氰化尾渣安全处置与金矿选矿全流程风险管控研究
Research on Safe Disposal of Cyanide Tailings and Full-Process Risk Management in Gold Ore Beneficiation
摘要: 氰化尾渣是氰化法提金过程中产生的危险废物,具有总氰高、重金属富集、粒度细、易扬尘、易渗漏等特点,已成为制约黄金行业绿色发展的关键瓶颈。本文基于典型黄金矿山现场调研、工程案例与实验研究,系统梳理氰化尾渣“产生–无害化–最终处置–长期监控”全过程的安全处置技术体系;同时,从选矿厂“原矿–破碎–磨矿–分级–氰化–洗涤–尾渣脱水–尾矿堆存”全流程出发,构建以HACCP为核心的风险管控框架。通过文献综述、机理分析、案例验证,系统阐明了氰化尾渣的理化特性、无害化关键技术、尾矿库风险评价方法及分级管控要点,并以内蒙古某2000 t/d金矿为实例,验证了“压滤干堆–回转窑脱氰–三维在线监测”组合技术的工程效果。研究表明:① 基于毒性物质含量计算与暴露场景仿真的精准分类方法,可使95%以上金矿石氰化尾渣按一般工业固体废物管理,每年减少危险废物约6000万t;② 550℃、20% O2条件下焙烧30 min,可将尾渣总氰去除率提高至99.8%,同步降解硫氰酸盐至检出限以下;③ 建立“尾渣压滤干堆–库区截排洪–三维在线监测–数字化应急”组合式风险管控模式,可将尾矿库溃坝及突发污染概率降低2个数量级。本文为氰化尾渣安全处置及黄金行业绿色转型提供了系统路径与技术支撑。
Abstract: Cyanide tailings, a hazardous waste generated during gold extraction via the cyanidation process, are characterized by high total cyanide content, heavy metal enrichment, fine particle size, susceptibility to dust emission, and leakage risks. These attributes have made them a critical bottleneck hindering the green development of the gold industry. This study systematically constructs a comprehensive safety disposal framework for cyanide tailings, covering the entire lifecycle from “generation-detoxification-final disposal-long-term monitoring,” based on field investigations at typical gold mines, engineering case studies, and experimental research. Through literature review, mechanism analysis, and case verification, the physicochemical properties of cyanide tailings, key harmless technologies, risk assessment methods for tailings ponds, and key points for graded management and control have been systematically elucidated. Taking a 2000 t/d gold mine in Inner Mongolia as an example. The engineering effectiveness of the combined technology of “pressure filtration and dry stacking-rotary kiln decyanation-three-dimensional online monitoring” has been verified. Research shows: ①Accurate classification method based on toxic substance content calculation and exposure scenario simulation. It can enable over 95% of cyanide tailings from gold ore to be managed as general industrial solid waste, and reduce hazardous waste by approximately 60 million tons annually. ② Calcination at 550℃ in 20% O2 for 30 minutes. The total cyanide removal rate of tailings can be increased to 99.8%. Simultaneous degradation of thiocyanate to below the detection limit. ③ Establish a combined risk management and control model of “tailings pressure filtration and dry stacking-flood interception and drainage in the reservoir area-three-dimensional online monitoring-digital emergency response”. The probability of tailings dam breach and sudden pollution can be reduced by two orders of magnitude. This article provides a systematic approach and technical support for the safe disposal of cyanide tailings and the green transformation of the gold industry.
文章引用:刘东洋. 氰化尾渣安全处置与金矿选矿全流程风险管控研究[J]. 矿山工程, 2025, 13(5): 1056-1066. https://doi.org/10.12677/me.2025.135120

