金在矿石中主要呈自然金(Au)、金银矿(AuAg)和银金矿(AgAu )产出，它们是工业利用的主要对象。此外，还有碲金矿（AuTe2）、碲金银矿（Ag3AuTe2）、硒金银矿（Ag3AuSe2）和斜方锑金矿（AuSb2）、黑铋金矿（Au2Bi)等。这些矿物常与石英（SiO2）、黄铁矿（FeS2）、磁黄铁矿（FeS）、毒砂（FeAsS）、黄铜矿（CuFeS2）等硫化矿物共（伴）生。根据金与矿石中主要含金矿物和对选冶工艺有影响的矿物之间的关系，将金矿石类型划分为：砂金矿石、含金石英脉矿石、富银金矿、氧化物金矿、含铁硫化物金矿、含铜硫化物金矿、含砷硫化物金矿、含锑硫化物金矿、多金属硫化物金矿、碲化物金矿、含碳质金矿等。若按矿石中金的赋存状态又可分类为：呈独立的自然金、在载金矿物中呈分散状态的金、呈吸附状态的徽细次显徽金、呈类质同象替代的晶格金或固溶体金等。此外，还有金在矿石中的粒度大小、嵌布状态和伴生矿物的种类和赋存状态等。这些都属于金的工艺矿物学研究范畴，对选择合理的金选冶工艺流程有着密切的关系。

浮选是根据矿藏表面物理化学性质差异在药剂和充气拌和下使有用成份和脉石矿藏到达别离的选别办法。因为它分选功率和回收率都较高，对细粒浸染的矿石特别有用，可获得高质量的精矿，能使矿藏资源得到充沛的归纳利用，所以广泛用来处理脉金矿石。但对高砷高硫、微细粒金、多金属含金矿石和含泥、氧化程度高的氧化矿选别还有局限性。 今日，咱们的代课教师艾教师先跟我们聊聊浮选的工艺设备。 艾满乾代课讲师高级工程师，沈阳黄金学院矿山系选矿专业结业，先后从事采金船及岸上精选厂选矿、全泥化——炭浆法、浮选工艺技能31年。在省部级以上刊物宣布论文50多篇。获黄金协会科技进步一、二、三等奖各一次，获陕西省员工技能改善效果一、三等奖各一次。获职业“十二五”和2016年我国黄金集团科技先进作业者。 浮选流程的挑选与矿石性质及对精矿质量的要求有关，段数的选定首要与矿石中有用矿藏的浸染特性、矿石在磨矿过程中的泥化状况有关。粗选一般都是一次，精选和扫选次数首要取决于矿石档次、对精矿的要求及精矿的价值、有用矿藏及脉石矿藏的可浮性等要素。 某浮选厂粗精扫选段依次为1、4、3段：选约10克/吨石英脉金矿石时，金精矿档次每吨高达一二百克，取样化验发现粗选精矿档次达60克/吨多，便接管路让其部分自流进入精矿泵池，精选作业由4段减为2段，成果滤后池中金精矿档次仍达80克/吨;选约2克/吨的蚀变岩金矿石时，因含铅2%—3%，金精矿档次只要10克/吨多，加苏打上调矿浆酸碱度后，每吨上升至三五十克，曾用分支浮选法，将粗选由1段增加为3段，前段精矿给入后段，进步当选档次后进行精选，金精矿档次每吨上升至25克以上，3段尾矿一起进入扫选1段。 当原矿档次较高、矿藏可浮性较差而对精矿质量要求不很高时，精选作业应少甚至不精选，扫选作业应加强以确保回收率;当原矿档次低、有用矿藏可浮性较好、对精矿质量要求高时，应增加精选次数。扫选时刻太短，会使易选金精矿来不及上浮而随尾矿丢失，太长也不能下降现已安稳的尾矿档次，会构成人财物上的空耗。精选时刻太短，会使终究精矿档次显着偏低，外销不出或价格太低，太长会进步金精矿档次，产出却削减，外销加价档次取消后也没有必要，还会引发尾矿跑高，归纳效益不高。 浮选设备的挑选与当选矿石性质、设备功能、选厂规划、流程结构、系列的区分与技能经济比较等要素有关，还要考虑设备的质量、报价、备品备件直销状况。满意浮选工艺要求的浮选设备除耐磨、能耗低、简略价廉外，其功能有杰出的充气拌和效果、调理矿浆水平缓循环活动效果，并能接连的作业。高浓度多选高能量机械拌和式浮选机，低档次硫化矿的浮选用低速充气利于选别效果，易发生泡沫的矿石浮选时充气量要大。浮选槽数的断定应根据处理量、矿石比重、矿浆浓度、浮选机的有用容积还有该作业的浮选时刻准确核算。中小型选厂多选用机械拌和式浮选机，大型选厂则选用深槽型压气式浮选柱。某50吨/日选厂浮粗选将1个BF—2.8槽改为4个SF—1.2m3直流槽后，设备利用率、精矿质量和回收率都有显著地进步。  要捉住检修机遇对平常作业中进浆吸气体系密封存在问题的浮选槽进行全面地查看修补，触摸不严密处要加胶垫，必要时加麻垫，点焊螺杆加上螺帽，叶轮盖板的空隙大多为8毫米—10毫米，浆管气管叶轮盖板磨损严峻者要替换。槽体体系是否密封对浆体的水平与循环活动效果影响很大，还对底部真空的构成、浆中气泡的发生有直接的联系。及时修正或替换问题浮选槽体、拌和机、刮板与段间管路，槽体漏裂处要焊，老化严峻的要换，回转电机要调相，三角带松重要适合，磨损严峻者包含拌和机轴承要赶快替换。设备点检大有裨益。刮板组组间夹角为直角，移位曲折松动的刮板轴与刮板要找回找正紧固，黄油光滑忌掉入槽中，为调控产率，每组处在同一平面内的2块刮板，最好一动一静，粗选可在垂直面增设1块，改动刮板轴的转速也可调控产率。对阻塞或磨裂的段间管路，要主意及时疏通。

金的矿石类型，其区分办法各不相同。依据矿石氧化程度，可分为原生(硫化矿)矿石、部分氧化(混合)矿石和氧化矿石。氧化矿的特色是，矿石中含有氧化铁和其他金属氧化矿藏以及含有泥质(粘土)成分。依据我国实际情况，并结合选矿工艺要求又可区分为： A贫硫化物金矿石。这种矿石多为石英脉型，也有复石英脉型和细脉浸染型等，硫化物含量少，多以黄铁矿为主，在有些情况下伴生有铜、铅、锌、钨、钼等矿藏。这类矿石中天然金粒度相对较大，金是仅有收回目标，其他元素或矿藏无工业价值或仅能作为副产品加以收回。选用单一浮选或全泥化等简略的工艺流程、便可取得较高的选别目标。 B多硫化物金矿石。这类矿石中黄铁矿或毒砂含量多，它们与金相同也是收回目标。金的档次偏低，改变不大，天然金颗粒相对较小，并多被包裹在黄铁矿中。用浮选将金与硫化物选别出来，一般比较简单;但进而使金与硫化物别离则需求选用杂乱的选冶联合流程，不然金的收回目标不会太高。 C含金多金属矿石。这类矿石除金以外，有的含有铜、铜铅、铅锌银、钨锑等几种金属矿藏，它们均有独自挖掘的价值。其特色是：含有适当数量硫化物(10～20%);天然金除与黄铁矿亲近共生外，大多与铜、铅等矿藏严密共生;天然金呈粗细不均匀嵌布，粒度改变区间长;供综合利用的品种繁复。上述特色决议了对这类矿石一般需求选用比较杂乱的选矿工艺流程进行选别。 D含碲化金金矿石。金依然以天然金状况者为多，但有适当一部分金赋存在金的碲化物中。这类矿石在成因上多为低温热液矿床，脉石为石英、玉髓质石英和碳酸盐矿藏。 E含金铜矿石。这类矿石与第三类矿石的差异在于：金的档次低，但可作为首要的综合利用的元素之一。矿石中天然金粒度中等，金与其他矿藏共生联系杂乱。选矿中大多将金富集在铜精矿中，在铜冶炼时收回金。

单一浮选适用于处理粗、中粒天然黄金铁矿石。经破碎后的矿进入球磨机，磨细呈矿浆后进入浮选。在浮选中，用碳酸钠作调整剂，使黄金上浮。一同用丁黄药与胺黑药作补收剂，使金矿粉与矿渣别离，产出金精矿粉。混浮选 适用于处理天然金嵌布粒度较粗，储存在黄铁矿和其它硫化矿石。与单一浮选不同的是在磨矿后加板进行金收回，收回率可达30-45%。混后的矿浆，经过分级机溢流进行浮选。为使更好地生成金，磨矿时加添必定浓度的碳酸纳、苛性钠等，可使金收回率说到70% 。 重力选矿系运用黄金与其它矿藏比得的差异性进行浮选。比重差异愈大，更易于别离。将含金矿沙置入圆筒筛，经过高压水进行流矿，大于筛孔的砾砂经溜糟、皮带输送入尾矿场;小于筛孔的矿沙经过公配器输入1-3段圆跳汰机，经3段跳汰机精矿自流入摇床，进行粗、细、扫选，生产出精沙矿。此法多用于流沙矿，细碎后的矿石也可适用。 炭浆法提金工艺这种工敢是80年代国际最先进的提金办法，用在处理含金褐铁矿氧化矿石的选别作用更佳。1983年，我国黄金总公司对潼关金矿的选矿工艺决议改造，引证美国戴维麦基公司的炭浆提金新工艺。炭浆法即在氧化浸出的一同，进行活性炭吸附，进步金的浸出率。其流程包含：两段闭路破碎，两段磨矿，挽流器溢流产品-200目占95%，然后进入稠密机，将矿浆浓度由18-20%浓缩为42-45%左右，再经缓冲槽进入浸出吸附槽，进行浸出作业，一同用椰子壳制成的活性炭吸附，得出终究产品载金炭。尾矿用高频彻底筛收回碎活性炭中的金，然后用处理含尾液。金收回以解析、电解、酸洗等办法取得。解析用高浓度、高碱度，进行高温高压将载金炭中的金解析下来，再将载析下来的溶液送电解收回。电解槽以钢棉为阴极、不锈钢为阳极，使金吸附在钢棉上，解析下来的活性炭用洗刷，附去炭酸钙以及其他杂质，最终在返600℃的回转窑中再生。此项工艺经过1986-1987年的试行状况分析，1987年的浸出率比1986年5个月平均指标低5.73个百分点，为81.36%。并且各月浸出率动摇较大，最你为33%，最高达98.4%。原因是矿厂中硫化物及铜的含量比1984年1月和5月分别由国内、国外实验分析的成果都有添加的趋势，银、铝、铜添加亦较明显，影响炭浆工艺的浸出作用。故于1987年改造了一条浮选流程，把部分含铜较高的硫化矿用浮选法处理，既运用了原浮选系列搁置设备，又确保了炭浆法的浸出率。  冶炼经过各种选矿办法生产出金精矿粉、参加KNO3氧化剂及银和硼砂。当炉温升到700℃时，毛金熔化，炉温升至1000℃，熔液开端欢腾，渣液呈飘浮状，白炽亮堂的金质下沉安静，当炉温加温至1250℃-1350℃时，渣液表面亮度变暗，经数次扒去渣液，生产出纯金。总进程是经过熔化使熔液中的过剩硫等化合物氧化除掉。电解直接冶炼此法为潼关金矿所选用，以钢棉为阴极直接熔炼得金银合质金。因为此法原设计所得合质金，金银不易别离，交售时白银不予计价，钢棉一次运用混入渣，本钱太大。现改为水洗电解钢棉，得金银泥，一般档次为22-28%的金，15-20%的银，在金银别离反应时银、铜、铁等渣质进入溶液，而金不溶解，呈红棕色状况存在，然后将金泥水洗、烘干和溶剂一同冶炼。

金在矿石中常以游离状况产出，最常见的矿藏为天然金与银金矿，它们都具有很好的可浮性，故浮选是处理金矿石的重要办法之一金常与许多硫化矿藏共生，特别是常与黄铁矿共生，所以金的浮选和含金黄铁矿等金属硫化矿的浮选在实践上是密切相关的。咱们下面要介绍的几个选厂的浮选实践也多是金与硫化矿藏共生的金矿石。 依据硫化物的品种和数量，能够挑选以下几种处理计划. ①当矿石中硫化物主要是黄铁矿，且无其他重金属硫化物，并且金主要以中、细粒与硫化铁共生。这样的矿石用浮选产出硫化物金精矿，浮选精矿再经氛化浸出，然后避免了将悉数矿石进行化处理。也可将浮选精矿送火冶厂处理。当金主要是呈次显微粒与黄铁矿共生时，精矿直接化浸出作用欠佳，有必要通过焙烧，使金粒解离再用氛化浸出.山东烟台区域许多金矿山都选用上述处理计划。 ②当矿石中硫化物除了硫化铁以外还存在少数黄铜矿、闪锌矿、方铅矿，金既与黄铁矿共生，也与这些重金属硫化物共生。一般的处理计划:按有色金属硫化矿惯例的流程与药剂准则，俘选得到相应的精矿。精矿送冶炼厂处理。金进到铜或铅(一般进人铜精矿较多)精矿中在冶炼过程中加以收回。金与硫化铁共生的那一部分，经浮选得到硫化铁精矿，再经焙烧氛化浸出加以收回，河南秦岭区域的一些多金属含金矿石的处理归于这一计划。 ③当矿石中存在有害于氛化的硫化物，如砷、锑、秘的硫化物，用浮选得到的硫化物精矿，有必要用焙烧把精矿中的砷、秘等金属灼烧成易挥发的金属氧化物，将烧渣再磨后用佩化授出处理。 ④当矿石中一部分金以游离状况存在，一部分金与硫化物共生，一部分金细粒浸染于脉石矿藏中.这样的矿石有必要合作重选收回游离状况的金，以浮选收回与硫化物共生的金，浮选尾矿视其含金量多少还要考虑是否选用佩化浸出。浮选精矿能够选用细磨后再直接浸出，或许烙烧后将烙烧渣细磨后再进行帆化浸出。

金矿石的各品种型因性质不同，选用的选矿办法也有不同，但遍及选用重选、浮选、混、化及近年来的树脂矿浆法、炭浆吸附法、堆浸法提金新工艺。对某些品种的矿石，往往选用联合提金工艺流程。 用于生产实践的选金流程计划许多，一般选用的有如下几种： 1.单一混此流程适于处理含粗粒金的石英脉原生矿床和氧化矿石。混法提金是一种陈旧而又遍及的选金办法。在近代黄金工业生产中，混法依然占有很重要的方位。因为金在矿石中多呈游离状况呈现，因而，在各类矿石中都有一部分金粒能够用混法收回。实践证明，在选金流程顶用混法提早收回一部分金粒，能够明显地下降粗粒金在尾矿中的丢失。 混法提金的理论基础为，对金粒能挑选性地潮湿，然后向潮湿的金粒中涣散。在以水为介质的矿浆中，当与金粒表面触摸时，金与构成的触摸面替代了本来金与水和与水的触摸面，然后下降了表面能，亦破坏了阻碍金与触摸的水化膜。此刻沿着金粒表面敏捷涣散，并使相界面上的表面能下降。随后向金粒内部涣散，构成了的化合物-齐(膏)。 混提金法又分为内混和外混两种。所用混设备有混板、混溜槽、捣矿机、混筒和专用的小型球磨机或棒磨机。 混提金法工艺进程简略，操作简略，本钱低价。但是有毒物质，对人体损害很大。所以，选用混提金的选矿厂应当严厉遵守安全技能操作规程，使蒸气和金属对人身体的损害约束到最小程度。 2.混-重选联合流程此流程分为先混后重选和先重选后混两个计划。先混后重选流程适用于处理简略石英脉含金矿石。先重选后混流程适用于处理金粒大，但表面被污染和氧化膜包裹的不易直接混的矿石，以及含金量低的砂金矿石。 3.重选(混)-化联合流程此流程适用于处理石英脉含金氧化矿石。原矿先重选，重选所得精矿进行混;或许原矿直接进行混，尾矿、分级矿、混砂别离化。 4.单一浮选流程 此流程适用于处理金粒较细、可浮性高的硫化物含金石英脉矿石及多金属含金硫化矿石和含碳(石墨)矿石等。 5.混-浮选联合流程这一流程是先用混收回矿石中的粗粒金，混尾矿进行浮选。这种流程适用于处理单一浮选处理的矿石、含金氧化矿石和伴生有游离金的矿石。选用这种流程比单一浮选流程取得的收回率高。 6.全泥化(直接化)流程金以细粒或微细粒涣散状况产出于石英脉矿石中，矿石氧化程度较深，并不含Cu、As、Sb、Bi及含碳物质。这样的矿石最适于选用全泥化流程。 化法是提取金银的首要办法之一。用这种办法提金具有收回率高、对矿石适应性强、能就地产金等长处，所以得到广泛应用。 化法提金由含金矿石在化溶液中的浸出、含金贵液与浸渣的别离、浸金的沉积和金泥的熔炼四个进程组成。这种提金法的缺陷是是剧毒物质，易污染环境，在实践中一定要严厉做好环境的维护与管理作业。 7.浮选-化联合流程 此流程有以下三个同计划： (1).浮选-精矿化流程。它适用于处理金与硫化物共生关系亲近的石英脉含金矿石和石英黄铁矿矿石。 (2).浮选-焙烧-化流程。该流程适用于处理含有可浮性的有害于化的矿藏，金只需少数的与这种矿藏结合。 (3).浮选-重选联合流程此流程以浮选法为主，适用于金与硫化物共生亲近而且只能用冶炼法收回金的矿石。也适用于粗累嵌布不均匀的含金石英脉矿石，并比单一浮选取得较高的收回率。 8.堆浸法 堆浸法是化法提金的一品种型，它适用于处理含金档次较低的矿石。首要长处是工艺进程简略，出资少，本钱低。 以上8种流程是准则流程，其内部结构应以所处理的矿石类型和性质的不同而有所不同。不管哪一种矿石，只需其间含有粗粒金，就应遵循早收多收的准则，在矿石进入浮选作业前，应别离选用重选、混或单槽浮选及时收回粗粒金。

