近年来，为了充分利用国家宝贵的矿产资源，减少环境污染，增加企业经济效益，许多厂矿都重视从氰化浸出渣中综合回收有用矿物，其选矿工艺有重选、浮选、磁选、重力浮选等。然而，硫化矿浮选回收工艺占有很大比重，其中有许多厂矿成功回收，但有些厂矿回收效果并不理想。本文对此进行了理论分析和探讨，找出了影响回收效果的主要原因，从而采取相应的应急措施，旨在一定程度上指导生产，为决策者和科技工作者进行理论分析和工艺设计提供参考。

1.影响因素分析

1.1过氧化钙膜的形成及影响在氰化提金中，通常使用石灰作为“保护碱”，矿浆的pH值一般在11左右。同时，为了满足氰氧比的需要，需要向矿浆中压入空气体、氧气或过氧化物，以提高金银的浸出率。这样的高碱度、富氧和长时间的浸泡会在矿石颗粒表面产生亲水的过氧化钙膜(CaO2)，这种膜的形成对矿石颗粒是非选择性的。由于矿浆中矿石颗粒的表面电性不同，金属硫化矿比非金属脉石矿物更容易形成。过氧化钙膜(CaO2)过氧化钙膜的形成使捕收剂失去了对各种矿物的选择性，这种膜也阻碍了捕收剂在矿物颗粒表面的吸附。Ca2++2OH → Ca(OH)2 Ca2++O2 → CaO2为了去除CaO2薄膜的影响，往往需要用清水重新制浆，降低pH值到8~9，强烈搅拌，甚至重新研磨。

1.2氰化浸出过程是一个强氧化过程。氰化物矿浆必须是ph值在11左右的强碱性矿浆，并且经常是曝气的，甚至是纯氧，或者添加了强氧化剂，如H2O2、CaO2、Na2O2、BaO2等。在氰化尾渣脱氧提纯过程中，漂白粉(CaOCl2)、漂白精矿[Ca(OCl)2]，从浸出到污水处理全过程在高碱度、强氧化条件下处理20 ~ 30小时，对氰化尾渣中可回收的硫化矿是一个漫长的强氧化过程，足以氧化其表面，降低其可浮性。有时浮选很难回收黄铁矿，因为黄铁矿表面的部分硫在高碱富氧条件下游离进入矿浆，然后氧化形成碱式硫酸盐，最后形成氢氧化铁膜[Fe(OH)3]覆盖在黄铁矿颗粒表面。因此，为了消除这种影响，往往需要添加相应的活化剂或重新研磨，以暴露矿物的新鲜表面。

1.3氰化尾渣中的氰渣是硫化矿浮选的专用抑制剂。众所周知，石灰加氰化物是硫化矿浮选的专用抑制剂，常用于抑制黄铁矿、黄铜矿等。氰化浸金过程中氰化物的用量从几百克/吨到几千克不等。这样的条件足以抑制所有的硫化矿。因此，应尽可能减少氰化物尾矿中残留的氰化物，如尾矿压滤等。，而且最好是污水处理后进行综合回收。

1.4氰化物尾矿中的氰化物盐是硫化矿浮选的抑制剂。在氰化过程中，与金银矿石伴生的矿物也会与氰化物反应生成金属氰化物盐，而这些氰化物复盐正是硫化矿浮选的有力抑制剂。1.4.1铁矿物与氰化钠生成亚铁氰化钠黄铁矿:FeS2+NaCN = = FeS+NaCN。

磁黄铁矿:Fe5S6+NaCN==NaCNS+5FeS

硫化亚铁:FeS+2o 2 = = feso 4 feso 4+6 NaCN = = Na4[Fe(CN)6]+na2so 4

废铁:Fe+6 NaCN+2H2O = = Na4[Fe(CN)6]+2 NaOH+H2 = 1 . 4 . 2

铜与氰化钠反应生成氰酸铜钠:2 cuso 4+4 NaCN = = Cu2(CN)2+2na 2 so 4+(CN)2↑。

蓝晶石:2 cuco 3+8 NaCN = = 2 na2cu(cn)3+2 na2co 3+(cn)2↑。

孔雀石:2cu(oh)2+8 NaCN = = 2 na 2 Cu(cn)3+4 NaOH+(cn)2↑。

黄铜矿:2cu 2s+4 NaCN+2h2o+O2 = = Cu2(CN)2+Cu2(CNS)2+4 NaOH 1 . 4 . 3

锌矿物与氰化钠反应生成氰化锌闪锌矿:ZnS+4NaCN==Na2Zn(CN)4+Na2S。

氧化锌:ZnO+4 NaCN+H2O = = Na2Zn(CN)4+2 NaOH

菱锌矿:ZnCO3+4NaCN==Na2Zn(CN)4+Na2CO3等。这些金属氰化物盐能在矿物表面形成亲水膜，阻碍黄药分子的吸附，从而被抑制。

1.5残留在氰化物尾矿中的大量金属离子消耗捕收剂。大量金属离子残留在氰化尾渣中，尤其是Ca2+、Fe2+、Cu2+和Zn2+。早在1782年就发现了黄药，但黄药最早的用途是化学分析。如黄药与铜盐反应产生沉淀，可用于铜的定量分析。这些金属离子的存在对黄药的分解有催化作用，大量不溶性的黄药金属盐沉淀，大量消耗黄药。4 ROCS SNA+2me++ = = ME2(ROCS)2 ↓+(ROCS)2+2na 2 so 4因此，浮选综合回收氰化尾渣，捕收剂用量通常较大，就是这个原因。

