氰化金泥处理过程产生的银渣中金、银的回收

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从某金矿氰化渣中回收金银的试验研究

ＲＢ一３作起泡剂的药剂制度，以及两次粗选、三次精选的开路流程。氰化渣金、银品位分别为７．４０和２４．９６时，开
路试验可获得精矿中金品位２４．６８、回收率６１．３０％，银品位６７．２ｌ、回收率４７．４７％的较好指标。浮选精矿产品的ｘ
ａｍｍｏｎｉｕｍｂｕｔｙｌａｅｒｏｆｌｏａｔｉｓａｓｃｏｌｌｅｃｔｏｒ，ａｎｄＲＢ－３ａｓｆｒｏｔｈｅｒｗａｓｄｅｔｅｒｍｉｎｅｄ，ａｎｄｔｈｅｏｐｅｎ－ｃｉｒｃｕｉｔｌｆｏｗｓｈｅｅｔ
（中南大学资源加工与生物工程学院，长沙４１００８３）
摘要：新疆某金矿的浮选精矿经生物氧化、氧化渣再氰化提金后，氰化渣中金银含量仍较高。针对该氰化渣进行
了重选和浮选试验，确定了碳酸钠＋水玻璃作组合调整剂、硫酸铜作活化剂、异戊基黄药＋丁基铵黑药作组合捕收剂、
Ａｇ，ｔｈｅｃｏｎｃｅｎｒａｔｔｅｇｒａｄｉｎｇ２４．６８ｇ／ｔＡｕａｎｄ６７．２１％Ａｇｗａｓｏｂｔａｉｎｅｄｂｙｏｐｅｎ－ｃｉｒｃｕｉｔｔｅｓｔ，ａｔｒｅｃｏｖｅｒｉｅｓｏｆ
ＥｘｐｅｒｉｍｅｎｔａｌＲｅｓｅａｒｃｈｏｎＲｅｃｏｖｅｒｉｎｇＧｏｌｄａｎｄＳｉｌｖｅｒｆｒｏｍＣｙａｎｉｄｅＲｅｓｉｄｕｅｏｆＧｏｌｄＯｒｅ

氰化尾渣中金银回收技术研究进展

从氰化尾渣中回收金银的技术进展情况
［关键词］氰化尾渣；金；银；研究进展
中图分类号：ＴＦ８３１：ＴＦ８３２文献标识码：Ａ文章编号：１００４ — ４３４＇．；（２０１３）０５ — ００１５ — ０３
钠、硫化钠等。
氰化尾渣中含有大量泥质脉石矿物、残留的ＣＮ一和残存的过量浮选药剂，并且尾渣中各矿物的粒
度极细，尾渣中可回收矿物受到氰化过程影响，可浮性降低，很难活化。因此，目前国内外对氰化尾渣的
赵战胜［３１对某氰化尾渣首先通过沉降分离富集
含金黄铁矿，丢弃部分尾矿，对含金黄铁矿进行封闭
收稿日期：２０１３－０３ — ０６基金项目：国家科技支撑计划课题（２０１３ＢＡＢＯ３Ｂ０５）。作者简介：王志￣（１９８１ —），男，高级工程师，从事有色重金属冶金工艺研究。
综合回收技术一直是个难题。各地氰化尾渣中含有
０引言
氰化提金是用氰化物（ＣＮ－）溶解矿石中的金，生成氰金络离子，然后用活泼金属把溶液中的金离子置换出来的一种提取方式。氰化法具有回收率高、单位成本低等优点，是目前提金的最重要工艺。氰化提金工艺产生了大量氰化尾渣，我国黄金系统每年排

从焙烧氰化尾渣中回收金、银

的浸出率
呈一
其工艺流程如图ｌ所示。
添加剂ｓｃ
尾渣
称取１ＯＯｇ氰化尾渣，入一定量混台添加
加剂Ｓ与之混匀，于瓷舟上放人马弗炉Ｃ置
焙烧。焙烧时半开炉门，自然通入空气，不并
～
究。果表明，用添加剂进行尾渣焙烧一氰结采
化浸出的工艺，、的回收率分别达到金银
６．４和７．ｌ。该方法投资少、本低、１５６８成简单易行，有较好的经济效益和社会效益，具值得推广应用。ｌ焙烧氰化尾渣的化学组成
由表２可见，焙烧氰化尾渣再次进行将
氰化浸出，效果很差。是因为焙烧氰化尾其这
焙烧时问
／
３０
４５
６０
Ａｕ
Ａｇ
原矿
１５６
ｌ５６
１５６．
氰渣
１Ｏ．００．９
０．８Ｏ
中急待解决的难题。此，们以山东招远黄为我
金冶炼厂焙烧氰化尾供，化学组成列于表ｌ其
表ｌ焙烧氰化尾渣化学组成
＊ＡｕＡｇ含置单位为１１一。、 × ０
本试验采用的焙烧氰化尾渣为山东招远
ｚ５／、ｌ０２Ｏ／。如何从焙烧氰化．ｇｔＡｇ５￣５ｇｔ

