氰化尾渣中金的回收試驗研究

張世鏢

摘要：某黃金礦山生物氧化—氰化炭浸工藝產生的氰化尾渣中金品位較高，為2.40～3.60 g/t。試驗考察了焙燒氧化—氰化浸出工藝回收金的可行性。結果表明：在焙燒溫度500 ℃、弱氧化氣氛下焙燒120 min，獲得的焙砂在氧化鈣用量15 kg/t、礦漿濃度33 %、氰化鈉用量1.0 kg/t、浸出時間24 h條件下進行氰化浸出，浸渣產率為88.80 %，金浸出率在94.92 %以上;采用焙燒氧化—氰化浸出工藝回收氰化尾渣中的金是可行的。該研究為氰化尾渣中金的回收利用提供數據參考。

關鍵詞：氰化尾渣;焙燒氧化;氰化浸出;金浸出率;生物氧化

中圖分類號：TD926.4文獻標志碼：A開放科學（資源服務）標識碼（OSID）：

文章編號：1001-1277（2020）04-0071-04doi：10.11792/hj20200416

引 言

難處理金精礦經過生物氧化預處理后[1]，一般可使金氰化浸出率由30 %～50 %提高至約90 %，金礦資源的利用率得到顯著提高[2-3]。金精礦中金品位較高，一般在30 g/t以上，生物氧化—氰化提金企業產生的氰化尾渣中金品位大多在1.50 g/t以上，直接送至尾礦庫堆存會造成資源浪費[4]。

某黃金礦山采用生物氧化—氰化炭浸（CIL）工藝處理金精礦，處理規模約為13萬t/a，生產過程中產生的大量氰化尾渣直接堆存于尾礦庫。該礦山處理的金精礦是由微細粒浸染型金礦石經浮選而得，金的嵌布粒度較細。金精礦即使采用生物氧化預處理后，部分微細粒金仍未能有效解離，導致氰化尾渣中金的品位為2.40～3.60 g/t，具有較高的回收價值。根據氰化尾渣特性，探索焙燒氧化—氰化浸出工藝對氰化尾渣中金回收的可行性，為該部分氰化尾渣資源的利用提供依據。

1 試驗部分

1.1 氰化尾渣性質

試驗用某黃金礦山生物氧化—CIL流程產生的氰化尾渣，其組分分析結果見表1。由表1可知，氰化尾渣中僅金具有回收價值，其品位為3.45 g/t。

對氰化尾渣進行工藝礦物學研究表明：氰化尾渣中金屬硫化物相對含量約為3.33 %，主要為黃鐵礦、磁黃鐵礦;金屬氧化物相對含量約為0.27 %，主要為赤鐵礦、磁鐵礦、鉻鐵礦等;脈石礦物主要為石英、長石。氰化尾渣中金的嵌布狀態以金屬硫化物包裹金為主，占43.71 %;單體及裸露金占29.86 %;脈石礦物包裹金占17.08 %;“劫金”物質吸附金占9.35 %。

該氰化尾渣采用CIL工藝直接浸出時，金浸出率小于20.00 %，為極難處理含金資源。綜合考慮，試驗采用焙燒氧化—氰化浸出工藝對其進行處理。

1.2 試驗方法

1）焙燒氧化。取一定量的氰化尾渣置于坩堝中，并在馬弗爐高溫條件下保溫一定時間，取出，冷卻，稱量，得到的焙砂用于后續氰化浸出試驗。

2）氰化浸出。首先將焙砂裝入攪拌槽中，調漿至預定礦漿濃度，添加氧化鈣調整礦漿pH，加入氰化鈉進行氰化浸金。浸出完成后固液分離，浸渣洗滌、烘干。采用火試金法測定浸渣中的金，計算金浸出率。

2 試驗結果與討論

2.1 焙燒氧化試驗

試驗考察了焙燒溫度、焙燒氣氛、保溫時間等對金浸出率的影響。焙砂氰化浸出試驗條件：礦漿濃度33 %、pH值11、堿處理時間2 h、氰化鈉用量5.0 kg/t（試驗中氰化鈉用量均以焙砂計）、浸出時間24 h。

2.1.1 焙燒溫度

焙燒溫度對金浸出率的影響見圖1。由圖1可知：隨著焙燒溫度的升高，金浸出率先升高后降低。當焙燒溫度較低時，部分金未能得到解離暴露，影響后續氰化浸出指標;焙燒溫度過高，低熔點礦物會形成液相，導致金的二次包裹，影響金的浸出。因此，焙燒溫度確定為500 ℃～550 ℃，此時金浸出率為95.30 %～95.43 %。

2.1.2 焙燒氣氛

在焙燒溫度分別為500 ℃、550 ℃，保溫時間120 min條件下，考察焙燒氣氛對金浸出率的影響，結果見圖2。由圖2可知：在焙燒溫度為500 ℃和550 ℃條件下，充空氣與否對金浸出率基本無影響?？紤]到焙燒爐的密封性，實際在不充空氣焙燒時，爐膛內為弱氧化氣氛，但由于氰化尾渣中硫、碳等耗氧物質含量相對較低，對空氣的需求量較少，在弱氧化氣氛中也能獲得較佳的焙燒效果。為進一步考察焙燒氣氛的影響，在不充空氣條件下料層厚度增加為原來的2倍，獲得的焙砂再進行氰化浸出。結果表明，料層厚度增加，焙砂金浸出率與之前基本相同。因此，后續焙燒時不充空氣。

