某含砷高硫难处理金矿硫砷分离工艺研究

磁选回收磁黄铁矿，磁尾矿再选硫。由于硫精矿
试样主要金属矿物有磁黄铁矿、铁矿和毒砂黄
Ｇａｚｏ，ｉｎｘ３１０ＣｈａｎｈｕＪａｇｉ４０，ｉ）０ｎ
Ａｂｔａｔｓｒｃ：Ｗｉｈｔｅｐｏｅｓｏｅｅｔｖｌｔｔｏｕｆｒａｄａｓｎｃａｄｔｅｇｅｉｅａａｉｎ，ｔｈｒｃｓｆｓｌｃｉｅｆｏａｉｎｓｌｎｒｅｉｎｈｎｍａｎｔｃｓｐｒｔｕｏｔｅｔｓｓｏｕｆｒ—ａｓｎｃｓｐｒｔｎｗｅｅｃｒｉｄｏｎａｉｉｏｉｉｎｏｅｒｃｏｙｇｌｒｈｅｔｆｓｌｕ — ｒｅｉｅａａｉｒａｒｅｎｉｃｄｃｃｎｄｔｓｆｒａｒｆａｔｒｏｄｏｅｏｏｃｎａｎｎｒｅｃａｄｈｉｈ —ｓｌｕ．Ｂｙｃｏｅ—ｃｒｕｔｅｐｒｍｅｔｉｈ— ｑａｉｕｆｒｃｎｅ — ｏｔｉｉｇａｓｎｉｎｇｕｆｒｌｓｉｃｉｘｅｉｎ．ｈｇｕｌｙｓｌｕｏｃｎｔｔａｅａｄｒｅｉｃｎｅｔａｅｃｎａｎｎｏｄｒｔｎａｓｎｃｏｃｎｒｔｏｔｉｉｇｇｌｗｅｅｏｔｉｅｒｓｃｉｅｙ，ａｄｓｌｕｎｒｅｉｒｂａｎｄｅｐｅｔｌｖｎｕｆｒａｄａｓｎｃｗｅｅｓｐａａｅｆｅｔｖｌ．Ａｔｔｅｓｍｅｔｍｅ，ｔｅｒｃｖｒｆｇｌｓｉｒｖｄ．ｒｅｒｔｄｅｆｃｉｅｙｈａｉｈｅｏｅｏｏｄｗａｍｐｏｅｙＫｅｒｓ：ｓｌｙｗｏｄｕｆｕｒ—ａｓｎｃｓｐｒｔｎ；ｓｌｃｉｅｆｏａｉｎ；ｄｐｅｓｎ；ｇｌｒｏｔｉｉｇａｓｎｉｒｅｉｅａａｉｏｅｅｔｖｌｔｔｏｅｒｓａｔｏｄｏｅｃｎａｎｎｒｅｃ

天马山矿石金_砷_硫的选矿分离回收工艺试验研究

天马山矿石金、砷、硫的选矿分离回收工艺试验研究王　珩(铜陵有色设计研究院)摘要:天马山矿矿石属含砷高硫难选金矿石,对该矿石进行了选矿工艺试验研究,采用优先浮选金、次氯酸钙作氧化剂氧化浮选分离黄铁矿和毒砂、磁选分离磁黄铁矿和毒砂工艺流程,综合回收金、硫、砷,取得了较好的选别指标。

此工艺比较适合天马山矿石性质和该矿实际生产情况。

关键词:金、砷、硫;毒砂;黄铁矿;磁黄铁矿;次氯酸钙;氧化抑制;浮选分离;磁选中图分类号:T D923 文献标识码:B 文章编号:1001-1277(2003)10-0032-06 铜官山铜矿所属天马山矿,为一大型硫金矿床。

因矿石含硫高,含金低,而且含有害成分砷;金嵌布粒度细、赋存状态复杂、与硫矿物和砷矿物密切共生,属典型的高砷高硫低品位难选金矿石。

由于铜官山铜矿铜矿石资源濒临枯竭,天马山硫金矿成为该矿惟一可利用的资源。

为了充分利用现有铜选矿厂选矿设施,实现天马山硫金矿矿石资源的合理利用,我们对该矿石的选别工艺进行了大量试验研究。

通过试验研究,提出优先浮选金、再采用次氯酸钙作氧化剂抑制毒砂浮选黄铁矿、最后进行磁黄铁矿和毒砂的浮选并通过磁选使二者分离的选别方案,取得了较好的试验选别指标。

1　矿石性质1.1　矿石的矿物组成及结构、构造矿石中金属矿物占70%左右,主要为磁黄铁矿(38.3%)、黄铁矿(27.8%)、毒砂(2.23%),其次为磁铁矿、黄铜矿、方铅矿和闪锌矿等。

脉石矿物约占30%,主要有石英、硅灰石、透闪石、滑石、蛇纹石、金云母等。

原矿主要化学成分分析结果见表1。

表1　原矿主要化学成分分析结果元素Au 3Ag 3S As Cu Pb Zn Fe S iO 2CaO M gO Al 2O 3w B /%2.4312.229.111.030.1380.0580.04744.164.694.213.911.13 3单位为g/t 由原矿硫物相和砷物相分析结果(分别见表2和表3)可知,矿石中硫主要以黄铁矿和磁黄铁矿矿物形式存在,毒砂为主要含砷矿物。

