氰化尾渣的处理方法及提炼金属的物料与流程

1.本发明涉及氰化尾渣的处理方法及提炼金属的物料。

背景技术：

2.氰化尾渣是一种黄金冶炼过程中氰化提金工艺后产生的危险固体废弃物，我国每年产出约2450万吨，由于其含有剧毒离子和重金属成分，无论是对环境还是对人体都有很大的危害，多年来这种危害一直未能有效消除，但因其含有多种有价元素而具有较高的潜在经济价值。科学合理地利用氰化尾渣，综合回收其中有价元素，消除其危害，具有资源可持续发展的重大意义。

3.氰化尾渣多为粉末状，粒度较细，泥化现象严重，其中的金、银多以极微细状态包裹于铁矿物和脉石矿物中，处理难度很大。

4.氰化尾渣主要有二类，即非焙烧氰化尾渣和焙烧氰化尾渣。

5.1、非焙烧氰化尾渣

6.指在含金矿石预处理工艺过程中没有经过焙烧过程而氰化所得的尾渣。主要包括：全泥氰化尾渣、金精矿氰化尾渣和其它预处理工艺氰化尾渣，前两种占据了非焙烧氰化尾渣总量的绝大部分。

7.1.1、全泥氰化尾渣

8.由含金氧化矿石直接经全泥氰化工艺所得尾渣，虽可进一步回收利用，但有价元素一般含量较低，该类尾渣数量也相对较少，经济价值相对较低。

9.1.2、金精矿氰化尾渣

10.由含金硫化矿经浮选富集硫化物，所得硫精矿再经氰化浸出金后所得尾渣。该类尾渣含有多种可综合回收利用的有价元素，且有价元素含量较高，经济价值相对较高。

11.1.3、其它预处理工艺氰化尾渣

12.含金矿石经过富集得到的金精矿再经加压氧化、化学氧化、生物氧化等各类预处理后氰化所得尾渣。由于所涉及到的预处理办法多处于实验室研究阶段，虽已取得一定结果，但还很少大规模应用于工业生产，因此该类尾渣的数量相对较少。

13.2、焙烧氰化尾渣

14.由含高硫高砷、有机碳等难处理金矿先经浮选富集硫化物，再对硫精矿进行焙烧脱硫、砷、碳等氧化预处理，最后对所得焙砂进行氰化浸出金后所得的尾渣。该类尾渣占氰化尾渣总量的50％以上，是堆存的主要尾渣类型，有价元素含量较高，具有较高的经济价值。

15.焙烧氰化尾渣的主要固相是由金精矿经脱硫脱砷焙烧、烧渣氰化和中和排放工艺后产生的尾渣。矿物相组成主要包括：铁的氧化物和氧化不完全的硫化物残余。

16.对于氰化尾渣的综合回收利用，有些工艺方法取得了一定的进展和效果，但同时也存在较大的局限性，主要体现在生产成本高、技术适应性差、推广应用难等几个方面，并未根本解决氰化尾渣回收利用和消除危害的问题。

技术实现要素：

17.本发明的目的之一是为了克服现有技术中的不足，提供一种回收氰化尾渣中的目标金属的氰化尾渣处理方法及提炼金属的物料。

18.为实现以上目的，本发明通过以下技术方案实现：

19.氰化尾渣的处理方法，其特征在于，将氰化尾渣在还原气氛下焙烧，焙烧温度为600℃～850℃。

20.根据本发明的一个实施方案，焙烧时，氰化尾渣进入焙烧区域焙烧，焙烧区域内各处的温度相差最大为50℃-250℃。

21.根据本发明的一个实施方案，所述焙烧区域温度最高处比温度最低处温度高50℃-250℃。

22.根据本发明的一个实施方案，所述焙烧区域内温度最高处的温度为650℃～850℃。

23.根据本发明的一个实施方案，将所述氰化尾渣预热至300℃～580℃再焙烧。

24.根据本发明的一个实施方案，所述氰化尾渣在300℃～580℃下预热20-300分钟之后再焙烧。

25.根据本发明的一个实施方案，在焙烧装置中焙烧，所述氰化尾渣在所述焙烧装置中于300℃～580℃下预热20-300分钟之后，再在600℃～850℃下焙烧20-200分钟。

