矿浆4-2中-200目的粒级含量达到72%。

步骤三、浮选：

（1）、预先富集分离：

上一步骤中的细粒级矿砂4-2进入预先富集浮选机中进行富集分离，使其中较高品位的含金矿砂实现预先富集被分离出来，直接作为最终产品金精粉3-2，其含金品位为95g/t，细粒级矿砂4-2中未被富集分离的较低品位的矿砂分散作为含金矿浆5进入下一步骤。

（2）、粗选富集及精选分离：

上一环节中的含金矿浆5进入粗选浮选机中继续富集分离，使其中品位较高的含金矿浆6-1富集，随后进入多级精选浮选机中进行多级精选，在多次精选浮选机中富集分离的含金矿砂作为金精矿粉3-3，其含金品位为62g/t；未在多次精选浮选机中富集分离的含金矿砂分散成为多级精选矿浆7返回预先富集浮选机中继续富集分离。

本实施例采取三次精选作业。

（3）、多级扫选富集分离：

步骤三（1）中的含金矿浆5进入粗选浮选机中继续富集分离，其中品位较低的含金矿浆6-2未实现富集分离，随后便进入多级扫选浮选机中进行多级扫选浮选，每级富集分离出的金品位较高的矿浆返回上一级，未富集分离出的金品位较低的矿浆进入下一级，最上一级的进入富集分离出的多级浮选矿浆8-1进入粗选浮选机，进行步骤三（2）中的操作，最下一级的未富集分离出的含金矿砂分散成为浮选尾矿浆8-2进入下一步骤。

本实施例采取四次扫选浮选作业。

步骤四：尾矿重选。

上一步骤的浮选尾矿浆8-2进入螺旋溜槽中进行富集分离，在螺旋溜槽中实现富集分离的含金尾矿浆9-1，其含金品位为0.25g/t；随后进入6S摇床再次富集分离后形成的含金矿砂作为金精粉3-4，其品位为12g/t，被分离出的摇床尾矿浆9-3，与浮选尾矿浆8-2进入螺旋溜槽中未实现富集分离的尾矿浆9-2汇合，其品位为0.09g/t，经陶瓷过滤机进行尾矿脱水作业脱水后，干排的尾矿含水率为11%，作为最终的尾矿干排。

实施例2

一种适用于蚀变岩型金矿石的选矿方法，该方法为以下步骤：

步骤一、磨矿：

采矿获得的蚀变岩型金矿石，采矿获得的蚀变岩型金矿石，该类矿石来自李子矿区地下350米，其含金品位为1.5g/t，原矿石中， 20微米以下的细泥含量在22%，最大粒度550mm，由皮带输送机给入半自磨机，同时向半自磨机中给水，金矿石在半自磨机中完成破碎和粗磨，形成浓度为85%的矿浆1。

步骤二、离心重选：

（1）、粗分级：

步骤一中的矿浆1自流至螺旋分级机中进行粗分级，实现粗粒级矿砂与细粒级矿砂的分离，其中的细粒级矿砂为小于0.074mm粒级的矿砂含量为46%，余下的均定义为粗粒级矿砂，粗粒级矿砂作为螺旋分级机的返砂返回半自磨机再次磨细，细粒级矿砂分级成为螺旋分级机的溢流矿浆2。

（2）、离心分级：

溢流矿浆2进入离心选矿机进行离心分离，对其中的有用矿物与脉石进行分离，部分较高品位的含金矿砂实现富集被预先分离出来，成为金精矿粉3-1，其含金品位为800g/t；余下的含金矿砂分散成为含金矿浆4进入下一环节。

（3）、水力分级：

离心分离环节的含金矿浆4由渣浆泵扬送至水力旋流器进行水力离心分级，其中粗粒级矿浆4-1形成水力旋流器的沉砂，粗粒级矿浆4-1为-200目粒级的含量达到28%的矿浆，进入球磨机磨细后返回水力旋流器再次进行分级，其中细粒级矿浆4-2作为水力旋流器的溢流进入下一步骤；通过控制水力旋流器的给料压力和浓度，使溢流矿浆，即细粒级矿浆4-2中-200目的粒级含量达到70%。

步骤三、浮选：

（1）、预先富集分离：

上一步骤中的细粒级矿砂4-2进入预先富集浮选机中进行富集分离，使其中较高品位的含金矿砂实现预先富集被分离出来，直接作为最终产品金精粉3-2，其含金品位为80g/t，细粒级矿砂4-2中未被富集分离的较低品位的矿砂分散作为含金矿浆5进入下一步骤。

（2）、粗选富集及精选分离：

上一环节中的含金矿浆5进入粗选浮选机中继续富集分离，使其中品位较高的含金矿浆6-1富集，随后进入多级精选浮选机中进行多级精选，在多次精选浮选机中富集分离的含金矿砂作为金精矿粉3-3，其含金品位为52g/t；未在多次精选浮选机中富集分离的含金矿砂分散成为多级精选矿浆7返回预先富集浮选机中继续富集分离。

