摘要：遼寧某氰化尾渣金品位2.01 g/t，銀品位36.23 g/t，銅、鉛、鋅品位分別為0.33 %、1.91 %、3.01 %。針對該氰化尾渣進行銅鉛鋅混合浮選試驗及優(yōu)先選鉛—尾礦選鋅浮選試驗。銅鉛鋅混合浮選試驗可獲得金品位13.72 g/t、銀品位281.70 g/t、銅品位3.63 %、鉛品位16.01 %、鋅品位36.92 %，金、銀、銅、鉛、鋅回收率分別為50.09 %、57.22 %、80.69 %、61.33 %、90.88 %的混合精礦；優(yōu)先選鉛—尾礦選鋅浮選試驗可獲得鉛品位48.95 %、鉛回收率52.29 %的鉛精礦，鋅品位43.21 %、鋅回收率89.45 %的鋅精礦，鉛精礦中金、銀、銅品位分別為54.02 g/t、891.42 g/t、5.92 %，鋅精礦中金、銀、銅品位分別為2.43 g/t、134.79 g/t、2.19 %，總金、總銀、總銅回收率分別為62.39 %、73.43 %、77.76 %。選別指標良好，為該類氰化尾渣資源的綜合回收利用提供了參考依據(jù)。

關(guān)鍵詞：金精礦；氰化尾渣；預(yù)處理；混合浮選；優(yōu)先浮選

中圖分類號：TD953文章編號：1001-1277（2024）05-0028-06

文獻標志碼：Adoi：10.11792/hj20240507

引言

氰化浸金工藝是黃金礦山重要選礦工藝［1］。在氰化浸金過程中，會產(chǎn)生大量氰化尾渣［2］。目前，主要采用簡單堆存的方式處理氰化尾渣，但這種方法不僅占用大量土地資源，而且氰化尾渣中殘留的氰化物和其他藥劑可能存在環(huán)境污染的風(fēng)險［3-6］。此外，氰化尾渣常含有未充分回收的銅、鉛、鋅等有價金屬，導(dǎo)致資源浪費［7-9］。因此，針對該氰化尾渣開展有價金屬綜合回收利用研究，不僅對保護生態(tài)環(huán)境、提升黃金礦山資源利用水平和實現(xiàn)可持續(xù)發(fā)展具有重要意義，而且能夠有效降低企業(yè)尾礦庫堆存量和環(huán)境風(fēng)險，提高企業(yè)資源綜合利用率和經(jīng)濟效益［10］。

以遼寧某金礦選礦廠為例，該選礦廠采用氰化浸金工藝處理外購金精礦粉，產(chǎn)生的氰化尾渣中金品位為2.01 g/t，銀品位為36.23 g/t，銅、鉛、鋅品位分別為0.33 %、1.91 %、3.01 %，具有較高回收價值。因此，針對該氰化尾渣開展有價金屬綜合回收試驗研究，以期降低企業(yè)尾礦庫堆存量和環(huán)境風(fēng)險。同時，提高企業(yè)資源綜合利用率和經(jīng)濟效益。

1礦石性質(zhì)

1.1化學(xué)分析

對該氰化尾渣進行化學(xué)成分分析，結(jié)果見表1。

由表1可知：氰化尾渣中金品位2.01 g/t，銀品位36.23 g/t，銅、鉛、鋅品位分別為0.33 %、1.91 %、3.01 %，可考慮綜合回收利用金、銀、銅、鉛、鋅。

1.2物相分析

鉛、鋅物相分析結(jié)果分別見表2、表3。

由表2、表3可知，鉛、鋅主要以硫化物形式存在于氰化尾渣中，適合采用浮選工藝回收。因此，后續(xù)針對該氰化尾渣開展浮選試驗研究，確定浮選回收最佳工藝及技術(shù)指標，為現(xiàn)場氰化尾渣綜合回收利用提供技術(shù)支撐。

