一种金矿捕收剂及其应用
阅读说明：本技术 一种金矿捕收剂及其应用 (Gold ore collecting agent and application thereof ) 是由 马立成 叶树峰 刘翔 李正辰 闫敬民 于 2021-07-08 设计创作，主要内容包括：本发明涉及一种金矿捕收剂及其应用,所述捕收剂包括：异戊基黄药和N-烷基二硫代氨基甲酸次甲基膦酸二烷基脂的混合物。所述应用包括如下步骤：(1)将金原矿进行磨矿分级后,加入包含所述捕收剂的浮选药剂依次进行粗选、精选和扫选,得到金精矿；(2)将步骤(1)所述金精矿依次进行第一焙烧、第二焙烧、浸出和固液分离,得到含金液相和浸出渣,所述浸出渣经磁化焙烧后进行磁选,得到铁精矿。通过对捕收剂配方的调整,实现了对高硫卡林型型金矿中金的高效富集,同时特定的焙烧工艺,实现了该矿石中的硫和铁的综合利用。获得的高硫金精矿金品位＞8g/t,硫品位>30％,金回收率可达到90％以上。(The invention relates to a gold ore collecting agent and application thereof, wherein the collecting agent comprises: a mixture of isoamyl xanthate and N-alkyl dithiocarbamate dialkylester of phosphinic acid. The application comprises the following steps: (1) grinding and grading the gold raw ore, and adding a flotation agent containing the collecting agent to perform rough concentration, fine concentration and scavenging in sequence to obtain gold concentrate; (2) and (2) sequentially carrying out first roasting, second roasting, leaching and solid-liquid separation on the gold concentrate obtained in the step (1) to obtain a gold-containing liquid phase and leaching residues, and carrying out magnetic separation on the leaching residues after magnetization roasting to obtain iron concentrate. By adjusting the formula of the collecting agent, the high-efficiency enrichment of gold in the high-sulfur Carlin type gold ore is realized, and the comprehensive utilization of sulfur and iron in the ore is realized by the specific roasting process. The gold grade of the obtained high-sulfur gold concentrate is more than 8g/t, the sulfur grade is more than 30 percent, and the gold recovery rate can reach more than 90 percent.)
技术领域
