从氰化尾渣中回收金、银的研究进展

氰化尾渣综合利用研究进展作者：求真一、氰化尾渣的性质由于金矿石性质和企业生产工艺的差异，导致氰化尾渣中各元素含量存在着一定的差异，通常氰化尾渣含 Au 1～8 g/t、Ag 25～90 g/t、Fe 20% ～35% 、S 20% ～ 45% 、SiO225% ～ 40% 、Cu0.5% ～5% 、Pb 1%～5% 、Zn 1% ～ 5% 。

各元素在尾渣中的赋存状态也因原料工艺不同而不尽相同。

我国大部分黄金冶炼企业以硫化矿为原料，多采用浮选——焙烧——氰化的工艺从矿石中提金，此种工艺产生的氰化尾渣中铁主要以赤铁矿形式存在，脉石成分主要是石英和硅酸盐类物质，其它金属元素也主要以氧化物形式存在，而金、银被赤铁矿和脉石成分包裹其中。

对于少硫化物金矿石，黄金冶炼企业多在浮选得到金精矿后，直接对精矿进行氰化浸出，此工艺产生的氰化尾渣中，铁主要以黄铁矿形式存在，脉石同样是石英和硅酸盐类，其它金属也主要以硫化物形式存在，金、银被包裹在黄铁矿和脉石中。

尽管元素含量不同且元素赋存状态有所区别，但氰化尾渣在性质上仍具有一些共同特点如: 氰化尾渣多为粉末，粒度较细，且泥化现象严重，氰化尾渣中铁含量和脉石含量较高等。

而从氰化尾渣中回收金、银，难点在于:(1) 氰化尾渣中的金、银多以微细粒嵌存在铁矿物和脉石矿物中，常规手段难以使金银有效单体解离，导致氰化尾渣中的金、银回收困难。

(2) 氰化尾渣粒度较细，泥化现象严重，矿石经长时间氰化后，矿物表面性质发生变化且渣中含有残留氰化物，导致浮选处理较为困难。

近年来，国内外科技工作者在氰化尾渣的综合回收利用上做了大量试验研究，并取得了一定的进展。

但是各种方法均存在着一定的局限性，如成本较高，回收金银的成本远高于氰化尾渣的附加值，适应性较差，不宜推广应用等缺点。

目前，研究重点在于，如何建立一套低成本、且适应性较高的工艺对氰化尾渣进行回收利用。

目前处理氰化尾渣有几种不同的方法，包括湿法、火法、浮选法等。

采用湿法处理氰化尾渣，一般通过浸出破坏金、银的包裹态，使金、银裸露并富集。

采用火法处理氰化尾渣，一般通过焙烧破坏黄铁矿或者赤铁矿对金、银的包裹，使金、银充分裸露。

采用浮选法回收氰化尾渣中的金、银，一般使金、银富集在精矿中，再进行回收利用。

二、从氰化尾渣中回收金、银的方法1、湿法回收金、银根据氰化尾渣中大部分金、银被铁矿物包裹的特点，科技工作者提出湿法处理氰化尾渣的思路，即利用湿法冶金手段使金、银解离成单体。

由于各地氰化尾渣在性质上存在差异，所以处理方法也不尽相同。

按预处理方法的不同，具体又可分为酸浸－浸出法、氧化－浸出法、细磨—浸出法等方法。

（1）酸浸—浸出法采用酸浸—浸出法处理氰化尾渣，主要适用于处理金被赤铁矿包裹的氰化尾渣。

高酸条件下，尽可能的使渣中的Fe2O3与H2SO4反应，主要反应式如下所示: Fe2O3+ 3H2SO4→Fe2( SO4)3+ 3H2O铁进入溶液，金、银的包裹态被有效破坏，从而使金成单体态解离出来，并将金、银富集在渣中，方便下一步对金的浸出回收，而含铁浸出液经处理后，可用于制造铁红、铁黄等氧化铁颜料，实现对氰化尾渣综合利用的目的。

