某氰化尾矿回收金银试验研究
从某金矿氰化渣中回收金银的试验研究
路 试验可获得精矿 中金 品位 ２ ４ ． ６ ８ 、回收率 ６ １ ． ３ ０ ％， 银 品位 ６ ７ ． ２ ｌ 、回收率 ４ ７ ． ４ ７ ％的较好指标 。浮选 精矿产品 的 ｘ
ａ ｍｍｏ ｎ ｉ ｕ ｍ ｂ ｕ ｔ ｙ ｌ ａ ｅ ｒ ｏ ｆ ｌ ｏ ａ ｔ ｉ ｓ ａ ｓ ｃ ｏ ｌ ｌ ｅ ｃ ｔ ｏ ｒ ，ａ ｎ ｄ ＲＢ － ３ ａ ｓ ｆ ｒ ｏ ｔ ｈ ｅ ｒ ｗａ ｓ ｄ ｅ ｔ ｅ ｒ ｍｉ ｎ ｅ ｄ ，ａ ｎ ｄ ｔ ｈ ｅ ｏ ｐ ｅ ｎ － ｃ ｉ ｒ ｃ ｕ ｉ ｔ ｌ ｆ ｏ ｗ ｓ ｈ ｅ ｅ ｔ
（ 中南大学 资源加工与生物工程学院，长沙 ４ １ ０ ０ ８ ３ ）
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 ，ｔ ｈ ｅ ｃ ｏ ｎ ｃ ｅ ｎ ｒａ ｔ ｔ ｅ ｇ ｒ ａ ｄ ｉ ｎ ｇ ２ ４ ． ６ ８ ｇ ／ ｔ Ａｕ ａ ｎ ｄ ６ ７ ． ２ １ ％ Ａｇ ｗａ ｓ ｏ ｂ ｔ ａ ｉ ｎ ｅ ｄ ｂ ｙ ｏ ｐ ｅ ｎ － ｃ ｉ ｒ ｃ ｕ ｉ ｔ ｔ ｅ ｓ ｔ ，ａ ｔ ｒ ｅ ｃ ｏ ｖ ｅ ｒ ｉ ｅ ｓ ｏ ｆ
Ｅｘ ｐ ｅ ｒ ｉ ｍｅ ｎ ｔ ａ ｌ Ｒｅ ｓ ｅ ａ ｒ ｃ ｈ ｏ ｎ Ｒｅ ｃ ｏ ｖ ｅ ｒ ｉ ｎ ｇ Ｇｏ ｌ ｄ ａ ｎ ｄ Ｓ ｉ ｌ ｖ ｅ ｒ ｆ ｒ ｏ ｍ Ｃｙ ａ ｎ ｉ ｄ ｅ Ｒｅ ｓ ｉ ｄ ｕ ｅ ｏ ｆ Ｇｏ ｌ ｄ Ｏｒ ｅ
从氰化尾渣中回收金、银的研究进展
氰化尾渣综合利用研究进展作者：求真一、氰化尾渣的性质由于金矿石性质和企业生产工艺的差异，导致氰化尾渣中各元素含量存在着一定的差异，通常氰化尾渣含 Au 1～8 g/t、Ag 25～90 g/t、Fe 20% ～35% 、S 20% ～ 45% 、SiO225% ～ 40% 、Cu0.5% ～5% 、Pb 1%～5% 、Zn 1% ～ 5% 。
各元素在尾渣中的赋存状态也因原料工艺不同而不尽相同。
我国大部分黄金冶炼企业以硫化矿为原料，多采用浮选——焙烧——氰化的工艺从矿石中提金，此种工艺产生的氰化尾渣中铁主要以赤铁矿形式存在，脉石成分主要是石英和硅酸盐类物质，其它金属元素也主要以氧化物形式存在，而金、银被赤铁矿和脉石成分包裹其中。
对于少硫化物金矿石，黄金冶炼企业多在浮选得到金精矿后，直接对精矿进行氰化浸出，此工艺产生的氰化尾渣中，铁主要以黄铁矿形式存在，脉石同样是石英和硅酸盐类，其它金属也主要以硫化物形式存在，金、银被包裹在黄铁矿和脉石中。
尽管元素含量不同且元素赋存状态有所区别，但氰化尾渣在性质上仍具有一些共同特点如: 氰化尾渣多为粉末，粒度较细，且泥化现象严重，氰化尾渣中铁含量和脉石含量较高等。
而从氰化尾渣中回收金、银，难点在于:(1) 氰化尾渣中的金、银多以微细粒嵌存在铁矿物和脉石矿物中，常规手段难以使金银有效单体解离，导致氰化尾渣中的金、银回收困难。
(2) 氰化尾渣粒度较细，泥化现象严重，矿石经长时间氰化后，矿物表面性质发生变化且渣中含有残留氰化物，导致浮选处理较为困难。
近年来，国内外科技工作者在氰化尾渣的综合回收利用上做了大量试验研究，并取得了一定的进展。
但是各种方法均存在着一定的局限性，如成本较高，回收金银的成本远高于氰化尾渣的附加值，适应性较差，不宜推广应用等缺点。
目前，研究重点在于，如何建立一套低成本、且适应性较高的工艺对氰化尾渣进行回收利用。
目前处理氰化尾渣有几种不同的方法，包括湿法、火法、浮选法等。
从氰化渣中回收金银的试验研究
西安建筑科技大学硕士学位论文
Study on the cyaniding process used to recovery gold and silver from cyanide residue has been taken at the same time. The results show that with regrinding fineness -200 mesh of 99.45%, slurry density 40%, the dosage of protective alkali lime 4000g/t, dosage of sodium cyanide 2000 g/t, the leaching rate of gold is around 80%, which is about the same as the result of