1. 引言

氰化法因提金回收率高、流程简单而成为全球黄金生产的主流工艺。2024年我国黄金产量370 t,其中80%以上采用氰化工艺,年产生氰化尾渣约2400万t (含水率20%)。氰化尾渣除含残余氰化物(CN 50~2000 mg/kg)外,还伴生砷、汞、铅、镉等重金属;在自然氧化–淋溶作用下,易形成金属–氰络合物,具有长期迁移风险。《国家危险废物名录》(2016版)将氰化尾渣列为HW33危险废物后,企业面临堆存成本高、库容紧张、环境责任大等突出矛盾。2025版新名录通过“精准分类–科学排除”创新思路,使符合条件的金矿石氰渣首次退出危险废物序列,标志着行业管理由“末端被动治理”向“全过程风险管控”转型。与此同时,选矿流程多工序交叉,潜在风险点多,事故统计表明62%的氰化物泄漏事件发生在“洗涤–压滤–转运”环节。加之尾矿库安全事故频发、环境事件曝光,倒逼企业建立全生命周期风险管控体系。本文结合最新政策与技术进展,开展氰化尾渣安全处置与金矿选矿全流程风险管控研究,旨在为行业提供可复制、可推广的解决方案。

2. 氰化尾渣的产生特征与环境风险

2.1. 产生量与分布

我国黄金行业每年氰化尾渣产生量6000万t以上,典型化学组成:总氰300~1200 mg/kg,硫氰酸盐200~1500 mg/kg,伴生Pb、Zn、Cu、As等重金属。尾渣细度−0.074 mm占70%以上,含水率25%~40%,属高持水、易扬尘、易渗滤的危废[1]。2023年,我国黄金产量372 t,对应氰化尾渣8200万t。山东、河南、内蒙古、云南、新疆五省区的黄金产量占总量73%。

2.2. 化学组成

典型尾渣主要元素:SiO2 45%、Fe2O3 18%、Al2O3 10%、CaO 8%、S 4%;毒性组分:总氰300~1200 mg/kg (以CN计),硫氰酸盐200~1500 mg/kg,并伴生Pb、Zn、Cu、As、Sb等重金属[2]

2.3. 危险特性

1) 急性毒性:HJ557-2010翻转振荡浸出液CN浓度3~30 mg/L;

2) 反应性:pH < 4时释放HCN气体;

3) 持久性:Fe(CN)64稳定常数1035,自然降解半衰期以年计。

2.4. 暴露情景与受体

尾矿库溃坝、洪水冲蚀、扬尘及渗滤液渗漏是四类主要事故情景;下游村庄、农田及地下水含水层为关键受体。采用Landsim模型预测,未采取管控措施时,50年尺度下氰化物对地下水最高贡献浓度可达0.18 mg/L,超过Ⅲ类水质标准3.6倍[3]

3. 氰化尾渣安全处置技术体系

3.1. 技术路线总体框架

结合国内外工程案例,将氰化尾渣安全处置归纳为“前端减量–无害化–末端安全堆存–长期监控”四阶段。

3.2. 无害化技术对比与机理

3.2.1. 氧化焙烧

550℃、30 min、20%O2条件下,铁氰络合物经KCNO → CO2 + NO2两阶段分解,总氰从1400 mg/kg降至<0.04 mg/kg,硫保留率82%,烟气SO2浓度低,可省脱硫[4]

氧化焙烧化学反应动力学模型可划分为如下阶段:

一、低温脱砷阶段(450~650˚C)

毒砂(FeAsS)的氧化过程符合自催化反应机制:

FeAsS + 3.5O2 → FeO + As2O3↑ + SO2↑。

实验研究得出以下关键动力学参数:

表观活化能Ea = 92.4 kJ/mol (控制步骤为As-O键断裂)。

反应级数n = 0.85 (受As2O3气相扩散制约)。

最优工艺条件:空气流量2.5 L/(min·kg),恒温时间 ≥ 40 min。

二、中温脱硫阶段(650~850˚C)

黄铁矿氧化呈现双反应路径竞争机制:主要反应路径A:

4FeS2 + 11O2 → 2Fe2O3 + 8SO2↑ (Ea = 78.6 kJ/mol)。

次要反应路径B (在局部缺氧条件下发生):

FeS2 + 2O2 → FeSO4 (Ea = 65.2 kJ/mol)。

DTA分析表明,720℃为反应路径转变的临界温度。

三、高温金释放阶段(850˚C~1150˚C)

赤铁矿结构转变过程遵循Johnson-Mehl-Avrami动力学模型:

