从氰化尾渣中回收金、银的研究进展
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
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
金氰化尾渣回收铅银提高精矿品位的试验研究
金氰化尾渣 回收铅银提高精矿品位 的试验研究
王 宝胜 谢敏 雄 陈丽红
( 山东黄金集 团仓 上选矿厂 )
摘
要: 由于氰渣选铅银原品位 下降, 铅精矿品位低。对浮选精矿采 用高矿浆浓度下添加 A
剂预先搅拌处理. 浮精低 浓度再选工艺, 可有效消除泡沫发粘的 负面影响, 高精矿质量, 提 该工艺投 产后铅精品位提高了94 %, .4 铅回收率提 高了 1 %, 回收率提 高了2 .7 全年增效 9 2 银 0 1 %, 0万元 以
上, 取得 了较好 的经济 效益 。
关键 词 : 氰渣 选铅银 ; 先处理 ; 矿再 选 ; 预 精 泡沫发 粘
中图分类号 :7 1 X 5
文献标识码 : A
文章编号 :0958 ( 0 }40 3.3 10.632 70 . 2 0 0 0
Ex e i n alRe e r h n Re o e i g a a iv r f o p rme t s a c o c v rn Le d nd S l e r m Cy i e n a d d Gol ii st m p o eCo c nta e Gr d d Ta l ng o I r v n e r t a e
1 原料 性质
氰渣铅原料中金属矿物主要有黄铁矿 , 方铅矿 , 其次是黄铜矿 , 闪锌矿及少部分银矿物; 非金属矿物 为石英 、 绢云母和长石等矿物。主要铅矿物有方铅 矿, 白铅矿 , 铅黄 , 铅矾 , 及少量铅铁矾 , 原料化学多 元素分析 , 铅物相分析见表 1表 2 、 。
2 原生产 工艺流 程介 绍
W a gB o h n Xi M ixo g Ch n Lio g n a se g e n in e h n
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
青海滩涧山焙烧氰化尾渣回收金银
3 2・
有 色金 属 ( 炼部 分 ) 2 1 冶 0 1年 8期
DOI 1 . 9 9 j is 1 0 —5 5 2 1 . 8 0 9 :0 3 6 / .sn. 0 77 4 . 0 1 0 . 0
青 海 滩 涧 山焙 烧 氰 化 尾 渣 回收金 银
刘大学 , 郭持 皓 , 云 , 朝 新 王 袁
青 海滩 涧 山 目前 建 有一 套 日处 理 4 0 t 8 的焙烧 氰化 提 金冶 炼厂 , 日产 焙 砂 氰 化尾 渣 30 t 右 , 8 左 氰 化 尾渣 消毒 后 直接 送尾 矿库 堆存 , 占用 了大量 土 地 。
5 %左右 。 0
1 试 验 原料
试 验 用 原 料 含 A . 5 g tA 2 9 / , 含 u3 4 / 、 g2 . 7 g t还 有 A . 8 、 .0 、 . 0 和 F 5 5 % 。 s 5 % S10 % C0 4 % 0 e2 . 9
v si ae e tg t d. Th e o e y i ns tsa t r t he p o e s o o si g, r a tn t o la di e r c v r s u a if co wi t r c s fr a tn y h o si g wih c a d ng, mi d e t mpe a d l e r— t r h o i ain r a tn n u f rc a i r te t e t r s e tv l wh l he d sr d r c v r i c e e t u e c lrn to o si g a d s lu i c d p er am n , e p cie y, ie t e ie e o e y s a hiv d wih t ih tm p r t r h o ia in p o e s he h g e e au e c l rn to r c s .Th od a d sle e o e ae wa 9 5 e g l n iv rr c v r r t s8 . 7% a d 5 . % ,r s e tv - y n 3 46 e p ci e