floatation, while cyaniding process having the large power consumption, high cost and more difficulty to deal with environmental protection, so the floatation recovery of gold and silver being recommended. The floatation flowsheet developed for the cyanide residue from a certain gold mine in Gansu was technologically advanced and economically reasonable, which has reference values for the recovery of gold and silver from other cyanide residue. Keywords: cyanide residue; gold and silver; floatation; cyanide; recovery rate
某氰化尾矿中金铜铅铁的综合回收试验研究
表 ４ 铅 物 相 分 析 结 果
注： 氧化率 ８ ． ３２％ 。
作者简介 ： 宋翔宇 （ ９ １ ） 男 ， １ ７ 一 ， 河南西平人 ， 博士研究生 ， 高级工程师 ， 主要研 究方 向为矿 物加工工艺 、 生物冶金等 ； 微 郑州市金 水路 ２ ８号 ， 河南
ｃ ｕ
０． ３ ６
Ｐ ｂ
１２ ．５
Ｚ ｎ
Ｔｅ Ａ 。 Ａｂ Ｓ ２ Ｆ ｕ ｇ ｉ Ｏ
２１ ３ ． １．０ ０ ６
０． ６ ３ ４ ０． ３ １ ５． ３ ８
成 分
ｗ／ ％
ＣＯ ａ Ｍｓ Ａ２ ３ ｏ １０
】 ４ ５． ５ ２． ６ ４
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２． ９ ０． Ｏ ０． ０ ０． ０． ６ ４ Ｏ６ Ｏ５ ５１ ０７
１３ 铜 、 、 物相 分析 ． 铅 铁
取得 了较好试验指标 ， 为矿 山技术改造 提供 了必要 的依 据 。
尾矿中铜 、 铁物相分析结果见表 ３表４表 ５ 铅、 、 、 。
表 ３ 铜 物 相 分 析 结 果
省 岩石 矿物测试中心 ，５０１ ４０ ２ ’
圈匝
黄金ቤተ መጻሕፍቲ ባይዱ
粒级／ ｍ ｍ
产率／ ％
（ｕ ｔ ） Ａ 品位／ ｇ・
个 别
累计 一
。 。 ％ 。
Ｐ ｂ分布率／ ％ 个别 累计
由上述 分析 结果 可 以看 出 ， 该矿石 中金 在粗 粒级
原 矿
中的品位较高 ， 说明金赋存粒度较细 ， 需要较高的磨 矿细 度 。铜 和 铅 矿 物 以 氧 化 矿 为 主 ， 化 率 都 在 氧
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 ： Ｔ Ｆ ８ ３ １ ： Ｔ Ｆ ８ ３ ２ 文献标识码 ： Ａ 文章编号 ： １ ０ ０ ４ — ４ ３ ４ ＇ ． ； （ ２ ０ １ ３ ） ０ ５ — ０ ０ １ ５ — ０ ３
钠、 硫化 钠等 。
氰 化尾渣 中含有大量 泥质 脉石矿 物 、 残 留的 Ｃ Ｎ 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［ ３ １ 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 ： ２ ０ １ ３ － ０ ３ — ０ ６ 基金项 目： 国家科技支撑计划课 题（ ２ ０ １ ３ Ｂ Ａ Ｂ Ｏ ３ Ｂ ０ ５ ） 。 作者简介 ： 王志￣（ １ ９ ８ １ —） ， 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 （ Ｃ Ｎ － ） 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
呈 一
其 工 艺 流 程 如 图 ｌ所 示 。
添加 剂ｓ ｃ
尾渣
称取 １Ｏ Ｏｇ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 、 １ ５ ６ ８ 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
／
３ ０
４５
６ ０
Ａｕ
Ａｇ
原 矿
１ ５６
ｌ ５６
１ ５６ ．
氰 渣
１Ｏ ． ０ ０ ．９
