一.导言
乌拉嘎金矿是采、选、冶联合生产企业。东、西两个露天采矿厂，两个选矿厂，一个是浮选-金精矿氰化-锌粉置换，一个是炭浆厂。
现有浮选工艺中金的总回收率仅为75%左右。十多年来，国内外各研究机构对该矿矿石进行了大量的试验研究。结果表明，金的嵌布粒度细，在机械磨矿条件下包裹在脉石或黄铁矿中的金难以解离或暴露，是选矿回收率低的主要原因。浮选厂每天生产金精矿约100t，氰化尾渣金品位约7g/t，每年金属损失量高达200kg以上。过去，这部分氰化尾矿与浮选尾矿结合，排入尾矿坝。为了进一步回收氰化尾矿中流失的金，通过大量的试验和论证，采用预富集、焙烧制酸、烧渣氰化等方法处理尾矿是最经济有效的方法。因此，2003年2月对浮选厂进行了改造。
二。浮选厂工艺流程和选矿指标
根据矿石性质，为了获得较好的浮选指标，加强了破碎和磨矿作业。选择破碎三级闭路工艺流程，采用磨矿两级闭路工艺流程，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。选矿过程如图1所示。选矿厂生产指标见表1。
表1浮选厂主要技术指标
三。实验研究
针对乌拉嘎金矿的矿石性质，国内外许多研究机构开展了大量的试验研究工作。进行了各种选矿方法和新型捕收剂的对比试验。2001年对整个选矿工艺进行了系统调研和小型试验。试验结果表明，该矿石采用常规选矿工艺，选矿生产技术指标没有明显改善。总结以往的研究成果和生产实践，我们将把研究重点转向金的进一步回收和氰化尾渣的综合利用。
浮选厂的氰化尾渣每天约100t，其中-325目占90%以上。金品位约7g/t，硫品位约20%。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，其他矿物主要为云母、应时和部分泥质矿物。为了进一步从氰化物尾矿中回收黄金，在尾矿排放处铺设了大型溜槽和绒面溜槽。虽然溜槽的精矿品位有所提高，但回收率很低，作业回收率不到10%，经济效益不好。由于尾矿粒度细，跳汰机分选效果不理想。
为了提高氰化尾渣的硫品位，使其达到制酸品位，采用水力旋流器进行脱泥富集。
测试流程见图2，测试结果见表2。
表2水力旋流器脱泥分离试验结果
多年来每年有近3万吨金品位7g/t、硫品位20%的氰化尾渣排入尾矿库，不仅造成经济损失，而且浪费矿产资源。通过多次试验和论证，认为采用旋流脱泥富集、压滤机压滤、干矿给料制酸、烧渣返回再磨氰化系统，可综合回收氰化尾渣中的金和硫。氰化尾渣经焙烧后，黄铁矿包裹的微细金暴露在赤铁矿空空隙中，有利于氰化浸出。试验结果表明，炉渣氰化作业中金的浸出率可达65%左右，可实现氰化尾渣中金和硫的综合回收。本技术改造项目是在不破坏原有工艺的基础上进行的。利用浮选厂原车间，拆除部分闲置设备，增加旋流分离和压滤系统，滤饼送硫酸厂制酸。技术改造项目于2003年5月完成。技术改造新设备规格见表3。
表3技术改造和新增主要设备
经过这次流程改造。年产旋流沉淀滤饼1.8万吨，金品位8.5g/t，含硫25%，渣氰化系统金回收率可达60%。
(1)黄金年产量:18×8.5×60% = 91.8公斤
(二)黄金产值:91800×85 = 780.3万元/年
(3)硫酸年产量:18000吨
(四)硫酸产值:18000×370 = 666万元/年
(五)年总产值:780.3+666 = 1446.3万元。
(六)旋风压力过滤系统的年运行费用:
25.66+41.03 = 66.69万元(备件消耗和动力费用)
(七)制酸成本:150×18000 = 270万元/年
(8)炉渣氰化系统生产成本:
L10×18000 = 1.98亿元/年
(九)运输费用:运输距离230km，运费0.35元/t·km。
年运费:18000×230×0.35 = 145万元。
(十)其他生产费用:20万元/年
(11)年生产总成本:66.69+270+198+145+20 = 633万元。
(十二)年利润:1446.3-699.69 = 746.61万元/年
不及物动词结论。
乌拉嘎金矿浮选金精矿氰化尾渣中的金大多以微细颗粒的形式嵌布在黄铁矿或其他金属矿物中，无法用常规氰化工艺回收。试验和生产实践证明，氰化尾渣经压滤、焙烧、酸熔、渣再磨后氰化，取得了良好的效果，金总回收率提高了5.3%，年增金91.8kg，同时生产硫酸1.8万吨，年增加利润746.61万元，为企业带来了可观的经济效益。
目前采用的是水力旋流器脱泥富集技术，水力旋流器溢流中金和硫的损失还是比较大的。今后还需进一步研究，寻求更合理有效的方法，才能取得最佳效果。
关键词TAG： 贵重金属 金
