一种回收含锑金矿浮选尾矿中金及微细粒锑矿物的方法技术领域
本发明属于矿物加工领域，涉及一种回收含锑金矿浮选尾矿中金及微细粒锑矿物
的方法，有助于强化尾矿中金及微细粒锑矿物的回收，提高金回收率，降低尾矿浸出成本。
背景技术
氰化提金工艺因其成本低、金回收率高、工艺流程和操作条件简单等优点，目前已
成为使用最为广泛的提金工艺及方法，但随着我国金矿资源开采程度的增加，易选冶金矿
资源逐年减少。据统计，世界上约60%~70%的金矿资源属于复杂难处理金矿，但目前这部分
金矿资源的利用程度仍然较低。
选冶联合工艺为目前处理复杂金矿石最为常用的方法，在过去的几十年内已对此
技术开展了大量的研究工作，但选冶联合面临的突出问题就是成本高，金回收率低。从目前
已在开发利用的方式来看，选冶联合技术大体可分成两类，一类是通过采取预处理技术或
强化浸金措施实现金的就地产出。另一类则是采用浮选或其它选矿工艺预先富集金，产出
难选冶的金精矿，然后再集中销售到冶炼厂。然而，由于难浸金矿中金赋存状态复杂，金分
布较为分散，采用重选、浮选或浮重联合来处理难浸金矿，金回收率往往较低，一般仅为60%
~70%，尾矿中金损失率较高。含锑金矿作为一种常见的难浸金矿，在我国分布较为广泛，常
规的选冶流程一般首先采用浮选或重选，获得到品位较高的金精矿，然后再对尾矿进行氰
化浸出，金总回收率一般可维持在85%左右。然而当选别后的尾矿在进行氰化浸出时，由于
尾矿中金嵌布粒度较细，并含有锑、有机碳质物等矿物，极易造成氰化物耗量的增加和浸出
率的降低。如甘肃甘南地区某含锑金矿原矿含金4.3g/t左右，金主要以自然界的形式包裹
于辉锑矿、黄铁矿和毒砂等矿物中，现场的生产流程首先在磨矿细度为60%~65%的条件下，
采用尼尔森离心选矿机回收粗粒单体金，重选尾矿再磨后浮选回收其中黄铁矿、辉锑矿等
硫化矿包裹金，浮选尾矿直接采用搅拌浸出回收尾矿中剩余的金。然而，金的总回收率仅
83%左右，尾矿中金的含量高达0.8~1.0g/t，损失严重。因此，如何高效地回收尾矿中的这部
分金，对企业来说具有重要意义。
含锑金矿浮选尾矿中金较难回收，主要有以下几个方面原因的：（1）金嵌布粒度微
细，大部分金以微细粒金显微金的形式包裹于硫化矿物或硅酸盐矿物中，直接浸出，金粒难
以与氰根离子和游离氧形成有效接触，导致浸出率下降；（2）矿泥和有机碳含量高，容易产
生“劫金”现象；（3）金含量较低，且含有锑矿物，易造成氰化物耗量的增加，如直接进行预处
理后在提金，成本较高，经济上不可行。因此，如何提高尾矿中金的回收效果，是黄金生产和
科研的重要课题。张友轩等人用氰化搅拌浸出和柱浸的方法对某低品位含金尾矿中的金进
行了回收，通过采用碱性溶液预处理8h后，氰化浸出24h后，金浸出率可达90%左右（湿法冶
金，2008，27(4)，p225-226）。李浩然等人发明了一种含金尾矿或氰化浸渣预处理脱硅浸金
的方法，首先采用碱液在高温高压条件下两段浸出含金尾矿或氰化浸渣中的硅，滤液制水
玻璃或硅酸钠溶液，滤渣加入石灰和氰化钠调浆后进行氰化提金，以实现含金尾矿或氰化
浸渣中硅和金的回收，该工艺虽金回收率较高，但成本较高，难以工业化实施（专利申请号：
201410412434.2）。
本发明通过对含锑金矿浮选尾矿进行分级分选，强化尾矿中金及锑矿物的回收，
提高金的回收效果，且工艺流程简单、易于工业化实施。
发明内容
本发明提供一种回收含锑金矿浮选尾矿中金及微细粒锑矿物的方法，根据尾矿中