０ ．８ Ｏ
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
＊ Ａｕ Ａｇ含 置 单 位 为 １ １ 一 。 、 × ０
本 试 验 采 用 的 焙 烧 氰 化 尾 渣 为 山 东 招 远
ｚ ５ ／ 、 ｌ ０ ２ Ｏ ／ 。如 何 从 焙 烧 氰 化 ． ｇ ｔＡｇ ５ ￣ ５ ｇ ｔ
从焙烧氰化尾渣中回收金、银的试验研究
３ ０ ０ ． ． ｏ ． ６ ０ ４ ０ １ ８ ２ ． ６ ． ３ ． １ ３ ４ ０ ８ Ｏ ４ ． ９ ． ９ ３ ． ４ １ ３ ２ ７ ０． ３ ３ ． １ ３ １１
ａ （ ｕ ／ ０ ， Ａ ） １ Ａ ） １ ～ ｂ Ｗ（ ｇ ／ ０
。
分 析 结果 表 明 ， 的赋存 状 态 为 ： 体 裸 露金 占 金 单
Ａｂ ｔ ａｃ Ｔｈ ａ ｒｉ ｔｏ ｕ ｅ ｈ ｒ ｃ ｓ ｅ ｐ ｌｃ ｂ ｅ ｔ ｏ ｐ ｒｍｏ ｙ ｅ ｕｍ ｅ ａ ａ ｉｎ ｉ ｌｂ ｅ ｕ ｒ ｃ ｖ ｓ ｒ ｔ： ｅ ｐ ｐｅ ｎ ｒ ｄ ｃ ｓｔ ｅ ｐ ｏ ｅ ｓ ｓａ ｐ ｉａ ｌ ｏ ｃ ｐ ｅ ． ｌｂｄ ｎ ｓ ｐ ｒ ｔ ｎ ｍｏ ｙ ｄ ｎ ｍ ｅ ｏ — ｏ ｃ ｙ ｆｏ ｐ ｒ ｈ ｒ ｏ ｐ ｒｄ ｐ ｓｔ ｎ ｍｉ ｓ ａ ｒ ａ ｒ ｒ ｍ ｏ ｐ ｙ ｙ ｃ ｐ ｅ ｅ ｏ ｉ ｉ ｎｅ ｂ ｏ ｄ． Ｉ ｕ ｕ ｅｕ ｌｒ ｅ ｓ ａ ｅ ｐ ｒ ｙ ｙ ｃ ｐ ｅ ｎ ｓ ｎ Ｗ ｎ ｇ ｔ ａｇ ｃ ｌ ｏ ｐｈ ｒ ｏ ｐ ｒ ｍｉｅ，ｔ ｒ ｕｇ ｅ ｃ － ｈ ｏ ｈ ｂ ｎ ｈ ｓ ａｅ ａ ｄ ｐ ｅ ｉ ｄｕ ｔ ａ ｅ ｔ ｎ ｃ ｐ ｅ ． ｌｂ ｅ ｕ ｓ ｐ ｒ ｔ ｎ．ｄ ｆｃ ｓｉ ｗａｅ ｉ ｇ ａ ｄ ｒ ａ ｅ ｔｒ ｍｏ ａ ｕ ｎ ｎ ｃ ｌ ｎ ｒ －ｎ ｓｒ ｌｔ ｓｓ ｏ ｏ ｐ ｒ ｍｏｙ ｄ ｎ ｍ ｅ ａ ａ ｉ ｉ ｏ ｅｅ ｔ ｎ ｄｅ ｔｒｎ ｎ ｅ ｇ ｎ ｅ ｖ ｌｄ ｒ ｇ ｉ ． ｉ ｄ ｓｒ ｌ ｒ ｄ ｃ ｉｎ，ａ ｄ ｔ ｅ ｐ ｏ ｌ ｍ ｈ ｔｃ ｒ ｍｉቤተ መጻሕፍቲ ባይዱ ｌ ｒ ｒ ｎ ａ ａ ｌ ｏ ｆ ｔ ｒ ｃ ｎ ｅ ｔａｅ ｉ 一３ ５ ｍｅ ｈ ｕ ０ ｕ ｔｉ ｏ ｕ ｔ ａ ｐ ｏ ｎ ｈ ｒ ｂ ｅ ｔ ａ ｅ ａ ｃ ｆ ｔ ｓ ａ ｅ ｉ ｃ ｐ ｂ ｅ ｔ ｌ ｏ ｃ ｎ ｒ ｔ ｓ ｗ ｔ ｉ ｅ ｉ ｅ ｈ ２ ｓ Ｄ ｔ
贵州某金矿氰化尾渣氯化挥发回收金试验
摘要： 研 究贵州某含砷 金矿氰化尾渣高 温氯化挥发 回收金的过程。结果表 明， 在 氯化钙 添加量 ５ ％， 氯 化焙烧时间 １ ｈ ， 焙烧温度 １ １ ０ ０℃条件下 ， 氰化尾渣含金量 降至 ０ ． ４ ８ ｇ ／ ｔ ， 金挥发 率达 ９ ０ ． ７ ７ ％。 关键 词 ： 氰化尾渣 ； 金； 氯化 ； 挥发
２ 试验 结果与讨论
２ ． １氯 化 钙 添 加 量 的 影 响
在 处 理 重 有 色 金 属 及 贵 金 属矿 物 原 料 的 氯 化 焙 烧 工 艺中， 一 般 工 业 上 常用 的 氯 化 剂 是 Ｎａ Ｃ ｌ 和Ｃ ａ Ｃ Ｉ ， 等 固体 氯化物 ， 试 验 中采 用 Ｃ ａ Ｃ １ 。 固定焙烧温度 为 １ １ ０ ０¨ Ｃ， 焙烧 时间 １ ｈ ， 改变 Ｃ ａ Ｃ １ ： 的添 加 量 进 行 条 件 试 验 ， 结果如图 １ 所 示 。在 Ｃ ａ Ｃ １ ： 添 加 量为２ ％～ ５ ％时 ，金 挥 发 率 随 着 Ｃ ａ Ｃ Ｉ ： 添 加 量 的增 加 而 增 高， Ｃ ａ Ｃ １ ： 添加量为 ５ ％时 ， 氰 化 尾 渣 中 金 的 挥 发 率 达
中图分类号 ： Ｔ Ｆ ８ ３ １ ； Ｔ Ｆ ８ ０ ３ ． １ ２ 文 献 标 志码 ： Ａ 文章 编 号 ： ２ ０ ９ ５ — １ ７ ４ ４ （ ２ ０ １ ４ ） ０ ３ — ０ ０ ４ ５ － ０ ３
含 砷 难 处 理 金 精 矿 主要 采 用 两 段 焙 烧 一氰 化 浸 出 工 艺提 金 ，但 该 工 艺所 产 的 氰 化尾 渣 含 金 量 一 般 在 ４ ｇ ／ ｆ 以 上， 有些甚 至高于 ｌ Ｏ ｇ ／ ｔ 】 。 如 何 从 这 些 氰 化 尾 渣 中 回 收 金， 提高企业经 济效益 ， 是 目 前黄 金 冶 炼 企 业 亟 须 解 决 的 难题 。 高 温 氯 化 挥 发 在 黄 铁 矿 烧 渣 的处 理 中 已有 工业 应
