焙烧氰化尾渣中有价金属梯级分离回收工艺.pdf

第14卷第3期2024年3 月doi:10.3969/j.issn.2095-1744.2024.03.011有色金属工程Nonferrous Metals EngineeringVol.14,No.3March2024焙烧氰化尾渣中有价金属梯级分离回收工艺王建军，郭建东，欧海涛，薛希刚（山东国大黄金股份有限公司，山东招远2 6 540 0）摘要：梯级分离回收焙烧氰化尾渣中的有价金属，对提高资源综合利用率、消解氰化尾渣危废对冶金行业持续发展具有重要意义。以焙烧氰化尾渣为原料，采用一级酸浸浸取金铜锌、二级还原焙烧一磁选回收含金铁精矿、三级浮选回收金的梯级分离回收工艺方法，焙烧氰化尾渣中的金、铜、锌、铁的综合回收率分别达到6 3.0 7%、8 0.5%、7 0.31%、8 0.6 4%。该技术方法能够有效解决焙烧氰化尾渣中金、铜、锌、铁的综合回收技术难题，实现了焙烧氰化尾渣的高值化、资源化利用，同时将焙烧氰化危废转化为二次高价值资源，解决了焙烧氰化危废无害化处置的冶金行业共性技术难题。关键词：焙烧氰化尾渣；梯级分离回收；酸浸浸取；还原焙烧；磁选回收中图分类号：TF831TD953文献标志码：A文章编号：2 0 95-17 44（2 0 2 4)0 3-0 0 90-0 8Process of Step Separation and Recovery of Valuable Metals fromRoasting Cyanidation TailingsWANG Jianjun,GUO Jiandong,OU Haitao,XUE Xigang(Shandong Guoda Gold Co.,Ltd.,Zhaoyuan 265400,China)Abstract:The recovery of valuable metals from roasted cyanidation tailings by step separation is of greatsignificance to the sustainable development of metallurgical industry.In this paper,gold,copper and zinc wereextracted from cyanide tailings by first-order acid leaching,secondary reduction roasting-magnetic separation torecover gold-bearing iron concentrate and third-order flotation to recover gold,the comprehensive recoveries of gold,copper,zinc and iron from cyanide roasting tailings were 63.07%,80.5%,70.31%and 80.64%respectively.Thetechnical method can effectively solve the technical problem of comprehensive recovery of gold,copper,zinc and ironfrom roasting cyanidation tailings,and realize the high-value and resourceful utilization of roasting cyanidationtailings,at the same time,the roasting cyanide waste is converted into secondary high-value resource,which solvesthe common technical problem in metallurgical industry.Key words:roasting cyanidation tailings;step separation and recovery;acid leaching;reduction roasting;magneticseparation and recovery焙烧氰化尾渣是黄金冶炼过程中产出的含碱性、氰根离子和重金属成分的终端多金属废渣，国家危险废物名录（2 0 2 1年版）发布，依然将黄金行业生产过程中产生的氰化尾渣定性为危险废物，焙收稿日期：2 0 2 4-0 1-0 5基金项目：山东省科技发展计划（2 0 12 GSF11601）Fund:Supported by Shandong Provincial Science and Technology Development Plan(2012GSF11601)作者简介：王建军（197 8 一），男，高级工程师，主要从事金银治炼、硫酸生产、金银选矿工艺技术研究与生产过程管理。