一种焙烧氰化尾渣的资源综合回收利用方法
阅读说明：本技术 一种焙烧氰化尾渣的资源综合回收利用方法 (Comprehensive resource recycling method for roasting cyaniding tailings ) 是由 郭学益 张磊 田庆华 秦红 于 2021-07-05 设计创作，主要内容包括：本发明公开了一种焙烧氰化尾渣的资源综合回收利用方法：将焙烧氰化尾渣与复合添加剂混合后置于密闭炉膛中,焙烧还原,冷却,得到焙烧渣；复合添加剂为碳和FeS-(2)混合物；将焙烧渣与水混合浆化,然后磨矿预处理；在磨矿预处理后的浆料中加入非氰浸出药剂进行反应,反应完成后过滤分离,得到提金尾渣和贵液；贵液采用锌粉置换回收金和银；提金尾渣通过磁选深度分离富集硅和铁的物料。本发明采用C+FeS-(2)协同还原体系,精细调控活化转型,对焙烧氰化尾渣高效脱氰解毒的同时可高效实现焙烧氰化尾渣矿相定向重构,避免常规碳还原出现过度还原情况,高效打开铁氧化物和原生硫化矿对金的包裹,可有效提高后续处理中金的回收率。(The invention discloses a comprehensive resource recycling method for roasting cyanidation tailings, which comprises the following steps: mixing the roasted cyanidation tailings with the composite additive, placing the mixture in a closed hearth, roasting, reducing and cooling to obtain roasted slag; the composite additive is carbon and FeS 2 Mixing; mixing the roasting slag with water for slurrying, and then grinding for pretreatment; adding a non-cyanide leaching agent into the slurry after ore grinding pretreatment for reaction, and filtering and separating after the reaction is finished to obtain gold extraction tailings and pregnant solution; noble liquidReplacing and recovering gold and silver by zinc powder; and deeply separating the silicon and iron-enriched materials from the gold extraction tailings by magnetic separation. The invention adopts C + FeS 2 The method has the advantages that the activation transformation is finely regulated and controlled by a cooperative reduction system, the ore phase directional reconstruction of the roasted cyanided tailings can be efficiently realized while the high-efficiency decyanation and detoxification of the roasted cyanided tailings are realized, the excessive reduction condition caused by conventional carbon reduction is avoided, the gold coating of iron oxide and primary sulfide ore is efficiently opened, and the recovery rate of gold in subsequent treatment can be effectively improved.)
