尾矿是矿产资源开发过程中产生的工业固体废弃物。尾矿长期堆放不仅会造成严重的生态破坏和环境污染，给周边地区带来严重的安全隐患，而且会造成资源浪费，增加企业成本，无形之中降低了企业产品的竞争力（孙传尧，2015；赵楠等，2015；Han et al.，2018；Li et al.，2018；黄丽娟等，2018；Dong et al.，2021）。

我国在尾矿综合利用和处理处置方面取得了丰硕的研究成果，但科研成果转化率不高，尾矿综合利用率不足10%（许晗等，2017；Antonelli et al.，2018）。随着矿产资源量的日益减少和金属价格的上涨，尾矿综合开发利用显得尤为重要，特别是长期堆存的黄金尾矿。

目前金矿尾矿综合开发利用的途径主要有2种：一是将尾矿处理后作为其他材料应用，二是尾矿再选回收有价金属矿物或非金属矿物。其中，尾矿再选回收方法有重选、浮选、浸出和磁选等（Give-more et al.，2015；韩跃新等，2015；张瑞洋等，2021）。

四川省独狼沟金矿投入生产时间已超过10年。为建设绿色矿山，减少尾矿排放，考虑对该矿山尾矿进行整体综合利用。经过化验分析可知，独狼沟金矿浮选尾矿样品中含有价组分Au、WO₃和SiO₂，品位较高，在低成本选矿基础上综合回收金、钨和石英砂，生产高附加值的产品，既可增加矿山经济效益，又可减少尾矿排放，具有重要的现实意义（易运来等，2014；王庆华等，2015；李杨等，2019；陈杜娟等，2021）。为此，本文以独狼沟金矿浮选尾矿为研究对象，开展从尾矿中综合回收金、钨和石英砂的试验研究，优选合理的选矿工艺流程、技术条件和参数，为高效综合回收矿产资源提供技术依据。

由于尾矿中金、钨品位低，显微镜下观察未发现金、钨矿物，在摇床重选富集的重选精矿砂薄片中见有3%~5%的白钨矿，如图1所示。工艺矿物学研究结果显示，尾矿样品中W元素以白钨矿的形式存在。白钨矿（CaWO₄）为钙的钨酸盐，灰白色，呈浸染状零星散布在石英脉内，其光性特征为无色透明、极高的正突起和一级顶部干涉色。白钨矿解离度较高，多数颗粒已单体解离，仅在少数大颗粒的边缘连生有少量石英。

白钨矿粒度测定结果见表1。由表1可知，白钨矿粒度大多在0.100 mm（150目）以下，其中68.8%在0.074 mm（200目）以下，说明WO₃主要分布在中—细粒级。为了获得品质较好的钨精矿，需要提高白钨矿的解离度。

化学成分分析结果表明，尾矿金品位为0.42×10^-6，WO₃品位为0.039%，SiO₂品位为94.01%，均可综合回收。金物相分析结果表明，现场尾矿样品中可以回收的金为裸露金、半裸露金和硫化物包裹金。其中，裸露金和半裸露金含量分别为0.025×10^-6和0.031×10^-6，分布率分别为6.02%和7.47%；高达79.76%的金分布于难选的石英（硅酸盐）及其他包裹金中，是导致选矿金回收率不高的原因。

根据密度差别优势，即自然金（15.6~18.3 g/cm³）>白钨矿（5.9~6.1 g/cm³）>黄铁矿（4.95~5.11 g/cm³）>磁黄铁矿（4.85~4.65 g/cm³）>石英（2.65 g/cm³），对现场尾矿进行了回收载金矿物和钨矿物的重选试验。

虽然自然金及含金矿物（黄铁矿）与白钨矿的密度有一定的差异，但是由于金、钨品位低，矿物量少，精矿产率低，通过重选很难分开，重选精矿基本为金钨混合精矿。因此，需要通过浮选对重选精矿进行金钨分离，获得金精矿和钨精矿，重选尾矿再回收石英砂（何桂春等，2015；邵辉，2015）。

目前市面上重选设备有很多，主要有摇床、螺旋溜槽、卧式离心机、悬振锥面选矿机和尼尔森等。其中，螺旋溜槽、卧式离心机、悬振锥面选矿机和尼尔森可作为抛尾设备，摇床可作为精选的重选设备。为了富集载金矿物和白钨矿，综合回收尾矿中的有价金属Au和WO₃，本文对试验样品开展了重选设备选择及设备相关参数的试验，以便选择易于操作的重选工艺。试验内容包括：单一摇床重选试验、分级—再磨摇床重选试验、螺旋溜槽—摇床重选试验、悬振锥面选矿机—摇床重选试验、卧式离心机—摇床重选试验和尼尔森—摇床重选试验等。结果表明：密度大的自然金、含金矿物（黄铁矿）和白钨矿均富集在重选精矿中，密度小的石英、云母等轻矿物则进入重选尾矿，重选有效富集了有价金属Au和WO₃（表2）。

