某金矿氰化尾矿浮选综合回收的生产实践

近年来，为了充分地利用国家宝贵的矿产资源，减少环境污染，同时也增加企业的经济效益，很多厂矿企业都注重了氰化浸出渣中有用矿物的综合回收，其选矿工艺计有重选、浮选、磁选、重浮联合流程等。而以硫化矿为目的的浮选回收工艺占有很大比例，其中不乏成功回收的厂矿，但也有厂矿回收效果不尽人意，本文就此在理论上进行了分析探讨，找出了影响回收效果的主要原因，以便于采取相应的应变措施，旨在能对生产有一定指导作用，为决策者和科技工作者进行理论分析和工艺设计之参考。
　　1 影响因素的分析
　　1.1 过氧化钙薄膜的形成与影响
　　
　　氰化法提金，通常使用石灰做为“保护碱”，矿浆pH值一般达11左右，同时，为了满足氰氧比需要，还需要往矿浆中压入空气、氧气或者添加过氧化物，以提高金银的浸出率。这样高碱度、富氧、长时间浸泡将会在矿粒表面生成亲水性的过氧化钙薄膜（CaO2），而且这种薄膜的形成对矿粒是无选择性的，由于矿浆中矿粒表面电性的不同，使得金属硫化矿比非金属脉石矿物更容易形成。过氧化钙薄膜（CaO2）过氧化钙薄膜的形成，使捕收剂失去了对各种矿物捕收的选择性，同时此薄膜也阻碍捕收剂与矿粒表面的吸附。
　　 Ca2++2OH → Ca(OH)2
　　Ca2++O2 → CaO2
　　 为清除CaO2薄膜的影响，常需清水再调浆，将pH值降至8~9，并进行强烈搅拌，甚至再磨。
　　1.2  氰化浸金过程是一个强氧化过程
　　氰化矿浆必须是强碱性矿浆，pH=11左右，而且常往矿浆中充气，甚至是纯氧气，或者是添加强氧化剂，如H2O2、CaO2
　　、Na2O2 、BaO2
　　等等，在氰化尾矿脱氧净化过程中，常采用漂白粉（CaOCl2），漂白精[Ca（OCl）2]，次氯酸钠（NaOCl）来处理含氰尾矿，以达到环保要求。这些从浸出到污水处理的整个过程，都是在高碱度、强氧化条件下处理长达二、三十个小时，这对于氰化尾矿中可回收的硫化矿而言，都是一个漫长的强氧化过程，足以使其表面氧化，从而使可浮性下降。有时浮选回收黄铁矿都有困难，这是因为黄铁矿表面部分硫在高碱富氧条件下游离进入矿浆，进一步氧化则生成碱式硫酸盐，最后生成氢氧化铁薄膜[Fe（OH）3]覆盖于黄铁矿粒表面而致。因此，为消除此类影响，常需添加对应的活化剂，或再磨以暴露矿物新鲜表面。
　　1.3 氰化尾矿中残留的氰化物是硫化矿浮选的特效抑制剂
　　
　　众所周知，石灰加氰化物是硫化矿浮选的特效抑制剂，常用来抑制黄铁矿、黄铜矿等，用量几克到几十克，而氰化浸金氰化物用量少则几百克/吨，多则公斤级，如此条件，足以抑制所有硫化矿。因此氰化尾矿浮选硫化矿时，应尽量减少氰化尾矿中残余氰化物，如尾矿压滤等，最好在污水处理后进行综合回收。
　　1.4 氰化尾矿中的氰化盐类是硫化矿浮选的抑制剂
　　在氰化过程中，金银矿伴生的矿物也会与氰化物反应，生成金属氰化盐类，而这些氰络盐恰恰是硫化矿浮选时强有力的抑制剂。
　　1.4.1 铁矿物与氰化钠生成亚铁氰酸钠
　　  黄铁矿：FeS2+NaCN==Fe S+NaCNS
　　  磁黄铁矿：Fe5S6+NaCN==NaCNS+5FeS
　　  硫化亚铁：Fe S+2O2==FeSO4   FeSO4+6NaCN==Na4[Fe(CN)6]+Na2SO4
　　  金属铁屑：Fe+6NaCN+2H2O==Na4[Fe(CN)6]+2NaOH+H2↑
　　1.4.2 铜矿物与氰化钠生成铜氰酸钠
　　 胆矾：2CuSO4+4NaCN==Cu2(CN)2+2Na2SO4+(CN)2↑
