某氰化尾渣綜合回收銅鉛選礦試驗研究

楊振興 于鴻賓 郝福來 王銅

摘要：采用混合浮選工藝對氰化尾渣中銅、鉛進行了綜合回收。試驗結果表明：采用石灰作為調整劑、硫酸銅作為活化劑、丁基黃藥+丁銨黑藥作為捕收劑，在一次粗選、兩次掃選、四次精選混合浮選閉路工藝流程下，可獲得銅、鉛、金、銀品位分別為18.50 %、9.67 %、19.41 g/t和850.22 g/t，回收率分別為85.02 %、58.38 %、33.67 %和69.19 %的銅鉛混合精礦。銅鉛混合精礦采用浮鉛抑銅工藝可獲得鉛品位為68.40 %的鉛精礦和銅品位為20.38 %的銅精礦，試驗指標較為理想，實現了二次資源的綜合利用。

關鍵詞：氰化尾渣;優先浮選;混合浮選;綜合利用;浮鉛抑銅

中圖分類號：TD926.4+2 TD953文獻標志碼：A開放科學（資源服務）標識碼（OSID）：

文章編號：1001-1277（2021）04-0076-04doi：10.11792/hj20210417

氰化提金因工藝簡單、金回收率高等優點廣泛應用于黃金工業生產中。中國于20世紀60年代引進氰化提金技術，目前國內約85 %的企業采用該技術提取金，每年氰化尾渣排放量超過2 000萬t[1]。對含金多金屬礦石而言，由于氰化提金往往只能實現對單一金、銀的回收，礦石中仍存在可回收利用的銅、鉛、鋅、鐵等金屬，以及部分以硫化物包裹形式存在的金、銀礦物。綜合回收氰化尾渣中的這部分金屬不僅能夠提高礦山企業的經濟效益，同時能夠降低對環境的污染，極大地減輕了企業的環保壓力。本文以某氰化尾渣為研究對象，采用混合浮選工藝實現了銅、鉛、金、銀的綜合回收，達到了氰化尾渣綜合利用的目的，對同類型氰化生產企業具有一定的指導意義。

1 氰化尾渣性質

1.1 化學組分與礦物組成

氰化尾渣化學組分分析結果見表1，礦物組成分析結果見表2。

由表1可知：該氰化尾渣中金、銀品位分別為0.90 g/t和19.29 g/t，銅、鉛品位分別為0.34 %和

由表2可知：該氰化尾渣中金屬礦物占6.09 %，脈石礦物占93.91 %。金屬硫化物主要為黃鐵礦，次為黃銅礦、方鉛礦，金屬氧化物為磁鐵礦、赤鐵礦、褐鐵礦;脈石礦物主要為石英，次為綠泥石、云母、長石、高嶺土、方解石等。

1.2 黃銅礦、方鉛礦嵌布特征

該氰化尾渣中粒度-0.074 mm占90.63 %，磨制團礦鏡下測定表明，黃銅礦、方鉛礦單體解離度分別為93.86 %和96.01 %，已基本達到單體解離狀態。黃銅礦、方鉛礦粒度均主要為-0.037 mm，鏡下觀察到方鉛礦過磨現象比較明顯，僅見極少量與脈石礦物、黃鐵礦連生。黃銅礦除少量與脈石礦物、黃鐵礦、閃鋅礦連生外，主要以單體狀態存在。黃銅礦、方鉛礦在氰化尾渣中嵌布特征見表3和表4。

1.3 金礦物嵌布狀態

氰化尾渣中單體金、連生金分布率為1.25 %，其他均以包裹金的形式存在（見表5）。其中，金屬硫化物包裹金為41.01 %，金屬氧化物包裹金為25.17 %，脈石礦物包裹金為32.57 %。由于該氰化尾渣為原礦全泥氰化后的尾渣，大部分金已在全泥氰化階段回收，為此本次試驗研究主要回收銅、鉛，金、銀作為伴生元素回收。