用铁粉置换回收氰化金泥精炼废水中的金和银

Replacement and recovery of gold and silver in cyanide gold slime refining wastewater with iron powder
WANG Ming-shuang
(Shandong Gold Smetling Co. Ltd., Laizhou 261441, Shandong, China)
山东黄金冶炼有限公司氰化金泥精炼工艺包括金泥预浸除杂、氯化分金、一次金还原、二次金还
原、废水中和沉淀等工序。本文研究的废水主要由二次金还原工序产生。过去采用锌粉置换法处理废水，金的置换率能够达到 90%以上，金离子浓度可降至 2 mg/L 以下，但银的置换率不到 60%，银离子浓度约为 50~150 mg/L。银最终进入废水中和沉淀形成的污泥中，造成银的损失。此外，采用锌粉置换法锌粉消耗量大，有时超过 5 kg/m³，反应过程还释放出类似臭鸡蛋的气体，生产现场环境差。
时间，金、银的置换率变化不大。因此，置换时间
选择 30 min 比较合适。
2.1.2 铁粉用量对金、银置换率的影响
对初始 pH=0.5 的原料废液，60℃反应 30 min，
考察不同铁粉用量对金、银置换率的影响，结果如
图 2 铁粉用量对金和银置换率的影响
图 2 所示。从图 2 可以看出，随着铁粉用量的增加， Fig.2 Effect of Fe powder dosage on Au and Ag replacement rate
离子置换出来的氧化还原过程，此时作为置换剂的
金属被氧化呈离子形态进入溶液中，被置换的金属
离子被还原成金属态析出。从热力学上讲，只能用
较负电性金属去置换出溶液中较正电性金属。氰化

从焙烧氰化尾渣中回收金、银的试验研究

３００．．ｏ．６０４０１８２．６．３．１３４０８Ｏ４．９．９３．４１３２７０．３３．１３１１
ａ（ｕ／０，Ａ）１Ａ）１～ｂＷ（ｇ／０
。
分析结果表明，的赋存状态为：体裸露金占金单
ＡｂｔａｃＴｈａｒｉｔｏｕｅｈｒｃｓｅｐｌｃｂｅｔｏｐｒｍｏｙｅｕｍｅａａｉｎｉｌｂｅｕｒｃｖｓｒｔ：ｅｐｐｅｎｒｄｃｓｔｅｐｏｅｓｓａｐｉａｌｏｃｐｅ．ｌｂｄｎｓｐｒｔｎｍｏｙｄｎｍｅｏ — ｏｃｙｆｏｐｒｈｒｏｐｒｄｐｓｔｎｍｉｓａｒａｒｒｍｏｐｙｙｃｐｅｅｏｉｉｎｅｂｏｄ．ＩｕｕｅｕｌｒｅｓａｅｐｒｙｙｃｐｅｎｓｎＷｎｇｔａｇｃｌｏｐｈｒｏｐｒｍｉｅ，ｔｒｕｇｅｃ－ｈｏｈｂｎｈｓａｅａｄｐｅｉｄｕｔａｅｔｎｃｐｅ．ｌｂｅｕｓｐｒｔｎ．ｄｆｃｓｉｗａｅｉｇａｄｒａｅｔｒｍｏａｕｎｎｃｌｎｒ－ｎｓｒｌｔｓｓｏｏｐｒｍｏｙｄｎｍｅａａｉｉｏｅｅｔｎｄｅｔｒｎｎｅｇｎｅｖｌｄｒｇｉ．ｉｄｓｒｌｒｄｃｉｎ，ａｄｔｅｐｏｌｍｈｔｃｒｍｉቤተ መጻሕፍቲ ባይዱ ｌｒｒｎａａｌｏｆｔｒｃｎｅｔａｅｉ一３５ｍｅｈｕ０ｕｔｉｏｕｔａｐｏｎｈｒｂｅｔａｅａｃｆｔｓａｅｉｃｐｂｅｔｌｏｃｎｒｔｓｗｔｉｅｉｅｈ２ｓＤｔ

从氰化尾渣中回收金_银的研究进展_王君

第4期2014年8月矿产保护与利用CONSEＲVATION AND UTILIZATION OF MINEＲALＲESOUＲCESɴ．4Aug．2014综合评述从氰化尾渣中回收金、银的研究进展*王君1，2，3，陈为亮*1，2，3，焦志良1，2，3，彭小强1，2，3（1．真空冶金国家工程实验室，昆明，650093；2．云南省有色金属真空冶金重点实验室，昆明，650093；3．昆明理工大学冶金与能源工程学院，昆明，650093）摘要：氰化尾渣是黄金生产过程中产生的固体废弃物，常含有金、银等多种有价金属，具有很高的回收利用价值。

综述了近年来国内外对氰化尾渣综合回收金、银的研究进展，讨论了各方法的优缺点。

关键词：氰化尾渣；金；银；浮选；酸浸；焙烧中图分类号：TD926．4+2文献标识码：A文章编号：1001－0076（2014）04－0054－04DOI：Ｒesearch Progress onＲecovering Gold and Silver from CyanideＲesiduesWANG Jun1，2，3，CHEN Wei－liang*1，2，3，JIAO Zhi－liang1，2，3，PENG Xiao－qiang1，2，3（1．National Engineering Laboratory of Vacuum Metallurgy，Kunming650093，China；2．Key Laboratory for Nonferrous Vacuum Metallurgy of Yunnan Province，Kunming650093，China；3．Faculty of Metallurgical and Energy Engineering，Kunming University of Science and Technology，Kunming650093，China）Abstract：Cyanide residue is the by－product in cyanide process，which contains many valuablemetals such as gold，silver，and the residue has high recycling and utilization value．This paperstated native and foreign progresses on recovering gold and silver from cyanide residues in recentyears，and analyzed the advantages and disadvantages of these methods．Key words：cyanide residue；gold；silver；flotation；acid leaching；roasting1前言金的浸出方法有硫脲浸出法、硫代硫酸盐浸出法、溴化法、氯化法、氰化法等。