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］。
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。
氰化尾渣综合回收试验研究
氰化 尾渣
１ 试 验原 料
该试 验原料 为 浸 金后 的氰 化 尾 渣 。尾渣 中主 要 有 价元素 化学分 析结果 见表 １ 。
表 １ 氰 化 尾 渣 中 主 要 有 价 元 素化 学 分析 矿
图 １ 优 先 浮 铅 试 验 流 程
对影 响 生产指标 的主要 因素进 行 对 比试 验 ， 最终确 定较 为合理 的 工 艺流 程和 工 艺参 数 。
关 键词 ： 氰化 尾 渣 ； ； ； ； 离浮选 ； 铅 锌 铜 分 回收率
中 图分 类 号 ：Ｄ ９３ Ｔ ２ 文 献 标 志码 ： Ｂ 文 章 编 号 ：０ １ ２７ ２ １ ）９— ０ ３— ３ １０ —１７ （０ ０ Ｏ ０ ４ ０
２ 试 验 结 果 与 分 析
试验 对影 响指 标 的主 要 因素 进 行 了考察 。 因现 生产 流程所 用 的浮选 药剂 选别 效果较 好 ， 验 中没进 试 行捕 收剂 的对 比选 择 。所 有 的 调浆 水 均 为 上一 个 试 验产 品 的滤液 。主 要试 验 ： 在优 先 浮 选 铅 的试 验 中 ， 对调 浆搅拌 时 间和 乙硫氮用 量进 行 了考察 ； 在铜锌 混 合浮 选时 ， 分别 对过 氧化氢 用量 及搅拌 时 间进 行 了考 察； 在铜锌 分离 浮选 时 ， 抑 制剂 的用 量 和抑 制 时 间 对 进 行 了考察 。
铜锌 混合 精矿
图 ２ 调 浆 搅 拌 时 间 对 回收 率 的 影 响
由 ２图可 见 ， 随着 搅 拌 时 间 的延 长 ， ｕ Ｐ Ｃ 、 ｂ回收
率 增加 ， ｚ 而 ｎ的 回收率 则 逐 渐下 降 ； 拌 时 间 在 ｌ 搅 ０
招金 矿业股 份 有 限公 司 金翅 岭 金 矿 氰化 厂 的氰 化尾渣 中 ， 由于金 、 、 、 、 、 等有 价 元 素含 量 银 铜 铅 锌 硫 低 ， 合分 离 回收 比较 困难 。从氰 化尾 渣 中回收低 含 综 量有 价元 素工艺 的技 术 研究 已成 为 当前 黄金 生 产 中 研 究的重 点和难 点 ¨ Ｊ 。 氰化 尾渣 中残 留 的氰 化物 是 锌 、 、 铜 铁硫 化 物 的
新疆某氰化提金厂尾矿综合回收试验研究
经 洗 涤 的铜 、 分 别 只上 浮 了 ５ ，４ 和２ ． ９ ； ： 锌 ９７ ％ ４７％ 第 二 段 粗 选添 加 了少 量 的硫 酸铜 ， 二 次洗 涤 的 尾 渣 ， 已 经 锕
氰渣 。 要四收 的矿物 为黄 铜矿 、 锌矿 ， ｐ主 闪 由于
受 氰 化 钠 的 长时 间作 用 ， 易 上 浮 。其 抑 制 机 理 为 ： 不 抑 铜 ： 化钠 对 黄 铜 矿 的 抑 制 主要 是 能 溶 解 其 矿 氰
禽 ：（ Ｊ ２ ２ 矗 ％ ．ｌ
３ ３ ０，４ ０ ８ ０． １ ．０ ５ ．３ ２
矿 物 称Βιβλιοθήκη 含 （ ） ％ 磁 铁 矿
６８ ．０
铁矿
０ ５１ ．
懈 铁
０２ ．２
４英 、 ｉ 长
３．２ ７６
力‘ 解
３ １ ．０
绿 泥
４ ．５ ０７
表 ３
矿 石 中各 有价 金 属 在 氰化 钠 作 用 下 浸 出情 况
． 主 要 为石英 、 长石 、 泥 石 等 ， 绿 各矿 物 相 对 含量 见表 ｌ ３ １ 氰 化 试 验 。 本 试 验 氰 化 部 分 以现 场 工 艺 条 件 为 主 ， 向未作 表 １ 原 矿 中主 要 的金 属 矿 物 含 量 （ ） ％
∥物 称 故铁矿 ｊ１ ）钢∥ 斑俐 辉 制矿 铡 Ｊ Ｉ 蕊 锌矿 力’ 铅矿
维普资讯
２０ ０ ２年
新
疆
有
色
金
属
ｌ ５
新 疆 某 氰 化 提 金 厂 尾 矿 综 合 回收 试 验 研 究
许 阳芳 曲保 忠
（ 疆 有 色金 属 研 究所 乌 鲁 木 齐 ８０ ０ 新 ３ ００）
某黄金矿山氰化尾渣治理试验研究
安全与环保需L金2221年第1期/第42卷某黄金矿山氧化尾渣治理试验研究降向正2杨永荣2张微2王广立2,王莹9（9.长春黄金研究院有限公司；2.陕西太白黄金矿业有限责任公司）摘要:针对某黄金矿山氰化尾渣开展酸化降氰试验研究，并对浓硫酸用量、反应时间等条件进行了优化，最终给出推荐工艺，即氰化尾渣调浆一酸化降氰一压滤工艺。
在浓硫酸用量12mLL，反应时间1.9h条件下，无害化处理后的氰渣达到HJ943—2215《黄金行业氰渣污染控制技术规范》尾矿库处置标准要求，药剂成本约为11.40元人氰渣。