高硫高砷难浸金精矿工艺矿物学研究

第１９卷第１２期２Ｏ１０年１２月
中国矿业
ＣＨＩＮＡＭ．１９，Ｎｏ．１２Ｄｅｃ２Ｏ１Ｏ
高硫高砷难浸金精矿工艺矿物学研究
高国龙。，李登新。
（１．清华大学环境科学与工程系，北京１０００８４；２．东华大学环境科学与工程学院，上海２Ｏ１６２０）
高硫高砷金精矿矿物组成十分复杂，金常被包裹在其它矿物中，金的浸出率很低。为了开发这类资源，开展工艺矿物学研究十分必要。对难浸金矿物相的分析，前人已做过大量工作，但多侧重于某一种研究方法，如Ｘ射线衍射分析等。这些方法能够判断矿中物相成分，但无法观察相
ＧＡＯＧｕｏ—ｌｏｎｇ一。ＬＩＤｅｎｇ—ｘｉｎ
（１．ＤｅｐａｒｔｍｅｎｔｏｆＥｎｖｉｒｏｎｍｅｎｔａｌＳｃｉｅｎｃｅａｎｄＥｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ，ＴｓｉｎｇｈｕａＵｎｉｖｅｒｓｉｔｙ，Ｂｅｉｊｉｎｇ１０００８４，Ｃｈｉｎａ；２．ＣｏｌｌｅｇｅｏｆＥｎｖｉｒｏｎｍｅｎｔａｌＳｃｉｅｎｃｅａｎｄＥｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ，ＤｏｎｇｈｕａＵｎｉｖｅｒｓｉｔｙ，Ｓｈａｎｇｈａｉ２０１６２０，Ｃｈｉｎａ）
Ｋｅｙｗｏｒｄｓ：ｈｉｇｈｓｕｌｐｈｕｒａｎｄｈｉｇｈａｒｓｅｎｉｃ；ｇｏｌｄｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ；ｐｒｏｃｅｓｓｍｉｎｅｒａｌｏｇｙ；ｏｃｃｕｒｒｅｎｃｅ；ｐｈａｓｅ
目前，世界黄金储量中２／３以上为难处理矿，１／３的黄金产量来自于难处理矿ｌ】。。随着易浸金矿石资源日益枯竭，开发利用有微细粒嵌布、含高硫高砷的难浸金矿成为一大趋势。

某高砷高硫微细粒多金属难处理金矿浮选试验研究

２ｏ．Ｏ４
Ｐｒｐｒｔｏｎａａｔｒｚｔｎｏｌｔ／ｏｉｍｅａａｉｎａｄＣｈｒｃｅｉａｉｆＩｌｅＳｄｕｏｉＰｏｙｅｙａｅＨｉｈＡｂｏｂｎｍｐｓｔａｅｉｌｌａｒｌｔｇ－ｓｒｉｇＣｏｏｉｅＭｔｒａｓ
ｚｔｎｍｅｈｄａｉｔｏ．Ｔｅｍａｎｆａｉｎｏｉｗａｅ — ｂｏｐｉｎｒａｈｓ２５７ａｄｔａｆｂｎ — ｂｏｔｎｑｏｓｓｌ — ｏｈｇｉｃｔｆｍａｎｔｒａｓｒｔｅｃｅ８．ｎｔｏｒｅａｓｒｉａｕｕｏｕｉｏｏｈｉｐｏｆｔｎｏ．％Ｎａｒａｈｓ７．ｎｅｅｏｔｌｔｃｎｌｇｃｌｃｎｉｏｓＴｅｃｍｐｓｔｍａｅａｓａｅｃａａ — ｉｆ９ｏ０Ｃ１ｅｃｅ９７ｕｄｒｔｐｉｅｈｏｏｉａｏｄｔｎ．ｈｏｏｉｔｒｌｒｈｒｃｈｍａｉｅｉ
中图分类号：Ｄ８文献标识码：文章编号：００６３（０６０－１－３Ｔ９２Ａ１０－２２０）３００５０Ｏ
１前
言
金、铅、、、银、锌砷硫等有用成分，并获得了较理想的
技术经济指标。
随着金矿矿产资源的大规模开发，简单易选的
矿石的化学组成见表ｌ。
２２矿石的矿物组成．
８ｇｔ银６ｇｔ矿石中矿物组成复杂，矿物嵌布２／、５／，金粒度微细，典型的高砷高硫微细粒难处理金矿石。属

某高砷硫精矿砷硫分离技术研究

某高砷硫精矿砷硫分离技术研究叶小璐;袁经中【摘要】对某被药剂污染过的高砷硫精矿进行了砷硫分离研究.采用脱药-浮选-磁选联合工艺,选用砷矿物的高效抑制剂HB,较好解决了硫砷分离的难题,获得了硫精矿硫品位47.43%、含砷0.67%、硫回收率75.31%,高铁硫精矿硫品位33.67%、硫回收率18.96%,砷精矿砷品位37.86%、砷回收率89.42%的技术指标,实现了高砷硫精矿资源化利用.%Research was conducted on arsenic-sulfur separation for a kind of high arsenic-bearing pyrite concentrate polluted by reagent.A combined flowsheet of reagent removal-flotation-magnetic separation was adopted with HB as arsenic depressant, leading to a satisfactory result for arsenic and sulfur separation. A sulfur concentrate assaying 47.43% S and only 0.67% As with a sulfur recovery of 75.31%, a high-iron sulfur concentrate grading 33.67% S at 18.96% recovery and an arsenic concentrate assaying 37. 86% As at 89. 42% recovery were obtained, testifying that the purpose of utilization of high arsenic-bearing sulfur concentrate can be attained.【期刊名称】《矿冶工程》【年(卷),期】2017(037)003【总页数】4页(P68-71)【关键词】高砷硫精矿;脱药;浮选;磁选;砷硫分离【作者】叶小璐;袁经中【作者单位】北京矿冶研究总院,北京 102628;云南锡业股份有限公司卡房分公司,云南个旧 661000【正文语种】中文【中图分类】TD982硫铁矿和伴生硫铁矿是我国最主要的硫资源，在我国资源总储量80%的共伴生矿产中，硫铁矿是最常见的共生矿物。

某高砷高硫复杂难处理金矿选冶工艺研究

某高砷高硫复杂难处理金矿选冶工艺研究周光浪;段胜红【期刊名称】《有色金属（选矿部分）》【年(卷),期】2024()3【摘要】为有效回收某高砷高硫复杂难处理金矿中的金,对该矿石开展了工艺矿物学分析,以及浮选、焙烧、氰化浸出等试验研究。

结果表明,矿石中的金以硅酸盐包裹金为主,裸露金分布较少,黄铁矿、毒砂是主要的载金矿物,且整体粒度较细,多呈包裹体形式被脉石矿物紧密包裹。

若采用常规的全泥氰化工艺,即使在磨矿细度为一0.038mm占95%的条件下,金的浸出率也仅为18%左右,很难对矿石中的金进行有效回收。

结合矿石的性质和金的嵌布特性分析,采用了优先浮选黄铁矿、毒砂等载金矿物的方法,从而来实现有效富集和回收矿石中的金,同时为改善浮选过程中细泥和脉石带来的影响,及强化对金的选别,采用了水玻璃十六偏磷酸钠的组合作为抑制剂,硫酸铜十硝酸铅的组合作为活化剂,丁基黄药十丁铵黑药的组合作为捕收剂。