银的回收主要方法

立志当早，存高远
银的回收主要方法
银的回收技术主要有浮选、重选和氰化以及这几种方法的联合。

氰化法主要针对品位较高、附近没有冶炼厂、交通不便的厂矿，为增加效益，选出银金精矿，然后就地氰化产出金银，对于含泥高的氧化矿也可采用全泥氰化一碳浆法回收。

与金的全泥氰化不同之处是自然银，特别是硫化银矿物比金溶解速度慢得多，往往只好采用高氰化物浓度、长时间、强烈搅拌等强化措施，所以成本较高，有时效果也不太好。

浮选是最主要的回收伴生银的方法，用来处理细粒嵌布和与硫化矿紧密共生的银矿物，除较粗的银外，几乎所有单体解离的银都可以回收，而且回收银矿物的流程简单、紧凑，尾矿一般无毒。

重选是用来处理单体解离的银矿石，即嵌布粒度粗且以游离态存在的银，它包括纳尔逊离心选矿机、短锥水力旋流器、离心机、重介质预选、跳汰、摇床、螺旋分级机、赖布切特圆锥选矿机组成。

重选回收银时无污染，磨矿粒度粗，磨矿费用低，不足之处是银回收率低，水耗大。

所以重选时常常配合浮选方法。

1、简易探索选矿试验实用于购买矿权之前，满足投资分析，降低投资风险初步价值评定。

2、矿石的可行性试验实用于地质详查分析，满足评价办证，确定合理流程合理工艺指标。

3、系统工艺流程试验实用于选厂建设之前，满足设计定案，找出规律确定最佳工艺指标。

4、技术攻关研究试验实用于矿难技术未解，满足提升效益，产品不合格回收低成本高时。

北京科技大学科技成果——氰化尾渣综合回收有价金属技术

北京科技大学科技成果——氰化尾渣综合回收有价
金属技术
成果简介
传统的氰化提金方法产生大量的氰化尾渣，尾渣中一般含有较多的有价金属金、银、铜、铅、锌，特别是随着难选金矿处理量的越来越大，尾渣中有价金属的含量也越来越多。

目前，绝大多数企业的做法是直接将尾渣以硫精矿的形式销售，这样铜、铅、锌等有价金属得不到回收，给企业造成巨大的资源浪费。

经过多年的潜心研究，成功开发出氰化尾渣综合回收有价金属技术。

该技术根据氰化尾渣的具体特性，充分利用氰化厂现有的条件，通过预处理技术，消除了矿泥及高浓度CN-（70-80mg/L）等对铅、锌矿物的抑制作用；并采用调整浮选电位、pH值和组合捕收剂等手段，将尾渣中的铅、锌、铜、硫等进行有效分离，综合回收。

其铅、锌、铜、硫精矿品位均达到工业产品要求，铅、锌、铜、金、银、硫回收率达到85%以上。

真正实现了有价金属综合回收和氰化尾渣无尾排放的绿色环境工程。

技术特点
投资少、工艺流程简单、不用或少用新水、运行费用低、有价金属回收率高、经济效益显著。

应用范围各种黄金矿山氰化厂。

经济效益及市场分析
本成果是一项应用技术而非产品，且不同矿山的氰化尾渣中有价
金属的类型和品位不同，其经济效益需在具体的对象上才能体现出来，不宜做定量的效益分析。

本技术已经在山西某氰化厂得到成功应用，取得了显著的经济效益。

金氰化厂废水中金的回收及废水净化探讨

金氰化厂废水中金的回收及废水净化探讨摘要：自改革开放以来，不仅我国的黄金工业技术得到了快速的发展，黄金工业的环境保护工作也有了突飞猛进的发展，尤其是含氰废水的处理和黄金的回收。

本文从金氰化厂废水的特性出发，对金氰化厂废水中金的回收及废水的净化进行研究和探讨，从而总结出废水净化的方法。

关键词：金氰化厂；废水；回收；净化虽然金氰化厂对外排放的废水都经过处理，但其仍然含有一小部分的氰化物、金、银等重金属离子。

因此做好金氰化厂废水中金的回收和废水的净化不仅有着极其重要的作用，而且也成为了黄金矿山环境保护的主要工作。

1金氰化厂废水的特性金氰化厂废水中的氰化物是由矿石的组成和作业条件决定的。

在排放的废水中，除了氰化物外还存在着硫氰酸盐等其它的化学物质[1]。

其中硫氰酸盐来自生产过程中的充气或者是浸出过程中由氰化物和其他不稳定的硫原子共同发生的反应而产生的。

同时氰化废水中含有大量的剧毒，尤其是金属氰化络合物和氰化物中存在的剧毒是最多的，因而成为了环境的一大公害。

2破坏金氰化厂废水中氰化物的方法2.1氯化法碱性氯化法是破坏金氰化厂废水中氰化物最为常见的方法，其广泛应用在对氰化电镀厂、金矿氰化厂、金氰化厂等单位的废水处理。

碱性氯化法的原理则是采用液氯或者是氯气、漂白粉将废水中的氰氧化成二氧化碳和氮气等无毒的物质。

2.2二氧化硫空气氧化法二氧化硫空气氧化法法又称InCo法，是由美国InCo金属公司在80年代初研究出来的，其原理是用二氧化硫和空气氧化剂，在铜离子催化剂的条件下对废水中的氰化物进行氧化，从而生成碳酸氢根和硫酸亚铁铵。

