提高难选冶金矿石的选冶回收率的综合回收方法

权利要求

1.提高难选冶金矿石的选冶回收率的综合回收方法，所述难选金矿的组分及百分含量包括：Au：4.8~5.2g/t，Ag：1.43~1.84g/t，As：0.15~0.19%，S：3.8~4.5%，TFe：4.4~4.8%，FeO：3.96~4.13%，Fe2O3：1.97~2.09%，SiO2：65.24~66.12%，Al2O3：14.40~15.46%，K2O：3.34~4.18%，C：0.14~0.18%，其特征在于：其综合回收方法包括以下步骤：

（1）破碎作业：将原矿矿物经过破碎作业破碎得到破碎合格物料；

（2）磨矿分级作业：将上述破碎合格物料依次送入一段磨矿和二段磨矿的闭路磨矿分级系统，得到磨矿合格溢流矿浆；

（3）原矿浸出作业：将上述磨矿合格溢流矿浆依次经过浓缩机和隔渣筛处理后送至浸出槽进行浸出，先后加入pH值调整剂、浸出剂和活性炭，浸出槽沿矿浆流向的逆向逐个向前一槽串炭，自最前槽提出的载金炭经过粗粒隔炭筛得筛上的粗粒载金炭，最后槽流出的矿浆经过细粒隔炭筛得筛上的细粒载金炭，筛下矿浆为浸出尾矿，所述粗粒载金炭和细粒载金炭合并为浸出作业载金炭产品；

（4）尾矿浮选作业：将上述浸出尾矿自流至搅拌槽中，依次加入改性调整剂和改性活化剂后，输送至两段浮选柱进行粗选和精选，得浮选精金矿和浮选尾矿。

2.根据权利要求1所述的提高难选冶金矿石的选冶回收率的综合回收方法，其特征在于：步骤（1）中所述原矿为粒径≤500mm的矿物料，所述破碎合格物料为粒径≤14mm占比≥98%的矿物料。

3.根据权利要求1所述的提高难选冶金矿石的选冶回收率的综合回收方法，其特征在于：步骤（2）中所述一段磨矿的磨矿浓度控制为75~80%，所述溢流矿浆的细度为≤0.074mm粒级占比≥65%；

步骤（2）中所述二段磨矿的磨矿浓度控制为70~75%，所述溢流矿浆的细度为≤0.074mm粒级占比≥90%。

4.根据权利要求1所述的提高难选冶金矿石的选冶回收率的综合回收方法，其特征在于：步骤（3）中所述浓缩机的底流浓度为45~50%，所述浸出槽内浸出矿浆的浸出浓度为35~40%。

5.根据权利要求1所述的提高难选冶金矿石的选冶回收率的综合回收方法，其特征在于：步骤（3）中所述pH调整剂为生石灰，且生石灰的加入量控制所述浸出槽内浸出矿浆的pH值为11~12；

步骤（3）中所述浸出剂是由硫黄、生石灰和H2O按照质量比为3:1:60熬制1h而得的石硫合剂，且所述石硫合剂的加入量控制为2.5~3.0kg/t，矿浆浸出时间控制为24~30h；

步骤（3）中所述活性炭为杏核炭、椰壳炭、橄榄核炭或球状煤质炭；

优选地，所述活性炭为椰壳炭，且椰壳炭的加入量控制为2~4kg/t，浸出矿浆的吸附时间控制为8~12h。

6.根据权利要求1所述的提高难选冶金矿石的选冶回收率的综合回收方法，其特征在于：步骤（3）中所述粗粒隔炭筛的筛孔控制为30~32目，所述细粒隔炭筛的筛孔控制为80~100目。

7.根据权利要求1所述的提高难选冶金矿石的选冶回收率的综合回收方法，其特征在于：步骤（4）中所述改性调整剂为氟硅酸钠，且所述氟硅酸钠的加入量为1.5~2kg/t；

步骤（4）中所述改性活化剂为硫酸铜，且所述硫酸铜的加入量为300~500g/t。

8.根据权利要求1所述的提高难选冶金矿石的选冶回收率的综合回收方法，其特征在于：步骤（4）中所述粗选的矿浆浓度控制为25~28%，矿浆的pH控制为10.0~11.0，所述精选的矿浆浓度控制为20-22%，矿浆的pH控制为9.0~10.0。

9.根据权利要求1所述的提高难选冶金矿石的选冶回收率的综合回收方法，其特征在于：步骤（4）中所述粗选的操作包括在一段浮选柱中先后加入捕收剂和起泡剂，所述捕收剂采用丁铵黄药、戊基黄药及丁铵黑药中的一种或两种，所述起泡剂采用松醇油、11#油及2#油中的一种或两种；