通信作者：郭建东（197 7 一），男，高级工程师，主要从事金银冶炼、多金属矿物浮选回收、金银矿物综合利用等研究。引用格式：王建军，郭建东，欧海涛，等，焙烧氰化尾渣中有价金属梯级分离回收工艺 J.有色金属工程，2 0 2 4，14（3）：90-97.WANG Jianjun,GUO Jiandong,OU Haitao,et al.Process of Step Separation and Recovery of Valuable Metals from Roasting CyanidationTailingsJJ.Nonferrous Metals Engineering,2024,14(3):90-97.第3期烧氰化尾渣处置管理难度日趋加强。但同时由于焙烧氰化尾渣通常含金2 g/t左右、银40 g/t左右、铜0.4%左右、铁30%35%等有价元素，具有较高的回收经济价值。因此焙烧氰化尾渣作为一种具有较高回收价值的二次资源，已经引起越来越多的科研工作者的重视。目前国内外对焙烧氰化尾渣一般作为尾矿固体废弃物堆存或用于水泥生产原料，对于综合回收利用的研究主要有常规选矿法、焙烧-磁选法 1-6 、氯化挥发法 7-8 、火法熔炼法、超细磨一浸出法等 9-12 ，但焙烧氰化尾渣中的有价金属无法实现综合回收，且生产工艺目前多处于研究阶段，无大型工业化应用。综合高效地利用焙烧氰化尾渣已经成为黄金冶炼企业可持续发展的重要技术方向。本文通过对焙烧氰化尾渣进行三级处理工艺，一级为酸浸浸取金铜锌、二级还原焙烧一磁选回收含金铁精矿、三级浮选回收金银的梯级分离回收工艺方法，回收尾渣中的有价金属，金、铜、锌、铁总回收率分别达到6 3.0 7%、8 0.5%、7 0.31%、8 0.6 4%，CompositionContent焙烧氰化尾渣细度细，成分杂，其中的金主要包括常规氰化浸出条件下未溶解完全的自然金、呈微细粒状态存在的金属氧化物包裹金以及碱性氧化物薄膜包裹金等；铜主要以氧化铜、铁酸铜、硅酸铜存在；锌主要以铁酸锌、氧化锌形式存在。焙烧氰化尾渣全铁含量为35.5%，对尾渣中铁物相分析结果见表2。由表2 可见，焙烧氰化尾渣中的铁主要以赤、褐铁矿的形式存在，占8 2.59%，其次为碳酸铁占9.24%，硅酸铁占6.54%，金属铁和磁铁矿、硫酸铁含量均较低。表2 焙烧氰化尾渣铁物相分析结果Table 2Results of phase analysis of iron in roastedcyanidation tailingsPhysical appearanceIron contentMetallic iron and magnetite0.20Red and limonite29.32Ferric silicate2.32Ferric sulfate0.38Iron carbonate3.28Total35.50王建军等：焙烧氰化尾渣中有价金属梯级分离回收工艺表1焙烧氰化尾渣化学多元素分析结果Table 1 Results of chemical multi-element analysis of cyanidation residueAuAg2.8X10-418X10-491取得较为理想的试验结果。该工艺技术方法能够有效解决焙烧氰化尾渣中铜、铁、金银的综合回收技术难题，实现了焙烧氰化尾渣的高值化、资源化利用，同时将焙烧氰化危废转化为二次高价值资源，解决了焙烧氰化危废无害化处置的冶金行业共性技术难题。1焙烧氰化尾渣的化学性质试验所用焙烧氰化尾渣来源于山东某黄金冶炼企业，是由其所购的各类含铜、锌等复杂金精矿经过混合配矿，采用湿法调浆一硫酸化焙烧一酸浸一氰化提金生产系统进行处理后所得的焙烧氰化尾渣。首先对该氰化尾渣进行自然晾晒、混匀、筛分、缩分，制备试验样品。焙烧氰化尾渣呈红褐色，结构较为疏松，细度一0.0 37 mm占8 8%，对其进行化学分析，其主要化学元素分析结果如表1所示。