CN114774687A - 从氧硫混合型含铜含砷难处理金矿中回收金、铜的方法 - Google Patents

Abstract

本发明公开了一种从氧硫混合型含铜含砷难处理金矿中回收金、铜的方法，首先通过配矿尽可能将氧硫混合型含铜金矿的矿石品位和氧化程度稳定控制在一定范围内，浮选过程中在添加少量常规硫化试剂以及常规捕收剂的基础上，添加胺类组合捕收剂改善了氧硫混合浮选，最大可能地消除了氧化铜矿物、硫化铜矿物及含金硫化矿物等复杂金、铜矿物在浮选过程相互限制和影响，提高了铜和硫化物包裹金的浮选回收率。

Description

从氧硫混合型含铜含砷难处理金矿中回收金、铜的方法

技术领域

本发明涉及含铜金矿选冶技术领域，具体涉及一种从氧硫混合型含铜含砷难处理金矿中回收金、铜的方法。

背景技术

含铜金矿是金、铜资源重要的存在形式。根据含铜金矿的金、铜品位情况，铜氧化率程度，通常不仅需要考虑金的回收，还需考虑铜的回收。氧硫混合型难处理含铜金矿中通常含砷，且金、铜的赋存状态复杂多变，不仅有极难浮选和极易消耗氰化物的赤铜矿(Cu₂O)、孔雀石[CuCO₃·Cu(OH)₂]等氧化铜矿物，又有易消耗氰化物的辉铜矿(Cu₂S)、铜蓝(CuS)等硫化铜矿物，同时有大部分金包裹在黄铁矿、雌黄铁矿、黄铜矿、毒砂等硫化物中。该类含铜金矿直接采用氰化工艺回收金时，氰化试剂耗量大、铜无法回收，金回收率低；采用氨氰工艺选择性提金时，可以降低氰化试剂耗量，但工艺流程长，工艺控制难度高，同时铜以及硫化物包裹金仍然无法回收。采用常规浮选预先回收金、铜时，虽然更加全面地考虑了含铜金矿的矿石性质特点，对金、铜进行综合回收，但由于这类含铜金矿中金、铜的赋存状态复杂，铜及硫化物包裹金的浮选回收率较低，浮选尾矿铜含量、氰化试剂成本及氰化尾渣含金均较高，同时因矿石中往往含砷，浮选精矿易存在砷含量超标、精矿销售难和计价系数低等难题，导致吨矿处理成本较高、经济效益不佳，金、铜综合回收率仍有较大改善空间。

为改善这类氧硫混合型含铜含砷难处理金矿中的铜和硫化物包裹金的浮选，目前通常主要有氧硫混合浮选或先硫后氧浮选两种方法，氧硫混合浮选是同时加入硫化矿物捕收剂和氧化铜矿物的活化剂(硫化钠或硫氢化钠等硫化试剂)，需要添加适量硫化试剂才能将氧化铜矿物有效硫化，从而获得较满意的氧化铜矿物回收率，但所需的硫化试剂添加量较大时又会对硫化铜矿物及含金硫化矿物的浮选存在明显抑制作用，难以同时兼顾氧化铜矿物的浮选与硫化铜矿物及含金硫化矿物的浮选，浮选的效果差。先硫后氧属于分步浮选，如中国专利申请CN107486338A公开了一种高效回收复杂氧化铜矿的浮选工艺，该方法可暂时提高氧化铜矿物的浮选与硫化铜矿物的浮选回收率，但是需要大量的硫化试剂，硫化试剂用量高达3000克每吨原矿以上，同时浮选尾矿铜含量难以降低到理想水平(如0.2％以下)，最终的浮选水中往往残留大量的硫化试剂，需花费高昂费用进行水处理消除水中的硫化试剂或一直采用新水进行生产，生产成本较高。此外，现有技术方案还不能处理这类氧硫混合型含铜含砷难处理金矿存在的浮选精矿，易存在砷含量超标、精矿销售难和计价系数低等难题。