研究结果为该黄金矿山氰化尾渣无害化治理的工业应用提供数据参考。
关键词：氰化尾渣;调浆；酸化；压滤；工艺稳定性ggng中图分类号:TD926.4文献标志码:A开放科学（资源服务）标识码（OSID）：文章编号：1009-1277（2021）09-0084-04di：10.n792/hj2021019駅懸離引言目前，黄金冶炼多采用氧化提金工艺，该工艺金浸出率高，对矿石适应性强，但在生产过程中会产生大量氧化尾渣^4。
随着国家对固体废物管理的日益严格，黄金矿山企业的环保压力与日俱增。
某黄金矿山采用浮选一金精矿氧化炭浆提金工艺，产生大量的氧化尾渣。
由于氧化尾渣中氧化物回收利用工艺运行成本及投资较高,故其无害化处理的方法主要为破坏及转化,将氧化物分解为无毒物质⑷，主要包括化学分解法（如氯氧化法、因科法等）、加压水解法、深掩埋法及焚烧法等。
本文针对某黄金矿山氧化尾渣开展酸化降氧试验研究,寻求成本低廉,工艺简单的治理技术，确保处理后尾渣达到HJ943—2015《黄金行业氧渣污染控制技术规范》（下称“氧渣规范”）尾矿库处置标准要求^6。
9试验部分91仪器及药剂试验仪器:AA6300原子吸收分光光度计;UV-1770紫外分光光度计；DELTA322pH计；IC1009离子色谱仪;化学滴定装置;XJT充气多功能浸出搅拌机；BSA224S分析天平；QS-1翻转式震荡器;压滤设备。
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。
新疆某氰化尾矿回收利用研究与生产实践
Ａｕ ｕ ｔ ２ １ ｇ ｓ． ０ １
现
代
矿
业
总 第 ５ ８期 ０
ＭＯＤＥ Ｎ ＮＧ ＲＮ ＭＩ Ｉ
２ １ 年 ８月 第 ８期 ０１
新 疆 某 氰化 尾 矿 回收利 用研 究 与 生 产 实践
苟 延伟 王 奉水 牛埃 生 高 伟 刘 斌 李俊 平
征 较复 杂 ， 中一 些黄 铜矿 呈微 细粒被 闪锌 矿 、 其 磁铁 矿 和脉 石包裹 ， 方铅 矿 被 闪 锌 矿包 裹 。矿 物嵌 布 粒 度 以 中粒 为 主 ， 铅 矿 为 细 ～ 中粒 嵌 布 。这 种 嵌 布 方 特 征难 于单体 解离 ， 对选 矿不 利 。
１ １ 矿石 多元 素分 析 ．
（ 疆 地 矿 局 第 一 地 质 大队 ） 新
摘
要
新 疆 某矿 业公 司在 对 其尾矿 库氰 化尾 矿 进行 了可 回收利 用选 矿试 验 研 究 的基 础 上 ，
将 老 选矿厂 的选矿 工艺 系统改造 为 氰化尾 矿再 回收 利 用 系统 ， 对捕 收剂 、 并 抑制 剂种 类和 用量进 行 了工 业试验研 究 ， 最后 完成 了经济 效益分 析 。 关 键词 氰化尾 矿 浮选 捕 收剂 生产 实践 ２ 表 ３和表 ４ 、 。
苟延 伟 （９ ４ ） 男 ， 理 工 程 师 ，３ ２４ 新 疆 维吾 尔 自治 区 鄯 １８ 一 ， 助 ８８０ 善县 连木 沁 镇 。
中矿 顺 序 返 回流 程 的基 础 之上 改造 的 ， 整 后 的流 调
１ ３ Ｏ
总第５ ８ ０ 期
现代矿业
２ １ 年 ８月第 ８ ０１ 期
２ 实 验 室 试 验 研 究 结 论
某氰化提金尾矿综合回收金的试验研究
金， 其平均品位 １９ ０ 左右， ． ×１ 其它矿物或元 素没 有 回收价值。 （） ２ 经过 ｘ射线衍射分析 、 重砂 分析 和磨 片镜 下观察 ， 初步确定该尾矿中的主要矿物成分 ： 主要金
取得较好的经济效益。贵州某黄金矿山的原生硫化
占地已达１８ 万 ～ ．７ ｋ ２ ．７ ２ ４ 万 ｍ 。据不完全统计 ， 全 国现有大 大小小 的尾 矿库 ４０万个 ， 属 矿 山堆存 ０ 金
尾矿量已达 ５ 亿 ｔ ， ０ 以上 而且每年以产生６ ｔ 亿 的速 度递增 ， 不仅 占用大量 土地 ， 造成尾 矿库 周 围环境 污
染， 而且需投人大量资金用 于尾矿库修筑及维护 。 因此， 对于黄金尾矿综合利用 ， 已成为各黄金矿山资 源综合利用和保护生态环境方面的重要课题。 目 ， 前 针对国内很多黄金矿山资源的 日益枯竭 ，
选 矿技术也 逐渐 提高 ， 原尾 矿进行 的综 合 回收 ， 对 已
试验样品采集于某矿山现场生产过程中经过氰 化浸金 以后 、 尾矿 处 理之 前 的生 产尾 矿 。样 品 的工 艺矿物学研究 内容有 以下几点。 （） １分析化验所含物质 、 粒度与可利用之有价金 属。该尾矿含有较多的氰化物和碱性物质， 粒度相
（ ｉｎＭｉｉｇＧ ｏ ｐＣ ． ｔ ． Ｚｊ ｎｎ ｒｕ ｏ ，Ｌｄ ） ｉ