技术领域
本发明属于冶金领域，尤其涉及一种焙烧氰化尾渣的资源综合回收利用方法。
背景技术
我国黄金产量连续11年全球第一，全国85％以上黄金生产企业均采用氰化提金工艺，产出的氰化尾渣被《国家危险废物名录》列为危险废物，同时其富含金、银和铁等有价金属，是一种潜在的二次资源。黄金行业每年新增氰化尾渣约1亿吨，氰化尾渣尚未有效处置，目前以集中堆存为主，不仅占用土地，严重危害生态环境安全，而且其富含的有价金属未得到充分利用，会造成资源严重浪费。
随着国家新环保法实施，氰化尾渣作为危险废物，已成为生态文明建设中亟待解决的重大问题，如不能有效处置，将严重威胁黄金提炼企业生存，阻碍黄金行业可持续发展。部分国内外学者开展了氰化尾渣资源化利用研究：如公开号为CN106498177A的专利文献公开了一种焙烧氰化尾渣中金银铁回收及同步无害化的方法，该方法将氰化尾渣、助溶剂和还原剂混合，高温磁化焙烧3～5小时后浮选脱除残留碳，再利用环保浸金剂浸出金银，浸出渣磁选得到铁精粉。该方法虽然回收了氰化尾渣中金、银和铁，并同步实现无害化处理，达到了清洁生产的目的，但是该方法高温磁化焙烧时间长，能耗高，还原磁化过程加入碳的量为氰化尾渣质量15％～30％，碳加入量大，磁化过程中大量CO和CO2气体生成，尾气处理费用极高。还原磁化过程剩余的碳需要单独添加浮选工序进行脱除，流程变长，额外增添了成本。浮选过程添加的有机油类浮选药剂残留在体系中，一部分有机药剂进入磁化焙烧中，燃烧过程中生成有毒有害气体，一部分有机药剂进入浸出溶液中，尾液处理困难。采用环保浸金剂提金，浸出周期长达30～48小时，与传统氰化24～48小时相比较，仍然存在生产周期长、生产效率低、能耗高等问题。
专利202010730386.7中公开了一种从黄金氰化尾渣中综合回收有价金属的方法，该方法通过二次细磨、干法冶金和湿法冶金的复合处理模式来对氰化尾渣中的金、银进行综合回收。该方法添加剂与氰化尾渣用量比为2:7，添加剂加入量巨大，极大的增添了生产成本，并且其未提及添加剂与氰化尾渣分离问题，添加剂与氰化尾渣冷却后混合一起，不但没有实现尾渣减量，还增加了尾渣的产生量。浸出过程80～110℃，浸出温度高，生产过程条件苛刻。稀硫酸与氰化尾渣质量比为18～25:1，体系引入大量稀硫酸，后续尾液处理困难。该方法采用大量添加剂来处理氰化尾渣，虽然可提取金和银，但存在生产成本高，尾渣量大，尾液处理困难等问题。
公开号为CN104046787A的专利文献中公布了一种氰化尾渣综合利用方法，以熔盐为介质，采用焙烧方式实现氰化尾渣中各有价元素的综合利用。该方法消耗大量的碱，对设备腐蚀严重，生产成本高。此外仍然采取氰化浸出方式回收金和银，产生的氰化尾渣依然是危废需要处理，并未从根本上解决氰化尾渣污染环境问题。
专利CN201410757942.4中公布了一种金精矿氰化尾渣氯化焙烧同步还原回收金、铁的方法。该方法生产流程长，氯化焙烧在1050℃高温下进行，能耗高，设备腐蚀严重，氯化挥发过程中易造成金的流失，且大量杂质金属与氯化金化合物混合，后续金提纯困难。
公开号为CN112251603A的专利文献中公布了一种解离氰化尾渣并同步回收其中铁、金、银的方法。该方法中氰化尾渣与铵盐质量比为1:1～8，大量铵盐的引入导致生产成本升高。焙烧过程中，大量铵盐受热分解，产生氨氮气体环境污染严重，后续浸出过程中产生的氨氮废水处理费用高。该方法浓硫酸加入量为氰化尾渣质量10％～30％，浓硫酸加入量大，设备腐蚀严重，后续废水处理费用昂贵。
公开号为CN111996364A的专利文献中公布了一种从氰化尾渣中回收金并同步磁化铁的方法，该方法在还原性气氛下采用氯化挥发方法回收金，氯化焙烧过程中，渣中铅、锌、砷和金均挥发进入烟气中富集，收集到的产品仍需进行多步分离提纯得到金。氯化物的引入对设备腐蚀严重。该方法仅仅提到金的挥发率，然后并不是金的真实回收率，目前国内氯化焙烧工业投产中均能实现金95％以上挥发率，但是氯化金回收率大多在70～85％之间，如何实现氯化金化合物的完全收集是困扰现今氯化提金工业化推广的根本原因，因此该专利虽对氯化提金工艺进行了部分优化，但并未解决氰化尾渣氯化焙烧工业化应用最根本的问题，即金真实回收率问题。