金的矿石类型划分方法不一。根据我国实际情况。选矿中常把脉金矿石划分为如下几种类型：     （1）少硫化物含金矿石。金是唯一的回收对象，其它矿物或无工业价值或仅以副产品回收。硫化物多以黄铁矿为主，含量少，有时伴生有少量Cu，Pb，Zn，Mo等矿物。这种矿石多为石英脉型或细脉浸染型（热液蚀变型）。矿石中自然金粒度相对较粗，产品单一，采用简单的浮选流程即可较好的回收。     （2）多硫化物含金矿石。这类矿石中黄铁矿或毒砂含量多。也有回收价值。金品位偏低，变化不大，自然金粒相对较小，并多被包裹在黄铁矿中。从这类矿石中选出金与硫化物容易，但进而使金与硫化物分离则需要采用较为复杂的选冶流程。     （3）多金属含金矿石。这类矿石除金外有时尚含有铜、铜铅、铅锌银、钨锑等一、二种金属矿物，它们又具有单独开采价值。其主要特点是硫化矿物占有相当数量（10%～20%）；自然金除与黄铁矿关系密切外，大多与铜、铅等矿物紧密共生；自然金颗粒种类繁多，则对这类矿石需要较为复杂的选冶工艺流程。     （4）含碲化金的金矿石。除自然金外，尚有相当部分金以碲化金形式存在，多为低温热液矿床。     此外，在我国的黄金矿山中还常见有与上述分类相似的另一种分类法。     ①石英脉含金矿石。矿石中基本成分是石英，其含量为50%～95%，金属矿物含量0%～15%。     ②黄铁矿含金矿石。硫化物（黄铁矿）含量较高（5%～15%）金矿物75%以上与黄铁矿密切共生。     ③多金属含金矿石。金属矿物除硫化铁外尚含有铜、铅、锌的硫化物等有用矿物。     ④特殊矿物含金矿石。碲、铀等矿石中含金的矿石。     ⑤石英脉含金氧化矿石。氧化矿石一般存在于较浅的表面氧化带中。根据氧化程度的不同可分为部分氧化矿石和氧化矿石。存在有含金的氢氧化铁是该矿石在矿物组成上的主要特点。主要金属矿物为褐铁矿，硫化物较少，脉石主要为石英。自然金矿物绝大部分赋存于主要脉石矿物和金属氧化物中，含金品位相对较高。

浮选法一直是处理含金矿石和金属硫化矿的有用办法，金矿石的浮选特色可归纳如下几方面：     （1）浮选法首要用于处理常见各种类型的脉金矿石，而对砂金矿很少运用。但应当指出，本世纪二十年代曾呈现过对砂金重选精矿的浮选处理，取得了好的作用，后来又被萧瑟。近几年有关砂金的浮选又从头引起必定的注重，因而，应打破砂金不必浮选法的传统观念。     脉金矿石的浮选现在在我国仍占有首要位置。全国现有的大大都黄金选厂中都在选用单一浮选或浮选与其它选冶办法的联合。虽然近些年来堆浸、全泥化等化学提金办法对处理某些低档次和含泥，氧化等难选矿石方面取得了广泛的运用，但从选金总体上来看，浮选法仍将持续起作用。除了处理含金矿石，国外用浮选法处理堆存的老尾矿和浸渣也有成功的运用。     （2）浮选适于处理中，细粒浸染的金矿石，粗粒金常用混或重选法收回，微细金适于用化等化学提金法收回，根据详细矿石中金的粒度特性以及伴生金属矿藏的性质选用浮选与其他选冶办法组成联合流程是合理途径。     （3）浮选法适于处理含金硫化矿石，但对高砷、高硫、微细粒金及多金属含金矿石的浮选尚有必定难度。而对含泥、氧化程度高的氧化矿不易选用浮选法。     （4）浮金的工艺条件（药剂、流程、设备）与有色金属硫化矿特别是硫化铜矿石的浮选条件类似。一般含金石英脉矿浮选工艺较为简略，特别有利于当地兴修小型选金厂。     （5）浮金工艺办法     ①根据矿石中金档次低（以g/t表明）及采矿围岩混入较高的特色。应加强手选废石的予选，有利于进步当选档次，这点对中，小浮选厂更为适用；     ②根据某些矿石中金矿藏粒度散布粗细不均匀的特色应选用阶段磨浮流程；但因为技术经济条件的约束，大都当地中、小选厂选用一段磨浮，不能习惯矿石性质的要求且磨矿细度不易确保，磨矿细度不行是现在中、小选金厂值得注重的一个问题；     ③根据某些金矿石含泥的特色易选用预先洗矿和泥砂分选流程，国内一些大型选金厂均选用洗矿流程，处理了破碎机阻塞问题而有些选厂洗矿的矿泥独自处理又会改善浮选目标；     ④选金药方比较简略，但跟着处理矿石性质的日趋杂乱，有些选厂的现行药剂已不能习惯杂乱矿石的需求。现在，混合用药（多为黄药和丁铵黑药按份额混用）已被大都选厂选用，进步了选别目标，一起运用新药剂也受到注重。作者实验并在几个选金厂推广运用的异戊基黄药替代丁黄药取得了成功的推广运用；进步了选金目标和经济效益；     ⑤浮金流程比较简略，相同，针对当选矿石档次越来越低的趋势和矿石性质的杂乱化，金矿石浮选流程也应多样化。选用优先富集作业已在某些含部分易浮矿藏的选金厂选用。适于低档次矿石浮选的分支浮选流程由作者经实验也在几个选金厂取得运用；     ⑥大都选厂运用传统的XJK型浮选机，与上述相同的原因也应更新换代。现在，4M3和14M3大型浮选机（充气拌和式）已在两个大型矿山取得成功地运用，一起习惯中小型选金厂的SF型等浮选机也在某些黄金浮选厂取得成功地运用。 黄金浮选厂选用新式的浮选设备应留意大型化和小型并重；选分粗粒和选分细粒并重。特别是能够选用适于粗粒浮选的新式浮选机在粗磨矿机与分级机之间替代现在的混法和重选法收回粗粒金既可处理污染问题又可处理重选不稳定，中间产品量大，流程过长，金丢失大的问题。 适于收回细粒矿藏的浮选设备如改善的新式浮选柱等在国外黄金矿山已被选用。国内亦应引起注重，加强细粒金的收回。[next]     ⑦因为脉金矿石中或多或少都含有硫化铁的矿藏。假如与金亲近共生的是可浮性较好的黄铁矿，则黄铁矿作为金矿藏的天然载体对浮金是有利的。但假如金与浮选性杂乱，可浮性较差的砷黄铁矿，磁黄铁矿等的关系亲近或黄铁矿含量过高（高硫矿石）则金的浮选难于取得好的作用。又因为选用化学提金法处理这类矿石也很杂乱（焙烧、加压、氧化、细菌氧化等予处理）使得寻求处理这类矿石有用的浮选办法更显重要。     ⑧关于含金多金属矿石的浮选 此类矿石中，金为主金属，而其它如铜、铅、锌等金属矿藏作为伴生矿藏也有归纳收回价值，则浮选处理这类矿石难度较大，特别是选用比如化提金法的化学处理办法也难于凑效，所以浮选法处理这类矿石。也是既显重要又是含金矿石浮选的难题之一。     若金为伴生元素，而其它金属矿藏是主金属时，就归属于伴生有金（银）的金属矿石。因为有必要归纳收回其间的金（银）而使多金属矿石的浮选工艺愈加杂乱化。这是现在含金矿石浮选的又一值得注重的课题。     不管金（银）作为主金属仍是作为伴生元素，因为铜、锌、铁等硫化矿藏的影响，使得收回其间的金变得困难，因为浮选时金多富集于铜、铅等精矿中去因为适合于金的最佳工艺条件不定适合于其它金属矿藏，如在金属矿藏的别离时，运用的按捺剂Na2S，CaO2等也会不同程度地按捺金；对金的损害更大，在有收回金（银）的浮选厂是防止运用的；适于金粒的浮选浓度（粗选时要求浓度应大）未必适于有色金属矿藏；磨矿中金粒或许产生过磨、变形或硬化，表面嵌入其它微粒又会被污染而降低了金的可浮性；多金属矿石中有用矿藏总含量大，在气泡表面发作竞赛附着，金的档次和收回率都难以进步等等。     现在，所能采纳的办法是寻求合理而有用的药剂准则；选用合理的工艺流程；参加中间选别作业收回粗粒金单体，选用重选设备（短锥旋流器、摇床等）从浮选混合精矿中收回单体金；预选收回金；从浮选尾矿中收回金；把金收回到黄铁矿精矿中去。总归，这类矿石的浮选尚须深化作业。     综上所述，能够以为，金矿藏的浮选就其所根据的基础理论和一般规则而言，与常见的重金属硫化矿藏根本共同，但金矿藏浮选也带有必定的特殊性。     虽然跟着所处理的含金矿石的性质日趋杂乱，出于技术经济多方面的考虑和需求，化学提金法显示出更大的优越性，但关于选用浮选法能有用收回的金矿石以及化学提金法也难于处理的高砷、高硫及多金属含金矿石，浮选或作为一种首要办法或作为化学提取的一种联合工艺都是十分必要的。尤其是现在选用浮选法对我国大都中、小型黄金矿山仍具有遍及的实用性。因而，浮选仍不失为一种首要的选金办法。

辽宁某金矿归于含金贪硫化物石英脉型矿石。首要金属矿藏为天然金、黄铁矿、磁黄铁矿、其次为毒砂、黄铜矿、方铅矿、磁铁矿等。脉石首要为石英、斜长石、绢云母、高岭土、方解石等。矿石特色为：天然金的嵌布粒度极端微细，多呈细微点滴状和细脉状产出在黄铁矿、辉铋矿、石英脉中。天然金有适当数量散布在石英体或其裂隙中，呈高度涣散不均匀嵌布，次生矿泥少，有害元素铋对浸出作用影响不大。    该矿生产能力为500吨/日，选用浮选精矿再化的联合流程，如下图所示。浮选部分为两个系列，每系列为两段磨矿两段选别，粗精再会集精选。化部分除处理该矿浮精外，还有四道沟金矿两个选厂的浮选精矿。    按1：1配矿，经二段球磨磨矿、化浸出与洗刷后，贵液用锌丝置换得金泥，再溶炼得金锭。    选矿目标为：    浮选目标：原矿档次含金4.70克/吨、精矿含金127.00克/吨、尾矿档次为0.52克/吨、金的回收率为89.32%、选矿加工本钱8.78元/吨。    化目标：混矿后金精矿档次为80.90克/吨、渣含金0.44克/吨、贵液含金21.80克/米3、贫液含金0.99克/米3、浸出率94.56%、洗刷率为98.89%、置换率为95.46%、化本钱59.18元/吨。

难浸(Rfefactory)金矿石是指直接用惯例化法无法满足收回的金矿石。有些金矿石难浸的原因，一类是因为微细金粒（一般仅几微米）被黄铁矿或砷黄铁矿等主矿藏物理包裹而难以与浸出剂触摸，一类是因为矿石中含有搅扰化的物质。      对物理包裹的难浸矿石，有用的办法是在化前进行预处理。现在处理高砷高硫难浸矿石的预处理技能有：      （1）焙烧：一般用于处理浮选金硫精矿，以便于化浸出。焙烧设备有反射炉、回转炉和欢腾炉等。处理砷黄铁矿时，首要进行非氧化焙烧将矿石中的砷转化为三氧化砷蒸发，然后进行氧化焙烧将硫转化为二氧化硫排出，焙烧后金被解离，有利于化浸出。因为焙烧废气中含有二氧化硫污染空气，此法的使用遭到必定约束，但近年仍有一些新建厂选用。      （2）湿法氧化加压：不管金在黄铁矿和砷黄铁矿中被包裹的深度和金的细度怎么，加压氧化都能使黄铁矿和砷黄铁矿氧化溶解并在必定条件下沉积，从而使金解离出来。该法已成为今世处理难浸金矿（不含碳）的最有用办法，最近几年新投产的国外几家高硫高砷大型金矿都不谋而合地挑选了此法。      （3）细菌浸出：实质上是用细菌将As和Fe氧化溶解使金解离，然后过滤，滤液中和后生成固体沉积(FeAsO4Fe(OH)3)，滤渣进入化浸出液中浸出收回金。细菌主要为铁裂片菌、硫化裂片菌、嗜热硫杆菌等。      1986年世界上第一座细菌浸出厂在南非Fairview金矿建成，现在已知国外选用此技能的矿山已有多家。      此外，尚有Redox法、Caro法、Cashman法等办法现在尚处在不同的开发阶段，但都未到达工业使用的程度。

当矿泥（-10微米粒子）含量较高时，将严重影响选矿进程的进行。在生产中可选用下列办法，以消除或削弱矿泥的有害影响。    1.矿石进行脱泥，泥和砂别离处理。这种办法很有用，能够大大提高浮选和化进程的目标。    2.用各种按捺剂（水玻璃、淀粉、羧甲基纤维素、聚酰胺）按捺矿泥浮游。    3.对矿泥和硫化物实施不同分选计划。矿泥用乙醇或进行浮选，硫化物和金用黄药类扑收剂进行浮选。    4.用凝聚剂和絮凝剂改进矿石凝缩性和过滤性。    5.选用离子交换树脂或活性炭从化矿浆中直接吸附已溶解的金。

某金矿归于金属硫化物矿床，矿石组成不甚杂乱。金属矿藏首要有天然金、黄铁矿、毒砂以及少数铜、铅、锌等金属硫化物，可供收回的金属只要金。金的首要载体矿藏为黄铁矿、毒砂和石英。金矿藏的嵌布粒度较细，且多以裂隙金和晶隙金的方式存在，金与载体矿藏以及毒砂与黄铁矿的共生联系极为亲近。因而，浮选实现金砷别离难度较大。经过多种按捺剂的挑选和组合实验，使用阶段选别、阶段按捺的选矿工艺流程，使金精矿含砷下降为0.27%，砷的脱除率到达92.68%，到达了金精矿含砷小于0.4%的质量要求。金精矿档次82.30g/t，金收回率87.01%。        一、矿石性质        （一）矿石的物质组成及嵌布特征        原矿石中的物质组成并不杂乱，金属矿藏首要有黄铁矿、毒砂、黄铜矿和天然金以及少数铅锌等金属的硫化物；脉石矿藏首要为石英，其次为绢云母、碳酸盐类矿藏以及绿泥石、斜长石、透闪石等。原矿多元素化学分析及首要矿藏嵌布粒度测定成果别离见表1和表2。    表1  原矿石多元素化学分析成果            %元素AuAgAsCuPbZn含量7.508.000.270.0710.0540.059元素FeSSiO2Al2O3CaOMgOLOS含量0.672.3369.3611.543.931.127.73     注：Au 、Ag含量单位为g/t。   表2  首要矿藏的嵌布粒度散布粒级/mm含量/%黄铁矿毒砂石英＋0.5 －0.5＋0.1 －0.1＋0.074 －0.074＋0.056 －0.056＋0.037 －0.037 算计23.64 39.97 15.82 9.62 6.42 4.53 100.0021.45 31.42 21.19 13.34 6.68 5.83 100.0012.94 28.85 17.37 25.56 9.04 6.24 100.00        金属矿藏多以浸染状和团块状赋存于矿石中，金属矿藏间的共生联系亲近。黄铁矿常告知毒砂并呈连晶产出，黄铁矿被天然金、黄铜矿、闪锌矿、方铅矿等沿裂隙充填和告知溶蚀的现象也很显着。毒砂除与黄铁矿共生联系亲近外，其与自    然金、闪锌矿、黄铜矿等金属硫化物亦严密伴生产出。因而，进步磨矿细度使毒砂与其连生的矿藏充沛解离，是下降金精矿中砷档次的条件。        （二）金矿藏的赋存状况        矿石中的金矿藏首要有两种，即天然金和银金矿，其间天然金占94%以上。金矿藏大部分产于其它矿藏的晶隙或裂隙中，被包裹的金矿藏含量较少，其颗粒多出现粒状，板片状或细脉状。金矿藏与金属矿藏共生联系亲近，约40%的金矿藏赋存于黄铁矿中，毒砂和石英中的金矿藏别离占冲量的10%和25%，黄铁矿、毒砂和石英为金矿藏的首要载体。其它金矿藏则赋存于闪锌矿、黄铜矿、方铅矿等矿藏中或金属矿藏与脉石矿藏的空隙中。金矿藏的嵌布粒度较细，其在各粒级中的散布见表3。   表3  金矿藏的嵌布粒度粒级/mm＋0.037－0.037－0.01－0.005－0.001＋0.01＋0.005＋0.001散布率/%21.7542.4524.089.622.10        二、选矿实验        经过对矿石性质的研讨可知，金矿藏和金属硫化物，尤其是和黄铁矿、毒砂、共生联系亲近，毒砂既是金矿藏的首要载体矿藏，也是形成金精矿含砷高的重要因素。因而，进步磨矿细度，使毒矿、黄铁放与金矿藏单体解离，是实现金砷别离的条件。研讨标明，金矿藏的可浮性优于黄铁矿和毒砂，挑选适合的捕收剂和按捺剂，强化对含砷矿藏的按捺，增加金矿藏的独自浮游几率，是浮金降砷的研讨要点。        （一）矿藏可浮性实验        首要使用图1的选别流程对矿石的可浮性进行了实验，实验成果见表4。图1  矿藏可选性实验流程   表4  矿藏可浮性实验成果产品名称产率As档次S档次As收回率S收回率部分累积部分累积部分累积部分累积部分累积精矿 中矿1 中矿2 中矿3 中矿4 尾矿 原矿0.46 0.90 1.32 3.22 1.88 92.22 100.000.46 1.36 2.68 5.90 7.78 100.00  0.81 1.70 2.24 3.48 1.91 0.085 0.270.81 1.40 1.81 2.72 2.53 0.27  19.87 36.60 33.84 29.31 12.57 0.21 2.2419.87 30.94 32.37 30.70 26.32 2.24  1.36 5.57 10.75 40.76 13.05 28.51 100.001.36 6.93 17.68 58.43 71.49 100.00  4.08 14.70 19.93 42.11 10.54 8.64 100.004.08 18.78 38.71 80.82 91.36 100.00          从表4可知，毒砂具有杰出的可浮性，其在精矿中的含量随捕收剂用量的增加敏捷进步，这也阐明用丁基黄药做捕收剂实现金精矿降砷比较困难。应挑选对毒砂捕收力弱而对金矿藏具有较强挑选性捕收作用的药剂，如丁铵黑药等。        （二）毒砂按捺剂的挑选        除了经过进步磨矿细度来进步金砷矿藏的单体解离度外，断定合理的按捺剂品种和用量，是下降金精矿中砷档次的重要环节。（1）石灰是毒砂的常用按捺剂。实验发现，粗选作业石灰用量增加，粗选精矿中砷档次显着下降，当石灰用量为3000g/t时，粗精矿中砷档次下降至0.35%，砷收回率仅为13.29%。（2）也是砷矿藏的有用按捺剂。恰当的用量能够进步降砷作用。少数增加能够使金精矿含砷降到0.30%以下，但因为对金及硫化矿具有很强的按捺作用，其对金精矿产率有很大的影响。因而，用量不宜超越10g/t。（3）亚对改进金砷分选作用也有必定的作用，在粗选作业中参加1000g/t的亚，金粗精矿中的砷档次比不加下降0.01个百分点，削减砷收回率2.53个百分点，金收回率未受影响，而金档次进步了8.75g/t。实验证明，石灰、亚和少数的组合对按捺毒砂具有较显着的作用。        （三）选矿工艺流程的断定        石灰、亚和尽管能够有用按捺毒砂，但这3种药剂相同对金矿藏有激烈的按捺作用。若在粗选中就对含砷矿藏选用较激烈的按捺，则会对金精矿的产率和收回率发生较大影响。因而，在拟定选别工艺流程时，既要使用天然金可浮性好的优势，又要使用合理的药剂准则扩大金砷矿藏的可浮性差异，使金矿藏得以充沛收回。经过实验终究断定了如图2的选矿实验工艺流程，实验成果见表5。使用该流程能够有用实现金砷矿藏的别离，取得了金精矿金档次82.30g/t、金收回率87.01%、砷档次0.27%、砷的按捺率到达92.68%的较好目标。   表5  选矿实验成果  产品名称产率/%档次/%收回率/%AuAsSAuAsS精  矿 尾  矿 原  矿8.01 91.99 100.0082.30 1.07 7.580.27 0.30 0.302.81 1.96 2.0387.01 12.99 100.007.32 92.68 100.0011.10 88.90 100.00    图2  选矿实验工艺流程        三、定论        （一）实验用矿石归于石英脉型贫硫化物金矿石，有用矿藏为天然金，首要有害矿藏为毒砂。矿石中金矿藏与黄铁矿、毒砂、石英共生联系亲近，毒砂与黄铁矿等金属硫化物亦亲近共生。毒砂既是金的首要载体矿藏，又是形成金精矿含砷高的重要因素。        （二）挑选合理的按捺剂和选别工艺流程，充沛使用金与毒砂等矿藏的可浮性差异，是实现金砷别离的要害。实验中选用石灰、亚和少数作为毒砂的按捺剂，并选用阶段按捺、阶段选其他工艺流程，使金精矿含砷到达0.27%，砷的按捺率到达92.68%。但按捺剂的用量规模应严格控制，不然难以确保既能取得含砷低于0.4%的金精矿，又能取得较高的金收回率。        （三）矿石中含有必定量的云母类矿藏，在浮选中尽管其具有易泥化、损害浮选进程的特色，可是因为云母的存在，能够安稳浮选矿化泡沫层，并可成为金的浮选载体。在金矿藏的首要载体黄铁矿和毒砂被充沛按捺的条件下，天然金独自浮游和依托新的载体浮游是或许的，实验取得的金精矿中含有较多的云母类矿藏也阐明晰这一点。