发明内容

针对现有技术的不足，本发明旨在提供一种从氧硫混合型含铜含砷难处理金矿中回收金、铜的方法，可全方位解决这类难处理含铜金矿利用过程中存在因铜和硫化物包裹金浮选回收率偏低，导致的浮选尾矿铜含量、浮选尾矿氰化试剂及氰化尾渣金含量均偏高等难题，同时解决因浮选铜金精矿砷含量易超标导致的精矿销售难、计价系数低及金、铜综合回收率整体偏低等问题。

为了实现上述目的，本发明采用如下技术方案：

从氧硫混合型含铜含砷难处理金矿中回收金、铜的方法，包括如下步骤：

S1、配矿：将开采出的含铜金矿根据金、铜品位和氧化程度进行分类并分堆堆放，然后将不同分类的矿石进行配矿，配矿后的矿石的金品位为2.0-5.0g/t，含铜质量百分比0.4-0.8％，氧化物铜占总铜质量20-50％，含砷质量百分比0.2-0.4％，硫品位1.5-3.0％；

S2、粗碎-磨矿：将步骤S1中配好的矿石粗碎至粒度250mm以下；然后加水进行磨矿，磨矿至矿石细度为75μm以下占75-95％；

S3、浮选：向步骤S2磨矿得到的矿浆加入浮选组合药剂，按照一级粗选三级扫选一级精选或一级粗选三级扫选两级精选的流程进行浮选，产出浮选精矿浆和浮选尾矿浆；所述浮选组合药剂按每吨干矿计包括硫化钠100-300g/t、戊基黄药100-200g/t、丁胺黑药25-50g/t、胺类组合试剂40-60g/t和2号油25-50g/t的一种或多种；

S4、浮选精矿加压氧化-萃取电积提铜-炭浸提金：步骤S3所得的浮选精矿浆浓缩至矿浆质量浓度50-60％，然后进行加压氧化，加压氧化得到的溶液产物进行铜萃取电积回收铜，加压氧化得到的固体产物进行炭浸回收金，产出阴极铜和载金炭一，阴极铜直接销售，载金炭一依次进行解吸、电积、提纯产出金锭；所述炭浸回收金所得的尾矿浆排放至尾矿库；

S5、浮选尾矿炭浸：步骤S3所得的浮选尾矿浆浓缩至矿浆质量浓度40-48％，然后进行炭浸提金作业，产出载金炭二和炭浸尾矿浆，载金炭二依次进行解吸、电积、提纯产出金锭，炭浸尾矿浆排放至尾矿库；

S6、尾矿库回水破氰：将尾矿库的回水进行破氰，直至总氰化物和游离氰化物质量浓度小于10ppm且碳酸根离子质量浓度为800-3000ppm，然后作为工艺用水循环使用。

进一步地，步骤S3中，按每吨干矿计，粗选时加入硫化钠80-120g/t、戊基黄药40-60g/t，丁胺黑药15-25g/t、胺类组合试剂15-25g/t、2号油10-20g/t；第一级扫选中加入硫化钠40-60g/t、戊基黄药20-30g/t、丁胺黑药2.5-7.5g/t、胺类组合试剂5-15g/t、2号油5-10g/t，第二级扫选中加入硫化钠20-30g/t、戊基黄药5-15g/t、丁胺黑药2.5-7.5g/t、胺类组合试剂2.5-7.5g/t、2号油2.5-7.5g/t，第三级扫选中加入硫化钠5-15g/t、戊基黄药2.5-7.5g/t、丁胺黑药2.5-7.5g/t、胺类组合试剂2-3g/t；在第一级精选中加入硫化钠15-25g/t、戊基黄药5-15g/t、胺类组合试剂5-15g/t；如果进行第二级精选，则第二级精选中加入硫化钠5-15g/t、戊基黄药2.5-7.5g/t、胺类组合试剂2.5-7.5g/t。

进一步地，步骤S3中，胺类组合试剂包括烃类含氮胺类有机化合物或其改性物、环状含氮有机化合物或其改性物中的一种或几种的组合。

进一步地，步骤S6中，破氰的方法为因科法、焦亚硫酸钠法、亚硫酸钠法、双氧水法中的任意一种；破氰产出的含铜沉淀物与步骤S3产出的浮选精矿浆合并后进入步骤S4的处理。