26.根据本发明的一个实施方案，在焙烧装置中焙烧，所述焙烧装置具有进口和出口；所述焙烧装置的进口处的温度为300℃-580℃，所述焙烧装置的出口处的温度为650℃～850℃。

27.根据本发明的一个实施方案，所述还原气氛为焙烧还原剂实现。

28.根据本发明的一个实施方案，所述还原剂包括炭和/或煤。

29.根据本发明的一个实施方案，所述的炭包括木炭、焦炭和/或活性炭。

30.根据本发明的一个实施方案，所述还原剂的添加量为氰化尾渣重量的1％～20％。

31.根据本发明的一个实施方案，向氰化尾渣中加入添加剂后焙烧，所述添加剂包括氯化钙、氯化铜、氯化钠和/或氯化镁。

32.根据本发明的一个实施方案，所述氯化钙、氯化铜、氯化钠和/或氯化镁的用量为氰化尾渣重量的5～25％。

33.根据本发明的一个实施方案，向氰化尾渣中加入添加剂后焙烧，所述添加剂包括分别含硫的物料、含铜的物料及含铁的物料中的一种、两种或三种，或者同时含硫、铜和铁中的一种、两种或三种的物料。

34.根据本发明的一个实施方案，所述含硫的物料中，硫的含量为氰化尾渣重量的0.5％～20％；所述含铜的物料中，铜的含量为氰化尾渣重量的0.5％～20％。

35.根据本发明的一个实施方案，所述含硫的物料为硫单质、硫化合物或者含有硫化合物的物料；所述含铜的物料为铜单质、铜化合物或者含有铜化合物的物料；同时含硫和铜的物料中，铜和硫的存在形式为单质和/或化合物。

36.根据本发明的一个实施方案，同时含硫和铜的物料为硫化铜矿物；所述硫化铜矿物为黄铜矿、辉铜矿、铜蓝、斑铜矿、方黄铜矿、黝铜矿、砷黝铜矿和/或硫砷铜矿。

37.根据本发明的一个实施方案，向氰化尾渣中加入添加剂后焙烧，所述添加剂包括

黏土矿物，黏土矿物加入量为氰化尾渣的0.5％-10％，所述黏土矿物选自高岭石、蒙脱石、凹凸棒石、海泡石、累托石、和/或硅藻土。

38.根据本发明的一个实施方案，向氰化尾渣中加入添加剂，将原料和添加剂混合造球后焙烧；所述还原剂全部与所述原料造球后焙烧，或者部分与所述原料造球、部分不与所述原料造球。