优选地，所述捕收剂为由丁基黄药与丁铵黑药按照质量比为4:1配制而成的混合黄药，且混合黄药的加入量控制为160~200g/t；

优选地，所述起泡剂为2#油，且2#油的加入量控制为40~60g/t。

10.根据权利要求1所述的提高难选冶金矿石的选冶回收率的综合回收方法，其特征在于：步骤（3）中所述载金炭产品金的品位为250~300g/t，所述浸出作业的浸出率ε1为76.5~77.5%，所述浸出尾矿金的品位为1.0~1.2g/t；

步骤（4）中所述浮选金精矿中金的品位为15~18g/t，所述浮选尾矿中金的品位≤0.18g/t，所述浮选回收率ε2为83.55~84.45%；

所述载金炭产品与浮选金精矿的选冶回收率ε=ε1+(100-ε1)*ε2，且ε≥96%。

说明书

技术领域

本发明涉及难选冶金矿石选矿技术领域，特别涉及提高难选冶金矿石的选冶回收率的综合回收方法。

背景技术

我国难选的冶金矿资源丰富，但该类矿石由于其中金的赋存状态和矿物的组成特性使得金的提取有很大的难度，对于国内难处理金矿资源，经过开展大量的研究工作，得到了一定程度的开发利用，但总体形势上并不乐观，真正从难处理的金矿资源中有效合理和安全环保地提取出的黄金占每年的总产量的比例并不高。对于金与砷、硫嵌布关系密切且矿物组成相对复杂的高氧化矿金矿石，特别是含砷、硫及碳等有害组分的高氧化矿金矿石而言，采用浸出工艺或者浮选工艺提金均存在很多不足，一是采用单一浸出工艺提金，金的浸出率较低，金的回收率不高；二是浸出工艺前对原矿进行预处理，去除氧化有害组分元素后再进行浸出，可提高金的浸出率，但工艺复杂，生产成本高，如甘肃岷县的鹿峰金矿，采用原矿焙烧工艺处理含砷、硫及碳的原矿；三是采用浮选工艺选金后对金精矿进行再处理，去除氧化有害组分元素，提高金精矿的品质，同样工艺复杂，生产成本高，如湖南黄金洞金矿通过采用二段氧化焙烧工艺处理高砷金精矿；四是这些氧化矿中含有大量的原生矿泥，同时氧化矿的可浮选性较差，影响浮选回收率。

由上述分析可见，含砷、硫及碳的高氧化金矿石的难选金矿，现有的回收工艺往往存在回收率较低或回收工艺复杂的问题。如何有效合理又安全环保地提取出金矿石中的黄金，对保持和改善生态环境、提高矿产资源利用率、促进矿山可持续发展具有重大的现实意义。

发明内容

本发明的主要目的是提出一种提高难选冶金矿石的选冶回收率的综合回收方法，旨在解决含砷、硫及碳的高氧化金矿石的难选金矿现有的回收工艺回收率较低的问题，提高难选冶金矿石的选冶回收率，从而提高矿产资源的利用率。

为实现上述目的，本发明提出一种提高难选冶金矿石的选冶回收率的综合回收方法，所述难选金矿的组分及百分含量包括：Au：4.8~5.2g/t，Ag：1.43~1.84g/t，As：0.15~0.19%，S：3.8~4.5%，TFe：4.4~4.8%，FeO：3.96~4.13%，Fe2O3：1.97~2.09%，SiO2：65.24~66.12%，Al2O3：14.40~15.46%，K2O：3.34~4.18%，C：0.14~0.18%，其综合回收方法包括以下步骤：

（1）破碎作业：将原矿矿物经过破碎作业破碎得到破碎合格物料；

（2）磨矿分级作业：将上述破碎合格物料依次送入一段磨矿和二段磨矿的闭路磨矿分级系统，得到磨矿合格溢流矿浆；

（3）原矿浸出作业：将上述磨矿合格溢流矿浆依次经过浓缩机和隔渣筛处理后送至浸出槽进行浸出，先后加入pH值调整剂、浸出剂和活性炭，浸出槽沿矿浆流向的逆向逐个向前一槽串炭，自最前槽提出的载金炭经过粗粒隔炭筛得筛上的粗粒载金炭，最后槽流出的矿浆经过细粒隔炭筛得筛上的细粒载金炭，筛下矿浆为浸出尾矿，所述粗粒载金炭和细粒载金炭合并为浸出作业载金炭产品；

（4）尾矿浮选作业：将上述浸出尾矿自流至搅拌槽中，依次加入改性调整剂和改性活化剂后，输送至两段浮选柱进行粗选和精选，得浮选精金矿。

优选地，步骤（1）中所述原矿为粒径≤500mm的矿物料，所述破碎合格物料为粒径≤14mm占比≥99%的矿物料。

优选地，步骤（2）中所述一段磨矿的磨矿浓度控制为75~80%，所述溢流矿浆的细度为≤0.074mm粒级占比≥65%；

步骤（2）中所述二段磨矿的磨矿浓度控制为70~75%，所述溢流矿浆的细度为≤0.074mm粒级占比≥90%。

优选地，步骤（3）中所述浓缩机的底流浓度为45~50%，所述浸出槽内浸出矿浆的浸出浓度为35~40%。

优选地，步骤（3）中所述pH调整剂为生石灰，且生石灰的加入量控制所述浸出槽内浸出矿浆的pH值为11~12；

步骤（3）中所述浸出剂是由硫黄、生石灰和H2O按照质量比为3:1:60熬制1h而得的石硫合剂，且所述石硫合剂的加入量控制为2.5~3.0kg/t，矿浆浸出时间控制为24~30h；

