某氰化尾渣综合利用实验

欧阳超，潘高产

（湖南有色金属研究院有限责任公司，湖南 长沙 410100）

氰化尾渣是金氰化浸出过程中产生的固体废弃物，其中常含有金银等多种有价金属[1]。氰化尾渣再利用技术难度大，成本高，综合利用程度低，然而随着黄金矿产资源的不断枯竭，氰化尾渣等二次资源回收再利用显得越来越重要，同时也能为企业创造更多的经济效益。

目前处理氰化尾渣主要有湿法、火法及浮选法等常见处理方法[2-3]。湿法处理成本高，环保压力大[4]；火法处理氰化尾渣适用性强，但工艺能耗太高，可能会产生二次污染[5]；浮选法是目前处理氰化尾渣使用较多的方法[6-7]。其中全泥氰化尾渣利用难度最大，这是由于全泥氰化尾渣粒度普遍较细，且其中残留的氰化物对含金矿物有着强烈抑制作用[8-9]，导致采用浮选法从氰化渣中回收金、银等有价金属仍属于技术难题[10-11]。

本文以国内某矿山全泥氰化尾渣为对象，进行了浮选实验，取得了较好的指标，为回收此矿山氰化尾渣中金提供了理论依据。

1 矿样性质

矿样化学成分分析结果见表1。

表1 实验矿样化学成分分析结果/%Table 1 Results of chemical composition analysis of the test ore samples

由表1 可知，该矿样中主要有价成分为Au，其他成分回收利用价值低。

矿样中金的化学物相分析结果见表2。

表2 实验矿样中金的化学物相分析结果Table 2 Results of chemical phase analysis of gold in the test ore samples

由表2 可知，58.70%的金以硫化物包裹金的形式存在，8.70%的金以单体金、连生金的形式存在，这些金容易通过浮选有效的回收利用；氧化物包裹金、硅酸盐中金难以通过浮选回收利用。

样品在显微镜下可以看出，尾矿中硫化物主要为黄铁矿，且黄铁矿粒度粗细不均，少部分黄铁矿内部可见微细粒自然金。可见硫化物包裹金中硫化物主要是黄铁矿。

全泥氰化尾渣粒度较细，泥化现象严重，对实验矿样进行了粒度分析，粒度分析结果见表3。

表3 实验矿样粒度分析结果Table 3 Results of particle size analysis of the test ore samples

由表3 可以看出，实验矿样中-0.048 mm 90.74%，-0.037 mm 65.23%，可见该矿样粒度较细。细颗粒矿样中S 含量较高，但是Au 在细颗粒矿样中的分布却较少。Au 在粗颗粒矿样中得到富集，Au 主要分布于粗颗粒矿样中。+0.037 mm产品Au 含量为0.99 g/t，S 含量为2.06%，Au 分布率为77.61%，S 分布率为20.72%。

2 实验

该氰化尾渣粒度较细，含泥量高，本文采用分级-浮选的工艺流程进行金浮选实验研究。对实验矿样以0.037 mm 筛进行分级预处理后，金含量由0.45 g/t 富集到0.99 g/t，作业回收率为77.01%。分级处理流程既提高了浮选入选品位，又能抛除大量细泥，减少细泥对浮选的影响。本文针对+0.037 mm 分级产品，进行金浮选实验研究，实验流程见图1。

图1 +0.037 mm 矿样浮选实验流程Fig.1 +0.037 mm ore flotation grinding fineness test process

2.1 磨矿细度实验

磨矿细度是决定浮选效果的关键，该矿样中金嵌布粒度小，主要以硫化物包裹金的形式存在，因此确定合适的磨矿细度，对于含金矿物的回收至关重要。该矿样为全泥氰化的尾渣，黄铁矿等载金矿物受到残留氰化物、石灰等强烈抑制，磨矿有利于恢复载金矿物可浮性。实验结果见图2。

图2 ＋0.037 mm 矿样浮选磨矿细度实验结果Fig.2 Grinding fineness test results of+0.037 mm ore sample

由图2 可以看出，磨矿细度增加，粗精矿中Au 品位降低，Au 的回收率增加。实验选择-0.037 mm 15%的磨矿细度。

磨矿产品-0.037 mm15%矿样粒度分布结果见表4。

表4 磨矿产品-0.037 mm 15%粒度分布结果Table 4 Grinding products 15% particle size distribution results of -0.037 mm content