金及锑矿物的物性特点，将尾矿按粒度进行分类，粗粒部分经再磨、调浆后，以组合活化剂
和组合捕收剂进行活化和捕收；细粒部分不经磨矿，在较低的矿浆浓度下，依次添加六偏磷
酸钠、活化剂和捕收剂，最后在添加乳化剂，强化对微细粒金及锑矿物的回收，并可降低有
机碳质物对后续浸出的影响。该方法与含金尾矿直接氰化进出相比，不仅金回收率高，而且
可回收共伴生的微细粒锑矿物，且药剂成本较低，易于工业化实施。
本发明是按以下技术方案实现的：
（1）将含金尾矿进行筛分分级或水力旋流器分级，粒度分级界线为0.038mm，分级后得
到粒度大于0.038mm的粗粒级产品和粒度小于0.038mm的细粒级产品；
（2）+0.038mm粗粒级产品经磨矿后使粒度小于0.074mm含量达85%~90%（重量百分比），
然后加水调节矿浆浓度为28%~32%（重量百分比）；按每吨尾矿计，依次加入400~500g/t活化
剂、80~120g/t捕收剂Ⅰ和30~50g/t起泡剂2号油，进行粗选、扫选和精选，获得金、锑品位较
高的最终精矿1和最终尾矿1；
其中进行浮选粗选Ⅰ，获得浮选粗选Ⅰ精矿和浮选粗选Ⅰ尾矿；浮选粗选Ⅰ尾矿添加40~
60g/t的捕收剂Ⅰ和20~30g/t起泡剂2号油，进行浮选粗选Ⅱ，获得浮选粗选Ⅱ精矿和浮选粗
选Ⅱ尾矿；
浮选粗选Ⅱ尾矿添加20~30g/t捕收剂Ⅰ，进行浮选扫选，获得浮选扫选精矿和浮选扫选
尾矿，精矿返回至浮选粗选Ⅱ，形成闭路循环，尾矿作为最终尾矿1；
浮选粗选Ⅰ精矿和浮选粗选Ⅱ精矿合并后添加硅酸钠300~400g/t，进行浮选精选Ⅰ，获
得浮选精选Ⅰ精矿和浮选精选Ⅰ尾矿，尾矿返回至浮选粗选Ⅰ，形成闭路循环，精矿作为最终
精矿1；
（3）-0.038mm细粒级产品不磨矿直接加水调节矿浆浓度为12%~15%（重量百分比），然后
按每吨尾矿计，依次加入800~1000g/t分散剂六偏磷酸钠、300~400g/t活化剂、100~140g/t
捕收剂Ⅱ、100~200g/t乳化剂、20~30g/t起泡剂2号油；然后进行粗选、扫选和精选，获得金、
锑品位较高的最终精矿2和最终尾矿2；
其中进行浮选粗选Ⅲ，获得浮选粗选Ⅲ精矿和浮选粗选Ⅲ尾矿；浮选粗选Ⅲ尾矿添加
60~80g/t捕收剂Ⅱ、10~20g/t起泡剂2号油，进行浮选粗选Ⅳ，获得浮选粗选Ⅳ精矿和浮选
粗选Ⅳ尾矿，尾矿作为最终尾矿2；浮选粗选Ⅲ精矿和浮选粗选Ⅳ精矿合并后进行浮选精选
Ⅱ，浮选精选Ⅱ作业中不添加任何药剂，获得浮选精选Ⅱ精矿和浮选精选Ⅱ尾矿，尾矿返回
至浮选粗选Ⅲ，精矿作为最终精矿2；
（4）将最终精矿1和最终精矿2合并，获得品位较高的金精矿，最终尾矿1和最终尾矿2可
直接废弃或合并后进行氰化浸出。
所述活化剂为硫酸铜、硝酸铅和碳酸氢氨的混合物，混合比例为1:1:0.5~1:1:1。
所述捕收剂Ⅰ为丁基黄药和丁胺黑药的混合物，混合比例为1.5:1~2:1。
所述捕收剂Ⅱ为丁基黄药和25号黑药的混合物，混合比例为1:0.5~1:1。
所述乳化剂为煤油或柴油。
本发明与公知技术相比存在的优点：
1、本发明只针对含锑金矿浮选尾矿；
2、本发明可不用或减少氰化物用量，环境效益显著，同时金回收率较高，可提高金回收
率5~10个百分点，并可回收共伴生的锑矿物，减少锑矿物和有机碳对后续氰化浸出的影响；
3、本方法工艺流程合理，流程结构简单，易于工业化实施。
附图说明
图1为本发明的工艺流程示意图。
具体实施方式
下面结合附图和实施例对本发明的方法作进一步详细说明，但本发明保护范围不
局限于所述内容。
实施例1：