专利CN103981370A公布了一种氰化尾渣的综合回收利用方法，该方法通过酸浸、浮选、焙烧、高温氯化和沉淀过滤等工序可实现氰化尾渣综合利用。该方法生产流程长，采用高温氯化方法能耗高，设备腐蚀严重，高温氯化过程有价金属氯化物回收率较难把控。该方法实例中金挥发率达95.40％，回收率仅为85.86％，并未有效解决金回收率问题。
专利CN104046783A公布了一种回收氰化尾渣在金、银和铅的方法。该方法采用熔盐氯化焙烧的方法，氰化尾渣与熔盐质量比为1:0.5～1，大量熔盐的加入导致尾渣量增加。采用氯化焙烧的体系，设备腐蚀严重，可实现金的高效挥发，但难以实现金的高效回收，并且该方法主要回收金、银和铅，并未针对性回收铁和硅元素，并未涉及尾渣深度减量资源化利用。
综上所述，目前已公开的焙烧氰化尾渣资源化利用方法仍未从根本上解决金回收率不高、反应条件温和、有价金属高效回收利用、尾渣末端减量和生态环境污染等问题。
发明内容
本发明所要解决的技术问题是，克服以上背景技术中提到的不足和缺陷，针对黄金行业存在多年的数亿吨氰化尾渣环境污染严重和有价金属难利用等痛点和难点问题，提供一种焙烧氰化尾渣的资源综合回收利用方法，不仅可实现焙烧氰化尾渣高效解毒，还可高效回收金、银、铁和硅，从根本上解决氰化尾渣环境污染严重和资源化利用率低等问题，符合可持续发展战略需要。
为解决上述技术问题，本发明提出的技术方案为：
一种焙烧氰化尾渣的资源综合回收利用方法，包括以下步骤：
(1)将焙烧氰化尾渣与复合添加剂混合后置于密闭炉膛中，焙烧还原，冷却，得到焙烧渣；所述复合添加剂为碳和FeS2混合物；
(2)将焙烧渣与水混合浆化，然后磨矿预处理；
(3)在步骤(2)磨矿预处理后的浆料中加入非氰浸出药剂进行反应，反应完成后过滤分离，得到提金尾渣和贵液；
(4)所述贵液采用锌粉置换回收金和银；所述提金尾渣通过磁选深度分离富集硅和铁的物料。
上述的资源综合回收利用方法，优选的，步骤(1)中，碳为焦炭、无烟煤或者活性炭粉中的一种或几种。复合添加剂中的FeS2为高纯度FeS2药剂、工业级FeS2药剂或者为含FeS2较高的原生矿物或选矿产物，如黄铁矿等。
上述的资源综合回收利用方法中，步骤(1)中的焙烧还原反应如式(1)-(6)所示：
C+3Fe2O3＝2Fe3O4+CO (1)
CO+3Fe2O3＝2Fe3O4+CO2 (2)
2FeS2+8Fe2O3＝6Fe3O4+2S2(g) (3)
S2(g)+12Fe2O3＝8Fe3O4+2SO2(g) (4)
2FeS2+20Fe2O3＝14Fe3O4+S2(g)+2SO2 (5)
2FeS2+32Fe2O3＝22Fe3O4+4SO2(g) (6)。
上述的资源综合回收利用方法，优选的，步骤(1)中，所述复合添加剂的添加量为焙烧氰化尾渣质量的1％～12％，复合添加剂加入量过低，焙烧氰化尾渣活化转型效果较差，不仅无法有效打开金包裹，而且磁性物质含量低后续提金尾渣硅铁分离困难，复合添加剂加入量过高，不仅生产成本升高，还易造成C残留或者元素硫生成，阻碍后续金的浸出。
上述的资源综合回收利用方法，优选的，步骤(1)中，所述复合添加剂中FeS2的质量为复合添加剂总量的10％-90％。若FeS2含量高于90％，在还原焙烧过程中FeS2易氧化生成元素硫，元素硫包覆在焙烧渣表面，对金形成二次包裹，阻碍后续金的浸出。
若复合添加剂成分C含量高于90％，在还原焙烧过程中部分C未完全反应，易出现C残留问题，残留的C随焙烧渣进入浸出工序，在浸出过程中易吸附溶液中络合金离子，导致金的流失。此外，过量的C易造成氰化尾渣过度还原问题，部分Fe3O4被过度还原生成FeO，对后续提金尾渣中铁和硅深度分离有不利影响，部分反应如式(7)-(9)所示：
C+Fe2O3＝2FeO+CO (7)
C+Fe2O3＝2FeO+CO (8)
CO+Fe2O3＝2FeO+CO2 (9)。
