D0I:10.13374/i.issnl00113.2009.10.016 第31卷第10期 北京科技大学学报 Vol.31 No.10 2009年10月 Journal of University of Science and Technology Beijing 0t.2009 金精矿氰化尾渣铅和铜的回收 李正要汪莉于艳红魏鹏程 北京科技大学土木与环境工程学院，北京100083 摘要采用优先浮选铅、再活化浮选铜的工艺流程对某金精矿氰化尾渣铅、铜回收进行研究·闭路实验表明：石灰作抑制 剂，乙硫氮（二乙基二硫代氨基甲酸钠）和丁基黄药（丁基黄原酸钠）作捕收剂，通过“一粗两扫两精”流程，得到回收率为 90.48%、品位为45.24%的合格铅精矿：以NP(铜、锌无机盐组合药剂)作铜活化剂，有机抑制剂FM抑制黄铁矿，Z-200(0一 异丙基一一乙基硫逐氨基甲酸酯)和丁铵黑药（二丁基二硫代磷酸铵）作捕收剂，采用“一粗两扫两精”流程，得到回收率为 82.17%、品位为19.28%的合格铜精矿；金、银同时富集于铅精矿和铜精矿· 关键词氰化尾渣：优先浮选：铅回收：铜回收 分类号TD926.4 Recovery of lead and copper from cyanide tailings LI Zheng yao,WANG Li.YU Yan-hong.WEI Peng"cheng School of Civil and Environmental Engineering.University of Science and Technology Beijing.Beijing 100083.China ABSTRACI The flowsheet of the selective flotation of lead and the activation flotation of copper was adopted to recover lead and copper from cyanide tailings.Closed circuit test results show that the qualified lead concentrate with the recovery of 90.48%and the grade of 45.24%can be produced with lime as a stabilizer.sodium diethyl dithiocarbamate(N.N-diethyldithiocarbamate)and butylxanthate (butyl sodium xanthate)as combined collectors,and by using the flotation flowsheet of one roughing,two scavengings and two cleanings.The qualified copper concentrate with the recovery of 82.17%and the grade of 19.28%can be produced with NP (a combined reagent by inorganic copper salts and inorganic zinc salts)as an activator,organic depressant FM as a stabilizer,Z-200 (O-isopropyl-N-ethylthiocarbamate)and butyl ammonium aerofloat (ammonium dibutyl dithiophosphate)as combined collectors. and by using the flotation flowsheet of one roughing.two scavengings and two cleanings.Gold and silver are also simultaneously en- riched within the two kinds of concentrates KEY WORDS cyanide tailings:selective flotation:lead recovery:copper recovery 国内某金矿矿石主要含金、银和少量铜、铅，提 回收氰化尾渣中铅、铜的成功，对同类黄金矿山具有 金工艺为金精矿氰化浸出.随着矿山的不断开采， 借鉴意义， 氰化尾渣堆积量越来越多，不仅占用大量土地，而且 造成尾渣中铜、铅资源的浪费，国内已有部分矿山 1氰化尾渣性质 对氰化尾渣中的有价金属进行了综合回收]，但 氰化尾渣的主要元素分析结果如表1所示. 