本发明涉及选矿技术领域，具体是一种回收非氰法黄金选矿尾渣的方法。
背景技术：
在黄金选矿时，由于部分金矿存在硫化物、砷化物、氧化硅等化合物对金的包裹，造成选金困难，要么金的选出效率低，要么根本无法选出。目前通常的做法是先对难选金矿在浸金前进行预处理，如对高硫高砷金矿通过一段或二段氧化焙烧破坏硫化物及砷化物对金的包裹后，再用常规的金选矿方法选出黄金。也有利用盐酸或硫酸的酸溶法对一些包裹物进行预处理。但上述方法对含氧化硅高的高硫高砷金精矿非氰法选矿回收金后的尾渣并没有引起人们的注意。
尤其是在高硫高砷金精矿非氰法选矿回收金后，仍然还会产生一定量的尾渣，此种尾渣与常规氰化化法和其它预处理后再进行氰化浸出回收金后的尾渣有着根本性的区别，常规氰化浸出后其主要成分并没有发生根本性的变化，而且浸出前后质量几乎不变，主要矿物成份也不会变化太多，而此尾渣已经不再是原来的矿物组成，是一种新型尾渣，目前市场没有，是一种高硫高砷碳难选金精矿非氰提金工艺所产生的尾渣，经分析主要成份为氧化硅、小量的金、硫、砷等硫化矿物，含金量在每吨2克以上，但目前由于技术经济不划算，尾渣一般作为废料扔掉。为此，本发明提供针对上述尾渣再进行资源化处理的方法。
以上背景技术内容的公开仅用于辅助理解本发明的发明构思及技术方案，其并不必然属于本专利申请的现有技术，在没有明确的证据表明上述内容在本专利申请的申请日已经公开的情况下，上述背景技术不应当用于评价本申请的新颖性和创造性。
技术实现要素：
本发明针对现有黄金选矿剩余尾渣得不到很好利用，为此本发明提供一种回收非氰法黄金选矿尾渣的方法。本方法可实现对常规选矿工艺无法处理的高硫高砷金精矿非氰工艺选矿后高氧化硅尾渣中金的有效综合回收，黄金的浸出率达到90%以上，同时还分离出高纯二氧化硅产品，具有很好的经济、生态和社会效益。
为了实现以上目的，本发明采用的技术方案为：
一种回收非氰法黄金选矿尾渣的方法，包括如下步骤：
（1）浮选脱硫：将金矿尾渣进行调浆处理，加入硫酸铜活化剂、浮选剂搅拌，脱除尾渣中的硫化物和含砷矿物；所述浮选剂由丁基黄药、硫醇和黑药组成；
（2）粉碎：利用湿式球磨机将上述脱硫处理后的尾渣进行超细磨，得金精矿；
（3）化学预处理：将金精矿放入带水浴加热的搅拌槽，加入水及naoh，固体与液体质量比1:1-2，在60-80℃搅拌1-2小时。sio2与naoh发生反应生成可溶nasio3，氧化硅包裹被进一步破坏。2naoh+sio2→na2sio3+h2o
（4）选金：用caoh或naoh调节浆液碱度至ph值11.0-11.5，搅拌下加入黄金选矿剂，再用椰壳活性炭吸附出含金络合物，过滤，烘干，同时可分离出高纯度二氧化硅产品。
本发明所述步骤（2）也可为金矿富集；具体方法为将浮选后的尾渣进行尼尔森重选，重力倍数为80g，去除部分氧化硅细砂，金精矿。
本发明步骤（3）的化学预处理方法也可为：将金精矿放入衬塑的搅拌槽，同时加入水及氢氟酸，固液质量比1:1-2，搅拌10-15分钟。sio2与hf发生反应生成可溶sif4，氧化硅包裹被进一步破坏，4hf+sio2→sif4↑+2h2o。
进一步地，步骤（2）naoh以液态或固态形式加入，加入量按naoh与尾渣中sio2摩尔比为0.2-0.4：1。
进一步地，所述hf加入量按与尾渣中sio2摩尔比为0.15-0.3：1。
进一步地，所述硫酸铜活化剂的加入量为以尾渣重量计按80-150g/t。
进一步地，所述浮选剂用量为4-100g/t。优选地，所述浮选剂中丁基黄药、硫醇和黑药的重量比为100:5-15:10-30。
进一步地，所述超细研磨为研磨至80um以下。
与现有技术相比，本发明的优点及有益效果为：
本方法可实现对常规选矿工艺无法处理的高硫高砷金精矿非氰工艺选矿后高氧化硅尾渣中金的有效综合回收，黄金的浸出率均达到90%以上，同时还分离出一种高纯二氧化硅产品，具有很好的经济、生态和社会效益。
具体实施例
下面结合具体实施方式对本发明作进一步详细说明。应该强调的是，下述说明仅仅是示例性的，而不是为了限制本发明的范围及其应用。
实施例1
一种回收非氰法黄金选矿尾渣的方法，包括如下步骤：
（1）浮选脱硫：取高硫高砷金精矿非氰工艺选矿后高氧化硅含金尾渣，尾渣的含金量4.53g/t，将金矿尾渣按照固液比为1:2进行调浆处理，以100g/t的用量加入硫酸铜活化剂、以50g/t用量加入浮选剂，脱除尾渣中的硫化物和含砷矿物；所述浮选剂由重量比为100:10:20的丁基黄药、硫醇和黑药组成；
（2）粉碎：利用湿式球磨机将上述脱硫处理后的尾渣进行超细磨至200目，再用小型浮选机浮出金精矿，得金精矿；经过测定金精矿含金量7.10g/t；
