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从浮选尾矿中回收金的试验研究与生产实践
某矿周家沟尾矿库，建成投产于一九六四年十二月末，闭库于一九八七年十二月末。生产统计的历史资料表明，该库内堆存着浮选含金尾矿341.6万吨，平均品位为0.62g/t，黄金含量2.12吨，是某矿宝贵的二次黄金资源。
为开发利用该尾矿库内的黄金资源，从一九九三年起，某矿选矿技术人员开始了一系列试验研究工作，曾分别采用重选、池浸、团矿制粒堆浸、磨矿浸出及直接浸吸等工艺方法，进行金回收的小型试验，经试验结果对比，最终认为细粒尾矿的开发采用直接氰化炭浆法工艺方法最优。在此基础上，矿部于一九九七年七月委托东北大学黄金学院对该尾矿进行了回收金的小型试验研究，试验结果证实了某矿前期的研究是可信的，也坚定了某矿回收尾矿资源的信心，为此，某矿做了半工业试验，验证了小型试验结果，取得了较好试验指标。
根据小试、半工业试验的成果，在初步设计审查通过的基础上，矿部于二000年十月成立了尾矿回收车间施工设计小组和工程指挥部，自筹资金、自行设计、自行安装，并于二00一年五月二十三日起进入设备工艺调试阶段，六月二十七日进入正式生产。
尾矿回收车间为露天作业、季节性生产。投产至今年十一月五日止，经过12 个月的生产实践，逐步完善了各工艺技术条件，获得了较好的技术经济指标，取得了较显著的经济、环境保护和社会效益。
1、 工艺矿物学研究
某矿原矿系低硫化物含金石英脉矿石，浮选尾矿的平均粒度为-200目84%，密度为2.65 g/cm3，容重1.4g/cm3 ，尾矿大部分氧化程度较高，多数为红黄色。
1. 1浮选尾矿的矿物组成
镜下观察，金属矿物以褐铁矿为主 ，尚有少量黄铁矿，二者之间的单体解离度很高，褐铁矿主要是由黄铁矿氧化所致，很少见脉石及其它金属矿物，铜、铅、锌等硫化物镜下均未发现。脉石矿物以石英为主。
1.2浮选尾矿的化学成分
浮选尾矿化学成分分析结果见表1
浮选尾矿化学成分分析结果 表1
元素
Au(g/t)
Ag(g/t)
Cu
Pb
Zn
Fe
S
含量(%)
0.62
2
0.0009
0.006
0.015
2.02
0.28
元素
As
Bi
C
SiO2
CaO
MgO
Al2O3
含量(%)
0.014
0.016
0.27
78.54
0.21
0.31
4.72
从表1看出，浮选尾矿中金、银的品位很低，化学成分简单，有害氰化浸出的元素种类少且含量很低，作为脉石矿物二氧化硅含量很高为78.54%。
1. 3浮选尾矿中金的赋存状态
镜下观察结果表明，浮选尾矿中金的粒度在0.01—0.005mm之间，均为细粒、微细粒金，浮选尾矿中金赋存状态详见表2
浮选尾矿中金矿物赋存状态 表2
类别
矿物
与褐铁矿连生暴露金
褐铁矿包裹金
与脉石连生暴露金
脉石包裹金
金矿物（%）
21.21
20.17
45.92
12.7
表2 说明，流失于浮选尾矿中金矿物主要经贫连生体的形式存在，与脉石及褐铁矿连生，单体金未见到。
