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从某氰化尾渣中回收金的研究 ① 喻明军1， 焦 芬2 （1.中冶长天国际工程有限责任公司，湖南 长沙 410005； 2.中南大学 资源加工与生物工程学院，湖南 长沙 410083） 摘 要 针对辽宁某金矿氰化尾渣泥化严重且其中载金矿物被强烈抑制的问题，进行了脱泥试验和浮选药剂条件试验，最终提出 磨矿-矿泥分散和抑制-硫化矿活化浮选工艺流程，采用碳酸钠和水玻璃为组合调整剂，戊黄药和丁铵黑药为组合捕收剂，硫酸铜为 活化剂，金回收效果明显，金精矿中金品位从 4.87 g／ t 提升至 26.03 g／ t，回收率为 65.12％。 关键词 氰化尾渣； 金； 重选； 提金； 脱泥； 浮选 中图分类号 TD982文献标识码 Adoi10.3969／ j.issn.0253-6099.2018.02.016 文章编号 0253-6099（2018）02-0066-04 Experimental Research on Recycling Gold from Cyanide Residue YU Ming-jun1， JIAO Fen2 （1.Zhongye Changtian International Engineering Co Ltd， Changsha 410005， Hunan， China； 2.School of Minerals Processing and Bioengineering， Central South University， Changsha 410083， Hunan， China） Abstract In order to resolve problems such as serious sliming and severe depression of gold-bearing minerals of a cyanide residue from a gold mine in Liaoning Province， flowsheets like grinding-slime dispersion and depression-flotation of activated sulfide minerals were proposed based on tests of desliming and flotation reagent. With sodium carbonate and water glass as regulators， amyl xanthate and ammonium dibutyl dithiophosphate as collectors， and copper sulfate as an activator， Au grade of the obtained gold concentrate was increased from 4.87 g／ t to 26.03 g／ t with the corresponding 65.12％ recovery. Key words cyanide residue； gold； gravity concentration； gold recovery； desliming； flotation 我国黄金矿山企业大多采用氰化提金工艺来生产 成品金，氰化法具有成本低、技术成熟、对矿石适应性较 高等优点，是目前提金的主要方法之一［1-2］。 该方法由 于受到金精矿性质及操作条件的影响，金精矿中的金不 能被完全回收，氰化尾渣中仍残留部分金。 据统计，近 年来我国黄金冶炼企业每年氰化尾渣排放量都在 2 000 万吨以上，这些氰化渣常被废弃堆存或充填到井下，会 造成渣中有价元素的浪费，而且带来环境污染［3-4］。 随着矿产资源匮乏和选冶技术进步，原氰化尾渣 中的元素，尤其是金，已具有较高的回收利用价值。 辽 宁某金矿的生物氧化氰化渣，嵌布在脉石中的金粒度 细小， 难于与脉石分离， 对金的回收产生不利影 响［5-6］。 浮选法因具有成本低、易于工业化应用的优 点成为当前回收氰化渣中金的最常用工艺［7-8］。 本文 采用磨矿-矿泥分散和抑制-硫化矿活化浮选工艺流程 对该氰化尾渣进行处理，获得了较好的选别指标。 1 原料性质 氰化尾渣试样经烘干、研磨、混匀和缩分，依次取 出化验样品、选矿试验样品和备样。 尾渣多元素化学 分析结果见表 1。 从表 1 可以看出，尾渣中矿物组成 复杂，种类较多，砷、硫、碳含量高，可供回收的元素为 金和银。 表 1 氰化尾渣化学多元素分析结果（质量分数） ／ ％ Au1）Ag1）FeAsSC 4.8752.129.401.0511.143.93 1） 单位为 g／ t。 物相分析表明，氰化尾渣渣样中的载金矿物为黄 铁矿和毒砂，脉石矿物主要为石英和硅酸盐矿物，还存 在一定量的无定型碳。 