进一步地，步骤S4中，浮选精矿浆加压氧化的工艺条件为：温度200-230℃，压力3.3-3.8MPa，氧分压0.8-1.3MPa，搅拌速度500-1000RPM，停留时间60-120min。

进一步地，步骤S4中，浮选精矿浆加压氧化所得的溶液产物进行铜萃取电积回收铜的工艺条件为：萃取pH＝1.5-2.5，洗涤pH＝1-2，反萃的硫酸浓度180-200g/L，萃取级数为2-4级，洗涤级数为1-2级，反萃级数为1-2级，萃取流比O/A＝1:(1-5)，洗涤流比O/A＝(20-30):1，反萃流比O/A＝(1-5):1，混合时间2-4min，澄清速率2-5m³/(m²·h)，电积温度40-50℃，电积槽电压1.9-2.1V。

进一步地，步骤S4中，浮选精矿浆加压氧化所得的固体产物炭浸回收金的作业条件为：pH＝10-11，浸出时间36h-48h，氰化钠浓度400-600ppm，平均炭密度40-60g/L。

进一步地，步骤S5中，浮选尾矿浆进行炭浸提金的作业条件为：pH＝10-11，浸出时间24h-48h，氰化钠浓度300-500ppm，氰化钠用量2.0-3.5kg/t，平均炭密度20-40g/L。

进一步地，步骤S6中，对尾矿库的回水进行破氰的方法采用焦亚硫酸钠法，焦亚硫酸用量为3.0-5.0kg每立方尾矿库的回水。

本发明的有益效果在于：

(1)本发明首先通过配矿尽可能将氧硫混合型含铜金矿的矿石品位和氧化程度稳定控制在一定范围内，浮选过程中在添加少量常规硫化试剂以及常规捕收剂的基础上，添加胺类组合捕收剂改善了氧硫混合浮选，最大可能地消除了氧化铜矿物、硫化铜矿物及含金硫化矿物等复杂金、铜矿物在浮选过程相互限制和影响，提高了铜和硫化物包裹金的浮选回收率。

(2)尾矿库回水通过采用破氰的方法，在消除尾矿库回水直接返回循环使用时其中的总氰TCN和游离氰CN-对浮选不利影响的同时，产出一定浓度的碳酸根离子CO₃ ^2-，对氧化铜矿物、硫化铜矿物及硫化物包裹金的浮选均有利，进一步降低浮选尾矿的铜含量和硫化物包裹金含量；破氰产出的含铜沉淀物并入浮选精矿一起处理，提高了铜综合回收率。

(3)本发明中浮选精矿的金、铜通过加压氧化-萃取电积提铜-炭浸提金工艺进行综合回收，金、铜回收率高，同时砷被安全稳定地固定在加压氧化固体产物中，解决了浮选精矿中砷含量易超标影响精矿销售和计价系数低问题。

(4)本发明全方位考虑了金、铜的综合回收难题，降低了提金试剂成本，提高了金、铜综合回收率，对环境友好，可为企业增加经济效益。

附图说明

图1为本发明实施例1-2的方法流程示意图；

图2为本发明实施例1-2的浮选步骤流程示意图。

具体实施方式

以下将结合附图对本发明作进一步的描述，需要说明的是，本实施例以本技术方案为前提，给出了详细的实施方式和具体的操作过程，但本发明的保护范围并不限于本实施例。

国外某含铜金矿中金属矿物主要为黄铁矿、黄铜矿、毒砂、赤铜矿/孔雀石、铜蓝、辉铜矿等，脉石矿物主要为石英、白云石、方解石等。铜矿物主要以黄铜矿、赤铜矿/孔雀石(氧化物铜矿)、铜蓝、辉铜矿为主。除黄铜矿较难与氰化物反应，其余三种铜矿物均极易与氰化物反应，为氰化物可溶铜，合计占比高达30-80％，直接氰化将消耗大量氰化钠。金主要以自然金、银金矿为主，嵌布粒度微细，金分布较分散，根据金物相分析，其中暴露金占比约60％，其余包裹金主要被硫化物包裹，占比约30％，少部分被硅酸盐、碳酸盐及其它矿物包裹，共占比约10％。直接氰化有40％左右的金无法回收。矿石含砷0.2-0.5％，浮选精矿含砷2.5-5.0％，影响精矿直接销售，且金铜计价系数低。以下实施例1-2针对上述矿石进行处理。

