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导读：因为金的特殊作用，从选金属尾矿中再选金受到较多正视。实践证实，因为过去的采金及选冶技术落后，致使相称一部门金、银等有价元素丢失在尾矿中了。占有关资料报道，我国每出产1t黄金，大约要消耗2t的金储量，回收率只有
因为金的特殊作用，从选金属尾矿中再选金受到较多正视。实践证实，因为过去的采金及选冶技术落后，致使相称一部门金、银等有价元素丢失在尾矿中了。占有关资料报道，我国每出产1t黄金，大约要消耗2t的金储量，回收率只有50%左右，也就是说，大约还有一半的金储量留在尾矿、矿渣中。国外的实践表明，金属矿中有50%左右的金都是可以再回收的。
　　在我国20世纪70年代前建成的黄金出产矿山，选矿厂大多采用浮选、重选、混汞、混汞+浮选或重选+浮选等传统工艺，技术装备水平低，出产指标差，金的回收率低。尾矿中金的品位多数在1g/t以上，有些矿山甚至达到2～3g/t;少数矿石物质组分较复杂的矿山或高品位矿山，尾矿中的金品位达3g/t以上。跟着近年来选冶技术水平的进步，特别是在海内引进并推广了全泥氰化炭浆提金出产工艺后，这部门老尾矿再次成为黄金矿山的重要资源。选矿本钱如按照全泥氰化炭浆出产工艺计算，在尾矿输送间隔小于1km的前提下，一般盈亏平衡点品位为0.8g/t。因此尾矿金品位大于0.8g/t者，均可再次回收。同时，金尾矿中的伴生组分，如铅、锌、铜、硫等的回收也应得到正视。
　　一、从金矿尾矿中回收铁
　　(一)磁-重联合回收工艺
　　陕南月河横贯安康、汉阴两市县，沿河有五里、安康、恒口、汉阴4座砂金矿山，9条采金船，3个岸上选厂。月河砂金矿经采金船和岸上选厂处理后所得尾矿中共有21种矿物，矿物以强磁性矿物为主，弱磁性矿物为辅，夹杂有微量的非磁性矿物，目前可利用的只有4种：磁铁矿(42%)、赤铁矿(18%)、钛铁矿(18%)、石榴石(17%)、其中石榴石以铁铝石榴石为主。以磁铁矿为主的铁精矿作为强磁性矿物，在砂金尾矿中含量最多，一般为60%，小于1mm粒级中含量达90%以上。
　　考虑到选厂尾矿中的粉尘已被重选(砂金矿山均采用重选法)介质&&水浸洗过，故可采用干式分选工艺分选铁精矿，既可简化工艺设备，又可减少脱水、浓缩和过滤功课，减少占地面积和选矿用水。
　　安康金矿根据选厂尾矿特性，通过实践，采用&P600&600(214.97kA/m)永磁单辊干选机和CGR-54型(1592.36kA/m)水磁对辊强磁干选机顺次从尾矿中分选磁铁矿、赤铁矿(合称铁精矿)及钛铁矿与石榴石连生体的两段干式磁选工艺，在流程末还增加了两台 XZY型摇床，用来分选泥砂废石中的金。利用该工艺，安康金矿每年可从选厂尾矿中获得铁精矿1700t，回收砂金2.187kg，铁精矿以守旧价136元/t、黄金以96元/g计算，年共创产值44.12万元。
　　陕南恒口金矿采用单一的&P600&600mm(87.58kA/m)永磁单辊干选机从选厂尾矿中分选铁精矿，精矿产率达31.2%，选得铁精矿的品位为 65%～68%，从尾矿中可产铁精矿1100t/a，借助摇床从中可选砂金1.5309kg，共创产值近30万元。
　　(二)磁选-焙烧-磁选回收工艺
　　汉阴金矿依照尾矿性质，选择了场强为135.35kA/m的湿式磁选机从尾矿中分选铁精矿，分选铁精矿后的尾矿在采用焙烧-磁选的工艺分选出钛铁矿和石榴石 2。据初步估算，可年产钛铁矿360t、石榴石468t和选铁时末选净的磁铁矿216t，从中分选细金屑1.218kg，共创产值可达 170万元。
　　二、用炭浆法从金尾矿中回收金银
　　银洞坡金矿于1981年建成投产了100t/d的选矿厂，1985年以后选矿工艺为炭浆工艺，出产能力进步到250t/d。在1992年新尾矿库建厂之前，老尾矿库堆存了达90万t左右含金较高的可回扫尾矿资源，含金量约1665kg，含银25t。
