氰化尾渣中金的回收试验研究

张世镖

摘要：某黄金矿山生物氧化—氰化炭浸工艺产生的氰化尾渣中金品位较高，为2.40～3.60 g/t。试验考察了焙烧氧化—氰化浸出工艺回收金的可行性。结果表明：在焙烧温度500 ℃、弱氧化气氛下焙烧120 min，获得的焙砂在氧化钙用量15 kg/t、矿浆浓度33 %、氰化钠用量1.0 kg/t、浸出时间24 h条件下进行氰化浸出，浸渣产率为88.80 %，金浸出率在94.92 %以上;采用焙烧氧化—氰化浸出工艺回收氰化尾渣中的金是可行的。该研究为氰化尾渣中金的回收利用提供数据参考。

关键词：氰化尾渣;焙烧氧化;氰化浸出;金浸出率;生物氧化

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）04-0071-04doi：10.11792/hj20200416

引 言

难处理金精矿经过生物氧化预处理后[1]，一般可使金氰化浸出率由30 %～50 %提高至约90 %，金矿资源的利用率得到显著提高[2-3]。金精矿中金品位较高，一般在30 g/t以上，生物氧化—氰化提金企业产生的氰化尾渣中金品位大多在1.50 g/t以上，直接送至尾矿库堆存会造成资源浪费[4]。

某黄金矿山采用生物氧化—氰化炭浸（CIL）工艺处理金精矿，处理规模约为13万t/a，生产过程中产生的大量氰化尾渣直接堆存于尾矿库。该矿山处理的金精矿是由微细粒浸染型金矿石经浮选而得，金的嵌布粒度较细。金精矿即使采用生物氧化预处理后，部分微细粒金仍未能有效解离，导致氰化尾渣中金的品位为2.40～3.60 g/t，具有较高的回收价值。根据氰化尾渣特性，探索焙燒氧化—氰化浸出工艺对氰化尾渣中金回收的可行性，为该部分氰化尾渣资源的利用提供依据。

1 试验部分

1.1 氰化尾渣性质

试验用某黄金矿山生物氧化—CIL流程产生的氰化尾渣，其组分分析结果见表1。由表1可知，氰化尾渣中仅金具有回收价值，其品位为3.45 g/t。

对氰化尾渣进行工艺矿物学研究表明：氰化尾渣中金属硫化物相对含量约为3.33 %，主要为黄铁矿、磁黄铁矿;金属氧化物相对含量约为0.27 %，主要为赤铁矿、磁铁矿、铬铁矿等;脉石矿物主要为石英、长石。氰化尾渣中金的嵌布状态以金属硫化物包裹金为主，占43.71 %;单体及裸露金占29.86 %;脉石矿物包裹金占17.08 %;“劫金”物质吸附金占9.35 %。

该氰化尾渣采用CIL工艺直接浸出时，金浸出率小于20.00 %，为极难处理含金资源。综合考虑，试验采用焙烧氧化—氰化浸出工艺对其进行处理。

1.2 试验方法

1）焙烧氧化。取一定量的氰化尾渣置于坩埚中，并在马弗炉高温条件下保温一定时间，取出，冷却，称量，得到的焙砂用于后续氰化浸出试验。

2）氰化浸出。首先将焙砂装入搅拌槽中，调浆至预定矿浆浓度，添加氧化钙调整矿浆pH，加入氰化钠进行氰化浸金。浸出完成后固液分离，浸渣洗涤、烘干。采用火试金法测定浸渣中的金，计算金浸出率。

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2 h、氰化钠用量5.0 kg/t（试验中氰化钠用量均以焙砂计）、浸出时间24 h。

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 %。

2.1.2 焙烧气氛

在焙烧温度分别为500 ℃、550 ℃，保温时间120 min条件下，考察焙烧气氛对金浸出率的影响，结果见图2。由图2可知：在焙烧温度为500 ℃和550 ℃条件下，充空气与否对金浸出率基本无影响。考虑到焙烧炉的密封性，实际在不充空气焙烧时，炉膛内为弱氧化气氛，但由于氰化尾渣中硫、碳等耗氧物质含量相对较低，对空气的需求量较少，在弱氧化气氛中也能获得较佳的焙烧效果。为进一步考察焙烧气氛的影响，在不充空气条件下料层厚度增加为原来的2倍，获得的焙砂再进行氰化浸出。结果表明，料层厚度增加，焙砂金浸出率与之前基本相同。因此，后续焙烧时不充空气。

2.1.3 保温时间

将装有氰化尾渣的坩埚放入马弗炉中，当温度升至500 ℃后保温一段时间，考察不同保温时间对金浸出率的影响，结果见图3。由图3可知：保温时间从30 min延长至120 min，金浸出率由89.37 %提高至94.96 %;继续延长保温时间至150 min，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120 min。

2.1.4 焙烧氧化综合试验

焙烧氧化综合试验条件及结果见表2，并对获得的焙砂进行组分分析，结果见表3。

由表2可知：在焙烧氧化最佳条件下获得的焙砂氰化浸出指标稳定，金浸出率能够保持在94.98 %以上。试验对产率为89.80 %的焙砂进行组分分析，结果表明：经过焙烧氧化，原料中S、C的氧化去除效果较好，去除率分别为31.04 %、91.91 %。氰化尾渣经过焙烧氧化预处理后，使包裹金的硫化物氧化分解，有机碳等“劫金”物质氧化而改性，有效消除影响金浸出的不利因素。