实施例1

一种从氧硫混合型含铜含砷难处理金矿中回收金、铜的方法，如图1所示，具体过程如下：

S1、配矿后的矿石为金品位3.52g/t，铜品位0.54％，砷品位0.40％，硫品位1.52％。其中氧化物铜含量为0.22％，占总铜40.7％；氰化物可溶性铜(氧化物铜+铜蓝铜+辉铜矿铜)含量为0.31％，占总铜57.4％。

S2、配好后的矿石进行粗碎，粗碎采用鄂式粗碎，最终粗碎产品的粒度为100-120mm；然后进行磨矿作业，磨矿作业采用半自磨+球磨工艺，最终磨矿产品的细度为74μm以下占88％。

S3、如图2所示，浮选流程按一级粗选三级扫选两级精级进行，浮选矿浆质量浓度30％，浮选药剂在各级浮选添加用量为：粗选：硫化钠100g/t，戊基黄药50g/t，丁胺黑药20g/t，胺类组合试剂20g/t(含咪唑40％、氨水4.5％、氢氧化钠0.5％，其它为水)，2号油15g/t；扫选一：硫化钠50g/t，戊基黄药25g/t，丁胺黑药5g/t，胺类组合试剂10g/t，2号油10g/t；扫选二：硫化钠25g/t，戊基黄药10g/t，丁胺黑药5g/t，胺类组合试剂5g/t，2号油5g/t；扫选三：硫化钠10g/t，戊基黄药5g/t，丁胺黑药5g/t，胺类组合试剂2.5g/t；精选一：硫化钠20g/t，戊基黄药10g/t，胺类组合试剂10g/t；精选二：硫化钠10g/t，戊基黄药5g/t，胺类组合试剂5g/t。

按照上述浮选流程得到浮选精矿产率为5.8％，浮选精矿浆含金36.6g/t，含铜6.33％，含砷2.89％，含硫14.7％，浮选尾矿浆的金品位为1.5g/t，铜品位为0.17％，硫品位为0.57％，其中氰化物可溶性铜含量为0.07％。金浮选作业回收率66.5％，铜浮选作业回收率72.3％，硫浮选作业回收率61.5％。

S4、浮选精矿浆浓缩浓度为57％，进入加压氧化-萃取电积提铜-炭浸提金作业，其中，加压氧化的工艺条件为：矿浆浓度15％，温度210℃，压力3.3MPa，氧分压1.0MPa，搅拌速度600RPM，停留时间60min。加压氧化的溶液产物进行萃取电积提铜的工艺条件为：萃取pH2.0，洗涤pH 1.5，反萃硫酸浓度180g/L，萃取级数2级，洗涤级数1级，反萃级数1级，萃取流比O/A＝1:2，洗涤流比O/A＝20:1，反萃相比O/A＝2:1，混合时间2min，澄清速率3m³/(m²·h)，电积温度45℃，电积槽电压2.0V。产品为1#标准的阴极铜，铜作业回收率为92.5％。加压氧化固体产物炭浸作业条件为：pH＝10.5，浸出时间48h，氰化钠浓度500ppm，氰化钠用量1.1kg每吨精矿，炭密度20-80g/L，炭密度平均52g/L。产出的载金炭一金品位为2850g/t。加压氧化固体产物渣率为640kg/t精矿，其炭浸尾渣的金品位为0.59g/t，金作业回收率98.9％。