一、易碎矿石的全泥化 圣海列纳（Sint Helena）金矿是1951年投产的老化工厂，因为矿石量添加、厂房腐蚀严峻、设备陈旧和金的收回率下降等原因，决议另建新厂。 新厂的规划，学习了老厂1956年以来和勒斯列（Leslie）金矿1963年以来的磨矿实践，以及汲取日处理矿石5300t的金洛斯（Kinross）选厂1967年投产以来紧缩出产费用和尽量节省劳动力的经历。建成的新厂于1976年9月投产，出产规模为月处理矿石30万t。 新厂无废石拣选和破碎作业，来自矿山的矿石直接入原矿磨矿机，磨矿机与克雷布斯（Krebs）旋流器组成闭路磨矿，磨碎的悉数矿浆送化处理。为进步功率，选用了少数大型设备并安装了精细的传感计量设备。 因为矿石的易碎性，磨矿选用矿石自磨或加直径100mm的钢球。磨碎至－0.074mm（200目）矿浆于10台平底空气拌和槽（图1）中化。矿浆借拌和机中心的空气进步器循环。为避免矿泥沉积，在进步器四周设有6只高压空气喷嘴通高压空气进行拌和。过滤用的真空抽滤机的顶盖选用整浇铸件，以防变形和走漏。弄清选用上流式砂滤器，并用克劳除气塔除气。沉积的金泥在水平带式过滤机上脱水后，于隧道窑焙烧。枯燥后的锌金沉积于特大型电弧炉中熔炼，以缩短熔炼时刻。烟尘用布袋收尘器捕收。图1  平底空气拌和槽 1－防溅盖；2－闸阀；3－中心空气进步管； 4－不锈钢支撑管；5－锥形进气管；6－混凝土基底； 7－调查孔；8－进料流槽；9－排料流槽，10－溢流管；11－分泌管 二、含细粒金板岩、砂岩矿的全泥化 新奥克顿塔尔（New Occidental）金矿，原选用化法处理含细粒金的矽化板岩和砂岩矿石。矿石中含有需耗费的约1%的黄铜矿和1%～2%的磁黄铁矿。后者的存在需求细心操控溶液的碱度，以下降的耗费和进步金的收回率。 尽管该厂已停产，但原作业中运用加氧化铅以下降的耗费量和改进金的提取率的流程（图2），仍是具有必定实际意义的。图2  新奥克顿塔尔金矿流程 该厂原处理矿石的才能为8000t∕月。矿石破碎至－9.5mm，加石灰、和氧化铅于两段闭路流程中磨矿至90% －0.074mm（200目）。经分级机浓缩的矿浆，于串联的4台德弗罗拌和机中拌和化30h。溶液坚持含0.06%NaCN和0.007%CaO。药剂耗费量为NaCN 1.14kg∕t、CaO1.4kg∕t、PhO300g∕t。 化产出的沉积物，经焙烧后加氧化剂熔炼，产出高铜合质金锭，再将其与硫一同熔炼除掉若干铜，产出含金86%、银4%和贱金属（主要是铜）10%的合质金锭。 矿石含金8.7g∕t，金的收回率为91%。 三、含金银石英岩矿石的手选和化 日本鹿儿岛县串木野金银矿和它附属的岩户金矿，主要为石英岩的硫化矿石。串木野金银矿石含金7.1g∕t，银53g∕t，金银比约为1∶8。 两种矿石先经颚式破碎机破碎至－70mm后洗矿。再经手选除掉废石后，于Ф1.2m圆锥破碎机破碎并经振动筛筛分。筛上矿块回来圆锥破碎机再破碎，筛下粉矿与洗矿的粉矿一同送Ф2.4m×6m圆锥球磨机磨矿。磨矿机与分级机组成闭路循环磨至－0.295mm（48目）后，分级机溢流于Ф1.8m×4.2m管磨机与浮槽式分级机组成闭路磨矿至－0.074mm（200目）。 浮槽式分级机溢流经Ф1.8m×3.6m浓缩机浓缩后，加和少数于8台浸出槽（6台Ф8.53m×6.7m，1台Ф12.2m×3.68m，1台Ф12.7m×5m）中，空气加机械拌和浸出4d。矿浆经穆尔真空过滤机过滤，贵液于3m×9m×1.5m槽中沉积除掉粗颗粒，再经Ф6m×1.5m砂滤器过滤。清净的贵液经脱氧后加锌粉置换沉积金。沉积物经枯燥、熔炼，最终用电解法收回金、银。

陕西某金矿矿石为典型的含砷金属硫化物矿石，为结构蚀变岩型，金含量较高，档次达3.37g/t，属易选矿石。 1矿石性质1.1矿藏组成该金矿矿石中有价元素为金，首要以天然金方法存在;其他金属矿藏首要为黄铁矿，以及少数的钛铁矿、黄铜矿、磁黄铁矿等，没有经济价值;非金属矿藏品种较多，首要有斜长石、绿泥石、海泡石、橄榄石、白云母、黑云母及石英等。原矿首要化学成分分析效果见表1.表1原矿首要化学成分分析效果成分含量成分烧失含量注：Au、Ag的含量单位为g/t.1.2金的矿藏特征矿石中金的赋存状况以黄铁矿裂隙金为主，其次以氧化残留的露出金存在，脉石包裹金较少。显微镜下发现的5粒天然金粒度小于0.状。金物相分析标明，暴露及半暴露金占原矿总金的86%，其他为硅酸盐、碳酸盐、硫化物、赤褐铁矿包裹金。包裹金是影响金收回率的重要原因。矿石中金的物相分析效果见表2.表2金物相分析效果相名暴露半暴露金硫化物包裹金硅酸盐包裹金碳酸盐包裹金赤、褐铁矿包裹金总金散布率/%王琳(1988―)，男，工程师，710054西安市雁塔区西影路178号。2选矿实验研讨因为金的首要载体矿藏黄铁矿合适浮选工艺收回，且浮选法合适收回脉金矿石中粒度小于0.1mm天然金，特别对硫化物载体金、包裹金收回效果较好。因而，本实验选用浮选法收回金。 2.1磨矿细度实验为了获得较高的金收回率和较低的磨矿本钱，首要进行了合适磨矿细度的挑选实验，实验流程见，碳酸钠1000g/t、硫酸铜500g/t、丁基黄药与丁铵黑药各80g/t、2油20g/t，实验效果见。 由能够看出，跟着磨矿细度进步，精矿金档次呈下降趋势、收回率呈上升趋势;当磨矿细度超越-0.074mm65%后，收回率上升不显着，但精矿档次下降依然显着。归纳考虑精矿目标和选矿出产中一段磨矿合适的细度，断定本次实验的磨矿细度为-0.2.2粗选碳酸钠用量实验在完结调整剂优选实验后，对最佳调整剂碳酸钠进行了粗选用量实验，实验流程见，磨矿产品细度为-0.074mm70%、硫酸铜500g/t、丁基黄药与丁铵黑药各80g/t、2油20g/t，实验效果见。 由能够看出，精矿的金收回率跟着碳酸钠用量的添加而缓慢上升;在碳酸钠用量添加到1000g/t前，精矿的金档次快速上升;进一步添加碳酸钠用量，精矿的金档次开端下降。因而，后续实验的碳酸钠粗选用量断定为1000g/t.2.3粗选硫酸铜用量实验硫酸铜是金矿石浮选中常用的活化剂，可进步载金矿藏浮选活性，加强矿藏表面与捕收剂效果，进而进步金档次、收回率。粗选硫酸铜用量实验流程见，磨矿产品细度为-0.074mm70%、碳酸钠1000g/t、丁基黄药与丁铵黑药各80g/t、2油20g/t，实验效果见。 ▲一金收回率;一金档次由能够看出，跟着硫酸铜用量添加，精矿的金档次和收回率出现程度不同的上升趋势。当硫酸铜用量大于500g/t时，精矿的金档次增速放缓、收回率简直不再上升。因而，后续实验的硫酸铜粗选用量断定为2.4粗选捕收剂用量实验经过捕收剂挑选实验，断定选用丁基黄药+丁铵黑药组合(质量比1：1)作为混合捕收剂，用量实验流程见，磨矿产品细度为-0.果见。 粗选捕收剂用量实验效果▲一金收回率;一金档次由能够看出，跟着组合捕收剂用量的添加，精矿中金档次小幅下降，但金收回率显着上升;当捕收剂用量超越160g/t，金收回率增加放缓，金档次降幅增速。因而，后续实验的组合捕收剂用量为2.5浮选闭路实验以条件实验效果为根据进行了2粗2精2扫浮选闭路流程实验，并对各作业药剂用量进行了恰当调整。实验流程见，实验效果见表3.闭路实验流程表3浮选闭路实验效果产品产率档次收回率精矿尾矿原矿注。Au、Ag的档次单位为g/t.由表3能够看出，在磨矿细度-0.074mm占70%的条件下，选用2粗2精2扫的单一浮选工艺，可获得金档次卯。66g/t、收回率(下转第127页)含现象显着，其间铅、铁、硅等元素互含杰出。铅及其氧化物含铁遍及，但铁的氧化物含铅量很少。硅酸盐矿藏中一起杂糅铅、铁2种元素，特别是铁元素较多，使硅酸盐矿藏带弱磁性，是影响铅收回率的主因。 2选矿工艺探究研讨35%、含铁21.34%，均以氧化物为主，只要很少数的硫化物，且渣样成分杂乱、铅嵌布粒度较细、元素互含率高、易过磨，与一般原生矿比较，铅档次虽高，但该类氧化铅的收回一直是选矿范畴的一个难点，国内外罕见效果0.但单一磁选均无法获得抱负的选矿目标是业界的一致，因而，将实验流程断定为重、浮联合流程。在开端选矿工艺研讨前，以工艺矿藏学研讨效果辅导完结了磨矿细度条件实验，得出-0.048mm占90%时，铅矿藏解离较充沛。 浮一重联合流程见，浮选药剂用量为666gA、为1000gA、水玻璃为3硫酸锌为5000g/t、h1和zh2各666g/t、松醇油113g/t，实验效果见表2.原矿调螫剂：：捕收剂f起泡剂摇床精矿浮选浮选精矿尾矿重一浮联合流程89.30%的金精矿。浮选尾矿金档次仍达0.373g/t，仍有下降空间，因而，应注重尾矿降金工艺的研讨。 3定论该金矿石的矿藏组成较简略，首要金属硫化物黄铁矿是金的首要载体，有价元素金首要以天然金的方法存在，粒度纤细，暴露及半暴露金占原矿总金的86%，合适浮选工艺收回金矿藏。 70%的条件下，选用2粗2精2扫的闭路浮选流程，表2重一浮联合流程实验效果称号产率Pb档次Pb收回率摇床精矿浮选精矿尾矿原矿从表2能够看出，重-浮联合流程处理该铅渣，可获得产率13.66%、铅档次42.32%、收回率55.85%的归纳精矿，到达铅精矿四级品标准。要进一步进步精矿质量和收回率，需进行体系的条件实验和闭路实验研讨。 3定论该鼓风炉铅渣性质杂乱，金属矿藏首要由天然铅、金属铅、磁铁矿等，非金属矿藏首要有硅铅钙铁矿、含铁铝钙硅酸盐。铅、铁互含显着，硅酸盐矿藏中杂糅铅、铁2种元素，嵌布方法多样，嵌布粒度归于微细嵌布。 经过选矿计划初探，选用重一浮联合流程收回铅，能获得产率13.66%、铅档次42.32%、收回率55. 85%的归纳铅精矿，经济技术目标较好。

该矿的浮选流程见下图。     龙山的矿石属中低温热液裂隙充填矿床，首要矿藏为辉锑矿，次为天然金、硫锑铅矿、黄铜矿、黄铁矿、毒砂及锑的氧化物等，脉石矿藏首要为石英，次为绢云母、硅酸盐，浮选条件及作业目标列于下表。 表  湖南龙山锑金砷矿石的浮选条件及作业目标项  目PH药  剂  配  方/ g·t-1锑金混合选矿6.5黄药和黑药作捕采剂，和硫酸铜作活化剂锑金别离浮选＞11碳酸钠1~2kg·t-1，0.5~1 kg·t-1抑锑浮金作业目标原矿含锑17.22%，砷 0.63%，Au 8.13% g·t-1，精矿含锑46.95%，As 0.31%，Au 14.34%g/t，锑回收率93.58%，砷90.58%，Au64.25%  图  龙山锑、金、砷选厂流程图

金矿工艺通常是由金矿与脉石的物理性质、化学性质及矿藏学性质决议的，如比重差很大、浸染粒度粗的金矿石，一般用重选法处理；矿藏表面潮湿性不同大、浸染粒度细的金矿石，一般用浮选法处理。 关于某些杂乱的难选金矿石，为了最大极限地进步金的收回率并收回其他有用成分，挑选多工艺联合流程无疑在技能上是必要的，在经济上也是合理的。常见的金矿石首要有两大类：石英脉型金矿石与硫化含金矿石‘烟台鑫海矿机有限公司作为国内选金技能比较老练的厂商，其技能人员给出了以下两种矿石的常用工艺： 一、石英脉型金矿石：石英脉型金矿石选矿工艺首要是化法、浮选法，工艺的断定首要取决于金的粒度及与其他矿藏的共生联系。在矿石表面受污染或有薄膜的游离态金的情况下，可选用跳汰重选收回一部分金，下降尾矿档次，削减化浸出时刻。 当矿石可浮性较好时，含石英的金矿石浮选能产出近似化工艺处理后的尾矿，浮选尾矿磨后再浮选，能够进步浮选收回率。在大都情况下，化法应用于石英脉型金矿石较为遍及，其首要考虑的是矿石磨矿细度，矿浆中浓度，浸出时刻。一起，为了削减化作业量，可选用浮选精矿再化的工艺。 二、硫化物含金矿石：绝大大都含金硫化矿石能够用浮选法处理，有的亦可用化法处理，或选用联合办法，也能够用混、重选或其联合流程。 浮选或化流程的挑选，取决于金的收回率、伴生矿藏的综合利用程度等，假如矿石中含有较多的粗粒金，则有必要预先选出，由于粗粒金在化溶液中溶解较困难，并且浮选法也难以收回。当金粒表面洁净，且矿石中没有对混有害的成分时，混法较重选法作用较好。在生产实践中，常用的含金硫化矿的选矿流程为：先浮选，浮选精矿能够直接化，也可再磨后化，或用重选与混处理。 关于金矿选厂，尽量选用老练的、简单易行的生产流程，在这个前提下，选矿设备选型、厂区建造都要留有余地，为今后生产发展和流程改善提供条件。