肖景波等以含金 15g/t、银150g/t、氧化铁44.64%，氧化铝5.53%的氰化渣为原料，采用高酸浸出铁、铝，非氰化浸出金、银工艺，在优化工艺条件下铁浸出率97.3%、铝浸出率98.2%、金、银浸出率分别为92.7%和95.4%。

并由酸浸出液制得了氧化铁红工业颜料和冰晶石，由非氰化浸出液分离收得了金和银，实现了对氰化渣的全元素无害化综合利用。

张福元等以含金2.1g/t、银63.7 g/t、铁28.4% 的氰化尾渣为原料，采用酸浸—氰化工艺，在矿浆浓度为35% 、硫酸过剩系数为1.3、反应温度为100℃、反应时间为 2.5 h 的条件下将氰化尾渣进行硫酸浸铁，铁的浸出率为97.80% ，有效破坏了氧化铁对金、银的包裹，使金、银充分裸露并富集在渣中，其后将浸铁渣氰化浸出，金、银的浸出率分别为86.2% 和80.2% 。

尚军刚等以含金1.82 g/t、银78 g/t、铁26.8% 的氰化尾渣为原料，采用高酸浸出—氰化工艺对氰化尾渣进行处理。

高酸浸出过程硫酸用量为理论用量的3.5倍、浸出温度为90℃、搅拌浸出时间4h，铁的浸出率可达93.33% 。

经高酸浸出后金、银被富集到渣中，其后对浸出渣进行氰化浸出，金、银的浸出率分别可达90%和70.62% 。

酸浸—浸出法处理氰化尾渣的优点在于流程短、能耗低。

但由于氰化尾渣中金的赋存状态较为复杂，金多与石英和铁矿物等杂质互相嵌存包裹，导致氰化尾渣经酸浸处理后，仍有部分金被石英等杂质包裹难以浸出。

而且酸浸法处理氰化尾渣，需在预处理前将氰化尾渣进行脱氰处理，否则在处理过程中会反应生产大量有毒气体 HCN。

同时酸浸法会产生大量的酸性浸出液需处理，所以工艺有待进一步优化，但在处理石英含量较少，赤铁矿含量较高的氰化尾渣时，酸浸—浸出法会有较好的应用效果。

（2）氧化—浸出法当氰化尾渣中的铁以黄铁矿形式存在，湿法中多采用氧化法对氰化尾渣进行预处理。

氧化处理是指在氰化尾渣进行预处理过程中加入高锰酸钾、次氯酸钠等氧化剂，例如加入高锰酸钾和硫酸后，可能发生的反应如下所示:16H++ 6Mn O4－+ 2Fe S2→2Fe3+ + 4SO42 －+ 6Mn2 ++8H2O24H++ 3Mn O4－+ 5Fe S2→ 5Fe3 ++ 10S + 3Mn2 ++12H2O黄铁矿被氧化后，铁进入溶液，金、银的包裹态被破坏，且金、银被富集在渣中。

含铁浸出液经处理后，也可用于生产氧化铁颜料，富集金、银的浸出渣经浸出后回收金、银。

翟毅杰等以含金 2.21 g/t、银 40.4 g/t、铁22.91% 的氰化尾渣为原料，渣中铁以黄铁矿形式存在，金、银以微细粒状态被黄铁矿包裹其中。

采用高锰酸钾为氧化剂对氰化尾渣进行氧化—浸出，在反应时间 5 h、搅拌速率 700 r/min、液固比20、高锰酸钾用量75 g/L、反应温度80℃、硫酸初始浓度1.3mol/ L 的条件下，有效的破坏了硫化物对金、银的包裹，铁的浸出率可达 92.82% ，使渣中金、银分别富集到4.25 g/t 和76.92 g/t。

