張亮 宋永輝 張辛未 董萍 朱榮燕 石嘉俊

摘要：針對(duì)碳質(zhì)金精礦含碳量高導(dǎo)致金浸出率低和氰化尾渣含鐵量高，造成資源浪費(fèi)的問題，提出了碳質(zhì)金精礦與氰化尾渣協(xié)同焙燒—磁選技術(shù)，分離并回收金、鐵。研究結(jié)果表明，在碳質(zhì)金精礦與氰化尾渣質(zhì)量比為1∶1、焙燒溫度為800 ℃、焙燒時(shí)間為60 min、碳酸鈣質(zhì)量分?jǐn)?shù)為10 %、磨礦細(xì)度為-0.074 mm占90 %、磁場強(qiáng)度為0.20 T的條件下，平均金浸出率為82.47 %，鐵精礦鐵平均品位為60.15 %、平均鐵回收率為75.58 %。在焙燒過程中，碳質(zhì)金精礦中碳質(zhì)物、黃鐵礦作為還原劑將氰化尾渣中赤鐵礦還原為磁鐵礦，降低了碳質(zhì)物的“劫金”作用和黃鐵礦對(duì)金礦物的包裹，對(duì)氰化尾渣中鐵礦物進(jìn)行回收的同時(shí)，也顯著提高了金浸出率。該方法一舉實(shí)現(xiàn)了碳質(zhì)金精礦和氰化尾渣的綜合回收利用，成本低廉、工藝簡單，為碳質(zhì)金精礦資源的綜合利用提供了新思路。

關(guān)鍵詞：碳質(zhì)金礦；氰化尾渣；赤鐵礦；真空焙燒；磁選

中圖分類號(hào)：TD953文章編號(hào)：1001-1277（2024）04-0032-08

文獻(xiàn)標(biāo)志碼：Adoi：10.11792/hj20240408

引 言

碳質(zhì)金精礦通常含有碳質(zhì)物、金屬硫化礦物及石英等硅酸鹽礦物，屬于難處理金礦之一。一方面，氰化浸出過程中碳質(zhì)物會(huì)吸附已溶解的金氰絡(luò)合離子，即存在“劫金”作用，導(dǎo)致金回收率偏低［1］。