步骤（3）中所述活性炭为杏核炭、椰壳炭、橄榄核炭或球状煤质炭；

具体地，所述活性炭为椰壳炭，且椰壳炭的加入量控制为2~4kg/t，浸出矿浆的吸附时间控制为8~12h。

优选地，步骤（3）中所述粗粒隔炭筛的筛孔控制为30~32目，所述细粒隔炭筛的筛孔控制为80~100目。

优选地，步骤（4）中所述改性调整剂为氟硅酸钠，且所述氟硅酸钠的加入量为1.5~2kg/t；

步骤（4）中所述改性活化剂为硫酸铜，且所述硫酸铜的加入量为300~500g/t。

优选地，步骤（4）中所述粗选的矿浆浓度控制为25~28%，矿浆的pH控制为10.0~11.0，所述精选的矿浆浓度控制为20~22%，矿浆的pH控制为9.0~10.0。

优选地，步骤（4）中所述粗选的操作包括在一段浮选柱中先后加入捕收剂和起泡剂，所述捕收剂采用丁铵黄药、戊基黄药及丁铵黑药中的一种或两种，所述起泡剂采用松醇油、11#油及2#油中的一种或两种；

具体地，所述捕收剂为由丁基黄药与丁铵黑药按照质量比为4:1配制而成的混合黄药，且混合黄药的加入量控制为160~200g/t；

具体地，所述起泡剂为2#油，且2#油的加入量控制为40~60g/t。

优选地，步骤（3）中所述载金炭产品金的品位为250~300g/t，所述浸出作业的浸出率ε1为76.5~77.5%，所述浸出尾矿金的品位为1.0~1.2g/t；

步骤（4）中所述浮选金精矿中金的品位为15~18g/t，所述浮选尾矿中金的品位≤0.18g/t，所述浮选回收率ε2为83.55~84.45%；

所述载金炭产品与浮选金精矿的选冶回收率ε=ε1+(100-ε1)*ε2，且ε≥96%。

本发明的技术方案中，通过采用浸出工艺提金与浮选工艺选金相结合的综合回收工艺对难选冶金矿进行回收处理，针对金以微细粒和显微形态包裹于脉石矿物及有害杂质中的含金矿石，先采用进浸出工艺浸出原矿金矿石中易浸出的大部分金矿物，再采用浮选工艺回收浸出尾矿中部分难浸出的硫化物包裹金矿物，以高效回收难选金矿中的金矿物，并采用选矿和冶金联合处理工艺技术针对性综合回收，以提高难选冶金矿石的选冶回收率，从而有效解决含砷、硫及碳的高氧化金矿石的难选金矿现有的回收工艺回收率较低的问题，进而提高矿产资源的利用率。

本发明的提高难选冶金矿石的选冶回收率的综合回收方法具有以下优点：（1）原矿炭浆法提金工艺采用非氰环保型无毒浸出剂石硫合剂和椰壳活性炭，相比传统氰化法提金工艺真正实现了“绿色矿山、环保提金”；（2）针对原矿中部分难浸出的硫化物包裹金矿物采用浮选工艺回收，尤其通过开发适宜于微细粒、高碱度条件下浮选硫化物包裹金的浮选药剂混合黄药，实现了浸出尾矿的综合回收利用；（3）浮选工艺中采用浮选柱代替传统的浮选机，利用浮选柱适宜于选别微细粒矿物的特性，相比传统浮选机，浮选金精矿品位和回收率均明显提高，实现了矿产资源的高效回收利用；（4）经过现场工业生产证明，在入选原矿含金4.8~5.2g/t时，采用本发明的综合回收方法可以使最终尾矿含金降至≤0.18g/t，原矿选冶回收率可提高到96%以上，综合回收技术指标理想。对保持和改善生态环境、提高矿产资源利用率、促进矿山可持续发展具有重大的现实意义。

附图说明

为了更清楚地说明本发明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地介绍，显而易见地，下面描述中的附图仅仅是本发明的一些实施例，对于本领域普通技术人员来讲，在不付出创造性劳动的前提下，还可以根据这些附图示出的结构获得其他的附图。