尾渣渣样细度为-0.074 mm 粒 ①收稿日期 2017-12-16 作者简介 喻明军（1984-），男，浙江绍兴人，工程师，长期从事工程设计工作。 第 38 卷第 2 期 2018 年 04 月 矿矿 冶冶 工工 程程 MINING AND METALLURGICAL ENGINEERING Vol.38 №2 April 2018 万方数据 级占100％、-0.035 mm 粒级占70％。 由于存在粒度较 细的泥质硅酸盐矿物，尾渣泥化严重。 黄铁矿和毒砂 嵌布粒度极细，其粒度分别在 20 μm 和 10 μm 以下。 金可能被包裹在硫化矿中，且脉石矿物与载金矿物形成 复杂共生的嵌连关系，增加了分选难度。 与原矿对比，除相应元素含量相对有所降低外，氰 化渣与原矿的矿物组成变化不大。 但由于氰化渣长期 堆存，硫化矿氧化严重，且含有大量残留氰化物，硫化 含金矿物会受到抑制，同时氰化渣中部分金仍包裹于 氧化矿和硫化矿中，未单体解离，因此浮选回收金难度 较大［9-10］。 也正是氰化渣中载金硫化物的存在，为采 用浮选工艺有效处理氰化渣提供了可能性；尾渣过细、 含碳量高和泥化严重等特点也对后续的回收过程产生 一定影响。 2 试验方案 氰化尾渣中载金矿物密度大，根据其与脉石矿物 之间的密度差异，理论上可采用重选法对尾渣进行处 理［11］。 试验探究了摇床和 Falcon 离心选矿机对氰化 尾渣的处理效果，发现金回收率偏低，分选效率不高， 重选很难有效解决氰化渣的分选问题，仍需要采用浮 选法对尾渣进行处理。 考虑到氰化渣中矿泥含量大， 且可浮性极好，首先进行了预先脱泥试验，结果表明， 脱出的矿泥中金品位要高于氰化渣原矿金品位，且损 失严重，因此对氰化渣进行预先脱泥是不可行的，需要 考虑强化矿泥的分散和抑制作用［12］。 采用浮选法处理尾渣，分别进行了药剂选择和磨 矿细度等条件试验，最终确定了磨矿-矿泥分散与抑 制-硫化矿活化浮选的工艺流程。 浮选的具体试验方 法为称取氰化尾渣 500 g，经球磨机磨矿后，将矿浆转 移至浮选槽，调节矿浆浓度为 25％，开始浮选试验。 矿浆初始 pH 值条件下依次按量添加调整剂、活化剂、 辅助捕收剂、捕收剂和起泡剂，刮泡一定时间，即得到 精矿产品。 试验原则流程如图 1 所示。 氰化渣 3 min调整剂 3 min活化剂 5 min辅助捕收剂 3 min捕收剂 1 min起泡剂 粗 选 精矿尾矿 磨矿 图 1 氰化渣浮选试验原则流程 试验设备为 XFD 实验室用单槽浮选机。 试验所 用捕收剂和起泡剂为株洲选矿药剂厂生产的工业纯试 剂，调整剂和其他试剂均为相关试剂公司生产的分析 纯试剂。 3 试验结果与讨论 3.1 调整剂试验 考虑到尾渣中含有大量的石英和硅酸盐矿物，且 泥化严重，选择了碳酸钠、水玻璃组合调整剂和碳酸 钠、六偏磷酸钠组合调整剂［13］，并对比了 2 组组合调 整剂的效果。 按图 1 所示流程，在捕收剂丁黄药用量 150 g／ t、活化剂硫酸铜用量 100 g／ t、起泡剂 2 号油用 量 20 g／ t 条件下进行了调整剂种类及用量试验，结果 见表 2。 表 2 调整剂条件试验结果 调整剂种类及用量 ／ （gt -1 ） 产品 名称 产率 ／ ％ 金品位 ／ （gt -1 ） 回收率 ／ ％ 碳酸钠1 000 水玻璃1 000 精矿8.836.9412.63 尾矿91.174.6587.37 原矿100.004.87100.00 碳酸钠1 000 六偏磷酸钠500 精矿7.565.108.03 尾矿92.444.7891.64 原矿100.004.87100.00 试验结果表明，2 组调整剂方案所得精矿产率均 在 8％左右，但使用碳酸钠、水玻璃组合调整剂，金品 位和回收率均较高，故选择碳酸钠和水玻璃组合作调 整剂。 3.2 活化剂试验 由于氰化尾渣受到了强烈的抑制，在浮选过程中 必须对其进行活化。 按图 1 所示流程，在捕收剂丁黄 药用量 150 g／ t、碳酸钠、水玻璃组合作调整剂（用量均 为 1 000 g／ t），活化剂用量 100 g／ t、起泡剂 2 号油用量 20 g／ t 条件下进行了活化剂种类试验，结果见表 3。 表 3 活化剂条件试验结果 活化剂 种类 产品 名称 产率 ／ ％ 金品位 ／ （gt -1 ） 回收率 ／ ％ 精矿8.836.9812.69 硫酸铜尾矿91.174.6587.31 原矿100.004.87100.00 精矿4.325.595.03 硫化钠尾矿95.684.7794.97 原矿100.004.87100.00 试验结果表明，氰化渣经硫酸铜活化后，精矿中金 回收率比硫化钠条件下提高明显。 说明氰化渣中的载 金矿物以硫化物形态存在，添加硫化钠反而会对硫化 76第 2 期喻明军等 从某氰化尾渣中回收金的研究 万方数据 物产生抑制作用，故选择硫酸铜作为活化剂。 而整体 回收率不高的缘故可能是硫化矿受到一定程度氧化， 可浮性下降，或是捕收剂作用不佳。 3.3 捕收剂试验 氰化渣原矿品位 4.87 g／ t，通过前面的条件试验 发现，精矿中金品位最高可提升至 6.98 g／ t，浮选效果 不明显，考虑可能原因是捕收剂选用不合理。 