通过强化浮选过程中组合药剂的选择和使用,矿石采用浮选的工艺可获得金品位为21.05g/t、金回收率为92.58%的金精矿。

为了进一步有效解决所得金精矿品位低、有害元素砷含量高的问题,对金精矿进行了焙烧预处理。

金精矿通过焙烧除杂后,使其包裹体结构被破坏,包裹金被裸露,然后对所得焙砂再采用氰化浸出的工艺来回收其中的金,金的浸出率可达89.93%。

最终矿石在“浮选一焙烧一水洗一氰化”的联合工艺下,可使矿石中的金得到较好回收。

【总页数】8页(P83-90)【作者】周光浪;段胜红【作者单位】云南黄金矿业集团股份有限公司【正文语种】中文【中图分类】TD953【相关文献】1.某含砷高硫难处理金矿硫砷分离工艺研究2.某高砷高硫微细粒金矿石选冶试验研究3.某高砷微细粒难处理金矿石选冶试验研究4.某高砷高硫难处理金矿生物氧化新工艺研究5.国外某难选高砷铜金矿石选冶联合工艺研究因版权原因，仅展示原文概要，查看原文内容请购买。

关于贫硫高碳高砷难处理金矿石提金工艺的研究

关于贫硫高碳高砷难处理金矿石提金工艺的研究[摘要]本文对贫硫高碳高砷难处理金矿石提金工艺进行了探讨分析，研究结果证实，通过生物氰化-氧化技术对难处理金矿石进行提金处理，其金回收效果较差，金浸出率仅为80%左右。

而利用氧化焙烧、微波氧化法、化学氧化、细菌氧化、加压氧化等技术则能够显著提高贫硫高碳高砷难处理金矿石视为金浸出率。

[关键词]贫硫高碳高砷难处理金矿石提金工艺1概述随着近年来我国金矿开采规模的逐步扩大，以及易浸金矿资源的逐渐减少，难处理金矿逐渐成为金矿开采行业关注的重点。

我国现有黄金储量中，难处理金矿量约占30%左右，所以，对难处理金矿的提金技术进行分析已经逐渐成为了行业关注的焦点。

难处理金矿石中碳、砷等杂质的含量较大，在传统浸出技术的处理下，无法获得较为理想的金回收率。

现阶段，常见的难处理金矿石包括下述几种：一是碳质金矿石；二是被包裹在硫化矿物中的金矿；三是被包裹在含非硫化脉石组分中的金矿石。

导致金矿石难浸的主要原因包括：第一，导电矿物的影响。

与锑、铋、碲等金矿石导电矿物会聚合成化合物，进而钝化金的阴极溶解能力。

第二，劫金物的影响。

粘土和碳质物等劫金物的存在，都会影响浸取金过程中的可吸附金络合物。

第三，耗氧耗氰物质的影响。

溶液中钴、镍、锑、锰、铁、铜、砷等金属氧化物和硫化物的溶解度较高，会导致溶液中的溶解氧和氰化物发生严重流失。

第四，包裹。

化学覆盖膜、化学晶体固熔体以及物理机械包裹等，都会导致金矿物无法直接与氰化物接触。

2难处理金矿的预处理工艺难处理金矿预处理的主要方法在于去除包裹，充分暴露金粒，并充分与浸出剂相互接触，其目标包括：提高难浸的碲化金等矿物的易浸性；将有机碳、锑、砷等去除，避免有害杂质对其性能造成影响；氧化金矿物外层的硫化物，产生多孔状物料，保证金粒与氰化物溶液充分接触。

现阶段常用的预处理技术包括化学氧化、细菌氧化、加压氧化和氧化焙烧等。

2.1氧化焙烧第一，富氧焙烧法。

其主要优势在于：提高金回收率；因为无需将氮气的稳定提高到燃烧温度，因而能够防止发生不必要的燃料和热能损失问题；能够充分氧化，进而缩短焙烧时间，提高焙砂的生产质量；最大限度减少烟气体积，节约了冷却系统和烟气系统。

某硫金矿硫砷分离试验研究

（2）磁黄铁矿也是矿石中主要的金属硫化物，占矿石矿物含量的 16%，嵌布粒度多大于 0.074mm，含量占 66.80%，多呈半自形晶-它形晶粒状结构，从磁黄铁矿单矿物含量分析中查明，磁黄铁矿中含金 0.48g/t，金与磁黄铁矿有一定关系.
（3）毒砂是该矿石中主要含砷硫化矿物，占矿石矿物含量的 6% ，嵌布粒度多为中细粒，含量占 57.0%，毒砂多呈不规则粒状，对毒砂进行单矿物含金分析，金品位为 24.63g/t，金与毒砂关系十分密切.
The Experimental Research On the Separation of Sulur and Arsenic in a Sulphur-gold Ore
YE Xue-jun, LIU Zi-shuai, WANG Li-peng, YAN Wei-ping, JIANG Huang-yi
0引言
1 矿样性质
我国黄金矿床中常伴生黄铁矿、毒砂，且都是金的主要载体矿物 . [1-5] 而两者可浮性相近，毒砂与黄铁矿分离一直是选矿中的一大难题 . [6-12] 由于硫砷无法有效分离，金的回收率低，硫精矿含砷高，质量差，产品销售困难.为了实现硫砷有效分离，试验采用高效抑制剂 Y-3 进行硫砷分离的选矿试验研究 . [13-15] 实现硫砷分离后，砷金精矿中金的回收率大幅度提高，对提高矿山的经济效益十分显著.
JUN 20 2010 15:39:16
0 .534E-05 .109E-04 .163E-04 .217E-04 .272E-04 .326E-04 .380E-04 .435E-04.489E-04

