河南省各金矿广泛赋存着工艺类型为少硫化物金矿石。矿石中金属矿物以黄铁矿为主，其次是褐铁矿、少量黄铜矿、方铅矿等；脉石矿物主要是钾长石、钠长石、石英、黑云母等。矿石中金主要与硫化物共生，金矿物粒度大部分在0.037～0.01mm范围内，且包裹金占85%～95%，裂隙金占5%～15%。
对这类矿石，多数黄金选冶厂采用浮选－金精矿氰化、炭浆工艺处理。浮选金精矿主要矿物成分为黄铁矿，其经再磨后，氰化、炭吸附回收金，尾矿经浓密机浓缩后固液分离，尾液经净化处理排放，氰化尾渣堆存或出售。
从各选冶厂相关数据统计可知:这类氰化尾渣黄铁矿含量一般为80%～95%，金品位大部分在3g/t左右，金主要包裹在黄铁矿中，脉石矿物含量5%～20%，基本不含金。大部分黄金生产企业，没有对这些氰化尾渣进行回收利用，只是把氰化尾渣低价出售或堆集存放。目前，已堆存的加上产出的氰化尾渣，数量相当可观。
一、氰化尾渣综合回收研究
（一）沉降分离富集含金黄铁矿
氰化尾渣矿物成分主要是黄铁矿，其次为长石、石英等。利用含金黄铁矿与其他矿物的相对密度差，沉降分离富集含金黄铁矿，提高物料金品位，减少后续作业处理量。
试验表明，氰化尾矿浆在静止状态下沉淀一定时间后，排弃没有沉淀的矿浆，收集沉淀物，能够达到富集含金黄铁矿的效果。试验结果见表1。
由表1结果可知，采用沉降分离法可使氰化尾渣中的大部分含金黄铁矿得到富集，金品位得到提高，丢弃部分尾矿。富集后的含金黄铁矿产率为59.21%～88.81%，金的回收率为76.72%～96.66%。
表 1 氰化尾渣沉降分离试验结果
沉淀时间/min | 15 | 20 | 30 | 60 | 120 | 180 | |
富集 | 压缩区高度/mm 干沉淀物质量/kg 含金品位/(g·t-1) 金回收率/% | 20 2.990 4.25 76.72 | 22 3.289 4.15 82.40 | 24 3.588 4.02 87.08 | 26 3.887 3.87 90.82 | 28 4.186 3.72 94.01 | 30 4.485 3.57 96.66 |
排弃 | 矿浆量/L 干矿质量/kg 含金品位/(g·t-1) 弃金率/% | 9.14 2.060 1.87 23.26 | 9.05 1.761 1.65 17.54 | 8.97 1.462 1.46 12.89 | 8.89 1.163 1.30 9.13 | 8.80 0.864 1.14 5.95 | 8.72 0.565 1.00 3.40 |
注:试验用尾矿浆直接从氰化厂排浆口接取。尾矿浆浓度为37%，试验用桶型容器，其直径为23cm，高为24cm，容积约10L，试验每桶矿浆含固体渣质量5.050kg
在实际生产中，从氰化尾渣中富集含金黄铁矿，产量适中，含金品位得以提高，便于收集储存堆放，容易出售和利用。初步估算，如出售富集后的含金黄铁矿，若含量金增值20～30元，则中小型金矿企业每年增加经济收人可达百万到数百万元，增加的经济效益亦可观。
（二）焙烧富集的含金黄铁矿
采用封闭式焙烧炉对含金黄铁矿进行焙烧，黄铁矿结构被破坏，分解成为硫气体和FeS，包裹金得到充分裸露。其中的硫气体排放出后，经过收集冷却生成硫磺。这样就把黄铁矿中50%的硫转化为硫磺，成为商品，产出一定的经济效益。
焙砂的主要成分为硫化亚铁FeS，所有的金赋存在其中，含金品位得到提高。
取含金黄铁矿10kg，金品位为3.73g/t，置于装有压力排气阀的密闭不锈钢容器内，用炭火加热，温度控制在650℃～700℃之间，保持3.5～4h。在焙烧过程中，压力排气阀不断排出硫气体。焙砂质量为7.5kg，金品位为4.95g/t。金的回收率达99.53%，物料烧失量为2.51kg，回收硫磺2.18kg，硫的回收率达87.2%。
（三）焙砂水浸
直接对焙砂进行氰化提取金，有很多不利因素，如处理量大，设备投资大，氰化钠耗量高等，导致生产成本高。
将焙砂置于搅拌槽内，在水介质中充入足量的空气进行搅拌氧化水浸，使FeS氧化成FeSO4溶于水中。将矿浆固液分离，溶液经蒸发后生成的固体FeSO4，可出售；浸渣氰化浸金。
试验将5kg焙砂加水调浆到浓度10%后，充入足量的空气，观察氧化作用后不再进行时，充气停止。再加入适量的水，在静止状态下沉淀，沉淀完成后，析出FeSO4水溶液，蒸发烘干得到固体FeSO44.890kg。固体沉淀物干质量1.86kg，其金品位为13.25g/t。金的回收率达99.58%,FeS的转换率达90.15%。
（四）水浸渣氰化浸金
水浸渣氰化浸金试验条件及结果见表2。
表2 水浸渣氰化浸金试验结果
水浸渣金品位/(g·t-1) | 氰化钠用量/(kg·t-1) | 石灰用量/ ( kg·t-1) | 矿浆浓度/% | 浸出率/% | 炭吸附率/% |
13.25 | 1.98 | 9 | 35 | 96.80 | 99.12 |
采用上述系列工艺，能使含金黄铁矿中的S、Fe、Au得到充分回收利用，经济效益十分可观。
（五）工艺流程简述
氰化尾渣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式焙烧，排放出硫气体，经冷却成为硫磺；焙砂调浆充空气搅拌水浸，然后对矿浆压滤，滤液蒸发烘干为固体FeS04；水浸渣用氰化法浸金。全工艺流程见图1。
二、结语
在河南地区可再回收利用的氰化尾渣资源丰富，对其进行处理既充分利用了矿产资源，又可以获得较好的经济效益。
试验研究结果表明，这类氰化尾渣可采用沉降分离－焙烧－水浸－氰化浸金工艺处理。
沉降分离获得的含金黄铁矿中43.6%的硫生成硫磺,45.08%的S和90.15%的Fe转化为FeSO4，S的回收利用率达88.68%，Fe的回收利用率达90.15%，金的回收率达95.09%。氰化尾渣中金的回收率为72.95%～91.91%。
该工艺设备少，易操作，投资少，成本低，污染小，见效快，是一个比较理想的氰化尾渣综合回收利用工艺。
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