综上所述，通过对浮选尾矿的工艺矿物学研究可知：浮选尾矿矿物组成简单，金属矿物以褐铁矿为主，褐铁矿主要是由黄铁矿氧化所致。有害氰化浸出的元素种类少且含量很低，做为目的回收物的金元素含金品位低，金主要与脉石和褐铁矿相连生，且金粒度均为细粒、微细粒，这部分连生体金有利于用氰化法回收，尚有32.87%的金被石英及褐铁矿包裹，被包裹的细粒或微细粒金需经进一步细磨，否则这部分金难以被回收。
2、金选别的试验研究
因为浮选尾矿中金的品位低，所以回收方法应尽可能地采用成本低设备简单且回收率高的传统工艺和大规模处理的方案为宜，以此达到可解决二次黄金资源的充分利用问题，又达到多产黄金，增加经济效益之目的。
2.1小型试验结果
2.1.1几种试验结果问题综述
浮选富集，由于浮选尾矿存放日久天长，已有较深度的氧化，浮选效果极差。
重选(溜槽和摇床)富集，可以回收到较粗级别(+200目)的矿砂，虽然其含金品位较高（1.36g/t）但产率却很低(7.31%)，足以说明其金回收率和经济效益均很低，从尾矿砂筛析结果可知，其主要原因系级别的产率与金属分布率的曲线几乎重叠，说明两率相近比重差小之故。
池浸，由于尾矿粒度较细，氰化液渗透性差及氧难接触尾砂之故，氰化浸出周期长，浸出率低(1.5%)
制团—堆浸，分别用425号和525号水泥(9-15kg/t)，与白灰（5-10kg/t）参水(10-20%)制团，固结(24-72h)后堆浸，用525号水泥制团堆浸，浸出率28%。但固固结时间(72h)，制团堆费用高（14元/t），回收率低，因此并不经济有效。
综上所述，尽管浮选尾矿金可以被回收，但要求得低成本、较高的回收率、简而易行的工艺，技术上还存在一定的难度，对某矿浮选尾矿而言，其主要难点和特点是尾矿粒度较细，氧化程度高，尾矿中金的品位低，金的粒度微细，尚有32.87%的金被 脉石及褐铁矿包裹。
2. 12搅拌氰化浸出试验结果
针对上面提到的技术难题和特点，采用搅拌氰化浸出工艺方法，进行试验研究，取得了较理想的结果，研究结果证明只有采用氰化浸出工艺方法才能较好地解决尾矿选金的技术难点 ，使金的回收率有产大的提高，综合条件试验结果详见表3
搅拌氰化浸出试验结果 表3
试验单位
及时间
试验
项目
粒度-200
氰化品位
浸渣品位
浸出率
吸附率
理论总回收率
综合试验
条件
%
g/t
g/t
%
%
%
NaCN0.4kgCaO6kg/t
液：固=1.5：1
CaO浸出4h,
NaCN浸出24h
某矿
1993.12
直接浸出
82
0.71
0.21
70.42
96.0
64.90
磨矿浸出
95
0.71
0.18
74.65
96.2
71.81
黄金学院
1997.7
直接浸出
84
0.90
0.24
73.33
95.3
69.88
NaCN0.4kgCaO3kg/t
液：固=1.5：1
CaO浸出6h
NaCN浸出20h
磨矿浸出
94
0.90
0.19
78.88
95.6
75.40