本发明涉及浮选领域，具体涉及一种金矿捕收剂及其应用。
背景技术
卡林型金矿床指产于未经区域性变质的碎屑岩、碳酸盐岩和硅质岩中的微细浸染型中低温热液金矿床，又称为微细浸染型金矿床、渗透热水型金矿床、沉积岩型金矿床以及“化学上有利于成矿的沉积岩层中的浸染状矿床”。该类矿石中金颗粒极细，并被包裹于载体矿物如毒砂、硫化物、碳酸盐或硅质岩中以不可见金或次显微金状态存在。
目前，随着金矿产资源的开采利用，易开采和含量较高的富矿资源不断减少，含砷、碳、微细粒包裹型难选冶金矿受到了越来越多的关注，逐渐成为金产品的主要来源。近年，我国在西秦岭及滇桂黔等地区发现大批卡林型金矿，资源量丰富，具有开采利用价值。
卡林型金矿中金颗粒在硫化矿及脉石矿物中呈均匀分布，且与载体矿物嵌布极细，即使硫化矿全部富集进入金精矿，也不能获得较好的富集比和金回收率；加之现有的磨矿技术及装配难以有效地将它与脉石矿物单体解离，造成浮选回收率低。然而，目前，微细浸染型金矿浮选难度较大。
如CN107213992A公开了一种铜金银矿浮选捕收剂及浮选方法，属于矿物浮选
技术领域
，解决现有技术对铜金银矿石选矿效率低、成本高等突出问题。捕收剂酯-205由以下原料制成：N，N-二乙基二硫代氨基甲酸丙腈酯30-40份，二异丙基二硫代磷酸铵20-25份，黑药酸10-15份，松醇油20-30份，乙醇2-5份；浮选方法的步骤包括制备浮选矿浆、浮选准备、铜金银矿浮选。避免了目的金属矿物在浮选流程中的多次循环和金属流失，缩短了主干浮选流程，降低了投资及运营成本；捕收剂酯-205捕收能力强，提升浮选速度，提高铜金银回收率，减少扫选次数，降低浮选药剂种类和用量。CN104259010A公开了一种新型金浮选捕收剂，所述的捕收剂是由丁基黄药，异戊基黄药和丁胺黑药组成。丁基黄药，异戊基黄药和丁胺黑药的重量比为4-8:1-5:0.5-2。优选丁基黄药，异戊基黄药和丁胺黑药的重量比为6:3：1。打破了传统的在金浮选过程中只采用单一碳链的黄药，而是采用不同碳链具有的不同的捕收性和选择性，将丁基黄药的捕收性和异戊基黄药的选择性进行互补，再增加上丁胺黑药的选择性，三种药剂进行充分的混合，将捕收能力和选择性这一矛盾体化解，进而最大化的发挥了捕收性能和选择性。新型药剂比传统药剂回收率提高0.5％，药剂用量减少12g/t,精矿品位提高0.74g/t。
而高硫卡林型金矿因其硫(>5％)含量较高，浮选效果不理想，很难获得较高的金精矿品位，因此，对该矿石很难进行有效利用。
发明内容
鉴于现有技术中存在的问题，本发明的目的在于提供一种金矿捕收剂及其应用，通过对捕收剂配方的调整，实现了对高硫型卡林型金矿中金的高效富集，同时特定的焙烧工艺，实现了该矿石中的硫和铁的综合利用。
为达此目的，本发明采用以下技术方案：
第一方面，本发明提供了一种金矿捕收剂，所述捕收剂包括：异戊基黄药和N-烷基二硫代氨基甲酸次甲基膦酸二烷基脂的混合物。
本发明提供的捕收剂通过异戊基黄药和N-烷基二硫代氨基甲酸次甲基膦酸二烷基脂之间的特定配合，利用二者解离的后生成的离子配合物与金属离子形成螯状络合物，对载金黄铁矿、毒砂等矿物具有较高的选择性，实现了对高硫型金矿中金的高效富集，同时特定的焙烧工艺，实现了高硫卡林型金矿的高效利用，实现了该矿石中的硫和铁的综合利用。
本发明中，所述捕收剂中还可能存在其他用于溶解捕收剂的溶剂或便于发挥药剂性能的组分，但不含其他现有技术中公开的金捕收剂中含有的特定的有效组分；配置过程仅需按照配比进行混合即可或辅以一定的溶剂。
作为本发明优选的技术方案，所述捕收剂中异戊基黄药和N-烷基二硫代氨基甲酸次甲基膦酸二烷基脂的质量比为(1-4):1，例如可以是1:1、1:1.2、1:1.4、1:1.6、1:1.8、1:2、1:2.2、1:2.4、1:2.6、1:2.8、1:3、1:3.2、1:3.4、1:3.6、1:3.8或1:4等，但不限于所列举的数值，该范围内其他未列举的组合同样适用。