图1为本发明提供的提高难选冶金矿石的选冶回收率的综合回收方法一实施例的流程示意图；

图2为本发明提供的提高难选冶金矿石的选冶回收率的综合回收方法一实施例的工艺流程图。

本发明目的的实现、功能特点及优点将结合实施例，参照附图做进一步说明。

具体实施方式

需要说明，若本发明实施例中有涉及方向性指示（诸如上、下、左、右、前、后……），则该方向性指示仅用于解释在某一特定姿态（如附图所示）下各部件之间的相对位置关系、运动情况等，如果该特定姿态发生改变时，则该方向性指示也相应地随之改变。

另外，若本发明实施例中有涉及“第一”、“第二”等的描述，则该“第一”、“第二”等的描述仅用于描述目的，而不能理解为指示或暗示其相对重要性或者隐含指明所指示的技术特征的数量。

本发明提出一种提高难选冶金矿石的选冶回收率的综合回收方法，所述难选冶金矿石的组分及百分含量包括：Au：4.8~5.2g/t，Ag：1.43~1.84g/t，As：0.15~0.19%，S：3.8~4.5%，TFe：4.4~4.8%，FeO：3.96~4.13%，Fe2O3：1.97~2.09%，SiO2：65.24~66.12%，Al2O3：14.40~15.46%，K2O：3.34~4.18%，C：0.14~0.18%。图1为本发明提出的提高难选冶金矿石的选冶回收率的综合回收方法的一实施例的流程示意图，图2为本发明提出的提高难选冶金矿石的选冶回收率的综合回收方法的一实施例的工艺流程图，包括如下步骤：

步骤S10，破碎作业：将原矿矿物经过破碎作业破碎得到破碎合格物料；

进一步地，所述步骤S10中，所述原矿为粒径≤500mm的矿物料，所述破碎合格物料为粒径≤14mm的矿物料，所述破碎作业采用的破碎设备有颚式破碎机和圆锥破碎机。

步骤S20，磨矿分级作业：将上述破碎合格物料依次送入一段磨矿和二段磨矿的闭路磨矿分级系统，得到磨矿合格溢流矿浆；

进一步地，具体地，破碎合格物料经皮带运输机送入格子型球磨机和螺旋分级机组成的一段闭路磨矿分级流程中，进行一段磨矿和一次分级，控制磨矿浓度为75~80%，磨矿细度为-0.074mm粒级占比≥65%，经螺旋分级机分选后的，粒级＞0.074mm的沉砂矿浆返回至一段球磨机再次进行磨矿，粒级≤0.074mm的溢流矿浆送入旋流器和溢流型球磨机组成的二段闭路磨矿分级流程中，进行二次分级和二段磨矿，经旋流器分选后，粒级＞0.074mm的沉砂矿浆送至二段球磨机进行再次磨矿，控制磨矿浓度为70~75%，旋流器溢流矿浆细度为-0.074um粒级占比≥90.65%，溢流浓度为32~34%，为磨矿合格溢流矿浆。

步骤S30，原矿浸出作业：将上述磨矿合格溢流矿浆依次经过浓缩机和隔渣筛处理后送至浸出槽进行浸出，先后加入pH值调整剂、浸出剂和活性炭，浸出槽沿矿浆流向的逆向逐个向前一槽串炭，自最前槽提出的载金炭经过粗粒隔炭筛得筛上的粗粒载金炭，最后槽流出的矿浆经过细粒隔炭筛得筛上的细粒载金炭，筛下矿浆为浸出尾矿，所述粗粒载金炭和细粒载金炭合并为浸出作业载金炭产品；

进一步地，具体地，磨矿合格溢流矿浆自流至浓密机进行浓缩，控制浓密机底流浓度为45~50%，浓密机底流经渣浆泵输送至隔渣筛除去筛上木屑等杂物，控制隔渣筛筛孔28~32目。筛下原矿矿浆自流至浸出槽进行浸出，控制浸出矿浆浓度25~40%，先加入pH值调整剂生石灰，生石灰的加入量为12~15kg/t，控制浸出矿浆pH为11~12，浸出作业中进入石灰作为保护碱，使浸出溶液在高碱性条件下保持浸出的稳定性，避免药剂的损耗；再加入浸出剂石硫合剂，所述石硫合剂的加入量为2.5~3.0kg/t，控制矿浆浸出时间24~30h；最后在浸出槽加入椰壳活性炭，所述椰壳炭的加入量为2~4kg/t，控制矿浆吸附时间8~12h，椰壳活性炭采用椰子壳为原料精制而成，外形为不定形颗粒，具有机械强度高，孔隙结构发达，比表面积大，吸附速度快，吸附容量高，金吸附率高，金吸附量大，且易于再生，经久耐用；浸出槽沿矿浆流向的逆向逐个向前一槽串炭，然后自最前槽提出的载金炭经过粗粒隔炭筛得筛上的粗粒载金炭，控制粗粒隔炭筛筛孔为30~32目。最后槽中的矿浆自流至细粒隔炭筛，控制细粒隔炭筛孔80~100目，收集细粒隔炭筛上层产物为细粒载金碳，筛下矿浆为原矿浸出尾矿，所述粗粒载金炭和细粒载金炭合并为浸出作业载金炭产品，所述载金炭产品金的品位为250~300g/t，所述浸出作业的浸出率ε1为76.5~77.5%，所述浸出尾矿金的品位为1.0~1.2g/t。

