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1、矿产资源是不可再生资源，加强矿产资源的二次利用十分必要，从含金尾矿中回收金具 有现实意义。近年发展起来的制粒堆浸技术具有浸出指标好、投资少、成本低、见效快等优 点，用于从湖北蛇屋山金矿浮选尾矿中回收金，效果良好。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，
2、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AuSiO 2FeFeOFeOAl OCaOMgO1# 13.8X10-372.9813.70 10.17 5.1010.91.42 10.40 12#4.1X10-368.734.114.115.6513.081.770.44表1 2种尾矿的化学分析结果 (二)矿样MnOTiOKONaOCuSC灼失1# n0.13 10.251.120.120.0140.069 10.25 16.38 12#0.130.341.410.0640.0050.130.227.37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
3、金总计1#n0.020.100.23，0.030.38，2#0.020.110.260.020.41二、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0.51.5g/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
4、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
5、 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1020mm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
6、强度11.2mL/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3040mm占80%以上，2#粒度 为7090mm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 大柱浸出结果编号氤化钠耗量/ (kgt-1)浸出率/%11.0266.221.1342.5三、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。
从低品位含金尾矿中氰化浸出金