另一方面，部分金礦物經(jīng)常被黃鐵礦等金屬硫化礦物包裹，從而影響金的浸出。一般情況下，碳質(zhì)金精礦在浸出之前必須要進(jìn)行預(yù)處理。目前，碳質(zhì)金精礦預(yù)處理方法主要有氧化焙燒法、鈍化法、化學(xué)氧化法、微生物氧化法和加壓氧化法等［2-4］。氧化焙燒法應(yīng)用比較廣泛，通常在650 ℃～750 ℃溫度下，對(duì)礦石進(jìn)行焙燒預(yù)處理，使碳質(zhì)金精礦中碳質(zhì)物氧化失去吸附性，從而提高金浸出率，但焙燒過程中會(huì)產(chǎn)生大量SO2等有害氣體，增加廢氣處理成本，且工藝要求嚴(yán)格，金浸出率常因礦石“過燒”或“欠燒”而不穩(wěn)定［5］。碳質(zhì)金精礦真空焙燒預(yù)處理技術(shù)不僅能有效解決金浸出困難的問題，還能夠解決常規(guī)氧化焙燒帶來的高污染問題，完成常規(guī)氧化焙燒常壓下難以發(fā)生的反應(yīng)［6］。此外，真空焙燒預(yù)處理后，碳質(zhì)物最終轉(zhuǎn)變?yōu)榫哂羞€原性質(zhì)的單質(zhì)碳存在于焙砂中，這部分碳具有再利用的潛力［7］。張辛未等［8］研究了碳質(zhì)金礦真空焙燒預(yù)處理技術(shù)。研究結(jié)果表明，在磨礦細(xì)度為-0.074 mm占75 ％、焙燒溫度為1 200 ℃、焙燒時(shí)間為10 min、升溫速率為7.5 ℃／min的最佳條件下，金浸出率可達(dá)88.43 ％。該技術(shù)中有機(jī)碳發(fā)生熱分解反應(yīng)，降低了碳質(zhì)物的“劫金”能力，這是金浸出率指標(biāo)提高的主要原因。其中，61.25 ％的硫最終以單質(zhì)硫形式揮發(fā)冷凝。與常規(guī)焙燒技術(shù)相比，不產(chǎn)生含硫氧化物，可有效降低有害氣體處理成本。WU等［9］研究了流態(tài)化焙燒耦合技術(shù)，在軟錳礦加工過程中，以碳質(zhì)金礦為還原劑，以流態(tài)化焙燒耦合工藝為基礎(chǔ)，從軟錳礦中回收錳，從碳質(zhì)金礦中回收金。研究結(jié)果表明，在氮?dú)鈿夥?、碳質(zhì)金礦與軟錳礦質(zhì)量比為2∶3、焙燒溫度為1 073.15 K、焙燒時(shí)間為30 min的條件下，錳浸出率為99.31 %，金浸出率為97.43 %。該技術(shù)以碳質(zhì)金礦為原料，充分利用了碳組分還原軟錳礦，消除了碳質(zhì)物對(duì)金礦物的影響，提高了金浸出率，同時(shí)在反應(yīng)過程中不會(huì)因硫化物氧化而產(chǎn)生SO2等有害氣體，降低了廢氣處理成本，為碳質(zhì)金礦的開發(fā)利用提供了新思路。中國黃金冶煉行業(yè)每年產(chǎn)出約1億t氰化尾渣，其中約50 %為焙燒氰化尾渣，其主要組分為SiO2與Fe2O3，含鐵30 %以上，明顯高于目前采出鐵礦石的平均鐵品位［10］。但是，此類氰化尾渣中鐵礦物多為微細(xì)粒赤鐵礦，具有礦粒小、比表面積大、嵌布關(guān)系復(fù)雜及可選性差等特點(diǎn)，并不適合直接入爐冶煉。直接還原焙燒可以將弱磁性鐵礦物還原為強(qiáng)磁性鐵礦物或磁鐵礦，促使微細(xì)粒鐵礦物生長聚集，改善分選效果，同時(shí)能耗相對(duì)較低，應(yīng)用前景較好［11］。尚德興等［12］將氰化尾渣于800 ℃下焙燒50 min，后經(jīng)磁選可得鐵品位為59 %、鐵回收率為80 %的鐵精粉。ZHANG等［13］提出了還原焙燒—機(jī)械活化—非氰浸出—磁選的新工藝。研究結(jié)果表明，焦炭質(zhì)量分?jǐn)?shù)為5 %、焙燒溫度為750 ℃、焙燒時(shí)間為1.25 h、機(jī)械活化時(shí)間為8 min，可得鐵品位為60.9 %、鐵回收率為74.6 %的鐵精粉，金浸出率為94.5 %。

本文提出了一種碳質(zhì)金精礦與氰化尾渣協(xié)同焙燒—磁選技術(shù)，以碳質(zhì)金精礦中碳質(zhì)物與黃鐵礦還原氰化尾渣中的赤鐵礦，確定焙燒過程影響因素及最佳工藝，重點(diǎn)研究了金、鐵回收機(jī)制，研究結(jié)果旨在為碳質(zhì)金精礦資源的高效綜合利用提供新思路。

1 樣品與方法

1.1 試驗(yàn)樣品

試驗(yàn)樣品為陜西秦嶺某黃金冶煉企業(yè)的碳質(zhì)金精礦和河南某黃金冶煉企業(yè)的硫化金礦經(jīng)氧化焙燒、氰化浸出后產(chǎn)生的氰化尾渣，對(duì)其進(jìn)行化學(xué)成分、金物相和XRD分析，結(jié)果分別如表1、表2和圖1所示。

由表1、表2和圖1可知：碳質(zhì)金精礦中金品位為16.77 g/t，總碳占11.52 %，非金屬元素硅含量最高，硫次之。金礦物包裹現(xiàn)象嚴(yán)重，以硫化礦物包裹金為主，裸露及半裸露金占45.02 %。氰化尾渣含F(xiàn)e2O3高達(dá)44.03 %，金品位為1.60 g/t，以赤鐵礦包裹金為主，裸露及半裸露金僅占4.32 %。碳質(zhì)金精礦中大量碳質(zhì)物導(dǎo)致的強(qiáng)“劫金”作用和大多數(shù)金礦物被包裹使得其直接浸出時(shí)，金浸出率僅為2.30 %。因此，對(duì)二者的處理思路主要為打開金礦物包裹及消除碳質(zhì)金精礦中碳質(zhì)物的“劫金”作用。2024年第4期/第45卷礦業(yè)工程礦業(yè)工程黃 金

