劉占林 朱德兵 郭建東

摘要：某復雜金精礦采用直接氰化工藝提取金銀后，氰化尾渣外銷至硫酸廠，但其中的金、銅、鉛基本不予計價，造成有價金屬流失。試驗采用氰化尾渣混合浮選、銅硫分離浮選、銅鉛分離浮選工藝處理，產出硫精礦、銅精礦、鉛精礦，回收率分別為硫89.49 %、銅85.18 %、鉛65.10 %，金總回收率73.28 %，實現了氰化尾渣中有價元素的高效綜合回收，經濟效益和社會效益顯著。

關鍵詞：氰化尾渣;混合浮選;銅硫分離;銅鉛分離;捕收劑

中圖分類號：TD926.4?? 文章編號：1001-1277（2021）07-0089-05

文獻標志碼：Adoi：10.11792/hj20210719

黃金冶煉企業(yè)大多采用氰化工藝處理金精礦，提金后的氰化尾渣直接外銷至硫酸廠，這導致除硫之外的其他有價元素均未得到有效回收利用，造成資源浪費。隨著黃金礦產資源的日益減少，氰化尾渣已成為寶貴的二次資源。中國大部分氰化尾渣采用浮選工藝處理[1-4]，但由于氰化尾渣中銅、鉛等金屬硫化礦物組成復雜，嵌布粒度微細，礦物之間致密共生，導致分離困難[5-6]，綜合回收效果不明顯。某金精礦氰化處理后產生的氰化尾渣中Au 1.60 g/t、Cu 0.62 %、Pb 0.81 %、S 20.50 %，氰化尾渣外銷至硫酸廠，其中的金、銅、鉛、鐵基本不予計價。如何高效綜合回收該氰化尾渣中的有用元素，已成為企業(yè)亟需解決的技術難題，同時對提高企業(yè)的經濟效益和資源綜合利用率意義重大。

1 氰化尾渣性質

試驗用礦樣為某金精礦直接氰化產出的氰化尾渣，其化學多元素分析結果見表1。由表1可知，該氰化尾渣中Au 1.60 g/t 、Cu 0.62 %、Pb 0.81 %、S 20.50 %，具有綜合回收利用價值。

氰化尾渣中主要金屬礦物為黃鐵礦、黃銅礦、方鉛礦。黃鐵礦顆粒呈三角形、柱形、橢圓形、長方形及其他不規(guī)則形態(tài)，粒度從幾微米到近百微米，大多為十幾微米，破碎特征明顯;黃銅礦形態(tài)不規(guī)則，粒度從幾微米到幾十微米，大多十幾微米。鉛、銅、鐵的硫化礦物分布率分別為82.60 %、89.20 %和92.60 %。氰化尾渣中脈石礦物為石英、絹云母、方解石、斜長石、黑云母。石英是主要脈石礦物，相對含量超過70 %，形態(tài)不規(guī)則，粒度從幾微米到70 μm，大多在20 μm以下;絹云母粒度最大50 μm，形態(tài)不規(guī)則。

2 選礦試驗

回收氰化尾渣中的有價元素，金屬的有效分離是關鍵。根據氰化尾渣性質，制定的綜合回收流程為混合浮選、銅硫分離浮選、銅鉛分離浮選工藝流程。條件試驗采用析因試驗設計方法或單因素試驗法，從而找出最佳工藝參數。浮選富集有價金屬試驗流程見圖1。

2.1 混合浮選試驗

黃銅礦、斑銅礦、輝銅礦、黃鐵礦等硫化礦物在氰化浸出過程中受到氰化物和石灰的強烈抑制，可浮性差，因此銅鉛硫混合浮選時，須消除氰化物和石灰對混合浮選的影響。試驗采用硫鐵礦焙燒制酸凈化過程產出的廢酸作為中和試劑，由于廢酸中含有一定量的二氧化硫與三氧化硫，且溫度為60 ℃～80 ℃，對氰化物的脫除效果顯著，同時能夠實現廢酸的綜合利用。