　　选矿厂于1996年开始利用原有的250t/d的炭浆厂进行处理尾矿的产业实践，采用全泥氰化炭浆提金工艺回收老尾矿中的金、银。出产工艺流程为：为尾矿的开采利用一艘250t/d出产能力的简易链斗式采矿船，尾矿在船上调浆后由砂泵输送到250t/d炭浆厂，给入&P1500mm&3000mm球磨机和螺旋分级机组成一段闭路磨矿。溢流给入&P250mm旋流器，该旋流器与2号(&P1500mm&3000mm)球磨机形成二段闭路磨矿，其分级溢流给入 &P18m浓缩池，经浓缩后浸出吸附，在浸出吸附过程中，为了扩大处理能力，更进一步进步指标，用负氧机代替真空泵供养，采用边浸边吸工艺，产出的载金炭，送解吸电解后，产成品金。
　　经由产业出产实践，主要指标达到了比较满足的结果。出产能力为250t/d以上，尾矿浓度为20%左右，细度为-0.074mm占55%左右，双螺旋分级机溢流为-0.074mm占75%，旋流器分级溢流-0.074mm占93%，浸出浓度为38%～40%，浸出时间为32h以上，氧化钙用量 3000g/t，氰化钠用量1000g/t，五段吸附均匀底炭密度为10g/L。各主要指标如下：浸原品位：金2.83g/t、银39g/t，金浸出率为 86.5%，银浸出率为48%，金选冶总回收率为80.4%，银选冶总回收率为38.2%。
　　据老尾矿库尾矿资源的初步勘察，含金品位大于2.5g/t的尾矿约38万t，可供炭浆厂出产4～5年，按产业出产实践推，则可从尾矿中回收金 760kg，银5t，创产值7000多万元。同时指出，因为处理尾矿的自接本钱较低，因而处理大于1g/t的尾砂也稍有盈利，，它不仅增加了黄金产量，也可降低企业的出产用度，因此处理1g/t以上的尾矿也是有利的。
　　三、从金尾矿中回收硫
　　山东省七宝山金矿矿石类型为金铜硫共生矿，金属硫化物以黄铁矿为主，另有少量黄铜矿、斑铜矿，含金矿物主要有天然金、少量银金矿;金属氧化物以镜铁矿、菱铁矿为主，脉石矿物主要有石英、绢云母等。选别工艺流程采用一段磨矿、优先浮选流程，一次获得金铜精矿产品。1995年以来，从选金尾矿中回收硫精矿，最初采用硫酸活化法回收硫，但因为本钱太高，于1996年下半年采用了旋流器预处理工艺，使选硫功课本钱降低了45%，取得了很好的效果。
　　对优先浮选的尾矿进行分析发现。矿浆不仅pH值高，而且含有很多细小的石灰颗粒，同时因为矿石中黄铁矿的散布粒度粗，密度比脉石矿物大，因而采用旋流器对选金尾矿矿浆进行浓缩脱泥，丢掉细泥部门，沉砂加水搅拌擦洗可以恢复黄铁矿的可浮性，通过下一步的浮选功课，获得硫精矿。&P350mm旋流器安装在搅拌槽上方，沉砂进入搅拌槽，同时补加净水，选硫浮选中采用一次粗选、一次扫选流程，加黄药60g/t、松醇油40g/t。
　　工艺不使用硫酸，使选硫精矿本钱降低，获得的硫精矿品位达37.6%，回收率82.46%，且精矿含泥少，易沉淀脱水，可年增加效益约120万元。
　　四、金尾矿堆浸
　　三门峡市安底金矿对混汞-浮选尾矿进行小型堆浸试验，共堆浸1640t尾矿，尾矿含金品位为4～5g/t，堆浸后取得了终极尾渣含金品位0.7g/t，浸出率80.56%，炭吸附率99.30%，解吸率99.30%，总回收率为79.44%的技术指标。
　　五、国外从尾矿中回收金
　　南非是世界上最大的黄金出产国，也是最早开始大规模地从尾矿中回收金的国家。在南非估计有34亿t含金品位在0.2～2g/t的金矿尾矿，同时每年还产出约8000万t的尾矿，目前南非的19个浮选厂中有12个处理尾矿，其中6个处理回收老尾矿，6个处理出产过程中的尾矿，从中回收金。南非于1985年建成了世界上最大的尾矿再处理工程(Anglo-American公司的Ergo尾矿处理厂)，每月能处理200万t尾矿。
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银洞坡金矿氰渣浮选尾矿的综合回收
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从金矿浸出尾渣中再回收金的研究
发布时间：
14:30   作者：佛瑞机械   来源：
随着黄金矿产资源的日趋减少，氰化尾渣已成为宝贵的二次资源。如何经济有效地回收氰化尾渣中的金、银、铜、铅、锌等多种有价元素及残留氰化钠...