1.2 試驗(yàn)步驟

1）焙燒：取碳質(zhì)金精礦與氰化尾渣各20 g，磨至-0.074 mm占80 %，添加一定量的CaCO3，利用臺(tái)式粉末壓片機(jī)（FYD-40-A）在1 MPa壓力下壓制成圓柱體狀，并在60 ℃干燥箱中干燥24 h。將干燥后樣品置于石英舟（200 mm×40 mm×20 mm）中，在真空度為10 Pa、升溫速率為10 ℃/min的真空焙燒爐（NBD-T1700-50IT）內(nèi)進(jìn)行焙燒預(yù)處理。

2）磁選：焙砂研磨后混勻，取40 g樣品按液固比2∶1配制成礦漿，利用弱磁分離器（XCGS-50）進(jìn)行磁選分離。

3）浸出：干燥后的磁選尾礦在礦漿濃度為33 %、pH值為11～12、浸出劑用量為1 000 g/t、浸出時(shí)間為24 h、攪拌轉(zhuǎn)速為250 r/min條件下進(jìn)行浸出試驗(yàn)。

1.3 分析與表征

樣品化學(xué)組成和礦物組成分別采用X射線熒光光譜儀（PW4400/40）和X射線衍射分析儀（Bruker D8 Advance）進(jìn)行測定，金品位采用泡沫塑料富集—原子吸收分光光度法測定，金、碳物相和鐵品位的測定采用化學(xué)分析法［14］。鐵回收率（R）及金浸出率（ε）按照式（1）、式（2）計(jì)算：

式中：m1、m2、m3、m4和m渣分別為磁選精礦、碳質(zhì)金精礦、氰化尾渣、磁選尾礦和浸出渣的質(zhì)量（g）；G3為磁選精礦鐵品位（%）；TFe1、TFe2分別為碳質(zhì)金精礦及氰化尾渣中鐵品位（%）；G渣、G4分別為浸出渣、磁選尾礦金品位（g/t）。

2 結(jié)果與討論

2.1 真空焙燒過程熱力學(xué)分析

利用HSC Chemistry 6.0熱力學(xué)計(jì)算相關(guān)反應(yīng)在真空環(huán)境中反應(yīng)的吉布斯自由能（ΔG），如式（3）所示。焙燒過程反應(yīng)的吉布斯自由能隨焙燒溫度變化曲線如圖2所示。

式中：ΔGΘ為標(biāo)準(zhǔn)狀態(tài)下不同溫度的反應(yīng)吉布斯自由能（J）;R為氣體常數(shù)，為8.314 J/（mol·K）；T為絕對(duì)溫度（K）；PB為混合氣體中某理想氣體B的分壓（Pa）；PΘ為標(biāo)準(zhǔn)大氣壓強(qiáng)，為101 325 Pa。

由圖2可知：焙燒溫度高于158 ℃時(shí)，F(xiàn)e2O3可被C或CO還原為Fe3O4；反應(yīng)溫度高于417 ℃時(shí)，F(xiàn)e3O4會(huì)被C或CO進(jìn)一步還原為FeO；反應(yīng)溫度高于605 ℃時(shí)，F(xiàn)eO會(huì)進(jìn)一步還原為Fe［15］；反應(yīng)溫度高于369 ℃時(shí)，F(xiàn)e2O3可被FeS2還原為Fe3O4；反應(yīng)溫度高于585 ℃時(shí)，F(xiàn)eS2開始進(jìn)行熱分解；反應(yīng)溫度高于889 ℃時(shí)，F(xiàn)e3O4會(huì)被FeS2進(jìn)一步還原為FeO。Fe2O3被FeS2還原為Fe的反應(yīng)ΔG值始終為正，該反應(yīng)在試驗(yàn)條件內(nèi)無法進(jìn)行［16］。需要注意的是，F(xiàn)eO與SiO2反應(yīng)的ΔG值始終為負(fù)，這說明生成Fe2SiO4的反應(yīng)在所有溫度區(qū)間均可自發(fā)進(jìn)行。綜上所述，真空焙燒過程中碳質(zhì)物熱分解產(chǎn)物和FeS2均可作為還原劑將Fe2O3還原為Fe3O4，碳質(zhì)物會(huì)被消耗從而消除其“劫金”作用。Fe2O3和FeS2發(fā)生反應(yīng)不僅有利于削弱二者對(duì)金礦物的包裹，還可以形成Fe3O4進(jìn)一步富集回收，說明碳質(zhì)金精礦與氰化尾渣協(xié)同焙燒—磁選分離金、鐵在理論上是可行的。

