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1、大湖金矿选冶厂扩建工艺方案的确定【摘要】：主要论述金矿扩建工程设计工艺方案的确定。当时有原矿全泥氰化和浮选精矿氰化两种工艺可供选择。通过分析原矿性质、论证试验流程、分析经济效益等，设计采用了浮选精矿氰化工艺流程，并得到生产实践的检验。大湖金矿选冶厂在原有200t/d 全泥氰化炭浆系列和100t/a 浮选系列基础上进行扩建，扩建工程主要处理644m 中段以下深部矿体的原生矿石。如何选择技术可靠，经济合理的工艺流程是扩建工程的关键。当时存在两种意见：一种意见认为要采用全泥氰化工艺流程，主要理由是原选冶厂全泥氰化系列指标明显高于浮选，且浮选作业不稳定，回收率时高时低，采用全泥氰化比较稳妥，另一种意见
2、认为要采用浮选精矿氰化工艺流程，其主要理由是浮选精矿氰化流程投资省，试验指标与全泥氰化流程接近，且经营成本低，综合效益好。一、原矿性质大湖金矿属于中、低温热液充填型金矿床。根据氧化作用与氧化带的特征，矿床划分为氧化带和原生带。氧化带主要分布在644m 标高以上，其金属仅占全区金属量的18.57%，原生带分布在644m 下，但局部地段出现以混合矿为主。矿石工业类型可划分为：中等硫化物金矿石和贫硫化物含金石英脉氧化和半氧化矿石。（一）原生矿石性质1、矿物组成及矿石结构、构造组成矿石的金属矿物占矿物总量的8.46%。主要为黄铁矿(占金属矿物相对含量的87.35%) ，次为自然金、黄铜矿、方铅矿等，但
3、含量很低，金矿物为单一自然金。脉石矿物占矿物总量的91.54%，以石英为主，其次为徽斜长石、斜长石、方解石等。矿石结构有自形半自形晶粒结构、它形晶粒结构、碎裂结构、包容结构、浸蚀结构、交代穿孔结构等。矿石构造以浸染状构造为主，细脉状、条带状、块状构造次之2、金的赋存状态及粒度特性矿石中可见金及次显微各占一半，游离金占总金量的47.66%，赋存于黄铁矿中的金占50.98%，赋存于脉石中的金占1.36%。次显微金的富集矿物为黄铁矿，金在其中呈不均匀分布。自然金与黄铁矿密切共生、其次为石英及黄铜矿。金在黄铁矿、石英中主要以包裹金存在，在黄铜矿中以包裹金和裂隙金形式存在。自然金在矿石中呈包裹金、裂隙金
4、、粒间金3种形式嵌布，以包裹金为主。据镜下分析结果：包裹金占61.01%，裂隙金占27.43%、粒间金占11.55%，金的粒度范围为0.20.005 mm，其中粗粒金(O.295 0.074mm)占14.76%，中粒金(0.0740.037mm) 占27.20%，细粒金(0.0370.O1mm)及微粒金(0.01mm)占 58.04%。3、主要载金矿物的特征、粒度黄铁矿是矿石中含量高、分布很普遍的金属硫化物，一般粒度0.1mm 为主。黄铁矿具多期成矿阶段性，早期黄铁矿结晶多以自形半自形立方体产出，颗粒较为粗大，一般0.5 mm。中期或晚期黄铁矿自形程度多以半自形立方体或五角十二面体为主，粒度一
5、般0.1mm。黄铁矿与金矿物的关系密切，有70%75%的金矿物与黄铁矿相关，可见黄铁矿是原生矿石中主要载金矿物。因矿石中金属硫化物含量高，粒度大，与金的关系密切，故有利于用浮选法回收金。（二）氧化矿石性质氧化矿石中主要金属矿物为赤铁矿、褐铁矿、黄铁矿、次为黄铜矿、毒砂等。脉石矿物以石英为主。金以自然金为主，其嵌布粒度较细，均O.074mm。嵌布形态以角粒状、麦粒状、针线状为主，浑圆状、长角粒状为次，少量为尖角粒状、板片状。二、选厂扩建前生产状况简述（一）太湖金矿1988年建成100t/d 采选工程，处理罗山矿区的氧化矿石，采用全泥氰化炭浆提金工艺。随后扩建100t/d 浮选系列，处理混合矿石，
6、浮选精矿送全泥氰化系列处理。选取两系列1993年7、8月生产指标列于表1 ，浮选回收率有时仅有70%。表1 原选冶厂生产指标指标名称 单位 1993年7 月 1993年8 月浮选系列浮选给矿品位浮选金精矿品位浮选尾矿品位浮选回收率精矿产率Au(g/t)Au(g/t)Au(g/t)%4.6424.30.72486.9916.614.5426.580.75485.8514.66炭浆系列原矿品位尾渣品位浸出率吸附率Au(g/t)Au(g/t)%5.07+25.660.4690.9398.486.11+30.80.5690.8399.28注:炭浆系列原矿品位25.66% 和30.8% 为加入的浮选精矿