α = 1 − exp [−(kt)n] (n = 1.8 ± 0.2)。

金解离效率与Fe2O3晶格缺陷密度呈显著正相关性(R2 = 0.934)。

工业运行数据表明:在1100℃条件下,金暴露率可达91.3% (停留时间90 min)。

3.2.2. 原位封存阻隔

对西北干旱区某历史遗留渣堆(方量43万m³)实施“整形–双层HDPE膜-45 cm压实土–植被层–截水沟”工程,两年内渣体渗滤液CN浓度由9.3 mg/L降至<0.05 mg/L,地下水监测井未检出CN

3.2.3. 因科法 + 干堆

托里金福金矿采用“SO2-空气–铜催化”两级因科法,CN去除率98%,尾矿压滤至含水率20%后干式堆存,回水100%循环利用,年节水60万m3

3.2.4. 井下充填

OOT (臭氧–过氧化氢协同)深度氧化–水泥基固化后,充填料28 d单轴抗压强度2.5 MPa,浸出液CN < 0.1 mg/L、As < 0.05 mg/L,满足《GB/T14848》Ⅲ类地下水标准。

3.3. 四种氰化尾渣处置方案的多维比较与适用性分析

3.3.1. 经济维度

1) 资本支出(CAPEX)

氧化焙烧:≈ 4200~5800元·t−1渣(回转窑 + 尾气净化占65%以上)。

原位封存阻隔:≈ 300~600元·t1渣(以HDPE + GCL复合衬里为例)。

因科法干堆:≈ 180~350元·t−1渣(浓密 + 压滤 + 堆场防渗)。

井下充填:≈ 120~250元·t1渣(扣除矿山采空区治理本应发生的充填成本后,尾渣仅需承担增量运输与改性费用)。

2) 运营支出(OPEX)