1 前语 受云南黄金矿业有限责任公司托付，某黄金研讨院对云南镇沅分公司含金矿石进行选矿实验研讨。意图是经过对该金矿石的工艺矿藏学研讨和选矿流程实验，断定原矿选矿技能条件和工艺参数，为选矿工艺流程的挑选和规划供给科学牢靠的根据。 本研讨报告的内容首要是原矿工艺矿藏学研讨、原矿浮选流程实验研讨。 对镇沅含金矿石的工艺矿藏学研讨标明：该矿石工艺类型为贫硫化物碳质微细粒浸染型难处理金矿石。矿石中有价元素为金，档次为5.38g/t。该矿石中金矿藏粒度微细，镜下可见最大金粒为8.5微米，93.84%的金矿藏小于5微米，其间大都呈次显微金。该矿石中金矿藏与金属硫化物联系十分亲近，硫化物中金占86.26%，脉石中金占7.58%，游离金仅占6.16%，硫化物粒度也较细，有73.1%的硫化物粒度小于0.037mm，晦气于金的露出与解离，在原矿磨至-0.074mm占95%时，仍有10.5%的硫化物与脉石连生，5.1%的硫化物被脉石包裹。矿石中有机碳含量为0.70%，有机碳有很强的劫金才能，惯例化，磨矿粒度为-0.074mm占90%时，金浸出率仅为0.74%。 浮选实验研讨成果标明：原矿选用阶段磨浮流程，一段磨矿粒度为-0.074mm占60%，二段磨矿粒度为-0.074mm占90%，金浮选回收率为90.52%，精矿金档次为47.87g/t，浮选尾矿档次为0.57g/t，浮选闭路实验成果见表1。 表1  浮选闭路实验成果产品 称号产率 （%）档次（%）回收率（%）Au(g/t)AsSAuAsS金精矿10.2147.870.7518.7490.5289.5090.26尾  矿89.790.570.010.239.4810.509.74原  矿100.005.400.0862.12100.00100.00100.002 试样的采纳与制备 2.1 试样的采纳 本次实验样品的采纳及代表性由托付方担任。矿样于2005年3月7日抵达我院。 托付方供给的各点矿样状况如表2。 表2  托付方供给的各矿点档次及分量矿点取样档次（g/t）分析档次（g/t）矿样分量(kg)101E-113.053.04500102W-14.432.99512102NM-10.000.701200103E-117.1011.07290104E-14.505.091023104E-28.8011.083301753上盘-0.902431713-18线-2.34500老王寨-3.687002.2 试样的制备 将矿样分点按图1流程破碎后，将各点矿样充沛混匀、缩分，取样进行化学分析，按托付方要求，原矿档次要求在5.0—5.5g/t范围内，各点矿样分析档次及配矿成果见表3。 表3  各点矿样分析档次及配矿成果矿点配矿份额（%）分析档次（g/t）配矿分量(kg)102W-1202.99500103E-11011.07250104E-1405.091000104E-21011.082501753上盘100.90250老王寨103.68250算计100—2500核算档次（g/t）5.31化验档次(g/t)5.38图1  试样制备流程     3 矿石工艺矿藏学研讨      3.1  原矿多元素分析 表4  多元素分析成果元素Au(g/t)Ag(g/t)CuPbZnFeS含量（%）5.382.550.020.010.013.852.03元素CAsSbCaOMgOAl2O3SiO2含量（%）4.140.080.196.523.969.8568.05    3.2 原矿碳物相分析 表5  原矿碳物相分析成果相别C/碳酸盐C/有机碳C/石墨碳全碳含量（%）2.880.700.564.14相对含量（%）69.5616.9113.53100.00    3.3 原矿硫物相分析 表6  原矿硫物相分析成果硫物相S/硫酸盐S/硫化物S/元素硫全硫含量（%）0.191.780.062.03相对含量（%）9.3687.682.96100.00    3.4 原矿筛分分析表7  原矿（-0.074mm占94.11%）筛分分析成果产品粒级 （mm）产率（%）金档次（g/t）金散布率（%）+0.152.926.833.83-0.15+0.0742.973.672.09-0.074+0.04517.792.669.09-0.04576.325.8084.99算计100.005.21100.00    从原矿筛分分析成果看，大大都金矿藏散布在-0.045mm粒级以下，占金总含量的84.99%,阐明金载体矿藏及金矿藏颗粒比较细微。     3.5矿石矿藏组成及含量     镜下所见金属矿藏较少，占3.84%，首要为黄铁矿、白铁矿，少数的辉锑矿、毒砂、褐铁矿，偶见有黄铜矿、闪锌矿、方铅矿、赤铁矿、磁铁矿等。非金属矿藏有石英、绢云母、方解石、白云石等，少数的长石、泥质、石墨碳质、粘土矿藏、绿泥石等，其相对含量检测成果见表8。 表8  矿石矿藏相对含量丈量成果金属矿藏相对含量 （%）非金属矿藏相对含量 （%）黄铁矿、白铁矿3.35石英、绢云母、长石等72.26辉锑矿0.19泥质、石墨碳质、粘土矿藏3.80毒  砂0.09方解石、白云石20.1黄铜矿、方铅矿、闪锌矿0.09褐铁矿0.12合  计3.84合  计96.16总  计100.00    3.6 首要金属矿藏嵌布粒度     该矿石中的金属矿藏首要为黄铁矿（含白铁矿），少数的辉锑矿、褐铁矿，很少的毒砂，金属硫化物与金联系亲近，因而对硫化物粒度进行检测，金属硫化物粒度丈量成果见表9。 表9  硫化物粒度检测成果粒径区间（mm）>0.0740.074—0.0530.053—0.0370.037—0.01算计相对含量（%）12.34.210.449.323.8100.0经过表9能够看到金属硫化物粒度细微，粒度小于0.037mm占73.1%，镜下所见到辉锑矿粒度相对较粗，多在0.037—0.074mm区间，而毒砂粒度细微，一般多在0.01mm左右，晦气于硫化物在磨矿过程中的单体解离。 3.7 首要矿藏的嵌布特征 黄铁矿（含白铁矿）：是该矿石中最首要的金属硫化物，占矿石含量的3.35%，首要呈它形粒状与胶状集合体，黄铁矿周边集合微粒毒砂，呈草莓状，黄铁矿粒度较细，多在0.01—0.053mm区间，呈浸染状，星散散布在脉石粒间，结晶程度低，多为胶状黄铁矿（因而光片磨光度欠好），还有的黄铁矿具有再生增大特征，与其它金属矿藏连晶不亲近，该矿石中的黄铁矿在镜下检测过程中没有发现金矿藏，对原矿选用挑选性溶金实验标明，硫化物含金占86.26%，阐明金矿藏与硫化物联系十分亲近，硫化物中金是镜下难以分辩的微粒金和次显微金。 辉锑矿：在该矿石中含量少，仅占矿石含量的0.19%，首要呈它形粒状、长条状、放射状集合体，嵌布在脉石粒间，与其它矿藏联系不亲近，粒度相对较粗，多在0.037—0.074mm区间，镜下没有发现金与辉锑矿有联系。 毒砂：在矿石中含量很少，仅占矿石含量的0.09%，所见毒砂多呈自形—半自形粒状、毒砂粒度微细，大大都在0.01mm左右，星散嵌布在脉石粒间或微裂隙中，少数在黄铁矿周边构成连晶呈草莓状。 褐铁矿：在矿石中含量很少，占矿石含量的0.12%，是在上盘样品中见到，有的光片中呈氧化铁染色，可见部分黄铁矿已被子褐铁矿告知，呈告知残留结构。褐铁矿粒度多在0.037mm左右。 石墨：在该矿石中含量很少，仅占矿石含量的0.56%，绝大大都是在上盘样品中见到，首要散布在结构发育部位，有的光片呈乌煤色，石墨为片状、长条状，嵌布在矿藏粒间，其粒度多在0.01—0.037mm区间。 3.8 矿石的结构结构 3.8.1 矿石结构 自形—半自形—它形粒状结构：毒砂呈自形—半自形，其它金属矿藏基本上为它形粒状结构。 胶状结构：有部分黄铁矿呈细的浑圆的胶状结构，有的集合成集合体。 告知结构：首要在上盘光片中见有褐铁矿告知黄铁矿。 包括结构：微细粒硫化物、金矿藏在脉石中呈包括结构。 3.8.2 矿石结构 浸染状结构：首要金属矿藏在矿石中呈此结构。 脉状结构：有的石英或方解石呈脉状产出。 角砾状结构：矿石呈碎裂或角砾而被硅质或碳质胶结。 3.9 金矿藏工艺特征 3.9.1 金矿藏品种 经过镜下对光片及团矿片的检测，该矿石中的金矿藏首要为天然金，少数为银金矿。 3.9.2 金矿藏形状 金矿藏因为其粒度细微，形状简略，多呈角粒状、浑圆状、麦粒状等。其成果见表10。表10  金矿藏形状特征丈量成果形状特征角粒状浑圆状麦粒状长角粒状算计相对含量（%）39.832.119.58.6100.0 3.9.3 金矿藏粒度特征 该矿石中金的粒度微细，在光片及团矿片中镜下所见最大金粒为8.5微米，其它多在2—5微米，在很多的镜检过程中没有发现硫化物中金，而挑选性溶金分析硫化物含金占金总量的86.26%，因而这部分金为惯例镜下难以分辩的金，为微粒金和次显微金。具体成果见表11。 表11  金矿藏粒度丈量分析成果粒径区间 （mm）>0.010.01—0.005算计相对含量 （%）微6.1693.84 （其间绝大大都为次显微金）100.0     从表11中能够看到金绝大大都都小于5微米，特别是硫化物中大都为次显微金，用机械磨矿很难使金矿藏单体解离。     3.9.4 金矿藏赋存状况     该矿石中在镜下所见金多赋存在脉石粒间，少数在脉石中，所见最大金粒为8.5微米，金矿藏粒度多在2—5微米，所见金粒数量少，因而难以供给金赋存状况数据。对-0.074mm占90%粒度原矿选用挑选性溶金办法，来检测该矿石中金的赋存状况，其成果见表12。 表12  金的赋存状况赋存状况单体露出金硫化物中金碳酸盐中金硅酸盐中金算计相对含量 （%）6.1686.261.366.22100.03.10 矿石工艺类型 该矿石硫化物含量为3.72%，含锑0.19%，含有机碳0.70%、石墨碳0.56%。金矿藏粒度多为微细粒与不行见金，矿石工艺类型属贫硫化物碳质微细粒浸染型难处理金矿石。3.11 矿石可磨度测定 将-2mm原矿筛去-0.15mm粒级后，每份500克，用标准球磨机进行磨矿，时刻别离为5′、10′、15′、20′，磨矿后筛分成果见表13。 表13  可磨度测定成果可磨度测定曲线见图2。 可磨度系数K=T0/T=354/330=1.07 式中：T0——标准矿石磨至-0.074mm占65%所需时刻（秒）；       T——镇沅金矿石磨至-0.074mm占65%所需时刻（秒）。       K=1.07，镇沅金矿石磨至-0.074mm占65%时，比标准矿石易磨。 可磨度系数K′=T0′/T′=810/762=1.06 式中：T0′——标准矿石磨至-0.074mm占90%所需时刻（秒）；       T′——镇沅金矿石磨至-0.074mm占90%所需时刻（秒）。       K′=1.06，镇沅金矿石磨至-0.074mm占90%时，比标准矿石易磨。图2  可磨度曲线      3.12 矿石工艺矿藏学研讨小结     （1）该矿石中金属硫化物含量为3.72%，金的粒度为微细粒及次显微金，含有0.70%的有机碳，矿石的工艺类型为贫硫化物碳质微细粒浸染型难处理金矿石。 （2）该矿石中金粒微细，镜下可见最大金粒为8.5微米，占93.84%的金小于5微米，其间大都呈次显微金。 （3）该矿石中金与金属硫化物联系十分亲近，硫化物中金占86.26%，脉石中金占7.58%，游离金仅占6.16%，硫化物粒度也比较细微，小于0.037mm的硫化物占73.1%，晦气于硫化物在磨矿过程中的单体解离。 （4）矿石中有机碳含量为0.70%，含量较高，具有极强的劫金才能，对湿法就地产金工艺会发生晦气影响。 4 浮选实验 4.1 流程探究实验 4.1.1 一段磨浮流程实验 4.1.1.1 –0.074mm占85%粒度的一段磨浮流程实验 实验流程及条件如图3，实验成果见表14。图3 一段磨浮实验流程（1） 表14  一段磨浮实验（1）成果-0.074mm含量（%）产品称号产率（%）金档次（g/t）金回收率（%）85金精矿17.2518.7763.87中  矿17.054.1914.10尾  矿65.701.722.03原  矿100.005.07100.00    4.1.1.2 –0.074mm占90%粒度的一段磨浮流程实验     实验流程及条件如图4，实验成果见表15。图4 一段磨浮实验流程（2） 表15  一段磨浮实验（2）成果-0.074mm含量（%）产品称号产率（%）金档次（g/t）金回收率（%）90金精矿10.7732.5769.58中  矿123.954.0619.29中  矿29.081.232.21尾  矿56.200.808.92原  矿100.005.04100.00    4.1.2 泥砂分选流程实验     实验流程及条件如图5，实验成果见表16。图5  泥砂分选流程 表16  泥砂分选实验成果-0.074mm含量（%）产品称号产率（%）金档次（g/t）金回收率（%）一段65% 二段95%精矿18.4243.9271.58精矿20.8852.138.88中矿10.483.166.42泥23.741.56.89尾矿56.480.576.23原矿100.005.17100.00    4.1.3 阶段磨浮流程Ⅰ实验     实验流程及条件如图6，实验成果见表17。图6  阶段磨浮流程Ⅰ 表17  阶段磨浮Ⅰ实验成果-0.074mm含量（%）产品称号产率（%）金档次（g/t）金回收率（%）一段65% 二段90%精矿17.7020.5173.11中矿118.812.7310.34中矿210.784.6910.18尾矿52.710.606.37原矿100.004.97100.00     4.1.4 阶段磨浮流程Ⅱ实验     实验流程及条件如图7，实验成果见表18。图7 阶段磨浮流程Ⅱ 表18  阶段磨浮Ⅱ实验成果-0.074mm含量（%）产品称号产率（%）金档次（g/t）金回收率（%）一段65% 二段95%精矿17.7446.4367.00精矿27.013.016.97精尾13.742.05.12中矿16.962.066.51尾矿54.860.434.40原矿100.005.36100.00由以上探究流程实验成果得知，阶段磨浮流程的回收率优于一段磨浮流程。一起探究了泥砂分选流程，因为矿泥含金档次为1.5g/t 且仍占有6.89%的回收率，不能直接抛尾，所以终究断定选用阶段磨矿浮选流程。 4.2 磨矿粒度实验 4.2.1 一段磨矿粒度实验 实验流程及条件如图8，实验成果见表19。图8  一段磨矿粒度实验流程 表19  一段磨矿粒度实验成果-0.074mm含量（%）产品称号产率（%）金档次（g/t）金回收率（%）60精矿17.0723.2975.81尾  矿82.931.5324.19原  矿100.005.24100.0065精矿16.1923.1772.47尾  矿83.811.7027.53原  矿100.005.18100.0070精矿17.0523.8976.24尾  矿82.951.5323.76原  矿100.005.34100.00    一段磨矿粒度为-0.074mm占60%时，目标比较抱负。    4.2.2 二段磨矿粒度实验     实验流程及条件如图9，实验成果见表20。 图9  二段磨矿粒度实验流程 表20  二段磨矿粒度实验成果-0.074mm含量（%）产品称号产率（%）金档次（g/t）金回收率（%）85精矿122.5518.5680.49精矿27.968.6413.22尾  矿69.490.476.29原  矿100.005.20100.0090精矿122.8918.4979.11精矿28.819.8216.17尾  矿68.300.374.72原  矿100.005.35100.0095精矿122.3418.7479.44精矿29.868.7216.31尾  矿67.800.334.25原  矿100.005.21100.00二段磨矿粒度为-0.074mm占90%时，目标比较抱负。 4.3 调整剂品种实验 实验流程及条件如图10，实验成果见表21。 图10  调整剂品种实验流程 表21  调整剂品种实验成果调整剂 品种调整剂 用量（g/t）产品称号产率（%）金档次（g/t）金回收率（%）Na2CO3800精矿1.95101.036.29精尾6.0717.6919.79中矿20.829.1635.14尾  矿71.160.678.78原  矿100.005.43100.00Na2SiO3800精矿2.2585.8035.82精尾3.4814.419.30中矿19.547.3826.76尾  矿74.732.0328.12原  矿100.005.39100.00CaO500精矿3.5151.634.04精尾7.2616.4622.46中矿19.179.5134.27尾  矿70.060.709.23原  矿100.005.32100.00CuSO4200精矿3.1872.3242.43精尾4.5415.0612.61中矿23.498.0334.80尾  矿68.790.8010.16原  矿100.005.42100.00 由实验成果可知，选用Na2CO3作为介质PH调整剂其目标较好。别的，选用CuSO4作为活化剂，浮选回收率未改进。 4.4 调整剂用量实验 实验流程及条件如图11，实验成果见表22。图11  调整剂用量实验流程 表22  调整剂用量实验成果Na2CO3 用量（g/t）产品称号产率（%）金档次（g/t）金回收率（%）400精矿8.4636.1055.58中矿19.649.5040.27尾  矿71.900.8010.47原  矿100.005.49100.00600精矿10.6233.8065.54中矿17.648.2626.60尾  矿71.740.607.86原  矿100.005.48100.00800精矿8.0237.9556.06中矿20.829.1635.15尾  矿71.160.678.79原  矿100.005.43100.001000精矿9.5932.0759.46中矿17.948.8630.73尾  矿72.470.709.81原  矿100.005.17100.00 由以上成果断定Na2CO3用量为600 g/t。 4.5 捕收剂品种实验 实验流程及条件如图12，实验成果见表23。图12  捕收剂品种实验流程 表23  捕收剂品种实验成果捕收剂品种及 用量（g/t）产品称号产率（%）金档次（g/t）金回收率（%）丁铵黑药 100精  矿15.907.7523.18中  矿25.0214.4367.92尾  矿59.080.808.90原  矿100.005.32100.00丁铵黑药50 丁黄药 100精  矿10.6233.8065.54中  矿17.648.2626.60尾  矿71.740.607.86原  矿100.005.39100.00BK301 100精  矿11.136.6513.79中  矿25.6615.9176.08尾  矿63.210.8610.13原  矿100.005.37100.00烷-1 60 丁铵黑药 50 丁黄药 100 P-1 60精  矿9.2538.9468.60中  矿20.726.0323.80尾  矿70.030.577.60原  矿100.005.25100.00 选用新式药剂烷-1及P-1实验成果与选用丁铵黑药与丁黄药组合没有太大差异，因而仍选用丁铵黑药与丁黄药组合作为捕收剂。 4.6 捕收剂用量实验 实验流程及条件如图13，实验成果见表24。图13  捕收剂用量实验流程 表24  捕收剂用量实验成果粗选捕收剂 用量（g/t）产品称号产率（%）金档次（g/t）金回收率（%）丁铵黑药40 丁黄药80精矿5.9538.5043.45中矿21.1312.4048.25尾  矿72.920.608.30原  矿100.005.27100.00丁铵黑药50 丁黄药100精矿10.6233.8065.54中矿17.648.2626.60尾  矿71.740.607.86原  矿100.005.39100.00丁铵黑药70 丁黄药140精矿12.7230.6271.01中矿19.076.5522.77尾  矿68.210.506.22原  矿100.005.49100.00丁铵黑药80 丁黄药160精矿14.9226.3673.03中矿19.905.7621.28尾  矿65.180.475.69原  矿100.005.39100.00 丁铵黑药总量为180g/t，丁黄药总量为360g/t时浮选目标较好。粗选作业用量为丁铵黑药70g/t及丁黄药140g/t，各次扫选作业折半。 4.7 浮选时刻实验   实验流程及条件如图14，实验成果见表25。图14  浮选时刻实验流程 表25  浮选时刻实验成果时刻（分）产品称号产率（%）金档次（g/t）金回收率（%）单个累计单个正累计负累计单个正累计负累计单个正累计44精矿16.156.15100.0036.3036.305.2542.5042.5026精矿21.747.8993.8526.5034.143.228.7851.2828精矿31.179.0692.1123.2032.732.785.1756.45210精矿40.9710.0390.9420.4031.532.523.7760.22212精矿50.9210.9589.9721.4030.682.323.7563.97214中矿13.5914.5489.0516.1027.082.1311.0074.97216中矿22.016.5485.4610.3025.051.543.9278.89218中矿31.4918.0383.468.1023.651.332.3081.19220中矿42.7520.7881.975.9221.311.213.1084.29222中矿52.0522.8379.224.9219.831.041.9286.21224中矿61.5424.3777.174.4918.860.941.3287.53226中矿71.6626.0375.634.2017.930.871.3388.86228中矿81.6627.6973.973.2417.050.791.0289.88230中矿91.3829.0772.312.8716.380.730.7590.63232中矿101.2330.3070.932.7915.820.690.6591.28234中矿111.1331.4369.702.5415.350.660.5591.83236中矿121.0332.4668.572.3414.930.650.4692.29尾矿67.54100.067.540.605.250.607.71100.0原矿100.05.25100.0从浮选时刻实验成果可知，该矿石浮游速度缓慢，前12分钟浮选回收率仅为63.97%，从负累计档次可看出，浮选尾矿下降速度较缓慢，浮选30分钟后回收率上升也很缓慢，故断定浮选时刻为30分钟即可。 4.8 归纳条件实验 归纳条件实验选用条件实验所断定的最佳参数，进行了一段磨浮与阶段磨浮流程的实验。 4.8.1 阶段磨浮流程归纳条件实验 实验流程及条件如图15，实验成果见表26。图15  阶段磨浮归纳条件实验流程 表26  阶段磨浮归纳条件实验成果产品称号产率（%）金档次（g/t）金回收率（%）单个累计单个累计单个累计精矿10.78—114.57—17.05—1精尾40.651.4381.0399.3210.0527.101精尾30.922.3557.0382.7710.0137.111精尾21.563.9132.4362.689.6546.761精尾14.077.989.9035.767.6954.45精矿20.45—116.70—10.0264.472精尾40.300.7566.4996.623.8168.282精尾30.471.2230.1070.992.7070.982精尾31.502.727.0435.722.0273.002精尾14.387.102.2515.071.8874.88中矿17.08—12.10—16.3591.23中矿24.89—2.35—2.1993.42中矿34.80—1.50—1.3794.79尾矿68.15—0.40—5.21100.00原矿100.005.24100.00    从实验成果可知，一段浮选二次精选、二段浮选二次精选即可。     4.8.2 一段磨浮流程归纳条件实验     实验流程及条件如图16，实验成果见表27。图16  一段磨浮归纳条件实验流程表27  一段磨浮归纳条件实验成果产品称号产率（%）金档次（g/t）金回收率（%）精矿2.9796.0854.35精尾Ⅰ7.283.334.62精尾Ⅱ1.954.171.55精尾Ⅲ1.2111.842.73精尾Ⅳ1.7937.0812.64中矿18.626.1910.16中矿24.723.993.59中矿33.692.631.85尾矿67.770.668.51原矿100.005.25100.00从实验成果能够看出阶段磨浮流程的目标略好于一段磨浮流程。为了进一步比照两种流程，又别离进行了阶段磨浮及一段磨浮的闭路实验。 4.9  一段磨浮流程闭路实验 4.9.1 两次精选作业的一段磨浮流程闭路实验 实验流程及条件如图17，数质量流程如图18，实验成果见表28。图17  两次精选的一段磨浮闭路流程图18  两次精选的一段磨浮数质量流程表28  闭路实验成果产品称号产率（%）金档次（g/t）金回收率（%）精矿9.7847.5687.15尾矿90.220.7612.85原矿100.005.34100.00    4.9.2 四次精选作业的一段磨浮流程闭路实验     实验流程及条件如图19，数质量流程如图20，实验成果见表29。图19  四次精选的一段磨浮闭路流程图20  四次精选的一段磨浮数质量流程表29  闭路实验成果产品称号产率（%）金档次（g/t）金回收率（%）精矿7.3362.4886.18尾矿92.670.7913.82原矿100.005.31100.00    4.10阶段磨浮流程闭路实验     4.10.1 两次精选作业的阶段磨浮流程闭路实验     实验流程及条件如图21，数质量流程如图22，实验成果见表30。图21  两次精选的阶段磨浮闭路流程图22  两次精选的阶段磨浮数质量流程表30  浮选闭路实验成果产品 称号产率 （%）档次（%）回收率（%）Au(g/t)AsSAuAsS金精矿10.2147.870.7518.7490.5289.5090.26尾  矿89.790.570.010.239.4810.509.74原  矿100.005.400.0862.12100.00100.00100.00     4.10.2 四次精选作业的阶段磨浮流程闭路实验     实验流程及条件如图23，数质量流程如图24，实验成果见表31。图23  四次精选的阶段磨浮闭路流程图24  四次精选的阶段磨浮数质量流程 表31  闭路实验成果产品称号产率（%）金档次（g/t）金回收率（%）精矿7.5263.5989.60尾矿92.480.6010.40原矿100.005.34100.00    5 浮选实验产品考察     5.1 原矿-0.074mm占85%、90%、95%硫化物单体解离度考察     对该产品首要是经过磨制团矿片，镜下进行金属硫化物单体解离度考察，在镜下检测过程中，因为富连体在浮选过程中简单进入精矿样品，在检测计算过程中视为单体硫化物，丈量成果见表32。 表32  原矿硫化物单体解离度考察成果连生联系单体 （富连体）硫化物与 脉石脉石包裹算计相对含量 （%）-0.074mm占85%79.614.06.4100.0-0.074mm占90%82.811.75.5100.0-0.074mm占95%84.410.55.1100.0    经过表32中硫化物单体解离度考察成果能够看到，大大都硫化物呈单体和富连体，而纯脉石包裹硫化物别离占6.4%、5.5%、5.1%，硫化物解离特征无显着差异。     5.2 –0.074mm占90%粒度原矿金的赋存状况考察     对该粒度的样品进行消除有机碳和挑选性溶金办法进行考察，其成果见表33。 表33  金的赋存状况分析成果赋存状况单体可浸金硫化物中金脉石中金算计相对含量 （%）6.1686.267.58100.0    5.3 浮选尾矿硫化物丢失状况及金矿藏丢失状况考察     对金档次为0.57g/t的闭路浮选尾矿进行考察，经过磨制团矿片经镜下检测，样品基本上见不到硫化物颗粒，偶然只见到小于3微米以下的硫化物包裹体，选别作用较好。丢失于尾矿中的硫化物绝大大都为脉石包裹硫化物，丢失于尾矿中的金矿藏绝大大都为脉石包裹金。其硫化物赋存状况检测成果见表34，金的赋存状况见表35。 表34  浮选尾矿硫化物丢失状况考察连生联系硫化物单体与脉石连生脉石包裹算计相对含量 （%）2.64.193.3100.0表35  浮选尾矿金的赋存状况考察赋存状况单体露出金硫化物中金脉石中金 ,算计相对含量 （%）1.121.4397.45100.0     5.4 金精矿多元素分析 表36  多元素分析成果元素Au(g/t)Ag(g/t)SFeCaOMgOAl2O3含量（%）47.8710.5018.7423.654.013.4210.49元素SiO2AsCCuPbZnSb含量（%）21.810.755.210.0510.0250.0741.40     注：金精矿为阶段磨浮二次精选作业闭路实验精矿。    5.5 精矿碳物相分析 表37  精矿碳物相分析相别C/碳酸盐C/有机碳C/石墨C总含量（%）1.291.762.165.21相对含量（%）24.7633.7841.46100.00    5.6 精矿硫物相分析 表38  精矿硫物相分析相别S/硫酸盐S/硫化物S/天然硫S总含量（%）0.2118.280.2518.74相对含量（%）1.1297.551.33100.00    5.7浮选精矿产品考察     对浮选精矿进行磨制团矿片，经镜下进行硫化物单体解离度考察，其成果见表39，金的赋存状况见表40。 表39  精矿硫化物单体解离度考察连生联系单体与脉石连生脉石包裹算计相对含量 （%）92.16.51.4100.0表40  精矿金的赋存状况考察赋存状况单体露出金硫化物中金脉石中金算计相对含量（%）12.1584.743.11100.0    5.8 沉降实验     （1）原矿-0.074mm占90%沉降速度测定。     对原矿进行浓度为15%、20%沉降实验，成果见表41，沉降曲线见图25。 表41  原矿-0.074mm占90%沉降速度实验成果沉降时刻弄清区高度（mm）小时分浓度：15%浓度：20%515810301520582830864140112545013667115679120190103140217125223914823026817832802093302832254286229430288232529023562942408297243930024624312266沉降总高度（mm）392362 图25  原矿沉降速度曲线    （2）原矿-0.074mm占60%沉降速度测定。     对原矿进行浓度为25%、30%沉降实验，成果见表42，沉降曲线见图26。 表42  原矿-0.074mm占60%沉降速度实验成果20沉降时刻弄清区高度（mm）小时分浓度：25%浓度：30%5141110251620462530653340844150102501119631 1557614017587219610423020212932061343302081384211142430213145521514862191528225159922616224231179沉降总高度（mm）392362图26  原矿沉降速度曲线     （3）浮选精矿沉降速度测定。     选用图十九浮选闭路实验精矿，矿浆浓度10%、15%，沉降实验成果见表43，沉降曲线见图27。 表43  浮选精矿沉降速度实验成果沉降时刻弄清区高度（mm）小时分浓度：10%浓度：15%512111110193159152882152029124530293265129427313029427422942753294276529427624294276沉降总高度（mm）325325图27 精矿沉降速度曲线     （4）浮选尾矿沉降速度测定。      选用图二十三浮选闭路实验尾矿，矿浆浓度15%、20%，沉降实验成果见表44，沉降曲线见图28。 表44  浮选尾矿沉降速度实验成果沉降时刻弄清区高度（mm）小时分浓度：15%浓度：20%5851015102029193041274053355065441765212098681401198421409923017112332031493302181724222177522818462321877235190823919492431981026122224262222沉降总高度（mm）341321图28  尾矿沉降速度曲线 6 引荐准则工艺流程及技能条件 工艺参数及流程结构： 一段磨矿：-0.074mm占60% 一段浮选：一次粗选、一次扫选、二次精选 二段磨矿：-0.074mm占90% 一段浮选：一次粗选、二次扫选、二次精选技能条件：药剂条件 作业Na2CO3 (g/t)丁铵黑药 （g/t）丁基黄药 （g/t）2#油 （g/t）浮选时刻 （min）一段磨矿粗选60050100405扫选3570205二段磨矿粗选3004080408扫选Ⅰ2040206扫选Ⅱ2040206算计90016533014030图29  引荐浮选工艺流程    7 结语     （1）云南镇沅矿石中金矿藏及其载体矿藏粒度微细，晦气于金矿藏的露出与解离，需要在较细的磨矿粒度条件下进行浮选。     （2）浮选实验研讨标明，该矿石选用阶段磨浮流程成果好于一段磨浮流程，在原矿粒度为90%-0.074mm时，一段磨浮尾矿档次为0.76g/t，浮选回收率为87.15%，阶段磨浮尾矿档次为0.57g/t，浮选回收率为90.52%。因而断定选用阶段磨浮流程进行浮选。     （3）因为矿石中含有一定量的含泥碳质矿藏，影响矿石矿化速度，因而矿石浮游速度缓慢，需要在较高药剂浓度下长时刻浮选。     （4）闭路实验浮选尾矿档次0.57g/t，经产品考察，丢失于尾矿中的硫化物93.3%为脉石包裹，丢失于尾矿中的金97.45%为脉石中金。