1.3礦物組成

礦石礦物組成分析結(jié)果見表4。

由表4可知：該氰化尾渣中主要金屬硫化礦物為黃鐵礦，其次為方鉛礦、閃鋅礦、黃銅礦，少量磁黃鐵礦及毒砂，合計占27.15 %；金屬氧化礦物主要為磁鐵礦、赤鐵礦及少量褐鐵礦、鉻鐵礦、鈦鐵礦、臭蔥石，合計占4.71 %; 脈石礦物主要為石英、長石、云母類礦物，其次為方解石、白云石、鐵白云石及菱鐵礦、錳鐵礦等碳酸鹽礦物。

1.4粒度分析

氰化尾渣粒度分析結(jié)果見表5。由表5可知：該氰化尾渣粒度較細，-0.037 mm占70.39 %；粒度過細，導(dǎo)致部分鉛礦物、鋅礦物過磨，對浮選指標產(chǎn)生不利影響。

2銅鉛鋅混合浮選試驗

2.1預(yù)處理對比試驗

由上述礦石性質(zhì)分析結(jié)果可知：該氰化尾渣粒度較細，有用礦物比表面積較大，對藥劑吸附能力較強，加之氰化尾渣中殘留大量氰根離子及浮選藥劑，致使目的礦物可浮性差，影響有價金屬綜合回收利用。因此，針對該氰化尾渣進行直接浮選與預(yù)處理后再浮選（即破氰+浮選）的對比試驗研究。試驗流程見圖1，試驗結(jié)果見表6。

由表6可知：該氰化尾渣經(jīng)過長時間高濃度氰化物的作用，銅、鋅可浮性均受到較大程度影響；對該氰化尾渣進行破氰+浮選試驗，銅、鉛、鋅回收率較直接浮選均有大幅度提高。因此，確定針對該氰化尾渣進行破氰+浮選試驗，而非直接浮選。

2.2銅鉛鋅混合浮選閉路試驗

在對該氰化尾渣進行藥劑種類及用量、磨礦細度、調(diào)整劑種類及用量、捕收劑種類及用量等條件試驗基礎(chǔ)上，確定了該氰化尾渣混合浮選最佳工藝參數(shù)并進行閉路試驗。銅鉛鋅混合浮選閉路試驗流程見圖2，閉路試驗結(jié)果見表7。

由表7可知：氰化尾渣經(jīng)銅鉛鋅混合浮選閉路試驗可獲得金、銀、銅、鉛、鋅品位分別為13.72 g/t、281.70 g/t、3.63 %、16.01 %、36.92 %，金、銀、銅、鉛、鋅回收率分別為50.09 %、57.22 %、80.69 %、61.33 %、90.88 %的混合精礦。根據(jù)YS/T 452—2013 《混合鉛鋅精礦》，混合鉛鋅精礦中鉛品位大于15 %，鋅品位大于34 %，鉛品位+鋅品位大于50 %，為二級混合鉛鋅精礦，故該混合精礦達標。對銅鉛鋅混合浮選閉路試驗尾礦進行鉛流失狀態(tài)考查，發(fā)現(xiàn)尾礦中流失的鉛礦物多以0.002 mm以下單體形式存在，屬于微細粒流失，采用浮選工藝難以回收這部分鉛礦物。

3優(yōu)先選鉛—尾礦選鋅浮選試驗

該氰化尾渣中鉛、鋅品位較高，能夠?qū)崿F(xiàn)鉛、鋅有效分離，可進一步提高氰化尾渣綜合利用率及給企業(yè)帶來經(jīng)濟效益，而銅品位較低，較難實現(xiàn)銅、鉛有效分離。因此，本次試驗重點回收氰化尾渣中鉛、鋅。

3.1優(yōu)先選鉛

3.1.1脫藥對比試驗

該氰化尾渣為浮選金精礦氰化浸金后的產(chǎn)物，表面殘留大量浮選藥劑，導(dǎo)致氰化尾渣中鋅較難抑制。針對該氰化尾渣進行破氰+浮選與破氰+脫藥+浮選對比試驗研究。試驗流程見圖3，試驗結(jié)果見表8。

