一、引言
乌拉嘎金矿是采、选冶联合生产企业，有东、西露天采矿厂两座，有选矿厂两座，一座选矿工艺为浮选－金精矿氰化－锌粉置换，另一座为炭浆厂。
浮选厂现有工艺流程的金总回收率仅为75%左右。十几年来国内外各研究院所对该矿矿石进行了大量的试验研究，结果证明，造成选矿回收率偏低的主要原因是金的嵌布粒度微细，在机械磨矿条件下很难使包裹在脉石或黄铁矿中的金解离或暴露。浮选厂每天产出金精矿100t左右，氰化尾矿金品位7g/t左右，每年流失的金属量高达200多kg。过去这部分氰化尾矿与浮选尾矿合并排至尾矿坝中。为了进一步回收氰化尾矿中流失的金，经过大量的试验和论证，对尾矿采用预先富集、焙烧制酸、烧渣氰化工艺流程处理是最经济有效的方法。为此，于2003年2月对浮选厂进行了相关的技术改造。
二、浮选厂工艺流程及选矿指标
根据矿石性质，为了使浮选取得较好指标，加强了碎矿、磨矿作业。破碎选用三段一闭路工艺流程，磨矿采用二段闭路工艺流程，浮选作业采用一次粗选、二次精选、二次扫选，浮选精矿再磨后进入氰化作业。选矿工艺流程见图1。选厂生产指标见表1。
表1 浮选厂主要技术指标
矿石处理量/(t·d-1 ) 原矿品位/(g·t-1) 精矿品位/(g·t-1) 精矿产率/% 浮选回收率/% 氰化浸出率/% 置换率/% 洗涤率/% 总回收率/% | 1500 3.5 45 6-7 85 87 99.9 99.2 73.4 |
三、试验研究
针对乌拉嘎金矿的矿石性质，国内外多家科研院所对其进行了大量的试验研究工作。进行了多种选别方法的对比试验，多种新型捕收剂的对比试验，并于2001年又进行了选矿全流程的系统考察及小型试验。试验结果证明：该矿石采用常规选矿工艺，选矿生产技术指标均没有明显提高，总结过去的研究成果和生产实践，我们将研究重点转移到氰化尾矿进一步回收金和综合利用这方面来。
浮选厂氰化尾矿每天约100t，其粒度－325目占90%以上，金品位7g/t左右，硫品位20%左右。尾矿中主要金属矿物为黄铁矿，铜、铅、锌等金属矿物含量较低，其它矿物主要有云母、石英及一些泥质矿物。为了从氰化尾矿中进一步回收金，曾在排尾处铺设大溜槽和绒面溜槽，虽然溜槽精矿品位得到提高，但回收率很低，作业回收率＜10%，经济效益不佳。由于尾矿粒度细，采用跳汰机分选效果也不理想。
为了提高氰化尾矿硫品位以及使其达到制酸品级，采用水力旋流器对其进行脱泥富集。
试验流程见图2，试验结果见表2。
表2 旋流器脱泥分选试验结果
矿样 名称 | 试验方法 | 产品名称 | 产率/% | Au品位/ (g·t-1) | S品位/% | 回收率/% | |
Au | S | ||||||
西坑矿石氰化尾矿 | 单一旋流器 | 沉砂 溢流 氰化尾矿 | 48.76 51.24 100.00 | 8.30 4.80 6.51 | 26.00 16.07 20.91 | 62.20 37.80 100.00 | 60.65 39.35 100.00 |
串联旋流器 | 沉砂1+2 溢流 氰化尾矿 | 51.79 48.21 100.00 | 8.32 3.80 6.14 | 25.07 15.52 20.47 | 70.14 29.86 100.00 | 63.44 36.56 100.00 | |
氧化矿石氰化尾矿 | 单一旋流器 | 沉砂 溢流 氰化尾矿 | 45.61 54.39 100.0 | 8.90 6.20 7.43 | 32.88 18.67 25.15 | 54.62 55.38 100.00 | 59.63 40.37 100.00 |
串联旋流器 | 沉砂1+2 溢流 氰化尾矿 | 56.51 43.49 100.00 | 8.84 5.50 7.38 | 30.50 17.53 24.86 | 67.65 32.35 100.00 | 69.33 30.67 100.00 | |
四、氰化尾矿综合利用的技术改造工程
每年近3万t的氰化尾矿，金品位7g/t，硫品位20%，多年来全部排放到尾矿库，不但经济上损失，而且浪费了矿产资源。通过多方面试验和论证认为：采用旋流器脱泥富集、压滤机压滤、干矿送制酸、烧渣返回再磨氰化系统可综合回收氰化尾矿中金、硫。氰化尾矿经焙烧后，被黄铁矿包裹的微细粒金在形成的赤铁矿空隙中暴露出来，有利于氰化浸出。试验结果表明，烧渣氰化作业金浸出率可达到65%左右，由此可以实现氰化尾矿综合回收金、硫的目的。本次技改工程是在不破坏原有流程的基础上进行的。利用浮选厂的原有厂房，拆除部分闲置设备，增设旋流器分选和压滤系统，滤饼送硫酸厂制酸。技改工程已于2003年5月结束。技术改造新增设备规格见表3。
表3 技改新增主要设备
序号 | 设备名称 | 规格 | 数量 | 总价/万元 |
1 2 3 4 5 6 7 8 合计 | 压滤机 压滤给料泵 胶带运输机 砂泵 旋流器 旋流器 运输车 装载机
| 300m2 2.54cm B650L15 4PNJ
| 2 2 2 1 2 2 4 1
| 58.8 2.0 3.28 1.90 1.60 1.0 100.0 60.0 228.28 |
五、经济效益分析
经过此次流程改造后。可年产旋流器沉砂滤饼1.8万t，金品位8.5g/t，含硫25% ，烧渣氰化系统金回收率达60%。
（一）年产黄金：18×8.5×60% =91.8kg
（二）黄金产值：91800×85=780.3万元/a
（三）年产硫酸：18000t
（四）硫酸产值：18000×370=666万元/a
（五）年总产值：780.3+666=l446.3万元
（六）旋流器压滤系统年运营成本：
25.66＋41.03=66.69万元(备件消耗及动力费)
（七）制酸成本：150×18000=270万元/a
（八）烧渣氰化系统生产成本：
l10×18000=198万元/a
（九）运输成本：运距230km，运价0.35元/t·km
年运费：18000×230×0.35=145万元
（十）其它生产费用：20万元/a
（十一）年生产总成本：66.69＋270＋198＋145＋20=633万元
（十二）年可创利润：1446.3－699.69=746.61万元/a
六、结语
乌拉嘎金矿浮选金精矿氰化尾矿中的金绝大多数是以微细粒包裹金嵌存于黄铁矿或其它金属矿物中，采用常规氰化工艺无法回收。通过试验和生产实践证明，氰化尾矿采用压滤、焙烧、{融酸、烧渣再磨后氰化工艺处理取得了良好效果，使金总回收率提高了5.3%，每年增加黄金产量91.8kg，同时可以生产硫酸1.8万t，每年可增加利润746.61万元，为企业带来了可观的经济效益。
目前，采用的旋流器脱泥富集工艺，旋流器溢流中金和硫的损失还比较多，今后还须深入研究，寻求更加合理有效的方法,以便获得最佳效果。
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