第二方面，本发明提供了如第一方面金矿捕收剂的应用，所述应用包括如下步骤：
(1)将金原矿进行磨矿分级后，加入包含如权利要求1或2所述捕收剂的浮选药剂依次进行粗选、精选和扫选，得到金精矿；
(2)将步骤(1)所述金精矿依次进行第一焙烧、第二焙烧、浸出和固液分离，得到含金液相和浸出渣，所述浸出渣经磁化焙烧后进行磁选，得到铁精矿。
作为本发明优选的技术方案，步骤(1)所述金原矿中的金品位为1-3g/t，硫含量＞5％，例如可以是1g/t、1.5g/t、2g/t、2.5g/t或3g/t等，例如可以是5.5％、6％、7％、8％、9％或10％等，但不限于所列举的数值，该范围内其他未列举的组合同样适用。
优选地，步骤(1)所述磨矿分级包括：金原矿经一次球磨后经一次筛分得到一次筛下产物，一次筛上产物经二次球磨得到的二次球磨产物和一次筛下产物混合得到分级产物并进行配浆。
优选地，所述一次筛下产物中-200目颗粒以质量百分含量计占所述一次筛下产物总质量的50-70％，例如可以是50％、51％、52％、53％、54％、55％、56％、57％、58％、59％、60％、61％、62％、63％、64％、65％、66％、67％、68％、69％或70％等，但不限于所列举的数值，该范围内其他未列举的组合同样适用。
优选地，所述分级产物中-200目颗粒以质量百分含量计占所述分级产物总质量的80-95％，例如可以是80％、81％、82％、83％、84％、85％、86％、87％、88％、89％、90％、91％、92％、93％、94％或95％等，但不限于所列举的数值，该范围内其他未列举的组合同样适用。
作为本发明优选的技术方案，步骤(1)所述捕收剂的添加量为100-500g/t，例如可以是100g/t、150g/t、200g/t、250g/t、300g/t、350g/t、400g/t、450g/或500g/t等，但不限于所列举的数值，该范围内其他未列举的组合同样适用。
优选地，步骤(1)所述浮选药剂还包括调整剂、抑制剂、活化剂和起泡剂。
优选地，所述调整剂包括碳酸钠、草酸、硫酸或硫酸铵中的1种或至少2种的组合。
本发明中调整剂选用草酸时，可以和捕收剂进一步产生复合作用可以进一步对硫铁矿物进行活化增强捕收剂的吸附位点，以提升捕收剂对金矿的捕收效果。
优选地，所述调整剂的添加量为500-2000g/t，例如可以是500g/t、600g/t、700g/t、800g/t、900g/t、1000g/t、1100g/t、1200g/t、1300g/t、1400g/t、1500g/t、1600g/t、1700g/t、1800g/t、1900g/t或2000g/t等，但不限于所列举的数值，该范围内其他未列举的组合同样适用。
优选地，所述抑制剂包括水玻璃和/或六偏磷酸钠。
优选地，所述抑制剂的添加量为800-1500g/t，例如可以是800g/t、850g/t、900g/t、950g/t、1000g/t、1050g/t、1100g/t、1150g/t、1200g/t、1250g/t、1300g/t、1350g/t、1400g/t、1450g/t或1500g/t等，但不限于所列举的数值，该范围内其他未列举的组合同样适用。
优选地，所述活化剂包括硫酸铜和/或硫酸铅。
优选地，所述活化剂的添加量为200-600g/t，例如可以是200g/t、250g/t、300g/t、350g/t、400g/t、450g/t、500g/t、550g/t或600g/t等，但不限于所列举的数值，该范围内其他未列举的组合同样适用。
优选地，所述起泡剂包括松醇油和/或邻苯二甲酸二乙酯。
优选地，所述起泡剂的添加量为10-100g/t，例如可以是10g/t、20g/t、30g/t、40g/t、50g/t、60g/t、70g/t、80g/t、90g/t或100g/t等，但不限于所列举的数值，该范围内其他未列举的组合同样适用。