通过对比分析重选设备及流程可知，单一摇床重选试验和尼尔森—摇床重选试验均可以获得WO₃回收率大于40%的重选精矿，二者的金回收率相近。考虑到摇床抛尾在现场占地面积大且处理量小，而尼尔森—摇床重选试验所得精矿品位较高（精矿金品位为27.51×10^-6，WO₃品位为40.995%），最终重选设备选择尼尔森和摇床。

当尼尔森选矿机（简称尼尔森）运行时，矿浆给入后从分选锥底部沿锥桶做切线运动，离心力放大了轻重矿物间的密度差，强化矿物的沉降力，重矿物被离心力抛向锥壁，自下而上持续性蓄积于环沟，形成富集床层，从而提高了分选效率（戴新宇等，2011；杨建文等，2018）。尼尔森选矿机具有4个方面的优点：（1）选矿比高，可达到10 000~30 000倍；（2）耗电少，用工少，生产成本低，返本时间短；（3）处理量大，最大处理能力可达650 t/h；（4）占地面积很小，易融入现有选矿厂的工艺中（赵敏捷等，2016）。

本次尼尔森重力G值条件试验分析结果见表3。其中，试验设备为FLS尼尔森MD7.5浮选机，重力场G值为变化值，水流量为3.0 L/min，给矿浓度为35%。

由表3可知，随着重力G值的提高，精矿Au和WO₃回收率也升高。这是因为，重力G值越大，尼尔森转子旋转速度产生的离心力越大，在离心力和反冲水力的共同作用下，轻矿物与重矿物的分离效果越好，载金矿物和白钨矿选矿富集比越高，回收率也越高。根据试验结果，最终选择尼尔森重力G值为90。

重选试验最终选用尼尔森和摇床，获得的金钨精矿金品位为27.51×10^-6，金回收率为3.12%；WO₃品位为40.995%，WO₃回收率为46.45%，说明重选很难使载金矿物与白钨矿分离，只能得到金钨混合精矿。

鉴于钨精矿中的金和金精矿中的钨均不能计价销售，因此，需要对重选精矿进行金钨分离试验。岩矿鉴定结果表明，样品中白钨矿解离度较高，多数颗粒已单体解离，只有少数大颗粒连生有少量石英和黄铁矿。考虑到样品中黄铁矿等载金矿物可浮性好，而白钨矿为氧化矿，根据相关研究（章国权等，2008；肖文工，2017；张虹等，2018），可以采用浮选方法进行分离。为此，本文对重选精矿进行了再磨金钨分离的浮选条件试验，金钨分离条件试验流程见图2。

（1）金钨分离磨矿细度试验

重选精矿细度为-0.074 mm占比51%。为了提高金、钨矿物的单体解离度，防止重选精矿中金、钨矿物因颗粒较粗而在浮选中不易上浮，在磨矿细度（-0.074 mm占比）分别为51%、65%、75%和85%的条件下，添加调整剂H₂SO₄（0.35 g/t）和Na₂CO₃（2.50 g/t）、活化剂CuSO₄（0.15 g/t）和草酸（0.75 g/t）以及捕收剂丁基黄药（0.75 g/t）和丁铵黑药（0.75 g/t）进行金钨分离浮选试验，以考察磨矿细度对浮选试验结果的影响。金钨分离磨矿细度试验结果见表4。

金钨分离细度试验结果显示，随着磨矿细度的增加，载金矿物和白钨矿的单体解离度提高，金精矿金回收率和钨精矿（WO₃）品位逐渐升高。然而，由于部分夹杂的白钨矿进入金精矿，导致金精矿中WO₃损失率升高，金精矿金品位逐渐降低。为了保证钨精矿（WO₃）回收率，使得选矿经济效益最大化，最终确定金钨分离试验的磨矿细度为-0.074 mm占比75%。

（2）H₂SO₄用量试验

浮选添加H₂SO₄不仅可以清洗硫化物表面，活化载金矿物黄铁矿和磁黄铁矿，而且可以使碳酸盐和赤褐铁矿包裹金不同程度地暴露，有利于浮选富集，从而提高浮选金回收率。

为考察H₂SO₄用量对浮选结果的影响，进行金钨分离浮选H₂SO₄用量试验。试验条件如下：磨矿细度为-0.074 mm占比75%，调整剂H₂SO₄用量为0.25，0.35，0.45 g/t；Na₂CO₃用量为2.50 g/t；活化剂CuSO₄和草酸用量分别为0.15 g/t和0.75 g/t；捕收剂丁基黄药和丁铵黑药用量均为0.75 g/t。H₂SO₄用量试验结果见表5。

H₂SO₄用量试验结果表明，随着H₂SO₄用量的增加，载金矿物表面残留夹杂的矿物越少，使得金精矿金品位呈上升趋势，但是金精矿金回收率逐渐降低。分析其原因主要是：H₂SO₄用量越高，浮选矿浆pH值越低，捕收剂在酸性矿浆中容易分解，降低了捕收剂性能，使得浮选金精矿回收率降低。因此，根据试验结果综合考虑，选择H₂SO₄用量为0.35 g/t。

