貴州某氰化尾渣金回收試驗研究

摘要：貴州某氰化尾渣含金1.66 g/t，金主要以裸露金和硫化物包裹金的形式存在，氰化尾渣粒度較細，-0.038 mm粒級占比超過80 %。針對氰化尾渣含泥量高的特點，采用泥砂分選工藝，通過旋流器分級，對沉砂和溢流分別進行浮選回收。采用一粗二掃三精流程，對沉砂和溢流分別采用適應其特性的工藝參數及藥劑制度，泥砂分選全流程閉路試驗可以獲得金品位12.42 g/t、金回收率50.13 %的精礦；氰化尾渣全粒級浮選可以獲得金品位9.49 g/t、金回收率38.10 %的精礦。結果表明，泥砂分選工藝獲得的精礦中金品位提高了約2.9 g/t，金回收率提高了約12百分點，實現了氰化尾渣中金的有效回收。

關鍵詞：氰化尾渣；泥砂分選；分級；全粒級；金回收

中圖分類號：TD926.4 文章編號：1001-1277（2024）09-0046-06

文獻標志碼：Adoi：10.11792/hj20240910

引 言

金礦是中國戰略性礦產資源之一［1］。氰化法憑借其工藝成熟、生產成本低、浸出率高和對礦石適應性強等優點，在黃金生產領域占據主導地位［2-3］。氰化工藝不可避免會產生大量氰化尾渣，據統計，中國黃金行業每年產生約1億t氰化尾渣［4］。由于嵌布粒度微細、包裹金裸露不充分、碳質“劫金”等客觀原因，氰化尾渣中仍含有部分難浸出金［5-6］。

目前，氰化尾渣的處理方式以堆存和填埋為主，不僅浪費資源，而且破壞環境［4］。隨著氰化尾渣被定義為危險廢物，并征收1 000元/t的環境保護稅［4］，無害化、資源化處理氰化尾渣變得迫在眉睫。

浮選法是回收氰化尾渣中金的主要方法，但由于高細度尾渣比表面積大，礦物呈現“類膠態”分散體系，且石灰、氰化鈉作用時間長，硫化物表面過度氧化，存在大量微細粒級硅酸鹽礦物和殘余藥劑等原因［2，7］，浮選二次回收難度較大。

貴州某卡林型金礦采用浮選—加壓預氧化—氰化浸出—炭浸吸附工藝流程，尾渣干堆于尾礦庫，氰化尾渣含金1.66 g/t，具有較高的回收價值。因此，針對該氰化尾渣開展了性質分析和試驗研究，旨在為尾礦庫的回采利用提供技術依據。

1 氰化尾渣性質

試驗樣品為貴州某金礦尾礦庫的氰化尾渣，其化學成分分析結果見表1，金物相分析結果見表2，粒度分布特征見表3。

由表1～3可知：該氰化尾渣含金1.66 g/t，含硫1.84 %，含碳較高，為6.86 %。金主要以裸露金和硫化物包裹金形式存在，分布率分別為35.54 %和45.18 %。氰化尾渣細度較高，-0.038 mm粒級占比達到80.83 %，但該部分粒級金品位相對較低，-0.100～+0.038 mm各粒級金品位相對較高，均在4 g/t左右。

2 結果與討論

由于氰化尾渣礦物混雜且粒度極細，若采用全粒級浮選，粗、細顆粒間，有價礦物與脈石礦物（特別是礦泥）相互夾雜，容易導致浮選藥劑選擇性變差，惡化浮選現象，難以獲得理想浮選指標。因此，考慮采用泥砂分選，即對旋流器分級沉砂和溢流分別進行浮選。

以0.038 mm作為分級粒度，礦漿濃度約18 %，添加0.2 %六偏磷酸鈉作分散劑，采用FX-25水力旋流器對氰化尾渣進行分級。試驗結果見表4。

由表4可知：氰化尾渣經過旋流器分級，分級沉砂產率為23.86 %，細度-0.038 mm占比為23.98 %，金屬分布率為42.96 %；分級溢流產率為76.14 %，細度-0.038 mm占比為98.64 %，金屬分布率為57.04 %。分級溢流產率與氰化尾渣細度-0.038 mm占比相差4.69百分點，在合理范圍內。后續以旋流器分級后的2個產品分別開展試驗研究。