氰化尾渣资源综合回收利用研究进展
氰化尾渣资源综合回收利用研究进展翁占平;杨俊彦;李雪林【摘要】氰化尾渣为黄金氰化提金后的固体废弃物,含有金、银、铜、铅、锌等大量的有用金属,对氰化尾渣吃干榨净后进行综合利用,即增加企业的经济效益又能实现无尾矿矿山.本文从氰化尾渣的来源、危害、综合回收现状等方面,总结了回收有用金属的研究进展,指出了存在的问题.氰化尾渣的综合回收利用肯定能推动黄金冶炼行业的发展,产生巨大的经济效益.【期刊名称】《世界有色金属》【年(卷),期】2017(000)004【总页数】3页(P40-42)【关键词】氰化尾渣;综合回收;浮选【作者】翁占平;杨俊彦;李雪林【作者单位】招金矿业股份有限公司金翅岭金矿,山东招远265400;招金矿业股份有限公司金翅岭金矿,山东招远265400;招金矿业股份有限公司金翅岭金矿,山东招远265400【正文语种】中文【中图分类】TD926随着矿产资源的利用开发,金矿品位越来越低,金矿氰化后产生了大量的尾矿[1]。
尾矿的堆存不仅占用土地,而且对环境造成具大隐患。
当今社会越来越注重环保与安全,从21世纪开始,各大金矿氰化企业均开展了氰化尾渣资源综合回收利用研究,目的在于将氰化尾渣中的有用金属充分利用,以达到降本增效,促进企业的可持续发展。
广大科研工作者对氰化尾渣进行了大量的研究,但仍然没有完全解决综合回收利用的问题,因此,对氰化尾渣中有用金属的回收利用进行深度试验研究是非常有意义的[2]。
1.1 氰化尾渣概况1.1.1 来源矿山为不可再生资源,矿产资源是工业发展不可缺少的物质基础[3],中国虽然是资源大国,但中国人口众多,导致人均资源量确很少,在世界上排名靠后,随着矿产资源的不断开采,高品位和易采的浅部矿体越来越少,复杂难处理矿开采难度大、成本高[4]。
随着经济的不断发展,可持续性发展与资源和环境的矛盾日渐突出,环境与资源的矛盾成为制约我国可持续性发展的瓶径,目前我国堆存大量尾矿,含有大量金、银、铜、铅、锌等有价元素,尾矿的堆存不仅占用土地,而且造成了资源的浪费[5],因此,尾矿资源综合回收利用成为制约我国矿产经济发展的一大难题。
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]。
氰渣综合利用提取金银的试验研究
氰渣综合利用提取金银的试验研究
张福元;张玉华
【期刊名称】《稀有金属材料与工程》
【年(卷),期】2007(36)A03
【摘要】通过正交试验详细考察了矿浆浓度、硫酸过剩系数、反应温度和反应时
间等因素对氰渣浸铁率的影响。
结果表明:矿浆浓度为35%、硫酸过剩系数为1.3、反应温度为100℃、反应时间为2.5h的试验条件下,铁的浸出率最高,可达97.80%。
对比氰渣和浸铁渣金、银的氰化浸出效果发现:氰渣再氰化金、银的浸出率分别为5%和10%,而浸铁渣再氰化金、银的浸出率则分别高达87%和80%,因此氰渣浸铁再氰化是提高金、银回收率的有效途径之一。
【总页数】4页(P335-338)
【关键词】氰渣;氰化浸出;铁;金;银;浸出率
【作者】张福元;张玉华
【作者单位】河南中原黄金冶炼厂
【正文语种】中文
【中图分类】TG146.4
【相关文献】
1.用特殊井巷结合疏干法开采砂金矿;黄金快速提纯方法;从金铜矿中提取铜铁金银
