郭建東 孫一清 陳順勛 商振華

摘要：某黃金冶煉廠金精礦采用直接氰化提金工藝處理，產(chǎn)出的氰化尾渣用作硫酸生產(chǎn)原料，硫元素得到利用，但其中的金沒有得到回收，造成資源浪費。試驗采用氰化尾渣脫氰、浮選工藝回收金、硫，結(jié)果表明：在一級加熱脫氰，二級酸化深度脫氰，三級活化選硫選金工藝技術(shù)條件下，獲得的金硫精礦中金、硫品位分別為1.75 g/t、48.60 %，金、硫回收率分別達(dá)到81.50 %、96.50 %，實現(xiàn)了金精礦氰化尾渣中有價元素金、硫的綜合回收。

關(guān)鍵詞：氰化尾渣；預(yù)處理；加熱脫氰；浮選；綜合回收

中圖分類號：TD926.4? ? ? ? ? 文章編號：1001-1277（2023）06-0051-04

文獻(xiàn)標(biāo)志碼：Adoi：0.11792/hj20230611

氰化浸金法因工藝簡單、金回收率高等優(yōu)點在全球黃金生產(chǎn)領(lǐng)域居于主導(dǎo)地位［1］，但氰化浸金后產(chǎn)生的尾渣如何處理是一大技術(shù)難題［2］。國內(nèi)通常將尾渣用作生產(chǎn)硫酸的原料，但由于氰化尾渣存在硫品位低、焙燒制酸系統(tǒng)不穩(wěn)定、燒渣產(chǎn)量大等問題，導(dǎo)致大量的低鐵硫酸燒渣只能長期堆放。這不僅會污染環(huán)境，同時也會導(dǎo)致尾渣中的金、鐵等有價元素未得到有效回收，造成資源浪費。因此，本研究以某黃金冶煉廠金精礦氰化尾渣為研究對象，通過一級加熱脫氰，二級酸化深度脫氰，三級活化選硫選金工藝技術(shù)，實現(xiàn)了對氰化尾渣中硫、金的綜合回收。本選別工藝與直接選礦工藝［3-4］相比，解決了由于尾渣內(nèi)部雜物多，造成的藥劑用量大、目的礦物回收效果差的問題，以期為黃金冶煉行業(yè)氰化尾渣有價元素的回收利用提供參考［5-6］。

1 氰化尾渣性質(zhì)

某黃金冶煉廠金精礦氰化尾渣中金品位為1.20 g/t、硫品位為28.20 %，具有綜合回收價值。其化學(xué)多元素分析結(jié)果見表1。工藝礦物學(xué)研究表明，氰化尾渣中金屬礦物主要是黃鐵礦，少量黃銅礦、閃鋅礦、褐鐵礦、方鉛礦等；脈石礦物主要是石英，其次為長石、云母、綠泥石等。

2 試驗原理與流程

2.1 試驗原理

一級加熱脫氰：基于金精礦氰化尾渣中含有一定量氰化物及氰化物受熱易揮發(fā)的特性，對氰化尾渣進(jìn)行干燥與礦漿加熱處理，使處理后尾渣中游離氰化物脫除率達(dá)到80 %，減弱氰化物對硫鐵礦的抑制作用。

二級酸化深度脫氰：一級加熱脫氰后尾渣仍含有少量氰化物，采用硫酸與焦亞硫酸鈉聯(lián)合脫氰工藝流程，實現(xiàn)脫氰礦漿中氰化物質(zhì)量濃度降低至0.5 mg/L以下。

三級活化選硫選金［7］：采用碳酸鈉作為硫鐵礦的活化劑和礦泥的分散劑，以丁基黃藥作為含金硫鐵礦物的捕收劑，通過一次粗選、兩次掃選、兩次精選工藝流程，實現(xiàn)對氰化尾渣中金、硫的綜合回收。

2.2 試驗流程

一級加熱脫氰，二級酸化深度脫氰，三級活化選硫選金浮選工藝流程見圖1。

3 試驗結(jié)果與討論

3.1 一級加熱脫氰試驗

氰化尾渣中含有一定量的氰化物，其對硫鐵礦具有強(qiáng)烈的抑制作用，嚴(yán)重影響后續(xù)硫鐵礦的浮選回收效果。因此，試驗采用加熱脫氰法，主要考察了不同加熱溫度條件下的脫氰效果。