2.2 協(xié)同焙燒—磁選工藝主要影響因素

2.2.1 碳質(zhì)金精礦與氰化尾渣質(zhì)量比

在焙燒溫度為800 ℃、焙燒時(shí)間為60 min、碳酸鈣質(zhì)量分?jǐn)?shù)為10 %、磨礦細(xì)度為-0.074 mm占80 %、磁場強(qiáng)度為0.20 T條件下，選擇碳質(zhì)金精礦與氰化尾渣質(zhì)量比為1∶2、2∶3、1∶1、3∶2、2∶1進(jìn)行試驗(yàn)，試驗(yàn)結(jié)果如圖3所示。

由圖3可知：隨著碳質(zhì)金精礦與氰化尾渣質(zhì)量比的提高，鐵品位、鐵回收率及金浸出率均呈現(xiàn)先升高后降低的趨勢。在二者質(zhì)量比1∶1時(shí)，可達(dá)到最大值，其中鐵品位為58.35 %，鐵回收率為78.52 %，金浸出率達(dá)到76.72 %。當(dāng)碳質(zhì)金精礦與氰化尾渣質(zhì)量比較小時(shí)，碳質(zhì)金精礦中碳質(zhì)物及黃鐵礦不足以將赤鐵礦完全還原為磁鐵礦，導(dǎo)致鐵回收率較低，部分金礦物仍包裹于赤鐵礦中無法解離，導(dǎo)致金浸出率較低。隨著碳質(zhì)金精礦用量的增加，碳質(zhì)物與黃鐵礦過量，碳質(zhì)物的“劫金”作用及黃鐵礦對(duì)金礦物的包裹是導(dǎo)致金浸出率降低的主要因素。此外，碳質(zhì)物含量過高可能會(huì)引起磁鐵礦過還原，生成FeO，進(jìn)一步與SiO2反應(yīng)生成Fe2SiO4，導(dǎo)致鐵回收率降低，同時(shí)也會(huì)造成金礦物的二次包裹，導(dǎo)致金浸出率降低［13］。綜合考慮，選擇1∶1為碳質(zhì)金精礦與氰化尾渣的最佳質(zhì)量比。

2.2.2 焙燒溫度

在碳質(zhì)金精礦與氰化尾渣質(zhì)量比1∶1的條件下，選擇焙燒溫度為600 ℃、700 ℃、800 ℃、900 ℃、1 000 ℃進(jìn)行試驗(yàn)，結(jié)果如圖4所示。

由圖4可知：隨著焙燒溫度的提高，鐵品位、鐵回收率及金浸出率呈現(xiàn)先升高后降低的趨勢。在焙燒溫度800 ℃時(shí)，均可達(dá)到最大值，其中鐵品位為58.59 %，鐵回收率為78.37 %，金浸出率達(dá)到76.72 %。當(dāng)焙燒溫度較低時(shí)，包裹金礦物的黃鐵礦、赤鐵礦等礦物的熱分解反應(yīng)或者氧化還原反應(yīng)進(jìn)行不充分，導(dǎo)致鐵回收率較低，碳質(zhì)物可能未消耗完全，金浸出率較低。隨著溫度升高，真空環(huán)境下碳質(zhì)物中有機(jī)碳發(fā)生熱分解及還原反應(yīng)，赤鐵礦還原為磁鐵礦，碳質(zhì)物被消耗，因此鐵品位、鐵回收率及金浸出率均得以提高。隨著焙燒溫度繼續(xù)升高，低熔點(diǎn)的化合物會(huì)在過高的溫度下熔化導(dǎo)致礦物顆粒黏結(jié)，浸出速率下降，導(dǎo)致鐵回收率與金浸出率有所降低［16］。因此，選擇800 ℃為最佳焙燒溫度。

2.2.3 焙燒時(shí)間

在碳質(zhì)金精礦與氰化尾渣質(zhì)量比為1∶1、焙燒溫度為800 ℃條件下，選擇焙燒時(shí)間為30 min、45 min、60 min、75 min、90 min進(jìn)行試驗(yàn)，結(jié)果如圖5所示。