从表3结果可得出如下分析意见：
A：尽管两个单位浮选尾矿样品的金品位、粒度分析有所差别(很有可能是样品的采集、化验及操作误差所至)，但综合试验条件基本一致，浸出尾渣品位也极为相近，故两个单位不同时期所做的试验结果能够相互印证，技术指标是可信的。
B：再磨浸出比直接浸出的理论回收率高5%左右，说明从技术角度上看，浮选尾矿进行分级细磨是必要的。
C：但从经济的角度上看，结合再磨浸出、材料消耗及市场金价分析，结果认为分级再磨的费用要远远地高于所提高5%左右总回收率的金产值，即分级再磨费用将增加6.8元/t，而提高5%总回收率的产值2.8元/t左右，因此，分级再磨方案不可取，采用直接浸出方案较适宜。
3. 2半工业试验结果
为进一步验证小型试验结果和为建厂设计提供更可靠的科学依据，决定采用SJ-2500×2500mm双叶轮搅拌槽做浮选尾矿氰化浸出的工业试验。
工业试验样品系在尾矿库表面布置坑点(坑点规格1.5×1.5×1m)采挖，每两个坑点矿为一组，每组矿样并不均一(系指粒度氧化程度及含金品位)每组矿样均经营地磅称量，取样测水份。
从一九九七十月十四日开始，连续试验了十二天，其处理干矿量65.64吨，调浆全用含氰循环水，试验结果详见表4
浮选尾矿浸出工业试验结果 表4
试验
批次
干矿量
矿石粒度
矿浆
温度
矿浆
浓度
PH
值
氰化钠
白灰
氰原
品位
氰渣
品位
浸出
率
T
%
℃
%
g/t
g/t
g/t
g/t
%
%
1
5.57
72
15
44
12
426
3.59
.0.725
0.20
72.41
2
5.10
83
14
38
12
392
4.90
0.475
0.20
57.89
3
5.65
79
15
40
13
398
3.54
0.65
0.20
69.23
4
5.38
86
16
42
13
387
3.53
0.60
0.20
66.67
5
5.49
81
16
44
11
668
701
0.70
0.30
57.14
6
5.41
84
15
43
11
400
4.99
0.55
0.30
45.45
7
5.39
84
15
43
12
396
4.45
0.525
0.30
42.86
8
5.58
82.5
16
43
12
394
4.12
0.525
0.20
61.90
9
5.47
87.8
15
40
11
386
5.30
0.40
0.15
62.50
10
5.64
79
15
42
11
397
6.20
0.675
0.25
62.96
11
5.16
80
14
38
10
458
8.91
0.40
0.10
75.0
12
5.75
83.5
14
44
11.6
445
6.82
0.50
0.15
70.00
平均
5.47
81.8
15
42
11.6
429
5.28
0.562
0.213
62.10
备注
1每2小时测定药剂消耗与补加，2每批先碱浸3小时后再氰化浸出17小时
从表4的分析结果可知：
A：氰化含金品位与小型试样品位不一致，是由于样品采集地点、方法不一致而造成代表性间的差异，但药剂消耗与浸渣金品位与小试验结果基本一致。
B：当累计平均浮选尾矿金品位0.562g/t时，浸渣金品位为0.213g/t，金的浸出率为62.10%，试验效果较好。
C：工业试验发现，在充气搅拌中有部分泡沫产生，这是由于残留在尾矿中的极少部分黄药、2#油药剂作用的结果，但从 浸出指标上看，残留的药剂对浸出效果影响不大，而对活性炭的循环使用寿命可能会有较明显影响。
D：工业试验指标证实了小型试验结果的可靠，这二者的指标结果可结合起来做为建厂设计的依据。
3、尾矿回收车间的设计简介
矿部为将上述科研成果迅速地转化为生产力，决定自筹资金建厂 ，从二000年十月开始，自行进行尾矿回收金设备的施工图设计。
4. 1尾矿回收车间的设计生产规模
原有关专家及上级机关领导审查通过的初步设计能力为2000t/d，由于 一次性投资较大及自筹困难考虑到金价波动莫测等因素，矿部决定将初步设计的生产规模分期实现，第一期施工设计的生产规模定为800t/d，第二期扩建为2000t/d。
5. 2自行设计与施工原则
施工设计的主要原则是：除高位蓄水池和设备基础外，其主厂房、辅助厂房及其它设施等，均不做永久性建筑，基本为露天作业，冬季不生产，采矿工艺为铲车干式开采与翻斗汽车运输的联合作业方法，选矿工艺为湿式筛分除杂，矿浆经浓缩、氧化钙予浸后直接进入氰化炭浆法系统，含氰污水不外排，循环使用；尾矿回收车间的最终产品为载金炭，交本区选厂加工为合质金。
自行设计的过程中，采取边设计、边审核、边施工的工作方法，有关专业的具体设计人员到现场指挥安装与调试。
施工过程中，有关设备、材料等的购置坚持招标比价的原则，总投资控制在540万元以内。
2. 3设计的工艺流程
设计的工艺流程详见浮选尾矿选金炭浆工艺原则流程，见附图
4、投产效果
经四个多月的设计与安装，于二00一年五月二十三日起进入设备工艺调试阶段，同年的六月二十七日进入正式生产。
4.1实际生产的技术指标完成情况
截止二00二年十一月五日止，共实际生产了12 个多月，生产技术指标情况，详见表5

