摘要：某生物氧化氰化尾矿中金与硫的关系密切，金主要以硫化物包裹金形式存在，黄铁矿粒度微细，直接浮选或再磨分选效果差。试验采用再磨—预处理—浮选工艺回收氰化尾矿中金，并对试验条件进行了优化。结果表明：硫酸和碳酸钠预处理能够有效去除黄铁矿表面的亲水膜，分解残余氰化物，缓冲矿浆pH，活化黄铁矿，分散微细矿泥;闭路试验获得的金精矿中金、硫品位分别为10.14 g/t、 43.67 %，回收率分别为93.41 %、99.67 %，实现了金的高效回收。

关键词：氰化尾矿;浮选;再磨;预处理;金;黄铁矿;生物氧化

中图分类号：TD926.4          文章编号：1001-1277（2021）08-0084-03

文献标志码：Adoi：10.11792/hj20210818

引 言

生物氧化—氰化提金产生的氰化尾矿中黄铁矿纯矿物可浮性变差[1]，黄铁矿表面沉积的钙质矿物、细菌等有机物及氰化物是影响黄铁矿浮选的主要原因。采用常规浮选工艺回收该类型氰化尾矿中金时，金回收率较低，一般在70 %左右[2-3]。

某金精矿生物氧化—氰化提金产生的氰化尾矿含金5 g/t左右，具有回收利用价值。该氰化尾矿中含硫约20 %，金与黄铁矿关系密切，黄铁矿粒度微细，直接浮选或再磨分选均难以回收。要提高金回收率，必须对黄铁矿进行活化。本文在矿物学研究的基础上，开展预处理—浮选试验研究，达到金、硫高效回收目的。

1 氰化尾矿性质

某金精矿生物氧化—氰化提金产生的氰化尾矿组分分析结果见表1，金的嵌布状态见表2。由表2可知：该氰化尾矿中金主要以硫化物包裹金形式存在，金与硫的关系密切;裸露金占7.31 %、硫化物包裹金占87.75 %。黄铁矿粒度微细，-44 μm粒级占78 %，-20 μm粒级占35 %。

2 浮选探索试验

氰化尾矿能谱分析显示尾矿中含有Ca2+，这是因为金精矿生物氧化后需用石灰来中和，同时氰化浸出也需要保持pH值为9以上，黄铁矿表面会生成Ca（OH）2、CaSO4覆盖层。在一定碱度条件下，黄铁矿极易被石灰、氰化钠、氢氧化钠等药剂抑制。

氰化尾矿浮选探索试验表明，直接浮选或再磨分选效果很差。浮选过程中出现发黏的空泡（见图1），主要是因为在氰化浸出前的调碱作业过程中，残留的药剂、细菌等有机物发生皂化反应，产生大量黏稠的泡沫。此外，残余氰化物也会抑制黄铁矿的浮选。产物镜下分析结果表明，氰化尾矿直接浮选或再磨分选，矿泥及细粒级黄铁矿进入浮选精矿，受到一定程度氧化的粗粒黄铁矿在尾矿中富集。

3 预处理—浮选试验

对氰化尾矿预处理目的是去除黄铁矿表面沉积的钙质矿物，分解和清洗矿物表面残留的细菌、选矿药剂等有机物，防止产生皂化物而形成过于丰富、黏稠的泡沫，同时破坏残余氰化物，恢复黄铁矿等矿物的可浮性。

硫酸等药剂能使高石灰环境下被抑制的黄铁矿活化，其主要是通过降低溶液pH，使黄铁矿表面亲水膜脱落，暴露出新鲜表面，且黄铁矿表面不易氧化，从而活化石灰抑制的黄铁矿[4]。低pH时，氰化物会被分解。碳酸钠是常用的pH调整剂，可缓冲矿浆pH，沉淀矿浆中钙离子，从而活化黄铁矿，也可分散微细矿泥[5]。故考虑用硫酸和碳酸钠分步对氰化尾矿进行预处理，之后再浮选金，试验流程见图2。2021年第8期/第42卷  安全与环保安全与环保  黄 金

3.1 硫酸用量

固定试验条件：碳酸钠用量5 kg/t、捕收剂丁基黄药+丁铵黑药用量（100+50）g/t、2号油用量50 g/t，进行硫酸用量试验，结果见图3。由图3可知：随着硫酸用量的增加，粗精矿产率及金回收率先升高后降低;当硫酸用量为8 kg/t（pH=3）时，金的选别效果最好;故预处理1硫酸用量选取8 kg/t为宜。