由表1可以看出，金品位为2.8 g/t，铜质量分数为0.48%，锌质量分数为0.8%，铁质量分数为35.5%，具有一定的回收价值。/%CuS0.480.60/%Distribution rate0.5682.596.541.079.24100.0Pb0.302梯级分离回收焙烧氰化尾渣中的有价元素2.1试验2.1.1石硫酸浸取铜、锌、金试验原理在常规焙烧酸浸工艺条件下，酸浸工序硫酸浓度控制在10 g/L以下，因此导致焙烧酸浸过程铜、锌浸取不完全，以及在该条件下溶解率较低的铜、锌仍呈铁酸盐状态，损失于焙烧氰化尾渣中。通过强化硫酸酸浸、提高硫酸溶液硫酸浓度，可以促进铜、锌化合物的进一步溶解。主要化学反应式如下：ZnOFe2O:+4H2SO4=ZnSO4+Fe2(SO);+4H,OZnO+H,SO=ZnSO+4H,OCuO+H,SO4=CuSO4+4H,OCuO FezO;+4H,SO4=CuSO4+Fe2(SO4);+4H,O对于金精矿焙烧酸浸渣采用氰化法浸取金的过程中添加大量的石灰、氢氧化钠、碳酸钠做保护碱，Zn0.80Fe35.50SiO239.00Na201.69MgO1.52Cao2.13(1)(2)(3)(4)92以氰化钠作浸出剂，高碱度条件下，新生成的碱金属氧化物薄膜、过氧化物薄膜以及浸出过程产生的氰化物薄膜等对金重新包裹，导致金浸出回收率的降低。同时，焙烧氰化尾矿含水分平均为2 0%左右，其中含每t湿量焙烧氰化尾渣含氰化钠6 0 0 7 0 0 g。通过对焙烧氰化尾渣进行酸浸的大量试验发现，金可以溶解进入酸浸液中，分析原因为酸浸过程中破坏了各种包裹金的薄膜，消除了矿泥吸附金的因素，在含有氰化物的酸性溶液中部分金仍能发生一定量的溶解。2.1.2还原焙烧一磁选回收含金铁精矿焙烧氰化尾渣中的铁多为微细粒弱磁性赤铁矿，具有矿粒小、比表面积大、嵌布关系复杂等基本特征，常规选矿工艺很难获得指标理想的铁精矿。通过直接还原焙烧可以使弱磁性铁矿物还原为强磁性单质态的铁，促使微细粒铁矿物生长聚集，可以用磁选机磁选富集，达到铁元素与脉石类矿物分离的效果。同时，基于金属于亲铁元素的基本特性，在磁有色金属工程选分离回收过程伴随铁元素一起进人到铁精矿中。3Fe2O;+C=2FeO+CO(5)3Fe2O;+CO=2Fe:O4+CO2(6)3Fe2O3H2O+CO=2Fe:O4+CO2+3H20(7)3FeCO;=Fe;O4+2CO2+CO(8)2.1.3含金铁精矿浮选回收金对通过添加活化剂、捕收剂、起泡剂，利用浮选药剂的作用使金表面形成疏水性、亲气性泡沫，与其他固体矿物表面性质形成较大差异，通过对矿浆中的液体和气体的作用，使含金矿物泡沫进入到金精矿中，而亲水、疏气的铁矿物不被气泡黏附，留在尾矿中，得到铁精矿。2.2工艺流程根据焙烧氰化尾渣的性质，采用一级酸浸浸取金铜锌一二级还原焙烧磁选回收含金铁精矿一三级浮选回收金精矿工艺流程对焙烧氰化尾渣中的铜、锌、金、铁实现综合回收，工艺流程见图1所示。Roastingcyanide residue第14卷Sulfuric acidAcid leaching of copper,zinc and goldCoke and additivesCopper zinc gold acid leaching solutionAcid leaching residueReduction roastingActivated carbon adsorbs goldMagnetic separationRecovery of copper from vulcanizationRecovery of zinc by vulcanizationGold-bearing iron concentrateMagnetic separation tailingsGoldflotation recoveryBuilding materialsGold concentrate图1焙烧氰化尾渣中有价金属梯级分离回收的工艺工艺流程Fig,1 Technological process of the step separation and recovery of the valuable metals in the roasting cyanidation tailings在带有水浴加热的XJT搅拌浸出机上进行酸浸浸取金铜锌试验，搅拌转速为90 0 r/min，温度可控。