氰渣有價金屬浮選回收試驗研究與應用

摘要：為提高氰渣的資源利用率，解決氰渣中有價金屬浮選精礦品位不高、回收率低的問題，開展了氰渣性質分析及回收銅、鉛、鋅的試驗研究。根據(jù)試驗研究結果，結合現(xiàn)場實際情況進行了工藝優(yōu)化改造和藥劑制度調整，生產實踐表明：采用鉛優(yōu)先浮選—浮鉛尾礦選銅工藝流程，在鉛浮選活化劑ZJT用量3 000 g/t、捕收劑乙硫氮用量100 g/t，銅浮選活化劑ZJT用量2 500 g/t、捕收劑ZJB-2用量100 g/t，浮選流程均為一次粗選兩次精選兩次掃選的條件下，可以獲得鉛精礦鉛品位22.32 %、鉛回收率45.76 %，鋅品位14.47 %、鋅回收率31.78 %，銅精礦銅品位15.38 %、銅回收率42.22 %的良好指標。改造后，鉛精礦鉛、鋅品位合計提高8～40百分點，銅精礦銅品位提高3～13百分點。

關鍵詞：氰渣；鉛浮選；銅浮選；有價金屬；捕收劑

中圖分類號：TD923 文章編號：1001-1277（2024）07-0051-09

文獻標志碼：Adoi：10.11792/hj20240711

引 言

氰化法是目前工業(yè)上應用最廣泛的提金方法之一，世界上約有80 %金礦采用氰化法提金［1］。該工藝氰渣的產率接近100 %，故氰渣量逐年提高。據(jù)統(tǒng)計，中國黃金行業(yè)每年氰渣產生量為0.8×109 ～1×109" t。氰化物為劇毒物質，因此浸出后的氰渣會污染環(huán)境，且較難處理［2］。氰渣的長期堆存，不僅占用大量土地，且其中含有銅、鉛、鋅等多種未被充分回收的有價金屬，造成礦產資源浪費［3-4］。

經大量研究發(fā)現(xiàn)，一般采用浮選法進一步回收氰渣中銅、鉛、鋅等有價金屬。由于不同氰渣所含礦物不同，可浮性存在差異，故采取的浮選流程也有所不同，如銅優(yōu)先浮選、鉛優(yōu)先浮選、鉛鋅混合浮選、優(yōu)先選銅鉛抑鋅硫等流程［5-7］。

某黃金冶煉企業(yè)原有氰渣浮選回收工藝產出的鉛精礦中銅品位偏高、鋅品位偏低，銅精礦中銅品位較低、鉛和鋅品位偏高，有價金屬回收率低，最終尾礦中仍有大量有價金屬未被充分回收。研究發(fā)現(xiàn)，尾礦中未回收銅礦物與鋅礦物表面被氧化膜包裹，導致其可浮性下降。本次研究旨在優(yōu)化氰渣有價金屬浮選回收工藝，實現(xiàn)多金屬的高效綜合回收。

1 原料性質

1.1 化學成分分析

試驗所用原料為該黃金冶煉企業(yè)氰渣，對其進行化學成分分析，結果見表1。

由表1可知：氰渣中金、銀、銅、鉛、鋅、鐵、硫品位分別為0.58 g/t、11.27 g/t、0.40 %、0.62 %、0.58 %、21.10 %、23.50 %，均具有一定回收利用價值。結合企業(yè)生產經營情況及現(xiàn)有氰渣浮選回收工藝，本次改造主要回收銅、鉛、鋅，部分金、銀在鉛精礦、銅精礦中伴生回收，由于硫主要賦存于浮選尾礦中，故外售給下游企業(yè)進行后續(xù)選硫。本著投資小、見效快的原則，著重開展了銅、鉛、鋅的高效回收技術研究。

1.2 礦物組成

氰渣礦物組成分析結果見表2。

由表2可知：氰渣中金屬礦物主要為黃鐵礦，相對含量為31.98 ％；其次為少量黃銅礦、閃鋅礦和方鉛礦，相對含量分別為1.13 %、0.96 %和0.32 %。非金屬礦物主要為石英，相對含量為26.58 ％；其次為少量伊利石和長石等。