一、前语 含硫微细浸染型金矿石是我国重要的黄金资源，这种金矿石中细粒金或次显微金呈包裹或浸染状存在于黄铁矿、砷黄铁矿等硫化物中，细磨亦难别离。这些矿藏的包裹，阻挠了金粒与浸金剂有用触摸，阻碍了金的浸出，选用惯例化法直接化，金提取率低于40%，归于极难处理金矿。这类金矿在我国散布较广。选用选矿办法富集载金硫化矿，经过化学预处理后再用化法浸金，是现在处理该种矿藏常用且有用的办法。因而，选矿收回载金矿藏是处理该种矿石的重要环节，是进步金的总收回率的重要确保[1、2]。 本文研讨的矿石为贵州某微细粒金矿石，矿石中金首要以微细粒金嵌布于以黄铁矿为主的硫化矿藏中，因为黄铁矿具有较好的可浮性，可经过浮选法收回黄铁矿来富集金[3、4]。针对矿石中硅酸盐含量高的特色，进行了具体的评论实验，提出选用Na2CO3为pH调整剂、Na2SiO3为脉石的抑制剂、CuSO为硫化矿活化剂，丁铵黑药和丁黄药为捕收剂的惯例的浮选工艺流程，展开了小型浮选实验浮选，也为该矿的开发供给根据[5、6]。 二、试样及办法 （一）试样 贵州某微细粒金矿床首要含有黄铁矿、毒砂、赤铁矿等金属矿藏及石英、白云石、方解石、水(绢)云母、高岭石等脉石矿藏，还含有一部分有机质。试样的化学成份分析成果见表1。由试样的化学成份分析成果看，该试样中除Au外，Cu、Pb、Zn等元素均无归纳收回利用价值。该矿石中的金矿藏首要以天然金方式产出，嵌布于黄铁矿、毒砂等矿藏中，黄铁矿是金的首要载体矿藏。 表1  试样的化学成份分析成果（二）实验药剂和设备 实验运用锥型球磨机磨矿，系列单槽和系列挂槽浮选机浮选，实验中水为自来水，2#油为工业纯，其它实验药剂为化学纯。 三、研讨成果及评论 （一）磨矿细度实验 浮选前的磨矿作业，意图是使矿石中的矿藏得到解离，并将矿石磨到适合浮选的粒度。磨矿的最佳粒度，既要能使微细粒硫化矿藏最大极限地解离，又要使脉石矿泥的搅扰降到最低极限，以此改进细粒硫化矿的浮选功率。为了断定最佳的磨矿细度，使浮选得到较好的目标，将按图1流程及工艺条件进行浮选实验，实验成果见表2。图1  磨矿细度条件实验流程图 表2  磨矿细度实验成果由图2可见，跟着磨矿细度的添加，金收回率进步。但当超越磨矿细度－0.074mm90%时，金收回率反而下降，因而，断定磨矿细度以－0.074mm90%为宜。 （二）选药剂条件实验 在浮选作业中，影响选别作用的首要要素有pH调整剂、分散剂、活化剂和捕收剂。为了获得最佳操作参数，在磨矿细度－0.074mm90%时，对以上四要素进行正交实验。正交实验选用L9(34)正交表进行规划，实验要素及水平见表3，实验方案规划见表4。 表3  实验要素与水平(g/t)表4  金粗选正交实验表头规划及实验组织从表4能够看出，对pH调整剂A而言，分选功率对应的最佳水平是2；对分散剂水玻璃用量B而言，分选功率对应的最佳水平是2，即水玻璃最佳用量是500g/t；对活化剂硫酸铜而言，最佳用量是200g/t；对组合捕收剂而言，最佳用量为丁基黄药80g/t、丁铵黑药40g/t。 以上挑选的各要素最佳水平是否合理，还要在已挑选的最佳条件下进行验证实验。实验流程见图1。实验成果为粗金精矿产率10.34%，金档次52.63g/t，金收回率82.47%；分选功率为0.364%。表4中9个实验点成果都比这一成果差，这表明最佳条件的挑选是牢靠的。 （三）浮选闭路实验 在粗选的最佳条件的基础上，进行一粗二精三扫的实验室闭路实验，实验流程如图2所示。实验条件：粗选条件为磨矿细度－0.074mm占90%，碳酸钠用量6000g/t，水玻璃用量500g/t，硫酸铜用量200g/t，丁基黄药用量80g/t，丁铵黑药用量40g/t，2号油30g/t。扫选工条件为：丁基黄药用量40g/t，丁铵黑药用量20g/t，2号油10g/t。扫选Ⅱ：丁基黄药用量30g/t，丁铵黑药用量15g/t，2号油l0g/t。扫选Ⅲ：丁基黄药用量20g/t，丁铵黑药用量10g/t，2号油10g/t。实验成果见表5。 表5  闭路实验成果图2  浮选闭路实验流程 四、定论 1、经过对该矿的磨矿细度实验和粗选药剂条件的正交实验，断定了该矿粗选的最佳操作条件为：磨矿细度一0.074mm占90%，碳酸钠用量6000g/t，水玻璃用量500g/t，硫酸铜用量200g/t，丁基黄药用量80g/t，丁铵黑药用量40g/t。 2、在粗选的最佳条件基础上进行的实验室闭路实验，可获得金档次48.04g/t，收回率85.63的金精矿，这一成果表明，该矿石中的金可经过浮选法进行收回富集。 参考文献 [1] 夏光样,方兆珩,石伟.难浸金矿的提金技能与展望[J].有色冶炼,2001(4):31－34. [2] 迭名.金属矿产/有色金属.我国矿产资源网,2004. [3] 胡为柏.浮选[M].北京:冶金工业出版社,1986. [4] 谢广元.选矿学[M].徐州:我国矿业大学出版社,2001. [5] 许时.矿石可选性研讨[M].北京:冶金工业出版社,1 989. [6] 朱玉霜,朱建光.浮选药剂的化学原理[M3.长沙:中南工业大学出版社,1987. 作者单位 贵州大学矿业学院（聂光华） 紫金矿冶规划研讨院（刘春龙）