在马弗炉中进行焙烧氰化尾渣酸浸渣的磁化焙Iron concentrate烧，将酸浸渣与还原剂混匀后装入石墨埚并加盖，置于焙烧炉中在适宜气氛中进行进行焙烧处理，一定时间后取出自然冷却，然后进行磨矿一磁选，最终第3期获得含金铁精矿。在XFD-1L浮选机上进行含金铁精矿的金的浮选富集试验，称量定量含金铁精矿，磨矿细度一0.0 7 4mm占90%，置于1L浮选槽内，加水调浆，至矿浆浓度为35%后搅拌2 min，分段加入活化剂、调整剂、捕收剂和起泡剂，分别搅拌3和1min，采用一次粗选一次扫选一次精选浮选工艺，进行浮选，刮出的泡沫产品为富集了金的精矿，槽内剩余产品为铁精矿。重点考察酸浸过程硫酸浓度对金、铜、锌的影响，还原焙烧过程焦炭还原剂用量、焙烧温度、焙烧时间对铁回收率的影响，浮选过程磨矿细度、浮选药剂对金浮选回收率的影响，确定最佳工艺条件。Table3Effect of sulfuric acid concentration on leaching rate of gold,copper and zincSulfuricacidconcentration/(g:L-1)100150200250由表3可知，焙烧氰化尾渣中金铜锌随着硫酸浓度的升高，各金属浸出率均呈现明显提高。在硫酸浓度为2 0 0 g/L时，金铜锌的浸出率分别为28.6%、8 0.5%、7 0.31%，当继续提升硫酸浓度，金、铜、锌的浸出率提升均不明显。综合考虑，选择硫酸浓度2 0 0 g/L为佳。焙烧氰化尾渣细度一0.0 37 mm达到8 8%，细度较高，继续提高磨矿细度无疑将大幅增高磨矿成本，因此不再探讨磨矿细度对金铜锌浸出率的影响因素条件。酸浸试验结果表明采用酸浸浸取工艺可以有效浸出焙烧氰化尾渣中的部分金及大部分铜、锌有价金属元素，对于酸浸液中的金、铜、锌可采用活性炭吸附、硫化沉淀法分步梯级高效回收。3.2酸浸渣还原焙烧一磁选试验焙烧氰化尾渣采用酸浸过程浸取金、铜、锌后，王建军等：焙烧氰化尾渣中有价金属梯级分离回收工艺3结果与讨论3.1酸浸试验铁酸铜、铁酸锌是在焙烧过程中铁和铜、锌形成牢固结合的尖晶石类化合物，对于铁酸铜、铁酸锌浸出过程属于化学反应控制，常温低酸条件下铁酸铜、铁酸锌中的铜、锌难以浸出。有关资料表明，浸出过程控制始酸浓度在150 g/L以上，温度控制在95以上，在3h左右可以使铁酸铜、铁酸锌基本溶解。基于此，试验重点探讨了硫酸浓度对焙烧氰化尾渣中金铜锌浸出率的影响。固定试验条件：酸浸过程液固质量比为1：1，酸浸温度95，酸浸时间3h，起始硫酸浓度控制为变量，试验结果见表3。表3硫酸浓度对金铜锌浸出率的影响试验结果NameAu/(g:t-1)Raw ore2.80Acid leachingresidue2.18Rawore2.80Acid leachingresidue2.05Raw ore2.80Acid leachingresidue1.99Rawore2.80Acidleachingresidue1.9993Leaching rate/%Cu/%Zn/%0.480.800.260.460.480.800.150.270.480.800.090.240.480.800.090.23由于酸浸渣含金品位为1.99g/t，含铁32.8 0%，仍具有较高的回收价值，故对酸浸渣进行还原焙烧试验，以使基本无磁性的铁化合物最大限度还原转化为强磁性四氧化三铁，达到铁的综合回收，同时焙烧氰化尾渣经高温还原焙烧处理，使其中的氰化物得以分解脱除。考察以焦炭作还原剂的用量、还原焙烧温度、还原焙烧时间等对酸浸渣中铁的还原焙烧一磁选回收效果的四个关键影响因素。3.2.1还原剂用量试验采用焦炭为还原剂，固定焙烧温度7 8 0，焙烧时间6 0 min，将不同焦炭用量下所得的焙烧产物磨矿至细度一0.0 7 4mm占9 0%，在场强0.18T下磁选，得到磁选精矿和磁选尾矿。试验结果见表4。Au22.3026.8028.6028.70Cu45.5068.5080.5080.90Zn42.5066.2570.3170.5194Dosage ofreducing agent/%681012由表4可知，随还原剂用量的增加，铁精矿的金品位、铁品位以及金回收率、铁回收率都增加，当用量达到10%时，铁精矿金品位3.6 g/t，铁品位62.8%，金、铁回收率分别达到8 6.8 3%、91.9%，铁精矿产率为48%。