&&& 随着黄金矿产资源的日趋减少，氰化尾渣已成为宝贵的二次资源。如何经济有效地回收氰化尾渣中的金、银、铜、铅、锌等多种有价元素及残留氰化钠，已成为黄金行业技术研发重要内容。这不仅能变废为宝，产生经济效益，而且能减少对环境的污染，产生良好的社会效益。氰化尾渣是浮选金精矿经氰化作业后得到的尾渣，由于矿石性质及采用的提金工艺流程不同，尾渣中有价金属及矿物的性质、种类、含量也均有不同。小秦岭地区某黄金冶炼厂所购的金精矿按精矿质量标准分两个生产系列分别生产。其中一系列，经一段&氧化焙烧一氰化浸出&处理小秦岭地区易浸精矿，氰化尾渣一直控制在2g/t以内，生产指标稳定。二系列采用二段&预氧化焙烧一氰化浸出&，处理从全国不同地区采购的高砷、高碳复杂难选冶金精矿，氰化尾渣普遍& 多偏高，个别尾渣高达5g/t左右。开展对二系列生产线尾渣再回收试验研究，提高资源利用率，增加企业经济效益有着重要的意义。
1&&& 试样性质
&&& 试样为棕红色，其中有价金属有：金3.61g/t，银41.23 g/t，铜0.3%，铅1.51%，试样多元素分析结果见表 l，金赋存状态见表 2，金的粒度特征见表 3。
&&& 由表1可知，试样中除有价元素金、银可回收外，铜铅也达到可回收的品位。
&&& 由表2-3可知，试样中可浸金极少，仅占2.31%，说明氰渣在氰化浸出过程中较彻底，其它大部分金在-53 &m粒级中，并以包裹状态赋存，其中铁矿物 啤金占55.62%，残留硫化物中金占17.65%，石英中金占20.47%，铁矿物中包裹金占比例最大，其原因是金精矿在焙烧过程中，金属硫& 二化物在形成赤铁矿和致密褐铁矿时，对金形成二次微细包裹，其中金在-53&m粒级中占82.16%，被氧化铁、石英和残余硫包裹占93.74%，是造成原生产浸金尾渣品位过高的主要原因。
2& 试验研究
&&& 试样中含硫1.35%、铅1.51%、铜0.30%，均已达到可回收品位，采用浮选法对铅铜以及硫化物进行探索性试验，金的回收采用硝酸预氧化浸出技术打开金的包裹体，然后进行炭浸再回收试验。
2.1& 浮选探索性试验
&&& 金精矿浸出尾渣中的残留氰根离子对试样中的硫化物、金、铜有较强的抑制作用。试样经再磨至-53 &m占90%，加硫酸 200 g/t搅拌1h优先除氰，调整剂使用石灰(pH 8-9)，水玻璃200g/t，活化剂使用硫化钠1000g/t，硫酸铜200g/t，捕收剂用丁基黄药50g/t，起泡剂用松醇油30 g/t，探索性浮选试验原则流程见图1，试验结果见表 4。
&&& 由表4可知，在浮选试验中，尽管采用了再磨、除氰和硫化活化，有用矿物还是没有得到富集，说明试样在焙烧过程中，氧化程度过深，无法用浮选法选出，
2.2& 预氧化一氰化炭浸试验
&&& 试验中，将试样细磨至-43&m占95%氰化浸出，浸出率为23.26%，说明通过磨矿是无法彻底打开金的包裹体得到理想金的浸出率。
硝酸预氧化浸出技术在20世纪90 年代由美国MTI 公司提供技术，在哈萨克斯坦 Bakyrchik选冶厂成功使用。它主要用于处理金的砷黄铁矿和黄铁矿包裹的难浸金矿石。在试验中，它除对残留黄铁矿起到氧化预处理外，对褐铁矿包裹同样起到预氧化作用，其原理为：Fe203+6HN03=2Fe( N03)2+3H20
&&& 硝酸预氧化氰化浸出试验工艺流程见图2。
&&& 将试样调浆，浓度为33%，加酸预氧化搅拌处理，然后过滤，酸水返回使用或还原后再使用，滤渣调浆，浓度为30%，石灰调pH为10.5，加氰化钠进行炭浸，得到载金炭和最终尾矿。
2.2.1& 硝酸用量试验
&&& 试样进行调浆，硝酸用量变量，酸浸搅拌时间12 h，滤渣调浆，石灰调整 pH=10.5，氰化钠用量4 kg/t，氰化浸出36 h（氰化浸出条件下同），硝酸用量预氧化浸出试验结果见表 5。
&&& 由表5得知，硝酸用量30 kg/t进行预氧化时，金的浸出效果最佳，此时酸浸的pH为4，
2.2.2& 助浸剂 F-l用量试验
