一、金精矿氰化提金技术特点 氰化提取黄金技术是现代的主要产金手段，我国已于20世纪初期就已利用此法提取黄金，1901年在山东威海范家埠首建2t/d氰化试验厂，后于1932年在山东招远、沂南，1936年在台湾金瓜石分别试用渗滤和搅拌氰化技术。1966年山东玲珑金矿建成金精矿机械连续搅拌氰化提金厂之后，1970年在河北金厂峪、1977年在辽宁五龙金矿相继应用。氰化炭浆提金技术于20世纪80年代初期研究成功，并分别由长春黄金研究院在河南灵湖、吉林省冶金研究所在吉林赤卫沟两座金矿建成具有我国知识产权的50t/d生产规模的炭浆厂，此后20世纪80年代中期又从国外引进技术和设备在陕西潼关、河北张家口建成全泥氰化炭浆厂，我国氰化提金技术已有长足发展，工艺多种多样，技术日臻完善，指标逐步提高，应用更加广泛，20世纪90年代又于新疆阿希等金矿建成树脂矿浆提金厂。氰化提金技术已成为我国黄金工业生产的主力。其中金精矿氰化工艺自20世纪60年代试验研究成功以来，已在许多黄金矿山应用，尤以山东、河北、河南、辽宁、吉林等地较为普遍。该工艺的主要特点是：金矿石经浮选富集后，精矿含金品位高，进入氰化作业矿量少，氰化物耗量低，酸化法对含氰废水处理效果好，对环境污染小，可节约基建投资，占地面积小，降低生产成本，并可实现就地产金。 金精矿氰化提金工艺对于矿物组成比较简单的原生矿，一般浮选回收率较高，通常在93%～98%之间，其氰化回收率在95%左右，因此，浮选——氰化总回收率达88%～94%，与全泥氰化技术相当。 然而，精矿氰化相对全泥氰化来说，基建投资少，含氰污水量小，生产成本低。这就是此工艺获得广泛应用的主要原因。 二、金精矿氰化提金工艺分类 就目前国内所采用此技术的矿山生产现状以及我国岩金矿山开
采矿床类型来看，浮选-精矿典型的氰化工艺主要用于金矿物类型简单的含金石英脉硫化矿石和含金蚀变岩型矿石。这两大类型矿石代表黄金工业绝大多数。其典型代表为玲珑和新城金矿，其金精矿化学元素组成分别见表1和表2。 表1 玲珑金矿浮选精矿化学元素含量
| 元素 |
Au（g/t） |
Ag（g/t） |
Cu |
Pb |
Zn |
| 含量（%） |
90.0 |
53.0 |
0.83 |
0.29 |
0.31 |
| 元素 |
Fe |
S |
As |
P |
Hg |
| 含量（%） |
27.80 |
31.60 |
0.02 |
0.03 |
＜0.001 |
表2 新成金矿氰化原矿多元素分析结果
| 元素 |
Au（g/t） |
Ag（g/t） |
Cu |
Pb |
Zn |
S |
Fe |
| 含量（%） |
82.50 |
121.0 |
0.37 |
0.90 |
0.21 |
43.72 |
43.15 |
有些矿山的浮选金精矿或者含铜较高(如内蒙古大水清、广东高要河台金矿等)、或者含银较高(如浙江遂昌金矿)、或者含铅较高(如山东三山岛金矿)，虽然它们所采用氰化技术也属常规氰化，但必须采取一些特殊技术或添加某种钝化剂方能使工艺顺畅和指标提高。 此外。对小秦岭一带黄金矿山如河南文峪、秦岭、东闯等金矿，开采含多金属石英脉型矿床，混合浮选精矿富含金银铜铅锌铁硫等元素，难于直接氰化，必须先焙烧除硫后回收铜铅再氰化提取金银。 然而，随着社会发展与技术进步，我国数以百吨金属量含砷矿床，随着预处理技术的多样化与工程化，也采用浮选法生产金精矿，自20世纪90年代末期拥有我国知识产权的细菌氧化——氰化炭浆工艺提金示范厂诞生后，这类金精矿已成为抢手的原材料。资料2介绍了难处理金矿石及金精矿的预处理方法分类。见表3。 表3 难处理金矿石及金精矿预处理方法
| 预处理方法 |