脱除某难处理金矿中砷和硫的研究

脱除某难处理金矿中砷和硫的研究张建涛;程垚;陈帅;高为;胡鑫;沈少波【期刊名称】《有色金属（冶炼部分）》【年(卷),期】2014(000)005【摘要】某难处理金矿先在氩气气氛下高温脱砷,脱砷后的金矿在氧气气氛中高温脱硫.并考察工艺参数对脱砷和脱硫的影响.结果表明,优化的脱砷条件为温度600℃、时间2h、氩气流量200 mL/min,在该条件金矿中98％的砷以As2 O3形式被挥发脱除,同时矿中26％的硫被脱除.优化的脱硫条件为温度650℃、时间2h、氧气流量200 mL/min,在此条件金矿中97％的硫被挥发脱除.【总页数】5页(P12-16)【作者】张建涛;程垚;陈帅;高为;胡鑫;沈少波【作者单位】北京科技大学冶金与生态工程学院,稀贵金属绿色回收与提取北京市重点实验室,北京100083;北京科技大学冶金与生态工程学院,稀贵金属绿色回收与提取北京市重点实验室,北京100083;北京科技大学冶金与生态工程学院,稀贵金属绿色回收与提取北京市重点实验室,北京100083;北京科技大学冶金与生态工程学院,稀贵金属绿色回收与提取北京市重点实验室,北京100083;北京科技大学冶金与生态工程学院,稀贵金属绿色回收与提取北京市重点实验室,北京100083;北京科技大学冶金与生态工程学院,稀贵金属绿色回收与提取北京市重点实验室,北京100083【正文语种】中文【中图分类】TF831【相关文献】1.含硫砷金矿一段焙烧脱除硫和砷的热力学研究 [J], 张雁;李骞;杨永斌;徐斌;姜涛;李鸿炜;刘晓亮2.某含砷高硫难处理金矿硫砷分离工艺研究 [J], 叶雪均;金婷婷;吕炳军3.某含硫砷难处理金矿提金工艺试验研究 [J], 夏青;尹艳芬;聂锦霞;方夕辉;邱廷省4.碳酸钙脱除湿法磷酸中硫、氟、砷的研究 [J], 蒋丽红;超声兰;等5.氧化亚铁硫杆菌L1对煤炭中无机硫脱除的研究 [J], 葛玉凤;徐刚;刘龙;徐小琳因版权原因，仅展示原文概要，查看原文内容请购买。

含砷, 硫金精矿焙烧-氰化浸出工艺研究

图 4 NaCN 浓度条件试验结果
由图 3 可以看出 ,NaCN 浓度越高 ,金氰化浸出
© 1994-2010 China Academic Journal Electronic Publishing House. All rights reserved.
尾渣含 Au 125133g/ t ,金浸出率 10190 %。直接氰化浸出结果表明 ,金精矿直接氰化对单体金浸出有效 ,但对毒砂、黄铁矿包裹金无作用。 213 氧化焙烧 - 氰化浸出 21311 焙烧条件试验 2131111 焙烧温度试验对本金精矿进行焙烧温度对比试验。焙烧时间
固定为 110 h 。所产焙砂进行氰化浸出以评定焙烧效果 ,试验
33
行 , KS Y - 12/ 16 型可控硅温度自控器控温 ,温度误差 ±10 ℃。
矿浆采用 JB50 - D 型增力电动搅拌器搅拌。 212 直接氰化浸出
将金精矿磨细至 - 42μm ≥95 % ,取 100 g 磨细金精矿 ,L/ S 3 ∶1 , CaO 调 p H 至 10 ～ 1015 。NaCN 0123 % ,每小时滴加 0105 mL 助浸剂 , 常温搅拌 12 h ,后过滤、自来水淋洗三次。
© 1994-2010 China Academic Journal Electronic Publishing House. All rights reserved.
收稿日期 :2009 - 05 - 15
Study on Roasting2Cyanide Leaching of Gold Concentration Conta ining Arsenic and Sul phur
L I Jie

安徽某高硫含砷硫金矿硫砷分离试验

ＳｅｒｉａｌＮｏ．６０８Ｄｅｃｅｍｂｅｒ．２０１９现　代　矿　业ＭＯＤＥＲＮＭＩＮＩＮＧ总第６０８期２０１９年１２月第１２期安徽省重点研究和开发计划项目（编号：１８０４ａ０８０２２０７，２０１９０４ａ０７０２００４４，２０１９０４ａ０７０２００５４）。

王刚强（１９８９—），男，工程师，２４４０００安徽省铜陵市解放东村。

安徽某高硫含砷硫金矿硫砷分离试验王刚强　叶正国　孙业友（铜陵有色股份天马山黄金矿业有限公司）摘　要　针对安徽某高硫含砷难选金矿石硫精矿含砷问题，结合现场生产工艺流程，以浮选硫进料为原矿试样，采用抑砷浮硫—浮选砷金精矿的工艺流程，试验室小型闭路试验获得了硫精矿硫品位４２．５６％，含砷０．４２％，硫回收率８９．４２％；砷金精矿含砷１８．３４％，砷回收率８０．０９％，金品位１２．６５ｇ／ｔ，金回收率５９．５６％的试验指标。