2 試驗結果與討論

2.1 銅鉛回收對比試驗

根據國內生產實踐經驗，對于多金屬礦石的選別，常采用優先浮選工藝和混合浮選工藝[2-4]，為此在進行條件優化試驗前，分別采用優先浮鉛—浮銅流程和混合浮選流程進行對比試驗，結果見表6、表7。由試驗結果可知：采用優先浮選工藝，鉛粗精礦鉛回收率為50.05 %，銅粗精礦銅回收率為67.28 %;而采用混合浮選工藝，銅鉛混合粗精礦中銅、鉛的回收率分別可達81.84 %和61.59 %，表明銅鉛混合浮選工藝優于優先浮選工藝。

2.2 混合浮選條件優化試驗

2.2.1 粗選濃度

由于該氰化尾渣中黃銅礦與方鉛礦已基本達到單體解離狀態，為此條件優化試驗首先從粗選濃度展開。浮選過程中粗選濃度不僅影響選礦回收率、精礦產品質量，而且還會影響浮選機的工作狀態和藥劑用量[5]。粗選濃度試驗流程見圖1，試驗結果見圖2。由圖2可知：當粗選濃度由15 %提高到27 %時，銅鉛混合粗精礦中銅、鉛品位逐漸降低，回收率逐漸升高;當粗選濃度由27 %提高至33 %時，銅鉛混合粗精礦中銅、鉛品位和回收率均呈現大幅下降，為此確定最佳粗選濃度為27 %。

2.2.2 調整劑用量

浮選過程中礦漿的酸堿度決定礦物表面的性質，制約藥劑與目的礦物作用。該氰化尾渣中黃鐵礦相對含量為4.44 %，而由于其具有較好的可浮性，會嚴重影響銅鉛混合粗精礦中銅、鉛品位，為此浮選前需先抑制黃鐵礦的可浮性。生產實踐中常采用石灰作為黃鐵礦的抑制劑，這是由于在堿性條件下，黃鐵礦表面會形成Fe（OH）3膜，降低了黃鐵礦的疏水性[6]。石灰用量試驗流程見圖1，試驗結果見圖3。 由圖3可知：隨著石灰用量的增加，銅鉛混合粗精礦中銅、鉛品位逐漸升高，回收率先升高后降低;當石灰用量為200 g/t時，銅、鉛的回收效果較好。因此，確定石灰用量為200 g/t，礦漿pH值為9.5。

2.2.3 活化劑用量

由于氰化尾渣中含有一定量的氰化物，會抑制銅礦物的浮選，生產實踐中常采用硫酸銅作為活化劑，去除礦物表面CN-，提高目的礦物的可浮性[7]。活化劑用量試驗流程見圖1，試驗結果見圖4。由圖4可知，隨著硫酸銅用量的增加，銅鉛混合粗精礦中銅、鉛品位逐漸降低，回收率先升高后降低。因此，確定硫酸銅用量為600 g/t，此時銅、鉛回收指標最佳。

2.2.4 捕收劑種類及用量

捕收劑在浮選過程中的主要作用是提高目的礦物的疏水性，使其易附著于氣泡上，為此在確定適宜的粗選濃度、調整劑用量和活化劑用量的前提下，考察捕收劑種類（用量均為40 g/t+40 g/t）和用量對浮選指標的影響。捕收劑種類及用量試驗流程見圖1，試驗結果分別見圖5、圖6。由圖5、圖6可知：采用丁基黃藥+丁銨黑藥作為捕收劑時，銅鉛混合粗精礦中銅、鉛回收指標均較好;丁基黃藥+丁銨黑藥的最佳用量為40 g/t+40 g/t。

2.3 混合浮選閉路試驗

在混合浮選條件試驗的基礎上進行了閉路試驗，采用一次粗選、兩次掃選、四次精選流程（見圖7），試驗結果見表8。由表8可知：閉路試驗獲得的銅鉛混合精礦中銅、鉛、金、銀品位分別為18.50 %、9.67 %、19.41 g/t 和 850.22 g/t，回收率分別為 85.02 %、58.38 %、33.67 %和69.19 %。