进一步地，更具体地，所述浸出剂石硫合剂由硫黄、生石灰和H2O按照质量比为3:1:60熬制1h而制得，一般现配现用，先把1份生石灰放入锅中，加10份水分解后，加温烧开滤渣，把3份硫磺用温水调成黏糊状态后，顺锅边倒入锅内，加入50份水，边加温熬煮边进行搅拌，沸腾后熬煮1 h，锅内的溶液变为深红棕色，渣滓变成蓝绿色后，滤出的清液即为石硫合剂的母液，使用时根据度数加水稀释使用即可。

步骤S40，尾矿浮选作业：将上述浸出尾矿自流至搅拌槽中，依次加入改性调整剂和改性活化剂后，输送至两段浮选柱进行粗选和精选，得浮选精金矿。

进一步地，具体地，浸出尾矿自流至搅拌槽中，先加入改性调整剂氟硅酸钠，所述氟硅酸钠的加入量为1.5~2kg/t，氟硅酸钠水解后解离出的F-沉淀了对原矿中的黄铁矿起抑制作用的Ca2+，从而活化了浸出尾矿中的黄铁矿；再加入改性活化剂硫酸铜，所述硫酸铜的加入量为300~500g/t，搅拌槽中矿浆自流至泵池经渣浆泵输送至粗选浮选柱进行粗选，控制粗选矿浆浓度为25~28%，矿浆pH值为10.0~11.0，先加入捕收剂混合黄药，所述混合黄药的加入量为160~200g/t，再加入起泡剂2#油，所述2#油的加入量为40~60g/t，收集粗选浮选柱顶部泡沫槽中产物为浮选粗精矿，沉于下层的浮选尾矿金含量0.18g/t，经渣浆泵输送至尾矿库。浮选粗精矿矿浆经渣浆泵输送至精选浮选柱中进行精选，控制精选矿浆浓度为20~22%，矿浆pH值为9.0~10.0，收集精选浮选柱顶部泡沫槽中矿物为浮选金精矿，所述浮选金精矿中金的品位为15~18g/t，所述浮选尾矿中金的品位≤0.18g/t，所述浮选回收率ε2为83.55~84.45%，沉于下层的矿物为浮选中矿，浮选中矿经渣浆泵输送至粗选浮选柱形成循序返回闭路浮选流程。

上述浮选工艺中采用浮选柱代替传统的浮选机，利用浮选柱适宜于选别微细粒矿物的特性，相比传统浮选机浮选精矿品位、回收率均明显提高，实现了矿产资源高效化回收。

本发明的技术方案中，通过采用浸出工艺提金与浮选工艺选金相结合的综合回收工艺对难选冶金矿进行回收处理，针对金以微细粒和显微形态包裹于脉石矿物及有害杂质中的含金矿石，先采用进浸出工艺浸出原矿金矿石中易浸出的大部分金矿物，再采用浮选工艺回收浸出尾矿中部分难浸出的硫化物包裹金矿物，以高效回收难选金矿中的金矿物，并采用选矿和冶金联合处理工艺技术针对性综合回收，以提高难选冶金矿石的选冶回收率，从而有效解决含砷、硫及碳的高氧化金矿石的难选金矿现有的回收工艺回收率较低的问题，进而提高矿产资源的利用率。经过现场工业生产证明，在入选原矿含金4.8~5.2g/t时，采用本发明的综合回收方法可以使最终尾矿含金降至≤0.18g/t，所述载金炭产品与浮选金精矿的选冶回收率ε=ε1+(100-ε1)*ε2，且ε≥96%，原矿选冶回收率可提高到96%以上，综合回收技术指标理想，对保持和改善生态环境、提高矿产资源利用率、促进矿山可持续发展具有重大的现实意义。

以下结合具体实施例和附图对本发明的技术方案作进一步详细说明，应当理解，以下实施例仅仅用以解释本发明，不用于限定本发明。

实施例1

所述难选冶金矿石的组分及百分含量包括：Au：4.8g/t，Ag：1.43g/t，As：0.15%，S：3.8%，TFe：4.4%，FeO：3.96%，Fe2O3：1.97%，SiO2：65.24%，Al2O3：14.40%，K2O：3.34%，C：0.14%。