2.1 分級沉砂浮選試驗

2.1.1 磨礦細度

氰化尾渣長時間堆存于尾礦庫，需要適當擦洗以暴露新鮮的礦物表面供藥劑作用［8］。因此，對分級沉砂的磨礦細度開展了探索試驗。在水玻璃500 g/t作分散劑，硫酸銅200 g/t作活化劑，丁基黃藥和丁銨黑藥（80 g/t+40 g/t）作組合捕收劑，2號油25 g/t作起泡劑條件下，考察磨礦細度對浮選效果的影響。試驗流程見圖1，試驗結果見圖2。

由圖2可知：適當擦洗對分級沉砂的浮選有利，金品位和金回收率均有所提升。確定后續試驗分級沉砂的磨礦細度為-0.038 mm占比32.33 %。

2.1.2 分散劑種類及用量

分級沉砂中仍含有部分微細粒礦物，為改善浮選礦漿環境，需適當添加分散劑［9］。在磨礦細度-0.038 mm占比32.33 %，硫酸銅200 g/t作活化劑，丁基黃藥和丁銨黑藥（80 g/t+40 g/t）作組合捕收劑，2號油25 g/t作起泡劑條件下，考察分散劑種類及用量對浮選效果的影響。試驗流程見圖1，試驗結果見表5。

由表5可知：添加分散劑有助于提高金的回收效果，六偏磷酸鈉的效果優于水玻璃和碳酸鈉。確定以六偏磷酸鈉（300 g/t）作為分級沉砂浮選的分散劑。

2.1.3 活化劑種類及用量

氰化過程添加了大量的石灰和氰化物，硫化物表面氧化嚴重，需適當添加活化劑［7］。在磨礦細度-0.038 mm占比32.33 %，六偏磷酸鈉300 g/t作分散劑，丁基黃藥和丁銨黑藥（80 g/t+40 g/t）作組合捕收劑，2號油25 g/t作起泡劑條件下，考察活化劑種類及用量對浮選效果的影響。試驗流程見圖1，試驗結果見表6。

由表6可知：使用硫酸和硫酸銅組合活化的效果優于單獨使用硫酸或硫酸銅。后續試驗確定以硫酸和硫酸銅（1 000 g/t+200 g/t）作活化劑。

2.1.4 捕收劑種類及用量

捕收劑是影響浮選指標的關鍵因素。在磨礦細度-0.038 mm占比32.33 %，六偏磷酸鈉300 g/t作分散劑，硫酸和硫酸銅（1 000 g/t+200 g/t）作活化劑，2號油25 g/t作起泡劑條件下，考察捕收劑種類及用量對浮選效果的影響。試驗流程見圖1，試驗結果見表7。

由表7可知：單獨使用丁基黃藥或戊基黃藥的浮選效果接近，優于單獨使用丁銨黑藥的浮選指標;丁基黃藥或戊基黃藥與丁銨黑藥組合使用，可以進一步提升金回收率。最終確定捕收劑為丁基黃藥和丁銨黑藥（80 g/t+40 g/t）。

2.1.5 閉路試驗

在上述試驗的基礎上，針對分級沉砂開展一粗二掃三精閉路試驗。試驗流程見圖3，試驗結果見表8。由表8可知：采用一粗二掃三精浮選流程，可獲得金品位18.22 g/t、金回收率64.24 %的精礦。

2.2 分級溢流浮選試驗

參照分級沉砂浮選試驗流程，開展了分級溢流浮選試驗以獲得最佳工藝參數。結果表明，分級溢流細度高，整體回收指標較差。針對分級溢流開展了一粗二掃三精閉路試驗。試驗流程見圖4，試驗結果見表9。

由表9可知：分級溢流閉路試驗可以獲得金品位9.47 g/t、金回收率39.28 %的精礦。

2.3 全流程閉路試驗

在分級沉砂和分級溢流浮選試驗的基礎上，開展全流程閉路試驗。試驗流程見圖5，試驗結果見表10。

由表10可知：全流程閉路試驗可以獲得金品位12.42 g/t、金回收率50.13 %的選礦指標。

2.4 全粒級浮選試驗

作為對比，針對氰化尾渣不分級直接全粒級開展浮選試驗研究。在工藝參數優化試驗基礎上，進行全粒級浮選的閉路試驗。試驗流程見圖6，試驗結果見表11。

由表11可知：采用一粗二掃三精對氰化尾渣進行全粒級浮選，可獲得金品位9.49 g/t、金回收率38.10 %的精礦。

泥砂分選和全粒級浮選工藝選別指標對比結果見表12。

由表12可知：對比全粒級浮選工藝，泥砂分選工藝可以獲得相近的精礦產率，但精礦中金品位和金回收率有顯著優勢，金品位提高了約2.9 g/t，金回收率提高了約12百分點。泥砂分選有效減少了礦泥的干擾，并針對沉砂和溢流采用適應其特性的工藝參數及藥劑制度，強化了金的回收，提高了浮選效果。

