蛇屋山金矿矿石属强风化红土型金矿石，其中的金呈高度游离状态，为次显微金或超显微金，银和有色金属含量甚低，因而，无论采用何种物理选矿方法都不可能获得金的独立矿物使其富集为金精矿，只能采用化学选矿、溶剂浸出法提取金。矿石经预处理，其中91%的金得以回收，但部分细粒金仍留在尾矿中。矿区已堆存大量尾矿，为了探讨其利用可能性，进行了柱浸试验。
一、尾矿性质
2种含金尾矿的化学分析组成见表1，物相分析结果见表2。
表1 2种尾矿的化学分析结果 %（一）
| 矿 样 | Au | SiO2 | Fe | FeO | Fe2O3 | Al2O3 | CaO | MgO |
| 1#2# | 3.8×10－34.1×10－3 | 72.9868.73 | 3.704.11 | 0.174.11 | 5.105.65 | 10.913.08 | 1.421.77 | 0.400.44 |
表1 2种尾矿的化学分析结果 %（二）
| 矿 样 | MnO | TiO2 | K2O | Na2O | Cu | S | C | 灼失 |
| 1#2# | 0.130.13 | 0.250.34 | 1.121.41 | 0.120.064 | 0.0140.005 | 0.0690.13 | 0.250.22 | 6.387.37 |
表2 2种尾矿的金物相分析结果 %
| 矿 样 | 单体金 | 硫化矿中金 | 氧化铁中金 | 硅酸盐中金 | 总 计 |
| 1#2# | 0.020.02 | 0.100.11 | 0.230.26 | 0.030.02 | 0.380.41 |
二、结果与讨论
氰化浸金过程中，矿石中的Au、Ag等金属与溶液中的CN－接触，生成Au（CN）－、Ag（CN）－配离子，按化学计量计算，每克金、银分别消耗氰化钠0.5g和0.91g，同时，矿石中所含的Cu、Fe、Zn等也要消耗部分氰化钠，每克铜、铁、锌、铅消耗的氰化钠分别为2.3g、5.26、3.0g和0.95g。所以，溶液中氰化钠应适当过量。当氰化物浓度在0.5～1.5g/L范围时，随其浓度增大金溶解速度也相应增大；但氰化物浓度增大到一定值后，金溶解速度反而有所下降，此时一些贱金属将被溶解，影响到对金的浸出。试验中，氰化钠用量超过3kg/t后，继续增大氰化钠用量，金浸出率变化不大。综合考虑各方面因素，氰化钠用量以3kg/t较适宜。
加入氢氧化钠进行碱性预处理，可以减弱或消除矿石中有害元素的影响，改善浸出环境，取得较好浸出效果。因为矿样中存在的黄铁矿、闪锌矿、黄铜矿等矿物会产生Fe2＋、Fe3＋、S2－、Cu2＋等有害离子，若不进行加碱预处理，氰化浸出时这些有害离子会消耗大量氰化物和溶解氧，严重阻碍金的溶解，造成金浸出率降低。加碱预处理时，Cu2＋、Zn2＋生成不溶的氢氧化物沉淀，S2－则被氧化生成SO3和SO42－，降低了对氰化物的Fe（OH）3，在黄铁矿等矿物表面形成Fe（OH）3表面保护膜，阻碍其快速氧化及进一步溶解，从而降低了对CN－的消耗。
（一）搅拌浸出试验
为了考察含金尾矿的氰化浸出性能，对该尾矿进行了搅拌浸出试验。尾矿粉碎后，称取一定量于锥型瓶中，加入一定量助浸剂，控制搅拌速度进行氰化浸出。通过正交试验，确定氰化钠用量为3kg/t，液固体积质量比为1.2:1，搅拌时间8h，该条件下，2种尾矿的金浸出率分别为68.5%和65.5%。说明该尾矿采用氰化浸出是可行的。 （二）小型柱浸试验
将矿样破碎，使10～20mm粒度占70%。称取1.5kg装柱，用pH=8的碱性溶液润湿，然后用不同浓度的氰化钠溶液进行通氧喷淋浸出试验，控制喷淋强度1～1.2mL/min。结果表明，当氰化钠用量为0.92kg/t时，金浸出率为65.6%；氰化钠用量为0.90kg/t时，金浸出率为64.5%。
（三）大型柱浸试验
把1#和2#尾矿矿样破碎到一定粒度后分别装柱，1#粒度为30～40mm占80%以上，2#粒度为70～90mm占70%以上。用不同浓度的氰化钠溶液进行喷淋浸出，1d循环1次，结果见表3。
表3 大柱浸出结果
| 编 号 | 氰化钠耗量/（kg·t－1） | 浸出率/% |
| 12 | 1.021.13 | 66.242.5 |
三、结语
通过试验研究，金矿尾矿采用搅拌、堆浸氰化法可以回收金，金的浸出率可达67.19%；得到了综合利用，均获得较好效果。尾矿的利用不仅可以提高矿山的经济效益，同时也能产生良好的社会效益。利用先进工艺技术、设备开发尾矿，可以使尾矿成为21世纪矿山企业利用的新资源。低品位金矿堆浸提金技术发展很快，在我国得到堆广应用。收到明显的经济效益。金矿尾矿量大，有一定的储量规模，采用制粒堆浸现实可行。
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