矿石化验,,物相分析，岩矿鉴定，化验室 1、称重：精确到0.1克。 2、烘干：样品置于电热恒温干燥箱中105℃烘干(至少2小时)。样品烘干后从烘箱中取出，冷却至室温。 3、粗碎：使用鄂式破碎机破碎样。 4、中碎：使用对辊破碎机破碎样。 5、缩分：中碎过的样品用堆锥法、掀角法混合均匀，采用四分法缩分样品，每次弃去对角的两份样品。待样品质量缩分至对角的两份样品质量为500克时，保留作为副样。另500克样品再次缩分，保留一半约250克。 6、细磨：将保留的样品用圆盘粉碎机或棒磨机磨细(加工要求：能过-200目筛的矿样不少于矿样总量的90%，即约220克)。 7、金矿石矿样分析用的最低可靠质量： Q=kd2 Q：金矿石的质量数，克。 K：系数，金矿石采用0.2。 d：矿粉颗粒直径，金矿石粉末颗粒直径要求等于或小于0.074mm。 分析用金矿石的最低可靠质量： Q=0.2×(74)2=1095.2克

一、含金矿石与矿藏的可浮性     金的矿床可分为砂金和脉金两大类。此外，有色金属硫化矿石中也常常含有收回价值的伴生金。     含金矿藏有20余种。首要有天然金（常含有铜、银、铁等杂质，密度为15.6～18.3g/cm3）、银金矿、金银矿、蹄金矿、金铜矿等。     天然金并不是化学纯的，其间的铜、铁、银、镍等金属杂质会下降金的可浮性。杂质越易氧化，金的可浮性越差。金矿石中含硫量越高，选别作用越差。     金的可浮性同金粒尺度、形状、表面状况有关，片状和鳞片状的金比棱柱状和条状的金易浮；棱柱状和条状的金又比圆粒状和点滴状的金好浮；粗粒金不易浮。     表面纯洁的金可浮性好，表面有氧化物覆膜的金和被矿泥、机油等污染的金可浮性差。     浮选金的捕收剂首要是黄药、黑药等硫氢基捕收剂。当伴生的黄铁矿含金不高时，运用胺黑药和Z-200比较好，不然应该用黄药。天然金在中性矿浆中浮得比较好，简略受碱按捺，需用石灰按捺黄铁矿时有必要细心权衡得失。伴生硫化物少时，应挑选泡沫丰厚的起泡剂。     伴生硫化矿含金多时，也能够选用活化剂。硫化物受氧化时能够运用，必要时能够用硫醇骈噻唑作捕收剂。     二、金矿的浮选办法     矿石中的粗粒金能够用混法和重选法收回，微细粒金（＜0.001mm）常选用浸取的办法（化法和法）收回。因为浮选能有效地收回矿石中的中细粒金（0.001～0.070mm），因而，以浮选法为主，合作有混、重选或浸取的联合流程是处理脉金矿石的常用办法。当处理含金多金属矿石或收回多金属硫化矿中的伴生金时，金应收回到铜、铅等矿藏的精矿中去，在冶炼进程中提取。常用的金矿浮选办法有：     （一）浮选£«浮选精矿化浸取  这是处理含金石英脉和含金黄铁矿石英脉金矿最常用的办法。一般都用黄药类作捕收剂，松醇油作起泡剂，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化浸出，金被溶解变为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，最终将金泥火法冶炼得到纯金。     我国某金矿是含金黄铁矿石英脉金矿，首要金属矿藏有黄铁矿、黄铜矿、天然金、银金矿、天然银、闪锌矿等。脉石矿藏为石英、绢云母、萤石等。天然金呈圆粒状、长条状及不规则状散布于黄铁矿、黄铜矿和石英中。金的粒度多在0.05～0.01mm之间。该矿选冶出产准则流程如图1所示。图1  某金矿出产准则流程 a－粗一精一扫；b－二段浸出     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，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，进行二段化浸出，浸出工艺条件为：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,总浸出时刻46h。浸出技术目标为：化原矿含金50～100g/t，富液含金6～15g/m2，化尾渣含金1g/t左右，浸出率97%以上，化总收回率97%以上。的耗量随化原矿中含铜量的添加而增大，一般耗量为4～8kg/t。     （二）浮选+浮选精矿浸取  关于含砷含硫高或含碳泥质高的脉金矿石，可用浮选法取得含金硫化物精矿，然后将浮选精矿用浸取收回金的办法，用浸取不光具有溶浸速度快、毒性小、工艺简略、操作便利等长处，并且在处理含砷、硫高或含碳质、泥质高的金精矿时，还具有浸出率高，药剂、材料耗费低的特色。某矿对碳质、泥质和碱性矿藏含量较高的浮选精矿进行提金工业实验时，金的浸出率达95％～96％；处理1t浮选精矿的首要药剂、材料耗费为40～50元，而化法的浸出率只要93％左右，处理1t精矿的药剂、材料耗费为65元以上。     （三）混+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法收回粗粒金，然后用浮选法收回细粒金。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，天然金在矿石中呈不均匀嵌布，大部分存在于其他矿藏鸿沟和裂隙中，少数在毒砂和硫化物中。选金办法由本来的摇床＋化（渗滤）改为混+浮选今后，金的收回率进步了20%～25%（实践达80%～85％），选矿本钱由22.7（元/t）下降到19.49元/t。     近年有一种处理低档次金矿石的办法——混浮选法，便是将矿石中金的混和浮选在同一作业中进行。选用混浮选法比直接浮选法金的收回率可进步5%～8%。     （四）负载串流浮选+尾矿化  某地合金氧化铁帽矿石，风化程度较深，绝大部分矿藏被浸蚀，铁污染严峻，次生矿藏繁复。首要金属矿藏有褐铁矿、锰矿藏、次生钒铜铅矿、赤铜矿、铜蓝、辰砂、天然铜等。金矿藏为天然金、金银矿。脉石为黏土矿藏和石英等。矿石中天然金粒度细至－0.02mm，多嵌布于黏土矿藏中，褐铁矿含金10g/t以上，原矿金档次为10～14g/t。该矿选用负载串流浮选，浮选尾矿再用化浸出及炭吸附的办法收回金，负载串流浮选流程及工艺条件如图2所示。药剂用量（g/t）浮选目标水玻璃煤 油丁黄药松醇油300060～70200～30082原矿档次精矿档次尾矿档次精矿收回率Au  13～14g/tAu  292～300g/tAu  ＜3～4g/tAu  65%～75% 图2  某矿负载串流浮选流程图     该矿选用负载串流浮选工艺处理含金氧化矿石，比惯例浮选能进步金收回率20%以上，操作安稳，易于控制。同负载浮选比较，负载串流浮选具有如下长处：精矿档次、收回率高；载体矿藏用量削减一半，下降了药剂用量；下降了可溶性次生铜矿中的含量，使浮选尾矿的化进程得到了改进。     （五）浮选+精矿焙烧+焙渣化  关于含砷含硫高的浮选精矿，不能直接化浸取时，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。

金矿石中金的含量最低，浮选的主要特点则是从很多的矿浆中浮选出极少量的金，收回含金硫化矿藏颗粒中的金时，由于这些矿藏难以直接进行化提金，但可以用浮选法作为精矿产品予以收回金。浮选出的含金硫化物精矿，能用化法提金时，必须在细磨后进行，假如不能直接化浸出，则可焙烧或冶金处理。    一般说来，下列情况下含金矿石可以选用浮选法处理：    1. 金与硫化物严密共生，金进入矿化很好的泡沫中以精矿产出；    2. 金并不是大部分与硫化矿藏共生，但矿石中有满足量的硫化矿藏可以确保取得安稳的含金硫化矿的矿化泡沫。    3. 矿石不含硫化矿藏，但含有很多的氧化铁，这时矿石中所含的赭石泥起了泡沫安稳剂的效果；    4. 矿石中不含有硫化矿藏或氧化铁矿藏，但含有易浮且可以使泡沫安稳的矿藏（如绢云母等）；    5. 纯的石英质金矿石预选与硫化矿藏混合后，或增加硫化矿藏（3%左右（，或增加恰当的药剂后可构成安稳的泡沫。    6. 用浮选法收回矿石中的主要有价组分（铜、铅、砷等）后，尾矿可用化法处理。

砷黄铁矿、黄铁矿等硫化物对金粒的包裹是化浸出作用欠安、金回收率低的首要原因。而某些无机自养微生物在浸矿溶液中，能以CO2为首要碳源、硫化物为首要动力进行成长。富金区的硫化物因为晶格摆放不完善（如变位、含杂质）是细菌腐蚀敏感区，总是被优先浸蚀。跟着细菌生理活动的进行，硫化层终究大部分不能彻底包覆金。通过细菌氧化前处理的金矿石，用惯例办法浸出，金浸出率可大大提高。 细菌氧化矿藏现在以为有直接作用和直接作用两种方法。如细菌氧化黄铁矿，直接作用时，细菌吸附到矿藏表面使之氧化；直接作用时，细菌将Fe2＋氧化成Fe3＋，然后Fe3＋再氧化黄铁矿。整个氧化过程中，直接作用和直接作往往一起存在。 细菌直接作作反应为：也有一些观念以为不存在直接作用机理，理由是现在没有发现相应的酶系统，由此提出更精确的作作机理应该为触摸机理及非触摸机理，即微生物的作用仅为再生直接浸矿因子如三价铁离子和在触摸界面浓缩直接浸矿因子。某种意义上说，细菌对矿石的氧化机理研讨没有有普遍性定论。国外有研讨标明：异养菌也具有较好的预氧化作用，其间一部分腐蚀才能即为自于其代谢产品，如核酸，基酸等生物物质。

金的矿石类型，其区分办法各不相同。依据矿石氧化程度，可分为原生(硫化矿)矿石、部分氧化(混合)矿石和氧化矿石。氧化矿的特色是，矿石中含有氧化铁和其他金属氧化矿藏以及含有泥质(粘土)成分。依据我国实际情况，并结合选矿工艺要求又可区分为： 贫硫化物金矿石 这种矿石多为石英脉型，也有复石英脉型和细脉浸染型等，硫化物含量少，多以黄铁矿为主，在有些情况下伴生有铜、铅、锌、钨、钼等矿藏。这类矿石中天然金粒度相对较大，金是仅有收回目标，其他元素或矿藏无工业价值或仅能作为副产品加以收回。选用单一浮选或全泥化等简略的工艺流程、便可取得较高的选别目标。 多硫化物金矿石 这类矿石中黄铁矿或毒砂含量多，它们与金相同也是收回目标。金的档次偏低，改变不大，天然金颗粒相对较小，并多被包裹在黄铁矿中。用浮选将金与硫化物选别出来，一般比较简单;但进而使金与硫化物别离则需求选用杂乱的选冶联合流程，不然金的收回目标不会太高。 含金多金属矿石。 这类矿石除金以外，有的含有铜、铜铅、铅锌银、钨锑等几种金属矿藏，它们均有独自挖掘的价值。其特色是：含有适当数量硫化物(10～20%);天然金除与黄铁矿亲近共生外，大多与铜、铅等矿藏严密共生;天然金呈粗细不均匀嵌布，粒度改变区间长;供综合利用的品种繁复。上述特色决议了对这类矿石一般需求选用比较杂乱的选矿工艺流程进行选别。 含碲化金金矿石。 金依然以天然金状况者为多，但有适当一部分金赋存在金的碲化物中。这类矿石在成因上多为低温热液矿床，脉石为石英、玉髓质石英和碳酸盐矿藏。 含金铜矿石 这类矿石与第三类矿石的差异在于：金的档次低，但可作为首要的综合利用的元素之一。矿石中天然金粒度中等，金与其他矿藏共生联系杂乱。选矿中大多将金富集在铜精矿中，在铜冶炼时收回金。 以上内容来自网络，版权归原作者一切。称谢!

原生金-砷矿石含有1~2%到10~12%的砷黄铁矿。在其他硫化物中，实际上常常有黄铁矿，有时还有磁黄铁矿。在很少情况下，矿藏中不含微粒金。这类矿石能够用化法或许先浮选然后对浮选精矿进行化的办法处理。矿石中大部分金常常呈微粒涣散状包裹在硫化物中。对这类矿石能够进行混合浮选，选出金-砷精矿或许金-砷-黄铁矿精矿。精矿进行焙烧，焙烧渣用化法处理或送冶炼厂冶炼。在焙烧进程中得到含砷的产品。可是，现在对这类产品的需求量不大。假设混合浮选后不能得到抛弃尾矿，那么可对浮选尾矿进行化或许对原矿进行化，而含金硫化物则用浮选法从化尾矿中收回。 浮选金-砷矿石时，必需对已知的办法进行实验，即分段浮选，矿砂和矿泥别离浮选、在苏打介质中进行浮选等，以便改进金-砷矿石浮选进程的各项目标。浮选砷黄铁矿时，必需往矿浆中加氧。磨矿进程中构成的碎铁可作为氧的吸收剂。当存在苏打灰时，铁的氧化和吸收氧进行得较慢。所以，在拟定浮选条件时，应当对磨矿机中增加的苏审察(耗量为1~2公斤/吨)进行实验，以便使磨矿机排矿中pH值达到10~10.2，然后在浮选时使其降到8.5~8.8。以硫酸铜作为活化剂是很有利的，其用量为100~200。克/吨。这种药剂应加在扫选中。在单个情况下，金和砷的收回率会跟着矿浆同捕收剂拌和时刻的增加(达20~30分钟)而前进。 有时，选用优先浮选分选出含金的黄铁矿精矿和砷精矿，或许单-的金-黄铁矿精矿是适宜的。假设黄铁矿精矿和砷精矿中的金是用不同办法进行收回或许需得到高晶位的砷精矿时，独自选出黄铁矿精矿和砷精矿是合算的。在下列情况下能够只选出单-的金-黄铁矿精矿： 当浮选尾矿符合抛弃金档次的要求，而砷又无工业价值时; 浮选尾矿中的金与黄铁矿精矿中的金不相同，它能够用化法收回时。 运用石灰或许在石灰介质顶用空气进行氧化，用软锰矿和克制砷黄铁矿，可使黄铁矿与砷黄铁矿别离。在许多情况下，氧化剂的作用取决于氧化剂运用轨制的拟定和遵守得怎么。氧化剂的用量过大，与矿浆触摸时刻过长都会引起砷黄铁矿的活化。 浮选泥质矿石和含碳矿石时的难题很大。矿泥中一般有含碳物质、各种页岩和碳酸盐。在浮选硫化物时，这些组分会进入精矿中，然后前进了精矿的产率和下降精矿质量。此外，矿泥能吸收浮选药剂并阻止硫化物的浮选。为了研讨泥质矿石，首要必需断定矿石中的含金性并依据其质量能够实验下列办法： 矿石及其加工产品(粗选尾矿、中间产品、扫选精矿)的脱泥。假设有必要，别离后的矿泥应进行吸附化处理; 运用不同药剂(KMLI，IIAA，染料，淀粉等)克制粗选、扫选或精选功课中的矿泥浮游; 浮选并用药剂处理矿砂部分。 含微粒浸染金的砷黄铁矿精矿和黄铁矿-砷黄铁矿精矿的工业运用标题，现在还未取得处理。由于对砷的各种化合物的需求量有限和这些化合物的毒性大，所以这个标题很难处理。 砷是火法冶金进程中的有害组分，所以送到冶炼厂中的精矿;对其间砷的含量有严厉的约束。 国外出产实践中，遍及选用对金-砷精矿进行焙烧，然后用化法处理焙砂。选用这一办法时，需求细心地从气相中捕收砷，假设砷产品的销路欠安时，还需求花贵重费用将其储存或埋藏起来。最好是选用两段焙烧：I段焙烧的温度为500~5800C，并给入少数的空气，Ⅱ段焙烧温度为600~620Y3并给入很多空气。只要这样，焙烧时才干不致天然生成易熔化合物，且能得到孔隙性杰出的焙砂。陪砂中的砷档次不该超越1~1.5%。假设在较高的温度下和给入过量的空气条件下进行一段焙烧，那将会因天然生成不易蒸发的盐(例如铁FeAsO4)而前进焙砂中的砷档次。盐会笼盖金的表面，阻止金在化进程中的溶解。对含有雄黄(AsS)和雌黄(As2S3)的物料进行焙烧时，在很大程度上会天然生成铁。在温度为600~620℃下进行的第二段焙烧大都为氯化焙烧或许氧化-氯化焙烧。在大都情况下;经过这种焙烧可使包裹在黄铁矿或砷黄铁矿中的金较充沛地露出出来。 对含碳的金-砷精矿进行焙烧时，最好分两段进行：在温度为500~600℃以及空气给入量缺乏的条件下进行第-段焙烧，在温度为650~700℃以及给入过量空气下进行第二段焙烧。第-段焙烧应该将砷烧到焙砂中的含量低于1%，而第二段焙烧应将活性碳和硫烧尽。为了使活性碳烧尽，不只需求给入过量的空气以及相等高的温度，并且还需求相等长的时刻。在欢腾焙烧炉中焙烧时，焙烧进程进行的较快，并且焙烧得较彻底充沛。为了在焙烧炉中完成不必燃料的自燃焙烧，精矿的含硫量应为22~24%。 假设焙烧渣送去熔炼，那么就能够进行一段焙烧。砷在这种焙烧渣中的含量容许到达2%。 对金砷精矿或许焙烧后的焙砂进行化处理时，又有其不同的特色。对精矿进行化时，应该预先用碱处理，分段化，用低浓度氧化钙的化溶液进行浸出等。假设原矿或其精矿中含有砷的俭朴硫化物(雌黄或雄黄)，那么在化时必需用处理含锑矿石及其精矿的办法来进行实验。焙烧后的焙砂，一般需求用水冲刷，然后进行化并使化溶液中NaCN的浓度保持在0.08%以上。经过冲刷能大大下降和石灰的耗量。关于含有难以收回金的焙砂可用两段或许三段化来处理，必要时还能够用碱进行中间处理。碱能溶解砷的氧化物(特别是铁)，并能使包裹在这些化合物中的金露出出来。处理焙砂时，需求NaOH的浓度为6~8%的碱溶液。并将矿浆加热到80~90%℃，处理时刻为2~3小时。然后使物料脱水，最终进行化并对液相中的金进行检修分析。往溶液中增加氢氧化物或氧化钙，就能使含Na3AsO4的碱溶液得以再生。砷呈钙方式沉积下来，溶液再用NaOH增浓。 进步前辈行不彻底氧化焙烧，然后进行氯化蒸发是从金-砷精矿中收回金的-种可行方法。氯化蒸发实验的条件如下：焙砂中的含硫量为3.5~4%，NaCl耗量为焙砂分量的7.5~10%，氯化蒸发的温度为1000℃。在这些条件下，约有96~98%的金转入蒸发物中而被收回。 分化金-砷精矿的压热-碱浸办法值得进一步研讨。在温度为100℃，气相中的氧分压为10大气压的条件下，用150~180克/升NaOH溶液对精矿进行2小时的压热处理，就能确保+分彻底地使硫化物分化，使98~99%的砷和硫进入液相。冲刷后浸出渣中的金可用化法(不增加石灰)加以收回。压热分化能够在水介质中，借助于在50大气压下使空气中的氧经过压热浸出器来完成。在这些前提下，砷被氧化并天然生成铁和硫酸。 细菌浸出是使金-神精矿被氧化的很有发展前途的办法。选用这-办法能相等彻底地使金露出出来。细菌浸出后所得到的砷化合物(主要是盐和亚钙)难溶于水中，并且其毒性很小。这是选用焙烧工艺和火法冶炼时天然生成的砷化合物所无法比较的。 为了使砷黄铁矿氧化，主张选用人工培育的铁硫杆菌，其在原始溶液中的浓度为106-107细胞/毫升。细菌浸出的实验是在静态条件下进行的，必需测定下列主要参数的最佳值：原始细菌溶液的pH值;三价铁的浓度，原始矿浆中的液固比细菌浸出的时刻。 这些参数的原始数值是：pH值;1.8~2;Fe3+的浓度为3~4克/升，液固比=30~50，时刻为300~400小时。然后使细菌适应于具体的条件，溶液进行中间脱砷(增加石灰乳使pH值到达3~3.5)，并依照顺流的工艺流程安排细菌浸出实验，力求缩短细菌浸出的时刻和在较稠的矿浆中完成这-办法。关于某些金-砷精矿来说，砷黄铁矿开端氧化的最佳条件是：液固比二5：1，浸出时刻为120~150小时。在砷黄铁矿被氧化的一起，部分黄铁矿(约30~40%)也被氧化。 细菌浸出后的浸出渣需用水洗刷，然后对浸出渣进行化。除了化法之外，还能够用法、水氯化法等进行实验。 为了从黄铁矿和砷黄铁矿中露出出金，还有-些比较新的办法(如机械化学法和电化学法)应引起正视。 部分氧化的矿石中所含的砷有-部分是呈臭葱石和其他氧化矿藏状况存在的。这种矿石中的金被臭葱石薄膜所笼盖，因而难以进行浮选和化。臭葱石可用脂肪酸捕收剂进行浮选。 为了从部分氧化矿石中收回金和砷，可用包含下列功课的流程进行实验： 用巯基捕收浮选金和硫化物，其精矿进行焙烧，焙砂加以化;浮选尾矿用NaOH溶液处理，以便浸出砷和除去金粒表面上的薄膜;残渣用化法处理;用石灰或高浓度NaOH溶液从碱性溶液中沉积砷。石灰能沉积，一起还能使NaOH再生。再生后的NaOH能够轮回运用。