2.2 氰化浸出試验

以最佳焙烧氧化条件下获得的焙砂为原料进行氰化浸出，考察各因素对金浸出率的影响。氰化浸出试验条件为矿浆浓度33 %、pH值11、碱处理时间2 h、氰化钠用量5.0 kg/t、浸出时间24 h。

2.2.1 氧化钙用量

试验选用氧化钙调整矿浆pH，其用量分别为9 kg/t、12 kg/t、15 kg/t、18 kg/t，考察不同氧化钙用量对金浸出率的影响，结果见图4。由图4可知：氧化钙用量由9 kg/t提高至15 kg/t时，金浸出率由92.64 %提高至94.93 %;进一步提高氧化钙用量，金浸出率无明显改善。综合考虑，氧化钙用量为15 kg/t时即能满足氰化浸出要求。

2.2.2 矿浆浓度

试验调整矿浆浓度分别为20 %、25 %、33 %、40 %，考察不同矿浆浓度对金浸出率的影响，结果见图5。由图5可知：矿浆浓度小于33 %时，金浸出率基本稳定，约为95.00 %;矿浆浓度提高至40 %后，金浸出率降低至92.36 %。这说明矿浆浓度对金浸出率有一定影响，当矿浆浓度较高时，矿浆中溶解氧浓度降低，影响氰化浸出指标，因此矿浆浓度以不超过33 %为宜。

2.2.3 氰化钠用量

试验控制氰化钠用量分别为0.8 kg/t、1.0 kg/t、1.5 kg/t、2.0 kg/t、3.0 kg/t，考察不同氰化钠用量对金浸出率的影响，结果见图6。由图6可知：随氰化钠用量增加，金浸出率先增加后趋于稳定;当氰化钠用量大于1.0 kg/t后，金浸出率基本不再提高。综合考虑药剂成本，氰化钠用量以1.0 kg/t为宜。

2.2.4 浸出时间

试验控制氰化浸出时间分别为16 h、20 h、24 h、28 h、32 h，考察不同浸出时间对金浸出率的影响，结果见图7。由图7可知：当浸出时间由16 h延长至24 h时，金浸出率由91.73 %提高至94.94 %;继续延长浸出时间，金浸出率基本稳定。综合考虑，浸出时间选择24 h。

2.2.5 氰化浸出综合试验

氰化浸出综合试验条件及结果见表4，并对获得的浸渣进行组分分析，结果见表5。

由表4可知：在氰化浸出最佳条件下，焙砂中的金浸出指标较稳定，金浸出率保持在94.92 %以上。

3 结 论

1）某黄金矿山生物氧化—CIL工艺产生的氰化尾渣中金品位为2.40～3.60 g/t，具有综合回收利用价值。试验采用焙烧氧化—氰化浸出工艺对其进行处理。

2）焙烧氧化最佳试验条件为焙烧温度500 ℃、弱氧化气氛下保温120 min，此时焙砂产率高于89.80 %，金浸出率在94.98 %以上。

3）焙砂氰化浸出最佳条件为氧化钙用量15 kg/t、矿浆浓度33 %、氰化钠用量1.0 kg/t、浸出时间24 h，此时浸渣产率为88.80 %，金浸出率在94.92 %以上。

4）焙烧氧化—氰化浸出工艺能够回收生物氧化—CIL工艺产生的氰化尾渣中的金，有效提高了二次资源的利用率。

[参 考 文 献]

[1] 郝福来.生物冶金技术的发展及其在黄金行业中的应用现状[J].黄金，2019，40（5）：51-56.

[2] OFORI-SARPONG G，OSSEO-ASARE K，TIEN M.Mycohydrometallurgy：Biotransformation of double refractory gold ores by the fungus，Phanerochaete chrysosporium[J].Hydrometallurgy，2013，137：38-44.

[3] 吕卫强.难处理金精矿连续生物氧化—炭浸提金研究[J].矿产保护与利用，2013（1）：35-38.

[4] 边振忠，傅平丰，李振宇.焙烧氰化尾渣中金、银和铁的回收利用研究进展[J].贵金属，2017，38（3）：88-92.

Abstract：The gold grade of the cyanide tailings produced in the bio-oxidation-CIL process by roasting oxidation-cyanide leaching process in a gold mine is relatively high at 2.40-3.60 g/t.The test examines the feasibility of reco-vering gold from.The results show that when the slag obtained after the tailings are roasted at 500 ℃ under a weak oxidizing atmosphere for 120 min is subjected to cyanidation with CaO dosage 15 kg/t，slurry concentration 33 %，NaCN dosage 1.0 kg/t and leaching time 24 h，the yield of leaching slag is 88.80 % and leaching rate of gold is over 94.92 %，which proves that it is feasible to recover gold in the cyanide tailings by the roasting oxidation-cyanide leaching process.The study provides data reference for the gold recovery from cyanide tailings.

Keywords：cyanide tailings;roasting oxidation;cyanide leaching;gold leaching rate;bio-oxidation