氧化焙烧:能耗~150 kWh·t−1渣,天然气或煤粉成本 ≈ 160~220元·t−1渣;尾气碱洗药剂 ≈ 40~60元·t−1渣。

原位封存阻隔:监测井、渗漏检测、维护 ≈ 25~40元·t−1渣·a−1,需持续≥30 a。

因科法干堆:药剂(漂白粉等) ≈ 10~15元·t−1渣;滤布及设备易耗件 ≈ 8~12元·t−1渣。

井下充填:胶结剂(水泥或矿渣粉)占成本70%以上,按灰砂比1:6~1:10计,≈35~65元·t−1渣。

3) 经济敏感性

氧化焙烧对天然气价格波动最敏感;原位封存阻隔的净现值(NPV)随贴现率上升而显著恶化;井下充填的经济性高度依赖矿山剩余服务年限(<8 a时经济性骤降)。

3.3.2. 技术维度

1) 工艺成熟度与可靠性

氧化焙烧:已在卡林型金矿及化工行业工业化应用,对焙烧温度(550˚C~650˚C)与氧分压控制要求严格;若渣中硫、砷 > 3%,需两段焙烧。

原位封存阻隔:技术门槛低,但长期性能依赖防渗系统完整性;渗漏率国际通行指标 < 1 × 107 cm·s−1

因科法干堆:SO2/空气加压氧化—洗涤工艺成熟,CN可降至<0.5 mg·L−1;滤饼含水率18%~25%,可满足《GB 18598》Ⅱ类场入场限值。

井下充填:高浓度(≥72%固含)或膏体充填技术成熟,尾渣需磨细至<74 µm占比 ≥ 60%以保证流动性;需解决高碱(pH > 11)对水泥早强的抑制。

2) 技术适用边界

氧化焙烧:适用于高硫、高砷尾渣(S + As > 5%),且现场具备燃料供应、尾气SO2制酸装置。

原位封存阻隔:地质构造稳定、地下水埋深 > 3 m、年均降雨量 < 600 mm的区域。

因科法干堆:金品位 > 0.5 g·t−1的再选尾渣或含Cu/Pb/Zn等有价金属的氰渣,需配套压滤车间。

井下充填:地下矿山剩余空区体积 ≥ 尾渣产出体积1.2倍,且距尾矿库 < 15 km;不适用于露天转地下过渡期短、采空区垮塌风险高的矿山。

3.3.3. 环境维度

1) 大气与水体排放

氧化焙烧:尾气SO2、NOx、粉尘须满足《GB 9078》特别排放限值;焙烧后氰化物完全分解,但砷挥发需二次捕集。

原位封存阻隔:渗滤液CN、重金属浓度理论上趋零,但长期防渗失效风险 > 103·a−1

因科法干堆:尾气SO2浓度 < 50 mg·m3,滤液经处理后CN < 0.2 mg·L−1,满足直排标准。

井下充填:地表无尾矿库,可削减扬尘 > 95%;但充填体渗滤液若含高CN,可能沿裂隙污染深部含水层。

2) 固废增量与土地占用

氧化焙烧:渣减量25%~30%,但新增二次飞灰(约5%)需固化/稳定化。

原位封存阻隔:库容系数1.1~1.3,永久占用土地。

因科法干堆:堆存系数0.7~0.9,较湿排尾矿库土地节省40%~60%。

井下充填:实现尾渣“零排放”,地表无新增占地。

3) 生命周期碳排放

氧化焙烧:1.8~2.4 t CO2·t−1渣(含燃料及电力)。

原位封存阻隔:0.05~0.10 t CO2·t−1渣(主要为HDPE生产及运输)。

因科法干堆:0.12~0.18 t CO2·t−1渣。

井下充填:−0.2~0.1 t CO2·t1渣(若采用矿渣粉替代水泥,可部分抵消水泥碳排放)。

3.3.4. 适用条件与局限性总结

氧化焙烧:最佳适用条件:高硫/砷尾渣;现场具备制酸或尾气治理设施,电价/气价低廉。主要局限性:CAPEX高、能耗高[5];砷挥发需二次处理;不宜低硫渣。

原位封存阻隔:最佳适用条件:地质稳定、降雨少、地下水位深,当地政府允许长期占地。主要局限性:长期监测费用高;渗漏不可逆;公众接受度低。

因科法干堆:氰渣需进一步回收有价金属;场地狭小。周边无敏感水体需持续投加氧化剂;滤饼长期风化后强度降低。

井下充填:地下矿山剩余服务年限 > 10 a;尾渣粒度细;现场有胶结剂来源。运输距离受限;充填体碱度可能腐蚀井下设备;监管要求日趋严格。

3.3.5. 综合决策建议

(1) 若尾渣S + As > 5%且矿山具备制酸能力,优先采用氧化焙烧,同时回收As2O3及铁红副产品以摊销成本。

(2) 位于干旱区、无地下开采条件的中小型氰化厂,可采用“原位封存阻隔 + 30 a主动监测”模式,但应在设计阶段预留渗漏应急处置空间。

(3) 对于需回收Cu/Pb/Zn且尾渣量 < 200 t·d1的选厂,推荐因科法干堆,并结合干式磁选预先脱铁,降低氧化剂消耗。

(4) 大型地下金属矿山应优先考虑井下充填,通过“尾渣 + 冶炼水淬渣”复合胶结体系,既削减尾矿库风险,又降低采场充填成本[6]

4. 氰化尾渣安全处置技术研究进展

4.1. 安全处置技术突破

4.1.1. 热解脱氰技术

内蒙某金矿采用500℃氧化焙烧30分钟,总氰化物从778.20 mg/kg降至1.59 mg/kg,硫氰酸盐去除率99.99%。气相产物分析表明,黄铁矿氧化生成的Fe2O3对氰化物分解具有催化作用。

4.1.2. 资源化协同提取

某企业开发“预氧化–磁选–浮选–浸出”四段工艺:

① 臭氧氧化(60˚C, 80 mg/L)使黄铁矿氧化率92%。

② 强磁选(0.8 T)获铁精矿品位58%。

③ 组合捕收剂浮选硫精矿含硫42%。

④ 硫代硫酸盐超声浸出金回收率85%,该技术年处理6万吨尾渣可创效840万元。

4.1.3. 生物–化学联合处理

特殊菌群对氰化物吸附率达75%,后续化学氧化使总氰降解至0.56 mg/L以下,处置成本降低至180元/吨。

4.2. 末端无害化技术

4.2.1. 焙烧氧化法

550℃、20% O2、30 min条件下,尾渣总氰由778 mg/kg降至1.59 mg/kg;硫氰酸盐同步低于检出限。烟气二次燃烧 + 碱洗后,HCN < 5 mg/m3,Nox < 100 mg/m3。焙烧渣可资源化用于井下充填料或水泥铁质校正料[7]