S5、浮选尾矿浆浓缩浓度为44％。浮选尾矿炭浸作业条件为：pH10-11，浸出时间24h，氰化钠浓度450ppm，炭密度10-40g/L，炭密度平均30g/L，氰化钠用量2.8kg每吨浮选尾矿，产出的载金炭二的金品位为672g/t，铜品位为7450g/t，炭浸尾渣的金品位为0.27g/t，铜品位0.10％，铜作业浸出率41.1％(相对原矿的铜回收率12.9％)，金作业回收率82.0％(相对原矿的金回收率27.5％)。

S6、尾矿库回水pH为8-10，总氰TCN浓度为566ppm，游离氰CN^-浓度为297ppm，Cu离子浓度为378ppm。对尾矿库的回水进行破氰，破氰采用焦亚硫酸钠法，焦亚硫酸钠用量5g/L尾矿库回水，石灰用量2g/L，pH＝8.5-9.5，破氰后液总氰浓度9.8ppm，碳酸根离子CO3^2-的浓度为1380ppm，铜离子浓度6.7ppm，总氰破除率98.3％，铜沉淀率98.2％。破氰渣产率3.7g/L，渣铜品位12.7％。破氰得到的回水作为工艺用水循环使用。例如用于磨矿中加入的水，也可以用于浮选及浸出工序的补加水。

本实施例金综合回收率66.5％×98.9％+33.5％×82％＝93.1％，铜综合回收率(72.3％+12.9％)×92.5％＝79.0％，加压氧化固体产物炭浸氰化钠用量1.1kg每吨精矿，浮选尾矿炭浸氰化钠用量2.8kg每吨浮选尾矿。

实施例2

一种从氧硫混合型含铜含砷难处理金矿中回收金、铜的方法，如图1所示，具体过程如下：

S1、配矿后矿石为金品位3.64g/t，铜品位0.47％，硫品位2.30％。其中氧化物铜含量为0.14％，占总铜29.1％；氰化物可溶性铜(氧化物铜+铜蓝铜+辉铜矿铜)含量为0.24％，占总铜51.1％。

S2、配矿后的矿石进行粗碎。粗碎采用鄂式粗碎，最终粗碎产品的粒度为100-120mm；磨矿作业采用半自磨+球磨工艺，最终磨矿产品的细度为74μm以下占80％。

S3、如图2所示，浮选流程按一级粗选三级扫选两级精选进行，浮选矿浆浓度30％，浮选药剂组合及用量为：硫化钠215g/t，戊基黄药120g/t，丁胺黑药35g/t，氧化铜捕收胺类组合试剂52.5g/t，2#油30g/t。浮选药剂在各浮选级添加用量为：粗选：硫化钠100g/t，戊基黄药50g/t，丁胺黑药20g/t，胺类组合试剂20g/t(含咪唑30％、氨水5％、氢氧化钠0.25％，其它为水)，2号油15g/t；扫选一：硫化钠50g/t，戊基黄药25g/t，丁胺黑药5g/t，胺类组合试剂10g/t，2号油10g/t；扫选二：25g/t硫化钠，10g/t戊基黄药，5g/t丁胺黑药，5g/t胺类组合试剂，5g/t 2号油；扫选三：10g/t硫化钠，5g/t戊基黄药，5g/t丁胺黑药，2.5g/t胺类组合试剂；精选一：20g/t硫化钠，10g/t戊基黄药，10g/t胺类组合试剂；精选二：10g/t硫化钠，5g/t戊基黄药，5g/t胺类组合试剂。

按照上述浮选工序方法得到浮选精矿产率为5.1％，浮选精矿浆的含金43.72g/t，含铜6.79％，含砷3.09％，含硫30.2％，浮选尾矿浆的金品位为1.47g/t，铜品位为0.12％，硫品位为0.79％，其中氰化物可溶性铜含量为0.05％。金浮选作业回收率61.6％，铜浮选作业回收率74.8％，硫浮选作业回收率67.3％。