作为本发明优选的技术方案，步骤(1)所述精选至少进行2次，例如可以是2次、3次、4次或5次等，但不限于所列举的数值，该范围内其他未列举的组合同样适用。
优选地，步骤(1)所述扫选至少进行3次，例如可以是3次、4次、5次或6次等，但不限于所列举的数值，该范围内其他未列举的组合同样适用。
作为本发明优选的技术方案，步骤(2)所述第一焙烧的温度为350-550℃，例如可以是350℃、360℃、370℃、380℃、390℃、400℃、410℃、420℃、430℃、440℃、450℃、460℃、470℃、480℃、490℃、500℃、510℃、520℃、530℃、540℃或550℃等，但不限于所列举的数值，该范围内其他未列举的组合同样适用。
优选地，步骤(2)所述第一焙烧的时间为0.5-1.5h，例如可以是0.5h、0.6h、0.7h、0.8h、0.9h、1h、1.1h、1.2h、1.3h、1.4h或1.5h等，但不限于所列举的数值，该范围内其他未列举的组合同样适用。
优选地，步骤(2)所述第二焙烧的温度为550-800℃，例如可以是550℃、580℃、600℃、620℃、640℃、660℃、680℃、700℃、720℃、740℃、760℃、780℃或800℃等，但不限于所列举的数值，该范围内其他未列举的组合同样适用。
优选地，步骤(2)所述第二焙烧的时间为0.5-2h，例如可以是0.5h、0.6h、0.7h、0.8h、0.9h、1h、1.1h、1.2h、1.3h、1.4h、1.5h、1.6h、1.7h、1.8h、1.9h或2h等，但不限于所列举的数值，该范围内其他未列举的组合同样适用。
作为本发明优选的技术方案，步骤(2)所述浸出的固相中-400目的颗粒以质量百分含量计占所述浸出中固相总质量的75-95％，例如可以是75％、78％、80％、82％、84％、86％、88％、90％、92％、94％或95％等，但不限于所列举的数值，该范围内其他未列举的组合同样适用。
优选地，步骤(2)所述浸出中的固液比g/mL为1:(1-5)，例如可以是1:1、1:1.5、1:2、1:2.5、1:3、1:3.5、1:4、1:4.5或1:5等，但不限于所列举的数值，该范围内其他未列举的组合同样适用。
优选地，步骤(2)所述浸出包括采用酸进行预处理然后采用氰酸盐进行浸出。
优选地，所述酸包括硫酸和/或盐酸。
优选地，所述预处理的时间为2-6h，例如可以是2h、2.5h、3h、3.5h、4h、4.5h、5h、5.5h或6h等，但不限于所列举的数值，该范围内其他未列举的组合同样适用。
优选地，所述氰酸盐的添加量为0.5-4000g/t，例如可以是0.5g/t、1g/t、2g/t、4g/t、6g/t、8g/t、10g/t、50g/t、100g/t、200g/t、400g/t、600g/t、800g/t、1000g/t、1500g/t、2000g/t、2500g/t、3000g/t、3500g/t或4000g/t等，但不限于所列举的数值，该范围内其他未列举的组合同样适用。
优选地，所述浸出中的底炭密度为8-16g/L，例如可以是8g/L、8.5g/L、9g/L、9.5g/L、10g/L、10.5g/L、11g/L、11.5g/L、12g/L、12.5g/L、13g/L、13.5g/L、14g/L、14.5g/L、15g/L、15.5g/L或16g/L等，但不限于所列举的数值，该范围内其他未列举的组合同样适用。
优选地，所述浸出的时间为24-60h，例如可以是24h、25h、30h、35h、40h、45h、50h、55h或60h等，但不限于所列举的数值，该范围内其他未列举的组合同样适用。
作为本发明优选的技术方案，步骤(2)所述磁化焙烧加入还原剂进行焙烧。
优选地，所述还原剂包括煤粉。
优选地，所述还原剂的添加量为所述浸出渣质量的2-12％，例如可以是2％、3％、4％、5％、6％、7％、8％、9％、10％、11％或12％等，但不限于所列举的数值，该范围内其他未列举的组合同样适用。
