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黄金科学技术 ›› 2023, Vol. 31 ›› Issue (1): 113-122.doi: 10.11872/j.issn.1005-2518.2023.01.154

• 采选技术与矿山管理 • 上一篇    下一篇

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1,2,3   

  1. 1.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
  • 收稿日期:2022-10-24 修回日期:2022-11-22 出版日期:2023-02-28 发布日期:2023-03-27
  • 通讯作者: 叶金秋 E-mail:ywmsco@126.com;yejinqiu@xauat.edu.cn
  • 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。ywmsco@126.com
  • 基金资助:
    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”(52174261);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”(2020SF-362)

Experimental Study on Gold Recovery from a High-Sulfur Gold Tailings by Beneficiation-Metallurgy Combination

Wei YANG1,2,3(),Jinqiu YE1,2,3(),Tao LONG1,2,3,Sha DENG1,2,3,Wentao WANG1,2,3   

  1. 1.School of Resources Engineering, Xi’an University of Architecture and Technology, Xi’an 710055, Shaanxi, China
    2.Key Laboratory of Gold and Resources in Shaanxi Province, Xi’an 710055, Shaanxi, China
    3.Technology & Equipment Institute of Green Beneficiation-Metallurgy, Xi’an University of Architecture and Technology, Xi’an 710055, Shaanxi, China
  • Received:2022-10-24 Revised:2022-11-22 Online:2023-02-28 Published:2023-03-27
  • Contact: Jinqiu YE E-mail:ywmsco@126.com;yejinqiu@xauat.edu.cn

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12

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316

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1.5×10-6、包裹金含量为84.77%）进行预处理—浮选预富集—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6.94×10-6、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21.65×10-6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

Abstract:

In order to realize the high-efficiency recovery of gold from gold tailings，an experimental study was carried out on gold tailings in Shaanxi Province.The chemical analysis shows that 11.60% S，1.5 g/t Au and 84.77% wrapped gold is contained in the raw material，which belongs to high-sulfur wrapped refractory gold ore.Due to the difficulty to separate gold from sulfur by a single flotation process，and obtaining qualified concentrate products，the combined process of pretreatment-flotation preconcentration-flotation middling regrinding-leaching was applied in the experimental research to improve the gold recovery.The results show that with mechanical agitation，ultrasonic，and pretreatment with H2SO4 and Na2S，the surface properties of gold minerals can be improved and the flotation recovery increase，among which H2SO4 is the best pretreatment.With 100×10-6 of sulfuric acid，110×10-6 of copper sulfate，80×10-6 of butane yellow，40×10-6 of butane black and 30×10-6 of 2 # oil，and after two roughing operations，the mixed coarse concentrate product with an gold grade of 6.94×10-6 and a recovery rate of 87.22% are obtained.The flotation recovery rate is 10.52% higher than that without pretreatment，realizing the preconcentration of bare gold and sulfide-coated gold.As the gold in the coarse concentrate is mostly in sulfide wrapped state，it is difficult to achieve full productization.Therefore，under the conditions that the amount of sodium silicate，sodium hexametaphosphate，and NaCN is 500×10-6，200×10-6，and 50×10-6 respectively，the sulfur suppression concentration process is adopted to obtain a gold concentrate with an gold grade of 21.65×10-6 and a part of qualified gold concentrate products are obtained.The beneficiated middlings was leached for 48 h under the conditions of -400 mesh gold concentrate，accounting for 95%，and NaCN concentration of 0.16%，the direct leaching rate is 91.48%，and the final combined recovery rate of gold is 80.45%，showing the realization of the efficient recovery of gold from the high sulfur wrapped refractory gold tailings resources.