S4、浮选精矿浆浓缩浓度为56％，进入加压氧化-萃取电积提铜-炭浸提金作业，其中，加压氧化的工艺条件为：矿浆浓度12％，温度220℃，压力3.5MPa，氧分压1.2MPa，搅拌速度700RPM，停留时间90min。加压氧化的溶液产物进行萃取电积提铜的工艺条件为：萃取pH＝1.5，洗涤pH＝1，反萃硫酸浓度200g/L，萃取级数3级，洗涤级数1级，反萃级数2级，萃取流比O/A＝1:1，洗涤流比O/A＝30:1，反萃相比O/A＝1:1，混合时间3min，澄清速率5m³/(m²·h)，电积温度50℃，电积槽电压2.1V。产品为1#标准的阴极铜，铜回收率为92.1％。加压氧化固体产物炭浸作业条件为：pH＝10.5，浸出时间48h，氰化钠浓度600ppm，氰化钠用量1.3kg每吨精矿，炭密度20-80g/L，炭密度平均50g/L。产出的载金炭一金品位为3453g/t。加压氧化固体产物渣率为670kg/t精矿，其炭浸尾渣的金品位为0.64g/t，金作业回收率99.0％。

S5、浮选尾矿浆浓缩浓度为45％。浮选尾矿炭浸作业条件为：pH10-11，浸出时间24h，氰化钠浓度500ppm，炭密度10-40g/L，炭密度平均25g/L，氰化钠用量2.3kg每吨浮选尾矿，产出的载金炭二金品位为872g/t，铜品位为6450g/t，炭浸尾渣的金品位为0.39g/t，铜品位0.07％，铜作业浸出率41.7％(相对原矿的铜浸出率为10.6％)，金作业回收率73.5％(相对原矿的金浸出率为28.2％)。

S6、尾矿库回水pH为8-10，总氰TCN浓度为493ppm，游离氰CN^-浓度为286ppm，Cu离子浓度为329ppm。对尾矿库的回水进行破氰，破氰采用焦亚硫酸钠法，焦亚硫酸钠用量4.8g/L尾矿库回水，石灰用量1.9g/L，pH8.5-9.5，破氰后液总氰浓度4.9ppm，碳酸根CO3^2-的浓度为1450ppm，铜离子浓度4.2ppm，总氰破除率99.0％，铜沉淀率98.5％。破氰渣产率3.4g/L，渣铜品位11.9％。

本实施例金综合回收率61.6％×99.0％+38.4％×73.5％＝89.2％，铜综合回收率(74.8％+10.6％)×92.1％＝78.7％，加压氧化固体产物炭浸氰化钠用量1.3kg每吨精矿，浮选尾矿炭浸氰化钠用量2.3kg每吨浮选尾矿。

对于本领域的技术人员来说，可以根据以上的技术方案和构思，给出各种相应的改变和变形，而所有的这些改变和变形，都应该包括在本发明权利要求的保护范围之内。

Claims (9)

1.从氧硫混合型含铜含砷难处理金矿中回收金、铜的方法，其特征在于，包括如下步骤：

S1、配矿：将开采出的含铜金矿根据金、铜品位和氧化程度进行分类并分堆堆放，然后将不同分类的矿石进行配矿，配矿后的矿石的金品位为2.0-5.0g/t，含铜质量百分比0.4-0.8％，氧化物铜占总铜质量20-50％，含砷质量百分比0.2-0.4％，硫品位1.5-3.0％；

S2、粗碎-磨矿：将步骤S1中配好的矿石粗碎至粒度250mm以下；然后加水进行磨矿，磨矿至矿石细度为75μm以下占75-95％；

S3、浮选：向步骤S2磨矿得到的矿浆加入浮选组合药剂，按照一级粗选三级扫选一级精选或一级粗选三级扫选两级精选的流程进行浮选，产出浮选精矿浆和浮选尾矿浆；所述浮选组合药剂按每吨干矿计包括硫化钠100-300g/t、戊基黄药100-200g/t、丁胺黑药25-50g/t、胺类组合试剂40-60g/t和2号油25-50g/t的一种或多种；