关键词　黄铁矿　毒砂　硫砷分离ＤＯＩ：１０．３９６９／ｊ．ｉｓｓｎ．１６７４６０８２．２０１９．１２．０３６ＳｕｌｆｕｒａｒｓｅｎｉｃＳｅｐａｒａｔｉｏｎＴｅｓｔｏｆａＨｉｇｈＳｕｌｆｕｒＡｒｓｅｎｉｃＣｏｎｔａｉｎｉｎｇＧｏｌｄＯｒｅｉｎＡｎｈｕｉＷａｎｇＧａｎｇｑｉａｎｇ　ＹｅＺｈｅｎｇｇｕｏ　ＳｕｎＹｅｙｏｕ（ＴｏｎｇｌｉｎｇＮｏｎｆｅｒｒｏｕｓＳｈａｒｅＴｉａｎｍａｓｈａｎＧｏｌｄＭｉｎｉｎｇＣｏ．，Ｌｔｄ．）Ａｂｓｔｒａｃｔ　ＡｉｍｉｎｇａｔｔｈｅｈｉｇｈａｒｓｅｎｉｃｃｏｎｔｅｎｔｉｎｔｈｅｓｕｌｆｕｒｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅｏｆａｒｅｆｒａｃｔｏｒｙｇｏｌｄｏｒｅｗｉｔｈｈｉｇｈｓｕｌｆｕｒａｎｄａｒｓｅｎｉｃｉｎＡｎｈｕｉＰｒｏｖｉｎｃｅ，ｃｏｍｂｉｎｅｄｗｉｔｈｔｈｅｐｒｏｄｕｃｔｉｏｎｐｒｏｃｅｓｓｉｎｓｉｔｕ，ｔａｋｉｎｇｆｌｏｔａｔｉｏｎｓｕｌｆｕｒｆｅｅｄｉｎｇａｓｒａｗｏｒｅｓａｍｐｌｅ，ａｄｏｐｔｉｎｇｔｈｅｐｒｏｃｅｓｓｏｆａｒｓｅｎｉｃｓｕｐｐｒｅｓｓｉｏｎｓｕｌｆｕｒｆｌｏｔａｔｉｏｎｆｌｏｔａｔｉｏｎｏｆａｒｓｅｎｉｃｇｏｌｄｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ，ｔｈｅｓｕｌｆｕｒｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅｗｉｔｈｓｕｌｆｕｒｇｒａｄｅｏｆ４２．５６％，ａｒｓｅｎｉｃｃｏｎｔｅｎｔｗａｓ０．４２％，ａｎｄｓｕｌｆｕｒｒｅｃｏｖｅｒｙｗａｓ８９．４２％．Ｔｈｅａｒｓｅｎｉｃｃｏｎｔｅｎｔｏｆｔｈｅａｒｓｅｎｉｃｇｏｌｄｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅｉｓ１８．３４％，ｔｈｅｒｅｃｏｖｅｒｙｒａｔｅｏｆａｒｓｅｎｉｃｉｓ８０．０９％，ｔｈｅｇｒａｄｅｏｆｇｏｌｄｉｓ１２．６５ｇ／ｔ，ａｎｄｔｈｅｒｅｃｏｖｅｒｙｒａｔｅｏｆｇｏｌｄｉｓ５９５６％．Ｋｅｙｗｏｒｄｓ　Ｐｙｒｉｔｅ，Ａｒｓｅｎｏｐｙｒｉｔｅ，Ｓｅｐａｒａｔｉｏｎｏｆｓｕｌｆｕｒａｎｄａｒｓｅｎｉｃ安徽某矿山所选矿石为高硫高砷含金多金属硫化矿，矿石中物质组成复杂，矿物种类较多，金属硫化物主要为磁黄铁矿、黄铁矿、毒砂及黄铜矿等［１］。

高硫、高砷难选金精矿的处理

２１生０１
新
疆
有
色
金
属
４９
高硫、砷难选金精矿的处理高
肉孜汗
（西部黄金有限责任公司阿希金矿伊宁８５０）３００
摘要通过对比试验确定了该高硫、高砷难选金精矿的最佳处理方法—焙烧氧化法。关键词高硫高砷焙烧氧化金氰渣浸出率
采用直接氰化法对精矿进行浸出。化浸出试验氰
条件：矿浆浓度２％，Ｈｌ（氧化钙调节）碱浸６０ｐ＞１用，ｈ以上，化钠２ｇ，出４。直接氰化浸出法结氰０ｋ／浸ｔ８ｈ果，见表２。表２直接氰化浸出法结果
３试验室试验研究
３１直接氰化浸出试验．
高温条件下氧化或焙烧后可生成多孔状的碚砂，有利
于金的氰化浸出。试验条件：称取１０ｇ矿在马弗炉中进行焙０精烧，烧温度６０℃ ，焙０焙烧２ｈ焙烧时炉门半开，，每
（转５下３页）
２１钲０１
新
疆
有
色
金
属
５３
按２０元／，属返还率按８．％计算，８ｇ金５２每年可增产
黄金１３，加收入４２６万元。４７６增ｇ１・１
ｇ（戊基黄药：／异ｔ丁铵黑药＝１。４：）
参考文献
［］３朱玉霜，朱建光．浮选药剂的化学原理【］Ｍ．湖南：中南

含砷锑硫难处理金矿预处理技术研究进展

收稿日期：２０１８－０４－１５；修回日期：２０１８－０６－１２作者简介：许晓阳（１９８６—），男，福建厦门人，工程师，硕士，主要从事有色金属冶金工作；福建省上杭县紫金大道１号紫金大厦，紫金矿业集团股
份有限公司，３６４２００；Ｅｍａｉｌ：３７８７９６４６６＠ｑｑ．ｃｏｍ
２０１８年第８期／第３９卷
选矿与冶炼６９
１．９０％）进行系列研究，６５０℃焙烧１．５ｈ，磨矿细度－０．０７４ｍｍ占９５％，氰化浸出ＮａＣＮ用量５ｋｇ／ｔ，浸出时间３６ｈ，结果见表１。由表１可知，无论焙烧前还是焙烧后进行碱浸处理，均能有效提高金回收率。采用碱浸—焙烧—磨矿—氰化工艺，控制碱浸时间使焙烧时锑含量不同（见表２），当锑质量分数低于０．３％时，对金浸出率影响较小。
５．９０８８．２
５碱浸—焙烧—酸洗—磨矿—氰化７９
５．６５８９．１
注：碱浸溶剂为Ｎａ２Ｓ溶液。
表２锑质量分数对金浸出率的影响
序号锑质量分数／％渣率／％渣金品位／（ｇ·ｔ－１）金浸出率／％
１
＜０．１
８４．０
６．０２
８７．７
２
０．３
８４．４
６．１０
２Ｓｂ２Ｓ３＋９Ｏ２２Ｓｂ２Ｏ３＋６ＳＯ２，２Ｓｂ２Ｏ３＋Ｏ２２Ｓｂ２Ｏ４。金世斌等［５］对含锑金矿的原矿（Ａｕ３．６８ｇ／ｔ、Ｓ４．４１％、Ａｓ１．２６％、Ｓｂ０．０１３％、有机碳０．４３％）和精矿（Ａｕ２６．８ｇ／ｔ、Ｓ１４．６５％、Ａｓ０．７５％、Ｓｂ０．１８％、有机碳１．１４％）进行焙烧—氰化处理。试验发现，控制焙烧温度５２０℃，时间１２０ｍｉｎ，精矿焙砂氰化效果最佳，金浸出率达８５．１１％；当焙砂添加Ｓｂ２Ｏ３（配矿Ｓｂ质量分数３．０％）时，氰化指标并未发生变化，表明焙砂添加Ｓｂ２Ｏ３不会影响氰化结果；而当试样添加Ｓｂ２Ｏ３（配矿Ｓｂ质量分数３．０％）进行焙烧时，焙砂氰化金浸出率严重下降，原矿降低３４百分点，精矿降低１８百分点。同时文中还指出先湿法除锑（碱浸）后焙烧—氰化可提高金回收率。袁朝新等［６］针对含砷、锑、碳难处理金精矿（Ａｕ４１ｇ／ｔ、Ｓ１８．５％、Ａｓ１．１０％、Ｓｂ２．１０％、有机碳