39.根据本发明的一个实施方案，焙烧后的产物于液体中冷却、在还原气体内冷却或者在固体物掩埋下冷却。

40.根据本发明的一个实施方案，焙烧后的产物直接进入液体中冷却处理。

41.根据本发明的一个实施方案，冷却处理后的产物研磨。

42.根据本发明的一个实施方案，研磨之后，还包括浮选步骤，所述浮选包括粗选、扫选和精选，得到富集目标金属的产物。

43.根据本发明的一个实施方案，浮选获得的尾矿进行磁选，得到铁精矿。

44.根据本发明的一个实施方案，包括步骤：

45.1)提供添加剂，将氰化尾渣和添加剂混合后造球；

46.2)球粒在300℃～580℃下预热20-300分钟；然后在600℃～850℃下焙烧20-200min；

47.3)焙烧后的产物于液体中冷却、在还原气体内冷却或者在固体物掩埋下冷却，冷却后的焙烧球进行磨矿处理；

48.4)磨矿后进入浮选流程，浮选获得金精矿。

49.根据本发明的一个实施方案，还包括步骤5)：浮选尾矿进入磁选流程，产出铁精矿。

50.根据本发明的一个实施方案，所述氰化尾渣为焙烧氰化尾渣和/或非焙烧氰化尾渣。

51.一种提炼金属的物料，其特征在于，采用前述所述方法获得，经研磨后粒度0.03mm-10mm。

52.本发明中的氰化尾渣的处理方法的优点是：

53.1)在600℃～850℃中低温下还原焙烧，不会产生因烧结而出现的结窑现象，生产过程容易控制；焙烧温度低，工艺设备造价低、易制造、容易维护，能耗低；

54.2)本发明方法为选择性还原焙烧，可处理各种氰化尾渣；

55.3)本发明方法可采用回转窑焙烧，适于大规模工业生产；

56.4)本发明可富集氰化尾渣中所含的各种有价元素，如金、银铜等；

57.5)采用浮选和磁选有更高的分选富集效率，适于大规模工业生产；

58.6)采用清洁生产技术，可以消除氰化尾渣的危害，不会造成二次环境污染；

59.7)可最大化利用氰化尾渣，基本实现尾渣零排放；

60.8)扫选尾矿进入磁选流程，经粗选、精选和扫选产出铁精矿；

61.9)磁选尾矿为高硅渣，可为建材行业和水泥厂所利用。

62.本发明方法实施可使用回转窑、浮选机和磁选机进行大规模工业生产，可利用氰化尾渣和生产金精矿和铁精矿。

63.综上，本发明采用工艺过程易于实现；采用常规普通设备，在同等建设规模下，大

幅降低建设投资，降低生产成本；对原料基本没有要求，可以处理各种类型氰化尾渣。本发明可产出高品位的混合金精矿和铁精矿。本发明的方法是一种低投资、低成本、工艺简单、不污染环境、能适应各种经焙烧氰化尾渣或非焙烧氰化尾渣的生产技术。在氰化尾渣的处理方法中，回收的精矿中铜含量较高，因此本发明方法可以回收较高的铜。

64.本发明中的方法，焙烧后冷却时，氯化钙溶解于水中，剩余的物料研磨；研磨过程中其余氯化钙溶于水中，使用压滤方法可以回收氯化钙，回收的氯化钙可以用于造球，因此氯化钙可以回收循环使用，节省成本。

具体实施方式

65.以下通过具体实施例，对本发明做进一步具体的说明。

66.本发明中的氰化尾渣的处理方法，可以用来富集的目标金属包括金、银、铜等。

67.本发明方法包括浮选和磁选步骤：将磨矿后的物料进入浮选系统，进行粗选、扫选和精选作业，每一浮选作业分离为二个产品，即泡沫和底流；其中，所述物料先添加选矿药剂经搅拌后进行粗选作业；粗选泡沫-粗精矿不添加任何药剂进入精选作业，经二到三次精选的精选泡沫即为选矿产品-混合金精矿，精选底流-中矿1顺序返回前一作业构成闭路选矿；粗选底流添加选矿药剂后进入扫选作业，扫选泡沫-中矿2顺序返回前一作业构成闭路选矿，经二到三次扫选的底流为浮选尾矿进入磁选系统。

68.浮选过程中，粗选添加的选矿药剂有碳酸钠或石灰、硫酸铜、黄药、黑药和起泡剂，扫选添加的选矿药剂有碳酸钠或石灰、黄药、黑药和起泡剂，精选不添加选矿药剂。

69.实施例1

70.氰化尾渣的处理方法，包括步骤：

71.1)、取氰化尾渣和添加剂，氰化尾渣主要组成为：含金2.66g/t，铁24.68％。

72.按照氰化尾渣重量计算，添加剂包括焦炭9％、氯化钙15％、硫化铜精矿9％和高岭土1％。硫化铜精矿中，铜的含量为氰化尾渣重量的2.75％，硫的含量为氰化尾渣重量的5.23％。

73.将氰化尾渣原料和添加剂充分混合后造球，粒径为5-10mm比例为90％以上。

74.2)、球粒预热至450℃并保持预热40分钟。预热后的球粒焙烧处理，焙烧装置具有一焙烧区域，球粒自焙烧区域的进口进入焙烧区域，并匀速移动至焙烧区域的出口，自出口输出焙烧区域之外。焙烧区域起点处的温度为680℃，出口处温度为780℃。球粒自进口移至出口的时间为90min。焙烧在还原气氛中进行，通过监测焙烧尾气中氧含量为1.0％以下而进行控制。