　　 蓝铜矿：2CuCO3+8NaCN==2Na2Cu(CN)3+2Na2CO3+(CN)2↑
　　 孔雀石：2Cu(OH)2+8NaCN==2Na2Cu(CN)3+4NaOH+(CN)2↑
　　辉铜矿：2Cu2S+4NaCN+2H2O+O2==Cu2(CN)2+Cu2(CNS)2+4NaOH
　　1.4.3 锌矿物与氰化钠反应生成锌氰酸钠
　　闪锌矿：ZnS+4NaCN==Na2Zn(CN)4+Na2S
　　氧化锌：ZnO+4NaCN+H2O==Na2Zn(CN)4+2NaOH
　　菱锌矿：ZnCO3+4NaCN==Na2Zn(CN)4+Na2CO3
　　 等等，这些金属氰络盐均可使矿物表面形成亲水性薄膜，并阻碍黄药分子的吸附而受抑制。
　　1.5 氰化尾矿中残留的大量金属离子消耗捕收剂
　　氰化尾矿中残留大量金属离子，特别是 Ca2+,
　　Fe2+ , Cu2+ , Zn2+。某氰化厂贫液中有关离子浓度测定结果如表1。
　　表1  某氰化厂贫液有关离子组成分析结果
　　成  分 游离氰 总氰 硫氰根 Cu Pb Zn Fe pH
　　含量(mg/l)637.07 1592.69 3150.00 1190.00 1630.00 1340.00 200.00 11
　　
　　早在1782年就发现了黄药，但黄药的最早用途是化学分析，如可利用黄药与铜盐作用产生沉淀的反应，定量分析铜。这些金属离子的存在，对黄药的分解具有催化作用，并生成大量难溶性的黄原酸金属盐类沉淀，大量消耗黄药。
　　4ROCSSNa+2Me++==Me2(ROCSS)2↓+(ROCSS)2+2Na2SO4
　　  
　　因此，氰化尾矿浮选法综合回收，捕收剂用量通常很大，就是这个原因。
　　1.6 氰化过程中产生的大量盐类恶化了浮选过程
　　如上所述：氰化尾矿中残留着大量的碱和盐类，如Ca(OH)2 、CaO2 、Fe(OH)3、Mem (CN)n 、Ca(OCl)2
　　、
　　FeSO4、Na2S、Na2SO4、Na2CO3等等，这些盐类的大量存在，使化学反应过程变得十分复杂，难以预测。由于它们污染了矿粒表面，使矿粒表面面目全非，失去了原表面的物理化学性质，增加了浮选分离的难度。
　　1.7 细磨氰化产生的泥化大量消耗浮选药剂破坏浮选的选择性
　　
　　为了提高金银的浸出率，搅拌氰化通常磨矿细度都在90%-200目或90%-325目以上，因此不可避免地产生矿物泥化，这些矿泥不仅会吸附在矿粒表面，使其失去原有的表面性质。同时，大量的矿泥由于其巨大的比表面积和表面能，会大量吸附浮选药剂，致使浮选药剂用量增大。
　　2 提高氰化尾矿浮选效果的技术措施
　　从以上分析可以看出，提高氰化尾矿浮选效果的技术路线应围绕脱药、脱泥进行。
　　2.1 机械脱药、脱泥
　　 采用擦洗机强烈搅拌擦洗，脱泥斗脱药脱泥，再用压滤机进一步脱水脱药后，用清水重新调浆浮选。
　　2.2 适当添加脱药剂 
　　
　　如添加适量活性炭脱药，对氰尾矿中余氰，铜离子脱除效果较好，但必须控制好脱药剂的添加量，否则用量过大，会导致浮选药剂用量大幅度增加。
　　2.3 适当添加矿泥分散剂
　　如适量添加水玻璃，羧甲基纤维素，对提高分离效果是十分有利的。
　　2.4 对氰化尾矿进行再磨
　　对粒度较粗的氰化尾矿，如经济上合理，可采用再磨浮选分离，以达综合回收之目的。
　　2.5 采用选择性好的捕收剂
　　如铜硫分离时选择Z—200
　　2.6 适量添加活化剂
　　为消除矿粒表面氧化的影响，适量加添活化剂，但要采用有选择性的活化剂。