优选地，步骤(2)所述磁化焙烧的温度为600-850℃，例如可以是600℃、620℃、640℃、660℃、680℃、700℃、720℃、740℃、760℃、780℃、800℃、820℃、840℃或850℃等，但不限于所列举的数值，该范围内其他未列举的组合同样适用。
优选地，步骤(2)所述磁化焙烧的时间为0.5-1.5h，例如可以是0.5h、0.6h、0.7h、0.8h、0.9h、1h、1.1h、1.2h、1.3h、1.4h或1.5h等，但不限于所列举的数值，该范围内其他未列举的组合同样适用。
作为本发明优选的技术方案，所述应用包括如下步骤：
(1)将金原矿进行磨矿分级后，加入包含所述捕收剂的浮选药剂依次进行粗选、精选和扫选，得到金精矿；
(2)将步骤(1)所述金精矿依次进行第一焙烧、第二焙烧、浸出和固液分离，得到含金液相和浸出渣，所述浸出渣经磁化焙烧后进行磁选，得到铁精矿；
步骤(1)所述金原矿中的金品位为1-3g/t，硫含量＞5％；所述磨矿分级包括：金原矿经一次球磨后经一次筛分得到一次筛下产物，一次筛上产物经二次球磨得到的二次球磨产物和一次筛下产物混合得到分级产物并进行配浆；所述一次筛下产物中-200目颗粒以质量百分含量计占所述一次筛下产物总质量的50-70％；所述分级产物中-200目颗粒以质量百分含量计占所述分级产物总质量的80-95％；所述捕收剂的添加量为100-500g/t；
步骤(2)所述第一焙烧的温度为350-550℃；所述第一焙烧的时间为0.5-1.5h；所述第二焙烧的温度为550-800℃；所述第二焙烧的时间为0.5-2h；所述浸出的固相中-400目的颗粒以质量百分含量计占所述浸出中固相总质量的75-95％。
本发明中浮选过程中药剂的添加量单位g/t，为依据矿浆中固体物的质量进行添加一定质量的药剂。
本发明中，扫选精矿返回上一级浮选，精选尾矿给入扫选或返回粗选，或精选1尾矿和扫选1尾矿合并后返回粗选作业，精选2的尾矿返回精选1，
与现有技术方案相比，本发明至少具有以下有益效果：
(1)针对高硫卡林型金矿，采用分段磨矿分级，有效避免细磨过程造成泥化现象，提高浮选金回收率。获得的高硫金精矿金品位＞8g/t，硫品位>30％，金回收率可达到90％以上，将获得的高硫精矿焙烧后，焙烧产生的烟气用于制备硫酸。
(2)将金精矿焙烧-浸出金精矿焙烧-浸出和氰化尾渣磁化焙烧-磁选选铁可达到综合利用该矿石中的硫和铁的目的。磁选尾矿用于制砖、胶凝材料或水泥掺料等。
具体实施方式
为更好地说明本发明，便于理解本发明的技术方案，本发明的典型但非限制性的实施例如下：
实施例1
本实施例提供一种金矿捕收剂，所述捕收剂包括：异戊基黄药和N-烷基二硫代氨基甲酸次甲基膦酸二烷基脂的混合物；所述捕收剂中异戊基黄药和N-烷基二硫代氨基甲酸次甲基膦酸二烷基脂的质量比为2:1；
通过下述过程进行应用：
步骤一为原矿一段磨矿细度为-200目占55％，分级后粗粒级产品再经二段磨矿，最终磨矿细度为-200目占85％。
向上述矿浆中分别加入调整剂碳酸钠1000g/t；抑制剂水玻璃+六偏磷酸钠800+400g/t；活化剂硫酸铜400g/t；捕收剂400g/t；起泡剂松醇油40g/t；浮选过程包括2次精选，3次扫选。
步骤二为高硫金精矿在沸腾床中进行两段焙烧，焙烧产生的烟气用于制备硫酸，所述焙烧条件为：一段焙烧温度为500℃，焙烧1.0h，二段焙烧温度为700℃，焙烧1h。
步骤三为焙砂的浸出提金，将上述焙砂磨矿细度为-400目占90％，焙砂与水比例为1:4，硫酸预处理时间为4h，用氧化钙调整pH值为11-13，氰化钠用量为2000g/t，底炭密度为12g/L的条件下浸出48h提金后，得到氰化尾渣。
步骤四为氰化渣中铁资源的回收利用，将氰化尾渣配入8％的煤粉，在温度为750℃条件下磁化焙烧1h，然后采用一粗一扫闭路磁选工艺获得铁精矿。