选用贵州某含锑金矿石浮选尾矿，尾矿含金0.7g/t、硫1.6%、锑0.29%、砷0.92%、碳
1.02%、铁5.8%；现场将尾矿直接进行氰化浸出，但最终浸渣中金的含量达0.2g/t~0.4g/t，
金损失严重。
取该浮选尾矿，经水力旋流器分级后获得+0.038mm粗粒级产品和-0.038mm细粒级
产品，+0.038mm粗粒级产品经磨矿后使粒度小于0.074mm的含量百分比达85%，然后调节矿
浆浓度为31%；按每吨尾矿计，依次加入活化剂硫酸铜200g/t、硝酸铅200g/t、碳酸氢氨
100g/t，捕收剂丁基黄药60g/t和丁胺黑药40g/t，起泡剂2号油30g/t，调浆后进行浮选粗选
Ⅰ，获得浮选粗选Ⅰ精矿和浮选粗选Ⅰ尾矿，浮选粗选Ⅰ尾矿加入捕收剂丁基黄药30g/t和丁胺
黑药20g/t、起泡剂2号油15g/t进行进行浮选粗选Ⅱ，获得浮选粗选Ⅱ精矿和浮选粗选Ⅱ尾
矿；浮选粗选Ⅱ尾矿再加入捕收剂丁基黄药20g/t和丁胺黑药10g/t进行扫选，获得浮选扫
选精矿和浮选扫选尾矿，扫选精矿返回至浮选粗选Ⅱ形成闭路循环，扫选尾矿作为最终尾
矿1；浮选粗选Ⅰ精矿和浮选粗选Ⅱ精矿合并后添加调整剂硅酸钠350g/t进行浮选精选Ⅰ，获
得浮选精选Ⅰ精矿和浮选精选Ⅰ尾矿，尾矿返回至浮选粗选Ⅰ，形成闭路循环，精矿作为最终
精矿1；
-0.038mm细粒级产品不磨矿直接加水调节矿浆浓度为15%（重量百分比），按每吨尾矿
计，依次加入分散剂六偏磷酸钠800g/t，活化剂硫酸铜100g/t、硝酸铅100g/t、碳酸氢氨
100g/t，捕收剂丁基黄药80g/t、25号黑药40g/t，乳化剂煤油100g/t，起泡剂2号油20g/t，进
行浮选粗选Ⅲ，获得浮选粗选Ⅲ精矿和浮选粗选Ⅲ尾矿；浮选粗选Ⅲ尾矿加入捕收剂丁基
黄药40g/t、25号黑药20g/t，起泡剂2号油10g/t进行浮选粗选Ⅳ，获得浮选粗选Ⅳ精矿和浮
选粗选Ⅳ尾矿，尾矿作为最终尾矿2；浮选粗选Ⅲ精矿和浮选粗选Ⅳ精矿合并后进行浮选精
选Ⅱ，获得浮选精选Ⅱ精矿和浮选精选Ⅱ尾矿，尾矿返回至浮选粗选Ⅲ，精矿作为最终精矿
2；最终精矿1和最终精矿2合并作为最终精矿，精矿含金9.3g/t，锑6.86%；尾矿1和尾矿2合
并最为最终尾矿废弃，尾矿中金的含量可降低至0.1g/t左右。可见，采用本发明所提供的工
艺流程，可显著降低尾矿中金的含量，提高金总回收效果，并减少了剧毒氰化物的使用。
实施例2：
选取甘肃某复杂含锑金矿浮选尾矿，浮选尾矿含金1.2g/t、硫1.89%、锑0.83%、碳
0.94%、二氧化硅28.4%。现场浮选尾矿的处理流程为直接氰化浸出，但浸渣中金的含量达
0.6g/t~0.8g/t。
取该浮选尾矿，经水力旋流器分级后获得+0.038mm粗粒级产品和-0.038mm细粒级
产品，+0.038mm粗粒级产品经再磨使粒度小于0.074mm的重量百分比达88%，然后调节矿浆
浓度为30%；按每吨尾矿计，依次加入活化剂硫酸铜150g/t、硝酸铅150g/t和碳酸氢氨150g/
t，捕收剂丁基黄药60g/t和丁胺黑药30g/t，起泡剂2号油40g/t，进行浮选粗选Ⅰ，获得浮选
粗选Ⅰ精矿和浮选粗选Ⅰ尾矿；浮选粗选Ⅰ尾矿加入捕收剂丁基黄药30g/t和丁胺黑药15g/t、
起泡剂2号油20g/t进行浮选粗选Ⅱ，获得浮选粗选Ⅱ精矿和浮选粗选Ⅱ尾矿浮选粗选Ⅱ尾
矿加入捕收剂丁基黄药10g/t和丁胺黑药5g/t进行浮选扫选，获得浮选扫选精矿和浮选扫
选尾矿，精矿返回至浮选粗选Ⅱ，形成闭路循环，尾矿作为最终尾矿1；浮选粗选Ⅰ精矿和浮
