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龙图腾网获悉山东黄金冶炼有限公司申请的专利一种提高浮选金精矿金回收率的方法获国家发明授权专利权，本发明授权专利权由国家知识产权局授予，授权公告号为：CN116770089B 。

龙图腾网通过国家知识产权局官网在2026-02-24发布的发明授权授权公告中获悉：该发明授权的专利申请号/专利号为：202310646953.4，技术领域涉及：C22B11/08；该发明授权一种提高浮选金精矿金回收率的方法是由李环;杨新华;朱金超;陈明泽;李宁;李梅礼;梁秉政;常超;金永朋;赵晓康设计研发完成，并于2023-06-02向国家知识产权局提交的专利申请。

本一种提高浮选金精矿金回收率的方法在说明书摘要公布了：本发明是一种提高浮选金精矿金回收率的方法，包括磨矿分级、浸前浮选和氰化提金步骤。将载金黄铁矿多数集中到高硫金精矿中，将绝大多数单体金富集到高品位金精矿中，实现了浮选产品中金矿物的精细化分布。浮选工艺优化后，低硫金精矿中金矿物为少数的细粒级单体金和与脉石矿物共生的金矿物，高品位金精矿中的金矿物多为单体和富连生体金矿物，这两种金精矿不磨矿直接浸出。并对高硫金精矿进行磨矿处理。本发明解决了金精矿选冶工艺中，由于浮选粒度较细导致的载金黄铁矿损失在浮选尾矿中，进而造成浮选尾矿在浸出时氰渣金品位跑高的技术问题；还解决了因金银矿物嵌布粒度细，影响氰化浸出金银回收的技术问题。

本发明授权一种提高浮选金精矿金回收率的方法在权利要求书中公布了：1.一种提高浮选金精矿金回收率的方法，其特征在于包括以下步骤： 1磨矿分级：金精矿原料磨矿分级，得到细度-38μm占比60-80%的金精矿； 2浸前浮选：步骤1中经磨矿分级处理后的金精矿与浮选工艺水调浆后，依次加入分散剂水玻璃、活化剂氯化铵、浮选捕收剂丁基黄药、丁铵黑药和乙硫氮，经过混合浮选，得到混合浮选精矿和作为低硫金精矿的混合浮选尾矿； 其中混合浮选精矿与浮选工艺水调浆后，进行分离浮选；分离浮选尾矿作为高硫金精矿和作为高品位金精矿的分离浮选精矿； 3氰化提金：步骤2得到的低硫金精矿固液分离后，滤液返回浮选工艺循环使用，固体采用氰化贫液调浆后氰化浸出，氰化浸出的氰化钠浓度0.20-0.25%，浸出时间36-40h，矿浆浓度30-35%，浸出后矿浆经洗涤和液固分离后，得到贵液与低硫金精矿氰渣； 并将步骤2中得到的高硫金精矿进行固液分离后，滤液返回浮选工艺循环使用，固体采用氰化贫液调浆后，采用超细磨设备进行磨矿，磨矿后高硫金精矿氰化浸出，氰化浸出的氰化钠浓度0.25-0.30%，浸出时间40-48h，矿浆浓度40-45%，浸出后矿浆经洗涤和液固分离后，得到贵液与高硫金精矿氰渣； 并将步骤2中得到的高品位金精矿进行固液分离后，滤液返回浮选工艺循环使用，固体使用贫液调浆后进行如下氰化浸出：一段浸出氰化钠浓度0.80-0.90%，浸出时间48-54h，矿浆浓度40-45%，一段浸出后矿浆经压滤机压滤后，滤液为贵液，滤饼经贫液调浆后进行二段浸出，二段浸出氰化钠浓度0.90-1.00%，浸出时间48-60h，矿浆浓度40-45%，浸出后矿浆经压滤机压滤、洗涤后，滤液及洗涤液为贵液，滤饼为高品位金精矿氰渣； 步骤2中，所述金精矿与浮选工艺水调浆矿浆浓度27-28%；分散剂水玻璃、活化剂氯化铵、浮选捕收剂丁基黄药、丁铵黑药和乙硫氮用量分别为900-1100gt、180-220gt、200-260gt、220-260gt、220-260gt； 步骤3中磨矿后细度-20μm占比85-95%。

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