根据工 业实践和对其他研究成果的参考［14］，进行了捕收剂种 类试验，试验流程同图 1，其他条件不变，结果见表 4。 表 4 捕收剂条件试验结果 捕收剂种类及用量 ／ （gt -1 ） 产品 名称 产率 ／ ％ 金品位 ／ （gt -1 ） 回收率 ／ ％ 丁黄药150 精矿8.836.9812.69 尾矿91.174.6587.31 原矿100.004.87100.00 戊黄药100 丁铵黑药50 精矿9.6510.5320.85 尾矿90.354.2779.15 原矿100.004.87100.00 试验结果表明，与单一捕收剂丁黄药相比，戊黄药 和丁铵黑药组合作捕收剂的精矿品位升至 10.53 g／ t， 回收率 20.85％。 选别效果显著增强，故选用戊黄药和 丁铵黑药组合作捕收剂。 3.4 磨矿细度试验 考虑到金可能被包裹、载金硫化矿被氧化，进行了 磨矿细度条件试验。 参考金矿现场的浮选工艺流程及 药剂制度［13］，确定氰化渣浮选磨矿条件试验流程如图 2 所示，其中在浮选阶段加入乳化煤油作为矿泥分散 剂和辅助捕收剂，试验结果见表 5。 氰化渣 碳酸钠 水玻璃 硫酸铜 乳化煤油 戊黄药 丁铵黑药 粗 选 扫选 1 精矿中矿尾矿 磨矿 3 min 5 min 3 min 3 min 1000 1000 100 20 100 50 碳酸钠 水玻璃 戊黄药 丁铵黑药 2 min 2 min 500 500 50 25 戊黄药 丁铵黑药 2 min 50 25 药剂单位g/t 3 min 2 min 扫选 2 2 min 图 2 氰化渣磨矿细度试验流程 表 5 磨矿细度试验结果 -0.035 mm 粒级 含量／ ％ 产品 名称 产率 ／ ％ 金品位 ／ （gt -1 ） 回收率 ／ ％ 精矿4.126.035.14 70.00 中矿6.465.086.79 尾矿89.424.7688.07 原矿100.004.87100.00 精矿11.445.9614.16 78.46 中矿16.605.8620.21 尾矿71.964.3965.63 原矿100.004.87100.00 精矿23.716.7433.10 82.12 中矿9.864.809.80 尾矿66.434.1557.10 原矿100.004.87100.00 精矿21.476.5929.16 83.56 中矿15.275.6517.78 尾矿63.264.0753.06 原矿100.004.87100.00 结果表明，对渣样进行适度磨矿后再进行浮选分 离，可以明显提高金回收率，磨矿细度达到-0.035 mm 粒级占82.12％后，继续增加磨矿细度，浮选效果不明显， 综合考虑，确定磨矿细度为-0.035 mm 粒级占82.12％。 3.5 流程试验 在条件试验的基础上进行了流程试验，试验流程 见图 3，结果见表 6。 氰化渣 碳酸钠 水玻璃 乳化煤油 粗 选 精矿中矿尾矿 3 min 5 min 1000 1000 20 药剂单位g/t 3 min 扫 选 9 min 磨矿-0.035 mm占82.12 碳酸钠 水玻璃 硫酸铜 戊黄药 丁铵黑药 3 min 3 min 3 min 500 500 100 75 50 精选 1 8 min 碳酸钠 水玻璃 硫酸铜 戊黄药 丁铵黑药 5 min 3 min 3 min 500 500 50 75 50 戊黄药 丁铵黑药 3 min 15 10 精选 2 4 min 戊黄药 丁铵黑药 3 min 15 10 精选 3 3.5 min 图 3 氰化渣浮选试验流程 86矿 冶 工 程第 38 卷 万方数据 表 6 浮选试验结果 产品名称产率／ ％金品位／ （gt -1 ）回收率／ ％ 精矿11.6426.0362.71 中矿21.855.7826.14 尾矿66.510.8111.15 原矿100.004.87100.00 从表 6 可以看出，磨矿-矿泥分散与抑制-硫化矿 活化浮选工艺流程取得了较好的指标金精矿中金品 位达到 26.03 g／ t，回收率为 62.71％，中矿也有较高的 回收率。 该工艺可以初步实现对尾渣中金的回收。 4 结 论 1） 由于金精矿在进入浸出作业前需经过长时间 的细磨，氰化尾渣粒度极细，矿物组成及性质复杂；预 先脱泥导致金损失率严重，有必要考虑强化矿泥的分 散和抑制作用，以减轻矿泥的不利影响；浸渣中金可能 被包裹，硫化矿被氧化，药剂的选择性降低，而且矿粒 间易产生团聚，非目的矿物易夹杂在目的矿物中上浮， 故适当磨矿可以提高金回收率。 2） 氰化渣中载金硫化物的存在是实现浮选分离 的前提。 采用磨矿-矿泥分散和抑制-硫化矿活化浮选 工艺流程，金精矿品位和回收率分别为 26.03 g／ t 和 62.71％。 参考文献 ［1］ 郭振杰. 提金新工艺 氰化法［J］. 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