浮选得到的高硫金精矿金品位8.17g/t，硫品位35.63％，金回收率为91.23％；焙烧浸出作业金浸出率为82.26％，磁化焙烧铁品位为58.38％。
实施例2
本实施例提供一种金矿捕收剂，所述捕收剂包括：异戊基黄药和N-烷基二硫代氨基甲酸次甲基膦酸二烷基脂的混合物；所述捕收剂中异戊基黄药和N-烷基二硫代氨基甲酸次甲基膦酸二烷基脂的质量比为2.5:1；
通过下述过程进行应用：
步骤一为原矿一段磨矿细度为-200目占60％，分级后粗粒级产品再经二段磨矿，最终磨矿细度为-200目占88％。
向上述矿浆中分别加入调整剂草酸1500g/t；抑制剂水玻璃+六偏磷酸钠1000+500g/t；活化剂硫酸铜500g/t；捕收剂用量350g/t；起泡剂邻苯二甲酸二乙酯用量100g/t；浮选过程包括2次精选，3次扫选。
步骤二为高硫金精矿在沸腾床中进行两段焙烧，焙烧产生的烟气用于制备硫酸，所述焙烧条件为：一段焙烧温度为550℃，焙烧1.0h，二段焙烧温度为700℃，焙烧1h。
步骤三为焙砂的浸出提金，将上述焙砂磨矿细度为-400目占92％，焙砂与水比例为1:4，硫酸预处理时间为4h，用氧化钙调整pH值为11-13，氰化钠用量为2000g/t，底炭密度为12g/L的条件下浸出48h提金后，得到氰化尾渣。
步骤四为氰化渣中铁资源的回收利用，将氰化尾渣配入10％的煤粉，在温度为750℃条件下磁化焙烧1.5h，然后采用一粗一扫闭路磁选工艺获得铁精矿。
浮选得到的高硫金精矿金品位8.43g/t，硫品位38.86％，金回收率为92.36％；焙烧浸出作业金浸出率为83.74％，磁化焙烧铁品位为60.02％。
实施例3
本实施例提供一种金矿捕收剂，所述捕收剂包括：异戊基黄药和N-烷基二硫代氨基甲酸次甲基膦酸二烷基脂的混合物；所述捕收剂中异戊基黄药和N-烷基二硫代氨基甲酸次甲基膦酸二烷基脂的质量比为3:1；
通过下述过程进行应用：
步骤一为原矿一段磨矿细度为-200目占65％，分级后粗粒级产品再经二段磨矿，最终磨矿细度为-200目占88％。
向上述矿浆中分别加入调整剂草酸1200g/t；抑制剂水玻璃+六偏磷酸钠800+600g/t；活化剂硫酸铜400g/t；捕收剂用量350g/t；起泡剂松醇油+邻苯二甲酸二乙酯40+20g/t；浮选过程包括2次精选，3次扫选。
步骤二为高硫金精矿在沸腾床中进行两段焙烧，焙烧产生的烟气用于制备硫酸，所述焙烧条件为：一段焙烧温度为500℃，焙烧1.0h，二段焙烧温度为700℃，焙烧1h。
步骤三为焙砂的浸出提金，将上述焙砂磨矿细度为-400目占92％，焙砂与水比例为1:3，硫酸预处理时间为6h，用氧化钙调整pH值为11-13，氰化钠用量为3000g/t，底炭密度为14g/L的条件下浸出48h提金后，得到氰化尾渣。
步骤四为氰化渣中铁资源的回收利用，将氰化尾渣配入8％的煤粉，在温度为750℃条件下磁化焙烧1h，然后采用一粗一扫闭路磁选工艺获得铁精矿。
浮选得到的高硫金精矿金品位8.05g/t，硫品位36.74％，金回收率为91.83％；焙烧浸出作业金浸出率为83.71％，磁化焙烧铁品位为59.64％。
实施例4
本实施例提供一种金矿捕收剂，所述捕收剂包括：异戊基黄药和N-烷基二硫代氨基甲酸次甲基膦酸二烷基脂的混合物；所述捕收剂中异戊基黄药和N-烷基二硫代氨基甲酸次甲基膦酸二烷基脂的质量比为4:1；
通过下述过程进行应用：
步骤一为原矿一段磨矿细度为-200目占60％，分级后粗粒级产品再经二段磨矿，最终磨矿细度为-200目占85％。
向上述矿浆中分别加入调整剂10％硫酸800g/t；抑制剂水玻璃1000g/t；活化剂硫酸铜+硝酸铅300+100g/t；捕收剂400g/t，起泡剂松醇油50g/t；浮选过程包括2次精选，3次扫选。
步骤二为高硫金精矿在沸腾床中进行两段焙烧，焙烧产生的烟气用于制备硫酸，所述焙烧条件为：一段焙烧温度为550℃，焙烧1.0h，二段焙烧温度为700℃，焙烧1.5h。