多采用脱药、洗涤等预处理工艺，并产生大量难 处理的含氰废水；用硫酸活化铜1)，会产生氢氰 表1氰化尾渣的主要元素分析结果（质量分数） Table I Results of elemental analysis on cyanide tailings 酸，危害环境。本文对该刊矿氰化尾渣进行系统研究， 采用不脱药、不洗涤以及无氢氰酸产生的工艺，得到 金/ 银/ 船 铜 铁硫 二氧化硅 含铅45.24%的合格铅精矿和含铜19.28%的合格 (gt-)(gt-) 铜精矿；金、银同时富集到铅精矿和铜精矿，该工艺 4.151.491.17 11426.1824.1927.24 收稿日期：2008-10-31 作者简介：李正要(1976一)男，博士，讲师，E-mail:zyli0213@sina-com
金精矿氰化尾渣铅和铜的回收 李正要 汪 莉 于艳红 魏鹏程 北京科技大学土木与环境工程学院北京100083 摘 要 采用优先浮选铅、再活化浮选铜的工艺流程对某金精矿氰化尾渣铅、铜回收进行研究．闭路实验表明：石灰作抑制 剂乙硫氮（二乙基二硫代氨基甲酸钠）和丁基黄药（丁基黄原酸钠）作捕收剂通过“一粗两扫两精” 流程得到回收率为 90∙48％、品位为45∙24％的合格铅精矿；以 NP（铜、锌无机盐组合药剂）作铜活化剂有机抑制剂 F M 抑制黄铁矿Z－200（ O－ 异丙基－N－乙基硫逐氨基甲酸酯）和丁铵黑药（二丁基二硫代磷酸铵）作捕收剂采用“一粗两扫两精”流程得到回收率为 82∙17％、品位为19∙28％的合格铜精矿；金、银同时富集于铅精矿和铜精矿． 关键词 氰化尾渣；优先浮选；铅回收；铜回收 分类号 TD926∙4 Recovery of lead and copper from cyanide tailings LI Zheng-yaoW A NG LiY U Y an-hongW EI Peng-cheng School of Civil and Environmental EngineeringUniversity of Science and Technology BeijingBeijing100083China ABSTRACT T he flowsheet of the selective flotation of lead and the activation flotation of copper was adopted to recover lead and copper from cyanide tailings．Closed circuit test results show that the qualified lead concentrate with the recovery of 90∙48％ and the grade of 45∙24％ can be produced with lime as a stabilizersodium diethyl dithiocarbamate （ NN-diethyldithiocarbamate） and butylxanthate （butyl sodium xanthate） as combined collectorsand by using the flotation flowsheet of one roughingtwo scavengings and two cleanings．T he qualified copper concentrate with the recovery of82∙17％ and the grade of19∙28％ can be produced with NP （a combined reagent by inorganic copper salts and inorganic zinc salts） as an activatororganic depressant F M as a stabilizerZ-200 （ O-isopropy-l N-ethylthiocarbamate） and butyl ammonium aerofloat （ammonium dibutyl dithiophosphate） as combined collectors and by using the flotation flowsheet of one roughingtwo scavengings and two cleanings．