　　2.7 用重选预选抛尾后浮选
　　
　　对低品位氰化尾矿，采用处理量大、投资少、成本低的螺旋选矿机进行初选富集，可丢弃绝大部分脉石矿泥残余药剂。然后进行浮选分离。技术上更可*，经济上更合理。
　　3 氰化尾矿铅铜硫综合回收生产应用
　　
　　某氰化厂氰化尾矿中主要金属矿物为黄铁矿、方铅矿、黄铜矿，另外有少量磁黄铁矿、磁铁矿、赤铁矿，脉石矿物主要为石英，另外含少量绿泥石、高岭土等。含铅19.95%；含铜4.21%；含金5.00g/t；含银508.76g/t、含硫37.50%。
　　
　　该厂氰化浸尾矿采用三段逆流洗涤后，经浓密机浓缩浓度为55~60%，放入缓冲搅拌槽中进行高浓度长时间（达1小时以上）搅拌擦洗，以脱除矿粒表面的上述各种薄膜，然后以高浓度进入浮选优先选铅，该工艺充分利用了氰化尾矿中残余的C，氰化物等对黄铁矿、褐铁矿的抑制作用和方铅矿天然可浮性，减少了重新调浆重新加入黄铁矿和黄铜矿抑制剂的过程，降低了生产成本，简化了工艺流程。同时高浓度浮选有利于大比重铅矿的上浮，同时又增强矿粒间擦洗作用，有利于新鲜矿粒表面与捕收剂作用。药剂条件为：分散剂3000g/t，抑制剂80g/t，丁黄药300g/t，2号油120g/t。pH=10-11。
　　浮铅尾矿自流进入浮铜搅拌槽，利用回水调浆，铜浮选浓度为30%，工艺流程为一粗、三扫、三精选，药剂条件为：分散剂 
　　1500g/t，丁黄药  1200g/t   2号油200g/t  pH=10。  
　　该厂氰化尾矿综合回收铜铅硫浮选工艺流程图详见图1，生产流程考察结果详见表2。
　　 

　　表2  氰化尾矿浮选回收考查结果
　　浮选浓度（%） 产物名称 产率（%） 品　　位（%） 回　　收　　率（%）
　　Au(g/t) Ag(g/t) Pb Cu Au Ag Pb Cu
　　55 铅精矿 39.86 9.66 1100.00 46.72 4.10 77.00 81.88 93.34 38.72
　　33 铜精矿 13.75 3.26 410.00 6.00 16.50 9.00 15.86 4.16 53.92
　　硫精矿 46.39 1.50 30.00 1.07 0.66 14.00 2.26 2.50 7.36
　　氰化尾矿 100.00 5.00 508.76 19.95 4.21 100.00 100.00 100.00 100.00
　　
　　从生产分选效果来看，选矿技术指标较为理想，铅回收率大于90%，铜回收率53.92%，金总回收率（可计价）86%，银总回收率（可计价）97.74%。充分回收了金、银、铅，尤其是弥补了氰化银回收率低的缺陷。硫精矿含硫35%以上。但由于回水中金属离子含量很高，造成捕收剂用量较大，仍有进一步改善的必要。

　　4 结语
　　（1）氰化尾矿综合回收浮选的技术要点是清除矿粒表面的各种薄膜，还矿物本来面目。
　　（2）氰化尾矿浮选过程中，分散剂的使用是不可缺少的，但用量一定要严格控制。
　　（3）采用铅、铜、硫优先顺序浮选工艺，技术上可行，经济上合理，是氰化尾矿浮选的理想工艺。
　　（4）由于氰化浸出渣粒度细，矿浆比重大，因此浮铅时采用高浓度、快速浮选有利于铅的回收。
　　（5）氰化尾矿综合回收利国利民利环境，大有作为。该厂生产实践证明，氰化尾矿综合回收不仅技术上可行，而且每年可获利润300余万元，还可以安置60余名职工上岗，经济效益、社会效益十分显著。

　　参考文献
　　1吉林省冶金研究所等编.金的选矿.冶金工业出版社，1988。
　　2见百熙编.浮选药剂.冶金工业出版社，1985。