史娟华以含金5.28 g/t、铁 32.1% 的氰化尾渣为原料，采用次氯酸钠为氧化剂，在氯化钠溶液中进行浸出。

在温度50℃、反应时间3h、氯化钠浓度100 g/L、液固比4的条件下，对氰化尾渣进行直接浸出，金的浸出率可达到41% 以上。

K．Fernando 等以含金 1.37 g/t 的氰化尾渣为原料，采用双氧水为氧化剂，在酸性环境下对氰化尾渣进行浸出，有效的破坏了黄铁矿对金的包裹，浸出液通过离子交换膜回收其中的铜、锌等元素，浸出渣进行氰化浸出，金的浸出率可达65.55% 。

氧化—浸出法处理氰化尾渣的优点是操作简单，流程短。

但由于氰化尾渣中金与黄铁矿和石英等杂质互相嵌存包裹，存在着经预处理后，仍有部分金被石英等杂质包裹，金浸出率较低的状况。

且氧化预处理成本较高，对设备腐蚀大、且酸性环境下会产生 HCN，工艺有待进一步优化。

但在处理含石英含量较少，黄铁矿含量较高的氰化尾渣时，氧化—浸出法有较好的应用效果。

（3）细磨—浸出法细磨处理氰化尾渣，通常是加入一定量添加剂，并将氰化尾渣细磨至一定粒度，在细磨过程中破坏金、银的包裹体，将金粒有效解离。

其后浸出回收金、银等有价金属。

薛光等以含金3 g/t、银103.4 g/t 的氰化尾渣为原料，经细磨预处理—热浸除铁后，使金、银富集在渣中，并有效除去了金、银表面的钝化膜，其后采用氰化浸出处理浸出渣，金、银的浸出率分别为65% 和41.49% 。

李绍卿等以含金6.8 g/t 氰化尾渣为原料，采用加入助浸剂细磨预处理—氰化浸出的工艺对氰化尾渣进行处理。

预处理阶段在助浸剂含量为3kg/ t 的条件下，氰化尾渣与助浸剂细磨10～30min，其后进行氰化浸出，金的浸出率可达90% 以上。

细磨预处理的优点在于对原料适应性较高，可以有效破坏铁矿物和石英对金、银的包裹，能够有效的提高金、银的浸出率。

但是，在大规模处理氰化尾渣时，细磨需要的能耗较高，会使处理成本增大，工艺有待进一步优化。

2、火法回收金、银火法处理氰化尾渣，也是科技工作者提出来的一种思路，通常采用的工艺有磁化焙烧、高温氯化挥发等。

进行焙烧的目的是为了改善氰化尾渣中金的赋存状态，使被包裹的金解离成单体态，或使载金矿物分解为疏松多孔的结构，从而提高后续金、银的浸出率。

焙烧过程中一般会加入一定量的添加剂，比如碳酸钠、硫化钠等，也是为改善氰化尾渣的性质，提高金、银的浸出率。

而氯化挥发法则是将氰化尾渣和氯化剂一起进行高温加热，使金、银、铜等金属经氯化反应生成具有挥发性的氯化物，再将这些氯化物捕收在烟尘和洗液中进行回收。

马红周等以含金1.67 g/t、银64.31 g/t 的氰化尾渣为原料，采用加入添加剂焙烧—常规氰化的工艺处理氰化尾渣。

在焙烧温度600℃、焙烧时间3h、添加剂用量为氰化渣重量的25% 的条件下焙烧预处理，焙砂进行常规氰化浸出，金银的浸出率可达35.93%和52.15% 。

刘大学等以含金3.45 g/t、银22.97 g/t、铁25.59% 的氰化尾渣为原料，采用高温氯化法从氰化尾渣中回收金、银。

在氯化钙添加量5% 、焙烧温度1200℃、焙烧时间1h 的条件下，金的挥发率为89.57% ，银的挥发率为53.46% ，其后将氯化生成的挥发性物质捕收于烟尘和洗液中，然后通过湿法工艺从中分步回收金、银。