金矿石的预化造粒堆浸现已适当广泛，特别档次较高的金矿石大都破碎至很细的程度，进行造粒堆浸。南美一金矿将矿石细碎到－0.6mm后造粒，造粒时用溶液替代水，团粒含水量为16%，浸出周期5～6d，浸出率90%。我国贵州的紫木凼金矿选用的烘干－预化－造粒堆浸是成功的一例。雷廷等针对该矿矿石中金的赋存状况，粒径的尺度－95%以上为单体金，且基本上为微细粒金的特色，在实验室内具体地比较了预化－造粒堆浸和惯例的造粒堆浸成果。在严格控制和确保矿石组成、喷淋条件、造粒参数（除用0.14%的溶液替代水外）相同的前提下，进行了比照浸出实验，得到了如图1所示的成果。图1  预化－造粒柱浸实验成果 由图1可知，预化－造粒堆浸对缩短浸出周期的作用是显着的，在得到相同浸出率的情况下，预化－造粒堆浸的浸出时刻仅为用水造粒后再用溶液喷淋的时刻的1／3。 关于粒径较粗的天然金，如大于0.1mm，预化的浸出作用不甚显着；当矿石中耗费的杂质成分（如铜、锌等）含量高时，也不宜选用预化办法。

浮选是根据矿藏表面物理化学性质差异在药剂和充气拌和下使有用成份和脉石矿藏到达别离的选别方法。 运用浮选分选功率和收回率都较高，对细粒浸染的矿石特别有用，可取得高质量的精矿，能使矿藏资源得到充沛的归纳利用，所以广泛用来处理脉金矿石。但对高砷高硫、微细粒金、多金属含金矿石和含泥、氧化程度高的氧化矿选别还有局限性。现结合多年浮选出产实践，从工艺设备、岗位操作与矿石性质几方面扼要介绍金矿石浮选实用技术，以便使黄金矿企在深化改革、立异开展与科技进步中马到成功，有所收益。 浮选流程的挑选与矿石性质及对精矿质量的要求有关，段数的选定首要与矿石中有用矿藏的浸染特性、矿石在磨矿进程中的泥化状况有关。粗选一般都是一次，精选和扫选次数首要取决于矿石档次、对精矿的要求及精矿的价值、有用矿藏及脉石矿藏的可浮性等要素。 某浮选厂粗精扫选段依次为1、4、3段：选约10克/吨石英脉金矿石时，金精矿档次每吨高达一二百克，取样化验发现粗选精矿档次达60克/吨多，便接管路让其部分自流进入精矿泵池，精选作业由4段减为2段，成果滤后池中金精矿档次仍达80克/吨;选约2克/吨的蚀变岩金矿石时，因含铅2%—3%，金精矿档次只要10克/吨多，加苏打上调矿浆酸碱度后，每吨上升至三五十克，曾用分支浮选法，将粗选由1段增加为3段，前段精矿给入后段，进步当选档次后进行精选，金精矿档次每吨上升至25克以上，3段尾矿一起进入扫选1段。　　李子金矿400t/d选厂规划浮选工艺流程 当原矿档次较高、矿藏可浮性较差而对精矿质量要求不很高时，精选作业应少甚至不精选，扫选作业应加强以确保收回率;当原矿档次低、有用矿藏可浮性较好、对精矿质量要求高时，应增加精选次数。扫选时刻太短，会使易选金精矿来不及上浮而随尾矿丢失，太长也不能下降现已安稳的尾矿档次，会构成人财物上的空耗。精选时刻太短，会使终究精矿档次显着偏低，外销不出或价格太低，太长会进步金精矿档次，产出却削减，外销加价档次取消后也没有必要，还会引发尾矿跑高，归纳效益不高。 浮选设备的挑选与当选矿石性质、设备功能、选厂规划、流程结构、系列的区别与技术经济比较等要素有关，还要考虑设备的质量、报价、备品备件直销状况。满意浮选工艺要求的浮选设备除耐磨、能耗低、简略价廉外，其功能有杰出的充气拌和效果、调理矿浆水平缓循环活动效果，并能接连的作业。高浓度多选高能量机械拌和式浮选机，低档次硫化矿的浮选用低速充气利于选别效果，易发生泡沫的矿石浮选时充气量要大。浮选槽数的断定应根据处理量、矿石比重、矿浆浓度、浮选机的有用容积还有该作业的浮选时刻精确核算。中小型选厂多选用机械拌和式浮选机，大型选厂则选用深槽型压气式浮选柱。某50吨/日选厂浮粗选将1个BF—2.8槽改为4个SF—1.2m3直流槽后，设备利用率、精矿质量和收回率都有显着地进步。 要捉住检修机遇对平常作业中进浆吸气体系密封存在问题的浮选槽进行全面地查看修补，触摸不严密处要加胶垫，必要时加麻垫，点焊螺杆加上螺帽，叶轮盖板的空隙大多为8毫米—10毫米，浆管气管叶轮盖板磨损严峻者要替换。槽体体系是否密封对浆体的水平与循环活动效果影响很大，还对底部真空的构成、浆中气泡的发生有直接的联系。及时修正或替换问题浮选槽体、拌和机、刮板与段间管路，槽体漏裂处要焊，老化严峻的要换，回转电机要调相，三角带松重要适合，磨损严峻者包含拌和机轴承要赶快替换。设备点检大有裨益。刮板组组间夹角为直角，移位曲折松动的刮板轴与刮板要找回找正紧固，黄油光滑忌掉入槽中，为调控产率，每组处在同一平面内的2块刮板，最好一动一静，粗选可在垂直面增设1块，改动刮板轴的转速也可调控产率。对阻塞或磨裂的段间管路，要主意及时疏通。 合理的浮选参数来自产品质量和数量要求，来自矿石性质改变后能按照丰厚的经历灵敏自若地调控，坚持浮选工艺进程的相对安稳，确保粗淘终究尾矿含金最少。 一般浮选密度大、粒度粗的矿藏，粗扫选作业选用较浓的矿浆，而密度小、粒度细的矿藏，精选作业难别离的混合精矿的别离作业选用较稀的矿浆。结合出产实践，浮选对浓度的要求为：粗选25%—45%，精选10%—20%，扫选20%—30%。浮选时的矿浆浓度与时刻、药剂体积浓度成正比，与矿浆充气量成反比。　　李子金矿400t/d选厂一粗(4)两扫(3+3)改为一粗(2)三扫(2+3+3)浮选工艺流程 浮选对磨矿细度的要求是有用矿藏根本到达单体解离，粗粒单体矿藏的粒度有必要小于矿藏浮游的粒度上限，并力避泥化。粗粒矿藏的浮选选用才干较强的捕收剂和拌和机，还有较高浓度和较大的充气量，巨细气泡集合的“浮团”有较大的升浮力，刮泡设备敏捷而平稳常用作粗粒浅槽浮选机，因上浮气泡旅程短;细粒矿藏选用絮凝浮选，像用黄铁矿作载体浮选金那样进行载体浮选，也可经捕收剂处理后，在中性油的效果下，构成带矿的油状泡沫，进行聚会浮选。 选厂检测工要确保每小时检测一次磨矿分级回路的浓细度，可谓“咽喉”的旋流器溢流浓细度的检测最为要害，直接相关浮选目标。检测细度缺乏时，可经过补加钢球、调控浓度等途径处理。某矿发现旋流器溢流百分点，浓度下调3.1个，-200目细度上升2.5个，随之尾矿金档次下降0.05克/吨，收回率进步0.21个。蚀变岩矿与石英脉矿的硬度分别为8—10与10—12，磨矿分级后的终究细度后者高于前者，是因为“硬对硬”比“硬对软”易磨细，当将前者以半自磨为主的两段两闭路中分级机的部分返砂输送到二段磨机后，二者终究细度恰当，-200目都在70%以上。必须掌握磨机钢球充填率、指示电流等要素，一旦出现异常，就要精确判别分析处理。对较高档次金矿石的选别，为充沛有用收回有用成份，可减量出产，但以磨矿电机电流示数和磨矿介质充填率为参照，调整钢球配比、补量，完全能够进步才干和收回率。某矿处理每吨含金六七克的石英脉矿时，在半自磨机中补加∮100的钢球2吨，电机电流坚持在400安—420安，充填率为6%—8%，在二段球磨机中按1吨半吨的量缓慢补加∮80和∮60的钢球各为3吨与4吨，对应电流坚持在320安—340安，充填率为38%左右，成果日处理才干由280吨经360吨上升至400吨。后来以二段磨机为目标，每日按出产班组补加∮40的钢球321个×3计260.01公斤，成果日处理才干到达447吨。 酸碱度影响矿表的亲水性和电性，酸碱度越大，溶液的碱性越高，矿表吸附的OH-就越多，矿藏的亲水性越强，按捺脉石矿藏，黄药解离出的黄原酸阴离子就越多，以最大捕收有用成份。各种矿藏在适合的浮选酸碱度下才干取得杰出的选别。石灰乳呈强碱性，可加快黄药的解离，使掩盖在有用矿表的疏水层厚度加深，使脉石矿藏亲水进入尾矿，还可涣散聚会矿泥，消除有害离子的影响，也会使泡沫发黏引发冒槽跑尾，常用苏打替代。某矿分选2.58克/吨蚀变岩金矿石，金精矿档次为18.8克/吨，在磨机供矿皮带上加石灰后，矿浆PH值由中性7上调为碱性8—8.5，随后金精矿档次每吨上升至50多克，创下了显着的经济效益。 一般适量的捕收剂与起泡剂，能够进步浮选速度并改进浮选收回率和精矿质量，适量的按捺剂和活化剂也会进步浮选目标。混合用药后矿表吸附药剂层的速度加快，矿表掩盖药剂的密度加高，加之协同效应，使各种捕收剂间相互效果发生共吸附，浮选效果比单一用药好。如丁基黄药+丁胺黄药的混合用药就比单一丁基黄药捕收有用成份的效果好，另异戊基黄药替代丁基黄药已在实践中取得成功。药剂混合的份额、配量应经过试验适可而止地优选。多点加药浸透细腻如微，比单点效果好。药剂补加次序是pH值调整剂和难溶药加到磨机，硫酸铜类微溶药加到榜首拌和桶，黄药类易溶药加到第二拌和桶，松醇油类起泡剂加到第二拌和桶出口。一般规范地加药次序为PH值调整剂—按捺剂或活化剂—捕收剂—起泡剂。前面所加药为后边发挥效果创造条件。对易被气泡带走、易与细泥及可溶性盐效果而失效的药剂，宜分段加，反之集中加。 浮选中常见的“冒槽”和“掉槽”两种现象，除与矿石性质、药剂准则的操作履行有关外，还与要害阀门的调控休戚相关。要害阀门开得小，前槽冒后掉槽，调整正常至少得10分钟—20分钟。某矿训练浮选工，以精选1与粗选、粗选与扫选1、扫选末槽的定位操控阀门为要害阀门，进行岗位练兵交锋，以实测尾矿档次为评判标准，完成了学以致用、学用结合。充气拌和事关矿藏的可浮性，与叶轮转速相关，应经过试验优选转速，确保适合充气拌和下杰出的金精矿质量与收回率。选前拌和可加快矿粒与药剂的相互效果，缩短矿浆的调整时刻，节约药剂用量。强度与叶轮转速成正比，时刻长短由药油在水中涣散的难易度决议，黄药、松醇油只需1分钟—2分钟;浮选拌和能使矿粒悬浮、气泡弥散，促进矿粒向气泡附着。还应确保浮选机充气拌和密封体系、零部件的完好率，配套电机及三角带等功率匹配、松紧适合。有些药剂的溶解度与温度有关，对此应采纳方法，确保并安稳药剂的水溶性，谨防因温度问题而使药剂逆反分出。特别是冬天，必要时应对配药槽储药槽中的溶液加温保温。 经过试验研讨处理含硫含油含泥矿藏的浮选问题。 某浮选厂所选矿中含方铅矿，后来硫的含量显着增多，调升酸碱度后，金精矿档次进步了，但所加石灰对黄铁矿有按捺效果，导致尾矿金档次显着跑高，起先以下降并安稳尾矿档次为准则，即便不加石灰、酸碱度坚持本来中性，也要确保尾矿目标，之后经过试验研讨将酸碱度缓慢上调到8—8.35，金精矿档次上升至30克/吨以上。鉴于浮选混合精矿中首要含银铅金等有价金属和硫的状况，他们再次经过试验研讨优选25号黑药对其进行粗精扫三段浮选(中矿闭路回来)，铅精矿档次达30.92%，铅的收回率达94.89%，仅此别离月创效1.34万元。另按捺到尾矿中的硫档次达55.91%，便于还价供应。条件具有后磨矿浮选月可创效2.60万元。　　李子金矿400t/d选厂一粗(4)四精(4+3+2+2)三扫(2+3+3)改为一粗(2)两精(4+3)三扫(2+3+3)浮选工艺流程 含油矿石成浆进入浮选槽后，简略引发翻花冒槽，必要时在拌和槽中漂除勺舀浮油，此刻要关停起泡剂，封堵吸气管，停刮板，经过直流槽和闸阀向尾矿中赶排含油矿渣，过量的起泡剂与柴油都可消泡。从源头清洁矿藏，或调配选别很多不含油的矿藏，也可消除油对浮选的损害。泥化矿藏的浮选用稀的矿浆，可多段磨矿、阶段选矿，分段分批加药，还可增加消除矿泥有害效果的比如水玻璃、苏打、苛性钠等的涣散剂，必要时选前要进行预先脱泥。也可选用分子量大、碳链长，非极性基疏水才干大的丁胺黄药进行捕收浮选，与石英脉调配选别、恰当下降磨矿细度，都可减轻泥对浮选的影响。 科学用药，选好含石墨的金矿石。一些矿山所属坑口颇多，采出的金矿石性质不免千差万别，对此应区别坑口经过试验树立对应的药剂准则，以便选别时照方下药。人为参照它矿药方，只会构成金属损失和药剂损耗，因小失大。对石墨类金矿石，可加难溶于水、不能解离成离子的非极性油，如火油、变压器油、柴油及燃料油，以浮起石墨精矿堆存或丢掉。也可运用黑(硫代磷酸胺盐)类按捺剂，按捺石墨，吸附有机物，上浮金矿藏。最简略又常用的方法是加淀粉类(灰面)有机胶体，可在石墨、云母等矿藏表面上吸附而使之遭到按捺。某浮选厂对含石墨的金矿石加灰面后，使石墨遭到按捺，精矿质量和收回率得以进步。 25克/吨以上富矿供应报价凹凸排序为：磨矿浮选所得金精矿、磨细矿及块矿。以1万吨矿算，富矿在金矿磨矿浮选后所得金精矿给冶炼厂供应比块矿、磨细矿直接供应所创净产值高：档次在25g/t以上的为9.83万元;档次在24g/t的为5.65万元，档次在5g/t的为9.32万元。黄金冶炼厂对金矿不同方法富矿所收加工费相同，磨细矿包含金精矿，金散布均匀、样品代表性强，且磨细本钱仅为块矿档次负变5g/t差错差价的3.3%，标明块矿直接供应赔本1.43万元。 浮选工艺在选厂流程中占有的空间并不大，但居于分配位置起核心效果。之前的磨矿分级回路为其选别创造条件，之后的金精矿与尾矿压滤干排可缩短供应时刻加快资金周转。金矿石浮选实用技术的运用，应安身岗位，重视实践，从看似无碍全局的小环节做起，发现问题，分析原因，寻觅对策，这样长时间坚持下去，不只益于选厂工艺设备操作的完善，更重要的是用浮选作业中的小环节可创出出产技术中的大效益。