生产技术指标完成情况 表5
指标名称
计算单位
2001.7.1-11.11
2002.4.3-11.5
合计
作业时间
h
2755.98
4900.75
7656.73
氰
原
处理矿量
t
72265
190413
262678
金品位
g/t
0.786
0.623
0.668
金含量
Kg
56.794
118.701
175.499
氰
渣
金品位
g/t
0.19
0.21
0.204
金含量
Kg
13.73
39.987
53.717
尾
液
尾液数量
M3
108398
285620
394018
金品位
g/M3
0.018
0.025
0.023
金含量
Kg
1.951
7.140
9.091
载
金
炭
载金炭数量
Kg
30.325
67.838
98.163
金品位
g/t
1356
1055
1148
金含量
Kg
41.113
71.574
112.687
年末
贫碳
贫炭数量
Kg
20.087
20.259
40.346
金品位
g/t
685
251
467.16
金含量
Kg
13.757
5.091
18.848
金
泥
金泥数量
Kg
39.429
89.347
128.776
金品位
%
69.38
74.41
72.87
金含量
Kg
27.356
66.483
93.839
合
质
金
合质金数量
Kg
27.233
66.217
93.450
金品位
%
99.95
99.97
99.96
金含量
Kg
27.219
66.197
93.416

效
率
浸出率
%
75.82
66.31
69.39
吸附率
%
95.47
90.93
92.54
氰化理论回收率
%
72.39
60.30
64.21
冶炼实际回收率
%
99.50
99.57
99.55
表5 说明，2001年7月1日至11月11日的生产期间，按作业时间计算，处理能力为629.3t/d、2002年4月1日至11月5日 ，按作业时间计算， 处理能力为932.5t/d。二年12个半月的生产实际平均达到了设计的处理能力为823t/d，实际氰化渣品位均达到了尾矿直接浸出的小型试验指标，浸出效果较好，2002年的吸附率平均90.93%。较大地低于2001年95.82%的主要原因，系被浮选药剂等污染的解吸贫炭未经火法再生而返复投入使用的原故，说明活性炭若不经火法再生，需一年一更换为宜。
4.2实际经济效益情况
尾矿回收金工程，原800t/d能力的设计总投资概算为540万元。实际操作过程中，矿部对材料、设备的采购方面采取比价采购与招标等方式，施工安装均自行安装，有的设备能用旧的尽量用旧的，能自行制造的尽量自行加工制做，故较好地控制住了投资费用，实际总投资金额为520.9万元，(包括投产后的递延工程项目费用 )，比设计总投资概算降低了19.1万元。
投产后的经济效益详见表6
投产后的经济效益情况 表6
序号
项目
名称
计算
单位
2001.7.1--
2001.11.11
2002.4.3--
2002.11.5
合计
备注
一
总投资金额
万元
520.9