继续增加还原剂用量，铁精矿的金铁品位及回收率基本不发生变化。综合生产成本Table 5Effect of reduction roasting temperature on the recovery of ferromagnetic separationReduction roastingNametemperature/Raw.ore740Magnetic separation concentrateMagnetic separation tailingsRawore760Magnetic separation concentrateMagnetic separation tailingsRawore780Magnetic separation concentrateMagnetic separation tailingsRawore800Magnetic separation concentrateMagnetic separation tailings由表5可知，随还原焙烧温度的升高，铁精矿的金品位、铁品位以及金回收率、铁回收率都逐渐升高，当还原焙烧温度达到7 8 0 后，铁精矿的金铁品位及回收率呈现下降趋势。综合考虑，还原焙烧温度选择7 8 0 为宜。3.2.3还原焙烧时间试验固定焦炭还原剂用量10%，焙烧温度7 8 0，将不同还原焙烧时间下的焙烧产物磨矿至细度一0.0 7 4mm占9 0%，在场强0.18 T下磁选，得到磁选精矿和磁选尾矿，试验结果见表6。由表6 可知，随还原焙烧时间的延长，磁选有色金属工程表4还原剂用量对铁磁选回收率的影响试验结果Table 4Effect of reducing agent dosage on recovery of ferromagnetic separationNameRaw oreMagnetic separation concentrateMagnetic separation tailingsRaworeMagnetic separation concentrateMagnetic separation tailingsRaworeMagnetic separation concentrateMagnetic separation tailingsRaw oreMagnetic separation concentrateMagnetic separation tailings第14卷AurecoveryofFe recoveryofAu/(g t-1)Fe/%1.9932.802.6046.801.0010.101.9932.803.0554.600.808.301.9932.803.6062.800.505.201.9932.803.6262.900.525.60考虑，采用焦炭作还原剂时用量选择10%时为宜。3.2.2还原焙烧温度试验还原焙烧温度为变量，固定焦炭用量10%，焙烧时间6 0 min，将不同还原焙烧温度下的焙烧产物磨矿至细度一0.0 7 4mm占9 0%，在场强0.18 T下磁选，得到磁选精矿和磁选尾矿。试验结果见表5。表5还原焙烧温度对铁磁选回收率的影响试验结果Fe recovery ofAu/(g t-1)Fe/%1.9932.802.4046.501.6421.201.9932.802.9054.601.1813.401.9932.803.6062.800.505.201.9932.803.5662.500.535.20所得铁精矿中金、铁品位以及金、铁回收率都呈现增高趋势，当还原焙烧时间达到6 0 min后，继续延长焙烧时间，铁精矿的金铁品位及回收率增长不明显。综合考虑，选择适宜的还原焙烧时间为6 0 min。对焙烧氰化尾渣酸浸渣进行还原焙烧-磁选工艺回收，还原焙烧的技术条件是影响金、铁的回收效果的关键。经过大量的磁选过程磨矿细度和磁选强度对金、铁的回收影响试验结果表明，磁选细度控制一0.0 7 4mm占90%，磁选强度0.18 T的技术条件为宜。