1、第31卷第1期2023 年 2 月Vol.31 No.1Feb.，2023Gold Science and Technology113选冶联合回收某高硫黄金尾矿中金的试验研究杨玮1，2，3，叶金秋1，2，3*，龙涛1，2，3，邓莎1，2，3，王文涛1，2，31.西安建筑科技大学资源工程学院，陕西 西安 710055；2.陕西省黄金与资源重点实验室，陕西 西安 710055；3.西安建筑科技大学绿色选冶协同技术与装备研究所，陕西 西安 710055摘 要：为实现选金尾矿资源中金的高效回收，对陕西省某含硫黄金尾矿（硫含量为11.60%、金含量为1.510-6、包裹金含量为84.77%）进行预处理浮
2、选预富集浮选中矿再磨浸出的选冶联合工艺研究。结果表明：机械搅拌、超声及添加H2SO4、Na2S预处理均可以改善金矿物表面性质，从而提高浮选回收率；原料添加H2SO4预处理后经2次粗选得到金品位为6.9410-6、金回收率为87.22%的混合粗精矿产品，浮选回收率较无预处理时提高了10.52%，实现了裸露金和硫化物包裹金的预先富集；粗精矿经一次抑硫精选，获得金品位为21.6510-6的金精矿；在-0.038 mm含量占95%、NaCN质量浓度为0.16%和浸出时间为48 h的条件下，精选中矿直接浸出率为91.48%，实现了包裹金的分离回收；最终得到金的选冶联合总回收率为80.45%，实现了高硫包
3、裹型难处理金尾矿资源的高效回收。关键词：选冶联合；黄金尾矿；高硫金矿；包裹金；预处理；抑硫精选中图分类号：TD953 文献标志码：A 文章编号：1005-2518（2023）01-0113-10 DOI：10.11872/j.issn.1005-2518.2023.01.154引用格式：YANG Wei，YE Jinqiu，LONG Tao，et al.Experimental Study on Gold Recovery from a High-Sulfur Gold Tailings by Beneficiation-Metallurgy Combination J.Gold Scienc
4、e and Technology，2023，31（1）：113-122.杨玮，叶金秋，龙涛，等.选冶联合回收某高硫黄金尾矿中金的试验研究 J.黄金科学技术，2023，31（1）：113-122.近年来，随着金矿资源的不断开发利用，黄金尾矿量逐年增长。由于受生产技术水平的制约，尾矿中仍含有部分金未得到回收利用，造成环境污染和资源浪费。因此，实现黄金尾矿中金的高效回收对资源合理利用和绿色矿山建设具有重要的现实意义（王吉青等，2010；赵英良等，2016）。目前，针对裸露金含量较高的黄金尾矿，主要采用浮选（刘艳杰等，2015）、堆浸（衣成玉等，2010）和焙烧（Li et al.，2018；Qin
5、et al.，2020）等工艺进行处理。对于包裹金含量较高的黄金尾矿，回收工艺主要有2种：一是选冶联合工艺，即通过浮选和重选等选矿工艺预先富集其中的包裹金和裸露金，然后将选矿精矿产品预处理后进行化学浸出，从而提高回收率（欧阳臻等，2019；杨波等，2020；冯大伟等，2021）；二是预处理后直接进行化学浸出，即通过物理和化学方法破坏包裹物，使浸出液与金矿物充分接触，从而提高浸出率（田润青等，2016；马红周等，2021）。但是，焙烧、磨矿、加压和微生物氧化等预处理技术存在成本高、周期长且难以大规模应用等问题（明平田等，2018）。因此，针对选金尾矿中的包裹金，多数采用选冶联合工艺进行高效回收。
6、陕西省某黄金尾矿金含量为1.510-6，硫含量为11.60%，包裹金含量为84.77%，直接浸出率不足 收稿日期：2022-10-24；修订日期：2022-11-22基金项目：国家自然科学基金项目“碲化物型金矿中碲的浸出机理研究”（编号：52174261）和陕西省重点研发计划项目“选金尾矿资源高效回收低品位白钨矿及金的关键技术研究”（编号：2020SF-362）联合资助作者简介：杨玮（1971-），男，河南灵宝人，教授，博士生导师，从事选矿、湿法冶金及资源综合利用研究工作。*通信作者：叶金秋（1998-），男，陕西安康人，硕士研究生，从事稀贵金属选冶协同技术研究工作。Vol.31 No.1 F