本实施例采取三次精选作业。

（3）、多级扫选富集分离：

步骤三（1）中的含金矿浆5进入粗选浮选机中继续富集分离，其中品位较低的含金矿浆6-2未实现富集分离，随后便进入多级扫选浮选机中进行多级扫选浮选，每级富集分离出的金品位较高的矿浆返回上一级，未富集分离出的金品位较低的矿浆进入下一级，最上一级的进入富集分离出的多级浮选矿浆8-1进入粗选浮选机，进行步骤三（2）中的操作，最下一级的未富集分离出的含金矿砂分散成为浮选尾矿浆8-2进入下一步骤。

本实施例采取四次扫选浮选作业。

步骤四：尾矿重选：

上一步骤的浮选尾矿浆8-2进入螺旋溜槽中进行富集分离，在螺旋溜槽中实现富集分离的含金尾矿浆9-1，其含金品位为0.28g/t；随后进入6S摇床再次富集分离后形成的含金矿砂作为金精粉3-4，其品位为15g/t，被分离出的摇床尾矿浆9-3，与浮选尾矿浆8-2进入螺旋溜槽中未实现富集分离的尾矿浆9-2汇合，其品位为0.09g/t，经陶瓷过滤机进行尾矿脱水作业脱水后，干排的尾矿含水率为10%，作为最终的尾矿干排。

实施例3

一种适用于蚀变岩型金矿石的选矿方法，该方法为以下步骤：

步骤一、磨矿：

采矿获得的蚀变岩型金矿石，采矿获得的蚀变岩型金矿石，该类矿石来自李子矿区地下500米，其含金品位为2g/t，含银60g/t，含铅1.2%，原矿石中， 20微米以下的细泥含量在20%，最大粒度600mm，由皮带输送机给入半自磨机，同时向半自磨机中给水，金矿石在半自磨机中完成破碎和粗磨，形成浓度为75%的矿浆1。

步骤二、离心重选：

（1）、粗分级：

步骤一中的矿浆1自流至螺旋分级机中进行粗分级，实现粗粒级矿砂与细粒级矿砂的分离，其中的细粒级矿砂为小于0.074mm粒级的矿砂含量为40%，余下的均定义为粗粒级矿砂，粗粒级矿砂作为螺旋分级机的返砂返回半自磨机再次磨细，细粒级矿砂分级成为螺旋分级机的溢流矿浆2。

（2）、离心分级：

溢流矿浆2进入离心选矿机进行离心分离，对其中的有用矿物与脉石进行分离，部分较高品位的含金矿砂实现富集被预先分离出来，成为金精矿粉3-1，其含金品位为860g/t，银品位600g/t，铅含量22%；余下的含金矿砂分散成为含金矿浆4进入下一环节。

（3）、水力分级：

离心分离环节的含金矿浆4由渣浆泵扬送至水力旋流器进行水力离心分级，其中粗粒级矿浆4-1形成水力旋流器的沉砂，粗粒级矿浆4-1为-200目粒级的含量达到28%的矿浆，进入球磨机磨细后返回水力旋流器再次进行分级，其中细粒级矿浆4-2作为水力旋流器的溢流进入下一步骤；通过控制水力旋流器的给料压力和浓度，使溢流矿浆，即细粒级矿浆4-2中-200目的粒级含量达到71%。

步骤三、浮选：

（1）、预先富集分离：

上一步骤中的细粒级矿砂4-2进入预先富集浮选机中进行富集分离，使其中较高品位的含金矿砂实现预先富集被分离出来，直接作为最终产品金精粉3-2，其含金品位为60g/t，含银800g/t，含铅16%，细粒级矿砂4-2中未被富集分离的较低品位的矿砂分散作为含金矿浆5进入下一步骤。

（2）、粗选富集及精选分离：

上一环节中的含金矿浆5进入粗选浮选机中继续富集分离，使其中品位较高的含金矿浆6-1富集，随后进入多级精选浮选机中进行多级精选，在多次精选浮选机中富集分离的含金矿砂作为金精矿粉3-3，其含金品位为50g/t，含银900g/t，含铅21%；未在多次精选浮选机中富集分离的含金矿砂分散成为多级精选矿浆7返回预先富集浮选机中继续富集分离。

本实施例采取三次精选作业。

（3）、多级扫选富集分离：

步骤三（1）中的含金矿浆5进入粗选浮选机中继续富集分离，其中品位较低的含金矿浆6-2未实现富集分离，随后便进入多级扫选浮选机中进行多级扫选浮选，每级富集分离出的金品位较高的矿浆返回上一级，未富集分离出的金品位较低的矿浆进入下一级，最上一级的进入富集分离出的多级浮选矿浆8-1进入粗选浮选机，进行步骤三（2）中的操作，最下一级的未富集分离出的含金矿砂分散成为浮选尾矿浆8-2进入下一步骤。