黄海辉等以含金10.36 g/t、银22.47 g/t 的氰化尾渣为原料，采用氯化焙烧—水浸—氰化工艺从氰化尾渣中回收金、银。

在NaCl加入量为10%、焙烧温度 500℃的条件下焙烧60min，其后将矿渣进行氰化浸出，金、银的浸出率可达66.41%和40.18% 。

王安理等以含金1.46 g/t、银38.75 g/t、铁35.5% 的氰化尾渣为原料，采用磁化焙烧—氰化浸出—磁选工艺从氰化尾渣中回收金、银、铁。

尾渣细磨后进行磁化焙烧，其后焙砂进行氰化浸出回收金、银，浸出渣烘干后磁选得到铁精矿，金、银的回收率可达到65.55% 和65.69% 。

Liu bailong 等以含金1.3 g/t 的氰化尾渣为原料，采用磁化焙烧—氰化浸金的工艺从氰化尾渣中回收金。

在焙烧温度为750℃、还原剂添加量为6%的条件下焙烧1.25 h，铁的磁化率可达86.27% ，经磁化焙烧后被赤铁矿包裹的金充分裸露，焙砂进行氰化浸出，金浸出率可达46.14% 。

火法处理氰化尾渣的优点在于适用性强，经火法处理的氰化尾渣，金银的包裹态都被有效的破坏。

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从某金矿氰化渣中回收金银的试验研究

ＲＢ一３作起泡剂的药剂制度，以及两次粗选、三次精选的开路流程。氰化渣金、银品位分别为７．４０和２４．９６时，开
路试验可获得精矿中金品位２４．６８、回收率６１．３０％，银品位６７．２ｌ、回收率４７．４７％的较好指标。浮选精矿产品的ｘ
ａｍｍｏｎｉｕｍｂｕｔｙｌａｅｒｏｆｌｏａｔｉｓａｓｃｏｌｌｅｃｔｏｒ，ａｎｄＲＢ－３ａｓｆｒｏｔｈｅｒｗａｓｄｅｔｅｒｍｉｎｅｄ，ａｎｄｔｈｅｏｐｅｎ－ｃｉｒｃｕｉｔｌｆｏｗｓｈｅｅｔ
（中南大学资源加工与生物工程学院，长沙４１００８３）
摘要：新疆某金矿的浮选精矿经生物氧化、氧化渣再氰化提金后，氰化渣中金银含量仍较高。针对该氰化渣进行
了重选和浮选试验，确定了碳酸钠＋水玻璃作组合调整剂、硫酸铜作活化剂、异戊基黄药＋丁基铵黑药作组合捕收剂、
Ａｇ，ｔｈｅｃｏｎｃｅｎｒａｔｔｅｇｒａｄｉｎｇ２４．６８ｇ／ｔＡｕａｎｄ６７．２１％Ａｇｗａｓｏｂｔａｉｎｅｄｂｙｏｐｅｎ－ｃｉｒｃｕｉｔｔｅｓｔ，ａｔｒｅｃｏｖｅｒｉｅｓｏｆ
ＥｘｐｅｒｉｍｅｎｔａｌＲｅｓｅａｒｃｈｏｎＲｅｃｏｖｅｒｉｎｇＧｏｌｄａｎｄＳｉｌｖｅｒｆｒｏｍＣｙａｎｉｄｅＲｅｓｉｄｕｅｏｆＧｏｌｄＯｒｅ