所述提高难选冶金矿石的选冶回收率的综合回收方法的步骤为：

（1）破碎作业：将粒径≤500mm的原矿矿物经过破碎作业破碎得到粒径≤14mm占比98.3%的破碎合格物料；

（2）磨矿分级作业：将上述破碎合格物料经皮带运输机送入格子型球磨机和螺旋分级机组成的一段闭路磨矿分级流程中，进行一段磨矿和一次分级，控制磨矿浓度为75%，磨矿粒度≤0.074mm粒级占比65.78%，经螺旋分级机分选后的，粒级＞0.074mm的沉砂矿浆返回至一段球磨机再次进行磨矿，粒级≤0.074mm的溢流矿浆送入旋流器和溢流型球磨机组成的二段闭路磨矿分级流程中，进行二次分级和二段磨矿，经旋流器分选后，粒级＞0.074mm的沉砂矿浆送至二段球磨机进行再次磨矿，控制磨矿浓度为70%，粒级≤0.074mm的溢流矿浆-0.074um占比90.65%，溢流浓度为32%，为磨矿合格溢流矿浆。

（3）原矿浸出作业：上述磨矿合格溢流矿浆自流至浓密机进行浓缩，控制浓密机底流浓度为45%，浓密机底流经渣浆泵输送至隔渣筛除去筛上木屑等杂物，控制隔渣筛筛孔28目。筛下原矿矿浆自流至浸出槽进行浸出，控制浸出矿浆浓度35%，先加入pH值调整剂生石灰，生石灰的加入量为12kg/t，控制浸出矿浆pH为11，再加入浸出剂石硫合剂，所述石硫合剂的加入量为2.5kg/t，控制矿浆浸出时间24h，最后在浸出槽加入椰壳活性炭，所述椰壳炭的加入量为3kg/t，控制矿浆吸附时间8h，浸出槽沿矿浆流向的逆向逐个向前一槽串炭，然后自最前槽提出的载金炭经过粗粒隔炭筛得筛上的粗粒载金炭，控制粗粒隔炭筛筛孔为30目。最后槽中的矿浆自流至细粒隔炭筛，控制细粒隔炭筛孔80目，收集细粒隔炭筛上层产物为细粒载金碳，筛下矿浆为原矿浸出尾矿，所述粗粒载金炭和细粒载金炭合并为浸出作业载金炭产品，所述浸出产品载金炭中金的品位为250g/t，所述浸出尾矿金的品位为1.0g/t。

（4）尾矿浮选作业：上述浸出尾矿自流至搅拌槽中，先加入改性调整剂氟硅酸钠，所述氟硅酸钠的加入量为1.5kg/t，再加入改性活化剂硫酸铜，所述硫酸铜的加入量为300g/t，搅拌槽中矿浆自流至泵池经渣浆泵输送至粗选浮选柱进行粗选，控制粗选矿浆浓度为25%，先加入捕收剂混合黄药，所述混合黄药的加入量为160g/t，再加入起泡剂2#油，所述2#油的加入量为40g/t，收集粗选浮选柱顶部泡沫槽中产物为浮选粗精矿，沉于下层的浮选尾矿金含量0.16g/t，经渣浆泵输送至尾矿库。浮选粗精矿矿浆经渣浆泵输送至精选浮选柱中进行精选，控制精选矿浆浓度为20%，矿浆的pH=8.0，收集精选浮选柱顶部泡沫槽中矿物为浮选金精矿，所述浮选金精矿中金的品位为15.0g/t，产率为5.57%，沉于下层的矿物为浮选中矿，浮选中矿经渣浆泵输送至粗选浮选柱形成循序返回闭路浮选流程。

本实施例中，所述难选冶金矿石的原矿浸出率ε1=(4.5-1.0）/4.5*100%=77.78%，浸出尾矿的浮选回收率ε2=15.0/1.0*5.57%=83.55%，所述载金炭产品与浮选金精矿的选冶回收率ε=ε1+(100-ε1)*ε2=77.78%+(100-77.78)*83.55%=96.34%，ε≥96%。采用本发明的浸出工艺提金与浮选工艺选金相结合的综合回收工艺回收难选冶金矿石的方法，可以使最终尾矿含金降至0.16g/t，并采用选矿和冶金联合处理工艺技术针对性综合回收，使原矿选冶回收率提高到96.34%，以提高难选冶金矿石的选冶回收率，综合回收技术指标理想。

实施例2

所述难选冶金矿石的组分及百分含量包括：Au：4.95g/t，Ag：1.67g/t，As：0.17%，S：4.2%，TFe：4.6%，FeO：4.09%，Fe2O3：2.03%，SiO2：65.68%，Al2O3：14.93%，K2O：3.76%，C：0.16%。