1.3 粒度分析

氰渣粒度分析結果見表3。

由表3可知：氰渣中粒度-0.037 mm占89.16 ％，粒度-0.013 mm占74.04 %，該氰渣粒度微細。礦物粒度過細易導致礦物之間發(fā)生非選擇性吸附團聚，極大增加了有價金屬浮選分離難度。另外，微細的脈石礦物顆粒表面積大、易于吸附浮選藥劑，會導致藥劑耗量加大［5］。因此，在氰渣浮選試驗前，應考慮對脈石礦物的分散與抑制，減輕細泥對目的礦物包裹造成的浮選指標惡化問題。

1.4 目的礦物嵌布特征

氰渣中銅、鉛、鋅等礦物嵌布特征分析結果見圖1，目的礦物解離度分析結果見表4。由圖1、表4可知：氰渣中銅礦物主要以黃銅礦形式存在，其單體解離度僅為18.99 %；部分黃銅礦被閃鋅礦包裹或以顆粒狀嵌布在閃鋅礦中。鉛礦物以方鉛礦形式存在，方鉛礦單體解離度為41.54 %；部分方鉛礦被黃鐵礦包裹。鋅礦物以閃鋅礦形式存在，閃鋅礦單體解離度為38.80 %；少數(shù)閃鋅礦被黃銅礦包裹。除此之外，這些礦物相互伴生形成連生礦。

1.5 氰化物對目的礦物界面性質影響研究

在金精礦氰化浸出過程中，硫化礦始終處于高堿和高溶解氧的環(huán)境中，黃銅礦、方鉛礦和閃鋅礦的表面會氧化生成硫的氧化產物；同時，氰化物與金屬離子發(fā)生反應生成金屬氰絡合物，這些絡合物及部分殘留的游離氰根離子會對氰渣的回收利用產生不利影響。為更好地了解氰渣中目的礦物界面性質和物質組成的變化規(guī)律，提高其浮選性能，首先要確定目的礦物的表面潤濕性變化規(guī)律和氰化浸出對目的礦物表面的污染特性，利用XPS和TOF-SIMS表面檢測技術對氰化浸出前后的礦物進行分析，結果見表5。

由表5可知：氰化浸出后的黃銅礦表面因高堿、高溶解氧環(huán)境生成了銅氧化合物和鐵氧化合物，含氰污染物主要為CN-、CNO-、SCN-和銅氰絡離子，污染深度為17 nm，同時氰化浸出后的黃銅礦表面接觸角急劇減小，由疏水性轉變?yōu)橛H水性，黃銅礦可浮性大幅降低。在方鉛礦表面僅檢測到了鉛的氧化物及大量SCN-附著，其形成了厚度為1.8 nm的污染膜，這部分表層氧化的方鉛礦使用常規(guī)黃藥類捕收劑很難回收；對于閃鋅礦，含氰污染物均勻分布在其表面，并且進入到體相形成了厚度為6 nm的親水性污染膜，導致閃鋅礦表面接觸角減小，呈現(xiàn)親水性，可浮性降低。

2 結果與討論

2.1 試驗方案選擇

針對氰渣中有價金屬銅、鉛、鋅的分離回收，分別提出“銅優(yōu)先浮選”和“鉛優(yōu)先浮選”2種方案，故進行2種方案選別效果的對比試驗。

2.1.1 銅優(yōu)先浮選試驗方案

在礦漿濃度30 %，采用實驗室自主配制藥劑ZJT和ZJB-1分別作活化劑和捕收劑，ZJT用量為2 500 g/t，ZJB-1用量為80 g/t，浮選時間5 min條件下開展銅優(yōu)先浮選試驗。試驗流程見圖2，試驗結果見表6。

由表6可知：銅優(yōu)先浮選時，銅上浮效果較好，銅回收率可達到36.93 %，但同時伴隨著大量鉛、鋅上浮，故銅優(yōu)先浮選試驗方案不能很好地將銅和鉛、鋅分離。

2.1.2 鉛優(yōu)先浮選試驗方案

在礦漿濃度30 %，活化劑ZJT用量為2 500 g/t，捕收劑乙硫氮用量為80 g/t，浮選時間5 min條件下開展鉛優(yōu)先浮選試驗。試驗流程見圖2，試驗結果見表7。