75.3)、自焙烧区域出口输出的焙砂球直接进入水中冷却，以防止焙砂氧化。冷却后进行磨矿，磨矿细度为0.03-0.05mm的占80％以上。

76.4)、磨矿后物料进入浮选系统，浮选获得金精矿。

77.浮选可以采用现有的浮选工艺，比如在浮选系统中进行粗选、扫选和精选作业，每一浮选作业分离为二个产品，即泡沫和底流。其中，所述物料先添加选矿药剂经搅拌后进行粗选作业，该粗选添加的选矿药剂为：碳酸钠4000g/t，硫酸铜350g/t，黄药200g/t，黑药100g/t，2#油50g/t。粗选泡沫-粗精矿不添加任何药剂进入精选作业，精选泡沫即为选矿产品-混合金精矿，精选底流-中矿1顺序返回前一作业构成闭路选矿，不返回前一作业构成开

路选矿。粗选底流添加选矿药剂后进入扫选作业，该扫选添加的选矿药剂为：碳酸钠2000g/t，黄药120g/t，黑药80g/t，2#油30g/t。扫选泡沫-中矿2顺序返回前一作业构成闭路选矿，不返回前一作业构成开路选矿。以下实施例中采用开路选矿作业，浮选流程采用两次扫选两次精选选矿。

78.5)、浮选的扫选底流进入磁选流程，产出铁精矿。

79.浮选所得混合金精矿中，金的品位为56.60g/t，回收率为90.80％。

80.磁选所得铁精矿中，铁的品位为59.63％，回收率为76.54％。

81.实施例2

82.1)、取氰化尾渣原料，其主要组成为：含金3.32g/t，铁41.81％。

83.按照氰化尾渣重量计算，添加剂包括焦炭8％、氯化钙18％、硫化铜精矿10％，高岭土1％。硫化铜精矿中，铜的含量为氰化尾渣重量的1.45％，硫的含量为氰化尾渣重量的2.34％。

84.将氰化尾渣原料和添加剂充分混合后造球，粒径为8-12mm比例为90％以上。

85.2)、球粒预热至400℃。预热后的球粒焙烧处理，焙烧装置具有一焙烧区域，球粒自焙烧区域的起点进入焙烧区域，并匀速移动至焙烧区域的出口，自出口输出焙烧区域之外。焙烧区域起点处的温度为720℃，出口处温度为780℃。球粒自进口移至出口的时间为60min。焙烧在还原气氛中进行，通过监测焙烧尾气中氧含量为1.0％以下而进行控制。

86.3)、自焙烧区域出口输出的焙砂球进行水淬处理，以防止焙砂氧化。水淬后进行磨矿，磨矿细度为0.03-0.05mm的占80％以上。

87.4)、磨矿后物料进入浮选系统，浮选获得金精矿。

88.在浮选系统中进行粗选、扫选和精选作业，每一浮选作业分离为二个产品，即泡沫和底流。其中，物料先添加选矿药剂经搅拌后进行粗选作业，该粗选添加的选矿药剂为：碳酸钠4200g/t，硫酸铜380g/t，黄药220g/t，黑药120g/t，2#油60g/t。粗选泡沫-粗精矿不添加任何药剂进入精选作业，精选泡沫即为选矿产品-混合金精矿，精选底流-中矿1顺序返回前一作业构成闭路选矿。粗选底流添加选矿药剂后进入扫选作业，该扫选添加的选矿药剂为：碳酸钠2100g/t，黄药120g/t，黑药80g/t，2#油30g/t。扫选泡沫-中矿2顺序返回前一作业构成闭路选矿。