该方法的使用不仅可以出除去游离的氰离子、分子氢和络合氰，而且还能把氯化法难以除去的铁氰络合物进行清除，使得处理后的废水达到排放的标准。

2.3双氧水氧化法和臭氧氧化法2.3.1双氧水氧化法双氧水氧化法适合低浓度的含氰废水。

过氧化氢在碱性PH值为10~11有铜离子催化剂作用下对氰化物进行氧化，生成氧化物和硫酸亚铁铵等化学物质。

氯化挥发法回收氰化尾渣中的金银

氯化挥发法回收氰化尾渣中的金银李正要;邓文翔;王维维;乐坤【摘要】山东某黄金冶炼公司氧化焙烧氰化尾渣中金含量为5．85 g/t、银含量为22．92 g/t、SiO2含量为26．23%。

为回收利用该尾渣中的金银，对其进行了氯化挥发焙烧试验。

结果表明：尾渣中SiO2含量和入炉球团含水率越高越不利于金银的氯化挥发；在CaCl2加入量为8%、入炉球团含水率为0．95%、氯化焙烧温度为1000℃、焙烧时间为40 min时，获得了金、银的氯化挥发率分别为93．21%和61．61%的指标。

采用氯化挥发法可以实现氰化尾渣中金银的有效回收。

%There is 5. 82 g/t gold,22. 95 g/t silver,and 26. 23% SiO2 in a oxidize roasted Cyanide Tailings in Shandong Province. For the recycling of gold and silver in the tailings,chlorination volatilization roasting tests were conducted. The results show that the higher of the SiO2 content in tailings and moisture content in charging pellet,gold and silver chloride volatile is the more unfavorable;chloride volatilization rates of gold and silver is 93. 21% and 61. 61% respectively with calcium chloride dosage of 8%,moisture content in charging pellet is 0. 95%,chloridizing roasting temperature is 1 000 ℃,the roasting time is 40 min. Chlorinated volatile method can realize effective recovery of gold and silver from the cyanide tailings.【期刊名称】《金属矿山》【年(卷),期】2015(000)008【总页数】5页(P173-177)【关键词】氰化尾渣;SiO2;金;银;氯化挥发【作者】李正要;邓文翔;王维维;乐坤【作者单位】北京科技大学土木与环境工程学院，北京100083;北京科技大学土木与环境工程学院，北京100083;北京科技大学土木与环境工程学院，北京100083;北京科技大学土木与环境工程学院，北京100083【正文语种】中文【中图分类】TD925.7国内高砷高硫浮选金精矿主要采用两段焙烧—氰化浸出—锌粉置换工艺回收金、银［1］，由于部分金、银呈显微、超显微状态被包裹赋存，所以该工艺产生的氰化尾渣中一般还含金3 ～10 g/t、含银5 ～30 g/t［2-3］。