从氰化尾渣中回收金、银的研究进展

各元素在尾渣中的赋存状态也因原料工艺不同而不尽相同。

(2) 氰化尾渣粒度较细，泥化现象严重，矿石经长时间氰化后，矿物表面性质发生变化且渣中含有残留氰化物，导致浮选处理较为困难。

近年来，国内外科技工作者在氰化尾渣的综合回收利用上做了大量试验研究，并取得了一定的进展。

但是各种方法均存在着一定的局限性，如成本较高，回收金银的成本远高于氰化尾渣的附加值，适应性较差，不宜推广应用等缺点。

目前，研究重点在于，如何建立一套低成本、且适应性较高的工艺对氰化尾渣进行回收利用。

目前处理氰化尾渣有几种不同的方法，包括湿法、火法、浮选法等。

从氰化渣中回收金银的试验研究

西安建筑科技大学硕士学位论文
Study on the cyaniding process used to recovery gold and silver from cyanide residue has been taken at the same time. The results show that with regrinding fineness -200 mesh of 99.45%, slurry density 40%, the dosage of protective alkali lime 4000g/t, dosage of sodium cyanide 2000 g/t, the leaching rate of gold is around 80%, which is about the same as the result of floatation, while cyaniding process having the large power consumption, high cost and more difficulty to deal with environmental protection, so the floatation recovery of gold and silver being recommended. The floatation flowsheet developed for the cyanide residue from a certain gold mine in Gansu was technologically advanced and economically reasonable, which has reference values for the recovery of gold and silver from other cyanide residue. Keywords: cyanide residue; gold and silver; floatation; cyanide; recovery rate

氰化尾渣中金银回收技术研究进展

从氰化尾渣中回收金银的技术进展情况
［关键词］氰化尾渣；金；银；研究进展
中图分类号：ＴＦ８３１：ＴＦ８３２文献标识码：Ａ文章编号：１００４ — ４３４＇．；（２０１３）０５ — ００１５ — ０３
钠、硫化钠等。
氰化尾渣中含有大量泥质脉石矿物、残留的ＣＮ一和残存的过量浮选药剂，并且尾渣中各矿物的粒
度极细，尾渣中可回收矿物受到氰化过程影响，可浮性降低，很难活化。因此，目前国内外对氰化尾渣的
赵战胜［３１对某氰化尾渣首先通过沉降分离富集
含金黄铁矿，丢弃部分尾矿，对含金黄铁矿进行封闭
收稿日期：２０１３－０３ — ０６基金项目：国家科技支撑计划课题（２０１３ＢＡＢＯ３Ｂ０５）。作者简介：王志￣（１９８１ —），男，高级工程师，从事有色重金属冶金工艺研究。
综合回收技术一直是个难题。各地氰化尾渣中含有
０引言
氰化提金是用氰化物（ＣＮ－）溶解矿石中的金，生成氰金络离子，然后用活泼金属把溶液中的金离子置换出来的一种提取方式。氰化法具有回收率高、单位成本低等优点，是目前提金的最重要工艺。氰化提金工艺产生了大量氰化尾渣，我国黄金系统每年排

金氰化尾渣回收铅银提高精矿品位的试验研究

金氰化尾渣回收铅银提高精矿品位的试验研究
王宝胜谢敏雄陈丽红
（山东黄金集团仓上选矿厂）
摘
要：由于氰渣选铅银原品位下降，铅精矿品位低。对浮选精矿采用高矿浆浓度下添加Ａ
剂预先搅拌处理．浮精低浓度再选工艺，可有效消除泡沫发粘的负面影响，高精矿质量，提该工艺投产后铅精品位提高了９４％，．４铅回收率提高了１％，回收率提高了２．７全年增效９２银０１％，０万元以
上，取得了较好的经济效益。
关键词：氰渣选铅银；先处理；矿再选；预精泡沫发粘
中图分类号：７１Ｘ５
文献标识码：Ａ
文章编号：０９５８（０｝４０３．３１０．６３２７０．２０００
ＥｘｅｉｎａｌＲｅｅｒｈｎＲｅｏｅｉｇａａｉｖｒｆｏｐｒｍｅｔｓａｃｏｃｖｒｎＬｅｄｎｄＳｌｅｒｍＣｙｉｅｎａｄｄＧｏｌｉｉｓｔｍｐｏｅＣｏｃｎｔａｅＧｒｄｄＴａｌｎｇｏＩｒｖｎｅｒｔａｅ
１原料性质
氰渣铅原料中金属矿物主要有黄铁矿，方铅矿，其次是黄铜矿，闪锌矿及少部分银矿物；非金属矿物为石英、绢云母和长石等矿物。主要铅矿物有方铅矿，白铅矿，铅黄，铅矾，及少量铅铁矾，原料化学多元素分析，铅物相分析见表１表２、。
２原生产工艺流程介绍
ＷａｇＢｏｈｎＸｉＭｉｘｏｇＣｈｎＬｉｏｇｎａｓｅｇｅｎｉｎｅｈｎ

