我国黄金矿山企业大多采用氰化提金工艺来生产成品金，氰化法具有成本低、技术成熟、对矿石适应性较高等优点，是目前提金的主要方法之一［1－2］。该方法由于受到金精矿性质及操作条件的影响，金精矿中的金不能被完全回收，氰化尾渣中仍残留部分金。据统计，近年来我国黄金冶炼企业每年氰化尾渣排放量都在2 000万吨以上，这些氰化渣常被废弃堆存或充填到井下，会造成渣中有价元素的浪费，而且带来环境污染［3－4］。

随着矿产资源匮乏和选冶技术进步，原氰化尾渣中的元素，尤其是金，已具有较高的回收利用价值。辽宁某金矿的生物氧化氰化渣，嵌布在脉石中的金粒度细小，难于与脉石分离，对金的回收产生不利影响［5－6］。浮选法因具有成本低、易于工业化应用的优点成为当前回收氰化渣中金的最常用工艺［7－8］。本文采用磨矿⁃矿泥分散和抑制⁃硫化矿活化浮选工艺流程对该氰化尾渣进行处理，获得了较好的选别指标。

高校的大学生需要经过严格的筛选和培训，才能够加入党组织。因此，高校学生党建工作非常注重对学生入党前的培训，通过各种组织活动考验学生入党的决心。但是，学生加入党组织后，却忽视了他们入党后的教育，如很多高校对入党积极分子或者预备党员进行重点培养，促进他们积极参加党组织活动，学习与党组织相关的理论知识等等，但是当这些学生加入党组织以后，却忽视了对他们的教育，同时很多学生在入党前后表现出很大的不同，由于忽视了学生入党后的教育，因此使得学生在思想上有所懈怠，入党后的表现非常不积极。

1 原料性质

氰化尾渣试样经烘干、研磨、混匀和缩分，依次取出化验样品、选矿试验样品和备样。尾渣多元素化学分析结果见表1。从表1可以看出，尾渣中矿物组成复杂，种类较多，砷、硫、碳含量高，可供回收的元素为金和银。

 

表1 氰化尾渣化学多元素分析结果（质量分数）/%

  

1） 单位为 g/t。

 

Au1） Ag1） Fe As S C 4.87 52.12 9.40 1.05 11.14 3.93

物相分析表明，氰化尾渣渣样中的载金矿物为黄铁矿和毒砂，脉石矿物主要为石英和硅酸盐矿物，还存在一定量的无定型碳。尾渣渣样细度为－0.074 mm粒级占100%、－0.035 mm粒级占70%。由于存在粒度较细的泥质硅酸盐矿物，尾渣泥化严重。黄铁矿和毒砂嵌布粒度极细，其粒度分别在20 μm和10 μm以下。金可能被包裹在硫化矿中，且脉石矿物与载金矿物形成复杂共生的嵌连关系，增加了分选难度。

与原矿对比，除相应元素含量相对有所降低外，氰化渣与原矿的矿物组成变化不大。但由于氰化渣长期堆存，硫化矿氧化严重，且含有大量残留氰化物，硫化含金矿物会受到抑制，同时氰化渣中部分金仍包裹于氧化矿和硫化矿中，未单体解离，因此浮选回收金难度较大［9－10］。也正是氰化渣中载金硫化物的存在，为采用浮选工艺有效处理氰化渣提供了可能性；尾渣过细、含碳量高和泥化严重等特点也对后续的回收过程产生一定影响。

2 试验方案

氰化尾渣中载金矿物密度大，根据其与脉石矿物之间的密度差异，理论上可采用重选法对尾渣进行处理［11］。试验探究了摇床和Falcon离心选矿机对氰化尾渣的处理效果，发现金回收率偏低，分选效率不高，重选很难有效解决氰化渣的分选问题，仍需要采用浮选法对尾渣进行处理。考虑到氰化渣中矿泥含量大，且可浮性极好，首先进行了预先脱泥试验，结果表明，脱出的矿泥中金品位要高于氰化渣原矿金品位，且损失严重，因此对氰化渣进行预先脱泥是不可行的，需要考虑强化矿泥的分散和抑制作用［12］。