試驗條件：氰化尾渣含水20 %，加水調(diào)漿至礦漿濃度50 %，置于攪拌器攪拌，設(shè)置轉(zhuǎn)速100 r/min，加熱脫氰時間 4 h，加熱溫度分別為40 ℃、50 ℃、60 ℃、70 ℃，試驗結(jié)果見表2。

由表2可知：隨著加熱溫度升高，氰化物脫除率增加；當(dāng)加熱溫度由60 ℃升高至70 ℃時，氰化物脫除率由79.80 %增加至81.20 %，增幅較小。綜合考慮，加熱溫度60 ℃為宜。

3.2 二級酸化深度脫氰試驗

加熱脫氰后的礦漿中氰化物含量仍然較高，因此需要繼續(xù)深度脫氰。本研究采用硫酸及焦亞硫酸鈉進(jìn)行聯(lián)合脫氰。

3.2.1 礦漿pH

加熱脫氰后礦漿加水調(diào)至礦漿濃度45 %，置于攪拌器攪拌，設(shè)置轉(zhuǎn)速100 r/min，脫氰時間4 h，硫酸調(diào)整pH值分別為5，6，7，8，焦亞硫酸鈉用量6 kg/t，試驗結(jié)果見表3。

由表3可知：隨著pH減小，氰化物脫除率增加；當(dāng)pH值由6降低至5時，氰化物脫除率由99.89 %增加至99.90 %，增幅較小。綜合考慮，酸化礦漿pH值控制在6為宜。

3.2.2 焦亞硫酸鈉用量

固定條件：加熱脫氰后礦漿加水調(diào)至礦漿濃度45 %，置于攪拌器攪拌，設(shè)置轉(zhuǎn)速100 r/min，脫氰時間4 h，焦亞硫酸鈉用量分別為4 kg/t、5 kg/t、6 kg/t、7 kg/t，硫酸調(diào)整pH值為6。焦亞硫酸鈉用量試驗結(jié)果見表4。

由表4可知：隨著焦亞硫酸鈉用量的增加，氰化物脫除率不斷提高；當(dāng)焦亞硫酸鈉用量由4 kg/t增加至7 kg/t時，氰化物脫除率由95.70 %增加至99.91 %。綜合考慮，焦亞硫酸鈉用量控制在6 kg/t為宜。

3.3 三級活化選硫選金試驗

硫鐵礦浮選法選硫選金主要是通過添加適量的活化劑、捕收劑，以此提高硫鐵礦的疏水性，改變其可浮性，減少礦泥混入硫精礦中的量，提高硫鐵礦品位，同時實現(xiàn)金的富集。本次浮選采用碳酸鈉作為活化劑，丁基黃藥作為捕收劑。

3.3.1 碳酸鈉用量

將酸化深度脫氰后礦漿置于攪拌器攪拌，設(shè)置轉(zhuǎn)速100 r/min，時間4 h，控制碳酸鈉用量分別為500 g/t、700 g/t、900 g/t、1 100 g/t，丁基黃藥用量固定為700 g/t，采用一次粗選、兩次精選、兩次掃選工藝流程（見圖2），結(jié)果見表5。

由表5可知：隨著碳酸鈉用量由500 g/t增加至1 100 g/t，金硫精礦金、硫品位呈先升高后降低趨勢，金、硫回收率均呈升高趨勢。綜合考慮，碳酸鈉用量控制在900 g/t為宜。

3.3.2 丁基黃藥用量

將酸化深度脫氰后礦漿置于攪拌器攪拌，設(shè)置轉(zhuǎn)速100 r/min，時間4 h，碳酸鈉用量900 g/t，控制丁基黃藥用量分別為500 g/t、600 g/t、700 g/t、800 g/t，采用一次粗選、兩次精選、兩次掃選工藝流程（見圖2），結(jié)果見表6。

由表6可知：隨著丁基黃藥用量由500 g/t增加至700 g/t，金硫精礦金、硫品位及回收率均呈現(xiàn)先升高后降低趨勢；當(dāng)丁基黃藥用量為700 g/t時，指標(biāo)較好。綜合考慮，丁基黃藥用量控制在700 g/t為宜。

3.4 綜合試驗

氰化尾渣綜合回收金、硫最佳試驗條件為：氰化尾渣含水20 %，加水調(diào)漿至礦漿濃度50 %，置于攪拌器攪拌，轉(zhuǎn)速100 r/min，加熱溫度為60 ℃，脫氰時間為4 h；加熱脫氰后礦漿加水調(diào)至礦漿濃度45 %，pH值調(diào)整為6，焦亞硫酸鈉用量6 kg/t，脫氰時間4 h；酸化深度脫氰后礦漿調(diào)至礦漿濃度40 %，活化劑碳酸鈉用量900 g/t，捕收劑丁基黃藥用量700 g/t，進(jìn)行一次粗選、兩次精選、兩次掃選閉路浮選試驗。綜合試驗結(jié)果見表7。