上述的资源综合回收利用方法，优选的，步骤(1)中，当氰化尾渣中赤铁矿较少时可考虑提高FeS2在复合添加剂中占比，额外引入的铁元素可有效提高提金尾渣定向分选得到的含铁物料中铁的品位，便于出售。当氰化尾渣中赤铁矿较多时可考虑提高C在复合添加剂中占比，较高的赤铁矿含量可保证C几乎反应完全，有效减少C对溶液中金的吸附。
上述的资源综合回收利用方法，优选的，步骤(1)中，焙烧还原的温度为400℃～1000℃，焙烧还原的时间为0.5～5.0h。焙烧温度低于400℃时，焙烧还原反应速率较慢，还原反应不彻底，氰化物受热分解不完全，脱氰解毒效果不彻底。当焙烧温度高于1000℃时，氰化尾渣中硅钙铝等成分易生成硅酸铝钙物质粘结在一起，表面光滑致密，破碎困难，阻碍还原反应进行，生成的硅酸铝钙物质紧紧包覆在氰化尾渣表面对金形成二次包裹，严重阻碍后续金的浸出。此外，过高的温度条件下，FeS2与Fe2O3反应生成FeO，主要反应如表1所示，FeO会与渣中的硅、铝氧化物形成Fe2SiO4和FeAl2O4，在磁选过程中，无疑会增加后续磁选分离的难度。
表1 FeS2与Fe2O3反应生成FeO反应式
序号
反应方程式
热力学反应温度
(1)
2FeS<sub>2</sub>+6Fe<sub>2</sub>O<sub>3</sub>＝14FeO+S<sub>2</sub>(g)+2SO<sub>2</sub>(g)
967℃
(2)
2FeS<sub>2</sub>+2Fe<sub>2</sub>O<sub>3</sub>＝6FeO+S<sub>2</sub>(g)+2S<sub>2</sub>(g)
988℃
(3)
S<sub>2</sub>(g)+4Fe<sub>2</sub>O<sub>3</sub>＝8FeO+2SO<sub>2</sub>(g)
937℃
(4)
2FeS<sub>2</sub>+10Fe<sub>2</sub>O<sub>3</sub>＝22FeO+4SO<sub>2</sub>(g)
959℃
上述的资源综合回收利用方法，优选的，步骤(2)中，焙烧渣与水的固液质量比为1:2.5～1:8。焙烧渣添加量较高虽可提升生产效率，但液固传质受影响，阻碍金和银的高效浸出，焙烧渣添加量较低将导致生产能力的下降和能耗的增加。
上述的资源综合回收利用方法，优选的，步骤(2)中，磨矿预处理控制物料的粒度为5～150um。步骤(1)的焙烧还原活化转型过程中可高效打开铁氧化物对金的包裹，但矿相重构生成Fe3O4过程中部分金被二次包裹，活化转型过程中，硅酸盐包裹金部分受影响较小，因此需控制矿物粒度大小至打开金包裹临界值，实现金最大限度浸出。当矿物粒度大于150um时，仍存在部分包裹金，无法实现金高效浸出。当矿物粒度小于5um时，虽可高效打开金的包裹，实现包裹金的深度浸出，但提金尾渣矿物粒度较小，二氧化硅与铁氧化物粘附在一起后续分离较为困难。过小的矿物粒度会增加磨矿预处理的能耗，存在固液分离困难问题。
上述的资源综合回收利用方法，优选的，步骤(3)中，非氰浸出药剂包括碳化三聚氰酸钠和辅助浸出剂，所述辅助浸出剂为木质素磺酸钠、羧甲基纤维素钠、羧甲基淀粉钠和腐植酸中的一种或几种，碳化三聚氰酸钠的加入量为1～10kg/t焙烧渣，所述辅助浸出剂的用量为0.05～0.5g/L浆料。
碳化三聚氰酸钠支链的类氰基(CN-)以共价键方式连接，非氰化钠以离子键方式结合，结构特性及空间位阻关系，该类氰基具有与游离氰基近似络合性能，与硫氰根(SCN-)类似，该类氰基对人呈低毒状态，碳化三聚氰酸钠与助浸剂具有协同作用，浸金速度较氰化钠高40％以上。浸出主要反应方程式如(10)所示：
4Au+8Na3H3O3N6C6+O2+2H2O＝4Na[Au(Na2H3O3N6C6)2]+4NaOH (10)。
辅助浸出剂多在矿浆粒度大小为5～40um，其作为表面改性剂可使颗粒表面带负电，提高矿浆分散性，防止颗粒团聚，还可抑制元素硫、氢氧化铁等吸附在金和含金矿物表面，有效提高金的浸出率。
上述的资源综合回收利用方法，优选的，步骤(3)中，反应过程的搅拌速度为200～500r/min，温度20～60℃，反应时间2～16h，反应体系的pH值为10～12，焙烧渣中金浸出率可达95％以上。