Gold and silver are also simultaneously enriched within the two kinds of concentrates． KEY WORDS cyanide tailings；selective flotation；lead recovery；copper recovery 收稿日期：20081031 作者简介：李正要（1976－）男博士讲师E-mail：zyli0213＠sina．com 国内某金矿矿石主要含金、银和少量铜、铅提 金工艺为金精矿氰化浸出．随着矿山的不断开采 氰化尾渣堆积量越来越多不仅占用大量土地而且 造成尾渣中铜、铅资源的浪费．国内已有部分矿山 对氰化尾渣中的有价金属进行了综合回收［1－2］但 多采用脱药、洗涤等预处理工艺［3－4］并产生大量难 处理的含氰废水；用硫酸活化铜［15］会产生氢氰 酸危害环境．本文对该矿氰化尾渣进行系统研究 采用不脱药、不洗涤以及无氢氰酸产生的工艺得到 含铅45∙24％的合格铅精矿和含铜19∙28％的合格 铜精矿；金、银同时富集到铅精矿和铜精矿．该工艺 回收氰化尾渣中铅、铜的成功对同类黄金矿山具有 借鉴意义． 1 氰化尾渣性质 氰化尾渣的主要元素分析结果如表1所示． 表1 氰化尾渣的主要元素分析结果（质量分数） Table1 Results of elemental analysis on cyanide tailings ％ 铅 铜 金／ （g·t －1） 银／ （g·t －1） 铁 硫 二氧化硅 4∙15 1∙49 1∙17 114 26∙18 24∙19 27∙24 第31卷 第10期 2009年 10月 北 京 科 技 大 学 学 报 Journal of University of Science and Technology Beijing Vol．31No．10 Oct．2009 DOI:10．13374／j．issn1001－053x．2009．10．016
.1232 北京科技大学学报 第31卷 工艺矿物学分析表明，尾渣中的金属矿物主要 量小于400gt一时黄铁矿没有得到有效抑制，方铅 为黄铁矿，其次为方铅矿、黄铜矿和微量闪锌矿；脉 矿上浮时部分黄铁矿也上浮，影响铅精矿的品位和 石矿物主要是石英，其次为长石及黏土矿物，铅和 回收率；石灰加入量大于400gt-1时，部分表面微 铜的物相分析结果如表2和表3所示. 氧化的方铅矿也被石灰抑制，难以上浮，使铅的回收 表2氰化尾渣中铅物相分析结果 率降低，因此控制浮选入选矿浆的碱度是优先浮选 Table 2 Results of phase analysis for lead in the cyanide tailings 得以实现的关键. 物相 品位/% 相对含量/% 2.2浮铅捕收剂种类及用量实验 铅/氧化铅 0.19 4.57 捕收剂种类筛选实验表明，乙硫氨和丁基黄药 铅/硫化铅 3.96 95.43 混合使用时效果最好，二者具有协同效应，乙硫氨对 全铅 4.15 100.00 方铅矿选择性好，丁基黄药可浮选回收部分与黄铁 矿关系密切的方铅矿，以石灰为抑制剂，通过一次 表3氰化尾渣中铜物相分析结果 粗选，进行乙硫氨和丁基黄药（质量比为3：1）的用 Table 3 Results of phase analysis for copper in the cyanide tailings 量实验，结果如表4所示， 物相 品位/% 相对含量/% 铜/氧化铜 0.03 2.01 表4浮铅捕收剂用量实验结果 铜/硫化铜 1.46 97.99 Table 4 Experimental results of the dosage of the floating lead collector 全铜 1.49 100.00 捕收剂用量/ 铅精矿品位/% 回收率/% (g) Pb Cu Pb Cu 160 31.26 1.51 78.42 10.55 2铅、铜回收实验 180 30.25 1.54 81.11 11.50 金精矿经过再磨及长时间的充气搅拌，黄铜矿 200 29.72 1.53 83.24 11.94 和部分黄铁矿受到氰化物抑制[；大部分方铅矿由 220 28.79 1.58 83.26 12.73 于受氰化物的影响较小，可浮性较好，根据探索实 240 27.24 1.62 83.44 13.82 验，确定选用抑铜浮铅的工艺进行铅、铜回收 2.1浮铅抑制剂种类及用量实验 表4表明，乙硫氮和丁基黄药（质量比为3：1） 黄铜矿受到残存CN一的抑制，可浮性变 的加入量为200gt-1时铅精矿品位29.72%，回收 差[-]，影响铅浮选的矿物主要是部分未被CN一抑 率83.24%，铅精矿中铜品位1.53%，效果较佳.因 制的黄铁矿]，探索实验表明，黄铁矿的有效抑制 此浮铅捕收剂的最佳加入量确定为200gt一1. 剂是石灰，抑制机理是在黄铁矿的表面生成了亲水 2.3浮铜活化剂种类及用量实验 的氢氧化钙和氢氧化铁薄膜90].