520.9

1固定资产
万元
478.8

478.8

2流动资产
万元
42.1

42.1
材料与其它
二
成本及费用
万元
175.566
348.687
524.253

3采矿成本
万元
21.452
36.225
57.677
供矿运费
4选矿成本
万元
98.069
219.167
317.236

5固定资产折旧
万元
30
68.750
98.75
以折旧还贷
三
黄金产量与收入

7黄金产量
kg
27.233
66.217
93.45

8黄金价格
万元/kg
7.417
8.152
7.938

9黄金销售收入
万元
201.987
539.800
741.787

10贫炭含量
kg

5.09
5.09

11贫炭含量金销售价格
万元/kg

6.00
6.00
8*0.75
12贫炭含量收入
万元

30.54
30.54
贫碳外销
四
经济效益

13总销售金额
万元
201.987
570.34
772.327

14年总成本费用
万元
175.566
348.687
524.253

15年净利润
万元
52.466
246.198
298.664
尾矿回收金
由表6可知，建设期当年获净利润52.466万元，二00二年获净利246.198万元，若按减去固定资产折旧金额计算，则将再生产1.31年即可还清全部投资金额，即520.9万/(298.664万+98.75万)=1.3年。同时，还能为国家增年产黄金70公斤左右 。
4.3环境保护和社会效益
4.3.1环保工业卫生
从采选工艺流程所使用的原料材上看，主要污染因素为含氰废水、尾矿产生的粉尘及机械设备的噪声。
含氰废水采用的是“零排放工艺”，即氰尾排至新尾矿库，澄清水全部还回循环使用。在尾矿回收车间，设有事故池，现场跑、冒、滴、漏的含氰污水均集中于事故池中，然后随时用泵返回流程。为防事故池渗水发现不及时而污染环境，设置了两个监测点，1号是事故底部渗水点，2号点是河沟排水口，自生产以来的监测结果，标本达到国家工业排放污水的要求，监测数据详见表7。
水质监测点结果表 表7
序号
检测日期
1号水点(mg/l)
2号点(mg/l)
1
2001.6
0.04
未检出
2
2001.7
0.02
未检出
3
2001.8
0.03
未检出
4
2001.9
0.03
未检出
5
2001.10
0.02
未检出
6
2002.4
0.03
未检出
7
2002.5
0.01
未检出
8
2002.6
0.01
未检出
9
2002.7
0.03
0.01
10
2002.8
0.04
0.01
11
2002.9
0.02
未检出
噪音主要是空压机运转造成的，但有空压机（木板房）和消音设施，在受影响的居住或工作建筑物外1米处检测噪声，即办公室门口为62.6分贝，空压机房为64.9分贝，均符合国家要求标准。
粉尘主要是在铲车装尾矿和汽车运输过程中产生的，采取的防范措施是：进入采场作业的职工，配戴好防尘罩口，并配专人对作业面及车道洒水，保持湿润。
4.3.2社会效益
尾矿回收车间定员 60人，安排了40余名的下岗职工再就业，这对增加企业的凝聚力及稳定社会秩序有较好的促进作用。
含氰废水的循环使用，有力保护了社会环境卫生。将来尾矿回收完之后，空库能再次修复使用，将可为矿山持续发展节省新建尾矿库的大量投资费用而创造条件。同时，迄今为止，在我国黄金行业上，某矿首家建立了较大型的氰化炭浆法尾矿回收厂，不仅使废弃的尾矿变废为宝，为国家增加了黄金产量，为企业创造了较好的效益，而且该项目对我国黄金行业的尾矿回收金也具有一定的示范作用。
5、结束语
5.1低品位尾矿中回收金，不同于从原矿中回收金，其主要特点是：浮选尾矿粒度较细(-200目84%以上)，损失在尾矿中的金与脉石及褐铁矿连生，金的粒度极其微细(0.001-0.005mm之间)，32.87%的金呈包裹状态，且经长期堆存的尾矿受到了较高程度氧化。试验结果表明，欲取得较高的回收率，该类尾矿不宜重选、池浸、团矿堆浸、浮选等工艺方法，氰化浸出才是适应尾矿特点的好方法。尾矿经再磨(-200目94%以上)浸出率虽然比尾矿直接浸出要提高5个百分点，但所获得的经济效益远低于再磨费用，因此，尾矿直接氰化浸出回收金才是最为理想的工艺方法。
5.2自行设计、自行安装、调试投产的800t/d尾矿回收车间，经12 个半月的生产与整改实践，流程结构及工艺操作更趋于合理，且为企业创造净利298.7万元，同时还有较好的环保与社会效益，从低品位尾矿回收金宜以规模求效益，据前期的生产实践，矿部拟在明年再行扩大至2000t/d的处理规模。
6. 3尾矿回收金项目工程的建成投产，就其规模而言，在我国黄金行业当属首例，就其污染治理与环境保护控制而言，具有一定的示范作用，就其回收尾矿中金、银的生产实践而言，也为类似黄金矿山的开发利用尾矿提供了值得借鉴的经验。

附图 选矿含炭浆工艺原则流程图
氰原

矿溜槽
贮水池
杂物废弃 圆筒筛
圆筒筛
碎石废弃

浓缩机
CaO予浸 1号
提取载金炭

2号 3号浸出

5号浸吸 4号浸吸

尾矿坝 碎炭回收
澄清水 沉沙堆存

11