7、eb.，2023采选技术与矿山管理11430%；经一粗三精三扫浮选流程仅获得金品位为8.6010-6、金回收率为30.52%的金精矿产品，金硫分离困难。因此，矿山提出采用选冶联合工艺对该尾矿进行处理，但由于金嵌布粒度较细，且多以包裹态存在，采用尼尔森、摇床和螺旋溜槽等选矿工艺预富集指标并不理想，金回收率均不足50%，而浮选工艺预富集效果虽优于重选工艺，但金回收率仍不足80%。因此提出预处理浮选预富集中矿再磨浸出工艺，通过预处理浮选使硫化物包裹金和裸露金更高效地富集于粗精矿中，然后通过精选预先分离出一部分裸露金，最后经中矿细磨使包裹金充分暴露后浸出。采用上述选冶联合工艺，既保证了金的回收率，又减
8、少了中矿产率，缩短了浸出时间，降低了磨矿成本和浸出过程的药剂消耗，取得了较理想的效果。该研究对拓宽黄金资源的获取渠道及提高矿产资源的利用效率具有重要意义。1 试验原料及方法1.1 试验原料试验原料取自陕西省某金矿选矿厂尾矿库，尾矿粒度为-0.074 mm含量占70%，自然晾干后供试验使用。试样主要化学成分分析结果见表1，金物相分析结果见表2。由表 1 可知，试样中金含量为 1.5010-6，硫含量为11.60%，可见该尾矿中硫含量较高。由表2可知，原料中大部分的金（占比为 73.62%）以硫化物包裹金形式存在，还有少量金赋存在碳酸盐与硅酸盐包裹中，占比分别为5.08%和6.07%，可见包裹金含
9、量较高，占比为84.77%。综上所述，该尾矿属于高硫包裹型难处理金矿（陈文美，1989；宋庆双等，2012）。通过细磨提高裸露金含量是实现原料中金高效回收的关键，而降低磨矿成本则是金经济回收的关键。根据原料性质，该矿样中的金宜采用选冶联合工艺进行回收。首先，通过浮选实现裸露金和硫化物包裹金的预先富集，并分离出其中的裸露金，得到合格的金精矿产品；其次，通过减小中矿产率，降低磨矿成本；最后，将中矿细磨后进行氰化浸出，回收其中的包裹金，从而提高金的回收率。试验所用试剂CuSO4、Na2CO3、水玻璃和六偏磷酸钠均为分析纯，丁基黄药、丁铵黑药、2#油和NaCN均为选厂工业生产用药。主要仪器为挂槽式浮选
10、机、数显搅拌器、球磨机、干燥箱和真空抽滤机等。1.2 试验方法在预处理试验中，每次称取矿样500 g，预处理时间均为 5 min。其中，H2SO4和 Na2S 预处理均在1.5 L浮选槽中进行，超声在实验室小型超声机中进行，机械搅拌采用数显搅拌器在1 000 mL烧杯中进行。在浮选试验中，粗选试验为一粗一扫流程，每次试验称取试样500 g，经预处理后加入1.5 L挂槽式浮选机中，添加CaO调整pH值为8.08.5，依次加入 CuSO4、捕收剂和 2#油，充分搅拌后充气刮泡。精选试验为一次精选流程，将浮选粗精矿矿浆倒入0.5 L挂槽式浮选机中，依次加入 Na2CO3、水玻璃、六偏磷酸钠和NaCN
11、，充分搅拌后充气刮泡。浸出试验在500 mL浸出槽中进行。浮选中矿经自然沉降浓缩后进入球磨机，磨矿产品经浓缩溢流水调浆后加入CaO充分搅拌，用草酸滴定法测定矿浆中游离 CaO 浓度，待游离 CaO 浓度稳定在0.03%0.04%之后，加入NaCN进行搅拌浸出。浸出过程中采用AgNO3滴定法测定矿浆中游离CN-浓度，浸出完成后进行固液分离。试验产生的固体产品过滤烘干（烘箱温度为表1黄金尾矿的化学成分Table 1Chemical composition of gold tailings（%）成分AuSiO2SO3Fe2O3含量1.5035.5120.7416.67成分CaOAl2O3SMgO含量
12、8.774.4211.601.29注：Au元素单位为10-6表2黄金尾矿中金的化学物相Table 2Chemical phases of gold in gold tailings（%）金物相裸露及半裸露金碳酸盐包裹金硅酸盐包裹金硫化物包裹金合计含量0.230.080.091.101.50分布率15.235.086.0773.62100.002023 年 2 月 第 31 卷 第 1 期115杨玮等：选冶联合回收某高硫黄金尾矿中金的试验研究50）后称重，采用分光光度计法分析其中的金品位，采用ICP-OES分析液体产品中的金含量，并计算金回收率。2 试验结果与讨论根据原料性质，对含硫黄金尾矿进行
13、选冶联合工艺试验研究。首先，通过预处理改善矿物表面性质，提高浮选回收率；然后，采用浮选工艺实现硫化物包裹金和裸露金的预先富集，并分离出一部分裸露金，得到合格精矿产品，减少单体解离过程中的处理量，缩短浸出时间，减少浸出药剂消耗，降低中矿处理成本；最后，中矿细磨后进行氰化浸出，回收其中的包裹金，从而保证选冶回收率。试验主要考察预处理方式、调整剂用量、捕收剂用量、精选抑制剂用量、浸出细度、浸出时间和浸出剂浓度对选冶联合工艺指标的影响，试验流程见图1。2.1 预处理条件试验（1）预处理方式试验该原料在尾矿库长期堆存过程中产生了表面氧化、药剂包裹和矿泥罩盖等现象，使得浮选难度增加，因此对矿物表面的清洗和