所述提高难选冶金矿石的选冶回收率的综合回收方法的步骤为：

（1）破碎作业：将粒径≤500mm的原矿矿物经过破碎作业破碎得到粒径≤14mm占比98.5%的破碎合格物料；

（2）磨矿分级作业：将上述破碎合格物料经皮带运输机送入格子型球磨机和螺旋分级机组成的一段闭路磨矿分级流程中，进行一段磨矿和一次分级，控制磨矿浓度为78%，磨矿粒度≤0.074mm粒级占比65.60%，经螺旋分级机分选后的，粒级＞0.074mm的沉砂矿浆返回至一段球磨机再次进行磨矿，粒级≤0.074mm的溢流矿浆送入旋流器和溢流型球磨机组成的二段闭路磨矿分级流程中，进行二次分级和二段磨矿，经旋流器分选后，粒级＞0.074mm的沉砂矿浆送至二段球磨机进行再次磨矿，控制磨矿浓度为73%，粒级≤0.074mm的溢流矿浆-0.074um占比90.76%，溢流浓度为33%，为磨矿合格溢流矿浆。

（3）原矿浸出作业：上述磨矿合格溢流矿浆自流至浓密机进行浓缩，控制浓密机底流浓度为47%，浓密机底流经渣浆泵输送至隔渣筛除去筛上木屑等杂物，控制隔渣筛筛孔30目。筛下原矿矿浆自流至浸出槽进行浸出，控制浸出矿浆浓度37%，先加入pH值调整剂生石灰，生石灰的加入量为13kg/t，控制浸出矿浆pH为11.5，再加入浸出剂石硫合剂，所述石硫合剂的加入量为2.8kg/t，控制矿浆浸出时间26h，最后在浸出槽加入椰壳活性炭，所述椰壳炭的加入量为3kg/t，控制矿浆吸附时间10h，浸出槽沿矿浆流向的逆向逐个向前一槽串炭，然后自最前槽提出的载金炭经过粗粒隔炭筛得筛上的粗粒载金炭，控制粗粒隔炭筛筛孔为31目。最后槽中的矿浆自流至细粒隔炭筛，控制细粒隔炭筛孔90目，收集细粒隔炭筛上层产物为细粒载金碳，筛下矿浆为原矿浸出尾矿，所述粗粒载金炭和细粒载金炭合并为浸出作业载金炭产品，所述浸出产品载金炭中金的品位为275g/t，所述浸出尾矿金的品位为1.15g/t。

（4）尾矿浮选作业：上述浸出尾矿自流至搅拌槽中，先加入改性调整剂氟硅酸钠，所述氟硅酸钠的加入量为1.7kg/t，再加入改性活化剂硫酸铜，所述硫酸铜的加入量为400g/t，搅拌槽中矿浆自流至泵池经渣浆泵输送至粗选浮选柱进行粗选，控制粗选矿浆浓度为27%，先加入捕收剂混合黄药，所述混合黄药的加入量为180g/t，再加入起泡剂2#油，所述2#油的加入量为50g/t，收集粗选浮选柱顶部泡沫槽中产物为浮选粗精矿，沉于下层的浮选尾矿金含量0.17g/t，经渣浆泵输送至尾矿库。浮选粗精矿矿浆经渣浆泵输送至精选浮选柱中进行精选，控制精选矿浆浓度为21%，矿浆的pH=8.5，收集精选浮选柱顶部泡沫槽中矿物为浮选金精矿，所述浮选金精矿中金的品位为16.5g/t，产率为5.65%，沉于下层的矿物为浮选中矿，浮选中矿经渣浆泵输送至粗选浮选柱形成循序返回闭路浮选流程。

本实施例中，难选冶金矿石的原矿浸出率ε1=（4.95-1.15）/4.95*100%=76.77%，浸出尾矿浮选回收率ε2=16.5/1.1*5.65%=84.75%，所述载金炭产品与浮选金精矿的选冶回收率ε=76.77%+（100-76.77）*84.75%=96.45%，ε≥96%。采用本发明的浸出工艺提金与浮选工艺选金相结合的综合回收工艺回收难选冶金矿石的方法，可以使最终尾矿含金降至0.17g/t，并采用选矿和冶金联合处理工艺技术针对性综合回收，使原矿选冶回收率提高到96.45%，以提高难选冶金矿石的选冶回收率，综合回收技术指标理想。

实施例3

所述难选冶金矿石的组分及百分含量包括：Au：5.2g/t，Ag：1.43~1.84g/t，As：0.15~0.19%，S：4.5%，TFe：4.4~4.8%，FeO：3.96~4.13%，Fe2O3：1.97~2.09%，SiO2：65.24~66.12%，Al2O3：14.40~15.46%，K2O：3.34~4.18%，C：0.14~0.18%。