选粗选Ⅱ精矿合并后添加调整剂硅酸钠400g/t进行浮选精选Ⅰ，获得浮选精选Ⅰ精矿和浮选
精选Ⅰ尾矿，尾矿返回至浮选粗选Ⅰ，形成闭路循环，精矿作为金精矿1；
-0.038mm细粒级产品不磨矿直接加水调节矿浆浓度为12%（重量百分比），按每吨尾矿
计，依次加入分散剂六偏磷酸钠1000g/t，活化剂硫酸铜150g/t、硝酸铅150g/t和碳酸氢氨
100g/t，捕收剂丁基黄药80g/t、25号黑药40g/t，乳化剂柴油150g/t，起泡剂2号油30g/t，进
行浮选粗选Ⅲ，获得浮选粗选Ⅲ精矿和浮选粗选Ⅲ尾矿；浮选粗选Ⅲ尾矿加入捕收剂丁基
黄药40g/t、25号黑药20g/t，起泡剂2号油15g/t进行浮选粗选Ⅳ，获得浮选粗选Ⅳ精矿和浮
选粗选Ⅳ尾矿，尾矿作为最终尾矿2；浮选粗选Ⅲ精矿和浮选粗选Ⅳ精矿合并后进行浮选精
选Ⅱ，获得浮选精选Ⅱ精矿和浮选精选Ⅱ尾矿，尾矿返回至浮选粗选Ⅲ作业形成闭路循环，
精矿作为金精矿2；金精矿1和金精矿2合并作为最终精矿，精矿含金18.06g/t，锑7.02%；尾
矿1和尾矿2合并后进行氰化浸出，最终浸渣中金的含量可降低至0.2g/t以下，采用本发明
所提供的工艺流程，可显著降低浸渣中金的含量，提高金总回收率。
实施例3：
矿样取自云南某含锑金矿浮选尾矿，尾矿含金0.6g/t，银14.6g/t、硫1.6%、锑0.1%，现
场该浮选尾矿的同样采用直接氰化浸出回收金和银，但浸渣中金的含量达0.2g/t。
取该浮选尾矿，经水力旋流器分级后获得+0.038mm粗粒级产品和-0.038mm细粒级
产品，+0.038mm粗粒级产品经磨矿使粒度小于0.074mm的重量百分比达90%，然后加水调节
矿浆浓度为28%；按每吨尾矿计，依次加入活化剂硫酸铜200g/t、硝酸铅200g/t和碳酸氢氨
100g/t，捕收剂丁基黄药60g/t和丁胺黑药40g/t，起泡剂2号油40g/t，，进行浮选粗选Ⅰ，获
得浮选粗选Ⅰ精矿和浮选粗选Ⅰ尾矿，浮选粗选Ⅰ尾矿加入捕收剂丁基黄药30g/t和丁胺黑药
20g/t、起泡剂2号油20g/t进行浮选粗选Ⅱ，获得浮选粗选Ⅱ精矿和浮选粗选Ⅱ尾矿，浮选
粗选Ⅱ尾矿加入捕收剂丁基黄药20g/t和丁胺黑药10g/t进行浮选扫选，获得浮选扫选精矿
和浮选扫选尾矿，精矿返回至浮选粗选Ⅱ，形成闭路循环，尾矿作为最终尾矿1；浮选粗选Ⅰ
精矿和浮选粗选Ⅱ精矿合并后添加调整剂硅酸钠300g/t进行浮选精选Ⅰ，获得浮选精选Ⅰ精
矿和浮选精选Ⅰ尾矿，尾矿返回至浮选粗选Ⅰ，形成闭路循环，精矿作为金精矿1。
-0.038mm细粒级产品不磨矿直接加水调节矿浆浓度为14%（重量百分比），按每吨
尾矿计，依次加入分散剂六偏磷酸钠1000g/t，活化剂硫酸铜127g/t、硝酸铅127g/t、碳酸氢
氨96g/t，捕收剂丁基黄药60g/t、25号黑药60g/t，煤油200g/t，起泡剂2号油30g/t，进行浮
选粗选Ⅲ，获得浮选粗选Ⅲ精矿和浮选粗选Ⅲ尾矿；浮选粗选Ⅲ尾矿加入捕收剂丁基黄药
30g/t、25号黑药30g/t，起泡剂2号油15g/t进行浮选粗选Ⅳ，获得浮选粗选Ⅳ精矿和浮选粗
选Ⅳ尾矿，尾矿作为最终尾矿2，浮选粗选Ⅲ精矿和浮选粗选Ⅳ精矿合并后进行浮选精选
Ⅱ，浮选精选Ⅱ作业中不添加任何药剂，获得浮选精选Ⅱ精矿和浮选精选Ⅱ尾矿，尾矿返回
至浮选粗选Ⅲ形成闭路循环，精矿作为金精矿2，精矿含金7.64g/t；尾矿1和尾矿2合并后再
进行氰化浸出，浸渣中金的含量可从0.2g/t降低至0.05g/t左右。