由表4 中实验结果可知，磨矿产品-0.037 mm 15%条件下，Au 主要分布在-0.074+0.038 mm 粒级区间内。

2.2 pH 值实验

适宜矿浆pH 值有利于载金矿物的上浮，实验结果见图3。

图3 ＋0.037 mm 矿样浮选pH 值实验结果Fig.3 +0.037 mm ore flotation pH value test results

由图3 可以看出，随纯碱用量增加，pH 值的升高，金的回收率增加，添加纯碱有利于提高金的回收率。随硫酸用量增加和pH 值的降低，金的回收率增加，添加硫酸也有利于提高金的回收率。考虑氰化尾渣中残留有剧毒药剂氰化钠，氰化钠在低pH 值条件下易于挥发，不利于生产现场工人的安全保护，故本文重点研究碱性条件下，载金矿物的浮选。

2.3 活化剂实验

+0.037 mm 矿样浮选活化剂用量实验，实验结果见图4。

图4 ＋0.037 mm 矿样浮选活化剂实验结果Fig.4 +0.037 mm ore flotation activator test results

由图4 可知，随活化剂硫化钠和硫酸铜的用量增加，粗精矿的Au 品位降低，金的回收率增加，但是金的回收率增加幅度较小。实验选择不添加活化剂。

2.4 抑制剂用量实验

矿样浮选抑制剂用量实验结果见图5。

图5 ＋0.037 mm 矿样浮选抑制剂实验结果Fig.5 +0.037 mm ore flotation inhibitor test results

由图5 可知，随抑制剂水玻璃、六偏磷酸钠的用量增加，粗精矿的Au 品位升高，金的回收率降低。实验选择添加1000 g/t 的水玻璃进行实验研究。

2.5 矿样浮选捕收剂实验

矿样浮选捕收剂实验结果见表5。

表5 ＋0.037 mm 矿样浮选捕收剂实验结果Table 5 +0.037 mm flotation collector test results

由表5 可以看出，随戊黄药的用量增加，粗精矿的Au 品位降低，金的回收率增加。考虑氧化铁等氧化物包裹金和硅酸盐中金的回收，实验探索了氧化矿捕收剂对金选矿指标的影响，添加苯甲羟肟酸对金的回收率提高幅度小，添加氧化石蜡皂虽然有利于提高金的回收率，但是粗精矿中的Au 品位降低。考虑粗选后的扫选作业会添加捕收剂，实验选择添加200 g/t 戊黄药、100 g/t 丁铵黑药进行粗选实验。

2.6 矿样浮选开路实验

＋0.037 mm 矿样浮选开路实验流程见图6，实验结果见表6。

图6 ＋0.037 mm 矿样浮选开路实验流程Fig.6 +0.037 mm ore flotation open circuit test process

表6 ＋0.037 mm 矿样浮选开路实验结果Table 6 +0.037 mm ore flotation open circuit test results

由图6 和表6 可以看出，通过一次粗选三次精选二次扫选的浮选开路流程可以得到Au 品位28.51 g/t 的金精矿产品，尾矿中Au 的品位为0.25 g/t。

2.7 矿样浮选闭路实验

＋0.037 mm 矿样浮选闭路实验流程见图7，实验结果见表7。

图7 ＋0.037 mm 矿样浮选闭路实验流程Fig.7 +0.037 mm ore flotation closed circuit test process

由图7 和表7 可以看出，通过一次粗选三次精选二次扫选闭路流程可以得到Au 品位21.25 g/t、作业回收率72.27%的金精矿产品。

3 结论

（1）该氰化尾渣含Au 0.45 g/t，68.70%的金以硫化物包裹金形式存在，8.70%的金以单体金、连生金的形式存在，粒度分析表明，金主要分布在粗颗粒中。

（2）该氰化尾渣中的金主要与黄铁矿等硫化物呈微细粒包裹嵌布，+0.037 mm 产品Au 含量高于-0.037 mm 产品。+0.037 mm 产品Au 含量为0.99 g/t，S 含量为2.06%，Au 分布率为77.07%，S 分布率为17.27%。

（3）对该氰化尾渣进行分级后+0.037 mm 矿样，在磨矿细度-0.037 mm 15%条件下，以碳酸钠为pH 值调整剂，水玻璃为抑制剂，丁铵黑药+戊黄药为捕收剂，采用一次粗选两次扫选三次精选工艺流程，可以获得含金21.25 g/t，作业回收率72.27%的金精矿。