所述提高难选冶金矿石的选冶回收率的综合回收方法的步骤为：

（1）破碎作业：将粒径≤500mm的原矿矿物经过破碎作业破碎得到粒径≤14mm占比98.7%的破碎合格物料；

（2）磨矿分级作业：将上述破碎合格物料经皮带运输机送入格子型球磨机和螺旋分级机组成的一段闭路磨矿分级流程中，进行一段磨矿和一次分级，控制磨矿浓度为80%，磨矿粒度≤0.074mm粒级占比65.68%，经螺旋分级机分选后的，粒级＞0.074mm的沉砂矿浆返回至一段球磨机再次进行磨矿，粒级≤0.074mm的溢流矿浆送入旋流器和溢流型球磨机组成的二段闭路磨矿分级流程中，进行二次分级和二段磨矿，经旋流器分选后，粒级＞0.074mm的沉砂矿浆送至二段球磨机进行再次磨矿，控制磨矿浓度为75%，粒级≤0.074mm的溢流矿浆-0.074um占比90.60%，溢流浓度为34%，为磨矿合格溢流矿浆。

（3）原矿浸出作业：上述磨矿合格溢流矿浆自流至浓密机进行浓缩，控制浓密机底流浓度为50%，浓密机底流经渣浆泵输送至隔渣筛除去筛上木屑等杂物，控制隔渣筛筛孔32目。筛下原矿矿浆自流至浸出槽进行浸出，控制浸出矿浆浓度40%，先加入pH值调整剂生石灰，生石灰的加入量为14kg/t，控制浸出矿浆pH为12，再加入浸出剂石硫合剂，所述石硫合剂的加入量为3.0kg/t，控制矿浆浸出时间30h，最后在浸出槽加入椰壳活性炭，所述椰壳炭的加入量为4kg/t，控制矿浆吸附时间12h，浸出槽沿矿浆流向的逆向逐个向前一槽串炭，然后自最前槽提出的载金炭经过粗粒隔炭筛得筛上的粗粒载金炭，控制粗粒隔炭筛筛孔为32目。最后槽中的矿浆自流至细粒隔炭筛，控制细粒隔炭筛孔100目，收集细粒隔炭筛上层产物为细粒载金碳，筛下矿浆为原矿浸出尾矿，所述粗粒载金炭和细粒载金炭合并为浸出作业载金炭产品，所述浸出产品载金炭中金的品位为300g/t，所述浸出尾矿金的品位为1.2g/t。

（4）尾矿浮选作业：上述浸出尾矿自流至搅拌槽中，先加入改性调整剂氟硅酸钠，所述氟硅酸钠的加入量为2.0kg/t，再加入改性活化剂硫酸铜，所述硫酸铜的加入量为500g/t，搅拌槽中矿浆自流至泵池经渣浆泵输送至粗选浮选柱进行粗选，控制粗选矿浆浓度为28%，先加入捕收剂混合黄药，所述混合黄药的加入量为200g/t，再加入起泡剂2#油，所述2#油的加入量为60g/t，收集粗选浮选柱顶部泡沫槽中产物为浮选粗精矿，沉于下层的浮选尾矿金含量0.18g/t，经渣浆泵输送至尾矿库。浮选粗精矿矿浆经渣浆泵输送至精选浮选柱中进行精选，控制精选矿浆浓度为22%，矿浆的pH=9.0，收集精选浮选柱顶部泡沫槽中矿物为浮选金精矿，所述浮选金精矿中金的品位为18.0g/t，产率为5.63%，沉于下层的矿物为浮选中矿，浮选中矿经渣浆泵输送至粗选浮选柱形成循序返回闭路浮选流程。

本实施例中，所述难选冶金矿石的原矿浸出率ε1=（5.2-1.2）/5.2*100%=76.92%，浸出尾矿的浮选回收率ε2=18.0/1.2*5.63%=84.45%，所述载金炭产品与浮选金精矿的选冶回收率ε=76.92%+（100-76.92）*84.45%=96.41%，ε≥96%。采用本发明的浸出工艺提金与浮选工艺选金相结合的综合回收工艺回收难选冶金矿石的方法，可以使最终尾矿含金降至0.18g/t，并采用选矿和冶金联合处理工艺技术针对性综合回收，使原矿选冶回收率提高到96.41%，以提高难选冶金矿石的选冶回收率，综合回收技术指标理想。

本发明提供的实施例1~3的各项指标数据请参见表1。

表1 难选冶金矿石浸出工艺及浮选工艺实施例技术指标

由表1中技术指标数据可知，上述实施例1、实施例2和实施例3的选冶回收率分别是96.34%、96.45%和96.41%，采用本发明的浸出工艺提金与浮选工艺选金相结合的综合回收工艺回收难选冶金矿石的方法，可以使最终尾矿含金降至≤0.18g/t，并采用选矿和冶金联合处理工艺技术针对性综合回收，使原矿选冶回收率可提高到96%以上，以提高难选冶金矿石的选冶回收率，综合回收技术指标理想，对保持和改善生态环境、提高矿产资源利用率、促进矿山可持续发展具有重大的现实意义。

以上所述仅为本发明的优选实施例，并非因此限制本发明的专利范围，凡是在本发明的发明构思下，利用本发明说明书及附图内容所作的等效结构变换，或直接/间接运用在其他相关的技术领域均包括在本发明的专利保护范围内。