89.5)浮选的扫选底流进入磁选流程，产出铁精矿。

90.浮选所得混合金精矿中，金的品位为69.75g/t，回收率为90.78％。

91.磁选所得铁精矿中，铁的品位为60.38％，回收率为80.12％。

92.实施例3-24

93.氰化尾渣的处理方法，包括步骤：

94.1)、原料为氰化尾渣，实施例3-15为金精矿氰化尾渣，实施例16-24为焙烧氰化尾渣。

95.提供添加剂，按照氰化尾渣的重量计的添加剂用量如表1中的“焙烧条件”一列所示。其中，添加剂

①

为氯化钙，添加剂

②

为与氰化尾渣混合造球的焦炭，添加剂

③

为不与氰化尾渣造球的焦炭，在焙烧区域内焙烧；添加剂

④

为黄铜矿，黄铜矿中铜的含量为22％、硫的含量为26％；实施例3-10中的添加剂

⑤

为高岭土，实施例11-20中的添加剂

⑤

为蒙脱石，实施例21-24中的添加剂

⑤

为硅藻土。

96.氰化尾渣与添加剂混合后造球，球粒径10-15mm占比99％以上。

97.2)、步骤1)获得的球粒后进入回转窑焙烧，预热温度、预热时间、焙烧时最高温度、最低温度以及焙烧时间如表格1中的“焙烧条件”一列所示。

98.3)、焙烧后焙烧球直接水淬冷却，以防止焙砂氧化。水淬后进行磨矿，磨矿后的细度为0.03-0.05mm的占85％。

99.4)、磨矿后物料进入浮选系统，浮选获得精矿，精矿的实验数据如下表所示。浮选方法如实施例1、2所述。

100.5)、浮选的扫选底流进入磁选流程，产出铁精矿。

101.表1

102.103.[0104][0105]

实施例25-29

[0106]

实施例20-24分别省略预热步骤后的结果数据如表2中的实施例25-29所示，其余焙烧条件不变。

[0107]

表2

[0108][0109]

实施例30-47

[0110]

氰化尾渣的处理方法，包括步骤：

[0111]

1)、原料为氰化尾渣，实施例30-35中的氰化尾渣为渗滤氰化法的氰化尾渣，实施例36-40为搅拌氰化法氰化尾渣，实施例41-47为堆浸法氰化尾渣。

[0112]

提供添加剂，按照氰化尾渣的重量计的添加剂用量如表3中的“焙烧条件”一列所示。其中，氧化铜的用量为其中的铜与氰化尾渣的重量比；硫酸钙的用量为其中含有的硫与氰化尾渣的重量比。

[0113]

氰化尾渣与添加剂混合后造球，球粒径15-20mm占比98％以上。

[0114]

2)、步骤1)获得的球粒进入焙烧装置焙烧，焙烧温度以及焙烧时间如表3中的“焙

烧条件”一列所示。

[0115]

3)、焙烧后的焙烧球冷却，以防止焙砂氧化。实施例30-35用水淬方式冷却；实施例36-40用煤粉堆埋冷却，实施例41-47用还原气体冷却。焙烧球冷却后进行磨矿处理，磨矿后的细度为0.03-0.05mm的占90％。

[0116]

4)、磨矿后物料进入浮选系统，浮选采用粗选、精选及扫选，获得粗精矿，粗精矿的实验数据如下表所示。浮选方法如实施例1、2所述。

[0117]

5)、浮选的扫选底流进入磁选流程，产出铁精矿。

[0118]

表3

[0119]

[0120]

[0121][0122]

实施例48-51

[0123]

实施例48-51使用cucl2代替氯化钙，方法步骤如实施例1所述，与前述实施例1不同的工艺条件如表格中“焙烧条件”一列所描述，未描述的方法步骤与实施例1相同。

[0124]

表格4

[0125][0126][0127]

以上实施例中的数据均为在浮选流程采用开路选矿所得的数据。

[0128]

以上实施例，磁选获得的产品经检测，铁的回收率达到60％以上。磁选获得的尾矿

中，二氧化硅的含量达到60％-70％。

[0129]

本发明中的氰化尾渣的处理方法的优点是：

[0130]

1)在600℃～850℃中低温下还原焙烧，不会产生因烧结而出现的结窑现象，生产过程容易控制；焙烧温度低，工艺设备造价低、易制造、容易维护，能耗低；

[0131]

2)本发明方法为选择性还原焙烧，可处理各种氰化尾渣；

[0132]

3)本发明方法可采用回转窑焙烧，适于大规模工业生产；

[0133]

4)本发明可富集氰化尾渣中所含的各种有价元素，如金、银铜等；

[0134]

5)采用浮选和磁选有更高的分选富集效率，适于大规模工业生产；

[0135]

6)采用清洁生产技术，可以消除氰化尾渣的危害，不会造成二次环境污染；

[0136]