由表7可知：鉛優(yōu)先浮選時，鉛回收率為31.17 %，鋅回收率為40.21 %，而銅回收率僅為18.42 %，綜合回收效果相對銅優(yōu)先浮選工藝較好。由于氰渣中殘留的氰根離子及弱酸分解型的銅氰絡合物對黃銅礦上浮具有較強的抑制作用，而且對方鉛礦的上浮影響較小，基于氰渣這一性質并綜合考慮上述銅、鉛、鋅的浮選指標，確定采用鉛優(yōu)先浮選—浮鉛尾礦選銅的工藝流程。

2.2 鉛優(yōu)先浮選試驗

2.2.1 活化劑種類試驗

在礦漿濃度30 %，捕收劑乙硫氮用量80 g/t，浮選時間5 min，活化劑用量2 500 g/t條件下開展鉛優(yōu)先浮選的活化劑種類試驗。試驗流程見圖3，試驗結果見表8。

由表8可知：鉛優(yōu)先浮選過程采用碳酸鈉和石灰作活化劑，鉛粗精礦中鉛回收率分別為21.20 %和16.49 %，鉛品位分別為5.15 %和4.59 %；而以ZJT作活化劑時，鉛的浮選效果得到明顯改善，鉛粗精礦鉛回收率和鉛品位分別達到35.32 %和5.13 %。采用3種活化劑獲得的鉛粗精礦中鋅品位相當，但使用ZJT作活化劑時，鋅回收率最高，為39.44 %。因此，選擇ZJT藥劑作鉛優(yōu)先浮選的活化劑。

2.2.2 活化劑用量試驗

在礦漿濃度30 %，捕收劑乙硫氮用量80 g/t，浮選時間5 min條件下開展活化劑ZJT用量試驗。試驗流程見圖3，試驗結果見表9。

由表9可知：隨著ZJT用量增加，鉛粗精礦中鉛、鋅回收率和品位逐漸上升。當ZJT用量超過3 000 g/t后，繼續(xù)增加ZJT用量，鉛粗精礦中鉛、鋅品位開始下降，鉛、鋅回收率提高不明顯。因此，活化劑用量選擇3 000 g/t。

2.2.3 抑制劑種類試驗

為抑制鉛優(yōu)先浮選過程中部分脈石礦物及銅礦物的上浮，提高鉛精礦品位，在礦漿濃度30 %，ZJT用量3 000 g/t，捕收劑乙硫氮用量80 g/t，浮選時間5 min條件下開展鉛優(yōu)先浮選抑制劑種類試驗。試驗流程見圖3，試驗結果見表10。

由表10可知：浮選過程加入不同種類的抑制劑后，鉛粗精礦的鉛品位為5.79 %～5.98 %，較未加入抑制劑的鉛品位（5.71 %）相比，未見明顯提高，且鉛粗精礦鉛回收率呈現(xiàn)略微下降趨勢；鉛優(yōu)先浮選時添加脈石礦物抑制劑對鉛粗精礦中鉛回收率及品位影響不明顯。綜合考慮生產成本和選別指標，選擇不添加抑制劑。

2.2.4 捕收劑種類試驗

在礦漿濃度30 %，活化劑ZJT用量3 000 g/t，捕收劑用量80 g/t，浮選時間5 min條件下開展鉛優(yōu)先浮選捕收劑種類試驗。試驗流程見圖3，試驗結果見表11。

由表11可知：黑藥類捕收劑的選擇性較強，但其捕收能力較差，鉛回收率低于20 %；ZJB-1的捕收能力相對較強，鉛回收率可達到44.41 %，但其選擇性較差，浮選過程中銅礦物也大量上?。灰伊虻鞑妒談r，鉛粗精礦中鉛品位為5.69 %，鉛回收率為40.64 %，并且銅礦物上浮量相對較少，鉛粗精礦中銅回收率為20.25 %。綜合考慮，選擇乙硫氮作為鉛優(yōu)先浮選的捕收劑。

2.2.5 捕收劑用量試驗

在礦漿濃度30 %，活化劑ZJT用量3 000 g/t，捕收劑為乙硫氮，浮選時間5 min條件下開展鉛優(yōu)先浮選的捕收劑用量試驗。試驗流程見圖3，試驗結果見表12。