4.2.2. 液相氧化法

过硫酸盐高级氧化(PS-AOP):pH11,S2O82:CN = 3:1,40℃,2 h,总氰去除率 > 95%。反应后液可回用于磨矿补水,实现废水零排放。

4.2.3. 稳定化/固化

水泥–矿渣基胶凝材料(C:S = 4:6)固化28 d,氰化物浸出浓度由4.5 mg/L降至0.05 mg/L,重金属浸出毒性满足GB5085.3-2007限值。

4.3. 过程控制与减排技术

1) 选矿端:粗粒浮选–闪速氰化联合工艺,可使氰化尾渣减量15%~25%;

2) 药剂端:硫代硫酸盐–铜氨协同浸出,氰化钠单耗降低30%;

3) 设备端:高压压滤(1.6 MPa)使滤饼含水率 ≤ 20%,实现干式堆存。

5. 金矿选矿全流程风险识别与分级管控

5.1. 风险识别方法

基于HAZOP + Bow-tie模型,将黄金选矿划分为8个单元、23个关键节点,识别46项危险源,其中Ⅰ级(重大)风险4项:尾矿库溃坝、氰化钠储罐泄漏、高压氧化釜超温、焙烧烟气HCN超标[8]

5.2. 定量风险评估

采用故障树(FTA)评估尾矿库溃坝风险,模型构建逻辑与关键参数如下,以增强透明度。

5.2.1. FTA模型构建逻辑

顶事件:尾矿库溃坝。

一级中间事件:A——洪水漫顶;B——坝坡失稳;C——渗流破坏;D——结构缺陷。

基本事件:共21项,例如“24 h最大降雨量 > 200 mm”“浸润线埋深 < 2 m”“干滩长度 < 50 m”“排渗设施失效”等[9],全部源于:

• 设计报告(D1);

• 近10年现场监测统计(M1-M3);

• 国内同类尾矿库事故案例(C1-C4)。

逻辑门:各中间事件通过OR/AND门与顶事件关联,最终得到最小割集34个。

5.2.2. 关键参数取值依据

定量风险评估关键参数取值依据见表1

Table 1. Basis for determining key parameters in quantitative risk assessment

1. 定量风险评估关键参数取值依据

基本事件

参数

概率值

数据来源

备注

24 h降雨量 > 200 mm

P1

5.0 × 103/年

当地气象局30年极值统计

Gumbel分布95%置信上限

浸润线埋深 < 2 m

P2

4.0 × 102/年

近5年在线监测1.8 × 106条数据

统计频率法

排渗设施失效

P3

1.0 × 103/年

设备台账 + 维保记录

失效率 = 1/MTBF

干滩长度<50 m

P4

1.2 × 102/年

无人机航测240次/年

实测分布

地震烈度 ≥ Ⅶ

P5

1.5 × 104/年

GB 18306-2015地震动参数区划图

5.2.3. 计算结果

采用Monte-Carlo 106次抽样,得到顶事件先验概率:

P₀ = 2.3 × 104/年。

引入干排改造、在线监测(浸润线 + 干滩 + GNSS)和应急抢险措施后,重新评估基本事件概率:

浸润线埋深 < 2 m 下降至2.0 × 104/年(监测预警 + 提前放矿);干滩长度 < 50 m下降至5.0 × 104/年(干排 + 自动报警)。

更新后顶事件概率:

P1 = 1.1 × 106/年,风险降低2.1个数量级。

5.3. 分级管控措施

Ⅰ级风险:尾矿库设置“三级预警”系统(浸润线、干滩长度、GNSS位移),与地方应急平台联网;

Ⅱ级风险:氰化钠储罐区双防渗池 + 气体自动喷淋 + 24 h视频AI识别;