2.1.3 保溫時間

將裝有氰化尾渣的坩堝放入馬弗爐中，當溫度升至500 ℃后保溫一段時間，考察不同保溫時間對金浸出率的影響，結果見圖3。由圖3可知：保溫時間從30 min延長至120 min，金浸出率由89.37 %提高至94.96 %;繼續延長保溫時間至150 min，金浸出率無明顯提升，這說明保溫時間會影響焙燒氧化效果。當保溫時間較短時，黃鐵礦、磁黃鐵礦等未能完全分解，達不到破壞其晶格包裹的目的。此外，物料中所含的“劫金”物質也未能完全氧化而改性，影響金浸出率。因此，保溫時間選擇120 min。

2.1.4 焙燒氧化綜合試驗

焙燒氧化綜合試驗條件及結果見表2，并對獲得的焙砂進行組分分析，結果見表3。

由表2可知：在焙燒氧化最佳條件下獲得的焙砂氰化浸出指標穩定，金浸出率能夠保持在94.98 %以上。試驗對產率為89.80 %的焙砂進行組分分析，結果表明：經過焙燒氧化，原料中S、C的氧化去除效果較好，去除率分別為31.04 %、91.91 %。氰化尾渣經過焙燒氧化預處理后，使包裹金的硫化物氧化分解，有機碳等“劫金”物質氧化而改性，有效消除影響金浸出的不利因素。

2.2 氰化浸出試驗

以最佳焙燒氧化條件下獲得的焙砂為原料進行氰化浸出，考察各因素對金浸出率的影響。氰化浸出試驗條件為礦漿濃度33 %、pH值11、堿處理時間2 h、氰化鈉用量5.0 kg/t、浸出時間24 h。

2.2.1 氧化鈣用量

試驗選用氧化鈣調整礦漿pH，其用量分別為9 kg/t、12 kg/t、15 kg/t、18 kg/t，考察不同氧化鈣用量對金浸出率的影響，結果見圖4。由圖4可知：氧化鈣用量由9 kg/t提高至15 kg/t時，金浸出率由92.64 %提高至94.93 %;進一步提高氧化鈣用量，金浸出率無明顯改善。綜合考慮，氧化鈣用量為15 kg/t時即能滿足氰化浸出要求。

2.2.2 礦漿濃度

試驗調整礦漿濃度分別為20 %、25 %、33 %、40 %，考察不同礦漿濃度對金浸出率的影響，結果見圖5。由圖5可知：礦漿濃度小于33 %時，金浸出率基本穩定，約為95.00 %;礦漿濃度提高至40 %后，金浸出率降低至92.36 %。這說明礦漿濃度對金浸出率有一定影響，當礦漿濃度較高時，礦漿中溶解氧濃度降低，影響氰化浸出指標，因此礦漿濃度以不超過33 %為宜。

2.2.3 氰化鈉用量

試驗控制氰化鈉用量分別為0.8 kg/t、1.0 kg/t、1.5 kg/t、2.0 kg/t、3.0 kg/t，考察不同氰化鈉用量對金浸出率的影響，結果見圖6。由圖6可知：隨氰化鈉用量增加，金浸出率先增加后趨于穩定;當氰化鈉用量大于1.0 kg/t后，金浸出率基本不再提高。綜合考慮藥劑成本，氰化鈉用量以1.0 kg/t為宜。

2.2.4 浸出時間

試驗控制氰化浸出時間分別為16 h、20 h、24 h、28 h、32 h，考察不同浸出時間對金浸出率的影響，結果見圖7。由圖7可知：當浸出時間由16 h延長至24 h時，金浸出率由91.73 %提高至94.94 %;繼續延長浸出時間，金浸出率基本穩定。綜合考慮，浸出時間選擇24 h。

2.2.5 氰化浸出綜合試驗

氰化浸出綜合試驗條件及結果見表4，并對獲得的浸渣進行組分分析，結果見表5。

由表4可知：在氰化浸出最佳條件下，焙砂中的金浸出指標較穩定，金浸出率保持在94.92 %以上。

3 結 論

1）某黃金礦山生物氧化—CIL工藝產生的氰化尾渣中金品位為2.40～3.60 g/t，具有綜合回收利用價值。試驗采用焙燒氧化—氰化浸出工藝對其進行處理。

2）焙燒氧化最佳試驗條件為焙燒溫度500 ℃、弱氧化氣氛下保溫120 min，此時焙砂產率高于89.80 %，金浸出率在94.98 %以上。

3）焙砂氰化浸出最佳條件為氧化鈣用量15 kg/t、礦漿濃度33 %、氰化鈉用量1.0 kg/t、浸出時間24 h，此時浸渣產率為88.80 %，金浸出率在94.92 %以上。

4）焙燒氧化—氰化浸出工藝能夠回收生物氧化—CIL工藝產生的氰化尾渣中的金，有效提高了二次資源的利用率。

[參 考 文 獻]

[1] 郝福來.生物冶金技術的發展及其在黃金行業中的應用現狀[J].黃金，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] 呂衛強.難處理金精礦連續生物氧化—炭浸提金研究[J].礦產保護與利用，2013（1）：35-38.

[4] 邊振忠，傅平豐，李振宇.焙燒氰化尾渣中金、銀和鐵的回收利用研究進展[J].貴金屬，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