14、活化，是实现黄金资源高效回收的必要步骤（张建文等，2009）。在CuSO4、丁基黄药、丁铵黑药和2#油用量分别为5010-6、6010-6、3010-6和 3010-6的 条 件 下，选 取H2SO4、Na2S、机械搅拌和超声4种矿物表面预处理方式进行试验，其中H2SO4和Na2S用量均为20010-6，超声功率为0.5 W/cm2，机械搅拌强度为500 r/min。预处理后进行一粗一扫浮选，考察预处理方式对金回收率的影响，试验结果如图2所示。由图1可知，未进行预处理时，粗精矿中金品位为 7.9110-6，回收率为 64.54%。这是由于原料表面氧化膜、残余药剂和矿泥等氧化物，通过静电吸引将水
15、分子极化而形成比较牢固的呈定向排列的水化膜，从而呈亲水状态，捕收剂难以穿过水化膜作用于矿物表面，导致金回收率较低（郭才虞，1981）。加入 H2SO4后，金回收率提高至 73.40%。这是由于H2SO4不仅具有剥蚀作用使金属硫化矿暴露出新鲜表面，而且其在矿浆中电离产生的 SO2-4能够与黄铁矿表面的Ca2+、Fe2+和Fe3+等离子形成难溶盐及络合物，从而降低其对黄铁矿可浮性的不良影响，电离产生的H+能够消除尾矿在前序浮选过程中因添加石灰而在金属硫化矿表面形成的铁氢氧化物等亲水性薄膜对金属硫化矿可浮性的抑制作图1黄金尾矿选冶试验流程Fig.1Test flow of gold tailings
16、 beneficiation and smelting图2预处理方式条件试验指标Fig.2Conditional test indicators of pretreatment modeVol.31 No.1 Feb.，2023采选技术与矿山管理116用，矿物表面化学环境发生了改变，OH减少，疏水性增加，更易于与浮选药剂结合，导致回收率升高（宋庆双等，2012；郭彪华等，2017；Zhang et al.，2019）。加入Na2S后，获得金品位为6.1610-6、回收率为67.31%的粗精矿产品，与加入H2SO4预处理后的变化规律一致，相比未进行预处理，Na2S预处理后金回收率更高。这是由于N
17、a2S在水溶液中电离出的HS-和S2-，不仅具有较强的吸附能力，在矿物表面发生竞争吸附，使残余药剂和矿泥脱落，而且S2-作为金属矿物表面定位离子，可以自由地从矿浆液相穿透水化膜吸附到矿物表面，使水偶极分子向外层扩散或消失。同时，通过过硫化作用形成的MeS晶胞，使得矿物表面暴露=S性质，提供活化中心，更易于与巯基类捕收剂上的C|S发生反应，使粗精矿回收率显著提高（郭才虞，1981；Cao et al.，2020）。机械搅拌处理后，获得金品位为6.6210-6、金回收率为66.15%的粗精矿产品，金回收率较处理前提高了1.61%。分析其原因：一方面是因为在搅拌过程中的机械力和矿浆形成的湍流，导致矿
18、物表面的矿泥、残余药剂及部分氧化膜发生脱落，水化膜被破坏，疏水性增加；另一方面，在强搅拌过程中的能量输入能够活化矿物颗粒，使其更易于与捕收剂发生反应，增加与浮选气泡的有效碰撞，最终导致浮选回收率升高（Chen et al.，2018；Yang et al.，2019）。超声处理后，获得金品位为6.4410-6、金回收率为65.74%的粗精矿产品。金回收率提高的原因有2个：一是超声的清洗能力能够使矿物表面的氧化膜、残余药剂和矿泥脱落，暴露新鲜表面，增强矿物疏水性；二是超声过程中会在矿浆中产生微气泡，促进微细粒矿物的浮选，有助于提高回收率（Newell et al.，2006；Cao et al.
19、，2017）。上述 4 种预处理方式均具有表面“清洗活化”作用，有助于提高金的回收率，但一部分低品位载金矿物的上浮也导致粗精矿品位降低，其中H2SO4预处理后回收率最高，对粗精矿品位影响最小，因此确定添加H2SO4为最佳预处理方式。（2）H2SO4用量试验H2SO4用量不仅决定预处理效果，而且也决定着调浆过程中石灰用量，因此确定适宜的H2SO4用量十分重要。在CuSO4、丁基黄药、丁铵黑药和2#油用量分别为 5010-6、6010-6、3010-6和 3010-6的条件下，进行 H2SO4用量条件试验，试验结果见表3。由表 3可知，随着 H2SO4用量从 0增加至 10010-6，金回收率从6