上述的资源综合回收利用方法，优选的，步骤(4)中，回收金和银的具体过程为：向贵液中通入氮气脱除氧气，按0.1～1.0g/L比例锌粉，控制贵液温度为20～37℃，搅拌进行反应20～150min，并控制搅拌速度为200～500r/min，反应结束后过滤洗涤得到金泥和贫液。贫液金含量可降低至0.01mg/L，银含量可降低至0.1mg/L。
上述的资源综合回收利用方法，优选的，步骤(4)中，提金尾渣磁选过程中磁选强度控制在40～130kA/m。在步骤(1)活化转型过程中，焙烧氰化尾渣中大部分氧化铁转化磁性铁，磁性铁属于强磁性物质，应控制在弱磁性条件下才能实现磁性铁与二氧化硅深度分离。磁选强度低于40kA/m，磁选得到的磁性物质虽然铁品位较高，但磁选物质量较少，磁选效果较差。磁选强度高于130kA/m，磁选得到的磁性物质量较多，但二氧化硅等物质与磁性铁混合在一起，磁选物质铁品位较低，未实现硅铁深度分离。
上述的资源综合回收利用方法，优选的，磁选分离出的含铁物料作为铁精矿出售，分离出的含硅物料作为水泥厂原料或者其他建筑材料。
与现有技术相比，本发明的优点在于：
(1)本发明采用C+FeS2协同还原体系，精细调控活化转型，对焙烧氰化尾渣高效脱氰解毒的同时可高效实现焙烧氰化尾渣矿相定向重构，避免常规碳还原出现过度还原情况，第一次高效打开铁氧化物和原生硫化矿对金的包裹，可有效提高后续处理中金的回收率。
(2)本发明依据氰化尾渣原料特性，通过精准控制复合添加剂中C和FeS2配比，可避免还原焙烧过程中剩余C吸附金和FeS2氧化生成元素硫二次包裹金的问题，有效提高金的浸出率，额外补加的FeS2可有效提高提金尾渣中铁的品位，便于出售。
(3)本发明依据焙烧渣金和银嵌布粒度大小，控制矿物粒度至打开金和银包裹临界值，第二次深度打开硅酸盐和磁性铁对金和银的二次包裹，低价、简单、可控的条件下实现氰化尾渣中金的高效浸出，利于今后的规模化应用。
(4)本发明采用碳化三聚氰酸钠为浸金药剂，添加少量木质素磺酸钠、羧甲基纤维素钠、羧甲基淀粉钠和腐植酸钠等辅助浸出剂，使矿物颗粒和元素硫、氢氧化铁等钝化物均负电荷化，防止矿物颗粒团聚同时，还可抑制元素硫、氢氧化铁等钝化物吸附在金和含金矿物表面，有效提高金的浸出率。
(5)本发明基于提金尾渣中各组分物理化学性质差异，实现提金尾渣中硅和铁的高效分离，构建了提金尾渣有价元素深度分离富集回收体系，为氰化尾渣末端减量资源化利用提供技术支撑。
具体实施方式
为了便于理解本发明，下文将结合较佳的实施例对本文发明做更全面、细致地描述，但本发明的保护范围并不限于以下具体实施例。
除非另有定义，下文中所使用的所有专业术语与本领域技术人员通常理解含义相同。本文中所使用的专业术语只是为了描述具体实施例的目的，并不是旨在限制本发明的保护范围。
除非另有特别说明，本发明中用到的各种原材料、试剂、仪器和设备等均可通过市场购买得到或者可通过现有方法制备得到。
实施例1：
本实施例处理的原料为某黄金冶炼企业焙烧氰化尾渣，金含量为11.89g/t，银含量为38.92g/t，其余化学成分如表2所示。
表2氰化尾渣化学成分
元素
Fe
SiO<sub>2</sub>
Al<sub>2</sub>O<sub>3</sub>
As
S
Sb
Ca
C
Cu
质量(％)
32.23
32.38
7.53
1.06
1.25
0.22
1.46
0.51
0.18
本实施例的焙烧氰化尾渣的资源综合回收利用方法，包括以下步骤：
(1)称取100g焙烧氰化尾渣、5g复合添加剂混合均匀，其中，复合添加剂中焦炭和FeS2各2.5g；
(2)将步骤(1)混合后的物料放在瓷舟中置于密闭管式炉炉膛中，升温至800℃后恒温2小时，待反应结束冷却，得到焙烧渣；
(3)将焙烧渣与水按固液质量比1：3混合浆化，再经过磨矿预处理，使矿浆颗粒粒度降低至48um左右；
(4)调节矿浆pH值至10.5～11.0之间，加入量0.25g碳化三聚氰酸钠和0.05g木质素磺酸钠药剂进行搅拌，搅拌速度为250r/min，水浴恒温30℃，反应时间8h后过滤分离，得到提金尾渣和贵液；提金尾渣含金量降低至0.44g/t，银含量降低至7.27g/t，金浸出率为96.34％，银浸出率为81.32％，贵液中金含量为3.82mg/L，银含量为10.55mg/L；