&&& F-l助浸剂属酸性药剂，对石英、铁矿物具有强烈的腐蚀、溶解作用。在预氧化中，可打开部分石英脉石、硅酸盐和Fe0中包裹金，以强化预氧化过程。硝酸加30 kg/t，pH为4，F-l用量为变量，预氧化搅拌浸出12 h后，脱酸过滤，滤渣调浆& 个后炭浸浸出。F-l预氧化浸出用量试验结果见表6。
&&& 由表 6可知，当F-l添加至16.0 kg/t以上，尾渣品位变化不明显，故确定F-l添加量16.0 kg/t为宜（此时pH为3）。
&&& 试验中，预氧化时间达12 h时，才有较好的回收效果。在生产中，长时间的预氧化处理会造成& 支投资、生产成本过高和难以控制，加温顶氧化可节省设备投入。缩短预氧化时间。
在其它条件不变的情况下，对矿浆进行加温预氧化处理，时间预设为5h，采用不同温度进行预氧化处理，金氰化炭浸试验结果见表 7。
&&& 表 7试验结果表明，预氧化温度80-90℃，金浸出率相近，选择预氧化温度80℃为宜。在试验中，将加温预氧化时间缩至4h,金浸出率开始降低，适宜的预氧化时间为5h。
2.3& 氰化浸出时间和氰化钠用量试验
&&& 试样经加温预氧化处理后进行炭浸氰化钠用量试验和炭浸时间试验，炭浸试验条件为：矿浆浓度30%，pH控制 10-11，结果表明氰化钠用量为4.0kg/t时炭浸效果最佳，如减小氰化钠用量，浸出率会降低，增加氰化钠用量，浸出率保持稳定。同时浸出时间为30 h时，炭浸指标最好。
&&& 炭浸尾渣中的金物相分析表明，大部分金赋存于致密铁矿物和其它脉石矿物中，采用高温高压硝酸预氧化浸出试验，尾矿含金可降至0.87 g/t，金的回收率可提高到75.91%，但成本会咸倍增加。银和铅在预氧化后滤渣中含量非常低，说明它们在加温硝酸预氧化处理过程中以硝酸银和硝酸铅形式存在，可从预氧化滤液中予以回收。
&&& 1)将试样调浆，浓度为30%，加硝酸 30.0kg/t、F-1助浸剂 16.0 kg/t，温度控制 80℃，预氧化搅拌浸出5h，然后过滤脱酸，酸水可返回使用，滤渣再调浆，浓度30%，加石灰调整 pH为10.5，加氰化钠4 kg/t，炭浸 30 h，金回收率达70.25%。说明&预氧化一炭浸&工艺对回收金精矿在焙烧过程中形成的氧化铁、硅酸盐二次包裹金以及残留 硫化物包裹金，是经济可行有效的。
&&& 2)由于金精矿氰化浸出尾渣在原选冶工艺中经过再磨、搅拌浸出，尾渣已经很细，再经过硝酸预氧化搅拌处理会更细，采用炭浸工艺使金在选冶过程中&边浸边收&，尽量避免细泥对金的吸附和细泥将金带人尾矿中。
&&& 3)建议将氧化焙烧后的精矿进行预氧化浸出试验研究，如果在现有生产中成功运用，成本会更低，效益更明显。
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为兴趣而生，贴吧更懂你。或岩金氰化尾渣综合回收技术探析--《中国矿业科技文汇——年
岩金氰化尾渣综合回收技术探析
【摘要】：自20世纪80年代中期以来,经过我国选矿科技工作者多年的潜心研究与生产实践,从河南灵湖金矿与吉林赤卫沟金矿到拥有独立知识产权和全套设备国内自己加工、制造金矿石全泥氰化提金工艺专利问世以来,我国黄金氰化提金技术得到了长足的发展。除氧化金矿石氰化提金外,原生金矿石氰化提金,金精矿氰化提金等工艺在国内快速发展,促进了我国岩金选矿工艺的大幅度提高。进入21世纪之后随着金矿石品位下降与目前国内外金价在高位徘徊情况下,其尾矿综合回收有价元素也在全国范围全面展开。
【作者单位】：
【关键词】：
【分类号】：X753;TD953【正文快照】：
我国黄金工业产量从解放初期的4.〇7 t/a到2010年的341 t/a,经历了翻天覆地的变化,从一个名不见经传的黄金生产小国一跃而成为世界第一黄金生产大国,其坎坷发展非常不易[1]。然而,我国黄金工业解放初期发展缓慢,一直到改革开放之后才发展迅速;尤其是岩金选矿工艺在20世纪50年
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