一、含金矿石与矿物的可浮性
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回收价值的伴生金。
含金矿物有20余种。主要有自然金（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。
自然金并不是化学纯的，其中的铜、铁、银、镍等金属杂质会降低金的可浮性。杂质越易氧化，金的可浮性越差。金矿石中含硫量越高，选别效果越差。
金的可浮性同金粒尺寸、形状、表面状态有关，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。
表面纯净的金可浮性好，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。
浮选金的捕收剂主要是黄药、黑药等硫氢基捕收剂。当伴生的黄铁矿含金不高时，使用胺黑药和Z-200比较好，否则应该用黄药。自然金在中性矿浆中浮得比较好，容易受碱抑制，需用石灰抑制黄铁矿时必须仔细权衡得失。伴生硫化物少时，应选择泡沫丰富的起泡剂。
伴生硫化矿含金多时，也可以选用活化剂。硫化物受氧化时可以使用硫化钠，必要时可以用硫醇苯骈噻唑作捕收剂。
二、金矿的浮选方法
矿石中的粗粒金可以用混汞法和重选法回收，微细粒金（＜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：
（一）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石英脉金矿最常用的方法。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。
我国某金矿是含金黄铁矿石英脉金矿，主要金属矿物有黄铁矿、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图1所示。
图1 某金矿生产原则流程
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/m2，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。氰化物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。
（二）浮选+浮选精矿硫脲浸取。对于含砷含硫高或含碳泥质高的脉金矿石，可用浮选法获得含金硫化物精矿，然后将浮选精矿用硫脲浸取回收金的方法，用硫脲浸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。
（三）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（渗滤）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。
近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法金的回收率可提高5%～8%。
（四）负载串流浮选+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。矿石中自然金粒度细至－0.02mm，多嵌布于黏土矿物中，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，负载串流浮选流程及工艺条件如图2所示。
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药剂用量（g/t） |
浮选指标 | ||
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水玻璃 煤 油 丁黄药 松醇油 |
3000 60～70 200～300 82 |
原矿品位 精矿品位 尾矿品位 精矿回收率 |
Au 13～14g/t Au 292～300g/t Au ＜3～4g/t Au 65%～75% |
图2 某矿负载串流浮选流程图
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。
（五）浮选+精矿焙烧+焙渣氰化。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。
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