20、4.54%升高至75.06%，金品位从7.9110-6降低至 6.4510-6；继续增加 H2SO4用量至20010-6，金品位和回收率并无显著变化。因此确定最佳H2SO4用量为10010-6。2.2 浮选条件试验（1）CuSO4用量试验经H2SO4擦洗后的黄铁矿表面易被氧化，加入CuSO4能够显著减缓黄铁矿表面氧化现象，并增加与巯基类捕收剂的作用，从而提高回收率；但过量的Cu2+会增加捕收剂消耗，影响回收率，因此CuSO4用量对尾矿中金回收率至关重要（程万里，2021）。在 H2SO4、丁基黄药、丁铵黑药和 2#油用量分别为10010-6、6010-6、3010-6和 3010-6的条件下，
21、进行CuSO4用量条件试验，试验结果见表4。由表4可知，随着CuSO4用量从2010-6增加至11010-6，粗精矿回收率逐渐上升，继续增加CuSO4用量至 14010-6，粗精矿金回收率均呈下降趋势，在该过程中粗精矿品位变化不大。这是由于Cu2+表3H2SO4用量试验结果Table 3Test results of sulfuric acid dosageH2SO4用量/（10-6）06080100200产品名称粗精矿粗选尾矿原矿粗精矿粗选尾矿原矿粗精矿粗选尾矿原矿粗精矿粗选尾矿原矿粗精矿粗选尾矿原矿产率/%14.0385.97100.0016.9283.08100.0017.8682.14
22、100.0018.6181.39100.0018.1781.83100.00金品位/（10-6）7.910.711.727.240.551.686.840.521.656.450.491.606.450.521.60金回收率/%64.5435.46100.0072.9227.08100.0074.0425.96100.0075.0624.94100.0073.4026.60100.002023 年 2 月 第 31 卷 第 1 期117杨玮等：选冶联合回收某高硫黄金尾矿中金的试验研究在金属硫化矿表面吸附，生成厚度小于 10 nm 的S2-、CuMeS2-和CuS等单层活化产物，导致表面疏水性增
23、加，更易于与丁基黄药、丁铵黑药等巯基类捕收剂发生反应，使金回收率升高。然而，体系中过量的Cu2+将会与巯基类捕收剂直接发生反应，生成Cu（C4H9OCSS）2和 Cu（C4H9OPSS）2，从而降低捕收剂在金属硫化矿表面的吸附，导致金回收率下降（O Connor et al.，1988；Ejtemaei et al.，2017；Yang et al.，2018）。因此确定最佳的CuSO4用量为11010-6。（2）捕收剂用量试验捕收剂用量是影响浮选回收率的重要因素，选用丁基黄药和丁铵黑药以2 1的比例混合作为捕收剂，以提高金的粗选回收率（胡岳华，2014）。为确定捕收剂的最佳用量，在H2SO4
24、、CuSO4和2#油用量分别为 10010-6、11010-6和 3010-6的条件下，进行捕收剂用量条件试验，试验结果见表5。由表5可知，随着捕收剂用量从3010-6增加至12010-6，粗精矿中金回收率逐渐上升，继续增加捕收剂用量至 15010-6，回收率变化不大，因此确定最佳的捕收剂用量为丁基黄药 8010-6、丁铵黑药4010-6。在该条件下可获得金品位为6.9410-6、回收率为87.22%的粗精矿产品，较好地实现了原料中裸露金和硫化物包裹金的预先富集。（3）精选抑制剂用量试验由粗精矿XRD分析结果（图3）可知，粗精矿中主要矿物为黄铁矿、磁黄铁矿、闪锌矿、云母和石英，含量分别为 67
25、.89%、11.28%、9.03%、11.28%和5.63%，其中金属硫化矿含量为 88.20%，说明浮选工艺较好地实现了载金硫化矿的预富集。为降低中矿处理成本，采用Na2CO3将矿浆pH值调整为910后，加入NaCN抑制金属硫化矿（姜毛等，2015；Zhao et al.，2016），并加入水玻璃和六偏磷酸钠作为分散剂和石英、云母的抑制剂（朱友益等，1990；胡岳华，2014），预先分离出一部分裸露金，获得合格的金精矿产品。在试验过程中，主要考察NaCN用量对浮选指标的影响，在H2SO4、CuSO4、丁基黄药、丁铵黑药、2#油、水玻璃和六偏磷酸钠用量分别为10010-6、11010-6、80