由圖5可知：隨著焙燒時(shí)間增加，鐵品位、鐵回收率及金浸出率呈現(xiàn)先升高后降低的趨勢。在焙燒時(shí)間為60 min時(shí)，均可達(dá)到最大值，其中鐵品位為58.46 %，鐵回收率為78.37 %，金浸出率達(dá)到76.72 %。焙燒時(shí)間較短時(shí)，氰化尾渣中赤鐵礦沒有被充分還原，導(dǎo)致鐵回收率較低，金礦物被未反應(yīng)完全的碳質(zhì)物吸附，導(dǎo)致金浸出率較低［13］。隨著焙燒時(shí)間增加，赤鐵礦完全轉(zhuǎn)化為磁鐵礦，鐵回收率提高，碳質(zhì)金精礦中碳質(zhì)物被充分利用，礦物顆粒間氣體完全釋放，礦物顆?？紫对龆?，有利于反應(yīng)進(jìn)行，金浸出率提高。隨著焙燒時(shí)間的繼續(xù)增加，礦物燒結(jié)成塊，也會(huì)阻礙進(jìn)一步的浸出。綜上所述，焙燒時(shí)間不宜過長，選擇最佳焙燒時(shí)間為60 min。

2.2.4 碳酸鈣質(zhì)量分?jǐn)?shù)

在碳質(zhì)金精礦與氰化尾渣質(zhì)量比為1∶1、焙燒溫度為800 ℃、焙燒時(shí)間為60 min條件下，選擇碳酸鈣質(zhì)量分?jǐn)?shù)為0，6 %，8 %，10 %，12 %，14 %進(jìn)行試驗(yàn)，結(jié)果如圖6所示。

由圖6可知：隨著碳酸鈣質(zhì)量分?jǐn)?shù)增加，鐵品位、鐵回收率及金浸出率呈現(xiàn)先升高后平穩(wěn)的趨勢。在碳酸鈣質(zhì)量分?jǐn)?shù)為10 %時(shí)，均達(dá)到最大值，其中鐵品位為58.35 %，鐵回收率為78.52 %，金浸出率達(dá)到76.72 %。當(dāng)碳酸鈣質(zhì)量分?jǐn)?shù)在0～10 %時(shí)，由于加入的CaCO3發(fā)生分解，釋放出氣體，使礦物表面孔隙增多。研究表明，CaCO3與煤共熱解釋放的CO2總量顯著高于CaCO3和煤單獨(dú)熱解產(chǎn)生CO2的總和［17］。大量CO2的產(chǎn)生，促進(jìn)了半焦氣化反應(yīng)的正向進(jìn)行，有利于碳質(zhì)物的消耗，生成的CO也促進(jìn)赤鐵礦還原，從而提高鐵回收率。綜合考慮，選擇最佳碳酸鈣質(zhì)量分?jǐn)?shù)為10 %。

2.2.5 磨礦細(xì)度

在碳質(zhì)金精礦與氰化尾渣質(zhì)量比為1∶1、焙燒溫度為800 ℃、焙燒時(shí)間為60 min、碳酸鈣質(zhì)量分?jǐn)?shù)為10 %條件下，選擇磨礦細(xì)度-0.074 mm占80 %、85 %、90 %、95 %、100 %進(jìn)行試驗(yàn)，結(jié)果如圖7所示。

由圖7可知：隨著磨礦細(xì)度的提高，鐵回收率整體呈現(xiàn)降低的趨勢，鐵品位及金浸出率呈現(xiàn)持續(xù)上升的趨勢。隨著磨礦細(xì)度的提高，礦物粒度越細(xì)，解離度越高，但同時(shí)更易泥化。在磁選時(shí)，泥化現(xiàn)象很明顯，導(dǎo)致磁性礦物無法有效分開，造成部分鐵礦物損失［18］；與此同時(shí)，礦物單體解離度增加，有利于打開金礦物包裹，從而提高金浸出率。綜合考慮，確定最佳磨礦細(xì)度為-0.074 mm占90 %。

2.2.6 磁場強(qiáng)度

在碳質(zhì)金精礦與氰化尾渣質(zhì)量比為1∶1、焙燒溫度為800 ℃、焙燒時(shí)間為60 min、碳酸鈣質(zhì)量分?jǐn)?shù)10 %、磨礦細(xì)度為-0.074 mm占90 %條件下，選擇磁場強(qiáng)度為0.05 T、0.10 T、0.20 T、0.30 T、0.40 T進(jìn)行試驗(yàn)，結(jié)果如圖8所示。