本实施例采取四次扫选浮选作业。

步骤四：尾矿重选：

上一步骤的浮选尾矿浆8-2进入螺旋溜槽中进行富集分离，在螺旋溜槽中实现富集分离的含金尾矿浆9-1，其含金品位为0.23g/t，含银1.5g/t，含铅0.20%；随后进入6S摇床再次富集分离后形成的含金矿砂作为金精粉3-4，其金品位为14g/t，含银20g/t，含铅8%，被分离出的摇床尾矿浆9-3，与浮选尾矿浆8-2进入螺旋溜槽中未实现富集分离的尾矿浆9-2汇合，其金品位为0.08g/t，含银0.5g/t，含铅0.10%经陶瓷过滤机进行尾矿脱水作业脱水后，干排的尾矿含水率为10%，作为最终的尾矿干排。

实施例4

一种适用于蚀变岩型金矿石的选矿方法，该方法为以下步骤：

步骤一、磨矿：

采矿获得的蚀变岩型金矿石，该类矿石来自李子矿区地下480米，其含金品位为4.5g/t，原矿石中， 20微米以下的细泥含量在19%，最大粒度320mm，由皮带输送机给入半自磨机，同时向半自磨机中给水，金矿石在半自磨机中完成破碎和粗磨，形成浓度为80%的矿浆1。

步骤二、离心重选：

（1）、粗分级：

步骤一中的矿浆1自流至螺旋分级机中进行粗分级，实现粗粒级矿砂与细粒级矿砂的分离，其中的细粒级矿砂为小于0.074mm粒级的矿砂含量为44%，余下的均定义为粗粒级矿砂，粗粒级矿砂作为螺旋分级机的返砂返回半自磨机再次磨细，细粒级矿砂分级成为螺旋分级机的溢流矿浆2。

（2）、离心分级：

溢流矿浆2进入离心选矿机进行离心分离，对其中的有用矿物与脉石进行分离，部分较高品位的含金矿砂实现富集被预先分离出来，成为金精矿粉3-1，其含金品位为1090g/t；余下的含金矿砂分散成为含金矿浆4进入下一环节。

（3）、水力分级：

离心分离环节的含金矿浆4由渣浆泵扬送至水力旋流器进行水力离心分级，其中粗粒级矿浆4-1形成水力旋流器的沉砂，粗粒级矿浆4-1为-200目粒级的含量达到30%的矿浆，进入球磨机磨细后返回水力旋流器再次进行分级，其中细粒级矿浆4-2作为水力旋流器的溢流进入下一步骤；通过控制水力旋流器的给料压力和浓度，使溢流矿浆，即细粒级矿浆4-2中-200目的粒级含量达到75%。

步骤三、浮选：

（1）、预先富集分离：

上一步骤中的细粒级矿砂4-2进入预先富集浮选机中进行富集分离，使其中较高品位的含金矿砂实现预先富集被分离出来，直接作为最终产品金精粉3-2，其含金品位为90g/t，细粒级矿砂4-2中未被富集分离的较低品位的矿砂分散作为含金矿浆5进入下一步骤。

（2）、粗选富集及精选分离：

上一环节中的含金矿浆5进入粗选浮选机中继续富集分离，使其中品位较高的含金矿浆6-1富集，随后进入多级精选浮选机中进行多级精选，在多次精选浮选机中富集分离的含金矿砂作为金精矿粉3-3，其含金品位为58g/t；未在多次精选浮选机中富集分离的含金矿砂分散成为多级精选矿浆7返回预先富集浮选机中继续富集分离。

本实施例采取三次精选作业。

（3）、多级扫选富集分离：

步骤三（1）中的含金矿浆5进入粗选浮选机中继续富集分离，其中品位较低的含金矿浆6-2未实现富集分离，随后便进入多级扫选浮选机中进行多级扫选浮选，每级富集分离出的金品位较高的矿浆返回上一级，未富集分离出的金品位较低的矿浆进入下一级，最上一级的进入富集分离出的多级浮选矿浆8-1进入粗选浮选机，进行步骤三（2）中的操作，最下一级的未富集分离出的含金矿砂分散成为浮选尾矿浆8-2进入下一步骤。本实施例采取四次扫选浮选作业。

步骤四：尾矿重选：

上一步骤的浮选尾矿浆8-2进入螺旋溜槽中进行富集分离，在螺旋溜槽中实现富集分离的含金尾矿浆9-1，其含金品位为0.30g/t；随后进入6S摇床再次富集分离后形成的含金矿砂作为金精粉3-4，其品位为10g/t，被分离出的摇床尾矿浆9-3，与浮选尾矿浆8-2进入螺旋溜槽中未实现富集分离的尾矿浆9-2汇合，其品位为0.09g/t，经陶瓷过滤机进行尾矿脱水作业脱水后，干排的尾矿含水率为11%，作为最终的尾矿干排。