26、10-6、4010-6、3010-6、50010-6和 20010-6的条件下，进行 NaCN 用量条件试验，试验结果见表6。由表6可知，随着NaCN用量的增加，精矿中金品位逐渐上升，金回收率降低。这是由于矿浆中游离的CN-吸附在金属硫化矿表面，反应生成Me-CN和Me-SCN等不溶性亲水化合物，不仅导致矿物表面亲水性降低，而且阻止了捕收剂在矿物表面的吸附，使金属硫化矿在浮选过程中被抑制，且表面金表5捕收剂用量试验结果Table 5Test results of collector dosage捕收剂用量/（10-6）306090120150产品名称粗精矿粗选尾矿原矿粗精矿粗选尾矿原矿粗精矿粗
27、选尾矿原矿粗精矿粗选尾矿原矿粗精矿粗选尾矿原矿产率/%17.8982.11100.0017.9482.06100.0020.2479.76100.0023.0276.98100.0024.0076.00100.00金品位/（10-6）6.400.521.576.520.451.546.740.431.716.940.301.836.510.291.78金回收率/%72.8427.16100.0076.0423.96100.0079.8220.18100.0087.2212.78100.0087.6412.36100.00表4CuSO4用量试验结果Table 4Test results of c
28、opper sulfate dosageCuSO4用量/（10-6）205080110140产品名称粗精矿粗选尾矿原矿粗精矿粗选尾矿原矿粗精矿粗选尾矿原矿粗精矿粗选尾矿原矿粗精矿粗选尾矿原矿产率/%18.1281.88100.0018.6181.39100.0019.6480.36100.0020.2479.76100.0020.5079.50100.00金品位/（10-6）6.600.501.616.450.491.606.720.521.746.740.431.716.680.461.73金回收率/%74.5025.50100.0075.0624.94100.0075.9824.02100
29、.0079.8220.18100.0078.9621.04100.00Vol.31 No.1 Feb.，2023采选技术与矿山管理118属硫化矿含量越高，抑制作用越强（Guo et al.，2014；Guo et al.，2015；Qiu et al.，2019；Yang et al，2022）。综合考虑确定最佳的 NaCN 用量为 5010-6，可获得金品位为21.3910-6、回收率为21.26%的金精矿产品（中华人民共和国工业和信息化部，2011），实现了原料中裸露金的分离回收，进一步降低了中矿产率，降低了磨矿成本。2.3 浸出条件试验（1）浸出细度试验在最佳浮选条件下，按图1所示流程获
30、得金品位为5.8510-6、粒度为-0.038 mm含量占26%的中矿产品。在液固比为3 2、CaO浓度为0.03%0.04%、NaCN浓度为0.16%和浸出时间为12 h的条件下进行浸出细度条件试验，试验结果如图4所示。由图4可知，随着细度的增加，金的浸出率和NaCN单耗逐渐上升，在-0.038含量占95%时，包裹金几乎完全暴露，可获得79.05%的浸出率；继续增加磨矿细度，金浸出率和NaCN单耗变化不大，因此确定最佳浸出细度为95%。（2）浸出剂浓度试验为确定适宜的浸出剂浓度，在浸出细度为-0.038 mm含量占95%、液固比为3 2、CaO浓度为0.03%0.04%和浸出时间为 12 h
31、的条件下进行浸出剂浓度条件试验，试验结果如图5所示。试验结果表明，随着NaCN浓度由0.04%增加至0.16%，金浸出率和NaCN单耗逐渐上升；继续增加NaCN浓度至0.20%，金浸出率几乎不变，而NaCN单耗持续上升，因此确定最佳的NaCN浓度为0.16%。（3）浸出时间试验在实际生产过程中，浸出时间的长短将直接影响浸出率和处理量。为确定适宜的浸出时间，在浸出细度为-0.038 mm 含量占 95%、液固比为 3 2、CaO浓度为0.03%0.04%和NaCN浓度为0.16%的条表6NaCN用量试验结果Table 6Test results of NaCN dosageNaCN用量/（10-