从焙烧氰化尾渣中回收金、银

的浸出率
呈一
其工艺流程如图ｌ所示。
添加剂ｓｃ
尾渣
称取１ＯＯｇ氰化尾渣，入一定量混台添加
加剂Ｓ与之混匀，于瓷舟上放人马弗炉Ｃ置
焙烧。焙烧时半开炉门，自然通入空气，不并
～
究。果表明，用添加剂进行尾渣焙烧一氰结采
化浸出的工艺，、的回收率分别达到金银
６．４和７．ｌ。该方法投资少、本低、１５６８成简单易行，有较好的经济效益和社会效益，具值得推广应用。ｌ焙烧氰化尾渣的化学组成
由表２可见，焙烧氰化尾渣再次进行将
氰化浸出，效果很差。是因为焙烧氰化尾其这
焙烧时问
／
３０
４５
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原矿
１５６
ｌ５６
１５６．
氰渣
１Ｏ．００．９
０．８Ｏ
中急待解决的难题。此，们以山东招远黄为我
金冶炼厂焙烧氰化尾供，化学组成列于表ｌ其
表ｌ焙烧氰化尾渣化学组成
＊ＡｕＡｇ含置单位为１１一。、 × ０
本试验采用的焙烧氰化尾渣为山东招远
ｚ５／、ｌ０２Ｏ／。如何从焙烧氰化．ｇｔＡｇ５￣５ｇｔ

从焙烧氰化尾渣中回收金、银的试验研究

３００．．ｏ．６０４０１８２．６．３．１３４０８Ｏ４．９．９３．４１３２７０．３３．１３１１
ａ（ｕ／０，Ａ）１Ａ）１～ｂＷ（ｇ／０
。
分析结果表明，的赋存状态为：体裸露金占金单
ＡｂｔａｃＴｈａｒｉｔｏｕｅｈｒｃｓｅｐｌｃｂｅｔｏｐｒｍｏｙｅｕｍｅａａｉｎｉｌｂｅｕｒｃｖｓｒｔ：ｅｐｐｅｎｒｄｃｓｔｅｐｏｅｓｓａｐｉａｌｏｃｐｅ．ｌｂｄｎｓｐｒｔｎｍｏｙｄｎｍｅｏ — ｏｃｙｆｏｐｒｈｒｏｐｒｄｐｓｔｎｍｉｓａｒａｒｒｍｏｐｙｙｃｐｅｅｏｉｉｎｅｂｏｄ．ＩｕｕｅｕｌｒｅｓａｅｐｒｙｙｃｐｅｎｓｎＷｎｇｔａｇｃｌｏｐｈｒｏｐｒｍｉｅ，ｔｒｕｇｅｃ－ｈｏｈｂｎｈｓａｅａｄｐｅｉｄｕｔａｅｔｎｃｐｅ．ｌｂｅｕｓｐｒｔｎ．ｄｆｃｓｉｗａｅｉｇａｄｒａｅｔｒｍｏａｕｎｎｃｌｎｒ－ｎｓｒｌｔｓｓｏｏｐｒｍｏｙｄｎｍｅａａｉｉｏｅｅｔｎｄｅｔｒｎｎｅｇｎｅｖｌｄｒｇｉ．ｉｄｓｒｌｒｄｃｉｎ，ａｄｔｅｐｏｌｍｈｔｃｒｍｉቤተ መጻሕፍቲ ባይዱ ｌｒｒｎａａｌｏｆｔｒｃｎｅｔａｅｉ一３５ｍｅｈｕ０ｕｔｉｏｕｔａｐｏｎｈｒｂｅｔａｅａｃｆｔｓａｅｉｃｐｂｅｔｌｏｃｎｒｔｓｗｔｉｅｉｅｈ２ｓＤｔ