硫的方法;过氧化氢氧化法处理含氰废水工艺;湿法冶金无氰工艺及其专用设备 [J], 2.提金渣氯化焙烧提取金银的试验 [J], 黄海辉;王云
3.高氰高碱条件下从氰化尾渣中综合回收金银铅锌的研究与应用 [J], 秦贞军; 王宝胜; 杨荣华; 王虎; 林蜀勇; 李瑜; 程雨波; 华明旭
4.大蒜精油提取后废弃物综合利用的研究(Ⅱ)——蒜渣综合利用的内容和方法 [J], 魏金凤;曾小兰;王予东;陈永飞
5.大蒜精油提取后废弃物综合利用的研究——蒜渣综合利用的意义及成分分析 [J], 魏金凤;宋世林;叶先锋;彭春
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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
氰化尾渣资源综合回收利用研究进展
资源与环境化 工 设 计 通 讯Resources and EnvironmentChemical Engineering Design Communications·201·第44卷第9期2018年9月现阶段氰化方法是提取金的重要工艺,具有成本低,回收率高的特点。
在提取金的过程中,会产生大量氰化尾渣,在氰化尾渣中含有具有回收潜力的矿物,可以进行综合回收利用。
但是在传统方式上对于氰化尾渣的处理方式是进行填埋处理,如果进行填埋处理会在一定程度上造成资源浪费和环境污染。
氰化尾渣中含有大量的残留的CN -和浮选药剂,同时在氰化尾渣中矿物颗粒比较细,在氰化尾渣中的矿物会受到氰化的影响,很难活化。
在氰化尾渣中,含有的金属不同,需要采取不同的回收利用技术,从而推动黄金冶炼行业的发展。
1 成分及回收意义氰化尾渣作为黄金氰化后废弃物,在氰化尾渣中含有大量的有用金属,具有很大的经济价值。
如果可以把氰化尾渣中的有用金属进行合理的收回,将会产生巨大的经济价值。
根据国家对循环经济的倡导,应对当氰化尾渣含有的资源进行回收利用。
在氰化尾渣中,对有用的金属进行回收利用,能够对生态环境起到保护作用,能够更好地促进矿山的可持续发展。
2 综合回收利用现状根据国家对循环经济的倡导,我国的氰化尾渣综合利用方面有了很大提升。
随着经济的发展,企业对于氰化尾矿回收利用越来越重视,引进了新技术、新工艺,取得了很好的经济效益,也在一定程度上缓解了资源压力,促进了矿山的可持续发展。
随着我国的经济的发展,广大冶金科研工作者,进行了大量的实验,推出了更多的新型设备和药剂,从而推动了氰化尾矿资源综合回收的发展。
2.1 回收金银在氰化尾渣处理中,浮选法是常用的一种方法。
在氰化尾渣中,颗粒比较细,而且残留的氰化物对于浮选药剂有一定的抑制作用,所以运用浮选法从氰化渣中回收金银还有一些技术难题需要攻克。
在现阶段,用浮选法提取氰化尾矿中金和银的方法有以下两种方式。
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。
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]。
氰化尾渣资源化利用技术方案及研究进展
2.2矿浆电解-萃取反萃-光催化技术-技术特点
氰化尾渣水洗矿浆电解破氰,可同时破坏 游离氰与金属氰络合离子及黄铁矿包裹;
不用调节pH,洗水可直接返回选矿或氰化 提金工段循环利用;
省却了洗涤过滤环节,同时借助电场作用 及离子的定向迁移作用强化了渣表面游离 氰及金属氰络合离子的洗脱及扩散;
在同一个装置中完成了破氰、重金属浸出 和金属电沉积过程;
2.50 1.4
99 98 97.60 97 96 95 94 93 92 91 90
1
97.49
97.41
96.65
2
3
4
循环次数(次)
96.45 5
草酸浓度为1 mol/L时铁反萃率可达到82.64%,反萃液中存在[Fe(C2O4)]33-、 Fe(C2O4)+、Fe(C2O4)2-、FeSO4(C2O4)-,锌浓度仅0.628 mg/L,未检测到铜,反萃后有 机相经5次循环后仍具有良好的萃取效果。