Ａ ｓｒ ｃ ： ｅｆ ｔｔ ｎ ｐ ｏ ｅｓｗａ ｓ ｄｔ ｒａ ｈ ｙ ｎｄ ｄｐ ｏ ｕ ｔ ｎ ｔｉｎ ｓｉ ｈ ａ ｒｔ — ｂ ｔａ ｔＴｈ ｌ ａｉ ｒ ｃｓ ｓｕ ｅ ｏ ｔｅ ｔｔ ｅｃ ａ ｉｅ ｒｄ ｃｉ ａｌ ｇ ｔ ｅｌｂ ａｏ ｏ ｏ ｏ ｉ ｎ ｏ ｒ ．Ｔｈ ｅｕｔ ｆｄｆｅｅ ｔｃ ｎ ｉｏ ｅｔ ｎ ｌｓｄ ｃｒｕｔｔ ｔ ｓ ｏ ｄ ｕ ｉｇ ｔｅｐ ｉｃｐｅｆ ｔｔ ｎ ｙ ｅｒｓ ｌ ｏ ｉ ｒｎ ｏ ｄｔ ｎ ｔ ｓａ ｄｃｏ ｉｃ ｉ ｅ ｓ ｈ ｗｅ ｓ ｈ ｒ ｉｌ ｌ ａｉ ｓ ｆ ｉ ｓ ｅ ｓ ｎ ｎ ｏ ｏ ｐ ｏ ｅｓｏ ｗｏｓａ ｅｒｕ ｈ ｒ，ｔ ｔｇ ｃ ｖ ｎ ｅｓａ ｄ ｔ ｌ ｎ ｒ ｏ ｌ ｂ ａｎ ｉｅ ｌ ｅ ｔ ｎ ｅ ｅ ｆ ｒｃ ｓ ｆ ｔ ｔｇ ｏ ｇ ｅｓ ｗｏ ｓａ ｅｓａ ｅ ｇ ｒ ｎ ｗｏｃｅ ｅ ｓ ｕｄｏ ｔｉ ｄａ ｓ ｄ ｘ ｏ ａ ｃ ｔ ｉ ｓ ｇ ｌ ｏ ｃｎ ｒ ｔ ｔ ｒｄ ２× １ ６ ｏｄ ｒ ｃｖ ｒ ８ ａ ｄ ｔｉｎ ｓｇ ａ ｅａ ｏ ｔ０ ２ ｏｄ ｃｎ ｅ ｔａｅｗｉ ｇ ａ ｅ４ ｈ ０－ －ｇ ｌ ｅ ｅｙ ８ ％ ｎ ａｌ ｇ ｒ ｄ ｂ ｕ ． ４× １ ｏ ｉ ０一 ．Ｉ ｔ ｏ ｌ ｅ ｅ ａｕ ｂｅ ｌｍｅ ｔｇ ｌ ｎ ｔ ｅｃ ａ ｉｅ ａｌ ｇ ｆｃｉ ｌ． ｃ ｕｄ ｒｃ ｖ ｒｖ ｌａ ｌ ｅｅ ｎ ｏｄｉ ｈ ｙ ｎ ｄ ｄ ｔｉｎ ｓ ｆｅｔ ｅｙ ｏ ｉ ｅ ｖ Ｋｅ ｗｏ ｄ ： ａ ｉｅ ｏｄ ｔｉｎ ｓ ｙ ｒｓ Ｃｙ ｎｄ ｄｇ ｌ ａｌ ｇ ；Ｒｅ ｖ ｒ ｏｄ ｉ ｏ ｃ ｅｙ ｇ ｌ ；Ｅｘ ｅ ｉ ｎａ ｓａ ｃ ｐｒ ｍｅ ｔｌ Ｒｅｅ ｒｈ
某金矿氰化尾矿浮选回收金试验研究及生产实践
２ 工 业 化 生 产
在 试验研 究 成功 的基础 上 ，转 入 生 产应 用并 取
收 稿 日期 ：０ ８ ３ １ ２ ０ ￣）— ６ 作者简介 ： 夏国进（ ９０ ）男 ， １ ８ 一 ， 贵州务川人 ， 工程师。
维普资讯
三次精选闭路浮选试验 ，金精矿品位为 ４ ＿ ，尾 ｌ３ ３ 矿 品位 降至 ０ ５／ ． ｇ，理 论 回收 率 为 ８． ％，产率 为 ２ ｔ ４２ ０
３９ ． ％。试 验结果表 明 ，该氰 化尾矿具有 易浮选性能 ， ０ 采用浮选法 回收其中 的金是既经济又实用 的方案 。
两种都含金，比例为 ３： 。 ７ １ 浮选 试验 流 程 ． ２
分 数 １５ ＜ ｏ ＜ｏ １ ・１ ・１ ・２ｌ ８Ｏ２ ・２ Ｑ １Ｑ ｌ Ｏ２ １ Ｏ２ ・ ・１ 昕７１ ３ ４２ Ｑ３２６ Ｏ ９ ３ ・ ２２ ｌ３ ９ ３
经 过化验 分 析 ，金 主 要赋 存 于碳 质物 中 ，针对 氰 化 尾矿 品位 高 、金 属 量 多 的特 点 ，公 司 于 ２０ ０５ 年对 其 尾矿进 行 浮选 回收金 试 验研 究 ，在实 验 室成 功 富集 的基础 上 ，对该 尾 矿进 行工 业生 产 ，年 处理 量 ６６万 ｔ ． ，经 过 ２０ ０ ６年 的生 产 实践 ，金 回收 率 为 ８ ．ｌ ，回 收 黄 金 达 ８．７ｋ ，尾 矿 平 均 品 位 为 ３１％ ３ ８ｇ ３ ０２ｇ ，生 产 吨矿 成 本 为 ５ ．３元 ，其他 经 济 技 术 ．６／ ｔ ２３ 指标 均 接 近 实验 室 试 验 指标 ，达 到 预期 设 计要 求 。 说 明采 用 浮选 工艺 回收某 金 矿氰 化 尾矿金 资 源是 可
２０ ０ ８年第 ４期
某黄金冶炼厂氰化尾渣有价元素回收实验研究
冶金冶炼M etallurgical smelting 某黄金冶炼厂氰化尾渣有价元素回收实验研究徐登魁1，周 婷2（１．迪兹瓦矿业股份有限公司，北京 １０００２９；２．南昌市第十九中学，江西 南昌 ３３０００６）摘 要：通过比较焙烧转化－碱浸预处理工艺和添加火碱焙烧预处理工艺对焙烧氰化尾渣回收有价元素实验效果，添加火碱预处理在同样药剂消耗情况下氰化尾渣回收金、银效果更佳。
采用添加火碱焙烧－氰化法处理氰化尾渣，（１）随着焙烧预处理用火碱量增加，氰化尾渣中金、银回收更彻底。
（２）焙烧温度在３００℃到９００℃范围内，ｍ火碱：ｍ氰化尾渣＝２：１和１：１时，随着焙烧温度从９００℃至３００℃降低，尾渣金品位０．４４５～０．４６８ｇ／Ｔ和０．７４～０．７９ｇ／Ｔ，尾渣金回收率略有下降；ｍ火碱：ｍ氰化尾渣＝０．５：１和０．３：１，随着焙烧温度从９００℃至３００℃降低，尾渣金１．５５～１．２２ｇ／Ｔ和１．８８～１．２９ｇ／Ｔ，尾渣金回收率略有升高。