混合浮選采用一次粗選、兩次精選、兩次掃選工藝流程，礦漿濃度40 %，廢酸調整pH=5.0，活化時間60 min，后續(xù)分離浮選原則是保證金屬回收率的前提下盡可能采用低級黃藥。試驗過程中發(fā)現，在不使用起泡劑的情況下，乙基黃藥對硫鐵礦、黃銅礦、方鉛礦的浮選效果較好，且金回收率指標較好，故選擇乙基黃藥作為混合浮選捕收劑，最佳用量193 g/t。氰化尾渣混合浮選試驗流程見圖2，試驗結果見表2。

由表2可知：氰化尾渣采用混合浮選工藝處理，金、銅、鉛、硫得到較好的富集，銅鉛硫混合精礦中金、銅、鉛、硫品位分別為3.63 g/t、1.43 %、1.72 %、46.50 %，回收率分別為92.60 %、94.27 %、86.84 %、92.48 %，有利于下一步浮選分離回收。

2.2 銅硫分離浮選試驗

銅鉛硫混合精礦分離一般采用浮銅抑硫，常用的方法有石灰法、石灰+氰化物法、石灰+亞硫酸鈉法。采用單一石灰的前期探索試驗表明，pH值超過12時，黃鐵礦仍難以抑制，銅、硫得不到有效分離?？紤]到氰化物使用過程的安全性，試驗選擇石灰+亞硫酸鈉法抑制硫。銅硫分離浮選同樣采用一次粗選、兩次精選、兩次掃選工藝流程，試驗發(fā)現在礦漿濃度28 %，石灰調整pH=10.5，亞硫酸鈉3 000 g/t，攪拌時間4 h條件下，抑制黃鐵礦效果較好;以乙基黃藥為捕收劑，用量20 g/t，添加在掃選作業(yè);此時銅、鉛、硫分離取得較好效果。銅硫分離浮選試驗流程見圖3，試驗結果見表3。

由表3可知：銅硫分離浮選試驗獲得的銅鉛混合精礦中金、銅、鉛、硫品位分別為49.09 g/t、22.47 %、25.81 %、25.60 %，回收率分別為79.25 %、92.10 %、87.96 %、3.23 %，分離效果較好。由于此類銅鉛混合精礦作為銅精礦外售時，其中的鉛不予計價，造成鉛浪費，使得綜合經濟效益下降，因此須對銅鉛混合精礦中鉛進行浮選分離回收。硫鐵礦中硫品位達到47.80 %，滿足制酸要求，產出的硫酸燒渣中鐵質量分數高于62 %，可用作鋼鐵生產原料。

2.3 銅鉛分離浮選試驗

銅鉛混合精礦分離方法包括浮鉛抑銅法和浮銅抑鉛法，工業(yè)生產中應用較多且分離效果較好的為浮鉛抑銅法。浮鉛抑銅法主要是利用氰化物來抑制銅礦物，且氰化物對方鉛礦的可浮性基本無影響。因此，試驗選擇氰化物浮鉛抑銅（一次粗選、一次精選）。采用乙硫氮捕收鉛礦物，純堿調整礦漿pH，活性炭作為脫藥試劑，氰化鈉作為銅礦物抑制劑進行了浮選條件試驗，通過技術經濟對比分析，確定最佳工藝方案。

2.3.1 活性炭用量

銅鉛分離浮選試驗條件：礦漿濃度8 %，純堿調整pH=9.0，氰化鈉800 g/t，抑制時間6 h，乙硫氮60 g/t，2號油30 g/t，控制活性炭用量為單一變量。試驗流程見圖4，試驗結果見表4。

由表4可知：隨活性炭用量增加，鉛精礦鉛品位、鉛回收率先升高后減緩;銅精礦銅品位、銅回收率也均呈現先升高后減緩趨勢。綜合考慮，活性炭用量選擇1 500 g/t為宜，此時獲得的鉛精礦中金、銅、鉛品位分別為28.60 g/t、1.30 %、68.50 %，回收率分別為18.72 %、1.86 %、85.27 %;銅精礦中金、銅、鉛品位分別為58.79 g/t、32.49 %、5.60 %，回收率分別為81.28 %、98.14 %、14.73 %。

2.3.2 氰化鈉用量

銅鉛分離浮選試驗條件：礦漿濃度8 %，純堿調整pH=9.0，活性炭1 500 g/t，抑制時間6 h，乙硫氮60 g/t，2號油30 g/t，控制氰化鈉用量為單一變量。試驗流程見圖4，試驗結果見表5。