采用浮选法处理尾渣，分别进行了药剂选择和磨矿细度等条件试验，最终确定了磨矿⁃矿泥分散与抑制⁃硫化矿活化浮选的工艺流程。浮选的具体试验方法为：称取氰化尾渣500 g，经球磨机磨矿后，将矿浆转移至浮选槽，调节矿浆浓度为25%，开始浮选试验。矿浆初始pH值条件下依次按量添加调整剂、活化剂、辅助捕收剂、捕收剂和起泡剂，刮泡一定时间，即得到精矿产品。试验原则流程如图1所示。

本文介绍了环境工程本科生在水处理综合实验中探究式实验的开展和评价。通过评价问卷的统计分析,对传统实验与探究式实验在提高学习效果方面进行了比较,对探究式实验的有效性做出评价。

  

图1 氰化渣浮选试验原则流程

岭上百余株梅花，岭下两三间老屋。王氏槐，陶氏菊，一时都让先生塾。先生风格高于梅，天际真人惊肃肃。田歌一曲酒一杯，消受许多清闲福。尤爱玉树当阶翻，桐花万里凤雏育。月下闲课杜陵诗，雨余勤叱莘野犊。和羹待继傅岩芳，百花头上为君卜。嗟余好问生苦迟，识面空从画一幅。宛然诗礼过庭日，想见当年家教之肃穆。君不见，西泠处士林君复，绕宅梅花香馥郁。有子不解读父书，羽童枉向亭中畜。何如先生朝夕咏，式谷书声入耳谐丝竹。不学逋仙逋，钓游随樵牧。不学孤山孤，传家书盈簏。羡杀处士林君复。呜呼，羡杀处士林君复。

3 试验结果与讨论

3.1 调整剂试验

考虑到尾渣中含有大量的石英和硅酸盐矿物，且泥化严重，选择了碳酸钠、水玻璃组合调整剂和碳酸钠、六偏磷酸钠组合调整剂［13］，并对比了2组组合调整剂的效果。按图1所示流程，在捕收剂丁黄药用量150 g/t、活化剂硫酸铜用量 100 g/t、起泡剂 2 号油用量20 g/t条件下进行了调整剂种类及用量试验，结果见表2。

 

表2 调整剂条件试验结果

  

调整剂种类及用量/（g·t－1）产品名称产率/%金品位/（g·t－1）回收率/%碳酸钠 1 000水玻璃 1 000精矿 8.83 6.94 12.63尾矿 91.17 4.65 87.37原矿 100.00 4.87 100.00碳酸钠 1 000六偏磷酸钠 500精矿 7.56 5.10 8.03尾矿 92.44 4.78 91.64原矿 100.00 4.87 100.00

［6］张 博，张雁生，张家明，等.氰化尾渣提金选矿试验研究［J］.矿冶工程， 2017（6）：60－62.

图2所示是一个负载均衡场景，网络中有2个源端AS，分别带有地址前缀Ps1和Ps2，还有1个目的端AS，带有地址前缀Pd，源端AS和目的端AS通过中间的ISP相连。默认情况下，2个源端AS发出的报文可能选择了同一个ISP出口，如路由器E2，这样可能会造成与E2相关联的设备或链路负载比较重，而E3则负载很轻，出现了网络负载不均衡的情况。负载不均衡会造成网络应对突发问题的容忍性下降、资源利用率降低等问题。使用域间二维路由，可以区分报文的源地址，为不同的源端AS选择不同的出口路由，比如源前缀为Ps1的报文通过E2到达目的端AS，源前缀为Ps2的报文通过E3到达目的端AS，从而实现负载均衡。

3.2 活化剂试验

由于氰化尾渣受到了强烈的抑制，在浮选过程中必须对其进行活化。按图1所示流程，在捕收剂丁黄药用量150 g/t、碳酸钠、水玻璃组合作调整剂（用量均为 1 000 g/t），活化剂用量 100 g/t、起泡剂 2 号油用量20 g/t条件下进行了活化剂种类试验，结果见表3。

 

表3 活化剂条件试验结果

  