由表12可知：隨著乙硫氮用量的增加，鉛粗精礦中鉛品位和回收率逐漸增加;當用量達到100 g/t后，繼續(xù)增加乙硫氮用量，鉛回收率變化不明顯，而鉛品位降低。綜合考慮生產成本，選擇乙硫氮用量100 g/t，此時鉛粗精礦中鉛品位為5.61 %，鉛回收率為44.05 %。

2.2.6 鉛優(yōu)先浮選閉路試驗

在條件試驗的基礎上，進行鉛優(yōu)先浮選閉路試驗。在礦漿濃度30 %，活化劑ZJT用量3 000 g/t，乙硫氮用量100 g/t，浮選流程為一次粗選兩次精選兩次掃選的條件下開展試驗。試驗流程見圖4，試驗結果見表13。

由表13可知：閉路試驗的鉛精礦中銅、鉛、鋅品位分別為6.37 %、22.76 %、23.58 %，回收率分別為18.04 %、43.29 %、47.98 %。浮鉛尾礦中銅、鉛、鋅品位分別降至0.34 %、0.35 %、0.30 %。

2.3 浮鉛尾礦選銅試驗

2.3.1 活化劑用量試驗

以上述閉路試驗的浮鉛尾礦作為選銅試驗的原礦，在礦漿濃度30 %，活化劑采用ZJT藥劑，捕收劑ZJB-1用量80 g/t，浮選時間5 min條件下開展浮鉛尾礦選銅活化劑ZJT用量試驗。試驗流程見圖5，試驗結果見表14。

由表14可知：隨著ZJT用量增加，銅粗精礦中銅回收率明顯提高，銅品位略有降低。當ZJT用量為2 500 g/t 時，銅粗精礦中銅品位和銅回收率分別為4.14 %和48.83 %；繼續(xù)增加藥劑用量，銅回收率未見明顯提高。因此，ZJT最佳用量為2 500 g/t。

2.3.2 捕收劑種類試驗

在礦漿濃度30 %，活化劑ZJT用量2 500 g/t，捕收劑用量80 g/t，浮選時間5 min條件下開展浮鉛尾礦選銅捕收劑種類試驗。試驗流程見圖5，試驗結果見表15。

由表15可知：采用實驗室自主配制的藥劑ZJB-1和ZJB-2作捕收劑時，對銅礦物的捕收效果相差較小，銅粗精礦中銅品位分別為3.96 %和4.18 %，銅回收率分別為47.29 %和47.21 %，二者銅回收率均明顯優(yōu)于Z-200和酯105。用ZJB-2作捕收劑比ZJB-1獲得的銅粗精礦中銅品位更高，因此選擇ZJB-2作為浮鉛尾礦選銅的捕收劑。

2.3.3 捕收劑用量試驗

在礦漿濃度30 %，活化劑ZJT用量2 500 g/t，浮選時間5 min開展浮鉛尾礦選銅捕收劑ZJB-2用量試驗。試驗流程見圖5，試驗結果見表16。

由表16可知：隨著ZJB-2用量的增加，銅粗精礦中銅回收率先逐漸增加后趨于穩(wěn)定，銅品位略有降低。綜合考慮生產成本和選別指標，ZJB-2適宜用量為100 g/t，此條件下獲得的銅粗精礦中銅品位和銅回收率分別為4.17 %和47.71 %。

2.3.4 浮鉛尾礦選銅閉路試驗

在條件試驗的基礎上，進行浮鉛尾礦選銅閉路試驗。試驗條件為礦漿濃度30 %，粗選ZJT用量2 500 g/t，ZJB-2用量100 g/t；浮選流程為一次粗選兩次精選兩次掃選。試驗流程見圖6，試驗結果見表17。

由表17可知：浮鉛尾礦選銅閉路試驗獲得的銅精礦中銅品位為13.18 %，銅回收率為53.47 %。

2.4 全流程閉路驗證試驗

在上述試驗的基礎上，進行鉛優(yōu)先浮選—浮鉛尾礦選銅全流程閉路試驗。試驗條件為礦漿濃度30 %，鉛粗選ZJT用量3 000 g/t、乙硫氮用量100 g/t，銅粗選ZJT用量2 500 g/t、ZJB-2用量100 g/t；浮選流程為一次粗選兩次精選兩次掃選。試驗流程見圖7，試驗結果見表18。