（3）捕收剂用量试验

丁基黄药和丁铵黑药是常用的硫化矿捕收剂，二者组合使用比单一使用的效果好，因此本文浮选捕收剂选择使用丁基黄药+丁铵黑药（1∶1）。在磨矿细度为-0.074 mm占比75%，调整剂H₂SO₄ 和Na₂CO₃用量分别为0.35 g/t和2.50 g/t，活化剂CuSO₄和草酸用量分别为0.15 g/t和0.75 g/t，捕收剂丁基黄药+丁铵黑药用量分别为0.50 g/t+0.50 g/t、0.65 g/t+0.65 g/t和0.75 g/t+0.75 g/t的条件下，进行金钨分离浮选捕收剂用量试验，试验结果见表6。

捕收剂用量试验结果表明：随着捕收剂丁基黄药+丁铵黑药（1∶1）用量的增加，载金矿物的表面疏水性和可浮性提高，金精矿金回收率随之提高；同时，由于部分白钨矿进入金精矿，导致金精矿金品位有下降趋势。考虑浮选指标和药剂成本，确定捕收剂丁基黄药+丁铵黑药（1∶1）用量为0.65 g/t+0.65 g/t。

化学分析结果表明，样品SiO₂品位为94.01%，因此，需要综合回收该尾矿中的石英砂。石英密度为2.65 g/cm³，在前期尼尔森重选过程中大部分石英已进入尼尔森尾矿。尼尔森尾矿+摇床尾矿（即综合尾矿）SiO₂品位为94.55%，与现场尾矿SiO₂品位接近。

本次试验目的主要是从综合尾矿中除去重矿物和铁矿物，从而提高石英砂的品质。由于摇床重选可以除去部分重矿物和泥质，中强磁磁选除铁可以降低石英砂中的Fe₂O₃含量，因此对综合尾矿进行了摇床重选—中强磁磁选试验，试验流程如图3所示，试验结果见表7。

综合尾矿摇床重选—中强磁磁选试验结果显示，石英精矿产品SiO₂品位为96.32%，SiO₂回收率为72.68%， Fe₂O₃品位降低至0.73%，K₂O+Na₂O品位为1.04%，CaO+MgO品位为0.28%，达到铸造型石英砂2S等级标准。说明对综合尾矿采用摇床重选除去黄铁矿等密度大的重矿物后，再对其进行中强磁（640 kA/m）除铁获得石英精矿的工艺流程比较合理。

采用重选—浮选—磁选工艺进行了全流程试验。首先，对现场尾矿进行尼尔森+摇床重选获得金钨重选精矿，然后对重选精矿进行再磨（-0.074 mm占比75%）后采用浮选进行金钨分离，最后对重选综合尾矿进行摇床重选—中强磁（640 kA/m）回收石英砂。

重选工艺流程参数见表8，最终选矿联合工艺分析结果见表9，最终选矿联合工艺流程见图4。

重选—浮选—磁选工艺全流程试验最终获得金精矿金品位为107.00×10^-6，钨精矿WO₃品位为52.95%，对重选综合尾矿进行摇床—中强磁选回收石英砂，可获得SiO₂品位为96.32%的石英精矿，石英精矿达到铸造型石英砂质量标准2S等级。

（1）金精矿金品位为107.00×10^-6，符合行业标准《金精矿》（YS/T3004-2021）一级品要求。银品位为51.20×10^-6，由于银在金精矿中计价销售，可不再进行分离。

（2）钨精矿WO₃品位为52.95%，未达到质量品级要求，主要是SiO₂含量较高（21.03%），可以根据市场行情计价销售。

（3）石英精矿SiO₂品位为96.32%（>96%），K₂O+Na₂O品位为1.04%（<1.5%），CaO+MgO品位为0.28%（<1.5%），Fe₂O₃品位为0.73%（<1.0%），达到铸造型石英砂2S等级质量标准。

（1） 四川省独狼沟金矿浮选尾矿中白钨矿粒度最大达0.29 mm，大部分粒度在0.1 mm（150目）以下，68.8%在0.074 mm（200目）以下。WO₃主要分布在中细粒级。根据低成本综合回收的原则，在未磨矿的情况下选择尼尔森+摇床工艺对尾矿进行金钨精矿重选，再对重选混合精矿采用浮选进行金钨分离，获得了金品位为107.00×10^-6的金精矿和WO₃品位为52.95%的钨精矿。

（2）综合尾矿（摇床尾矿+尼尔森尾矿）摇床重选综合回收石英砂，最终获得SiO₂品位为96.32%、回收率为72.68%的石英精矿，石英精矿达到铸造型石英砂质量标准2S等级。综合回收石英精矿产品产率高达70.96%，明显减少了尾矿排放。

（3）本次试验提供的重选（尼尔森+摇床）—浮选（金钨分离）—磁选联合工艺流程，不影响现有的生产工艺流程，现场操作简便且环保，可使矿产资源得到二次开发和综合利用，提高了企业的经济效益。