适用范围 |
| 焙炼富集 焙烧氧化 加压氧化 生物氧化 碳 浸 法 超 细 磨 |
金精矿 硫化物包裹金或碳金原矿、金精矿 硫化物、锑化物包裹金原矿、金精矿，此法不能氧化矿石中的有机碳 硫化物包裹金的原矿、金精矿，采用搅拌法、堆浸法均可 可克服中等碳金 微细包裹金的原矿与金精矿 |
三、常规氰化法 我国金精矿的常规氰化法经历过一段比较漫长的试验与探索过程。20世纪60年代中期招远玲珑金矿建成金精矿机械连续搅拌氰化提金厂时，采用一浸一洗工艺，金浸出率比现在使用的典型工艺二浸二洗法低3%～5%，精矿浸出槽都是在矿用搅拌槽的基础上稍加改造后使用，在槽的周边插入充气管。这种搅拌方法能耗高，易沉槽，空气弥散不好，浸出效率低。当时使用一浸一洗工艺可以就地生产合质金，极大地减少了精矿外运损失，缩短资金周转，改善企业经营状况。由于浮选作业含有铜锌等金属，特别是其氧化物含量较高时，在氰化浸出过程中消耗大量氰化物，溶液中铜、锌络合物浓度过高时会阻碍金银被氰化物溶解。经过多年试验研究和生产总结，于20世纪70年代末期改为二浸二洗;将原先低效率的锌丝置换改为锌粉置换;采用酸化法回收尾液中的氰化钠及重金属等新工艺，提高金的回收率，降低氰化物耗量，因此，形成了金精矿的典型提金工艺。其工艺流程见图1所示。
金精矿进入氰化作业前，需要再磨、脱药及碱处理，然后进行二次浸出和二次洗涤，洗涤后所含金的贵液经锌粉置换而得金泥，金泥送炼金室冶炼而出售合质金。置换后贫液经酸化法处理回收其中氰化物后返回浸出作业，酸化处理后的污水大部分返回洗涤作业，少部分经处理后排放至尾矿库。其主要设备有：MQY1530球磨机一台，NX18 m浸前浓缩机一台。浸出搅拌槽一浸
3.0×3.5 m 10台，二浸
4.0×4.5m 4台，三层浓密机
9m 4台，脱氧塔
1.5m 3台，板式过滤机2台，锌粉加料机1台及置换压滤机40m2 2台。其中10台浸出槽流程考查数据见表4。 表4 浸出槽考查数据
| 浸出槽 编号 |
液 体 |
渣 含金 （g/t） |
单槽 浸出率 （%） |
累计 浸出率 （%） |
| Au （g/m3） |
Cu2+ （mg/L） |
CNS- （mg/L） |
| 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 |
14.46 15.11 16.03 18.16 18.70 19.36 2.95 2.98 3.00 3.06 |
305 385 422 456 502 504 107 117 138 148 |
391 568 653 741 848 939 297 373 438 450 |
16.49 15.17 13.38 8.98 7.88 6.544 1.10 1.033 1.029 0.992 |
64.03 8.00 12.33 32.48 12.25 16.95 83.19 6.06 0.39 3.60 |
64.03 66.91 70.99 80.41 82.81 85.72 97.60 97.75 97.76 97.84 |
该工艺主要特点：(1)两浸两洗解决了含铜金精矿氰化回收率低、氰化物消耗高的问题;(2)置换后贫液氰化物含量2100～2300 mg/L，酸化法可回收其中70%，并能使重金属沉淀而回收硫氰化亚铜;(3)浸出前使用石灰碱性预处理能使铜、锌等金属氧化物表面形成一层钝化膜，使其在氰化液中不被溶解;(4)引进国外双叶轮中空轴充气式浸出槽，使搅拌机功率由17kW降至7.5kW，不但节能，而且浸出效果显著。 本法现已成为我国金精矿氰化提金工艺的典型范例，其中能大量消耗氰化物的铜元素含量在1%以下，仅用单一碱处理而降低铜对氰化物的消耗，从而获得较好的技术经济指标，分别见表5和表6。该工艺在山东大部分矿山以及河北金厂峪、辽宁五龙、吉林夹皮沟等金矿使用。 表5 招远玲珑金矿工业生产技术指标