某硫金矿硫砷分离试验研究

ＡｒｅｉｎａＳＵｐｈ —ｇｌＯｒｓｎｃｉｌｕｒ０ｄｅ
Ｙｕ－ａ，ＩｉｓｕｉＷＡＮＬ－ｅｇＹＡｅｐｎ，ＩＧａｇｙＥＸｅｊｎＬＵＺ－ｈａ，Ｇｉｐｎ，ＮＷｉｉｇＪＡＮＨｕｎ－ｉ —
ｔｅｒｓｌｓｗｅｅｂｔｉｅｈｔｔｕｆｒｇａｅｏｇｅｉｏｅｔａｅｓ９３％ｗｉｈ２９ｈｅｕｔｒｏａｎｄｔａｈｅｓｌｕｒｄｆｍａｎｔｃｃｎｃｎｒｔｉ３．２ｔ７．７％ｏｅｏｅｙｈｆｒｃｖｒ，ｔｅｓｌｕｇａｅｆｐｙｔｃｎｅｒｔｉ４７８ｕｆｒｒｄｏｒｅｏｃｎｔａｅｓ９．％ｗｉｈｆ３．７％ｏｒｃｖｒ，ａｄｈａｓｎｃ－ｏｄｏｃｎｒｔｉｔｏ４９ｆｅｏｅｙｎｔｅｒｅｉｇｌｃｎｅｔａｅｃｎａｎｄ１４％ｏｒｅｃｗｉｈ８．％ｏｅｏｅ，１ｇ／ｔｏｏｄｗｉｈ６７ｏｔｉｅ８．２ｆａｓｎｉｔ９４７ｆｒｃｖｒｙ２ｆｇｌｔ８．２％ｏｅｏｅｙｆｒｃｖｒ．Ｋｅｙｗｏｒ：ｐｒｔ；ｒｅｐｒｔ；ｓｐｅｓｏｒｅｉｏｔｎｕｌｕ；ｉｉｉｏ — ｄｓｙｅａｓｎｏｙｅｕｐｒｓｉｎａｓｎｃｆａｉｇｓｆｒｎｈｂｔｒＹ— ｉｉｌ３
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国外某含砷难处理金矿提金工艺试验

ｄｏｉ：１０．３９６９／ｊ．ｉｓｓｎ．１００７－７５４５．２０１９．０４．０１３收稿日期：２０１８－１２－０６作者简介：张伟晓（１９７１－），男，河南灵宝人，工程师；通信作者：闾娟沙（１９７３－），女，河南灵宝人，工程师．国外某含砷难处理金矿提金工艺试验张伟晓，闾娟沙，张济文（灵宝灵金科技有限公司，河南灵宝４７２５００）摘要：国外某选矿厂浮选所得金精矿，其中杂质元素砷、硫、铁主要以毒砂和黄铁矿的形式存在于金精矿中，多数金被包裹在硫化物中。

该金精矿直接氰化浸出金浸出率仅有７０．８９％。

对比通过碱浸、细磨和热压氧化三种不同的预处理方式后金的浸出率，最终选定酸性热压氧化浸出。

在氧化矿浆浓度２０％、氧分压０．７ＭＰａ、搅拌速度６００ｒ／ｍｉｎ、温度１６０℃、氧化反应３ｈ的预处理后进行氰化浸出，金浸出率达到９７．４９％。

关键词：含砷金矿；预处理；酸性热压氧化；浸出率中图分类号：ＴＦ８３１文献标志码：Ａ文章编号：１００７－７５４５（２０１９）０４－００５６－０４Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｉｃａｌ　Ｔｅｓｔ　ｏｎ　Ａｂｒｏａｄ　Ａｒｓｅｎｉｃ　Ｂｅａｒｉｎｇ　Ｒｅｆｒａｃｔｏｒｙ　Ｇｏｌｄ　ＭｉｎｅＺＨＡＮＧ　Ｗｅｉ－ｘｉａｏ，ＬＪｕａｎ－ｓｈａ，ＺＨＡＮＧ　Ｊｉ－ｗｅｎ（Ｌｉｎｇｂａｏ　Ｌｉｎｇｊｉｎ　Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ　Ｃｏ．，Ｌｔｄ．，Ｌｉｎｇｂａｏ　４７２５００，Ｈｅｎａｎ，Ｃｈｉｎａ）Ａｂｓｔｒａｃｔ：Ｇｏｌｄ　ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅｓ　ｏｂｔａｉｎｅｄ　ｂｙ　ｆｌｏｔａｔｉｏｎ　ｆｒｏｍ　ａ　ｆｏｒｅｉｇｎ　ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｏｒ，ｉｎ　ｗｈｉｃｈ　ｔｈｅ　ｉｍｐｕｒｉｔｙｅｌｅｍｅｎｔｓ　ａｒｓｅｎｉｃ，ｓｕｌｆｕｒ　ａｎｄ　ｉｒｏｎ　ｗｅｒｅ　ｍａｉｎｌｙ　ｐｒｅｓｅｎｔ　ｉｎ　ｆｏｒｍ　ｏｆ　ａｒｓｅｎｏｐｙｒｉｔｅ　ａｎｄ　ｐｙｒｉｔｅ，ａｎｄ　ｍｏｓｔ　ｏｆ　ｇｏｌｄｗａｓ　ｅｎｃａｐｓｕｌａｔｅｄ　ｉｎ　ｓｕｌｆｉｄｅ．Ｇｏｌｄ　ｄｉｒｅｃｔ　ｃｙａｎｉｄｅ　ｌｅａｃｈｉｎｇ　ｒａｔｅ　ｗａｓ　ｏｎｌｙ　７０．８９％．Ａｃｉｄｉｃ　ｈｏｔ－ｐｒｅｓｓｕｒｅｏｘｉｄａｔｉｖｅ　ｌｅａｃｈｉｎｇ　ｗａｓ　ｓｅｌｅｃｔｅｄ　ａｆｔｅｒ　ｃｏｍｐａｒｉｎｇ　ｇｏｌｄ　ｌｅａｃｈｉｎｇ　ｒａｔｅｓ　ｏｆ　ｔｈｒｅｅ　ｄｉｆｆｅｒｅｎｔ　ｐｒｅｔｒｅａｔｍｅｎｔｍｅｔｈｏｄｓ，ｉ．ｅ，ａｌｋａｌｉ　ｌｅａｃｈｉｎｇ，ｆｉｎｅ　ｇｒｉｎｄｉｎｇ　ａｎｄ　ｈｏｔ－ｐｒｅｓｓｉｎｇ　ｏｘｉｄａｔｉｏｎ．Ｇｏｌｄ　ｃｙａｎｉｄａｔｉｏｎ　ｌｅａｃｈｉｎｇ　ｒａｔｅ　ｉｓ９７．４９％ａｆｔｅｒ　ｐｒｅｔｒｅａｔｍｅｎｔ　ｕｎｄｅｒ　ｔｈｅ　ｏｐｔｉｍｕｍ　ｃｏｎｄｉｔｉｏｎｓ　ｉｎｃｌｕｄｉｎｇ　ｏｘｉｄａｔｉｏｎ　ｐｕｌｐ　ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｉｏｎ　ｏｆ　２０％，ｏｘｙｇｅｎ　ｐａｒｔｉａｌ　ｐｒｅｓｓｕｒｅ　ｏｆ　０．７ＭＰａ，ｓｔｉｒｒｉｎｇ　ｓｐｅｅｄ　ｏｆ　６００ｒ／ｍｉｎ，ｔｅｍｐｅｒａｔｕｒｅ　ｏｆ　１６０℃，ａｎｄ　ｏｘｉｄａｔｉｏｎｔｉｍｅ　ｏｆ　３ｈ．Ｋｅｙ　ｗｏｒｄｓ：ａｒｓｅｎｉｃ－ｂｅａｒｉｎｇ　ｇｏｌｄ　ｏｒｅ；ｐｒｅｔｒｅａｔｍｅｎｔ；ａｃｉｄｉｃ　ｈｏｔ－ｐｒｅｓｓｕｒｅ　ｏｘｉｄａｔｉｏｎ；ｌｅａｃｈｉｎｇ　ｒａｔｅ随着全球经济不断发展，需求的增加和易处理金矿资源减少的矛盾逐渐凸显。