以石灰作抑制 氰化物对黄铜矿的抑制主要是CNˉ能溶解其 剂，乙硫氮为捕收剂，通过一次粗选，考察不同石灰 矿物表面存在的黄原酸盐薄膜，使它表面亲水以阻 加入量对铅精矿品位和回收率的影响，结果如图1 碍它上浮，因此活化铜的关键是破坏矿浆中存在的 所示 CN一.工业上多选用硫酸破坏CN一来活化铜，但硫 酸作活化剂降低了矿浆的H值易产生氢氰酸，导 28 8 24 80 致操作环境恶化，本工艺选用组合药剂NP(铜、锌 20 的无机盐混合物)作铜的活化剂，其活化机理是NP 一品位 70 16 ◆回收率 65 与CN反应生成沉淀，既消除了矿浆中CN对铜 60 的抑制，同时矿浆的pH几乎无变化，又避免了使用 121 200 250 300350400 450 硫酸作为活化剂产生氢氰酸的缺点·以Z一200为捕 石灰加入量(g) 收剂，通过一次粗选，考察NP加入量对铜精矿品位 和回收率的影响，结果如图2所示， 图1石灰加入量对铅精矿品位和回收率的影响 Fig-I Effect of lime dosage on the recovery and grade of lead 图2表明，随着NP用量的增加，铜精矿的回收 率迅速增加，品位下降.主要原因是部分黄铁矿上 图1表明，石灰加入量为400gt1时铅回收率 浮，影响了浮选指标，综合考虑回收率和品位，确定 为80.53%，品位为26.24%，效果最佳.石灰加入 NP的用量为200gt1
工艺矿物学分析表明尾渣中的金属矿物主要 为黄铁矿其次为方铅矿、黄铜矿和微量闪锌矿；脉 石矿物主要是石英其次为长石及黏土矿物．铅和 铜的物相分析结果如表2和表3所示． 表2 氰化尾渣中铅物相分析结果 Table2 Results of phase analysis for lead in the cyanide tailings 物相 品位／％ 相对含量／％ 铅／氧化铅 0∙19 4∙57 铅／硫化铅 3∙96 95∙43 全铅 4∙15 100∙00 表3 氰化尾渣中铜物相分析结果 Table3 Results of phase analysis for copper in the cyanide tailings 物相 品位／％ 相对含量／％ 铜／氧化铜 0∙03 2∙01 铜／硫化铜 1∙46 97∙99 全铜 1∙49 100∙00 2 铅、铜回收实验 金精矿经过再磨及长时间的充气搅拌黄铜矿 和部分黄铁矿受到氰化物抑制［6］；大部分方铅矿由 于受氰化物的影响较小可浮性较好．根据探索实 验确定选用抑铜浮铅的工艺进行铅、铜回收． 2∙1 浮铅抑制剂种类及用量实验 黄铜 矿 受 到 残 存 CN － 的 抑 制可 浮 性 变 差［6－7］影响铅浮选的矿物主要是部分未被 CN －抑 制的黄铁矿［8］．探索实验表明黄铁矿的有效抑制 剂是石灰抑制机理是在黄铁矿的表面生成了亲水 的氢氧化钙和氢氧化铁薄膜［9－10］．以石灰作抑制 剂乙硫氮为捕收剂通过一次粗选考察不同石灰 加入量对铅精矿品位和回收率的影响结果如图1 所示． 图1 石灰加入量对铅精矿品位和回收率的影响 Fig．1 Effect of lime dosage on the recovery and grade of lead 图1表明石灰加入量为400g·t －1时铅回收率 为80∙53％品位为26∙24％效果最佳．石灰加入 量小于400g·t －1时黄铁矿没有得到有效抑制方铅 矿上浮时部分黄铁矿也上浮影响铅精矿的品位和 回收率；石灰加入量大于400g·t －1时部分表面微 氧化的方铅矿也被石灰抑制难以上浮使铅的回收 率降低．因此控制浮选入选矿浆的碱度是优先浮选 得以实现的关键． 2∙2 浮铅捕收剂种类及用量实验 捕收剂种类筛选实验表明乙硫氮和丁基黄药 混合使用时效果最好二者具有协同效应乙硫氮对 方铅矿选择性好丁基黄药可浮选回收部分与黄铁 矿关系密切的方铅矿．以石灰为抑制剂通过一次 粗选进行乙硫氮和丁基黄药（质量比为3∶1）的用 量实验结果如表4所示． 表4 浮铅捕收剂用量实验结果 Table4 Experimental results of the dosage of the floating lead collector 捕收剂用量／ （g·t －1） 铅精矿品位／％ 回收率／％ Pb Cu Pb Cu 160 31∙26 1∙51 78∙42 10∙55 180 30∙25 1∙54 81∙11 11∙50 200 29∙72 1∙53 83∙24 11∙94 220 28∙79 1∙58 83∙26 12∙73 240 27∙24 1∙62 83∙44 13∙82 表4表明乙硫氮和丁基黄药（质量比为3∶1） 的加入量为200g·t －1时铅精矿品位29∙72％回收 率83∙24％铅精矿中铜品位1∙53％效果较佳．