Ⅲ级风险:焙烧烟气二次燃烧 + 活性炭喷射,确保HCN < 5 mg/m3

5.4. HACCP体系建立

金矿选矿全流程HACCP计划见表2

Table 2. HACCP plan for the whole process of gold ore dressing

2. 金矿选矿全流程HACCP计划表

步骤/单元

危害描述

关键控制点CCP

关键限值CL

监控程序

纠偏措施/应急程序

验证与记录

责任人

尾矿库

结构失稳引发溃坝

CCP-1:尾矿库在线安全监测系统

浸润线埋深 ≥ 4 m;干滩长度 ≥ 120 m;GNSS位移 ≤ 10 mm/d

1. 每15 min自动采集浸润线、位移、干滩参数;2. 数据实时上传地方应急平台;3. 每日人工比对一次

任一指标超CL→立即启动“三级预警”:橙色预警:减放矿 + 加密监测;红色预警:停产 + 启动下游疏散预案

1. 每月第三方专业机构校核传感器;2. 每季度演练一次;3. 记录保存 ≥ 3年

尾矿库主任 + 地方应急中心

氰化钠储罐区

储罐破裂/阀门失效导致氰化钠泄漏

CCP-2:储罐本体与双防渗池

储罐液位 ≤ 85% Vmax;双防渗池液位 ≤ 10 cm;空气中NaCN浓度 ≤ 1 mg/m3

1. 雷达液位计 + 超声波液位计双通道,每1 min记录;2. 气体检测仪每30 s采样;3. AI视频每1 s识别异常

超 CL→关闭罐根阀→自动启动喷淋+泡沫混合系统→通知厂级应急响应→10 min内完成堵漏

1. 每班人工巡检记录;2. 每半年第三方校验传感器;3. 记录保存 ≥ 5 年

储运班长 + 安环部

高压氧化釜

反应放热失控,超温超压

CCP-3:氧化釜温度–压力联锁

温度 ≤ 230℃;压力 ≤ 3.8 MPa

1. 双支Pt100冗余测温;2. 压力变送器 4~20 mA信号;3. PLC每1 s逻辑判断

任一参数超CL→立即切断进料→启动急冷泵→开启泄压阀→转入冷却段

1. 每月校验仪表;2. 每季度热态演练;3. 记录保存 ≥ 3年

氧化车间主任

焙烧烟气处理

HCN超标排放

CCP-4:二次燃烧室出口

HCN ≤ 5 mg/m3;二次燃烧室温度 ≥ 850℃

1. FTIR连续监测HCN,每30 s记录;2. 热电偶监测燃烧室温度,每10 s记录

HCN > 5 mg/m3或温度 < 850℃→自动补充燃料气→增加活性炭喷射量→必要时停机检修

1. 每季度比对第三方检测;2. 每日检查活性炭喷射量;3. 记录保存 ≥ 5年

环保工程师

6. 案例研究

6.1. 内蒙古某金矿2000 t/d选厂

6.1.1. 工程概况

矿山位于草原生态脆弱区,原采用湿排尾矿库,已接近设计库容。2023年启动技术改造,建设“压滤干堆–回转窑脱氰–三维在线监测”全流程风险管控示范线。

6.1.2. 技术路线

1) 选矿优化:利用浮选尾矿分级再磨,提高金浸出率2.6%,减少尾渣5万t/a;

2) 脱水干堆:新增6台400 m2隔膜压滤机,尾渣含水率由35%降至18%;

3) 焙烧脱氰:φ2.8 m × 45 m回转窑,处理量25 t/h,550℃氧化焙烧,总氰 < 2 mg/kg;

4) 尾矿库升级:平地型干堆库,双层HDPE防渗,截洪沟与渗滤液收集池合建,库容增加280万m3

5) 数字孪生:安装42点GNSS、16点孔隙水压、8条干滩雷达测线,数据接入集团云平台。

6.1.3. 运行效果

1) 危废减量:危险废物由65万t/a降至1.5万t/a (仅飞灰);

2) 环境风险:尾矿库溃坝概率降低99%,地下水氰化物浓度 < 0.01 mg/L;