/%
/(g/t)
39.10
1.95
38.92
2.01
38.86
1.93
38.96
1.96
Intensity/cps
¨ * FeS2 ¨ SiO2
*
¨
*
**
¨*
*
*¨
* * * ¨ with electrolysis
¨*
*
** * ¨ * * * ¨ without electrolysis
10
20
30
03 研究进展
3.1矿浆电解-萃取反萃-光催化技术-工艺实验
Fe浸出量/g
90 80 70 60 50 40 30
400
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。
氰化尾渣中有价元素回收及未来发展
2018年08月氰化尾渣中有价元素回收及未来发展李环陈明泽(山东黄金冶炼有限公司,山东莱州261400)摘要:在我国,多地均堆积有大量的氰化尾渣,其作为固体废物具有一定的危险性,长期堆积将不可避免对生态环境造成影响,同时氰化尾渣中还含有一些可回收的有价元素,因此,通过对氰化尾渣进行回收处理,不仅能降低资源浪费,还能减少对生态环境的破坏,同时还能实现矿石资源的利用最大化。
关键词:氰化尾渣;有价元素;回收;发展1氰化尾渣的分类及元素组成氰化尾渣是我国冶金企业在进行提金过程中产生的尾渣,通常情况下,冶金企业所用提金工艺与原料不同,其所产出的氰化尾渣也有所不同。
现阶段的氰化尾渣分类主要有全泥氰化尾渣,焙烧氰化尾渣以及金精矿氰化尾渣。
这三类氰化尾渣中的主要元素都是硫、铁、钙、镁、铝、硅,有的还含有铜、铅、锌、金等。
相关研究表明,全泥氰化尾渣中有价元素较少,而金精矿中则含有大量的硫、铁、铜、铅、锌以及金。
2氰化尾渣中有价金属的回收2.1Cu 、Pb 及Zn现阶段我国主要采用浮选法对氰化尾渣中的Cu 、Pb 及Zn 进行回收,但因Cu 、Pb 及Zn 在历经提金工序及浮选工艺后,其所属矿物性质已经发生变化。
通常根据回收流程可做如下分类:浮铅锌抑铜,浮铅抑铜锌,浮铜铅抑锌。
2.1.1浮铅锌抑铜Cu 、Pb 及Zn 与CN -结合的作用力如表2-1:表2-1不同中心离子与CN -结合的强弱对比中心离子Cu Pb Zn金属氰化物Cu(CN)43-Pb(CN)43-Zn(CN)42-稳定常数23.110.319.6由表中可发现,Cu 与CN -进行结合时最为稳定,也就是说较之于Zn 和Pb ,CN -对Cu 具有较强的抑制力。
根据此发现,当对矿浆的pH 进行调整处理时,可使Zn 和Pb 矿物中的氰化物优先脱离,但在Cu 矿物中,氰化物仍然存在,对Cu 继续产生抑制作用。
至此,通过使用浮选法即可将Zn 和Pb 完全捕收,实现Zn 和Pb 与Cu 的分离。
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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。
采用湿法处理氰化尾渣,一般通过浸出破坏金、银的包裹态,使金、银裸露并富集。
采用火法处理氰化尾渣,一般通过焙烧破坏黄铁矿或者赤铁矿对金、银的包裹,使金、银充分裸露。
采用浮选法回收氰化尾渣中的金、银,一般使金、银富集在精矿中,再进行回收利用。
二、从氰化尾渣中回收金、银的方法1、湿法回收金、银根据氰化尾渣中大部分金、银被铁矿物包裹的特点,科技工作者提出湿法处理氰化尾渣的思路,即利用湿法冶金手段使金、银解离成单体。
由于各地氰化尾渣在性质上存在差异,所以处理方法也不尽相同。
按预处理方法的不同,具体又可分为酸浸-浸出法、氧化-浸出法、细磨—浸出法等方法。
(1)酸浸—浸出法采用酸浸—浸出法处理氰化尾渣,主要适用于处理金被赤铁矿包裹的氰化尾渣。