7、。（二）原选冶厂生产浮选回收率时高时低的原因分析。a.原浮选系列处理矿石主要为644m 中段以上氧化带矿石，少量为深部探矿附产原生矿石，其本身氧化程度不一。加上生产中运输、分矿设施不尽完善，炭浆系列氧化矿石与浮选系列原生矿石混杂现象严重，使浮选系列处理矿石中含有相当部分的氧化矿。难选的氧化矿对浮选回收率产生不利影响。b.原有浮选系列设备简陋，药剂制度不尽合理. 使浮选回收率偏低。c.原有生产中原矿经混汞后入浮选，使矿浆浓度低，浮选时间短，不利于浮选回收率的提高。（三）1994年完成技术改造，全泥氰化系列能力由100t/d 增大到200t/d，浮选回收率也提高到93%。三、选冶试验结果长春黄金研
8、究所洛阳分所对取自610640m 中段的30 个原生矿样进行了选冶试验，共做了“混汞浮选” 、 “浮选精矿氰化 ”、 “全泥氰化”等多种方案对比试验，其结果如下。（一）混汞浮选原矿品位 4.59g/t磨矿细度 65%0.O7mm混汞回收率 28.76%浮选回收率 63.82%金总回收率 92.58%（二）浮选精矿氰化原矿品位 4.59g/t磨矿细度 65%0.O7mm浮选回收率 94.39金精矿品位 30.5g/t浸出磨矿细度 95%O.O7mm浸出浓度 4O%浸出时间 30h浸渣品位 1.0g/t金浸出率 96.72金总回收率 90.74%9O.97%（三）全泥氰化原矿品位 4.59g/t磨
9、矿细度 95%0.07mm浸出浓度 33%4O%浸出时翔 24h浸渣品位 0.4g/t金浸出率 91.28%金总回收率 90.52%90.65%试验最终推荐采用“浮选精矿氰化”流程。四、选冶设计工艺流程方案比较从对比试验结果可以看出，3种试验流程均可获得较好的选别效果。但根据国家环保政策，不允许新上混汞工艺，故设计不予采用“混汞浮选”流程。 “浮选精矿氰化”和“ 全泥氰化”两种流程选别指标基本相近，各具特点，扩建200t/d 生产能力。使全厂生产能力达到500t/a，其设计的技术经济指标对比见表2 、3。表2 浮选金精矿氰化与全泥氰化工艺流程比较（一）原矿品位(Au g/t) 年前黄金总量(k
10、g)前5 年 6年以后 前5年 6年以后总回收率 (%)浮选-氰化 5.48 5.11 450.29 419.89 83.0金银氰化 5.48 5.11 470.91 439.11 86.8- +20.62 +19.22 +3.8表3 浮选金精矿氰化与全泥氰化工艺流程比较（二）销售收入( 万元/年) 电耗投资(万元) 经营费用( 万元/年)前5 年 6年以后 万 kWh/年浮选-氰化 460.66 627.2 4340.8 4047.7 393.0金银氰化 679.74 811.8 4539.6 4233.0 536.0- +219.08 +184.6 -198.8 +185.3 +143.0
11、从表2可知，与浮选精矿氰化流程相比，全泥氰化流程金的总回收率高3.8%。这主要是考虑原矿中粗粒金(0.074mm)较多，占14.7%。粗粒金对浮选有一定的不利影响。当金粒O.2mm 时，浮选法就很难回收；另浮选操作相对要求较严格。设计考虑现场生产状况，为确保投产后的生产指标达到设计指标。取得设计预期的经济效果，特将浮选精矿氰化流程的设计指标予以较大幅度调整来进行方案比较。全泥氰化年多产成品金l9.22 20.62kg，增加产值185.3198.8万元。但其选冶厂直接基建投资多219.08万元。生产经营费用每年多184.6万元。主要原因是全泥氰化磨矿费用高，药剂费用多，污水处理投资费用大，辅助工
12、程投资及经营费用增加。五、浮选精矿氰化流程对矿山后期生产的适应性大湖金矿深部矿体金矿石，在小秦岭地区含金矿床中属低品位含金矿石。据地质资料，深部矿体从上至下含金品位还将逐步降低。按照设计开采顺序先富后贫的采掘计划，预计扩建选冶厂生产初期处理原矿品位56g/t，生产后期处理原矿品位仅34g/t。当处理原矿台金品位下降时，全泥氰化流程生产经营费高的缺点将会更加突出，而浮选精矿氰化流程由于入浸浮选精矿量减少，将使生产经营费用进一步降低。目此，浮选精矿氰化流程对矿山后期生产适应性更强。六、结语综合上述分析及对比结果可知，浮选精矿氰化流程较全泥氰化流程具有投资省，经营费用低、操作稳定、对后期深部原生矿适应性强的优点，故大湖金矿扩建工程设计最终采用了这一综合效益较好的流程。工程于1996年底建成投产，浮选回收率为92%95%，金的总回收率达到90%，超过设计指标。生产证明设计采用浮选精矿氰化流程是正确.