3 結 論

1）貴州某氰化尾渣含金1.66 g/t，主要以裸露金和硫化物包裹金的形式存在，分布率分別為35.54 %和45.18 %；氰化尾渣細度較高，-0.038 mm粒級占比達80.83 %。

2）采用泥砂分選工藝，分級沉砂和分級溢流分別采用適宜的工藝參數進行回收，分級沉砂可以獲得金品位18.22 g/t、金回收率64.24 %的精礦，分級溢流可獲得金品位9.47 g/t、金回收率39.28 %的精礦。

3）泥砂分選全流程閉路試驗可以獲得金品位12.42 g/t、金回收率50.13 %的選礦指標。氰化尾渣全粒級浮選流程可以獲得金品位9.49 g/t、金回收率38.10 %的精礦。對比可知，泥砂分選工藝獲得的精礦金品位提高了約2.9 g/t，金回收率提高了約12百分點。

［參 考 文 獻］

［1］ 中華人民共和國自然資源部．全國礦產資源規劃（２０１６—２０２０年）［Ｍ／ＯＬ］．（２０１６－１１－１５）［２０２３－１２－２０］．ｈｔｔｐｓ：∥ｗｗｗ．ｍｎｒ．ｇｏｖ．ｃｎ／ｇｋ／ｇｈｊｈ／２０１８１１／ｔ２０１８１１０１＿２３２４９２７．ｈｔｍｌ．

［2］ 降向正，王瑩，劉強，等.某金礦氰化貧液凈化試驗工藝參數研究［J］.黃金，2017，38（8）：66-68.

［3］ 陳潮方，邱仙輝，邱廷省，等.氰化尾渣的性質特點與綜合利用研究現狀［J］.有色金屬科學與工程，2022，13（4）：107-115.

［4］ 叢忠奎，遲崇哲，邱陸明，等.某黃金冶煉公司氰化尾礦無害化處理技術研究［J］.黃金，2017，38（7）：59-62.

［5］ SUN C B，ZHANG X L，KOU J，et al.A review of gold extraction using noncyanide lixiviants：Fundamentals，advancements，and challenges toward alkaline sulfur-containing leaching agents［J］.International Journal of Minerals Metallurgy and Materials，2020，27（4）：417-431.

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［8］ 王金瑋.57鉬精礦新工藝的應用實踐［J］.中國有色金屬，2012（增刊1）：223-226.

［9］ 王資.浮游選礦技術［M］.北京：冶金工業出版社，2006.

Experimental study of the gold recovery from certain cyanidation tailings in Guizhou

Huang Yuqing1，2，Li Guang1，2，Ji Wanying1，2，Zhou Lihua1，2，Liu Peng1，2

（1.Zijin Mining Group Co.，Ltd.;

2.State Key Laboratory of Comprehensive Utilization of Low-grade Refractory Gold Ores）

Abstract：Certain cyanide leaching tailings in Guizhou contain 1.66 g/t of gold，primarily existing in the forms of exposed gold and sulfide-encapsulated gold.The tailings have a high fineness，with particles of -0.038 mm accounting for over 80 %.Given the high slime content of the cyanidation tailings，a sand-slime separation process was employed.Cyclones are used for grading and flotation is performed for the recovery of the underflow and overflow separately.A closed-circuit test with roughing once，scavenging twice，and cleaning three times was conducted，with process parameters and reagent regimes tailored to the characteristics of the underflow and overflow.The sand-slime separation process achieved a concentrate with a gold grade of 12.42 g/t and a gold recovery rate of 50.13 %，while the ungraded flotation process of the cyanidation tailings produced a gold concentrate with a grade of 9.49 g/t and a recovery rate of 38.10 %.The results indicate that the sand-slime separation process improved the gold grade by approximately 2.9 g/t and the gold recovery rate by about 12 percentage points，effectively recovering gold from the cyanidation tailings.

Keywords：cyanidation tailings;sand-slime separation;grading;ungraded;gold recovery