| 编号 |
氰原 含金 （g/t） |
氰渣 含金 （g/t） |
贵液 含金 （g/m3） |
贫液 含金 （g/m3） |
排液 含金 （g/m3） |
浸出 率 （%） |
洗涤 率 （%） |
置换 率 （%） |
氰化总 回收率 （%） |
| 1 2 |
53.76 51.94 |
1.38 1.21 |
9.03 10.26 |
0.01 0.02 |
0.07 0.12 |
97.43 97.67 |
99.85 99.70 |
99.73 99.88 |
97.02 97.27 |
表6 招远玲珑金矿工业生产经济指标
| 编号 |
氰化钠消耗（kg/t） |
锌粉（kg/t） |
凝聚剂（kg/t） |
电耗（kwh/t） |
氰化成本 （元/t） |
污水处理成本 （元/m3） |
| 新耗 |
回收 |
总耗 |
| 1 2 |
5.39 4.95 |
2.80 2.47 |
8.16 7.42 |
0.24 0.22 |
— 0.43 |
64.0 55.60 |
32.69 32.51 |
2.73 2.54 |
四、 高银与含铜金精矿氰化技术 浙江遂昌金矿开采贫硫化物石英脉型金矿，原矿中金含量9.7g/t，银含量高达242.96g/t，矿物组成比较复杂，但仍属于易
选矿石，金以中细颗粒居多。主要赋存于金银矿和银金矿中，需要细磨才能使金银矿物单体解离。自1986年建成300t/d采选规模以来，靠单一浮选工艺，过去金精矿出售给富春江冶炼厂。为了实现就地产金，减少精矿运输损失，加快资金周转，提高企业效益，1989年建成氰化车间并投入生产。该矿金精矿化学组成见表7。 表7 浙江遂昌金矿金糟矿化学组成
| 元素 |
Au（g/t） |
Ag（g/t） |
Cu |
Pb |
Zn |
Fe |
| 含量（%） |
98.72 |
2984.77 |
0.37 |
0.61 |
2.005 |
30.27 |
| 元素 |
S |
Mn |
SiO2 |
Al2O3 |
CaO |
MgO |
| 含量（%） |
33.37 |
0.33 |
23.85 |
6.89 |
0.476 |
0.182 |
该矿在建厂前曾进行专门试验，但结果出入意料。众所周知，氰化法回收银通常回收率不高，而这次试验银回收率高达95.15%;其次精矿磨矿粒度达到-320目占77.60%金浸出率最高，过磨反而下降;要使银在氰化溶液中溶解，生成银氰络合物，必须保持较高的浓度，氰根浓度保持在0.08%左右，氰化物耗量高达8.1kg/t。 在试验研究基础上建成两浸两洗、锌粉置换、酸化法污水处理、金泥火法冶炼工艺流程，经多年生产实践其金银氰化回收率分别达97.15%与90.26%。获得__效果。其主要特点为：(1)高浓度氰根浸出加适度磨矿，即一320目占 75%左右，一浸作业氰根浓度控制在0.08%～0.10%之间，二浸作业控制在0.06%-0.08%上下;(2)采用自动立式压滤机过滤浸渣，氰化尾渣即为硫精矿，含硫30%～35%就近出售给化工厂制酸;(3)该矿地处江南水乡，人口稠密，水系发达，若采用普通圆筒型过滤机，其滤饼含水将高达 20%，硫精矿外运需要经过几个村庄。车箱密封不严必然散落，将会对环境造成严重污染，但采用自动立式压滤机后滤饼水份降至8%～10%。呈干饼状态，符合环保要求。 一般认为。金精含铜品位大于1%时采取氰化工艺是不经济的，主要原因是铜矿物会大量消耗氰化物。