3.2 碳酸钠用量

固定试验条件：硫酸用量8 kg/t、捕收剂丁基黄药+丁铵黑药用量（100+50）g/t、2号油用量50 g/t，进行碳酸钠用量试验，结果见图4。由图4可知：随着碳酸钠用量的增加，粗精矿产率及金回收率先升高后降低;当碳酸钠用量为4 kg/t（pH=6）时，金的选别效果最佳;故确定预处理2碳酸钠用量为4 kg/t。

3.3 捕收剂用量

固定试验条件：硫酸用量8 kg/t、碳酸钠用量4 kg/t、2号油用量50 g/t，捕收剂丁基黄药与丁铵黑药按照质量比2∶1配比，进行捕收剂用量试验，结果见图5。由图5可知：随着捕收剂用量的增加，粗精矿产率呈上升趋势，金回收率也逐步提高。综合考虑药剂成本及金回收率，确定丁基黄药+丁铵黑药最佳用量为（120+60）g/t。

3.4 再磨—预处理—浮选试验

再磨有利于增加矿物新鲜表面，使目的矿物和药剂作用的接觸面积增加，提高矿物的可浮性。将氰化尾矿再磨至-34 μm占90 %，按照条件试验确定的最佳药剂制度，获得的粗精矿产率38.77 %、金品位10.48 g/t、金回收率84.03 %。

3.5 闭路试验

在条件试验的基础上，对药剂制度进行了优化。再磨—预处理—浮选闭路试验流程见图6，试验结果见表3。氰化尾矿再磨后经两段预处理，一次粗选、一次精选、三次扫选的浮选闭路试验，获得的金精矿产率43.48 %，金品位10.14 g/t、硫品位43.67 %，金、硫回收率分别为93.41 %、99.67 %，指标较好[6]。

4 结 论

1）某金精矿生物氧化—氰化提金产生的氰化尾矿中含金5 g/t左右、含硫约20 %，金与硫的关系密切，金主要以硫化物包裹金形式存在，载金矿物粒度微细。黄铁矿粒度-44 μm占78 %，-20 μm占35 %。裸露金占7.31 %、硫化物包裹金占87.75 %。

2）氰化尾礦中黄铁矿等矿物表面沉积的钙质矿物、细菌和残留的浮选药剂等有机物影响黄铁矿的可浮性，直接浮选或再磨分选效果差。

3）氰化尾矿采用硫酸和碳酸钠预处理，能够去除黄铁矿表面的亲水膜，分解残余氰化物，缓冲矿浆pH，活化黄铁矿，分散微细矿泥，实现金、硫的有效分选。

4）氰化尾矿采用再磨—预处理—浮选工艺处理后，获得的金精矿产率43.48 %，金品位10.14 g/t、硫品位43.67 %，金、硫回收率分别为93.41 %、99.67 %，指标良好。试验结果为微细粒硫化矿选别提供借鉴。

[参 考 文 献]

[1]

闫军宁.生物氧化—氰化前后黄铁矿可浮性试验研究[J].黄金，2020，41（12）：66-68.

[2] 李新春.阿希金矿氰化尾矿金的回收及最终尾矿综合利用的思路[J].新疆有色金属，2005（增刊1）：47-49.

[3] 王金虎.某金精矿生物预氧化-氰化尾渣浮选试验[J].现代矿业，2018，34（4）：117-119.

[4] 胡岳华，章顺力，邱冠周，等.石灰抑制黄铁矿的活化机理研究[J].中南工业大学学报，1995，26（2）：176-180.

[5] 王淀佐，胡岳华.浮选溶液化学[M].长沙：湖南科学技术出版社，1988.

[6] 厦门紫金矿冶技术有限公司.陇南金精矿生物预氧化氰化提金渣样选矿试验研究[R].厦门：厦门紫金矿冶技术有限公司，2016.

Experimental research on the recovery

of gold from biologically oxidized cyanide tailings

Yan Junning

（Zijin Mining Co.，Ltd.）

Abstract：The gold and sulfur in certain biologically oxidized cyanide tailings are closely related.The gold mainly takes the form of sulfide-included gold.The pyrite grain size is microfine，making direct flotation or regrinding separation less effective.The experiment recovers the gold from cyanide tailings by using regrinding-pretreatment-flotation process.The experimental conditions are optimized.The results show that sulfuric acid and sodium carbonate pretreatment can effectively remove the hydrophilic film from pyrite surface，dissolve the residual cyanide，buffer slurry pH，activate pyrite，and disperse microfine ore slime;the gold and sulfur grades in the gold concentrate obtained in the closed circuit test are 10.14 g/t and 43.67 % respectively，the recovery rates are 93.41 % and 99.67 % respectively，achieving the goal of efficiently recovering gold and sulfur.

Keywords：cyanide tailings;flotation;regrind;pretreatment;gold;pyrite;biological oxidation