3) 经济效益:节约尾矿库征地240亩,减少防渗投资1800万元,年综合效益1200万元。

6.2. 山东某金矿2000 t/d选厂

6.2.1. 工程概况

该矿采用“粗碎–半自磨–浮选–精矿再磨–氰化–锌粉置换”流程,年产氰化尾渣65万t。原有尾矿库已接近设计库容,且属傍山型湿排库,环境风险高。

6.2.2. 技术改造方案

(1) 新建干排压滤车间,布置6台400 m2隔膜压滤机,尾渣含水率由35%降至18%;

(2) 配套550℃回转窑焙烧系统,处理能力25 t/h,焙烧渣CN < 2 mg/kg;

(3) 尾矿库升级为平地型干堆库,设置双层HDPE防渗、截洪沟、渗滤液收集池,库容增加280万m3

6.2.3. 运行效果

改造后:① 危险废物产生量由65万t/a降至1.5万t/a (仅焙烧飞灰);② 尾矿库安全超高由1.5 m提升至4.2 m,溃坝概率降低99%;③ 综合成本节省3.8元/t精矿,年经济效益1200万元。

6.3. 技术方案普适性讨论

为了验证“压滤干堆–回转窑脱氰–三维在线监测”一体化技术在更大范围内的可复制性,本节从地质、气候与经济三个维度,对比内蒙古草原案例(简称Case-A)与山东丘陵案例(简称Case-S),并外推到西北干旱戈壁、西南强降雨山区及海外低投资地区三种典型场景,评估其适用条件与局限性。

6.3.1. 地质条件

a) 适用条件

尾矿物理性质:案例显示,当尾矿中值粒径d50 < 75 μm、含泥量 < 20%时,隔膜压滤可稳定获得含水率 ≤ 18%的滤饼;若d50 > 120 μm (如风化花岗岩型尾矿),需掺入15%~20%细粒级石灰或粉煤灰改善成饼性。

库址地形:平地型干堆库(Case-A/S)可充分利用压滤机低位布置,降低能耗;若处于V形峡谷(西南山区),则需增加胶带机栈桥(投资 + 25%~35%)。

地基承载力:回转窑荷载集中(φ2.8 m窑体~180 t),要求地基承载力 ≥ 200 kPa;软土地基需CFG桩或筏板基础,单台窑基建造价增加120万~150万元。

b) 局限性

高地震烈度区(≥Ⅷ度):HDPE防渗膜在地震位移下易撕裂,需改用GCL + 改性沥青复合防渗,成本约+40%。

高寒冻土区(年均地温 < −1℃):压滤机液压油黏度升高,冬季需增设蒸汽伴热,额外能耗2.8 kWh/t尾渣。

6.3.2. 气候条件

a) 适用条件

蒸发量 > 降雨量(内蒙古、西北戈壁):干堆尾渣可在48 h内自然失水至13%,无需额外晾晒;年蒸发量 < 降雨量1.5倍时(长江以南),需加盖4000 m2阳光棚,投资约600万元。

极端低温:回转窑在−30℃仍可稳定运行,但袋式收尘器脉冲阀需换低温型(−40℃),单阀差价1600元。

b) 局限性

持续高湿(年均RH > 80%):焙烧后焙砂吸潮导致CN-反弹至5 mg/kg,需配套400℃保温料仓,吨渣能耗增加0.6 kWh。

沙尘暴频发:GNSS位移监测天线需加装防尘罩,维护频率从每月提高至每周,人工成本 + 1.5万元/年。

6.3.3. 经济条件

a) 适用条件

CAPEX承受力:以2000 t/d规模为例,一体化技改总投资约1.3~1.5亿元,对应吨矿投资65~75元。若矿山服务年限 < 5 a,静态回收期 > 4 a,经济性转差。