焙烧-酸浸-氰化法从复杂金精矿中回收金银铜

焙烧-酸浸-氰化法从复杂金精矿中回收金银铜吴在玖【摘要】采用焙烧-酸浸-氰化工艺综合回收复杂金精矿中的金、银、铜.结果表明，焙烧温度、焙烧时间、焙烧添加剂种类和用量对金、银、铜浸出率影响显著.实验确定了较优工艺条件为：焙烧添加剂NaOH用量为6%，温度630℃，焙烧时间3 h，硫酸浓度1 mol/L，酸浸液固体积质量比5∶1，酸浸温度50℃，酸浸4 h，氰化纳浓度3‰，氰化浸出液固体积质量比5∶1，常温氰化72 h.在上述条件下，金、银、铜浸出率分别达到93.53%、75.37%、94.23%.%Gold, silver and copper were extracted from complex gold concentrate by roasting-acidic leaching-cyanidation process. The experimental results show that the roasting temperature, time, additive and its dosage have great influenceon the leaching of gold, silver and copper. The optimal conditions were further determined as follows: NaOH dosage of 6 %(ω), roasting temperature of 630 °C, roasting time of 3 h, sulfuric acid concentration of 1 mol/L, liquid to solid rat io of 5∶1 in acidic leach, leaching temperature of 50 °C, leaching time of 4 h, sodium cyanide concentration of 3 ‰, liquid to solid ratio of 5∶1 in cyanidation, room temperature and cyanidation timeof 72 h. Under above-mentioned conditions, the leaching rate of gold, silver and copper achieved at 93.53%, 75.37%and 94.23%respectively.【期刊名称】《有色金属科学与工程》【年(卷),期】2013(000)002【总页数】5页(P25-29)【关键词】复杂金精矿;添加剂;焙烧;酸浸;氰化浸出【作者】吴在玖【作者单位】【正文语种】中文【中图分类】TF803.2随着黄金价格的高涨，世界黄金产量不断增长，能够直接氰化利用的金矿资源日益匮乏，复杂金精矿成为黄金冶炼行业的重要原料[1-2]，目前复杂金精矿预处理主要有：热压氧化、生物氧化、焙烧氧化3种基本工艺.生物氧化法[3]，投资小、能耗低、环保优，但适应性差，菌种对矿物成分依赖性高；热压氧化法[4-5]，环境友好、氧化充分、反应周期短、金回收率高，但对设备要求高，安全系数低，生产规模有限；焙烧氧化法[6]，是一种传统的预处理方法，工艺成熟，对矿物性质适应性强，尤其是处理含碳、含硫、含铜复杂金精矿优势明显.国内外学者对复杂金精矿氧化焙烧预处理工艺进行了广泛研究[7-15]，取得了丰硕的成果，但复杂金精矿中银的氰化浸出率仍然偏低.某黄金冶炼厂采用氧化焙烧-酸浸分铜-氰化工艺处理复杂金精矿，银氰化浸出率偏低（≤45%），本试验在该厂现有工艺基础上，研究了添加剂种类和用量、焙烧温度、焙烧时间等因素对金、银、铜浸出率的影响，取得了良好的结果.1 试验原料与方法1.1 试验原料实验原料为国内某黄金冶炼厂复杂金精矿，平均粒度≤74μm占80.88%，矿物化学成分如表1所示，化学物相分析如表2所示.金主要以黄铁矿包裹形式存在，占金总量的88.62%，另有少量金以自然金和硅酸盐包裹金；银主要以自然银、硫化银和硅酸盐中银等形式存在，分别占银总量的26.64%、22.67%、47.58%；铜主要以氧化铜和硫化铜形式存在，分别占铜总量的4.27%和93.71%.试验所用主要试剂浓硫酸、NaCN、NaCO3、NaOH、Na2SO4、Na2SO3、CaO 和 Na2S 均为分析纯，蒸馏水自制.1.2 试验方法1.2.1 氧化焙烧每次称取复杂金精矿100 g，装入不锈钢盆内，根据试验要求加入相应种类和数量的添加剂，加入蒸馏水搅匀，在电炉上蒸干，待马弗炉达到预定实验温度后，置于马弗炉中焙烧，焙烧结束后，将焙砂从马弗炉中取出置于空气中冷却.表1 试样化学成分分析/%?表2 试样化学物相分析/%注：“/”表示未统计该数据.?1.2.2 酸浸分铜冷却后的焙砂用MZ100型震动磨矿机磨矿30 s，然后装入1000 mL烧杯中，按照液固体积质量比（指溶液每毫升液体中所含固体质量的克数，下同）5∶1加入1 moL/L的稀硫酸溶液，用DF-1型水浴锅控制浸出温度50℃，机械搅拌浸出4 h，酸浸完成后用2YI-30型号真空泵过滤分离，浸出渣用100 mL与浸出剂同浓度的稀硫酸溶液洗涤，洗渣在电热鼓风干燥箱中干燥.1.2.3 氰化浸出先用碳酸钠调整矿浆pH值为9.5～10.5，再按照液固体积质量比5∶1，加入氰化钠至浓度为3‰，用空气泵供氧，磁粒子搅拌，常温浸出时间72 h.氰化浸出结束后，用3‰氰化钠溶液洗涤抽滤，滤渣干燥称重送样分析，金、银、铜的浸出率以渣中金、银、铜含量计算.1.3 试验原理1.3.1 氧化焙烧原理复杂金精矿预处理采用一段焙烧氧化法.随着焙烧氧化的进行[16]，金精矿中的硫化物被氧化，破坏了对金、银的包裹形态，使金、银暴露充分，然后通过酸浸除去有害杂质金属，氰化提金、银.金精矿在焙烧过程中，黄铁矿、闪锌矿、黄铜矿比较容易分解，而方铅矿比较难分解.在 300～500℃时，氧化焙烧反应有：如图1所示，焙烧温度＞600℃时，铜硫化矿开始氧化分解，铜硫化物被氧化为氧化物或硫酸盐，闪锌矿和部分方铅矿也开始分解，反应式如下：1.3.2 加入添加剂焙烧原理添加剂的加入，一方面是作为复杂金精矿氧化焙烧的膨松剂，使复杂金精矿在焙烧过程中有良好的透气性，利于焙烧氧化.另一方面与复杂金精矿中的SiO2等成分反应，生成硅酸钠盐2NaO·SiO2等物质，抑制了硅等成分与铜、金、银等有价金属化合物之间的作用，减少了不利于浸出回收物质的产生.本试验采用的添加剂有 Na2CO3、NaOH、 Na2SO4、Na2SO3、CaO 和 Na2S,焙烧反应如下：2 实验结果与分析2.1 添加剂的遴选分别选取 Na2CO3、NaOH、Na2SO4、Na2SO3、Na2S、CaO作为添加剂，添加剂用量为复杂金精矿质量的6%，焙烧温度650℃，焙烧时间3 h，然后进行酸浸分铜-氰化浸出，考察添加剂种类对金、银、铜浸出率的影响，结果见表3.