由圖8可知：隨著磁場強(qiáng)度增加，鐵回收率呈現(xiàn)先升高后平緩的趨勢，鐵品位和金浸出率整體呈現(xiàn)先升高后降低的趨勢。在磁場強(qiáng)度為0.20 T時(shí)，均可達(dá)到最大值，其中鐵品位為58.28 %，鐵回收率為78.32 %，金浸出率達(dá)到78.47 %。隨著磁場強(qiáng)度增加，鐵回收率和鐵品位也隨之增加，磁性礦物與非磁場礦物分離。但是，磁場強(qiáng)度繼續(xù)增加，雜質(zhì)礦物與鐵精礦混合，產(chǎn)生磁團(tuán)聚現(xiàn)象，使鐵精礦產(chǎn)率提高，同時(shí)由于雜質(zhì)礦物的存在，鐵精礦品位有所降低［19］。綜合考慮，確定最佳磁場強(qiáng)度為0.20 T。

2.3 協(xié)同焙燒—磁選富集分離金鐵綜合及驗(yàn)證試驗(yàn)

2.3.1 綜合試驗(yàn)

在碳質(zhì)金精礦與氰化尾渣質(zhì)量比為1∶1、焙燒溫度為800 ℃、碳酸鈣質(zhì)量分?jǐn)?shù)10 %、焙燒時(shí)間為60 min、磨礦細(xì)度-0.074 mm占90 %、磁場強(qiáng)度為0.20 T條件下，進(jìn)行協(xié)同焙燒—磁選富集分離金鐵綜合試驗(yàn)，全流程如圖9所示，試驗(yàn)結(jié)果如表3所示。

由表3可知：焙燒后由于質(zhì)量損失導(dǎo)致金品位和鐵品位提高。焙燒過程中形成的弱磁性物質(zhì)Fe2SiO4將金礦物二次包裹，使得一部分金礦物進(jìn)入鐵精礦中，造成金損失。大部分金富集于磁選尾礦中，其金品位為10.82 g/t，但仍有5.95 %的鐵存在。由此可知，如何有效控制焙燒過程中Fe2SiO4的形成，進(jìn)一步控制鐵、金在鐵精礦與磁選尾礦中的分布，是提高金浸出率的關(guān)鍵所在。

2.3.2 驗(yàn)證試驗(yàn)

重復(fù)進(jìn)行3次協(xié)同焙燒—磁選富集分離金鐵工藝驗(yàn)證試驗(yàn)，結(jié)果如表4所示。

由表4可知：在最佳工藝條件下，磁選鐵精礦平均鐵品位為60.15 %，平均鐵回收率為75.58 %；磁選尾礦平均金浸出率為82.47 %，穩(wěn)定性良好。

2.4 鐵、金回收機(jī)制分析

2.4.1 焙燒前后XRD分析

焙燒前后樣品XRD分析結(jié)果如圖10所示。

由圖10可知：焙砂中FeS2的衍射峰完全消失，出現(xiàn)FeS衍射峰。結(jié)合圖2可知，F(xiàn)eS是由FeS2發(fā)生熱解反應(yīng)產(chǎn)生，焙砂中CaMg（CO3）2的衍射峰完全消失。CaMg（CO3）2發(fā)生熱解反應(yīng)，焙砂中Fe2O3的衍射峰消失，出現(xiàn)顯著的Fe3O4和弱的Fe2SiO4衍射峰。結(jié)合熱力學(xué)分析可知，在焙燒過程中，大部分Fe2O3可能與C、CO或FeS2發(fā)生氧化還原反應(yīng)，生成了Fe3O［20-22］4；而少量Fe2O3被C或CO過還原產(chǎn)生FeO，進(jìn)一步反應(yīng)生成了難以磁選分離的弱磁性Fe2SiO4，這部分Fe2SiO4有可能會(huì)對(duì)金礦物產(chǎn)生二次包裹［23］。