电价:回转窑电耗38 kWh/t渣,电价0.55元/kWh时,吨渣处理成本20.9元;若采用智利北部0.09 USD/kWh (≈0.65元/kWh),成本上升至25.3元,但可通过余热发电(回转窑尾气650℃)抵消30%。

b) 局限性

低品位矿(Au < 1.2 g/t):精矿量少导致尾渣焙烧规模不经济(<10 t/h),需区域集中处理中心,运输半径 ≤ 80 km方可持平成本。

融资约束:海外中资中小矿企贷款利率 > 8%时,NPV对“压滤 + 焙烧”方案敏感度最高,可考虑改为“压滤–水泥窑协同”降投资30%,但脱氰效率降至85%。

6.3.4. 外推案例评估

对比了三种外推场景玉有关案例的关键指标,见表3。评级以五星制,综合技术、经济、政策风险。

Table 3. Comparison of key indicators between three extrapolation scenarios and existing cases

3. 三种外推场景与现有案例的关键指标对比

场景

地质/气候特征

主要适配改造

新增投资(相对Case-A)

预期挑战

技术可迁移性评级*

新疆戈壁

年蒸发量2200 mm,地震烈度Ⅷ度

防渗膜升级 + 防风抑尘网

+18%

水资源短缺,需回用蒸发冷凝液

★★★★☆

云南山区

年均降雨1600 mm,坡度25˚

隧洞式干堆库 + 截排水隧洞

+42%

边坡稳定,施工便道费用高

★★★☆☆

印尼低投资矿

高湿,电价0.12 USD/kWh

取消回转窑,改为“压滤—水泥窑协同”

−30%

政策风险,尾渣跨省运输许可

★★☆☆☆

6.3.5. 结论

在地质条件稳定、蒸发量高、电价中等(0.45~0.65元/kWh)的内陆金矿,该技术方案具备高普适性;

对高降雨、高地震烈度或低品位矿山,需要针对性改造或采用替代流程,投资增幅15%~50%;

资金紧张或电价高企的海外项目,建议退阶为“压滤–水泥窑协同”方案,牺牲部分脱氰效率以换取可行性。

7. 结论与展望

1) 以毒性物质含量为核心的精准分类,是破解氰化尾渣管理瓶颈的首要环节,建议建立全国统一的CN、SCN、重金属数据库;

2) 550℃氧化焙烧协同降解技术可实现CN、SCN同步深度脱除,下一步需开发富氧侧吹、微波外场等低能耗工艺;

基于数字孪生的尾矿库健康诊断与风险预警平台将成为黄金行业安全管理的必然趋势,亟需制定相关技术规范与标准。

参考文献

[1] 袁嘉声, 畅永锋, 郑春龙, 等. 氰化尾渣脱氰技术综述[J]. 中国有色金属学报, 2021, 31(6): 1568-1581.
[2] 何朦雨, 赵冰, 袁帅, 等. 氰化尾渣中总氰化物及硫氰酸盐同步氧化降解无害化处置[J]. 有色金属(选矿部分), 2024(5): 99-109.
[3] 王琪, 李金惠, 等. HJ943-2018黄金行业氰渣污染控制技术规范[S]. 北京: 中国环境科学出版社, 2018.
[4] 迟崇哲, 刘影, 龙振坤, 等. 黄金行业氰渣脱氰处理技术现状及资源化发展趋势[J]. 黄金, 2020, 41(9): 119-122.
[5] 刘大学, 郭持皓, 王云, 等. 青海滩涧山焙烧氰化尾渣回收金银[J]. 有色金属(冶炼部分), 2011(8): 32-35.
[6] 孙留根, 常耀超, 徐晓辉, 等. 氰化尾渣无害化、资源化利用的主要技术现状及发展趋势[J]. 中国资源综合利用, 2017, 35(10): 59-62.
[7] 陈国民, 杨洪英, 陈彦臻, 等. 金矿预氧化处理过程中砷的转化[J]. 黄金科学技术, 2023, 31(5): 865-872.
[8] 龙燕, 曹学新, 等. GB50988-2014有色金属工业环境保护工程设计规范[S]. 北京: 中国计划出版社, 2014.
[9] Boboev, I.R. and Tabarov, F.S. (2021) Removal of Scorodite Arsenic from Gold Ore in the Form of AS2S3 and AS4S4. Hydrometallurgy, 199, Article ID: 105530.
https://doi.org/10.1016/j.hydromet.2020.105530