因 此浮铅捕收剂的最佳加入量确定为200g·t －1． 2∙3 浮铜活化剂种类及用量实验 氰化物对黄铜矿的抑制主要是 CN － 能溶解其 矿物表面存在的黄原酸盐薄膜使它表面亲水以阻 碍它上浮因此活化铜的关键是破坏矿浆中存在的 CN －．工业上多选用硫酸破坏 CN －来活化铜但硫 酸作活化剂降低了矿浆的 pH 值易产生氢氰酸导 致操作环境恶化．本工艺选用组合药剂 NP（铜、锌 的无机盐混合物）作铜的活化剂其活化机理是 NP 与 CN － 反应生成沉淀既消除了矿浆中 CN － 对铜 的抑制同时矿浆的 pH 几乎无变化又避免了使用 硫酸作为活化剂产生氢氰酸的缺点．以 Z－200为捕 收剂通过一次粗选考察 NP 加入量对铜精矿品位 和回收率的影响结果如图2所示． 图2表明随着 NP 用量的增加铜精矿的回收 率迅速增加品位下降．主要原因是部分黄铁矿上 浮影响了浮选指标．综合考虑回收率和品位确定 NP 的用量为200g·t －1． ·1232· 北 京 科 技 大 学 学 报 第31卷
第10期 李正要等：金精矿氰化尾渣铅和铜的回收 ,1233. 9 185 标如表5所示. 一品位 ◆回收率 80 3 790 6 70 5 65 60 9 8 一品位 75 00 120 140160180 200 ◆一回收率 70 NP加入量g) J65 80 100120140160180200 图2NP加入量对铜精矿品位和回收率的影响 捕收剂加人量g Fig.2 Effect of NP dosage on the recovery and grade of copper 图4捕收剂加入量对铜精矿品位和回收率的影响 2.4浮铜抑制剂种类及用量实验 Fig.4 Effect of collector dosage on the recovery and grade of copper 黄铁矿的常用抑制剂是石灰和氰化物，但它们 氯化尾渣 同时也会抑制黄铜矿，通过亚硫酸钠、硫酸锌、硫酸 给药量：g 石灰400 亚铁和FM等抑制黄铁矿的实验，表明FM作抑制 卡乙硫氮+丁基黄药200 松醇油50 剂效果最好.FM是一种有机抑制剂，其抑制黄铁 矿的机理为：与黄铁矿发生作用并吸附于矿物表面， 粗选 乙硫氨+丁基黄药100 而分子的另一端则伸向介质，与水分子形成氢键缔 松醇油25 合，造成黄铁矿表面亲水或阻碍其矿旷物表面对捕收 扫选工 剂的吸附，从而使黄铁矿受到抑制.以NP为活化 精选I 乙硫氮+丁基黄药50 松醇油10 剂、Z一200为捕收剂，通过一次粗选，考察抑制剂 扫选Ⅱ FM的用量对铜精矿品位和回收率的影响，结果如 图3所示， NP200 +FM400 *Z-200+丁铵黑药140 10r 90 幸松醇油50 85 粗选 铅精和 FM200 谴 6 子 Z-200+丁铵黑药70 。一品位 +松醇油25 ◆回收率 选 扫选工 *FM100 200 250 300350400 450 Z-200+丁铵黑药35 FM加入量(g) 松醇油10 精选Ⅱ 选Ⅱ 图3抑制剂FM加入量对铜精矿品位和回收率的影响 Fig.3 Effect of FM dosage on the recovery and grade of copper 铜精可矿 图3表明，抑制剂FM的用量为400gt1时， 铜精矿的品位和回收率最佳，继续增加抑制剂用量， 图5闭路实验流程图 铜品位和回收率变化很小，因此确定抑制剂的最佳 Fig.5 Flowsheet of the closed circuit test 用量为400gt-1 2.5浮铜捕收剂种类及用量实验 表5表明：通过严格控制浮选入选矿浆碱度，得 浮铜捕收剂种类探索实验表明，Z一200和丁铵 到铅品位为45.24%的铅精矿，铅回收率为 黑药（质量比为4：1）混合使用时效果最好，以NP作 90.48%;采取FM抑制黄铁矿，得到铜品位为 活浮化剂，FM作抑制剂，通过一次粗选，进行捕收 19.28%的铜精矿，铜回收率为82.17%；使用混合 剂的用量实验，结果如图4所示 捕收剂，铅精矿和铜精矿中的金、银均达到计价标 图4可以看出，捕收剂Z一200和丁铵黑药（质 准，铅精矿和铜精矿中金的总回收率达到77.97%， 量比为4：1)的加入量为140gt一时浮选指标最好， 银的总回收率达到66.50%；尾矿含硫24.87%，可 因此确定捕收剂的最佳加入量为140gt1 作为硫精矿直接出售， 2.6闭路实验 对最终尾矿进行镜检，结果表明，没有被回收的 以图5所示的实验流程进行闭路实验，浮选指 铅和铜主要是超微细粒，且与黄铁矿关系密切·