高酸条件下,尽可能的使渣中的Fe2O3与H2SO4反应,主要反应式如下所示: Fe2O3+ 3H2SO4→Fe2( SO4)3+ 3H2O铁进入溶液,金、银的包裹态被有效破坏,从而使金成单体态解离出来,并将金、银富集在渣中,方便下一步对金的浸出回收,而含铁浸出液经处理后,可用于制造铁红、铁黄等氧化铁颜料,实现对氰化尾渣综合利用的目的。
肖景波等以含金 15g/t、银150g/t、氧化铁44.64%,氧化铝5.53%的氰化渣为原料,采用高酸浸出铁、铝,非氰化浸出金、银工艺,在优化工艺条件下铁浸出率97.3%、铝浸出率98.2%、金、银浸出率分别为92.7%和95.4%。
并由酸浸出液制得了氧化铁红工业颜料和冰晶石,由非氰化浸出液分离收得了金和银,实现了对氰化渣的全元素无害化综合利用。
张福元等以含金2.1g/t、银63.7 g/t、铁28.4% 的氰化尾渣为原料,采用酸浸—氰化工艺,在矿浆浓度为35% 、硫酸过剩系数为1.3、反应温度为100℃、反应时间为 2.5 h 的条件下将氰化尾渣进行硫酸浸铁,铁的浸出率为97.80% ,有效破坏了氧化铁对金、银的包裹,使金、银充分裸露并富集在渣中,其后将浸铁渣氰化浸出,金、银的浸出率分别为86.2% 和80.2% 。
尚军刚等以含金1.82 g/t、银78 g/t、铁26.8% 的氰化尾渣为原料,采用高酸浸出—氰化工艺对氰化尾渣进行处理。
高酸浸出过程硫酸用量为理论用量的3.5倍、浸出温度为90℃、搅拌浸出时间4h,铁的浸出率可达93.33% 。
经高酸浸出后金、银被富集到渣中,其后对浸出渣进行氰化浸出,金、银的浸出率分别可达90%和70.62% 。
酸浸—浸出法处理氰化尾渣的优点在于流程短、能耗低。
但由于氰化尾渣中金的赋存状态较为复杂,金多与石英和铁矿物等杂质互相嵌存包裹,导致氰化尾渣经酸浸处理后,仍有部分金被石英等杂质包裹难以浸出。
而且酸浸法处理氰化尾渣,需在预处理前将氰化尾渣进行脱氰处理,否则在处理过程中会反应生产大量有毒气体 HCN。
同时酸浸法会产生大量的酸性浸出液需处理,所以工艺有待进一步优化,但在处理石英含量较少,赤铁矿含量较高的氰化尾渣时,酸浸—浸出法会有较好的应用效果。
(2)氧化—浸出法当氰化尾渣中的铁以黄铁矿形式存在,湿法中多采用氧化法对氰化尾渣进行预处理。
氧化处理是指在氰化尾渣进行预处理过程中加入高锰酸钾、次氯酸钠等氧化剂,例如加入高锰酸钾和硫酸后,可能发生的反应如下所示:16H++ 6Mn O4-+ 2Fe S2→2Fe3+ + 4SO42 -+ 6Mn2 ++8H2O24H++ 3Mn O4-+ 5Fe S2→ 5Fe3 ++ 10S + 3Mn2 ++12H2O黄铁矿被氧化后,铁进入溶液,金、银的包裹态被破坏,且金、银被富集在渣中。
含铁浸出液经处理后,也可用于生产氧化铁颜料,富集金、银的浸出渣经浸出后回收金、银。
翟毅杰等以含金 2.21 g/t、银 40.4 g/t、铁22.91% 的氰化尾渣为原料,渣中铁以黄铁矿形式存在,金、银以微细粒状态被黄铁矿包裹其中。
采用高锰酸钾为氧化剂对氰化尾渣进行氧化—浸出,在反应时间 5 h、搅拌速率 700 r/min、液固比20、高锰酸钾用量75 g/L、反应温度80℃、硫酸初始浓度1.3mol/ L 的条件下,有效的破坏了硫化物对金、银的包裹,铁的浸出率可达 92.82% ,使渣中金、银分别富集到4.25 g/t 和76.92 g/t。
史娟华以含金5.28 g/t、铁 32.1% 的氰化尾渣为原料,采用次氯酸钠为氧化剂,在氯化钠溶液中进行浸出。
在温度50℃、反应时间3h、氯化钠浓度100 g/L、液固比4的条件下,对氰化尾渣进行直接浸出,金的浸出率可达到41% 以上。
K.Fernando 等以含金 1.37 g/t 的氰化尾渣为原料,采用双氧水为氧化剂,在酸性环境下对氰化尾渣进行浸出,有效的破坏了黄铁矿对金的包裹,浸出液通过离子交换膜回收其中的铜、锌等元素,浸出渣进行氰化浸出,金的浸出率可达65.55% 。
