金矿的浮选方法|金矿浮选特殊条件要求

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金矿浮选方法、金矿浮选药剂、先进的选金矿工艺

矿石中的粗粒金可以用混汞法和重选法回收，微细粒金小于0.001mm常采用浸取的方法（氰化法和硫脲法）回收，由于浮选能有效地回收矿石中的中细粒金（0.001-0.070mm）。因此以浮选法为主，配合有混汞、重选或浸取的联合流程是处理脉金矿石的常用方法，当处理含金多金属矿石或回收多金属硫化矿中的伴生金时，金应回收到6铜、铅等矿物的精矿中去，在冶炼过程中提取。常用的金矿浮选方法有：

（1）浮选+浮选精矿氰化浸取。

这是处理含金石英脉和含金黄铁矿常用的方法。一般都用黄药类作捕收剂，松醇油做起泡剂，在弱碱性矿浆中浮选得金精矿（或含金硫化物精矿）。然后将浮选精矿进行氰化浸出，金被氰化物溶解变为Au（CN)；络合物进入溶液，再用锌粉置换（或用吸附法处理）得金泥，最后将金泥火法冶炼得到纯金。

我国金矿是含金黄铁矿石英脉金矿，主要金矿物有黄铁矿、黄铜矿、自然金、银金矿、自然银、闪锌矿等。脉石矿物为石英、绢云母、萤石等。自然金呈圆颗粒状、长条状及不规则状分布于黄铁矿、黄铜矿和石英中。金的粒度多在0.05-0.01mm之间。该矿选冶生产原则流程如下图所示：

该矿金铜硫混合浮选时用丁黄药作捕收剂，松醇油作起泡剂，是用石灰调浆使ph=8-9，经一粗一精一扫，可得含金50-100g/t的金铜硫混合精矿。

混合精矿再磨脱药后，进行二段氰化浸出，浸出工艺条件为：氰化钠浓度0.04%-0.06%，ph=10（石灰浓度较低），浸出矿浆浓度30%-35%，浸出原矿粒度-0.037mm，总浸出时间46h。浸出技术指标为：氰化原矿含金50-100g/t，富液含金6-15g/平方米，氰化尾渣含金1g/t左右，浸出率97%以上，氰化总回收率97%以上，氰化为的耗量随氰化原矿中含铜量的增加而增大，一般耗量为4-8kg/t。

（2）浮选+浮选精矿硫脲浸取。

对于含砷含硫高或含碳泥质量高的金脉石，可用浮选法获得含金硫化物精矿，然后将浮选精矿用硫脲进取回收金的方法，用硫脲进取不但具有溶浸速度快、毒性小、工艺简单、操作方便等优点，而且在处理含砷、硫高或含碳质、泥质高的金精矿时，还具有浸出率高，药剂、材料消耗低的特点，某矿对碳质、泥质和碱性矿物含量较高的浮选精矿进行硫脲提金工业试验时，金的浸出率达95%-96%；处理1t浮选精矿的主要药剂、材料消耗为40-50元，而氰化法的浸出率只有93%左右，处理1t精矿的药剂、材料消耗为65元以上。

（3）混汞+浮选。

此法适用于粗细不均匀嵌布的脉金矿，在磨矿回路中先用混汞法回收粗粒金，然后用浮选法回收细粒金。隆回金矿所处理的矿石属贫硫化物毒砂型含金石英脉矿石，自然金在矿石中呈不均匀嵌布，大部分存在于其他矿物边界和裂隙中，少量在毒砂和硫化物中。选金方法由原来的摇床+氰化（渗透）改为混汞+浮选以后，金的回收率提高了20%-25%（实际达80%-85%），选矿成本由22.7（元/t）下降到19.49元/t。

今年有一种处理低品位金矿石的方法---混汞浮选法，即是将矿石中金的混汞和浮选在同一作业中进行。采用混汞浮选法比直接浮选选金的回收率可提高5%-8%。

（4）负载串硫浮选+尾矿氰化。

某地合金氧化铁帽矿石，风化程度较深，绝大部分矿物被浸蚀，铁污染严重，次生矿物繁多。主要金属矿物有褐铁矿、锰矿物、次生钒铜铅矿、赤铜矿、铜蓝、辰砂、自然铜等。金矿物为自然金、金银矿。脉石为黏土矿物和石英等。矿石中自然金利达细至-0.02mm，多嵌布与黏土矿物中，褐铁矿含金10g/t以上，原矿金品位为10-14g/t。该矿采用负载串流浮选，浮选尾矿再用氰化浸出及炭吸附的方法回收金，负载串流浮选流程机工艺条件如下表：

该矿采用负载串流浮选工艺处理含金氧化矿石，比常规浮选能提高金回收率20%以上，操作稳定，易于控制。同负载浮选相比，负载串流浮选具有如下优点：精矿品位、回收率高；载体矿物用量减少一半，降低了药剂用量；降低了可溶性次生铜矿中的含量，使浮选尾矿的氰化过程得到了改善。

（5）浮选+精矿焙烧+焙烧氰化。

对于含砷含硫高的浮选精矿，不能直接氰化浸取时，可将浮选金精矿先进行氧化焙烧，除砷和硫，这样焙烧后的焙砂结构疏松，更有利于金银的浸出。