32、6）10.0030.0050.0070.0090.00产品名称精矿中矿粗选尾矿原矿精矿中矿粗选尾矿原矿精矿中矿粗选尾矿原矿精矿中矿粗选尾矿原矿精矿中矿粗选尾矿原矿产率/%16.506.5376.97100.0015.028.0076.98100.001.6421.3577.01100.000.1622.1977.20100.000.2822.5877.15100.00金品位/（10-6）6.134.410.271.707.024.200.261.5921.395.220.241.6522.155.720.281.6230.006.400.291.87金回收率/%67.1119.1113.791
33、00.0066.2921.1212.58100.0021.2667.5411.20100.008.3478.3213.34100.004.7182.5112.78100.00图3粗精矿XRD分析结果Fig.3XRD analysis results of coarse concentrate图4浸出细度条件试验结果Fig.4Test results of leaching fineness conditions2023 年 2 月 第 31 卷 第 1 期119杨玮等：选冶联合回收某高硫黄金尾矿中金的试验研究件下进行浸出剂浓度条件试验，试验结果如图 6所示。试验结果表明，随着浸出时间的延长，金
34、浸出率呈现上升趋势，在48 h后继续延长浸出时间，浸出率变化不大，因此确定最佳的浸出时间为48 h。该 条 件 下 NaCN 单 耗 为 9.48 kg/t，金 浸 出 率 为91.48%，实现了原料中包裹金的高效回收。3 综合条件试验在H2SO4、CuSO4、捕收剂、2#油、水玻璃、六偏磷酸钠和 NaCN 用量分别为 10010-6、11010-6、12010-6、3010-6、50010-6、20010-6和 5010-6的浮选条件下，磨矿细度为-0.038 mm含量占95%、NaCN浓度为0.16%和浸出时间为48 h的浸出条件下，按图1所示流程进行选冶联合工艺全流程综合条件试验。试验结
35、果见表7。试验结果表明，在该选冶联合工艺条件下，通过浮选工艺实现了硫化物包裹金和裸露金的预先富集，并预先分离回收其中的裸露金和一部分包裹金。中矿再磨后浸出回收其中的硫化物包裹金，最终可获得金品位为21.6510-6、金回收率为21.62%的金精矿产品，中矿浸出率为90.28%，浸出回收率为58.83%，金选冶总回收率为80.45%，实现了该黄金尾矿中高硫包裹型金的高效回收。4 结论（1）采用添加H2SO4、Na2S及机械搅拌、超声等预处理方式，均可以改善因尾矿长期堆存产生的表面氧化、药剂包裹和矿泥罩盖等现象对浮选的不良影响，其中H2SO4用量为10010-6时预处理效果最佳，浮选回收率可提高1
36、0.52%。（2）通过浮选工艺，在CuSO4、丁基黄药、丁铵黑药和2#油用量分别为11010-6、8010-6、4010-6和3010-6的条件下，得到金品位为6.9410-6、金回收率为87.22%的粗精矿产品，实现了裸露金和硫化物包裹金的预先富集；在水玻璃、六偏磷酸钠和NaCN 最佳用量为 50010-6、20010-6和 5010-6的精选条件下，获得金品位为21.6510-6的金精矿产品，实现了原料中裸露金的高效分离回收。（3）通过浸出工艺实现了原料中包裹金的高效回 收，在-0.038 mm 含 量 占 95%、NaCN 浓 度 为0.16%、浸出时间为48 h的条件下，得到浮选中矿中
37、金的浸出率为91.48%。图5浸出剂浓度条件试验指标Fig.5Test results of leaching agent concentration conditions图6浸出时间条件试验结果Fig.6Test results of leaching time conditions表7选冶联合综合条件试验结果Table 7Comprehensive condition test results of beneficiation-metallurgy dombination产品名称原矿粗选尾矿金精矿浸渣浸液产率/%100.0077.541.6420.82-金品位/（10-6）1.680.28
38、21.650.503.20金回收率/%100.0013.2221.626.3458.83Vol.31 No.1 Feb.，2023采选技术与矿山管理120（4）陕西省某黄金尾矿中硫含量为11.60%，金含量为 1.510-6，包裹金含量为 84.77%，金的主要载体矿物为金属硫化矿，属于高硫包裹型难处理金矿石，采用选冶联合工艺进行回收，金的总回收率为 80.45%，可实现黄金尾矿中高硫包裹型金的高效回收。参考文献（References）：Cao Q，Cheng J，Feng Q，et al，2017.Surface cleaning and oxidative effects of ultra