2.4.2 焙燒前后金嵌布狀態(tài)分析

焙燒前后金嵌布狀態(tài)分析結(jié)果如表5所示。

由表5可知：焙砂中裸露及半裸露金占83.96 %。與焙燒前相比，其分布率提高了42.41百分點(diǎn)，金礦物得到了有效解離，這是浸出過程金回收率提高的重要前提。黃鐵礦是主要載金礦物，焙燒后礦石中硫化礦物包裹金降低了35.52百分點(diǎn)，主要是由于黃鐵礦發(fā)生了熱解反應(yīng)或參與了與赤鐵礦的氧化還原反應(yīng)，使其包裹金得以解離，這也是金礦物解離度提高的主要原因［24］。赤鐵礦包裹金降低了7.78百分點(diǎn)，這是由于赤鐵礦被還原導(dǎo)致。樣品中碳酸鹽含量較少，其包裹金占4.43 %，碳酸鹽可能在301 ℃開始發(fā)生分解，隨著溫度的升高，其包裹金逐漸解離。值得注意的是，硅酸鹽包裹金增加了5.32百分點(diǎn)，這可能與Fe2SiO4的生成有關(guān)。因此，避免焙燒過程中Fe2O3的過還原是后續(xù)研究中需要重點(diǎn)關(guān)注的問題。

3 結(jié) 論

1）采用碳質(zhì)金精礦與氰化尾渣協(xié)同焙燒—磁選技術(shù)可有效富集分離礦石中金、鐵。當(dāng)碳質(zhì)金精礦與氰化尾渣質(zhì)量比為1∶1、焙燒溫度為800 ℃、碳酸鈣質(zhì)量分?jǐn)?shù)10 %、焙燒時(shí)間為60 min、磨礦細(xì)度-0.074 mm占90 %、磁場強(qiáng)度為0.20 T時(shí)，平均金浸出率為82.47 %，鐵精礦平均鐵品位為60.15 %，平均鐵回收率為75.58 %。

2） 真空環(huán)境下，碳質(zhì)金精礦中的有機(jī)碳熱分解為單質(zhì)碳，與黃鐵礦一起作為還原劑可將氰化尾渣中赤鐵礦還原為磁鐵礦，經(jīng)磁選獲得高品位鐵精礦。焙燒后樣品中裸露及半裸露金分布率從41.55 %提高至83.96 %，顯著提高了金解離度。該技術(shù)有效解決了金礦物的包裹問題及有機(jī)碳的“劫金”問題。

［參 考 文 獻(xiàn)］

［1］ 牛會(huì)群，佟琳琳，衷水平，等.卡林型金礦碳質(zhì)物特征及其去碳方法研究現(xiàn)狀［J］.有色金屬（冶煉部分），2019（6）：33-39.

［2］ 孫留根，袁朝新，王云，等.難處理金礦提金的現(xiàn)狀及發(fā)展趨勢［J］.有色金屬（冶煉部分），2015（4）：38-43.

［3］ 張磊，郭學(xué)益，田慶華，等.難處理金礦預(yù)處理方法研究進(jìn)展及工業(yè)應(yīng)用［J］.黃金，2021，42（6）：60-68.

［4］ 陳勃偉，蔡镠璐，周成英，等.某含砷含碳微細(xì)粒難處理金精礦預(yù)氧化—氰化提金工藝研究［J］.稀有金屬，2018，42（12）：1 339-1 344.

［5］ THOMS K G，COLE A P.Roasting developments-especially oxygenated roasting［M］.2nd Edition.Amesterdam：Elsevier，2016.

［6］ ZHANG X W，SONG Y H，YIN N，et al.Unraveling the dissociation mechanism of gold in carbonaceous gold ore during vacuum roasting pretreatment：Effect of pyrite［J］.Minerals Engineering，2022，30（184）：107658.

［7］ ZHANG X W，SONG Y H，YIN N，et al.Study on vacuum roasting pretreatment of carbonaceous gold concentrates based on nonoxidation technology［J］.Journal of Chemistry，2021（5）：6848020.

［8］ 張辛未，宋永輝，董萍，等.某碳質(zhì)金礦石真空焙燒預(yù)處理工藝試驗(yàn)研究［J］.黃金，2022，43（3）：55-60.

［9］ WU H，F(xiàn)ENG Y L，LI H R，et al.Co-recovery of manganese from pyrolusite and gold from carbonaceous gold ore using fluidized roasting coupling technology［J］.Chemical Engineering and Processing，2020，147：107742．

［10］ 孫留根，常耀超，徐曉輝，等.氰化尾渣無害化、資源化利用的主要技術(shù)現(xiàn)狀及發(fā)展趨勢［J］.中國資源綜合利用，2017，35（10）：59-62.

［11］ 陳潮方，邱仙輝，邱廷省，等.氰化尾渣的性質(zhì)特點(diǎn)與綜合利用研究現(xiàn)狀［J］.有色金屬科學(xué)與工程，2022，13（4）：107-115.