图2 NP 加入量对铜精矿品位和回收率的影响 Fig．2 Effect of NP dosage on the recovery and grade of copper 2∙4 浮铜抑制剂种类及用量实验 黄铁矿的常用抑制剂是石灰和氰化物但它们 同时也会抑制黄铜矿．通过亚硫酸钠、硫酸锌、硫酸 亚铁和 FM 等抑制黄铁矿的实验表明 FM 作抑制 剂效果最好．FM 是一种有机抑制剂其抑制黄铁 矿的机理为：与黄铁矿发生作用并吸附于矿物表面 而分子的另一端则伸向介质与水分子形成氢键缔 合造成黄铁矿表面亲水或阻碍其矿物表面对捕收 剂的吸附从而使黄铁矿受到抑制．以 NP 为活化 剂、Z－200为捕收剂通过一次粗选考察抑制剂 FM 的用量对铜精矿品位和回收率的影响结果如 图3所示． 图3 抑制剂 FM 加入量对铜精矿品位和回收率的影响 Fig．3 Effect of FM dosage on the recovery and grade of copper 图3表明抑制剂 FM 的用量为400g·t －1时 铜精矿的品位和回收率最佳继续增加抑制剂用量 铜品位和回收率变化很小因此确定抑制剂的最佳 用量为400g·t －1． 2∙5 浮铜捕收剂种类及用量实验 浮铜捕收剂种类探索实验表明Z－200和丁铵 黑药（质量比为4∶1）混合使用时效果最好以 NP 作 活浮化剂FM 作抑制剂通过一次粗选进行捕收 剂的用量实验结果如图4所示． 图4可以看出捕收剂 Z－200和丁铵黑药（质 量比为4∶1）的加入量为140g·t －1时浮选指标最好 因此确定捕收剂的最佳加入量为140g·t －1． 2∙6 闭路实验 以图5所示的实验流程进行闭路实验浮选指 标如表5所示． 图4 捕收剂加入量对铜精矿品位和回收率的影响 Fig．4 Effect of collector dosage on the recovery and grade of copper 图5 闭路实验流程图 Fig．5 Flowsheet of the closed circuit test 表5表明：通过严格控制浮选入选矿浆碱度得 到铅 品 位 为 45∙24％ 的 铅 精 矿铅 回 收 率 为 90∙48％；采 取 FM 抑 制 黄 铁 矿得 到 铜 品 位 为 19∙28％的铜精矿铜回收率为82∙17％；使用混合 捕收剂铅精矿和铜精矿中的金、银均达到计价标 准铅精矿和铜精矿中金的总回收率达到77∙97％ 银的总回收率达到66∙50％；尾矿含硫24∙87％可 作为硫精矿直接出售． 对最终尾矿进行镜检结果表明没有被回收的 铅和铜主要是超微细粒且与黄铁矿关系密切． 第10期 李正要等： 金精矿氰化尾渣铅和铜的回收 ·1233·
.1234 北京科技大学学报 第31卷 表5铅、铜回收闭路实验结果 Table 5 Results of the closed circuit test for the recoveries of lead and copper 品位 产率/ 回收率/% 项目 Pb/% Au/(g1) Ag/(g) Cu/% s/% % Pb Au Ag Cu 铅精矿 45.24 8.16 563 1.63 19.28 8.30 90.48 57.89 40.99 9.08 6.62 铜精矿 2.75 3.70 458 19.28 21.35 6.35 4.21 20.08 25.51 82.17 5.60 尾矿 0.26 0.30 45 0.15 24.87 85.35 5.31 22.03 33.50 8.75 87.78 氰化尾渣 4.15 1.17 114 1.49 24.19100.00 100.00 100.00100.00100.00100.00 (赵志新，高金昌，张国刚，金精矿氰化尾渣回收铜的生产实 3 结论 践.黄金，2001,22(3)：37) [4]Feng Z W.Study and production practice of recovering copper ()控制浮选入选矿浆碱度，采用优先浮选流 from cyanide tailing of gold concentrate.Nonferrous Met Miner 程直接浮选，以乙硫氨和丁基黄药（质量比为3：1） Process,2002(1):17 作捕收剂，通过一次粗选一两次扫选一两次精选流 (冯肇伍·金精矿氰化尾渣回收铜的研究与实践。有色金属： 程，得到含铅45.24%的铅精矿，回收率达到 选矿部分，2002(1)：17) 90.48%;以NP作活化剂，FM抑制黄铁矿，Z一200 [5]Xu Y F.Qu BZ.Study on the recovery of Xinjiang gold tailing 和丁铵黑药（质量比为4：1）作捕收剂，得到含铜 Xinjiang Nonferrous Met.2002(4):15 (许阳芳，曲保忠.