某金矿选冶厂扩建工艺方案的确定

    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、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0.2～0.005 mm，其中粗粒金(O.295～0.074mm)占14.76%，中粒金(0.074～0.037mm)占27.20%，细粒金(0.037～0.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，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

    注:炭浆系列原矿品位25.66%和30.8%为加入的浮选精矿。

    （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

    长春黄金研究所洛阳分所对取自610～640m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）

表3  浮选－金精矿氰化与全泥氰化工艺流程比较（二）

   
    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185.3～198.8万元。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5～6g/t，生产后期处理原矿品位仅3～4g/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.