由表18可知：全流程閉路試驗可獲得鉛精礦鉛品位22.32 %、鉛回收率45.76 %，鋅品位14.47 %、鋅回收率31.78 %，銅精礦銅品位15.38 %、銅回收率44.22 %的指標。

3 工業(yè)應用及效果

根據(jù)試驗研究結果，結合現(xiàn)場實際生產情況，通過調整藥劑制度、優(yōu)化浮選流程對該黃金冶煉企業(yè)原有的氰渣浮選回收工段進行工藝優(yōu)化改造。改造后，系統(tǒng)運行平穩(wěn)，精礦產品中雜質含量明顯減少，銅、鉛、鋅回收率較改造前均有明顯提高，鉛精礦鉛、鋅品位合計提高8～40百分點，銅精礦銅品位提高3～13百分點。

4 結 論

1）氰渣中銅、鉛、鋅品位分別為0.40 %、0.62 %和0.58 %，金屬礦物主要為黃鐵礦，其次為少量黃銅礦、閃鋅礦和方鉛礦；非金屬礦物主要為石英。氰渣中銅、鉛、鋅分別以黃銅礦、方鉛礦和閃鋅礦的形式存在，且由于氰化提金工藝高堿、富氧的作業(yè)條件導致目的礦物表面被污染，形成氧化物和氰化物薄膜導致礦物可浮性下降。

2）采用鉛優(yōu)先浮選—浮鉛尾礦選銅工藝，鉛浮選和銅浮選均采用一次粗選兩次精選兩次掃選的工藝流程，在鉛浮選ZJT藥劑用量3 000 g/t，捕收劑乙硫氮用量100 g/t，銅浮選ZJT用量2 500 g/t、ZJB-2用量100 g/t的條件下，全流程閉路試驗可獲得鉛精礦鉛品位22.32 %、鉛回收率45.76 %，鋅品位14.47 %、鋅回收率31.78 %，銅精礦銅品位15.38 %、銅回收率44.22 %的指標。

3）依托試驗研究成果，通過調整現(xiàn)場藥劑制度、優(yōu)化浮選流程，銅、鉛精礦的回收率及品位均得到改善，應用效果顯著，經濟效益良好。

［參 考 文 獻］

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Experimental study on valuable metal recovery by flotation of cyanide residue and its application

Ma Pengcheng，Wang LeYi，Jiang Guipeng，Gao Jincheng，Sun Qifei，Yang Peng，Zhao Na

Abstract：To improve the resource utilization rate of cyanide residue and address the issues of low grade and recovery rates of valuable metal in flotation concentrates from gold cyanidation tailings，an analysis of the properties of cyanidation tailings and experimental studies on the recovery of copper，lead，and zinc were conducted.Based on the experimental results and actual on-site conditions，process optimization and reagent regime adjustments were implemented.Production practice shows that by adopting a lead preferential flotation followed by copper flotation process，with the lead flotation regulator ZJT at 3 000 g/t，diethyldithiocarbamate at 100 g/t，copper flotation regulator ZJT at 2 500 g/t，and collector ZJB-2 at 100 g/t，and using a flotation process of once roughing，twice cleaning，and twice scavenging，lead concentrate with a lead grade of 22.32 % and a lead recovery rate of 45.76 %，zinc concentrate with a zinc grade of 14.17 % and a zinc recovery rate of 31.78 %，and copper concentrate with a copper grade of 15.38 % and a copper recovery rate of 45.76 % can be obtained.After the process optimization，the combined lead and zinc grade in lead concentrate increased by 8-40 percentage points，and the copper grade in copper concentrate increased by 3-13 percentage points.

Keywords：cyanide residue;lead flotation;copper flotation;valuable metal;recovery rate

收稿日期：2024-01-21; 修回日期：2024-02-20

基金項目：國家重點研發(fā)計劃項目（2018YFC1902003）

作者簡介：馬鵬程（1983—），男，高級工程師，從事冶金資源綜合利用工作；E-mail：124692329@qq.com