表3 添加剂对浸出率的影响?由表3可知，未加入添加剂时，金、银的浸出率很低，尤其是银的浸出率仅有16.23%.加入添加剂后，金、银浸出率均有提高，而铜的浸出率表现不一.以NaOH作为添加剂时，金、银、铜的浸出率均为最高，分别达到91.58%、72.26%和95.7%，而所用添加剂中NaOH碱性最强，说明金、银、铜的浸出率与添加剂碱性强弱呈正相关.因此后续试验选用NaOH作为焙烧添加剂.2.2 焙烧温度对金、银、铜浸出率的影响在100 g复杂金精矿，NaOH用量6%，焙烧时间3 h条件下，焙烧温度分别控制在550℃、600℃、610℃、620℃、630℃、640℃、650℃、700℃，考察焙烧温度对金、银、铜浸出率的影响，结果如图2所示.由图2可以看出，氧化焙烧温度低于600℃或高于650℃时，复杂金精矿中金、银、铜的浸出率均不理想，温度太低，复杂金精矿中的硫脱除率低，不利于氰化浸出提金、银工序.温度过高，硫脱除率高，但复杂金精矿易出现烧结现象，造成金、银、铜的二次包裹，不利于金、银、铜的浸出.当焙烧温度区间为600～650℃时，金、银、铜的浸出率只有小幅度的波动，当焙烧温度为630℃时，金、银、铜浸出率分别为93.53%、71.37%、94.42%，焙烧效果好.综合比较，氧化焙烧温度控制在630±5℃.2.3 焙烧时间对金、银、铜浸出率的影响NaOH用量 6%，焙烧温度630℃，控制不同的焙烧时间，考察焙烧时间对金、银、铜浸出率的影响.结果如图3所示.图3可知，焙烧时间对于复杂金精矿金、银的浸出率影响非常显著.在焙烧时间较短时（≤2 h），金、银的浸出率均较低，然后随着焙烧时间的延长，金、银的浸出率快速提高，金、银的浸出率在焙烧时间为3 h时达到最高.焙烧时间对铜的浸出率影响不大，在试验条件下均保持在90%以上，在焙烧时间为4 h时，铜浸出率达到最高为94.80%.焙烧时间超过4 h后，金、银的浸出率急剧下降.采用焙烧预处理的目的在于，使复杂金精矿中的FeS2转变为Fe2O3等铁氧化物，破坏其对金、银等的包裹，同时使铜的硫化物转变为氧化物、硫酸盐等易浸出的物相，从而提高其浸出率，硫化物氧化反应十分容易发生，在本试验条件下可以在3 h之内完成，继续延长焙烧时间，对硫化矿的氧化率没有帮助，反而导致铁酸盐、硅酸盐等物质的生成，对金、银、铜等有价成分形成新的包裹，降低了金、银的浸出率.由此可知焙烧时间并非越长越好，综合考虑，选择氧化焙烧时间为3 h更加适宜. 2.4 添加剂用量对金、银、铜浸出率的影响在焙烧温度630℃，焙烧时间3 h条件下，考察添加剂用量对金、银、铜浸出率的影响，试验结果如图4所示.图4表明，随着NaOH用量的增大，复杂金精矿中金、银、铜的浸出率逐渐提高，然后趋于稳定.在NaOH用量达到2%以后，金、铜的浸出率升高的速度趋于平缓.银浸出率对于NaOH加入量相对敏感，在NaOH用量未达到4%以前，浸出率随NaOH用量的增大快速升高，而后基本维持不变.由于金的价格比银和铜高很多，因此选择NaOH加入量为6%为宜.3 结论（1）研究表明，用一段氧化焙烧法预处理复杂金精矿时，焙烧温度，焙烧时间，添加剂的种类和用量，对于焙烧效果的影响非常显著，平衡这4个因素的关系，对于提高金、银、铜的浸出率至关重要.（2）选用NaOH作为焙烧添加剂可以有效提高金、银、铜的浸出率，在NaOH用量6%、焙烧温度630℃、焙烧时间3 h，50℃酸浸4 h，硫酸浓度1 mol/L，酸浸液固体积质量比5∶1，常温氰化72 h，氰化纳浓度3‰，氰化浸出液固体积质量比5∶1条件下，金、银、铜浸出率分别为93.53%、75.37%、94.23%.其中银浸出率相对该黄金冶炼厂原工艺提高了近25%，同时铜和金的浸出率也较优. （3）复杂金精矿综合回收过程中银的浸出率始终较低，其原因有待后续进一步探讨.参考文献:[1]吴荣庆,张燕如,张安宁.我国黄金矿产资源特点及循环经济发展现状与趋势[J].中国金属通报,2008(13):32-34.[2]康增奎.我国难处理金矿资源的开发的现状与问题的研究[J].资源与产业，2009,11(6):60-63.[3]崔永霞,沈艳.难处理金矿石提炼技术研究进展[J].黄金科学技术,2007,15(3):53-57.[4]杨洪英,佟琳琳,殷书岩.湖南某难处理金矿的加压预氧化——氰化浸金试验研究[J].东北大学报:自然科学版,2007,28(9):1305-1308.[5]王瑞祥,刘建华,夏李斌.从高酸浸出钴渣中回收金银的实验研究[J].黄金,2007,28（5）:32-35.[6]薛光,任文生.我国金精矿焙烧——氰化浸出工艺的发展[J].中国有色金属,2007,6(3):44-50.[7]崔日成,杨洪英,张谷平,等.毒砂型高砷金精矿的细菌氧化[J].化工学报,2008,59(12):3090-3094.[8]薛光,李峰,焦国华,等.加压氧化——氰化浸出法提取金银的研究[J].贵金属,2003,6(3):19-21.[9]Whitlock J A.Biooxidation of refractory gold ores(the Gobiotics process)[J].Biomining:Theory,Microbes and Industrial Process，1988,11(6):118-125.[10]Fraser K S,Walton R H,Wells A J.Processing of refractory goldore[J].Minerals engineering，1991(4):1029-1041.[11]张福元,张玉华.氰渣综合利用提取金银的试验研究[J].稀有金属材料与工程,2007(s3):335-3381.[12]袁朝新,汤集刚.含砷金精矿的焙烧和氰化浸出试验及焙砂和浸渣的矿物学研究[J].有色金属:冶炼部分,2006(5):28-301.[13]薛光.加氢氧化钠提高焙烧-氰化法银浸出率的试验研究[J].有色冶炼,2002(5):19-21.[14]刘汉钊.难处理金矿石难浸的原因及预处理方法[J].黄金,1997(9):44-48.[15]Deschenes G,Xia C,Fulton M,et al.Evaluation of leaching parameters fora refractory gold ore containing aurostibite and antimony minerals:Part I-Central zone[J].Minerals Engineering,2009,22(9/10):799－808.[16]薛光,任文生,薛元昕.金银湿法冶金及分析测试方法[M].北京:科学出版社,2009.。