新疆某氰化提金厂尾矿综合回收实验研 19.28%的铜精矿，回收率达到82.17%. 究.新疆有色金属，2002(4)：15) (2)氰化尾渣中金和银富集于铜精矿和铅精 [6]He Z.Zhao M L.Wang HJ.Superficial views on the factors af- 矿，回收率分别为77.97%和66.50%，也得到了有 fecting flotation of lead zinc minerals in cyanide residue and the 效回收；尾矿含硫24.87%，可作为硫精矿直接出售 concerned solutions.Min Metall,2003.12(3):26 给硫酸厂 (贺政，赵明林，王洪杰，氰化尾渣中铅锌浮选影响因素及解 决方案浅析.矿冶，2003,12(3)：26) (3)该工艺具有不脱药、不洗涤、无氢氰酸产生 [7]Dai S J.Hu Z G.Wei D Z.Study on the pretreatment-cyanide 的优点 flotation of some polymetallic sulphide ore.Met Ore Dressing Abroad,2006,4.34 参考文献 (代淑娟，胡志刚，魏德洲，某金银多金属硫化矿预处理一氰 化一浮选实验研究.国外金属矿选矿，2006.4：34) [1]Liang G J.Comprehensive recovery of valuable metals from [8]Wang HJ.Research and practice of multiple metal flotation from eyanide leach residue.Multipurpose Util Miner Resour,2001 superfine cyanidation residue.Met Mine.2003(7):50 (3):35 (王宏军.超细粒氰化尾渣多金属浮选实验研究与实践.金属 (梁冠杰·河南某氰化尾渣中有价金属的综合回收·矿产综合 矿山，2003(7)：50) 利用，2001(3)：35) [9]Yang B C.Ren S L.Song D J.The synthetic utilization of [2]ShiT J.Research and practice of comprehensive recovery of valu- eyanide tailing of flotation gold concentrate.Gold.2004.25(3): able metals from cyanidation tailing slags.Met Mine,2002(3): 33 39 (杨保成，任淑丽，宋殿举.浮选金精矿氰化尾矿的综合利用 (石同吉·氰化尾渣综合回收有价金属的研究与实践，金属矿 黄金，2004,25(3)：33) 山，2002(3)：39) [10]Kuang J C.Integrative retrive valuable element via chlorine [3]Zhao ZX.Gao JC.Zhang GG.Production practice of reeover- dregs.Gold Sci Technol.2003.11(4):17 ing copper from eyanide tailing of gold concentrate.Gold.2001. (邝金才.氰化尾渣综合回收有价元素初探.黄金科学技术， 22(3):37 2003,11(4):17)
表5 铅、铜回收闭路实验结果 Table5 Results of the closed circuit test for the recoveries of lead and copper 项目 品位 Pb／％ Au／（g·t －1） Ag／（g·t －1） Cu／％ S／％ 产率／ ％ 回收率／％ Pb Au Ag Cu S 铅精矿 45∙24 8∙16 563 1∙63 19∙28 8∙30 90∙48 57∙89 40∙99 9∙08 6∙62 铜精矿 2∙75 3∙70 458 19∙28 21∙35 6∙35 4∙21 20∙08 25∙51 82∙17 5∙60 尾矿 0∙26 0∙30 45 0∙15 24∙87 85∙35 5∙31 22∙03 33∙50 8∙75 87∙78 氰化尾渣 4∙15 1∙17 114 1∙49 24∙19 100∙00 100∙00 100∙00 100∙00 100∙00 100∙00 3 结论 （1） 控制浮选入选矿浆碱度采用优先浮选流 程直接浮选以乙硫氮和丁基黄药（质量比为3∶1） 作捕收剂通过一次粗选－两次扫选－两次精选流 程得 到 含 铅 45∙24％ 的 铅 精 矿回 收 率 达 到 90∙48％；以 NP 作活化剂FM 抑制黄铁矿Z－200 和丁铵黑药（质量比为4∶1）作捕收剂得到含铜 19∙28％的铜精矿回收率达到82∙17％． （2） 氰化尾渣中金和银富集于铜精矿和铅精 矿回收率分别为77∙97％和66∙50％也得到了有 效回收；尾矿含硫24∙87％可作为硫精矿直接出售 给硫酸厂． （3） 该工艺具有不脱药、不洗涤、无氢氰酸产生 的优点． 