7)可最大化利用氰化尾渣，基本实现尾渣零排放；

[0137]

8)扫选尾矿进入磁选流程，经粗选、精选和扫选产出铁精矿；

[0138]

9)磁选尾矿为高硅渣，可为建材行业和水泥厂所利用。

[0139]

本发明方法实施可使用回转窑、浮选机和磁选机进行大规模工业生产，可利用氰化尾渣和生产金精矿和铁精矿。

[0140]

综上，本发明采用工艺过程易于实现；采用常规普通设备，在同等建设规模下，大幅降低建设投资，降低生产成本；对原料基本没有要求，可以处理各种类型氰化尾渣。本发明可产出高品位的混合金精矿和铁精矿。本发明的方法是一种低投资、低成本、工艺简单、不污染环境、能适应各种经焙烧氰化尾渣或非焙烧氰化尾渣的生产技术。在氰化尾渣的处理方法中，回收的精矿中铜含量较高，因此本发明方法可以回收较高的铜。

[0141]

本发明中的方法，焙烧后冷却时，氯化钙溶解于水中，剩余的物料研磨；研磨过程中其余氯化钙溶于水中，使用压滤方法可以回收氯化钙，回收的氯化钙可以用于造球，因此氯化钙可以回收循环使用，节省成本。

[0142]

以上仅为本发明较佳的实施例，并不用于局限本发明的保护范围，任何在本发明精神内的修改、等同替换或改进等，都涵盖在本发明的权利要求范围内。技术特征：

1.氰化尾渣的处理方法，其特征在于，将氰化尾渣在还原气氛下焙烧，焙烧温度为600℃～850℃。2.根据权利要求1所述的氰化尾渣的处理方法，其特征在于，焙烧时，氰化尾渣进入焙烧区域焙烧，焙烧区域内各处的温度相差最大为50℃-250℃。3.根据权利要求2所述的氰化尾渣的处理方法，其特征在于，所述焙烧区域温度最高处比温度最低处温度高50℃-250℃。4.根据权利要求3所述的氰化尾渣的处理方法，其特征在于，所述焙烧区域内温度最高处的温度为650℃～850℃。5.根据权利要求1所述的氰化尾渣的处理方法，其特征在于，将所述氰化尾渣预热至300℃～580℃再焙烧。6.根据权利要求1所述的氰化尾渣的处理方法，其特征在于，所述氰化尾渣在300℃～580℃下预热20-300分钟之后再焙烧。7.根据权利要求1所述的氰化尾渣的处理方法，其特征在于，在焙烧装置中焙烧，所述氰化尾渣在所述焙烧装置中于300℃～580℃下预热20-300分钟之后，再在600℃～850℃下焙烧20-200分钟。8.根据权利要求1所述的氰化尾渣的处理方法，其特征在于，在焙烧装置中焙烧，所述焙烧装置具有进口和出口；所述焙烧装置的进口处的温度为300℃-580℃，所述焙烧装置的出口处的温度为650℃～850℃。9.根据权利要求1所述的氰化尾渣的处理方法，其特征在于，所述还原气氛为焙烧还原剂实现。10.根据权利要求9所述的氰化尾渣的处理方法，其特征在于，所述还原剂包括炭和/或煤。11.根据权利要求10所述的氰化尾渣的处理方法，其特征在于，所述的炭包括木炭、焦炭和/或活性炭。12.根据权利要求9所述的氰化尾渣的处理方法，其特征在于，所述还原剂的添加量为氰化尾渣重量的1％～20％。13.根据权利要求1所述的氰化尾渣的处理方法，其特征在于，向氰化尾渣中加入添加剂后焙烧，所述添加剂包括氯化钙、氯化铜、氯化钠和/或氯化镁。14.根据权利要求13所述的氰化尾渣的处理方法，其特征在于，所述氯化钙、氯化铜、氯化钠和/或氯化镁的用量为氰化尾渣重量的5～25％。15.根据权利要求1所述的氰化尾渣的处理方法，其特征在于，向氰化尾渣中加入添加剂后焙烧，所述添加剂包括分别含硫的物料、含铜的物料及含铁的物料中的一种、两种或三种，或者同时含硫、铜和铁中的一种、两种或三种的物料。16.根据权利要求15所述的氰化尾渣的处理方法，其特征在于，所述含硫的物料中，硫的含量为氰化尾渣重量的0.5％～20％；所述含铜的物料中，铜的含量为氰化尾渣重量的0.5％～20％。17.根据权利要求16所述的氰化尾渣的处理方法，其特征在于，所述含硫的物料为硫单质、硫化合物或者含有硫化合物的物料；所述含铜的物料为铜单质、铜化合物或者含有铜化合物的物料；同时含硫和铜的物料中，铜和硫的存在形式为单质和/或化合物。

