某金精矿氰化尾渣回收金铜铅硫试验研究

刘占林 朱德兵 郭建东

摘要：某复杂金精矿采用直接氰化工艺提取金银后，氰化尾渣外销至硫酸厂，但其中的金、铜、铅基本不予计价，造成有价金属流失。试验采用氰化尾渣混合浮选、铜硫分离浮选、铜铅分离浮选工艺处理，产出硫精矿、铜精矿、铅精矿，回收率分别为硫89.49 %、铜85.18 %、铅65.10 %，金总回收率73.28 %，实现了氰化尾渣中有价元素的高效综合回收，经济效益和社会效益显著。

关键词：氰化尾渣;混合浮选;铜硫分离;铜铅分离;捕收剂

中图分类号：TD926.4   文章编号：1001-1277（2021）07-0089-05

文献标志码：Adoi：10.11792/hj20210719

黄金冶炼企业大多采用氰化工艺处理金精矿，提金后的氰化尾渣直接外销至硫酸厂，这导致除硫之外的其他有价元素均未得到有效回收利用，造成资源浪费。随着黄金矿产资源的日益减少，氰化尾渣已成为宝贵的二次资源。中国大部分氰化尾渣采用浮选工艺处理[1-4]，但由于氰化尾渣中铜、铅等金属硫化矿物组成复杂，嵌布粒度微细，矿物之间致密共生，导致分离困难[5-6]，综合回收效果不明显。某金精矿氰化处理后产生的氰化尾渣中Au 1.60 g/t、Cu 0.62 %、Pb 0.81 %、S 20.50 %，氰化尾渣外销至硫酸厂，其中的金、铜、铅、铁基本不予计价。如何高效综合回收该氰化尾渣中的有用元素，已成为企业亟需解决的技术难题，同时对提高企业的经济效益和资源综合利用率意义重大。

1 氰化尾渣性质

试验用矿样为某金精矿直接氰化产出的氰化尾渣，其化学多元素分析结果见表1。由表1可知，该氰化尾渣中Au 1.60 g/t 、Cu 0.62 %、Pb 0.81 %、S 20.50 %，具有综合回收利用价值。

氰化尾渣中主要金属矿物为黄铁矿、黄铜矿、方铅矿。黄铁矿颗粒呈三角形、柱形、椭圆形、长方形及其他不规则形态，粒度从几微米到近百微米，大多为十几微米，破碎特征明显;黄铜矿形态不规则，粒度从几微米到几十微米，大多十几微米。铅、铜、铁的硫化矿物分布率分别为82.60 %、89.20 %和92.60 %。氰化尾渣中脉石矿物为石英、绢云母、方解石、斜长石、黑云母。石英是主要脉石矿物，相对含量超过70 %，形态不规则，粒度从几微米到70 μm，大多在20 μm以下;绢云母粒度最大50 μm，形态不规则。

2 选矿试验

回收氰化尾渣中的有价元素，金属的有效分离是关键。根据氰化尾渣性质，制定的综合回收流程为混合浮选、铜硫分离浮选、铜铅分离浮选工艺流程。条件试验采用析因试验设计方法或单因素试验法，从而找出最佳工艺参数。浮选富集有价金属试验流程见图1。

2.1 混合浮选试验

黄铜矿、斑铜矿、辉铜矿、黄铁矿等硫化矿物在氰化浸出过程中受到氰化物和石灰的强烈抑制，可浮性差，因此铜铅硫混合浮选时，须消除氰化物和石灰对混合浮选的影响。试验采用硫铁矿焙烧制酸净化过程产出的废酸作为中和试剂，由于废酸中含有一定量的二氧化硫与三氧化硫，且温度为60 ℃～80 ℃，对氰化物的脱除效果显著，同时能够实现废酸的综合利用。

混合浮选采用一次粗选、两次精选、两次扫选工艺流程，矿浆浓度40 %，废酸调整pH=5.0，活化时间60 min，后续分离浮选原则是保证金属回收率的前提下尽可能采用低级黄药。试验过程中发现，在不使用起泡剂的情况下，乙基黄药对硫铁矿、黄铜矿、方铅矿的浮选效果较好，且金回收率指标较好，故选择乙基黄药作为混合浮选捕收剂，最佳用量193 g/t。氰化尾渣混合浮选试验流程见图2，试验结果见表2。

由表2可知：氰化尾渣采用混合浮选工艺处理，金、铜、铅、硫得到较好的富集，铜铅硫混合精矿中金、铜、铅、硫品位分别为3.63 g/t、1.43 %、1.72 %、46.50 %，回收率分别为92.60 %、94.27 %、86.84 %、92.48 %，有利于下一步浮选分離回收。

2.2 铜硫分离浮选试验

铜铅硫混合精矿分离一般采用浮铜抑硫，常用的方法有石灰法、石灰+氰化物法、石灰+亚硫酸钠法。采用单一石灰的前期探索试验表明，pH值超过12时，黄铁矿仍难以抑制，铜、硫得不到有效分离。考虑到氰化物使用过程的安全性，试验选择石灰+亚硫酸钠法抑制硫。铜硫分离浮选同样采用一次粗选、两次精选、两次扫选工艺流程，试验发现在矿浆浓度28 %，石灰调整pH=10.5，亚硫酸钠3 000 g/t，搅拌时间4 h条件下，抑制黄铁矿效果较好;以乙基黄药为捕收剂，用量20 g/t，添加在扫选作业;此时铜、铅、硫分离取得较好效果。铜硫分离浮选试验流程见图3，试验结果见表3。