39、sonication on the flotation of oxidized pyriteJ.Powder Technology，311：390-397.https：/doi.org/10.1016/j.powtec.2017.01.069.Cao Z，Wang P，Zhang W，et al，2020.Mechanism of sodium sulfide on flotation of cyanide-depressed pyrite J.Transactions of Nonferrous Metals Society of China，30（2）：484-491.https：/doi
40、.org/10.1016/S1003-6326（20）65228-1.Chen Wenmei，1989.Classification of gold ore process types and prediction of its beneficiation and smelting effect J.Gold，（9）：2-6.Chen Y F，Zhang X P，Shi Q，et al，2018.Investigation of the flotation performance of nickel sulphide by high intensity agitation pretreatme
41、ntJ.Separation Science and Technology，57：2955-2959.https：/doi.org/10.1080/01496395.2018.1509873.Cheng Wanli，2021.Study on Interaction Between Copper Sulfate and Butyl Xanthate During Pyrite Flotation D.Guiyang：Guizhou University.Ejtemaei M，Nguyen A V，2017.Characterisation of sphalerite and pyrite su
42、rfaces activated by copper sulphate J.Minerals Engineering，100：223-232.https：/doi.org/10.1016/j.mineng.2016.11.005.Feng Dawei，Wang Ling，2021.Experimental study on the treatment of low-grade gold bearing tailings by combined beneficiation and metallurgy J.Gold Science and Technology，29（2）：315-323.Guo
43、 B，Peng Y，Espinosa-Gomez R，2014.Cyanide chemistry and its effect on mineral flotationJ.Minerals Engineering，66-68：25-32.https：/doi.org/10.1016/j.mineng.2014.06.010.Guo B，Peng Y，Espinosa-Gomez R，2015.Effects of free cyanide and cuprous cyanide on the flotation of gold and silver bearing pyrite J .Min
44、erals Engineering，71：194-204.https：/doi.org/10.1016/j.mineng.2014.11.016.Guo Biaohua，Lin Shuyong，Song Xuewen，et al，2017.Effect of sulfuric acid pretreatment on copper flotation of tailings and its mechanism analysis J.Mining and Metallurgy，26（4）：19-22.Guo Caiyu，1981.Mechanism of sodium sulfide in fl