18.根据权利要求15所述的氰化尾渣的处理方法，其特征在于，同时含硫和铜的物料为硫化铜矿物；所述硫化铜矿物为黄铜矿、辉铜矿、铜蓝、斑铜矿、方黄铜矿、黝铜矿、砷黝铜矿和/或硫砷铜矿。19.根据权利要求1所述的氰化尾渣的处理方法，其特征在于，向氰化尾渣中加入添加剂后焙烧，所述添加剂包括黏土矿物，黏土矿物加入量为氰化尾渣的0.5％-10％，所述黏土矿物选自高岭石、蒙脱石、凹凸棒石、海泡石、累托石、和/或硅藻土。20.根据权利要求1所述的氰化尾渣的处理方法，其特征在于，向氰化尾渣中加入添加剂，将氰化尾渣和添加剂混合造球后焙烧；所述还原剂全部与所述氰化尾渣造球后焙烧，或者部分与所述氰化尾渣造球、部分不与所述原料造球。21.根据权利要求1所述的氰化尾渣的处理方法，其特征在于，焙烧后的产物于液体中冷却、在还原气体内冷却或者在固体物掩埋下冷却。22.根据权利要求1或24所述的氰化尾渣的处理方法，其特征在于，焙烧后的产物直接进入液体中冷却处理。23.根据权利要求24所述的氰化尾渣的处理方法，其特征在于，冷却处理后的产物研磨。24.根据权利要求24所述的氰化尾渣的处理方法，其特征在于，研磨之后，还包括浮选步骤，所述浮选包括粗选、扫选和精选，得到富集目标金属的产物。25.根据权利要求27所述的氰化尾渣的处理方法，其特征在于，浮选获得的尾矿进行磁选，得到铁精矿。26.根据权利要求1所述的氰化尾渣的处理方法，其特征在于，包括步骤：1)提供添加剂，将氰化尾渣和添加剂混合后造球；2)球粒在300℃～580℃下预热20-300分钟；然后在600℃～850℃下焙烧20-200min；3)焙烧后的产物于液体中冷却、在还原气体内冷却或者在固体物掩埋下冷却，冷却后的焙烧球进行磨矿处理；4)磨矿后进入浮选流程，浮选获得金精矿。27.根据权利要求27所述的氰化尾渣的处理方法，其特征在于，还包括步骤5)：浮选尾矿进入磁选流程，产出铁精矿。28.根据权利要求1所述的氰化尾渣的处理方法，其特征在于，所述氰化尾渣为焙烧氰化尾渣和/或非焙烧氰化尾渣。29.一种提炼金属的物料，其特征在于，采用前述任一权利要求所述方法获得，经研磨后粒度0.03mm-10mm。

技术总结

本发明涉及氰化尾渣的处理方法及提炼金属的物料。所述氰化尾渣的处理方法，其特征在于，将氰化尾渣在还原气氛下焙烧，焙烧温度为600℃～850℃。本发明中的氰化尾渣的处理方法的优点是：1)在600℃～850℃中低温下还原焙烧，不会产生因烧结而出现的结窑现象，生产过程容易控制；焙烧温度低，工艺设备造价低、易制造、容易维护，能耗低；2)本发明方法为选择性还原焙烧，可处理各种氰化尾渣；3)本发明方法可采用回转窑焙烧，适于大规模工业生产。适于大规模工业生产。

技术研发人员：赵江晨

受保护的技术使用者：北京千冶科技有限公司

技术研发日：2022.03.29

技术公布日：2022/6/30