活化剂种类产品名称产率/%金品位/（g·t－1）回收率/%精矿 8.83 6.98 12.69硫酸铜 尾矿 91.17 4.65 87.31原矿 100.00 4.87 100.00精矿 4.32 5.59 5.03硫化钠 尾矿 95.68 4.77 94.97原矿 100.00 4.87 100.00

试验结果表明，氰化渣经硫酸铜活化后，精矿中金回收率比硫化钠条件下提高明显。说明氰化渣中的载金矿物以硫化物形态存在，添加硫化钠反而会对硫化物产生抑制作用，故选择硫酸铜作为活化剂。而整体回收率不高的缘故可能是硫化矿受到一定程度氧化，可浮性下降，或是捕收剂作用不佳。

3.3 捕收剂试验

［5］Acar S.Process development metallurgical studies for gold cyanidation process［J］.2016，33（4）：161－171.

 

表4 捕收剂条件试验结果

  

捕收剂种类及用量/（g·t－1）产品名称产率/%金品位/（g·t－1）回收率/%丁黄药 150精矿 8.83 6.98 12.69尾矿 91.17 4.65 87.31原矿 100.00 4.87 100.00戊黄药 100丁铵黑药 50精矿 9.65 10.53 20.85尾矿 90.35 4.27 79.15原矿 100.00 4.87 100.00

试验结果表明，与单一捕收剂丁黄药相比，戊黄药和丁铵黑药组合作捕收剂的精矿品位升至10.53 g/t，回收率20.85%。选别效果显著增强，故选用戊黄药和丁铵黑药组合作捕收剂。

3.4 磨矿细度试验

考虑到金可能被包裹、载金硫化矿被氧化，进行了磨矿细度条件试验。参考金矿现场的浮选工艺流程及药剂制度［13］，确定氰化渣浮选磨矿条件试验流程如图2所示，其中在浮选阶段加入乳化煤油作为矿泥分散剂和辅助捕收剂，试验结果见表5。

2）氰化渣中载金硫化物的存在是实现浮选分离的前提。采用磨矿⁃矿泥分散和抑制⁃硫化矿活化浮选工艺流程，金精矿品位和回收率分别为26.03 g/t和62.71%。

  

图2 氰化渣磨矿细度试验流程

 

表5 磨矿细度试验结果

  

－0.035 mm粒级含量/%产品名称产率/%金品位/（g·t－1）回收率/%精矿 4.12 6.03 5.14 70.00 中矿 6.46 5.08 6.79尾矿 89.42 4.76 88.07原矿 100.00 4.87 100.00精矿 11.44 5.96 14.16 78.46 中矿 16.60 5.86 20.21尾矿 71.96 4.39 65.63原矿 100.00 4.87 100.00精矿 23.71 6.74 33.10 82.12 中矿 9.86 4.80 9.80尾矿 66.43 4.15 57.10原矿 100.00 4.87 100.00精矿 21.47 6.59 29.16 83.56 中矿 15.27 5.65 17.78尾矿 63.26 4.07 53.06原矿 100.00 4.87 100.00

结果表明，对渣样进行适度磨矿后再进行浮选分离，可以明显提高金回收率，磨矿细度达到－0.035 mm粒级占82.12%后，继续增加磨矿细度，浮选效果不明显，综合考虑，确定磨矿细度为－0.035 mm粒级占82.12%。

3.5 流程试验

在条件试验的基础上进行了流程试验，试验流程见图3，结果见表6。

在1956年达特茅斯会议上，认知科学家就经典计算主义的基本框架达成了共识：人类认知应当被理解为基于符号表征的计算活动。这实际上是把人类的认知过程等同于数字计算机的运行，所以经典计算主义通常被看作是一种有关心智的数字计算理论(The Digital Computational Theory of Mind ，简称DCTM) 。

  

图3 氰化渣浮选试验流程

 

表6 浮选试验结果

  

产品名称 产率/% 金品位/（g·t－1） 回收率/%精矿 11.64 26.03 62.71中矿 21.85 5.78 26.14尾矿 66.51 0.81 11.15原矿 100.00 4.87 100.00

从表6可以看出，磨矿⁃矿泥分散与抑制⁃硫化矿活化浮选工艺流程取得了较好的指标：金精矿中金品位达到26.03 g/t，回收率为62.71%，中矿也有较高的回收率。该工艺可以初步实现对尾渣中金的回收。