［12］ 尚德興，陳芳芳，張亦飛，等.還原焙燒-磁選回收氰化尾渣中鐵的試驗(yàn)研究［J］.礦冶工程，2011，31（5）：35-38.

［13］ ZHANG L，JIANG T，GUO X Y，et al.Sustainable processing of gold cyanide tailings：Reduction roasting，mechanical activation，non-cyanide leaching，and magnetic separation［J］.Hydrometallurgy，2023，17：106028.

［14］ 國家市場監(jiān)督管理總局，中國國家標(biāo)準(zhǔn)化管理委員會(huì).鐵精礦：GB/T 36704—2018［S］.北京：中國標(biāo)準(zhǔn)出版社，2018.

［15］ 張亞莉，于先進(jìn)，李小斌，等.氰化渣磁化焙燒過程中鐵化合物反應(yīng)行為的熱力學(xué)分析［J］.中南大學(xué)學(xué)報(bào)（自然科學(xué)版），2011，42（12）：3 623-3 629.

［16］ QIN H，GUO X Y，YU D W，et al.Pyrite as an efficient reductant for magnetization roasting and its efficacy in iron recovery from iron-bearing tailing［J］.Separation and Purification Technology，2023，250（1）：122511．

［17］ 熊園斌.鈣基礦物質(zhì)影響煤熱解特性的實(shí)驗(yàn)研究［D］.杭州：浙江大學(xué)，2016.

［18］ 傅平豐，李振宇，邊振忠.基于強(qiáng)磁預(yù)選的某氰化尾渣磁化焙燒-磁選工藝［J］.過程工程學(xué)報(bào)，2018，18（4）：774-778.

［19］ ZHANG Y，LI H，YU X.Recovery of iron from cyanide tailings with reduction roasting water leaching followed by magnetic separation［J］.Journal of Hazardous Materials，2012，213：167.

［20］ LIU P F，WANG J J，YU D W，et al.Comprehensive reclamation of valuable metals from Aubearing cyanide residue by chlorination roasting carbothermic reduction magnetic separation：Recovery of iron［J］.Journal of Sustainable Metallurgy，2021，7：1748.

［21］ SHIVE P N，DIEHL J F.Reduction of hematite to magnetite under natural and laboratory conditions［J］.Journal of geomagnetism and geoelectricity，1977，29（4）：345-354.

［22］ PONOMAR V，DUDCHENKO N，BRIK A，et al.Kinetics of hematite to magnetite reduction in carbon monoxide atmosphere［J］.Mineralogical Journal，2017，39（1）：36-45.

［23］ YU J，HAN Y，LI Y J，et al.Beneficiation of an iron ore fines by magnetization roasting and magnetic separation［J］.International Journal of Mineral Processing，2017，168：102.

［24］ BASSI P S，RANDHAWA B S，JAMWAL H S.Mssbauer study of the thermal decomposition of some iron（Ⅲ） dicarboxylates［J］.Thermochimica Acta，1983，62（2/3）：209-216.

Study on synergistic roasting-magnetic separation enrichment for separation of gold and iron from carbonaceous gold concentrates and cyanide tailings

Abstract：To address the issues of low gold leaching rates due to high carbon content in carbonaceous gold concentrates and high iron content in cyanide tailings，a synergistic roasting-magnetic separation technology for carbonaceous gold concentrates and cyanide tailings was proposed to separate and recover gold and iron.The research results showed that under the conditions of a mass ratio of carbonaceous gold concentrate to cyanide tailings of 1∶1，roasting temperature of 800 ℃，roasting time of 60 min，calcium carbonate mass fraction of 10 %，grinding fineness of -0.074 mm accounting for 90 %，and magnetic field intensity of 0.20 T，the gold leaching rate reached 82.47 %，theiron grade of iron concentrate was 60.15 %，and the iron recovery rate was 75.58 %.During roasting，carbonaceous matter and pyrite in carbonaceous gold concentrates acted as reducing agents to reduce hematite in cyanide tailings to magnetite，reducing the "preg-robbing" effect of carbonaceous matter and the encapsulation of gold minerals by pyrite.This method not only recovers iron minerals from cyanide tailings but also significantly improves the gold leaching rate.It achieves the comprehensive recovery and utilization of carbonaceous gold concentrates and cyanide tailings，with low-cost and simple process，providing a new approach to the comprehensive utilization of carbonaceous gold ore resources.

Keywords：carbonaceous gold ore;cyanide tailings;hematite;vacuum roasting;magnetic separation