(5)向贵液中通入氮气脱除氧气，按0.4g/L比例加入1.2g锌粉进行还原，还原温度为25℃，还原搅拌速度为350r/min，反应时间为50min，反应结束后过滤洗涤得到金泥和贫液。检测得贫液中金含量为0.009mg/L，银含量为0.08mg/L。
(6)取提金尾渣用湿式磁选机进行磁选分离，磁选强度为80kA/m，获得52.86g磁选物质重量，磁选物质中铁的品位为62.36％，二氧化硅品位为10.47％，可作为铁精矿出售；磁选尾渣可作为建筑材料原料。
实施例2：
本实施例所用原料为某黄金冶炼企业焙烧氰化尾渣，金含量为5.73g/t，银含量为46.77g/t，其余化学成分如表3所示。
表3氰化尾渣化学成分
元素
Fe
SiO<sub>2</sub>
As
S
Sb
Ca
C
Cu
质量(％)
23.35
39.27
1.61
1.55
0.36
4.46
0.78
0.24
本实施例的焙烧氰化尾渣的资源综合回收利用方法，包括以下步骤：
(1)称取100g焙烧氰化尾渣、3g复合添加剂混合均匀，复合添加剂中焦炭和FeS2分别为0.4g和2.6g；
(2)将步骤(1)混合后的物料放在瓷舟中置于密闭管式炉炉膛中，升温至880℃后恒温1.5小时，待反应结束冷却，得到焙烧渣；
(3)将焙烧渣与水按固液质量比1：3的比例混合浆化，经过磨矿预处理，使矿浆颗粒粒度降低至20um左右；
(4)调节矿浆pH值在10.5～11.0之间，加入0.2g碳化三聚氰酸钠和0.03g木质素磺酸钠复合药剂进行搅拌，搅拌速度为280r/min，水浴恒温35℃，反应6h后，过滤分离，得到提金尾渣和贵液，提金尾渣含金量降低至0.27g/t，银含量降低至7.12g/t，金浸出率为95.23％，银浸出率为84.77％，贵液中金含量为1.84mg/L，银含量为13.72mg/L；
(5)向贵液中通氮气脱除氧气，按0.25g/L比例加入0.75g锌粉进行还原，还原温度为30℃，还原搅拌速度为330r/min，反应时间为65min，反应结束后过滤洗涤得到金泥和贫液。检测得贫液中金含量为0.006mg/L，银含量为0.095mg/L；
(6)取提金尾渣用湿式磁选机进行磁选分离，磁选强度为100kA/m，重复选2次后，获得44.53g磁选物质，磁选物质中铁的品位为60.47％，二氧化硅品位为13.47％，剩余磁选尾渣二氧化硅品位达50％以上，可作为建筑材料原料。
实施例3：
本实施例所用原料为某黄金冶炼企业焙烧氰化尾渣，金含量为13.73g/t，银含量为52.77g/t，其余化学成分如表4所示。
表4氰化尾渣化学成分
元素
Fe
SiO<sub>2</sub>
As
S
Sb
Ca
C
Cu
质量(％)
47.25
21.27
2.61
1.49
2.57
4.46
0.38
0.11
本实施例的焙烧氰化尾渣的资源综合回收利用方法，包括以下步骤：
(1)称取100g焙烧氰化尾渣、10g复合添加剂混合均匀，复合添加剂中C和FeS2分别为8.0g和2.0g；
(2)将步骤(1)混合后的物料放在瓷舟中置于密闭管式炉炉膛中，升温至850℃后恒温2.5小时，待反应结束冷却，得到焙烧渣；
(3)将焙烧渣与水按固液质量比1：4的比例混合浆化，经过磨矿预处理，使矿浆颗粒粒度降低至15um左右；
(4)调节矿浆pH值至10.5～11.0，加入0.4g碳化三聚氰酸钠和0.08g羧甲基纤维素钠进行搅拌，搅拌速度为300r/min，水浴恒温40℃，反应8.5h后，得到提金尾渣和贵液；提金尾渣含金量降低至0.49g/t，银含量降低至6.26g/t，金浸出率为96.41％，银浸出率为88.14％，贵液中金含量为3.23mg/L，银含量为10.87mg/L；
(5)贵液通氮气脱除氧气，按0.4g/L比例加入1.6g锌粉进行搅拌还原，还原温度为28℃，搅拌速度为325r/min，反应80min，反应结束后过滤洗涤得到金泥和贫液，检测得贫液中金含量为0.008mg/L，银含量为0.092mg/L；
(6)取提金尾渣用湿式磁选机进行磁选分离，磁选强度为75kA/m，磁选物质为65.16g，磁选物质中铁的品位为61.58％，二氧化硅品位为10.36％，剩余磁选尾渣可作为水泥厂材料。
- 上一篇：一种医用注射器针头装配设备
- 下一篇：硫化砷渣中硫铜铼的综合回收方法