（3）化学预处理：取500g金精矿放入带水浴加热的搅拌槽，加入水750ml及naoh150g，在70℃搅拌1.5小时；
（4）选金：加水调节浆液碱度至ph值11.5，关掉水浴加热，搅拌下加入1g品位30度的黄金选矿剂（本公司提供的金蝉黄金选矿剂）继续搅拌12小时，再用椰壳活性炭吸附出含金络合物，过滤，烘干。
经过测定分析，本例浸出尾渣质量412g、含金0.62g/t，金的浸出率为91.27%。
实施例2
一种回收非氰法黄金选矿尾渣的方法，包括如下步骤：
（1）浮选脱硫：取高硫高砷金精矿非氰工艺选矿后高氧化硅含金尾渣，尾渣的含金量4.53g/t，将金矿尾渣按照固液比为1:2进行调浆处理，以100g/t的用量加入硫酸铜活化剂、以50g/t用量加入浮选剂，脱除尾渣中的硫化物和含砷矿物；所述浮选剂由重量比为100:10:20的丁基黄药、硫醇和黑药组成；
（2）粉碎：利用湿式球磨机将上述脱硫处理后的尾渣进行超细磨至200目，再用小型浮选机浮出金精矿，得金精矿；经过测定金精矿含金量7.10g/t；
（3）化学预处理：取500g金精矿放入衬塑的搅拌槽，加入水750ml及氢氟酸85g，搅拌15分钟；
（4）选金：加caoh调节浆液碱度至ph值11.5，搅拌下加入1g品位30度的黄金选矿剂（本公司提供的金蝉黄金选矿剂）继续搅拌12小时，再用椰壳活性炭吸附出含金络合物，过滤，烘干。
经过测定分析，本例浸出尾渣质量412g、含金0.37g/t，金的浸出率为94.79%。
实施例3
一种回收非氰法黄金选矿尾渣的方法，包括如下步骤：
（1）浮选脱硫：取高硫高砷金精矿非氰工艺选矿后高氧化硅含金尾渣，尾渣的含金量4.53g/t，将金矿尾渣按照固液比为1:2进行调浆处理，以100g/t的用量加入硫酸铜活化剂、以60g/t用量加入浮选剂，脱除尾渣中的硫化物和含砷矿物；所述浮选剂由重量比为100:5:15的丁基黄药、硫醇和黑药组成；
（2）富集：将浮选后的尾渣进行尼尔森重选，重力倍数为80g，去除部分氧化硅细砂，金精矿；经过测定金精矿含金量7.04g/t；
（3）化学预处理：取500g金精矿放入衬塑的搅拌槽，加入水750ml及氢氟酸50g，搅拌15分钟；
（4）选金：加caoh调节浆液碱度至ph值11.5，搅拌下加入1g品位30度的黄金选矿剂（本公司提供的金蝉黄金选矿剂）继续搅拌12小时，再用椰壳活性炭吸附出含金络合物，过滤，烘干。
经过测定分析，本例浸出尾渣质量418g、含金0.46g/t，金的浸出率为93.46%。
实施例4
一种回收非氰法黄金选矿尾渣的方法，包括如下步骤：
（1）浮选脱硫：取高硫高砷金精矿非氰工艺选矿后高氧化硅含金尾渣，尾渣的含金量4.53g/t，将金矿尾渣按照固液比为1:2进行调浆处理，以80g/t的用量加入硫酸铜活化剂、以50g/t用量加入浮选剂，脱除尾渣中的硫化物和含砷矿物；所述浮选剂由重量比为100:10:20的丁基黄药、硫醇和黑药组成；
（2）富集：将浮选后的尾渣进行尼尔森重选，重力倍数为80g，去除部分氧化硅细砂，金精矿；经过测定金精矿含金量7.04g/t；
（3）取500g金精矿放入带水浴加热的搅拌槽，加入水750ml及naoh100g，在70℃搅拌1.5小时；
（4）选金：加水调节浆液碱度至ph值11.0，关掉水浴加热，搅拌下加入1g品位30度的黄金选矿剂（本公司提供的金蝉黄金选矿剂）继续搅拌12小时，再用椰壳活性炭吸附出含金络合物，过滤，烘干。
经过测定分析，本例浸出尾渣质量408g、含金0.54g/t，金的浸出率为92.33%。
对比例
取高硫高砷金精矿非氰工艺选矿后高氧化硅含金尾渣500g，尾渣的含金量4.53g/t，水750ml、石灰11克加入浸出槽搅拌，待碱度达到ph11.5左右时，加入1g品位30度的黄金选矿剂（本公司提供的金蝉黄金选矿剂），继续搅拌浸出12小时后过滤，分析浸出尾渣含金4.51g/t，金的浸出率仅为0.44%，基本没有浸出效果。
从测试结果得知，使用本方法对常规选矿工艺无法处理的高硫高砷金精矿非氰工艺选矿后的尾渣，黄金的回收率和浸出率均达到90%以上，实现了黄金选矿尾渣中金的有效综合回收，具有很好的经济、生态和社会效益。
以上内容是结合具体的/优选的实施方式对本发明所作的进一步详细说明，不能认定本发明的具体实施只局限于这些说明。对于本发明所属技术领域的普通技术人员来说，在不脱离本发明构思的前提下，其还可以对这些已描述的实施例做出若干替代或变型，而这些替代或变型方式都应视为属于本发明的保护范围。