（３）ｍ火碱：ｍ氰化尾渣＞０．５：１情况下，焙烧发生结块、焙烧渣粘结托盘分离困难现象；ｍ火碱：ｍ氰化尾渣＝０．３：１情况下焙烧未发生结块、焙烧渣粘结托盘分离困难现象，（４）３００℃焙烧１ｈ，ｍ火碱：ｍ氰化尾渣＝０．３：１，每吨氰化尾渣可回收０．７３ｇ金、２１．６５ｇ银和５４．６ｋｇ白炭黑。
关键词：火碱，焙烧，预处理，氰化尾渣，金，银，白炭黑中图分类号：Ｘ７５６ 文献标识码：Ａ 文章编号：１００２－５０６５（２０１８）１７－０００７－３The Research on Valuable Metal Comprehensive Recovery from Gold Tailing of a Gold SmelterXU Deng-kui1,ZHOU Ting2（１．ＳＯＣＩＥＴＥ ＭＩＮＩＥＲＥ ＤＥ ＤＥＺＩＷＡ ＳＡＳ，Ｂｅｉｊｉｎｇ １０００２９； ２．Ｎａｎｃｈａｎｇ Ｎｏ． １９ Ｍｉｄｄｌｅ Ｓｃｈｏｏｌ，Ｎａｎｃｈａｎｇ ３３０００６，Ｃｈｉｎａ）Abstract: Ｃｏｍｐａｒｉｎｇ ｇｏｌｄ ｔａｉｌｉｎｇ ｃｏｎｖｅｒｓｉｏｎ－ｌｅａｃｈｉｎｇ ｂｙ ｓｏｄｉｕｍ ｈｙｄｒｏｘｉｄｅ ｓｏｌｕｔｉｏｎ ｐｒｅｔｒｅａｔｍｅｎｔ ｃｒａｆｔ ｗｉｔｈ ｒｏａｓｔｉｎｇ ｂｙ ａｄｄｉｎｇ ｓｏｄｉｕｍ ｈｙｄｒｏｘｉｄｅ ｐｒｅｔｒｅａｔｍｅｎｔ ｃｒａｆｔ，ｔｈｅ ｒｏａｓｔｉｎｇ ｂｙ ａｄｄｉｎｇ ｓｏｄｉｕｍ ｈｙｄｒｏｘｉｄｅ ｃｒａｆｔ ｗａｓ ｍｏｒｅ ｅｆｆｅｃｔｉｖｅ ｆｏｒ ｇｏｌｄ ａｎｄ ｓｉｌｖｅｒ ｒｅｃｏｖｅｒｙ．Ｔｈｅ ｇｏｌｄ ｔａｉｌｉｎｇ ｗａｓ ｔｒｅａｔｅｄ ｂｙ ｒｏａｓｔｉｎｇ ａｄｄｉｔｉｏｎ ｏｆ ｓｏｄｉｕｍ ｈｙｄｒｏｘｉｄｅ ａｎｄ ｃｙａｎｉｄａｔｉｏｎ ｍｅｔｈｏｄ， （１） ｇｏｌｄ ａｎｄ ｓｉｌｖｅｒ ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｒａｔｅ ｉｎｃｒｅａｓｅｄ ｗｉｔｈ ｒｉｓｉｎｇ ａｄｄｉｔｉｏｎ ｏｆ ｓｏｄｉｕｍ ｈｙｄｒｏｘｉｄｅ． （２） ｉｎ ｔｈｅ ｓｃｏｐｅ ｏｆ ３００℃ ｔｏ ９００℃ ，ｗｈｅｎ ｍｓｏｄｉｕｍ ｈｙｄｒｏｘｉｄｅ：ｍｇｏｌｄ ｔａｉｌｉｎｇ＝２：１ ａｎｄ １：１， ｔｈｅ Ａｕ ｃｏｎｔｅｎｔ ｃｈａｎｇｅ ｆｒｏｍ ０．４４５～０．４６８ｇ／Ｔ ａｎｄ ０．７４～０．７９ｇ／Ｔ，ｔｈｅ ｇｏｌｄ ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｒａｔｅ ｗａｓ ｓｌｉｇｈｔｌｙ ｒｅｄｕｃｅｄ ｗｉｔｈ ｔｈｅ ｒｉｓｅ ｏｆ ｒｏａｓｔｉｎｇ ｔｅｍｐｅｒａｔｕｒｅ；ｗｈｅｎ ｍｓｏｄｉｕｍ ｈｙｄｒｏｘｉｄｅ：ｍｇｏｌｄ ｔａｉｌｉｎｇ ＝０．５：１ ａｎｄ ０．３：１， ｔｈｅ Ａｕ ｃｏｎｔｅｎｔ ｃｈａｎｇｅ ｆｒｏｍ １．５５～１．２２ｇ／Ｔ ａｎｄ １．８８～１．２９ｇ／Ｔ，ｔｈｅ ｇｏｌｄ ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｒａｔｅ ｅｌｅｖａｔｅｄ ｗｉｔｈ ｔｈｅ ｄｅｃｒｅａｓｅ ｏｆ ｒｏａｓｔｉｎｇ ｔｅｍｐｅｒａｔｕｒｅ． （３） ｗｈｅｎ ｍｓｏｄｉｕｍ ｈｙｄｒｏｘｉｄｅ：ｍｇｏｌｄ ｔａｉｌｉｎｇ ＞０．５， ｔｈｅ ｃａｌｃｉｎｅ ａｇｇｌｏｍｅｒａｔｅｄ ａｎｄ ｗａｓ ｃｏｈｅｒｅｄ ｔｏ ｔｈｅ ｔｒａｙ，ｗｈｉｃｈ ｗａｓ ｈａｒｄ ｔｏ ｓｅｐｅｒａｔｅ；ｗｈｅｎ ｍｓｏｄｉｕｍ ｈｙｄｒｏｘｉｄｅ：ｍｇｏｌｄ ｔａｉｌｉｎｇ ＝０．３，ｔｈｅｒｅ ｗａｓ ｎｏ ａｇｇｌｏｍｅｒａｔｉｏｎ ｐｈｅｎｏｍｅｎｏｎ． （４） ｗｈｅｎ ｍｓｏｄｉｕｍ ｈｙｄｒｏｘｉｄｅ：ｍｇｏｌｄ ｔａｉｌｉｎｇ ＝０．３：１，ｒｏａｓｔｉｎｇ ｕｎｄｅｒ ３００℃ ｆｏｒ １ ｈｏｕｒ，０．７３ｇ ｇｏｌｄ，２１．６５ｇ ｓｉｌｖｅｒ ａｎｄ ５４．６ｋｇ ｃａｒｂｏｎ－ｗｈｉｔｅ ｗａｓ ｒｅｃｏｖｅｒｅｄ ｆｒｏｍ ｐｅｒ ｔｏｎ ｇｏｌｄ ｔａｉｌｉｎｇ ．Keywords：Ｓｏｄｉｕｍ ｈｙｄｒｏｘｉｄｅ， Ｒｏａｓｔｉｎｇ， Ｐｒｅｔｒｅａｔｍｅｎｔ， Ｇｏｌｄ ｔａｉｌｉｎｇ， Ｇｏｌｄ， Ｓｉｌｖｅｒ， Ｃａｒｂｏｎ－ｗｈｉｔｅ在我国黄金冶炼厂原料主要为难处理金精矿，这部分矿石难以直接氰化回收贵金属，需要进行适当预处理才能得到理想贵金属回收效果，目前复杂金精矿主要预处理工艺为沸腾焙烧-氰化工艺，其中有一段焙烧、二段焙烧等工艺，随着我国黄金产能扩大，从2009年至今我国黄金产量已经连续7年世界第一，2014年黄金产量428T，黄金冶炼厂每年都产生大量氰化尾渣，主要堆存于尾矿库，覆土堆砌。
