该矿床的矿石属于难选矿石。它们的选矿复杂性可解释为,由于金呈细粒状浸染在硫化矿物中并与硫化矿物相互紧密共生。复杂的结构-构造特性、以及存在假象结构,使得这些矿石很难达到矿物解离和随后将它们分离成合格的精矿。例如:只有在-0.043mm粒级中才发现有9O%的硫化矿物达到解离。上述这几个因素就导致相当数量的贵金属(金和银)损失在尾矿和不合格的产品中。
根据物相分析的资料,Xолσинского矿床某一区段的矿石(已磨细到70%-0.074mm)中,单体金的含量为2O%-25%。在细磨到9O%-0.074mm后单体金的含量提高到30%-35%,表明它与硫化矿物呈非常紧密的共生。
在所有的提金工艺流程中,几乎都是利用了含金矿物能溶解在氰化物溶液中这一特性。但这些工艺流程的主要缺点是,氰化物的毒性相当高,氰化物与铜和锌的硫化矿相互反应的能力。含氰污水的除害处理问题也尚未得到最终解决。氰化物提金工艺还伴随着相当高的次氯酸钙和硫化钠耗量,以沉淀有色金属和对污水作除害处理。因此,采用无氰工艺处理含贵金属的难选矿石是一项很现实的任务。
为了处理含金的硫化矿石,作者提出的一种工艺流程(见图)。
规定在第一阶段在破碎和磨矿以后,在二段洗选设备中选别矿石,以便在深填溜槽上分离出粗粒的单体金,而细粒的单体金则依次地在两台浅填溜槽上回收。被矿浆带出的细粒金被回收到设置在溜槽尾部的水力捕集器中:水力捕集器的操作原理如下:物料受垂直方向的水流而被松散,并因此而形成了由不同密质颗粒构成的几个物料层(密度最小的颗粒分布在上层):金颗粒下降到底部 随后在摇床上进行再选以分离出《金粗精矿》和硫化矿产品。
浸出过程是在一种实验室型金属渗滤器的HCl介质(15g/L)中用次氯酸钙(8g/L)进行的。渗滤器的内壁衬一层耐酸材料。渗滤器的“活”底乃是一块衬垫着耐酸材料的金属格子板,在这块金属格子板上再放一块带孔的聚氯乙烯薄板,上面铺着一层滤布。在渗滤器之后安装几根吸附柱,里面都装入了一定数量的活性炭。
矿石上的喷啉强度为18~2.2L/h。在每个喷啉周期以后,在吸附过程之前和之后都取出溶液试样。一个喷啉周期持续的时间为2昼夜。分析吸附在活性炭上的金和银数量。浸出后的矿石样品用水洗涤到pH=7,然后卸下渗滤器,并测定浸渣平均试样中残余的Au Ag、Cu、Zn和Pb数量。
用原子吸收光谱法测定溶液中的金属浓度,而焙烧渣中的金含量则用试金分析法测定。已经查明,根据浸出10天后浸渣中残余金含量算出的金回收率为47.1%(见表)。
表 金浸出过程的指标
浸出时间d | 溶液中的金浓度mg/L | 金的回收率% |
2 6 8 10 | 20 35 60.1 60.4 | 25 38.1 44.5 47.1 |