由表7可知：氰化尾渣通過一級加熱脫氰、二級酸化深度脫氰、三級活化選硫選金工藝處理后，獲得的金硫精礦中金、硫品位分別為1.75 g/t、48.60 %，金、硫回收率分別達(dá)到81.5 %、96.5 %。

通過對金精礦氰化尾渣進(jìn)行60 ℃加熱一級脫氰，二級硫酸酸化控制pH=6、焦亞硫酸鈉6 kg/t深度脫氰，三級碳酸鈉用量900 g/t、丁基黃藥用量700 g/t 進(jìn)行一次粗選、兩次精選、兩次掃選浮選試驗流程，實現(xiàn)了對金精礦氰化尾渣中有價元素金、硫的綜合回收。

4 結(jié) 論

1）通過對金精礦氰化尾渣進(jìn)行一級加熱脫氰（溫度為60 ℃），氰化物脫除率可達(dá)79.80 %；而后利用硫酸及焦亞硫酸鈉進(jìn)行深度脫氰，氰化物脫除率可達(dá)99.89 %，基本實現(xiàn)氰化物的全面脫除；在活化劑碳酸鈉用量為900 g/t，捕收劑丁基黃藥用量為700 g/t，礦漿pH值為6的最佳藥劑制度下進(jìn)行一次粗選、兩次精選、兩次掃選的閉路浮選流程，獲得的金硫精礦中金、硫品位分別為1.75 g/t、48.60 %，金、硫回收率分別達(dá)到81.5 %、96.5 %，實現(xiàn)了氰化尾渣中有價元素金、硫的綜合回收。

2）該方法可有效回收金精礦氰化尾渣中的有價元素，破解了氰化尾渣難處理、難回收的技術(shù)難題。整套流程作業(yè)環(huán)節(jié)簡單、工藝順暢，顯著提高了氰化尾渣資源綜合利用效率，實現(xiàn)了氰化尾渣零堆存，并消除了對周圍環(huán)境的污染。該工藝方法為黃金冶煉行業(yè)有效處理氰化尾渣提供了借鑒，具有推廣和實用價值。

［參 考 文 獻(xiàn)］

［1］ 楊保成．浮選精礦氰化尾礦的綜合利用［J］．黃金，2004，25（3）：33-35．

［2］ 王志剛，彭殿軍.氰化尾渣中金銀回收技術(shù)研究進(jìn)展［J］.有色冶金設(shè)計與研究，2013，34（5）：15-17.

［3］ 梁冠杰．河南某氰化尾渣中有價金屬的綜合回收［J］．礦產(chǎn)綜合利用，2001（3）：35-37．

［4］ 王宏軍．氰化尾渣多金屬浮選試驗研究與實踐［J］．金屬礦山，2003（7）：50-52．

［5］ 李仕雄，李學(xué)強(qiáng)，張學(xué)政.從氰化尾渣高效回收銅、鉛、鋅、硫的新工藝研究［J］.湖南有色金屬，2009，25（1）：13-16.

［6］ 林海.氰化尾渣回收銅、金、銀的研究［J］.礦產(chǎn)保護(hù)與利用，1998（4）：44-46.

［7］ 王伊杰，文書明，劉丹，等.黃鐵礦包裹金的浮選試驗研究［J］.稀有金屬，2015，39（6）：546-553.

Abstract：A gold smelting plant uses a direct cyanide leaching process to process gold concentrates，and the resulting cyanide tailings are used as raw materials for sulfuric acid production，with the sulfur element being utilized.However，the gold in the tailings is not recovered，leading to a waste of resources.The experiment recovers gold and sulfur by cyanide tailings decyanation and flotation process.The results show that under the technical conditions of first-stage tailings decyanation by heating，second-stage acidification for deep decyanation，and third-stage activation for sulfur and gold extraction，the obtained concentrate has Au and S grades of 1.75 g/t and 48.60 %，respectively.The recovery rates of Au and S are 81.50 % and 96.50 %，respectively，achieving the comprehensive recovery of the valuable elements of Au and S in the cyanide tailings from the gold concentrate cyanide leaching process.

Keywords：cyanide tailings;pre-treatment;decyanation by heating;flotation;comprehensive recovery