Key words: beneficiation-metallurgy combination, gold tailings, high-sulfur gold ore, wrapped gold, pretreatment, sulfur suppression beneficiation

中图分类号: 

  • TD953

表1

黄金尾矿的化学成分"

成分含量成分含量
Au1.50CaO8.77
SiO235.51Al2O34.42
SO320.74S11.60
Fe2O316.67MgO1.29

表2

黄金尾矿中金的化学物相"

金物相含量分布率
合计1.50100.00
裸露及半裸露金0.2315.23
碳酸盐包裹金0.085.08
硅酸盐包裹金0.096.07
硫化物包裹金1.1073.62

图1

黄金尾矿选冶试验流程"

图2

预处理方式条件试验指标"

表3

H2SO4用量试验结果"

H2SO4用量

/（×10-6）

产品名称产率/%

金品位

/（×10-6）

金回收率/%
0粗精矿14.037.9164.54
粗选尾矿85.970.7135.46
原矿100.001.72100.00
60粗精矿16.927.2472.92
粗选尾矿83.080.5527.08
原矿100.001.68100.00
80粗精矿17.866.8474.04
粗选尾矿82.140.5225.96
原矿100.001.65100.00
100粗精矿18.616.4575.06
粗选尾矿81.390.4924.94
原矿100.001.60100.00
200粗精矿18.176.4573.40
粗选尾矿81.830.5226.60
原矿100.001.60100.00

表4

CuSO4用量试验结果"

CuSO4用量

/（×10-6）

产品名称产率/%

金品位

/（×10-6）

金回收率

/%

20粗精矿18.126.6074.50
粗选尾矿81.880.5025.50
原矿100.001.61100.00
50粗精矿18.616.4575.06
粗选尾矿81.390.4924.94
原矿100.001.60100.00
80粗精矿19.646.7275.98
粗选尾矿80.360.5224.02
原矿100.001.74100.00
110粗精矿20.246.7479.82
粗选尾矿79.760.4320.18
原矿100.001.71100.00
140粗精矿20.506.6878.96
粗选尾矿79.500.4621.04
原矿100.001.73100.00

表5

捕收剂用量试验结果"

捕收剂用量

/（×10-6）

产品名称产率/%

金品位

/（×10-6）

金回收率/%
30粗精矿17.896.4072.84
粗选尾矿82.110.5227.16
原矿100.001.57100.00
60粗精矿17.946.5276.04
粗选尾矿82.060.4523.96
原矿100.001.54100.00
90粗精矿20.246.7479.82
粗选尾矿79.760.4320.18
原矿100.001.71100.00
120粗精矿23.026.9487.22
粗选尾矿76.980.3012.78
原矿100.001.83100.00
150粗精矿24.006.5187.64
粗选尾矿76.000.2912.36
原矿100.001.78100.00

图3

粗精矿XRD分析结果"

表6

NaCN用量试验结果"

NaCN用量

/（×10-6）

产品名称产率/%

金品位

/（×10-6）

金回收率/%
10.00精矿16.506.1367.11
中矿6.534.4119.11
粗选尾矿76.970.2713.79
原矿100.001.70100.00
30.00精矿15.027.0266.29
中矿8.004.2021.12
粗选尾矿76.980.2612.58
原矿100.001.59100.00
50.00精矿1.6421.3921.26
中矿21.355.2267.54
粗选尾矿77.010.2411.20
原矿100.001.65100.00
70.00精矿0.1622.158.34
中矿22.195.7278.32
粗选尾矿77.200.2813.34
原矿100.001.62100.00
90.00精矿0.2830.004.71
中矿22.586.4082.51
粗选尾矿77.150.2912.78
原矿100.001.87100.00

图4

浸出细度条件试验结果"

图5

浸出剂浓度条件试验指标conditions"

图6

浸出时间条件试验结果"

表7

选冶联合综合条件试验结果"

产品名称产率/%金品位/（×10-6）金回收率/%
原矿100.001.68100.00
粗选尾矿77.540.2813.22
金精矿1.6421.6521.62
浸渣20.820.506.34
浸液-3.2058.83
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