由表8可知：加入活性炭脫藥后，鉛粗精礦產(chǎn)率下降近7百分點，鋅回收率下降約20百分點，鉛回收率幾乎未受影響，確定進行優(yōu)先選鉛試驗時需要對氰化尾渣進行破氰+脫藥+浮選。

3.1.2磨礦細度試驗

在浮選過程中，磨礦細度是影響目的礦物回收指標的重要因素。在電子顯微鏡下觀察，發(fā)現(xiàn)該氰化尾渣在磨礦細度-0.074 mm占89.47 %條件下，仍有部分鉛礦物未充分解離。因此，針對該氰化尾渣進行磨礦細度試驗研究。試驗流程見圖3，試驗結(jié)果見表9。

由表9可知：增加磨礦細度，鉛粗精礦產(chǎn)率增加，鉛回收率下降，加劇了目的礦物過磨現(xiàn)象，使得微細粒鉛礦物增多，不利于鉛浮選回收，因此后續(xù)浮選試驗按照原磨礦細度-0.074 mm占89.47 %進行。

3.1.3藥劑制度優(yōu)化試驗

針對該氰化尾渣進行了石灰用量、鋅抑制劑種類、捕收劑種類等條件試驗，并確定了優(yōu)先選鉛的最佳藥劑制度。試驗流程見圖3，試驗結(jié)果分別見圖4、表10及表11。

由圖4、表10及表11可知：通過上述條件試驗，確定優(yōu)先選鉛最佳藥劑制度。即鉛粗選石灰最佳用量800 g/t，浮選礦漿pH值9.5，鋅最佳抑制劑ZnSO4+Na2SO3用量4 000 g/t+2 000 g/t，最佳捕收劑SN-9+Z-200用量80 g/t+20 g/t。

3.1.4優(yōu)先選鉛閉路試驗

為提高鉛回收率和獲得符合銷售標準的鉛精礦產(chǎn)品，采用石灰為pH調(diào)整劑（pH值控制在9.5～

10.0），ZnSO4+Na2SO3為鋅抑制劑，SN-9+Z-200為捕收劑，MIBC為起泡劑，針對該氰化尾渣開展了優(yōu)先選鉛閉路試驗。試驗結(jié)果表明，在粗選礦漿濃度28 %～30 %，總浮選時間15 min，采用一粗兩掃三精的試驗流程，可獲得鉛品位49.96 %，鋅品位2.94 %的鉛精礦。

3.2尾礦選鋅

3.2.1石灰用量試驗

該氰化尾渣中黃鐵礦含量較高，需要對其進行抑制后才能進行后續(xù)浮選試驗。針對鉛尾礦進行石灰用量試驗。試驗流程見圖5，試驗結(jié)果見圖6。

由圖6可知：隨著石灰用量由500 g/t增加至1 500 g/t，鋅粗精礦產(chǎn)率及鋅回收率呈先下降后上升趨勢，鋅品位呈先上升后下降趨勢。綜合考慮，確定石灰用量為1 000 g/t進行后續(xù)試驗。

3.2.2藥劑制度優(yōu)化試驗

針對該鉛尾礦分別進行了硫酸銅用量、捕收劑種類及用量等條件試驗，確定了尾礦選鋅的最佳藥劑制度。試驗流程見圖5，試驗結(jié)果分別見圖7、圖8。

由圖7、圖8可知：尾礦選鋅粗選硫酸銅最佳用量為600 g/t，捕收劑選用CG135，最佳用量為60 g/t。

3.2.3尾礦選鋅閉路試驗

為提高鋅回收率和獲得符合銷售標準的鋅精礦，采用石灰為pH調(diào)整劑（pH值控制在10.2～10.5），硫酸銅為活化劑，CG135為捕收劑，MIBC為起泡劑，開展了尾礦選鋅閉路試驗。試驗結(jié)果表明：在總浮選時間12 min，采用一粗兩掃兩精的試驗流程獲得鋅精礦鋅品位為44.39 %。