氧化—浸出法处理氰化尾渣的优点是操作简单,流程短。
但由于氰化尾渣中金与黄铁矿和石英等杂质互相嵌存包裹,存在着经预处理后,仍有部分金被石英等杂质包裹,金浸出率较低的状况。
且氧化预处理成本较高,对设备腐蚀大、且酸性环境下会产生 HCN,工艺有待进一步优化。
但在处理含石英含量较少,黄铁矿含量较高的氰化尾渣时,氧化—浸出法有较好的应用效果。
(3)细磨—浸出法细磨处理氰化尾渣,通常是加入一定量添加剂,并将氰化尾渣细磨至一定粒度,在细磨过程中破坏金、银的包裹体,将金粒有效解离。
其后浸出回收金、银等有价金属。
薛光等以含金3 g/t、银103.4 g/t 的氰化尾渣为原料,经细磨预处理—热浸除铁后,使金、银富集在渣中,并有效除去了金、银表面的钝化膜,其后采用氰化浸出处理浸出渣,金、银的浸出率分别为65% 和41.49% 。
李绍卿等以含金6.8 g/t 氰化尾渣为原料,采用加入助浸剂细磨预处理—氰化浸出的工艺对氰化尾渣进行处理。
预处理阶段在助浸剂含量为3kg/ t 的条件下,氰化尾渣与助浸剂细磨10~30min,其后进行氰化浸出,金的浸出率可达90% 以上。
细磨预处理的优点在于对原料适应性较高,可以有效破坏铁矿物和石英对金、银的包裹,能够有效的提高金、银的浸出率。
但是,在大规模处理氰化尾渣时,细磨需要的能耗较高,会使处理成本增大,工艺有待进一步优化。
2、火法回收金、银火法处理氰化尾渣,也是科技工作者提出来的一种思路,通常采用的工艺有磁化焙烧、高温氯化挥发等。
进行焙烧的目的是为了改善氰化尾渣中金的赋存状态,使被包裹的金解离成单体态,或使载金矿物分解为疏松多孔的结构,从而提高后续金、银的浸出率。
焙烧过程中一般会加入一定量的添加剂,比如碳酸钠、硫化钠等,也是为改善氰化尾渣的性质,提高金、银的浸出率。
而氯化挥发法则是将氰化尾渣和氯化剂一起进行高温加热,使金、银、铜等金属经氯化反应生成具有挥发性的氯化物,再将这些氯化物捕收在烟尘和洗液中进行回收。
马红周等以含金1.67 g/t、银64.31 g/t 的氰化尾渣为原料,采用加入添加剂焙烧—常规氰化的工艺处理氰化尾渣。
在焙烧温度600℃、焙烧时间3h、添加剂用量为氰化渣重量的25% 的条件下焙烧预处理,焙砂进行常规氰化浸出,金银的浸出率可达35.93%和52.15% 。
刘大学等以含金3.45 g/t、银22.97 g/t、铁25.59% 的氰化尾渣为原料,采用高温氯化法从氰化尾渣中回收金、银。
在氯化钙添加量5% 、焙烧温度1200℃、焙烧时间1h 的条件下,金的挥发率为89.57% ,银的挥发率为53.46% ,其后将氯化生成的挥发性物质捕收于烟尘和洗液中,然后通过湿法工艺从中分步回收金、银。
黄海辉等以含金10.36 g/t、银22.47 g/t 的氰化尾渣为原料,采用氯化焙烧—水浸—氰化工艺从氰化尾渣中回收金、银。
在NaCl加入量为10%、焙烧温度 500℃的条件下焙烧60min,其后将矿渣进行氰化浸出,金、银的浸出率可达66.41%和40.18% 。
王安理等以含金1.46 g/t、银38.75 g/t、铁35.5% 的氰化尾渣为原料,采用磁化焙烧—氰化浸出—磁选工艺从氰化尾渣中回收金、银、铁。
尾渣细磨后进行磁化焙烧,其后焙砂进行氰化浸出回收金、银,浸出渣烘干后磁选得到铁精矿,金、银的回收率可达到65.55% 和65.69% 。
Liu bailong 等以含金1.3 g/t 的氰化尾渣为原料,采用磁化焙烧—氰化浸金的工艺从氰化尾渣中回收金。
在焙烧温度为750℃、还原剂添加量为6%的条件下焙烧1.25 h,铁的磁化率可达86.27% ,经磁化焙烧后被赤铁矿包裹的金充分裸露,焙砂进行氰化浸出,金浸出率可达46.14% 。
火法处理氰化尾渣的优点在于适用性强,经火法处理的氰化尾渣,金银的包裹态都被有效的破坏。