S4、浮选精矿加压氧化-萃取电积提铜-炭浸提金：步骤S3所得的浮选精矿浆浓缩至矿浆质量浓度50-60％，然后进行加压氧化，加压氧化得到的溶液产物进行铜萃取电积回收铜，加压氧化得到的固体产物进行炭浸回收金，产出阴极铜和载金炭一，阴极铜直接销售，载金炭一依次进行解吸、电积、提纯产出金锭；所述炭浸回收金所得的尾矿浆排放至尾矿库；

S5、浮选尾矿炭浸：步骤S3所得的浮选尾矿浆浓缩至矿浆质量浓度40-48％，然后进行炭浸提金作业，产出载金炭二和炭浸尾矿浆，载金炭二依次进行解吸、电积、提纯产出金锭，炭浸尾矿浆排放至尾矿库；

S6、尾矿库回水破氰：将尾矿库的回水进行破氰，直至总氰化物和游离氰化物质量浓度小于10ppm且碳酸根离子质量浓度为800-3000ppm，然后作为工艺用水循环使用。

2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤S3中，按每吨干矿计，粗选时加入硫化钠80-120g/t、戊基黄药40-60g/t，丁胺黑药15-25g/t、胺类组合试剂15-25g/t、2号油10-20g/t；第一级扫选中加入硫化钠40-60g/t、戊基黄药20-30g/t、丁胺黑药2.5-7.5g/t、胺类组合试剂5-15g/t、2号油5-10g/t，第二级扫选中加入硫化钠20-30g/t、戊基黄药5-15g/t、丁胺黑药2.5-7.5g/t、胺类组合试剂2.5-7.5g/t、2号油2.5-7.5g/t，第三级扫选中加入硫化钠5-15g/t、戊基黄药2.5-7.5g/t、丁胺黑药2.5-7.5g/t、胺类组合试剂2-3g/t；在第一级精选中加入硫化钠15-25g/t、戊基黄药5-15g/t、胺类组合试剂5-15g/t；如果进行第二级精选，则第二级精选中加入硫化钠5-15g/t、戊基黄药2.5-7.5g/t、胺类组合试剂2.5-7.5g/t。

3.根据权利要求1或2所述的方法，其特征在于，步骤S3中，胺类组合试剂包括烃类含氮胺类有机化合物或其改性物、环状含氮有机化合物或其改性物中的一种或几种的组合。

4.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤S6中，破氰的方法为因科法、焦亚硫酸钠法、亚硫酸钠法、双氧水法中的任意一种；破氰产出的含铜沉淀物与步骤S3产出的浮选精矿浆合并后进入步骤S4的处理。

5.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤S4中，浮选精矿浆加压氧化的工艺条件为：温度200-230℃，压力3.3-3.8MPa，氧分压0.8-1.3MPa，搅拌速度500-1000RPM，停留时间60-120min。

6.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤S4中，浮选精矿浆加压氧化所得的溶液产物进行铜萃取电积回收铜的工艺条件为：萃取pH＝1.5-2.5，洗涤pH＝1-2，反萃的硫酸浓度180-200g/L，萃取级数为2-4级，洗涤级数为1-2级，反萃级数为1-2级，萃取流比O/A＝1:(1-5)，洗涤流比O/A＝(20-30):1，反萃流比O/A＝(1-5):1，混合时间2-4min，澄清速率2-5m³/(m²·h)，电积温度40-50℃，电积槽电压1.9-2.1V。

7.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤S4中，浮选精矿浆加压氧化所得的固体产物炭浸回收金的作业条件为：pH＝10-11，浸出时间36h-48h，氰化钠浓度400-600ppm，平均炭密度40-60g/L。

8.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤S5中，浮选尾矿浆进行炭浸提金的作业条件为：pH＝10-11，浸出时间24h-48h，氰化钠浓度300-500ppm，氰化钠用量2.0-3.5kg/t，平均炭密度20-40g/L。

9.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤S6中，对尾矿库的回水进行破氰的方法采用焦亚硫酸钠法，焦亚硫酸用量为3.0-5.0kg每立方尾矿库的回水。

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