Yield/%100.0062.0038.00100.0053.0047.00100.0048.0052.00100.0047.5052.50Yield/%100.0046.0054.00100.0047.0053.00100.0048.0052.00100.0048.2051.80concentrate/%80.9081.2386.8386.41Aurecovery ofconcentrate/%55.4768.5086.8386.23concentrate/%88.4188.1191.9091.09concentrate/%65.2178.2491.9091.84第3期Reduction bakingtime/min405060703.3浮选回收金试验针对焙烧氰化尾渣经过酸浸浸取金铜锌工艺处理后酸浸渣采用还原焙烧一磁选得到的铁精矿，含金品位3.6 g/t、含铁品位6 2.8%，金具有较高的回收价值。基于含金铁精矿的产出过程预先在7 8 0 下焙烧6 0 min，剧毒氰化物得以全部消解，铁精矿已不含氰化物，且铁精矿细度达到一0.0 7 4mm占90%，确定采用浮选法浮选富集回收金矿物。浮选试验着重进行了各种捕收剂对金的浮选效果影响因素进行了探讨。浮选试验是按照一次粗选一次精选一次扫选试验流程进行。固定浮选试验条件：矿浆质量百分比浓度35%、硫酸铜用量50 0 g/t，碳酸钠用量10 0 0 g/t，捕收剂用量30 0 g/t，松醇油用量80g/t,捕收剂分别为丁基黄药、异戊基黄药、丁基黄药十丁铵黑药、异戊基黄药十丁铵黑药四种类型，SerialCollectornumber1234Note:*unit is g/t.王建军等：焙烧氰化尾渣中有价金属梯级分离回收工艺表6 还原焙烧时间对铁磁选回收率的影响试验结果Table 6Effect of reduction roasting time on the recovery of ferromagnetic separationRecovery ofNameAu/(gt-1)Rawore1.99Magnetic separation concentrate2.50Magnetic separation tailings1.70Rawore1.99Magnetic separation concentrate3.00Magnetic separation tailings1.23Rawore1.99Magnetic separation concentrate3.60Magnetic separation tailings0.50Rawore1.99Magnetic separation concentrate3.58Magnetic separation tailings0.52表7 捕收剂剂对金的浮选效果影响试验结果Table 7Effect of collector on gold flotation resultsProduct nameGold concentrateButylIron concentrateTotalGold concentrateIsoamyl xanthateIron concentrateTotalButyl:AmmoniumGold concentratebutyrate blackIron concentratemedicine2:1TotalIsoamyl xanthate:Gold concentrateAmmonium butyrateIron concentrateblack medicine 2:1Total95Fe recovery ofFe/%Yield/%32.80100.0048.5036.0024.064.0032.80100.0056.6043.0014.9057.0032.80100.0062.8048.005.2052.0032.80100.0062.5048.105.3051.90浮选试验流程见图2，捕收剂剂对金的浮选效果影响试验结果见表7。Gold-bearing ironconcentrate*Cus04500,Stirtime3min*Na,Co,1000,Stirtime3min*Collector 200,Stir time 3min,2#oil 8074Gold concentrate图2 含金铁精矿浮选试验流程Fig.2Floatation test flow of gold-bearing iron concentrate/%TasteRecovery rateYieldAu*5.8032.1594.201.84100.003.606.2030.1993.801.84100.03.606.5032.2893.501.71100.03.606.9028.8093.101.73100.03.60concentrateAu/%45.2264.8286.8386.53*Collector 