氰化金泥处理过程产生的银渣中金、银的回收

氰化金泥处理过程产生的银渣中金、银的回收张新岗;吕超飞;贾佳林;赵亚峰;张焘;李铁栓;贠亚新;张永峰;郭晓亮【摘要】In order to recover Au and Ag from silver slag, which was the by-product of the silver ingot fabrication process after the refinement of Au from chlorination solution of gold, the effects of two different processing methods were compared. One was directly cyaniding the silver slag, the other was firstly dissolving the slag in acid and then cyaniding. The results showed that, after dissolving into acid and cyaniding by the optimal condition, the leaching rate of Au was higher than 95%, and that of silver was ~90%, which were both higher than direct cyanidation. While in the direct cyanidation process, by grinding the silver slag to -0.038 mm (more than >95%), adding ammonium bicarbonate, multiple washing during cyaniding process, and prolonging the leaching time, the leaching rate of both Ag and Au both could be obviously increased. With multiple industrial tests with washing-cyaniding leaching process, the recovery rate of Au from silver slag reached 92.93%, and that of Ag was 84.17%. The results provided a new method for the industrial recovery of silver slag with simple operation and low reagent consumption.%为了回收金精炼氯化分金后生产银锭过程中副产品银渣中的金和银,对直接氰化及先酸溶再氰化处理效果进行了对比研究.结果表明,银渣经酸处理后,在优化条件下,其金浸出率可达95%以上,银浸出率可达90%左右,明显高于直接氰化;采用直接氰化处理方法,当银渣细磨至-0.038 mm占95%以上粒度时,氰化过程中加入碳酸氢铵,且氰化分段进行洗涤,延长浸出时间,可显著提高金、银浸出率.通过多次分段洗涤-氰化浸出工业试验,银渣中金回收率高达 92.93%,银回收率84.17%.采用的方法操作过程简单,试剂消耗少,经济效益显著.【期刊名称】《贵金属》【年(卷),期】2015(036)003【总页数】7页(P26-31,36)【关键词】有色金属冶金;银渣;直接氰化;酸处理;细磨【作者】张新岗;吕超飞;贾佳林;赵亚峰;张焘;李铁栓;贠亚新;张永峰;郭晓亮【作者单位】潼关中金冶炼有限责任公司,陕西潼关 714300;潼关中金冶炼有限责任公司,陕西潼关 714300;西北有色金属研究院,西安 710016;潼关中金冶炼有限责任公司,陕西潼关 714300;潼关中金冶炼有限责任公司,陕西潼关 714300;潼关中金冶炼有限责任公司,陕西潼关 714300;潼关中金冶炼有限责任公司,陕西潼关714300;潼关中金冶炼有限责任公司,陕西潼关 714300;潼关中金冶炼有限责任公司,陕西潼关 714300【正文语种】中文【中图分类】TD953随着金银应用领域的不断扩大，银渣作为重要的二次资源，从其中回收金、银日益重要。

氰化尾渣中金的回收试验研究

７２安全与环保
黄金
２．１．１焙烧温度焙烧温度对金浸出率的影响见图１。由图１可
知：随着焙烧温度的升高，金浸出率先升高后降低。当焙烧温度较低时，部分金未能得到解离暴露，影响后续氰化浸出指标；焙烧温度过高，低熔点矿物会形成液相，导致金的二次包裹，影响金的浸出。因此，焙烧温度确定为５００℃ ～５５０℃，此时金浸出率为９５．３０％～９５．４３％。
３０ｍｉｎ延长至１２０ｍｉｎ，金浸出率由８９．３７％提高至９４．９６％；继续延长保温时间至１５０ｍｉｎ，金浸出率无明显提升，这说明保温时间会影响焙烧氧化效果。当保温时间较短时，黄铁矿、磁黄铁矿等未能完全分解，达不到破坏其晶格包裹的目的。此外，物料中所含的 “劫金”物质也未能完全氧化而改性，影响金浸出率。因此，保温时间选择１２０ｍｉｎ。
收稿日期：２０１９－１０－１５；修回日期：２０２０－０３－２５作者简介：张世镖（１９８７—），男，陕西三原人，工程师，从事黄金提取及精炼技术开发工作；长春市南湖大路６７６０号，长春黄金研究院有限公司选
冶研究所，１３００１２；Ｅｍａｉｌ：ｚｓｂ５３３７＠１６３．ｃｏｍ
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２试验结果与讨论
２．１焙烧氧化试验试验考察了焙烧温度、焙烧气氛、保温时间等
对金浸出率的影响。焙砂氰化浸出试验条件：矿浆浓度３３％、ｐＨ值１１、碱处理时间２ｈ、氰化钠用量５．０ｋｇ／ｔ（试验中氰化钠用量均以焙砂计）、浸出时间２４ｈ。

焙烧氰化尾渣中金、银和铁的回收利用研究进展

2017年8月贵金属 Aug. 2017第38卷第3期Precious MetalsV ol.38, No.3收稿日期：2017-04-24第一作者：边振忠，男，硕士研究生，研究方向：工业固体废弃物资源化利用。