青海滩涧山焙烧氰化尾渣回收金银

・
３２・
有色金属（炼部分）２１冶０１年８期
ＤＯＩ１．９９ｊｉｓ１０ —５５２１．８０９：０３６／．ｓｎ．０７７４．０１０．０
青海滩涧山焙烧氰化尾渣回收金银
刘大学，郭持皓，云，朝新王袁
青海滩涧山目前建有一套日处理４０ｔ８的焙烧氰化提金冶炼厂，日产焙砂氰化尾渣３０ｔ右，８左氰化尾渣消毒后直接送尾矿库堆存，占用了大量土地。
５％左右。０
１试验原料
试验用原料含Ａ．５ｇｔＡ２９／，含ｕ３４／、ｇ２．７ｇｔ还有Ａ．８、．０、．０和Ｆ５５％。ｓ５％Ｓ１０％Ｃ０４％０ｅ２．９
ｖｓｉａｅｅｔｇｔｄ．Ｔｈｅｏｅｙｉｎｓｔｓａｔｒｔｈｅｐｏｅｓｏｏｓｉｇ，ｒａｔｎｔｏｌａｄｉｅｒｃｖｒｓｕａｉｆｃｏｗｉｔｒｃｓｆｒａｔｎｙｈｏｓｉｇｗｉｈｃａｄｎｇ，ｍｉｄｅｔｍｐｅａｄｌｅｒ— ｔｒｈｏｉａｉｎｒａｔｎｎｕｆｒｃａｉｒｔｅｔｅｔｒｓｅｔｖｌｗｈｌｈｅｄｓｒｄｒｃｖｒｉｃｅｅｔｕｅｃｌｒｎｔｏｏｓｉｇａｄｓｌｕｉｃｄｐｅｒａｍｎ，ｅｐｃｉｅｙ，ｉｅｔｅｉｅｅｏｅｙｓａｈｉｖｄｗｉｈｔｉｈｔｍｐｒｔｒｈｏｉａｉｎｐｏｅｓｈｅｈｇｅｅａｕｅｃｌｒｎｔｏｒｃｓ．Ｔｈｏｄａｄｓｌｅｅｏｅａｅｗａ９５ｅｇｌｎｉｖｒｒｃｖｒｒｔｓ８．７％ａｄ５．％，ｒｓｅｔｖ－ｙｎ３４６ｅｐｃｉｅ

氰化尾渣资源综合回收利用研究进展

氰化尾渣资源综合回收利用研究进展翁占平;杨俊彦;李雪林【摘要】氰化尾渣为黄金氰化提金后的固体废弃物,含有金、银、铜、铅、锌等大量的有用金属,对氰化尾渣吃干榨净后进行综合利用,即增加企业的经济效益又能实现无尾矿矿山.本文从氰化尾渣的来源、危害、综合回收现状等方面,总结了回收有用金属的研究进展,指出了存在的问题.氰化尾渣的综合回收利用肯定能推动黄金冶炼行业的发展,产生巨大的经济效益.【期刊名称】《世界有色金属》【年(卷),期】2017(000)004【总页数】3页(P40-42)【关键词】氰化尾渣;综合回收;浮选【作者】翁占平;杨俊彦;李雪林【作者单位】招金矿业股份有限公司金翅岭金矿,山东招远265400;招金矿业股份有限公司金翅岭金矿,山东招远265400;招金矿业股份有限公司金翅岭金矿,山东招远265400【正文语种】中文【中图分类】TD926随着矿产资源的利用开发，金矿品位越来越低，金矿氰化后产生了大量的尾矿[1]。