200,Stir time 3min*2#oil 40,Stir time 1 min4IronconcentrateFeAu51.8051.8063.4848.2062.80100.055.2052.0063.3048.0062.80100.048.5055.6063.7945.4062.80100.055.9055.2063.3244.8062.80100.0concentrate/%53.2374.2091.9091.65Unit of dosage:g/tFe4.7895.22100.05.4594.55100.05.0294.98100.05.3394.67100.096由表7 可知，对含金铁精矿浮选过程分别选择丁基黄药、异戊基黄药、丁基黄药十丁铵黑药、异戊基黄药十丁铵黑药四种捕收剂进行试验，丁基黄药十丁铵黑药组合捕收剂效果最佳，金精矿含金品位32.28g/t，含铁品位48.5%，产率6.5%，金回收率55.6%，铁精矿含铁品位6 3.7 9%，铁回收率94.98%。综合考虑，采用丁基黄药：丁铵黑药2：1组合捕收剂，丁基黄药用量2 0 0 g/t，丁铵黑药用量100g/t为宜。3.4综合试验在优化工艺技术条件下进行了综合试验，即一级采用焙烧氰化尾渣在硫酸起始浓度2 0 0 g/L、液固质量比为1：1，温度为8 0，酸浸时间12 0 min，铜、锌酸浸出率达到8 0.5%、7 0.31%，金浸出率28.6%；二级酸浸渣在焦炭用量10%、焙烧温度780、焙烧时间6 0 min、磁场强度0.18 T的条件下，得到含金品位3g/t、T Fe 品位为6 2.8%的含金铁精矿，金、铁回收率分别达到8 6.8 3%、91.9%；对铁精矿细度控制一0.0 7 4mm占9 0%、硫酸铜用量500g/t、碳酸钠用量10 0 0 g/t、丁基黄药用量200g/t、丁铵黑药用量10 0 g/t、松醇油用量12 0 g/t一次粗选一次扫选一精选的条件下，得到金精矿金品位32.2 8 g/t，金回收率达55.6%，铁精矿TFe品位6 3.7 9%，铁回收率94.98%。4结论1)通过对焙烧氰化尾渣采用一级酸浸浸取金铜锌、二级还原焙烧一磁选回收含金铁精矿、三级浮选回收金的梯级分离回收工艺方法，焙烧氰化尾渣中的金、铜、锌的酸浸浸出率分别为2 8.6%、8 0.5%、70.31%，还原焙烧一磁选金、铁回收率分别达到86.83%、91.9%，磁选得到含金铁精矿采用浮选回收法金回收率为55.6%，浮选尾矿即铁精矿，铁回收率为94.98%。金、铁的综合回收率为6 3.0 7%、80.64%，该梯级分离回收有价金属工艺能够有效解决焙烧氰化尾渣渣中金、铜、锌、铁综合回收问题，同时解决了焙烧氰化尾渣固体危废的处置技术难题，实现了焙烧氰化尾渣的高值化利用与清洁利用。2通过焙烧氰化尾渣有价金属梯级分离回收的工艺试验研究，确定了最佳工艺技术参数：酸浸技术条件为起始硫酸溶液浓度2 0 0 g/L、液固质量比2：1、温度8 0、时间12 0 min；还原焙烧一磁选技术条件为焦炭用量10%、焙烧温度7 8 0、焙烧时间6 0 min、磁场强度0.18 T；浮选回收金技术条件有色金属工程为一次粗选一次扫选一次精选流程、矿浆质量百分比浓度35%、硫酸铜用量50 0 g/t、碳酸钠用量1000g/t、丁基黄药用量2 0 0 g/t、丁铵黑药用量100g/t、松醇油用量8 0 g/t，金、铜、锌、铁综合回收取得理想效果，形成了一种高效综合回收焙烧氰化尾渣有价金属与脱氰一体化的工艺技术方法。3)该方法通过湿法工艺、火法工艺及浮选工艺的联合，攻克了采用单一传统工艺处置焙烧氰化尾渣存在的有价金属难以高效综合回收，难以消除环境污染的瓶颈难题，将焙烧氰化尾渣危废成功转化为二次有价资源，该工艺方法为回收利用焙烧氰化尾渣中的有价金属，具有较高的经济效益、社会效益和环保效益，对黄金冶炼行业可持续发展具有重要意义。参考文献：1孙美芬，张亦飞，王新文.某氰化尾渣煤基还原焙烧一磁选试验 J.金属矿山，2 0 12，41（3）：155-157.SUN Meifen,ZHANG Yifei,WANG Xinwen.Reduction roasting-magnetic separation 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