4 结 论

1）由于金精矿在进入浸出作业前需经过长时间的细磨，氰化尾渣粒度极细，矿物组成及性质复杂；预先脱泥导致金损失率严重，有必要考虑强化矿泥的分散和抑制作用，以减轻矿泥的不利影响；浸渣中金可能被包裹，硫化矿被氧化，药剂的选择性降低，而且矿粒间易产生团聚，非目的矿物易夹杂在目的矿物中上浮，故适当磨矿可以提高金回收率。

司伟、李雷利用Nerlove供给反应模型估计了东北、黄淮和其他产区的供给弹性，分别为0.98、0.44和0.32。由于查找的文献中，只有司伟和李雷的研究结果涉及目标价格试点区和非试点区的价格弹性，因此本文将他们的研究结果作为大豆供给弹性的基准值[13]。

参考文献：

近日获悉：中国科学院合肥物质科学研究院核能安全技术研究所项目团队研制的液态金属锂实验回路，在国内首次实现1 500 K(相当于1 227摄氏度)超高温稳定运行1 000 h，标志着我国先进核能系统液态金属冷却剂关键技术取得新突破。

标准中关于从帧起始位的描述详见IEC 61375-3-1-2012中的5.1.5章节和标准中该章节的图31所示，T_SB约为1 BT(按照IEC 61375标准定义，1 BT=667 ns)，即0.667 μs。

［1］郭振杰.提金新工艺——氰化法［J］.内蒙古科技与经济，2007（24）：75－75.

［2］王志刚，彭殿军.氰化尾渣中金银回收技术研究进展［J］.有色冶金设计与研究， 2013，34（5）：15－17.

［3］高俊峰，李晓波，等.我国氰化尾渣的利用现状［J］.矿业工程，2005，3（4）：38－39.

［4］Ritcey G M.Tailings management in gold plants［J］.Hydrometallurgy，2005，78（1－2）：3－20.

氰化渣原矿品位4.87 g/t，通过前面的条件试验发现，精矿中金品位最高可提升至6.98 g/t，浮选效果不明显，考虑可能原因是捕收剂选用不合理。根据工业实践和对其他研究成果的参考［14］，进行了捕收剂种类试验，试验流程同图1，其他条件不变，结果见表4。

试验设备为XFD实验室用单槽浮选机。试验所用捕收剂和起泡剂为株洲选矿药剂厂生产的工业纯试剂，调整剂和其他试剂均为相关试剂公司生产的分析纯试剂。

试验结果表明，2组调整剂方案所得精矿产率均在8%左右，但使用碳酸钠、水玻璃组合调整剂，金品位和回收率均较高，故选择碳酸钠和水玻璃组合作调整剂。

［7］姜 涛.提金化学［M］.长沙：湖南科学技术出版社，1998.

［8］王宏军.超细粒氰化尾渣多金属浮选试验研究与实践［J］.金属矿山， 2003（7）：50－52.

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［10］王 君.从氰化尾渣中浸出金的试验研究［D］.昆明：昆明理工大学冶金与能源工程学院，2015.

“莫落”一词，最早出现于汉代刘向《新序·杂事二》：“渐台五重，黄金白玉，琅玕龙疏，翡翠珠玑，莫落连饰，万民疲极，此二殆也。”有异文材料，《列女传·辩通传》云：“渐台五重，黄金白玉，琅玕龙疏，翡翠珠玑，幕络连饰，万民疲极，此二殆也。”这里的“莫落”和“幕络”乃为一组异文。

［11］王淀佐，邱冠周，胡岳华.资源加工学［M］.北京：科学出版社，2005.

［12］谢建宏，张治元，姚燕燕，等.氰化渣浮选综合回收的影响因素［C］∥2002全国金属矿产资源高效开发和固体废物综合利用技术交流会，2002.

［13］胡岳华.矿物浮选［M］.长沙：中南大学出版社，2014.

［14］余世磊，王毓华，王进明，等.从某金矿氰化渣中回收金银的试验研究［J］.有色金属（选矿部分）， 2013（6）：35－39.