步骤三为焙砂的浸出提金，将上述焙砂磨矿细度为-400目占92％，焙砂与水比例为1:4，硫酸预处理时间为4h，用氧化钙调整pH值为11-13，氰化钠用量为2500g/t，底炭密度为13g/L的条件下浸出48h提金后，得到氰化尾渣。
步骤四为氰化渣中铁资源的回收利用，将氰化尾渣配入10％的煤粉，在温度为750℃条件下磁化焙烧1.5h，然后采用一粗一扫闭路磁选工艺获得铁精矿。
浮选得到的高硫金精矿金品位8.16g/t，硫品位35.24％，金回收率为90.25％；焙烧浸出作业金浸出率为82.68％，磁化焙烧铁品位为58.46％。
实施例5
与实施例2的区别仅在于将草酸替换为等量等浓度的硫酸，浮选得到的高硫金精矿金品位7.86g/t，硫品位34.14％，金回收率为88.25％；焙烧浸出作业金浸出率为81.38％，磁化焙烧铁品位为57.16％。
对比例1
与实施例1的区别仅在于将捕收剂中的异戊基黄药替换为等量的丁基黑药，浮选得到的高硫金精矿金品位7.66g/t，硫品位33.42％，金回收率为89.25％；焙烧浸出作业金浸出率为80.68％，磁化焙烧铁品位为57.15％。
对比例2
与实施例1的区别仅在于将捕收剂中的异戊基黄药替换为等量的异丁基黑药，浮选得到的高硫金精矿金品位7.98g/t，硫品位33.78％，金回收率为87.63％；焙烧浸出作业金浸出率为81.37％，磁化焙烧铁品位为57.32％。
对比例3
与实施例1的区别仅在于将捕收剂中的N-烷基二硫代氨基甲酸次甲基膦酸二烷基脂替换为等量的醇黑药(二异戊基二硫代磷酸钠)，浮选得到的高硫金精矿金品位7.89g/t，硫品位32.63％，金回收率为88.69％；焙烧浸出作业金浸出率为81.08％，磁化焙烧铁品位为58.06％。
对比例4
与实施例1的区别仅在于将捕收剂中的N-烷基二硫代氨基甲酸次甲基膦酸二烷基脂替换为等量的氧烷醇黑药(聚氧丁烯醇二硫代磷酸钠)，浮选得到的高硫金精矿金品位7.82g/t，硫品位32.39％，金回收率为85.58％；焙烧浸出作业金浸出率为81.57％，磁化焙烧铁品位为57.67％。
对比例5
与实施例1的区别仅在于捕收剂中异戊基黄药和N-烷基二硫代氨基甲酸次甲基膦酸二烷基脂的质量比为0.5:1，浮选得到的高硫金精矿金品位8.04g/t，硫品位33.98％，金回收率为87.68％；焙烧浸出作业金浸出率为80.39％，磁化焙烧铁品位为57.85％。
对比例6
与实施例1的区别仅在于捕收剂中异戊基黄药和N-烷基二硫代氨基甲酸次甲基膦酸二烷基脂的质量比为6:1，浮选得到的高硫金精矿金品位7.51g/t，硫品位33.67％，金回收率为89.47％；焙烧浸出作业金浸出率为81.47％，磁化焙烧铁品位为57.86％。
通过上述实施例和对比例的结果可知，本发明通过对捕收剂配方的调整，实现了对高硫型金矿中金的高效富集，同时特定的焙烧工艺，实现了高硫卡林型金矿的高效利用，实现了该矿石中的硫和铁的综合利用。
申请人声明，本发明通过上述实施例来说明本发明的详细结构特征，但本发明并不局限于上述详细结构特征，即不意味着本发明必须依赖上述详细结构特征才能实施。所属技术领域的技术人员应该明了，对本发明的任何改进，对本发明所选用部件的等效替换以及辅助部件的增加、具体方式的选择等，均落在本发明的保护范围和公开范围之内。
以上详细描述了本发明的优选实施方式，但是，本发明并不限于上述实施方式中的具体细节，在本发明的技术构思范围内，可以对本发明的技术方案进行多种简单变型，这些简单变型均属于本发明的保护范围。
另外需要说明的是，在上述具体实施方式中所描述的各个具体技术特征，在不矛盾的情况下，可以通过任何合适的方式进行组合，为了避免不必要的重复，本发明对各种可能的组合方式不再另行说明。
此外，本发明的各种不同的实施方式之间也可以进行任意组合，只要其不违背本发明的思想，其同样应当视为本发明所公开的内容。
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