由表5可知：隨抑制劑氰化鈉用量的增加，鉛精礦鉛品位、鉛回收率及銅精礦銅品位、銅回收率均呈現先升高后減緩趨勢。綜合考慮，氰化鈉用量選擇800 g/t為宜。

2.3.3 抑制時間

銅鉛分離浮選試驗條件：礦漿濃度8 %，純堿調整pH=9.0，活性炭1 500 g/t，氰化鈉800 g/t，乙硫氮60 g/t，2號油30 g/t，控制抑制時間為單一變量。試驗流程見圖4，試驗結果見表6。

由表6可知：隨抑制時間的延長，鉛精礦鉛品位先升高后降低，而銅精礦銅品位逐漸升高，6 h后基本保持不變。綜合考慮，抑制時間選擇6 h為宜。

2.4 閉路試驗

在條件試驗的基礎上進行了閉路試驗，氰化尾渣混合浮選采用一次粗選、兩次精選、兩次掃選工藝流程，條件為礦漿濃度40 %，廢酸調整pH=5.0，活化時間60 min，乙基黃藥193 g/t;銅硫分離浮選采用一次粗選、兩次精選、兩次掃選工藝流程，條件為礦漿濃度28 %，石灰調整pH=10.5，亞硫酸鈉3 000 g/t，抑制時間4 h，乙基黃藥20 g/t;銅鉛分離浮選采用一次粗選、一次精選工藝流程，礦漿濃度8 %，純堿調整pH=9.0，活性炭1 500 g/t，氰化鈉800 g/t，抑制時間6 h，乙硫氮60 g/t，2號油30 g/t。閉路試驗結果見表7。

由表7可知：氰化尾渣混合浮選、銅硫分離浮選、銅鉛分離浮選閉路試驗獲得的硫精礦產率38.38 %，硫品位47.80 %、硫回收率89.49 %;銅精礦產率1.62 %，金、銅品位分別為58.79 g/t、32.49 %，回收率分別為59.52 %、85.18 %;鉛精礦產率0.77 %，金、鉛品位分別為28.60 g/t、68.50 %，回收率分別為13.76 %、65.10 %，指標較好。

3 結 論

1）某金精礦氰化尾渣采用混合浮選、銅硫分離浮選、銅鉛分離浮選工藝處理，可以獲得產率38.38 %，硫品位47.80 %、硫回收率89.49 %的硫精礦;產率1.62 %，金、銅品位分別為58.79 g/t、32.49 %，回收率分別為59.52 %、85.18 %的銅精礦;產率0.77 %，金、鉛品位分別為28.60 g/t、68.50 %，回收率分別為13.76 %、65.10 %的鉛精礦，實現了氰化尾渣中多金屬的綜合回收利用。

2）選擇適宜的活化劑、抑制劑、浮選藥劑，提高礦物的可浮性差異，是氰化尾渣中銅、鉛、硫得到有效分離的關鍵。采用焙燒制酸過程產出的廢酸活化氰化尾渣，實現了廢物綜合利用。

3）該研究為低品位多金屬氰化尾渣的綜合回收提供技術指導，具有推廣和實用價值。

[參 考 文 獻]

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Experimental study on recovery of gold，copper，

lead and sulfur from cyanide residue of a gold concentrate

Liu Zhanlin，Zhu Debing，Guo Jiandong

（Shandong Guoda Gold Co.，Ltd.）

Abstract：Gold and silver are extracted from a complex gold? concentrate by direct cyanidation.Cyanide residue is exported to sulphuric acid plant，but basically the gold，copper and lead are not valued，causing the loss of valuable metals.The processes of bulk flotation of cyanide residue，copper-sulfur separation flotation，and copper-lead separation flotation were used in the test，producing sulfur concentrate，copper concentrate and lead concentrate，the recovery rate of sulfur is 89.49 %，copper 85.18 %，lead 65.10 %，and the total recovery rate of gold is 73.28 %，realizing efficient comprehensive recovery of valuable elements from cyanide residue and achieving outstanding economic and social benefits.

Keywords：cyanide residue;bulk flotation;copper-sulfur separation;copper-lead separation;collector