45、otation J.Yunnan Metallurgy，（3）：20-26.Hu Yuehua，2014.Mineral Flotation M .Changsha：Central Sou-th University Press.Jiang Mao，Zhang Qin，Li Longjiang，2015.Study on the action mechanism of xanthate collectors and gold-loaded pyriteJ.Mining and Metallurgical Engineering，35（3）：44-47.Li H，Ma A，Srinivasaka
46、nnan C，et al，2018.Investigation on the recovery of gold and silver from cyanide tailings using chlorination roasting process J.Journal of Alloys and Compo-unds，763：241-249.https：/doi.org/10.1016/j.jallcom.2018.05.298.Liu Yanjie，Weng Xiaoqing，2015.Experimental study on enhancement effect of emulsific
47、ation flocculation on flotation recovery of gold from gold tailingsJ.Mining Research and Development，35（12）：51-54.Ma Hongzhou，Wang Dingding，Wang Yaoning，et al，2021.Research status of gold extraction from roasting cyanide tailings J.Gold，42（2）：68-71，75.Ming Pingtian，Jiang Guangshan，2018.Present situa
48、tion and research progress of independent rock gold mine in Qinghai Province J.Gold Science and Technology，26（5）：622-628.Ministry of Industry and Information Technology of the Peoples Republic of China，2011.Gold industry standard of the People s Republic of China：YS/T 3004-2011 S.Beijing：China Stand
49、ards Press.Newell A J H，Bradshaw D J，Harris，P J，2006.The effect of heavy oxidation upon flotation and potential remedies for merensky type sulfides J .Minerals Engineering，19（6/7/8）：675-686.https：/doi.org/10.1016/j.mineng.2005.09.043.O Connor C T，Botha C，Walls M J，et al，1988.The role of copper sulph
50、ate in pyrite flotation J.Minerals Engineering，1（3）：203-212.https：/doi.org/10.1016/0892-6875（88）90042-8.Ouyang Zhen，Chen Yifeng，Hu Yujie，et al，2019.Reduction and sulfur-fixing roasting and combination of beneficiation and metallurgy for extraction of gold-stibnite concentrateJ.Gold Science and Techn