金矿金硫砷浮选分离技术研究

关键词：金矿；浮选分离技术；金硫砷
中图分类号：ＴＤ２１９
文献标识码：Ａ
文章编号：１００２－５０６５（２０１７）１０ — ００３９－２
Ｒｅｓｅａｒｃｈｏｎｔｈｅｓｅｐａｒａｔｉｏｎｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙｏｆｇｏｌｄａｎｄｓｕｌｆｕｒａｒｓｅｎｉｃｌｏｆｔａｔｉｏｎ
ｇｏｌｄ，ｂｕｔｉｔｉｓａｌｓｏｌｉｍｉｔｅｄｂｙｔｈｅｒｅｌｅｖａｎｔｆａｃｔｏｒｓ．Ｆｏｒｔｈｅａｒｓｅｎｉｃ —ｂｅａｉｎｇｒｇｏｌｄｄｅｐｏｓｉｔｓ，ｉｔｈａｓｃｅｒｔａｉｎｃｈａｒａｃｔｅｒｉｓｔｉｃｓ：ｃｏｍｐｌｅｘｃｏｍｐｏｓｉｔｉｏｎ，ｈｉｇｈａｒｓｅｎｉｃｃｏｎｔｅｎｔ，ｔｈｅｓｅｐａｒａｔｉｏｎｏｆａｒｓｅｎｉｃａｎｄｓｕｌｆｕｒ，ｅｔｃ．，ａｌｌｏｆｇｏｌｄｅｘｔｒａｃｔｉｏｎｃａｕｓｅｄｇｒｅａｔｄｉｉｃｆｕｌｔｉｅｓ．Ｇｏｌｄｉｓａｓｔａｂｌｅｓｕｂｓｔａｎｃｅ，ｉｔｉｓｄｉｉｃｆｕｌｔｔｏｒｅａｃｔｗｉｔｈｏｔｈｅｒｓｕｂｓｔａｎｃｅｓ，ｗｈｉｃｈｉｓｔｈｅｒｏｏｔｃａｕｓｅｏｆｔｈｅｄｉｉｃｆｕｌｔｙｉｎｅｘｔｒａｃｔｉｎｇｇｏｌｄ．Ｉｎｔｈｉｓｐａｐｅｒ，ｔｈｅｓｕｍｍａｒｙｏｆｇｏｌｄ，ｔｈｅｓｔａｔｕｓｑｕｏｏｆｏｒｅｄｒｅｓｓｉｎｇａｎａｌｙｓｉｓ，ｆｕｒｔｈｅｒｓｔｕｄｙｏｆｇｏｌｄｓｕｌｆｕｒａｒｓｅｎｉｃｌｆｏｔａｔｉｏｎｓｅｐａｒａｔｉｏｎｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ．

高砷高硫难处理金矿提金新方法研究

高砷高硫难处理金矿提金新方法研究金作为一种贵金属，由于其良好的物理化学特性而被广泛的应用于各个行业，对于国民经济的发展具有重要意义。

随着工业的发展，易选金矿已经被开发殆尽；同时，各国越来越重视环保，氰化法因其剧毒性而要求被取代；且随着人们对金需求量的日益增加，如何保持黄金工业的可持续发展显得尤为重要。

难处理金矿在金矿资源中所占比重较大，而高砷高硫金矿又是其中较为典型的一种，因此，对高砷高硫金矿处理工艺进行研究具有重要意义。

原矿中含金12.8g/t、砷2.56%、硫7.52%，属于高砷高硫金矿。

采用氰化、硫脲、氯化等方法直接浸出时，浸出率均小于16%，因此必须采用预处理的方法使金裸露出来。

结合相关文献及实际试验研究，采用“焙烧预处理-氯化浸出”工艺。

焙烧预处理研究表明，采用低温氧化焙烧工艺，通过加入氧化剂对包裹金的黄铁矿和砷黄铁矿进行氧化，使其包裹结构破裂，从而使金暴露。

对影响焙烧过程的各个因素进行了单因素试验，考察了各因素对最终的浸出结果造成的影响，其最优的焙烧条件为:氧化剂（氯酸钠和过硫酸铵）质量为原矿质量的18%，焙烧药剂配比为7:3（氯酸钠:过硫酸铵），焙烧温度500℃，焙烧时间120min，该焙烧条件下金浸出率为80.59%。