1.6氰化物过程中产生的大量盐类会恶化浮选过程。如上所述，氰化物尾矿中残留有大量的碱和盐，如Ca(OH)2、CaO2、Fe(OH)3、Mem (CN)n、Ca(OCl)2、FeSO4、Na2S、Na2SO4、Na2CO3等。，和大量的这些盐进行化学反应。因为它们污染了矿石颗粒的表面，使矿石颗粒的表面变得面目全非，失去了原来表面的理化性质，增加了浮选分离的难度。

1.7细磨氰化产生的泥消耗大量浮选药剂，破坏浮选的选择性。为了提高金银的浸出率，搅拌氰化的磨矿细度通常在90%-200目或90%-325目以上，因此不可避免地会产生泥渣，泥渣不仅会吸附在矿石颗粒表面，而且会失去原有的表面性质。同时，由于其巨大的比表面积和表面能，大量的煤泥会吸附浮选药剂，导致浮选药剂用量增加。

2.提高氰化尾渣浮选效果的技术措施

从以上分析可以看出，提高氰化尾渣浮选效果的技术路线应以脱药和脱泥为重点。

2.1机械脱药脱泥采用强力搅拌的擦洗机，脱泥斗进行脱药脱泥，然后用压滤机进一步脱水脱泥，再用清水调浆浮选。

2.2适当添加脱酸剂，如添加适量的活性炭，可以去除氰化尾渣中残留的氰化物和铜离子，但脱酸剂的添加量一定要控制好，否则过量会导致浮选剂用量大幅增加。

2.3适当加入浆料分散剂，如水玻璃、羧甲基纤维素等，对提高分离效果非常有利。

2.4氰化尾渣再磨如果粗粒度氰化尾渣磨矿经济合理，可用于浮选分离，达到综合回收的目的。

2.5使用选择性好的捕收剂如铜硫分离时，为了消除矿石颗粒表面氧化的影响，选择Z-200 2.6加入适量活化剂，加入适量活化剂，但应使用选择性活化剂。

2.6对于重选、预选、抛尾、浮选的低品位氰化尾矿，采用处理量大、投资少、成本低的螺旋选矿机进行初选富集，大部分脉石矿泥残留药剂可废弃。然后进行浮选分离。技术上更可靠，经济上更合理。

3.氰化尾渣中铅、铜、硫的综合回收、生产及应用

某氰化厂氰化尾渣中的主要金属矿物为黄铁矿、方铅矿和黄铜矿，还有少量磁黄铁矿、磁铁矿和赤铁矿。脉石矿物主要为应时，还含有少量绿泥石和高岭土。铅19.95%；4.21%铜；黄金5.00克/吨；含银508.76克/吨，含硫37.50%。该厂氰化浸出尾矿经三级逆流洗涤后，用浓缩机浓缩至55-60%，然后放入缓冲搅拌罐中长时间(1小时以上)进行高浓度搅拌擦洗，以去除矿石颗粒表面的上述各种薄膜，然后高浓度进入浮选优先选铅。该工艺充分利用了氰化尾渣中残留的C和氰化物对黄铁矿和褐铁矿的抑制作用以及方铅矿的自然可浮性，从而减少了再浆和再浆。同时，高浓度浮选有利于比重较大的铅矿浮选，同时增强了矿石颗粒间的擦洗作用，有利于新鲜矿石颗粒与捕收剂的相互作用。药剂条件为:分散剂3000克/吨，抑制剂80克/吨，丁基黄药300克/吨，2号油120克/吨，pH=10-11 .铅的浮选尾矿流入铜的浮选槽，矿浆由回水混合。铜浮选浓度为30%。工艺流程为一次粗选、三次扫选、三次精选。药剂条件为:分散剂1500g/t，丁基黄药1200g/t，2号油200g/tpH=10。从生产分选效果来看，选矿技术指标较为理想，铅回收率在90%以上，铜回收率为53.92%，总金回收率(可充电)为86%，总银回收率(可充电)为97.74%。金、银、铅得到充分回收，特别是弥补了氰化银回收率低的缺陷。硫精矿含有35%以上的硫。但由于再生水中金属离子含量高，捕收剂用量大，需要进一步完善。

4.结论。

(1)氰化尾渣综合回收浮选的技术关键是去除矿石颗粒表面的各种薄膜，恢复矿物的本来面目。

(2)在氰化尾渣的浮选过程中，分散剂的使用是必不可少的，但用量必须严格控制。

(3)铅、铜、硫优先浮选工艺技术上可行，经济上合理，是氰化尾渣浮选的理想工艺。

(4)由于氰化浸出渣粒度细，矿浆比大，在浮铅时采用高浓度快速浮选有利于铅的回收。

(5)氰化尾渣综合回收利国利民环保，潜力巨大。该厂生产实践证明，氰化尾渣综合回收不仅技术上可行，而且每年可获利300多万元，可安置职工60多人，经济效益和社会效益显著。