2.4 銅鉛混合精礦分離

針對銅鉛混合精礦中鉛品位較低的情況，開展了銅、鉛分離試驗研究。采用浮鉛抑銅工藝（見圖8），試驗結果見表9。由表9可知：銅鉛混合精礦分離試驗獲得的鉛精礦中鉛、金、銀品位分別為68.40 %、105.90 g/t、2 204.00 g/t，作業回收率分別為72.05 %、55.59 %、26.42 %;銅精礦中銅、金、銀品位分別為20.38 %、9.60 g/t、696.60 g/t，作業回收率分別為98.92 %、44.41 %、73.58 %，分離試驗指標較為理想。

3 結 論

1）某氰化尾渣中銅、鉛、金、銀的品位分別為0.34 %、0.26 %、0.90 g/t和19.29 g/t，黃鐵礦和方鉛礦已基本達到單體解離狀態，金以包裹金為主。其中，金屬硫化物包裹金為40.01 %，金屬氧化物包裹金為25.17 %，脈石礦物包裹金為32.57 %。

2）采用一次粗選、兩次掃選、四次精選混合浮選流程，閉路試驗可獲得銅、鉛、金、銀品位分別為18.50 %、9.67 %、19.41 g/t和850.22 g/t，回收率分別為85.02 %、58.38 %、33.67 %和69.19 %的銅鉛混合精礦。

3）銅鉛混合精礦分離采用浮鉛抑銅工藝，獲得的鉛精礦中鉛、金、銀品位分別為68.40 %、105.90 g/t、2 204.00 g/t，作業回收率分別為72.05 %、55.59 %、26.42 %;銅精礦中銅、金、銀品位分別為20.38 %、9.60 g/t、696.60 g/t，作業回收率分別為98.92 %、44.41 %、73.58 %，試驗指標較為理想。

4）采用混合浮選—銅鉛混合精礦分離工藝，實現了氰化尾渣中銅、鉛、金、銀的有效回收，取得了較好的試驗指標，達到了二次資源綜合利用的目的。

[參 考 文 獻]

[1]高俊峰，李曉波.我國氰化尾渣的利用現狀[J].礦業工程，2005（4）：38-39.

[2]楊俊彥，陳萍，徐興保，等.膠東地區低品位氰化尾渣中銅鉛鋅綜合回收利用研究[J].黃金，2016，37（2）：68-71.

[3]余建文，高鵬，陳波.極貧氰化尾渣綜合回收鉛銅試驗研究[J].礦業研究與開發，2015，35（2）：43-46.

[4]石同吉.氰化尾渣綜合回收有價金屬的研究與實踐[J].金屬礦山，2002（3）：39-41.

[5]胡岳華，馮其明.礦物資源加工技術與設備[M].北京：科學出版社，2006.

[6]胡為柏.浮選[M].北京：冶金工業出版社，1989.

[7]胡熙庚.有色金屬硫化礦選礦[M].北京：冶金工業出版社，1987.

Experimental study on comprehensive recovery of copper and lead from cyanidation tailings

Yang Zhenxing1，Yu Hongbin2，Hao Fulai2，Wang Tong2

（1.Zhongjin Gold Corporation Limited;2.Changchun Gold Research Institute Co.，Ltd.）

Abstract：Copper and lead in cyanidation tailings are comprehensively recovered by mixed flotation process.The results show that with lime used as regulator，copper sulfate as activator，and butyl xanthate and ammonium butyrate as collector，the grades of copper，lead，gold and silver are 18.50 %，9.67 %，19.41 g/t and 850.22 g/t respectively in the mixed copper and lead concentrates obtained by the closed circuit mixed flotation process of once roughing，twice scavenging and four times cleaning.The recoveries of copper，lead，gold and silver are 85.02 %，58.38 %，33.67 % and 69.19 % respectively.The lead concentrates with lead grade 68.40 % and copper concentrates with copper grade 20.38 % can be obtained by lead flotation and copper suppression of copper and lead mixed concentrates.The test index is ideal and the comprehensive utilization of secondary resources is realized.

Keywords：cyanidation tailings;selective flotation;mixed flotation;comprehensive utilization;lead flotation and copper suppression