3.3優(yōu)先選鉛—尾礦選鋅閉路試驗

針對該氰化尾渣進行了優(yōu)先選鉛—尾礦選鋅閉路試驗。試驗流程見圖9，試驗結(jié)果見表12。

由表12可知：采用優(yōu)先選鉛—尾礦選鋅工藝流程處理該氰化尾渣，可獲得鉛、金、銀、銅品位分別為48.95 %、54.02 g/t、891.42 g/t、5.92 %，鉛回收率為52.29 %的鉛精礦；鋅、金、銀、銅品位分別為43.21 %、2.43 g/t、134.79 g/t、2.19 %，鋅回收率為89.45 %的鋅精礦。這些精礦中總金回收率、總銀回收率、總銅回收率分別為62.39 %、73.43 %、77.76 %。采用該工藝流程，不僅氰化尾渣中鉛、鋅得到有效回收，同時金、銀、銅也得到回收，實現(xiàn)了該氰化尾渣的綜合回收。

4結(jié)論

1）遼寧某氰化尾渣中金、鉛、鋅品位較高，具有一定回收價值，同時含有銀、銅等有價元素可綜合回收。該氰化尾渣粒度較細，導(dǎo)致部分鉛礦物、鋅礦物過磨，對浮選過程產(chǎn)生不利影響。

2）針對該氰化尾渣進行銅鉛鋅混合浮選試驗，可獲得金品位13.72 g/t、銀品位281.70 g/t、銅品位3.63 %、鉛品位16.01 %、鋅品位36.92 %的混合精礦。

3）針對該氰化尾渣進行優(yōu)先選鉛—尾礦選鋅浮選試驗，可獲得鉛品位48.95 %、鉛回收率52.29 %的鉛精礦，鋅品位43.21 %、鋅回收率89.45 %的鋅精礦。鉛精礦中金、銀、銅品位分別為54.02 g/t、891.42 g/t、5.92 %，鋅精礦中金、銀、銅品位分別為2.43 g/t、134.79 g/t、2.19 %。

［參 考 文 獻］

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Experimental study on comprehensive recovery of cyanide tailings

Song Chao1，Hao Fulai1，Zhang Lei1，Yuan Hongqian1，Liu Qiang2，Jiang Yulun1

（1.Changchun Gold Research Institute Co.，Ltd.; 2.Liaoning Paishanlou Gold Mining Industry Co.，Ltd.）

Abstract：The gold grade of cyanide tailings from a gold mine in Liaoning is 2.01 g/t，with a silver grade of 36.23 g/t，copper grade of 0.33 %，lead grade of 1.91 %，and zinc grade of 3.01 %.Copper-lead-zinc mixed flotation tests and tests on preferential separation of lead-zinc flotation from the tailings were conducted on the cyanide tailings.The copper-lead-zinc mixed flotation test yielded a mixed concentrate with gold grade of 13.72 g/t，silver grade of 281.70 g/t，copper grade of 3.63 %，lead grade of 16.01 %，and zinc grade of 36.92 %.The recovery rates for gold，silver，copper，lead，and zinc were 50.09 %，57.22 %，80.69 %，61.33 %，and 90.88 %，respectively.The process of preferential separation of lead-zinc flotation from the tailings produced a lead concentrate with a grade of 48.95 % and a recovery rate of 52.29 %，and a zinc concentrate with a grade of 43.21 % and a recovery rate of 89.45 %.In the lead concentrate，the gold grade，silver grade，and copper grade，were 54.02 g/t，891.42 g/t，5.92 %，respectively.In the zinc concentrate，the gold grade，silver grade，and copper grade，were 2.43 g/t，134.79 g/t，and 2.19 %，respectively.The total recovery rates for gold，silver，and copper "were 62.39 %，73.43 %，and 77.76 %，respectively.The separation indices were favorable，providing a reference basis for the comprehensive utilization of similar cyanide tailings resources.

Keywords：gold concentrate;cyanide tailings;pretreatment;mixed flotation;preferential flotation

收稿日期：2024-01-15; 修回日期：2024-03-12

基金項目：“十四五”國家重點研發(fā)項目（2023YFC2907803）

作者簡介：宋超（1989—），男，高級工程師，從事礦物加工技術(shù)研究方面工作；E-mail：sc0431@163.com