由表3可知：铜硫分离浮选试验获得的铜铅混合精矿中金、铜、铅、硫品位分别为49.09 g/t、22.47 %、25.81 %、25.60 %，回收率分别为79.25 %、92.10 %、87.96 %、3.23 %，分离效果较好。由于此类铜铅混合精矿作为铜精矿外售时，其中的铅不予计价，造成铅浪费，使得综合经济效益下降，因此须对铜铅混合精矿中铅进行浮选分离回收。硫铁矿中硫品位达到47.80 %，满足制酸要求，产出的硫酸烧渣中铁质量分数高于62 %，可用作钢铁生产原料。

2.3 铜铅分离浮选试验

铜铅混合精矿分离方法包括浮铅抑铜法和浮铜抑铅法，工业生产中应用较多且分离效果较好的为浮铅抑铜法。浮铅抑铜法主要是利用氰化物来抑制铜矿物，且氰化物对方铅矿的可浮性基本无影响。因此，试验选择氰化物浮铅抑铜（一次粗选、一次精选）。采用乙硫氮捕收铅矿物，纯碱调整矿浆pH，活性炭作为脱药试剂，氰化钠作为铜矿物抑制剂进行了浮选条件试验，通过技术经济对比分析，确定最佳工艺方案。

2.3.1 活性炭用量

铜铅分离浮选试验条件：矿浆浓度8 %，纯碱调整pH=9.0，氰化钠800 g/t，抑制时间6 h，乙硫氮60 g/t，2号油30 g/t，控制活性炭用量为单一变量。试验流程见图4，试验结果见表4。

由表4可知：随活性炭用量增加，铅精矿铅品位、铅回收率先升高后减缓;铜精矿铜品位、铜回收率也均呈现先升高后减缓趋势。综合考虑，活性炭用量选择1 500 g/t为宜，此时获得的铅精矿中金、铜、铅品位分别为28.60 g/t、1.30 %、68.50 %，回收率分别为18.72 %、1.86 %、85.27 %;铜精矿中金、铜、铅品位分别为58.79 g/t、32.49 %、5.60 %，回收率分别为81.28 %、98.14 %、14.73 %。

2.3.2 氰化钠用量

铜铅分离浮选试验条件：矿浆浓度8 %，纯碱调整pH=9.0，活性炭1 500 g/t，抑制时间6 h，乙硫氮60 g/t，2号油30 g/t，控制氰化钠用量为单一变量。试验流程见图4，试验结果见表5。

由表5可知：随抑制剂氰化钠用量的增加，铅精矿铅品位、铅回收率及铜精矿铜品位、铜回收率均呈现先升高后减缓趋势。综合考虑，氰化钠用量选择800 g/t为宜。

2.3.3 抑制时间

铜铅分离浮选试验条件：矿浆浓度8 %，纯碱调整pH=9.0，活性炭1 500 g/t，氰化钠800 g/t，乙硫氮60 g/t，2号油30 g/t，控制抑制时间为单一变量。试验流程见图4，试验结果见表6。

由表6可知：随抑制时间的延长，铅精矿铅品位先升高后降低，而铜精矿铜品位逐渐升高，6 h后基本保持不变。綜合考虑，抑制时间选择6 h为宜。

2.4 闭路试验

在条件试验的基础上进行了闭路试验，氰化尾渣混合浮选采用一次粗选、两次精选、两次扫选工艺流程，条件为矿浆浓度40 %，废酸调整pH=5.0，活化时间60 min，乙基黄药193 g/t;铜硫分离浮选采用一次粗选、两次精选、两次扫选工艺流程，条件为矿浆浓度28 %，石灰调整pH=10.5，亚硫酸钠3 000 g/t，抑制时间4 h，乙基黄药20 g/t;铜铅分离浮选采用一次粗选、一次精选工艺流程，矿浆浓度8 %，纯碱调整pH=9.0，活性炭1 500 g/t，氰化钠800 g/t，抑制时间6 h，乙硫氮60 g/t，2号油30 g/t。闭路试验结果见表7。

由表7可知：氰化尾渣混合浮选、铜硫分离浮选、铜铅分离浮选闭路试验获得的硫精矿产率38.38 %，硫品位47.80 %、硫回收率89.49 %;铜精矿产率1.62 %，金、铜品位分别为58.79 g/t、32.49 %，回收率分别为59.52 %、85.18 %;铅精矿产率0.77 %，金、铅品位分别为28.60 g/t、68.50 %，回收率分别为13.76 %、65.10 %，指标较好。

3 结 论

1）某金精矿氰化尾渣采用混合浮选、铜硫分离浮选、铜铅分离浮选工艺处理，可以获得产率38.38 %，硫品位47.80 %、硫回收率89.49 %的硫精矿;产率1.62 %，金、铜品位分别为58.79 g/t、32.49 %，回收率分别为59.52 %、85.18 %的铜精矿;产率0.77 %，金、铅品位分别为28.60 g/t、68.50 %，回收率分别为13.76 %、65.10 %的铅精矿，实现了氰化尾渣中多金属的综合回收利用。

2）选择适宜的活化剂、抑制剂、浮选药剂，提高矿物的可浮性差异，是氰化尾渣中铜、铅、硫得到有效分离的关键。采用焙烧制酸过程产出的废酸活化氰化尾渣，实现了废物综合利用。

3）该研究为低品位多金属氰化尾渣的综合回收提供技术指导，具有推广和实用价值。

[参 考 文 献]

[1] 杨保成，任淑丽，宋殿举.浮选金精矿氰化尾矿的综合利用[J].黄金，2004，25（3）：33-36.

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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