E-mail ：bzhenzhong@*通讯作者：傅平丰，男，博士，副教授，研究方向：贵金属选冶及矿业环境污染控制。

E-mail ：pffu@焙烧氰化尾渣中金、银和铁的回收利用研究进展边振忠1，傅平丰1, 2 *，李振宇1(1. 北京科技大学土木与资源工程学院，北京 100083；2. 金属矿山高效开采与安全教育部重点实验室，北京 100083)摘要：焙烧氰化尾渣是黄金生产排放的一类危险固体废物，其中的金、银和铁等有价金属元素仍可作为二次资源利用。

系统总结了国内外在回收焙烧氰化尾渣中金、银和铁的研究进展，分析了磁化焙烧法、硫脲浸出法、氯化浸出法、高温氯化焙烧法、强酸预浸-氰化浸出法、直接还原焙烧法和细磨法在资源综合回收利用中的优缺点，指出焙烧氰化尾渣的资源化、减量化和无害化的发展方向。

关键词：冶金技术；焙烧氰化尾渣；金；银；铁；综合回收中图分类号：TD953 文献标识码：A 文章编号：1004-0676(2017)03-0088-05Research Progress of Recycling Gold, Silver and Iron from Roasted Cyanide TailingsBIAN Zhenzhong 1, FU Pingfeng 1, 2 *, LI Zhenyu 1(1. School of Civil and Resources Engineering, University of Science and Technology Beijing, Beijing 100083, China; 2. State Key Laboratory of High-Efficient Mining and Safety of Metal Mines, Ministry of Education, Beijing 100083, China)Abstract: Roasted cyanide tailings (RCTs) are the hazardous solid wastes discharged in the gold production. Due to a large amount of remained valuable elements such as gold, silver and iron, RCTs are considered as the recyclable secondary resources. The research progress in the recycling of gold, silver and iron from the RCTs around the world has been systematically summarized in the present paper. The recycling techniques include magnetic roasting, thiourea leaching, chloridizing leaching, high-temperature chloridizing roasting, acid leaching followed by cyanidation leaching, direct reduction roasting and ultra-fine grinding. Both the advantages and disadvantages of the reported processes were discussed in the comprehensive utilization of RCTs. The trend for recycling, reduction and detoxification of RCTs was proposed.Key words: metallurgy; roasted cyanide tailings; gold; silver; iron; comprehensive utilization氰化尾渣是氰化法提取金银后产生的固体废物，含有一定量的金、银等贵金属及铅、锌、铜、铁等贱金属，部分氰化尾渣还含有稀土金属，但氰化尾渣残留有大量氰化浸出剂和砷、铅等重金属，给生态环境带来巨大的风险[1-2]。

氰化渣综合回收铁、金的工艺研究

氰化渣综合回收铁、金的工艺研究随着我国黄金产业的不断发展,每年相继伴随着大量氰化渣的产生。

这些氰化渣综合回收利用率低,不仅占用大量耕地,而且严重污染环境。

由于这些氰化渣中含有大量可综合回收利用的有价金属,但至今,并未有合理有效的方法将其综合回收利用,因此,寻找一种合理有效的方法综合回收冶金工业废渣中的有价金属显得十分迫切,具有相当可观的经济效益和社会环境效益。

本文以山东招远某氰化渣为研究对象,在系统研究其工艺矿物学特性的基础上,提出了“复合添加剂还原焙烧-水浸-磁选”的新工艺来回收氰化渣中的铁,并利用硫脲法来回收尾渣中的金。

本研究主要包括两大部分：(1)复合添加剂还原焙烧-水浸-磁选法回收氰化渣中铁的工艺研究。

实验过程中研究了还原焙烧温度、焙烧时间、活性炭用量、复合添加剂用量、水浸温度、水浸时间、水浸液固比、激磁电流强度等条件对氰化渣中铁回收的影响,获得了最佳的实验条件：在原矿细磨至粒度小于74μm占85%,焙烧温度750℃,焙烧保温时间60min,氰化渣：活性炭粉：硫酸钠：碳酸钠(重量百分比)=l00：10：10：3,转速20r/min,水浸温度60℃,水浸时间5min,水浸液固比为15：1以及激磁电流为2A的条件下,可获得铁品位59.11%,回收率75.12%的铁精矿,产品基本满足工业生产的要求。

(2)硫脲法回收尾渣中金的工艺研究。

实验过程中研究了硫脲浓度、pH值、浸金液固比、浸出时间对尾渣中金回收的影响,获得了最佳的实验条件：当浸出液固比3：1,浸出温度60℃,浸出时间6h,pH值1-1.5,硫脲浓度2kg／t时,可获得最佳金的浸出率为82.30%。

本文还利用X射线衍射(XRD)、扫描电镜(SEM)、能谱面扫描(EDS)、X射线荧光(xRF)等现代分析测试手段对氰化渣铁回收工艺过程中的物相变化进行分析,表征了还原焙烧-水浸-磁选过程中各主要物相的变化规律：在水浸过程中,经复合添加剂还原焙烧所产生的可溶性物质经水浸后被洗除,而不溶性的非磁性物质经磁选后随之进入非磁性物质,部分的杂质铝、硅矿物等经水浸后被去除,还有部分进入非磁性物质,复合添加剂焙烧只能改变矿物的物相特征,但是通过水浸过程才能有效的实现铁与杂质矿物之间的有效分离,使铁的品位和回收率有所提高。