某金精矿冶炼厂氰化尾矿浆综合处理试验研究
可实现尾矿库堆存。该研究为氰化尾矿浆无害化处理工程化应用提供数据参考。
关 键 词 ： 氰 化 尾 矿 浆 ；３ Ｒ － Ｏ 法 ；Ｃ ｏｌｔ ｓ 法 ；臭 氧 氧 化法；总氰化合物；ＳＣＮ－
中图分类号：ＴＤ９２６．４
文献标志码：Ａ
开放科学（资源服务）标识码（ＯＳＩＤ）：
文章编号：１００１－１２７７（２０２０）０４－００７５－０４
对试验条件进行了优化。试验结果表明：氰化尾矿浆中的总氰化合物质量浓度降至 ２．８６ｍｇ／Ｌ，去
除率达 ９９．８２％，ＳＣＮ－质量浓度降至 ２．０４ｍｇ／Ｌ，去除率达 ９９．９５％，压滤液可回用到氰化浸出工
艺；处理后的氰渣达到了 ＨＪ９４３—２０１８《黄金行业氰渣污染控制技术规范》尾矿库处置标准要求，
试验仪器：臭 氧 发 生 器；３Ｒ－Ｏ实 验 室 试 验 装 置；ＵＶ－１７００紫 外 分 光 光 度 计；ＰＨＳ－３Ｃ ｐＨ 计； ＡＡ６３００原子吸 收 分 光 光 度 计；ＩＣ１０００离 子 色 谱 仪； 化学滴定装 置；７８－１磁 力 加 热 搅 拌 器；ＢＳＡ２２４Ｓ分 析天平。
试验药剂：浓硫酸、氢氧化钠、石灰，均为分析纯。
表 ２ 氰渣毒性浸出液分析结果
ｍｇ／Ｌ
成分 ρ
标准１） 成分
ρ 标准１）
总氰化合物 ７２．３５ ５．０ 总 Ｃｒ ０．０６ １２
Ｃｕ ０．４５ ７５ Ｃｒ６＋ ０．０５ ２．５０
Ｚｎ ０．１６ ７５ Ｈｇ ０．０６ ０．２５
Ｐｂ １．８２ ５ Ｃｄ ０．０１ ０．５０
注：１）ＨＪ９４３—２０１８《黄金行业氰渣污染控制技术规范》。
收稿日期：２０１９－０９－２０；修回日期：２０２０－０３－３１ 作者简介：杨 义（１９８９—），男，黑龙江林甸人，助理工程师，从事黄金冶炼行业安全环保管理工作；辽宁省凤城市刘家河镇，辽宁天利金业有限责
从某氰化尾渣中回收金的研究
从某氰化尾渣中回收金的研究喻明军;焦芬【摘要】In order to resolve problems such as serious sliming and severe depression of gold-bearing minerals of a cyanide residue from a gold mine in Liaoning Province,flowsheets like grinding-slime dispersion and depression-flotation of activated sulfide minerals were proposed based on tests of desliming and flotation reagent. With sodium carbonate and water glass as regulators,amyl xanthate and ammonium dibutyl dithiophosphate as collectors, and copper sulfate as an activator,Au grade of the obtained gold concentrate was increased from 4.87 g/t to 26.03 g/t with the corresponding 65.12% recovery.%针对辽宁某金矿氰化尾渣泥化严重且其中载金矿物被强烈抑制的问题,进行了脱泥试验和浮选药剂条件试验,最终提出磨矿-矿泥分散和抑制-硫化矿活化浮选工艺流程,采用碳酸钠和水玻璃为组合调整剂,戊黄药和丁铵黑药为组合捕收剂,硫酸铜为活化剂,金回收效果明显,金精矿中金品位从4.87 g/t提升至26.03 g/t,回收率为65.12%.【期刊名称】《矿冶工程》【年(卷),期】2018(038)002【总页数】4页(P66-69)【关键词】氰化尾渣;金;重选;提金;脱泥;浮选【作者】喻明军;焦芬【作者单位】中冶长天国际工程有限责任公司,湖南长沙410005;中南大学资源加工与生物工程学院,湖南长沙410083【正文语种】中文【中图分类】TD982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］。