难选金矿主要是指富含砷、碳等杂质成分、或金呈微细粒包体赋存的金矿石。这类金矿石用惯例选矿办法只能取得很低的金浸出率，形成资源的糟蹋。据统计，我国金矿资源中近三分之一归于难选冶矿石类型，因而，怎么合理使用这部分金矿资源就成为一项实际而急迫的难题。国内外对此进行了多种办法的测验，其间生物提金技能(即细菌预氧化提金工艺)在各种办法中具有出资少、出产成本低、环境污染小、较易操作等长处。国外这一选金办法发展迅速，现在出产规划已由10 t/d发展到980 t/d，取得了丰盛的利益报答。　　天津地质研讨院瞄准这项高新技能，活跃引入吸收国外同类技能，通过3年的研讨，建立了生物氧化实验室和生物提金工业实验流程，成功地进行了生物提金的实验室实验和半工业实验，在实验规划和实验目标方面到达国内先进水平，实验设备和流程到达国外90年代水平。　　研讨中先后对我国贵州、四川、辽宁等地不同矿石类型的5个金矿矿石进行了实验室实验，取得金浸出率87.7%～97.2%的成果，在此基础上断定了半工业实验的矿石类型、流程规划和设备选型。一起还进行了高压釜提金的比照实验。　　在对广西某金矿高砷金矿石生物提金半工业实验中，共处理金精矿粉200 kg。实验成果，金精矿粉经生物氧化6～8 d后，化浸出率达82%～86%，该矿石惯例办法化浸出率只要6%～8%，选用生物法浸出率进步近80个百分点。现在国外出产中一般用w(As)10%以下的金精矿粉，而本次实验中金精矿粉w(As)达15.12%，在实验矿浆中，液相介质含As的上限可达10～11 g/L，在此环境中，作业菌种依然坚持较高活性。能够说这次半工业实验为高砷矿石的生物提金供给了典范。这次半工业实验所获的体系材料为建造生物提金厂商供给了技能根据。　　根据这些研讨成果，天津地质研讨院现已建立了一套操作性较强的生物提金技能工艺，能够承当难选金矿生物提金实验和建厂技能流程拟定使命。现在天津院正活跃地推行该项技能，使我国的生物提金技能在工业化出产中发挥作用。

0（6）：10～16 31.     魏以和，钟康年，王军.生物技能在矿藏工程中的使用[J]，国外金属矿选矿，1996（1）：1～11 32.     杨风，徐祥斌等.含碳高砷型难浸金精矿细菌氧化实验研讨[J]，黄金，2003，24（4）：37～39 33.     熊英，柏全金等.黄铁矿包裹型难浸金精矿的细菌预氧化工艺研讨[J]，黄金，2003，24（11）：32～36 34.     李宏煦，王淀佐，阮仁满.硫化矿细菌浸出进程的电化学及其研讨进展[J]，有色金属，2003，55（1）：81～85 35.     杨松荣，邱冠周，胡岳华.硫化矿生物氧化机理的讨论[J]，有色金属，2003，55（3）：80～83 36.     李绍卿，刘刚，孙斌，左可胜.高砷高硫金矿石或金精矿化浸金工艺[J]，黄金，2002，23（5）：29～31 37.     姜效军，徐洪波，王涛.某高硫砷金精矿提取办法比较[J]，有色金属（冶炼部分），2002，（4）：34～36 38.     廖梦霞，邓天龙.硫化矿生物湿法冶金技能现状与展望[J]，四川有色金属，2003，3：33～35 39.     方兆珩，夏光祥.高砷难处理金矿的提金工艺研讨[J]，黄金科学技能，2004（2）：35～40 40.     周丽，文书明，李华伟.难浸金矿预处理技能及其使用[J]，国外金属矿选矿，2004，（3）：11～14 41.     金钦汉主编，微波化学[D]，科学出版社，1999 42.     魏莉，贾微.难浸金矿石预处理新工艺－微波焙烧[J]，黄金，2003，（12）：29～31 43.     谷晋川，刘亚川等.难选冶金矿微波预处理研讨[J]，有色金属，2003，55（2）：55～56 44.     S.A. 施尤伊.微波在矿业中的使用[J]，矿业工程，2003，1（6）：14～18 45.     K.E.哈克.矿藏处理进程中的微波能量[J]，国外金属矿选矿，2000，（1）：18～27 46.     G.O.Argall，Perseverance and winning ways at Mclaughlin gold，Eng.& Min. J. Oct.1986：26～32 47.     张兴仁，傅文章.国际提金工艺技能现状与新进展，国外金属矿选矿，1996（3）：6～11 48.     杨大锦，左以专.高硫高砷金精矿电化学氧化机理研讨[J]，黄金，2000，21（11）：27～30 49.     Linge H G. Electrolytic process for refractory arsenopyritic gold ore[J]. Minerals Engineering，1995，18（11）：1127～1331 50.     Linge H G，Welham N J. Minerals Engineering，1997，10（6）：557～566 51.     Arslan Fatma. Electro-oxidation of pyrite in sodium chloride solutions[J]，Hydrometallurgy，1997，46：157～169 52.     Yang Zhongmin， Yang Chunfen， Wang Guangcan.Leaching gold from refrectory gold ore bearing Arsenic by thiosulfate process[J]，云南大学学报（自然科学版），1997，19（5）：508～514    53.     吴国元.高砷金精矿真空脱砷的工艺及动力学的研讨[Ｄ]，昆明贵金属研讨所硕士论文，1990，8。 54.     吴国元，陈景.高砷硫化金矿真空脱砷工艺调查[J]，贵金属，1993，14(3)：7～14 55.     吴国元，陈景.高砷金精矿真空脱砷的动力学研讨[J]，黄金，1993，14(10)：44～47      48－50，真空脱砷法 56.     龙炳清.中南工大博士论文[D]，长沙，中南工业大学，1988

目前在自然界中发现的金矿物不多，约20余种。最常见的为自然金、银金矿和金银矿，其次是碲金矿和碲金银矿等，虽种类较多，分布较广，但数量不多；至于金的铋经物、硒化物、锑化物和硫化物更为少见。    自然金极少是纯金，常含有不等量的银或其他元素。自然金一般呈不规则的粒状、片状、乳滴状、浑圆状、团块状、网状、纤维状、树枝状、海绵状集合体。按粒度大小分为巨粒金（>0.295毫米）、粗粒金（0.295～0.074毫米）、中粒金（0.074～0.037毫米）、细粒金（0.037～0.01毫米）、微粒金（<0.01毫米），一般砂金颗粒较粗大，脉金（岩金）粒度较小。    自然金有金属光泽，多呈金黄色，含银较高时呈淡黄色或乳黄色，硬度2～3，比重是15.6～18.2，纯金为19.3。野外鉴定自然金，主要根据金的顔色、金属光汗、硬度小用牙咬有痕印等特征来识别。    银金矿是自然金的一种，矿物中含银20～50%、含金80～50%，顔色为淡黄色或乳黄色，硬度2～3，比重是12，5～15.6。    金银矿是自然银的亚种，矿物中含银50～80%、含金50～20%，顔色常呈浅黄或亮黄色，金属光泽，硬度2～3，比重10.5～12.5。    碲金矿（AuTe2）：理论成分Au43.5%，Fe56.41%。多呈粒状集合体，顔色为黄铜色至银白色，金属光泽，次贝壳状至不平坦断口，硬度2.5～3，比9.1～9.4。    载金矿物是指金矿床中某种带或含金的有用矿物或脉石矿物。如黄铜矿、黄铁矿、方铅矿、闪锌矿、磁黄铁矿、辉铜矿、辉锑矿、辉铋矿、毒砂等矿物中一般含金量较高，且经常以裂隙金、晶隙金、包裹金或吸附金的形态被某种矿物所携带。因此载金矿物中金的赋存状态比较复杂。    金的矿石类型划分尚没有统一的方法和标准，现根据矿石组成的复杂性及选矿难易程度，大致分为以下几类：    1. 贫硫化物金矿石；    2. 高硫化物金矿石；    3. 多金属硫化物含金矿石；    4. 含金氧化矿石；    5. 含金钨锑矿石。

原生金-砷矿石含有1~2%到10~12%的砷黄铁矿。在其他硫化物中，实际上常常有黄铁矿，有时还有磁黄铁矿。在很少情况下，矿藏中不含微粒金。这类矿石能够用化法或许先浮选然后对浮选精矿进行化的办法处理。矿石中大部分金常常呈微粒涣散状包裹在硫化物中。对这类矿石能够进行混合浮选，选出金-砷精矿或许金-砷-黄铁矿精矿。精矿进行焙烧，焙烧渣用化法处理或送冶炼厂冶炼。在焙烧进程中得到含砷的产品。可是，现在对这类产品的需求量不大。假如混合浮选后不能得到抛弃尾矿，那么可对浮选尾矿进行化或许对原矿进行化，而含金硫化物则用浮选法从化尾矿中收回。 浮选金-砷矿石时，有必要对已知的办法进行实验，即分段浮选，矿砂和矿泥别离浮选、在苏打介质中进行浮选等，以便改进金-砷矿石浮选进程的各项目标。浮选砷黄铁矿时，有必要往矿浆中加氧。磨矿进程中构成的碎铁可作为氧的吸收剂。当存在苏打灰时，铁的氧化和吸收氧进行得较慢。所以，在拟定浮选条件时，应当对磨矿机中增加的苏审察(耗量为1~2公斤/吨)进行实验，以便使磨矿机排矿中pH值到达10~10.2，然后在浮选时使其降到8.5~8.8。以硫酸铜作为活化剂是很有利的，其用量为100~200。克/吨。这种药剂应加在扫选中。在单个情况下，金和砷的收回率会跟着矿浆同捕收剂拌和时刻的增加(达20~30分钟)而进步。 有时，选用优先浮选分选出含金的黄铁矿精矿和砷精矿，或许单-的金-黄铁矿精矿是适宜的。假如黄铁矿精矿和砷精矿中的金是用不同办法进行收回或许需得到高晶位的砷精矿时，独自选出黄铁矿精矿和砷精矿是合算的。在下列情况下能够只选出单-的金-黄铁矿精矿： 当浮选尾矿符合抛弃金档次的要求，而砷又无工业价值时; 浮选尾矿中的金与黄铁矿精矿中的金不相同，它能够用化法收回时。 运用石灰或许在石灰介质顶用空气进行氧化，用软锰矿和按捺砷黄铁矿，可使黄铁矿与砷黄铁矿别离。在许多情况下，氧化剂的作用取决于氧化剂运用准则的拟定和遵守得怎么。氧化剂的用量过大，与矿浆触摸时刻过长都会引起砷黄铁矿的活化。 浮选泥质矿石和含碳矿石时的困难很大。矿泥中一般有含碳物质、各种页岩和碳酸盐。在浮选硫化物时，这些组分会进入精矿中，然后进步了精矿的产率和下降精矿质量。此外，矿泥能吸收浮选药剂并阻止硫化物的浮选。为了研讨泥质矿石，首要有必要断定矿石中的含金性并依据其质量能够实验下列办法： 矿石及其加工产品(粗选尾矿、中间产品、扫选精矿)的脱泥。假如有必要，别离后的矿泥应进行吸附化处理; 运用不同药剂(KMLI，IIAA，染料，淀粉等)按捺粗选、扫选或精选作业中的矿泥浮游; 浮选并用药剂处理矿砂部分。 含微粒浸染金的砷黄铁矿精矿和黄铁矿-砷黄铁矿精矿的工业运用问题，现在还未取得处理。因为对砷的各种化合物的需求量有限和这些化合物的毒性大，所以这个问题很难处理。 砷是火法冶金进程中的有害组分，所以送到冶炼厂中的精矿;对其间砷的含量有严厉的约束。 国外出产实践中，遍及选用对金-砷精矿进行焙烧，然后用化法处理焙砂。选用这一办法时，需求细心地从气相中捕收砷，假如砷产品的销路欠安时，还需求花贵重费用将其储存或埋藏起来。最好是选用两段焙烧：I段焙烧的温度为500~5800C，并给入少数的空气，Ⅱ段焙烧温度为600~620Y3并给入很多空气。只要这样，焙烧时才干不致生成易熔化合物，且能得到孔隙性杰出的焙砂。陪砂中的砷档次不该超越1~1.5%。假如在较高的温度下和给入过量的空气条件下进行一段焙烧，那将会因生成不易蒸发的盐(例如铁FeAsO4)而进步焙砂中的砷档次。盐会掩盖金的表面，阻止金在化进程中的溶解。对含有雄黄(AsS)和雌黄(As2S3)的物料进行焙烧时，在很大程度上会生成铁。在温度为600~620℃下进行的第二段焙烧大都为氯化焙烧或许氧化-氯化焙烧。在大都情况下;经过这种焙烧可使包裹在黄铁矿或砷黄铁矿中的金较充沛地露出出来。 对含碳的金-砷精矿进行焙烧时，最好分两段进行：在温度为500~600℃以及空气给入量缺乏的条件下进行第-段焙烧，在温度为650~700℃以及给入过量空气下进行第二段焙烧。第-段焙烧应该将砷烧到焙砂中的含量低于1%，而第二段焙烧应将活性碳和硫烧尽。为了使活性碳烧尽，不只需求给入过量的空气以及适当高的温度，并且还需求适当长的时刻。在欢腾焙烧炉中焙烧时，焙烧进程进行的较快，并且焙烧得较彻底充沛。为了在焙烧炉中完成不必燃料的自燃焙烧，精矿的含硫量应为22~24%。 假如焙烧渣送去熔炼，那么就能够进行一段焙烧。砷在这种焙烧渣中的含量容许到达2%。 对金-砷精矿或许焙烧后的焙砂进行化处理时，又有其不同的特色。对精矿进行化时，应该预先用碱处理，分段化，用低浓度氧化钙的化溶液进行浸出等。假如原矿或其精矿中含有砷的简略硫化物(雌黄或雄黄)，那么在化时有必要用处理含锑矿石及其精矿的办法来进行实验。焙烧后的焙砂，一般需求用水冲刷，然后进行化并使化溶液中NaCN的浓度保持在0.08%以上。经过冲刷能大大下降和石灰的耗量。关于含有难以收回金的焙砂可用两段或许三段化来处理，必要时还能够用碱进行中间处理。碱能溶解砷的氧化物(特别是铁)，并能使包裹在这些化合物中的金露出出来。处理焙砂时，需求NaOH的浓度为6~8%的碱溶液。并将矿浆加热到80~90%℃，处理时刻为2~3小时。然后使物料脱水，最终进行化并对液相中的金进行查验分析。往溶液中增加氢氧化物或氧化钙，就能使含Na3AsO4的碱溶液得以再生。砷呈钙方式沉积下来，溶液再用NaOH增浓。 先进行不彻底氧化焙烧，然后进行氯化蒸发是从金-砷精矿中收回金的-种可行办法。氯化蒸发实验的条件如下：焙砂中的含硫量为3.5~4%，NaCl耗量为焙砂分量的7.5~10%，氯化蒸发的温度为1000℃。在这些条件下，约有96~98%的金转入蒸发物中而被收回。 分化金-砷精矿的压热-碱浸办法值得进一步研讨。在温度为100℃，气相中的氧分压为10大气压的条件下，用150~180克/升NaOH溶液对精矿进行2小时的压热处理，就能确保+分彻底地使硫化物分化，使98~99%的砷和硫进入液相。冲刷后浸出渣中的金可用化法(不增加石灰)加以收回。压热分化能够在水介质中，借助于在50大气压下使空气中的氧经过压热浸出器来完成。在这些条件下，砷被氧化并生成铁和硫酸。 细菌浸出是使金-砷精矿被氧化的很有发展前途的办法。选用这-办法能适当彻底地使金露出出来。细菌浸出后所得到的砷化合物(主要是盐和亚钙)难溶于水中，并且其毒性很小。这是选用焙烧工艺和火法冶炼时生成的砷化合物所无法比拟的。 为了使砷黄铁矿氧化，主张选用人工培育的铁硫杆菌，其在原始溶液中的浓度为106-107细胞/毫升。细菌浸出的实验是在静态条件下进行的，有必要测定下列主要参数的最佳值： 原始细菌溶液的pH值; 三价铁的浓度， 原始矿浆中的液固比 细菌浸出的时刻。 这些参数的原始数值是：pH值;1.8~2;Fe3+的浓度为3~4克/升，液固比=30~50，时刻为300~400小时。然后使细菌适应于详细的条件，溶液进行中间脱砷(增加石灰乳使pH值到达3~3.5)，并依照顺流的工艺流程安排细菌浸出实验，力求缩短细菌浸出的时刻和在较稠的矿浆中完成这-办法。关于某些金-砷精矿来说，砷黄铁矿开端氧化的最佳条件是：液固比二5：1，浸出时刻为120~150小时。在砷黄铁矿被氧化的一起，部分黄铁矿(约30~40%)也被氧化。 细菌浸出后的浸出渣需用水洗刷，然后对浸出渣进行化。除了化法之外，还能够用法、水氯化法等进行实验。 为了从黄铁矿和砷黄铁矿中露出出金，还有-些比较新的办法(如机械化学法和电化学法)应引起注重。 部分氧化的矿石中所含的砷有-部分是呈臭葱石和其他氧化矿藏状况存在的。这种矿石中的金被臭葱石薄膜所掩盖，因而难以进行浮选和化。臭葱石可用脂肪酸捕收剂进行浮选。 为了从部分氧化矿石中收回金和砷，可用包含下列作业的流程进行实验： 用巯基捕收浮选金和硫化物，其精矿进行焙烧，焙砂加以化; 浮选尾矿用NaOH溶液处理，以便浸出砷和除去金粒表面上的薄膜; 残渣用化法处理; 用石灰或高浓度NaOH溶液从碱性溶液中沉积砷。石灰能沉积，一起还能使NaOH再生。再生后的NaOH能够循环运用。