参 考 文 献 ［1］ Liang G J．Comprehensive recovery of valuable metals from cyanide leach residue． Multipurpose Util Miner Resour2001 （3）：35 （梁冠杰．河南某氰化尾渣中有价金属的综合回收．矿产综合 利用2001（3）：35） ［2］ Shi T J．Research and practice of comprehensive recovery of valuable metals from cyanidation tailing slags．Met Mine2002（3）： 39 （石同吉．氰化尾渣综合回收有价金属的研究与实践．金属矿 山2002（3）：39） ［3］ Zhao Z XGao J CZhang G G．Production practice of recovering copper from cyanide tailing of gold concentrate．Gold2001 22（3）：37 （赵志新高金昌张国刚．金精矿氰化尾渣回收铜的生产实 践．黄金200122（3）：37） ［4］ Feng Z W．Study and production practice of recovering copper from cyanide tailing of gold concentrate．Nonferrous Met Miner Process2002（1）：17 （冯肇伍．金精矿氰化尾渣回收铜的研究与实践．有色金属： 选矿部分2002（1）：17） ［5］ Xu Y FQu B Z．Study on the recovery of Xinjiang gold tailing． Xinjiang Nonferrous Met2002（4）：15 （许阳芳曲保忠．新疆某氰化提金厂尾矿综合回收实验研 究．新疆有色金属2002（4）：15） ［6］ He ZZhao M LWang H J．Superficial views on the factors affecting flotation of lead-zinc minerals in cyanide residue and the concerned solutions．Min Metall200312（3）：26 （贺政赵明林王洪杰．氰化尾渣中铅锌浮选影响因素及解 决方案浅析．矿冶200312（3）：26） ［7］ Dai S JHu Z GWei D Z．Study on the pretreatment-cyanideflotation of some polymetallic sulphide ore． Met Ore Dressing Abroad20064：34 （代淑娟胡志刚魏德洲．某金银多金属硫化矿预处理－氰 化－浮选实验研究．国外金属矿选矿20064：34） ［8］ Wang H J．Research and practice of multiple-metal flotation from superfine cyanidation residue．Met Mine2003（7）：50 （王宏军．超细粒氰化尾渣多金属浮选实验研究与实践．金属 矿山2003（7）：50） ［9］ Yang B CRen S LSong D J．The synthetic utilization of cyanide tailing of flotation gold concentrate．Gold200425（3）： 33 （杨保成任淑丽宋殿举．浮选金精矿氰化尾矿的综合利用． 黄金200425（3）：33） ［10］ Kuang J C．Integrative retrive valuable element via chlorine dregs．Gold Sci Technol200311（4）：17 （邝金才．氰化尾渣综合回收有价元素初探．黄金科学技术 200311（4）：17） ·1234· 北 京 科 技 大 学 学 报 第31卷