尾矿的堆存不仅占用土地，而且对环境造成具大隐患。

当今社会越来越注重环保与安全，从21世纪开始，各大金矿氰化企业均开展了氰化尾渣资源综合回收利用研究，目的在于将氰化尾渣中的有用金属充分利用，以达到降本增效，促进企业的可持续发展。

广大科研工作者对氰化尾渣进行了大量的研究，但仍然没有完全解决综合回收利用的问题，因此，对氰化尾渣中有用金属的回收利用进行深度试验研究是非常有意义的[2]。

1.1 氰化尾渣概况1.1.1 来源矿山为不可再生资源，矿产资源是工业发展不可缺少的物质基础[3]，中国虽然是资源大国，但中国人口众多，导致人均资源量确很少，在世界上排名靠后，随着矿产资源的不断开采，高品位和易采的浅部矿体越来越少，复杂难处理矿开采难度大、成本高[4]。

随着经济的不断发展，可持续性发展与资源和环境的矛盾日渐突出，环境与资源的矛盾成为制约我国可持续性发展的瓶径，目前我国堆存大量尾矿，含有大量金、银、铜、铅、锌等有价元素，尾矿的堆存不仅占用土地，而且造成了资源的浪费[5]，因此，尾矿资源综合回收利用成为制约我国矿产经济发展的一大难题。

氯化挥发法回收氰化尾渣中的金银

氯化挥发法回收氰化尾渣中的金银李正要;邓文翔;王维维;乐坤【摘要】山东某黄金冶炼公司氧化焙烧氰化尾渣中金含量为5．85 g/t、银含量为22．92 g/t、SiO2含量为26．23%。

为回收利用该尾渣中的金银，对其进行了氯化挥发焙烧试验。

结果表明：尾渣中SiO2含量和入炉球团含水率越高越不利于金银的氯化挥发；在CaCl2加入量为8%、入炉球团含水率为0．95%、氯化焙烧温度为1000℃、焙烧时间为40 min时，获得了金、银的氯化挥发率分别为93．21%和61．61%的指标。

采用氯化挥发法可以实现氰化尾渣中金银的有效回收。

%There is 5. 82 g/t gold,22. 95 g/t silver,and 26. 23% SiO2 in a oxidize roasted Cyanide Tailings in Shandong Province. For the recycling of gold and silver in the tailings,chlorination volatilization roasting tests were conducted. The results show that the higher of the SiO2 content in tailings and moisture content in charging pellet,gold and silver chloride volatile is the more unfavorable;chloride volatilization rates of gold and silver is 93. 21% and 61. 61% respectively with calcium chloride dosage of 8%,moisture content in charging pellet is 0. 95%,chloridizing roasting temperature is 1 000 ℃,the roasting time is 40 min. Chlorinated volatile method can realize effective recovery of gold and silver from the cyanide tailings.【期刊名称】《金属矿山》【年(卷),期】2015(000)008【总页数】5页(P173-177)【关键词】氰化尾渣;SiO2;金;银;氯化挥发【作者】李正要;邓文翔;王维维;乐坤【作者单位】北京科技大学土木与环境工程学院，北京100083;北京科技大学土木与环境工程学院，北京100083;北京科技大学土木与环境工程学院，北京100083;北京科技大学土木与环境工程学院，北京100083【正文语种】中文【中图分类】TD925.7国内高砷高硫浮选金精矿主要采用两段焙烧—氰化浸出—锌粉置换工艺回收金、银［1］，由于部分金、银呈显微、超显微状态被包裹赋存，所以该工艺产生的氰化尾渣中一般还含金3 ～10 g/t、含银5 ～30 g/t［2-3］。

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