并对氧化焙烧的机理进行了分析，首先是药剂的分解，在150℃~200℃时，过硫酸铵分解放出SO2和O2，生成的SO2和氯酸钠发生作用释放出Cl2，包裹金的黄铁矿和砷黄铁矿一方面与氯酸钠发生反应，另一方面被Cl2氧化，最终硫以SO2的形式，As以As2O3的形式被固定下来。

浸出试验研究表明，由于酸性条件下氯酸钠分解会放出氯气，而氯气是金的有效浸出剂，同时氯酸钠具有强氧化性，在二者的共同作用下，金以AuCl4-的形式被浸出。

对影响浸出的各个因素进行了单因素试验和正交试验，分析考察了药剂用量、浸出温度、浸出时间等因素对于浸出率的影响。

其最佳浸出条件为:氯酸钠用量90kg/t，氯化钠用量32kg/t,,浸出温度为80℃，浸出时间120min，搅拌强度为700r/min，得到84.1%的金浸出率。

某高硫含砷低品位金精矿选矿工艺研究

２０２４年第１期／第４５卷黄　金ＧＯＬＤ矿业工程某高硫含砷低品位金精矿选矿工艺研究收稿日期：２０２３－０９－０７；修回日期：２０２３－１０－１２作者简介：刘　慧（１９８５—），女，工程师，硕士，从事选矿方面研究工作；Ｅｍａｉ：ｌｈｕｉ５６６＠１６３．ｃｏｍ刘　慧，赵福财，王　苹，王路平，臧文优，刘传震，豆　娜（山东国环固废创新科技中心有限公司）摘要：为提高某高硫含砷低品位难处理金精矿选别指标，分别采用尼尔森离心重选和高效旋流器分级工艺进行金精矿分选试验研究。

试验结果表明：在保障金精矿冶炼净返系数等级的基础上，采用试验条件为重力倍数６０Ｇ、反冲洗水量４Ｌ／ｍｉｎ、给矿速度４００ｇ／ｍｉｎ的尼尔森离心重选工艺，可获得金品位为３０．９７ｇ／ｔ，金回收率为１９．９７％的重选精矿；采用试验条件为矿浆浓度２０％、沉砂口直径２２ｍｍ的高效旋流器分级工艺，可获得金品位为２６．０２ｇ／ｔ，金回收率为１２．５０％的溢流。

尼尔森离心重选、高效旋流器分级工艺可使最终精矿产品的金回收率分别提高１．６％～１．９％和０．７％～１．０％。

考虑到尼尔森离心重选工艺成熟工艺少、后期投资高，故推荐高效旋流器分级工艺进行该金精矿分选试验，以提高该金精矿利用价值。

关键词：高硫；含砷；难处理金精矿；尼尔森离心重选；高效旋流器分级中图分类号：ＴＤ９２２文章编号：１００１－１２７７（２０２４）０１－００４７－０５文献标志码：Ａｄｏｉ：１０．１１７９２／ｈｊ２０２４０１１０引　言某金精矿中硫化矿物占８２％，金矿物主要以显微包裹态赋存于硫铁矿中，导致金精矿分选金品位难以突破１５ｇ／ｔ，严重降低其利用价值。

该金精矿属于高硫含砷低品位难处理金精矿，直接氰化浸出的金浸出率仅为３７．４５％，当前对于该类金精矿处理方法主要为采用预处理工艺（如焙烧氧化、热压氧化、生物氧化、化学氧化、超细磨等）提高金矿物的解离度后再采用氰化或非氰浸出工艺进行提金，从而大幅提高金精矿的综合利用率［１－３］。

含砷金矿处理工艺

含砷金矿处理工艺随着金矿资源开发的不断深入，易处理金矿石储量逐渐减少，而结构复杂、低品位及嵌布粒度细的难处理金矿所占比重逐渐增大。

据统计由难处理金矿资源生产的黄金占世界黄金产量的1/3 以上，可见这类金矿资源已成为黄金生产的主要来源，处理这类金矿石已成为目前选矿研究中最重要的课题。

含砷金矿石是世界上公认的难处理金矿类型之一，也是处理量最大、可回收经济价值最高的金矿石。

我国含砷金矿资源主要分布在西南、西北和东北等地区。

含砷金矿石处理的难点在于金矿物与含砷矿物（主要是毒砂）以及黄铁矿密切共生，金以微细粒状分布，常被包裹在毒砂和黄铁矿中，或存在于其单个晶体之间，造成金的选别难度增大，同时金精矿中含砷量高，金的回收率低，也不利于后续的冶金工作。

目前，浮选法是对含砷金矿进行预处理的有效方法之一，浮选含砷金矿的目的是将砷与金分离，从而实现金的回收。

研究并改进含砷金矿的选矿工艺十分必要，既能提高选冶技术经济效益，还有利于环境保护，具有可持续发展的意义。

目前，国内外许多学者对毒砂和含金硫化矿的分选进行了大量研究，含砷金矿浮选分离是含金硫化矿与砷矿物浮选分离的主要体现。

毒砂与含金硫化矿物分选的研究重点在于浮选药剂的选择与浮选工艺的研究。

1 含砷金矿浮选药剂研究进展浮选药剂研究的重点是低成本、高效率及小毒性混合药剂的开发，到目前为止，浮选药剂的研究工作取得了较多成果。

1.1 高选择性捕收剂选金捕收剂一般有乙基黄药、丁基黄药、异戊基黄药、甲酚黑药、羟肟酸钠和油酸等。

朱申红和钱鑫、童雄和钱鑫]对某含砷金矿石进行研究时发现，丁基黄药、仲辛基黄药和氨醇黄药在碱性介质中能选择性地浮起含金黄铁矿，且这些药剂的组合使用对含金黄铁矿与毒砂的分离更有效，能够强化含金黄铁矿的浮选。

随着性质单一、易浮选金矿石的减少，矿物组成复杂的难选金矿石成为主要的金矿资源。

对于这类矿石的浮选，单一药剂制度很难取得理想指标，为此越来越多的选矿工作者根据现有药剂的性能，着力于混合用药和开发新药剂来解决现有难题。