从而影响金的浸出率;同时，由于铜矿物在浸出过程中大量被氰化物溶解而使铜无法得到有效回收。资料5介绍铜矿物在氰化钠溶液中的溶解度见表8。然而。广东高要河台金矿在金精中却很好解决了这个问题。该矿开采含金蚀变糜棱岩型矿床，表8铜矿物在0.099% NaCN溶液中的溶解度矿石中含铜品位0.2%～0.3%。矿石浮选后得金精矿，1998年前全部销往冶炼厂。由于冶炼厂压水份、压品位与拖延返还货款以及长途运输和损耗等原因。企业经营状况一直被动。为了改变这种面貌并实现就地产金于1998年开展金精矿氰化项目技术改造，含铜精矿多元素分析见表9。其中氧化铜相对含量仅9.01%，其余为硫化物，在常规氰化浸出试验中即使用碱作了预处理。氰化物耗量仍l2kg/t。金浸出率96%，比较理想。为了降低氰化物耗量。该矿工程技术人员作了深入探索与研究，经过多年努力采取某种特殊方法，使氰化钠耗量降至8kg/t。资料6介绍。 表8 铜矿物在0.099% NaCN溶液中的溶解度
| 矿物名称 |
分子式 |
铜溶解率（%） |
| 23℃ |
45℃ |
| 金属铜 蓝铜矿 赤铜矿 硅孔雀石 辉铜矿 黄铜矿 斑铜矿 孔雀石 硫砷铜矿 黝铜矿 |
Cu 2CuCO3·Cu（OH）2 Cu2O CuSiO3 Cu2S CuFeS FeS·2Cu2S·CuS CuCO3·Cu（OH）2 3CuS·As2S5 4Cu2S·SB2S3 |
90.0 94.5 85.5 11.8 90.2 5.6 70.0 90.2 65.8 21.9 |
100.0 100.0 100.0 15.7 100.0 8.2 100.0 100.0 75.1 13.7 |
表9 河台金矿金精矿多元素分析结果
| 元素 |
Au（g/t） |
Ag（g/t） |
Cu |
Pb |
Zn |
Fe |
S |
| 含量（%） |
96.0 |
34.0 |
4.7 |
0.038 |
0.10 |
20.21 |
14.08 |
| 元素 |
Ni |
MgO |
Al2O3 |
CaO |
SiO |
CaO |
C |
| 含量（%） |
0.049 |
0.02 |
0.89 |
8.95 |
44.92 |
0.66 |
0.34 |
为了继续降低氰化物耗量并进行改造，原氰化流程为增加浸出时间采取边磨边浸。将氰化贫液返回再磨作业，浸渣尾矿品位偏高，改造时采取如下措施：一取消边磨边浸流程，贫液不再返回再磨作业，而返回浸出矿浆中;二是磨前添加石灰，将矿浆控制pH=9左右;三是提高再磨细度，使一400目占90%以上，仍然采取二浸二洗流程，氰化钠耗量由8.01kg/t降至4.59kg/t的正常水平。金浸出率再提高1.27%。达98.43%。该矿金精矿氰化工艺为这类金矿闯出一条新路。 然而，含铜金精矿处理方法按含铜量高低划分，基本规律是铜含量越高金浸出率越低，常规氰化允许含铜量在1%以下;含铜在1%～6%时，即要采取特殊方法才能达到常规指标;含铜大于6%时，如长白山一带的小西南岔、珲春金铜矿以及长江中下游的鸡冠嘴、鸡笼山、桃花嘴等金矿，其铜品位较高，金精矿销往冶炼厂。其中如鸡冠嘴金矿原矿品位金2.74 g/t、铜1.595%、铁40.82%、硫l6.53%。还伴生有Ag、Mo、Se、Ni等元素。但资料7介绍了珲春金铜矿的金精矿氰化浸出试验，铜品位达l2.5%，常规氰化时金浸出率仅43.64%。但脱药后采用氨一氰混合液炭浸法，可使金浸出率提高至93.43%。是否建厂生产则不详。
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