胡大黄金选冶厂在原有200吨/日全泥氰化炭浆系列和100吨/年浮选系列的基础上进行扩建。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。当时有两种意见:一种认为应采用全泥氰化工艺，主要原因是原选矿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，采用全泥氰化工艺更安全；另一种认为应采用浮选-精矿氰化工艺，因为浮选-精矿氰化工艺投资低，试验指标接近全泥氰化工艺，运行成本低，综合效益好。
一、原矿性质
胡大金矿属于中低温热液充填型金矿床。根据氧化作用和氧化带的特征，矿床可分为氧化带和原生带。氧化带主要分布在海拔644米以上，其金属仅占全区总金属含量的18.57%。原生带分布在644米以下，但部分地区以混合矿为主。矿石的工业类型可分为:中硫化物金矿和贫硫化物含金石英脉氧化半氧化矿。
(一)原生矿石的性质
1.矿物成分、矿石结构和构造。组成矿石的金属矿物占总矿物的8.46%。主要是黄铁矿(占金属矿物相对含量的87.35%)，其次是自然金、黄铜矿、方铅矿等。，但含量很低，金矿物为单一自然金。脉状矿物占总矿物的91.54%，主要为，其次为惠斜长石、斜长石和方解石。矿石构造包括自形-半自形颗粒构造、异形颗粒构造、破碎构造、包裹体构造、蚀变构造、交代穿孔构造等。矿石构造以浸染状构造为主，其次为细脉状、条带状和块状构造。
2.金的赋存状态及粒度特征
可见金和次显微金占矿石的一半，游离金占总金的47.66%，黄铁矿中的金占50.98%，脉石中的金占1.36%。次金的富集矿物为黄铁矿，金在黄铁矿中分布不均匀。自然金与黄铁矿关系密切，其次是应时和黄铜矿。黄铁矿和应时主要以包裹金的形式存在，黄铜矿以包裹金和碎金的形式存在。
自然金以包裹金、裂隙金、粒间金三种形式嵌布在矿石中，其中包裹金为主要形式。据显微分析，包裹金占61.01%，裂金占27.43%，粒间金占11.55%，金的粒度范围为0.2~0.005毫米，其中粗金(0.295 ~ 0.074毫米)占14.76%，中金(0.074 ~ 0.037毫米)占58.04%。
3.主要载金矿物的特征和粒度
黄铁矿是一种含量高、在矿石中分布广泛的金属硫化物，一般粒度为> > 0.1mm黄铁矿具有多期成矿阶段，早期黄铁矿晶体多为自形-半自形立方体，颗粒较粗，一般大于0.5mm，中晚期黄铁矿自生程度以半自生立方体或五角十二面体为主，粒度一般为> > 0.1mm，黄铁矿与金矿物关系密切，70% ~ 75%的金矿物与黄铁矿有关。可见黄铁矿是原生矿石中的主要载金矿物。
由于矿石中与金密切相关的金属硫化物含量高、粒度大，有利于浮选回收金。
(二)氧化矿石的特性
氧化矿石中的主要金属矿物是赤铁矿、褐铁矿、黄铁矿，其次是黄铜矿和毒砂。应时是主要的矿脉。金以自然金为主，镶嵌粒度较细，均< < O.074mm..布料的嵌纹以角形、麦粒形、针线形为主，其次为圆形、长角形，少数为角形、片状。
二。工厂扩建前生产状况简介
(1)太湖金矿于1988年建成100t/d采选工程，处理罗山矿区氧化矿石，采用全泥氰化-炭浆提金工艺。随后，100t/d浮选系列扩大到处理混合矿，浮选精矿送至全泥氰化系列处理。表1列出了1993年7月和8月两个系列的生产指标，有时浮选回收率仅为70%。
表1原选冶厂生产指标
(2)原选矿厂浮选回收率高低的原因分析。
A.原浮选系列处理的矿石主要为644m中段以上的氧化带矿石，少量为深部勘探的副产品原生矿石，氧化程度不同。此外，生产中运输和选矿设施不完善，炭浆系列氧化矿和浮选系列原生矿混矿现象严重，使得浮选系列处理矿含有相当数量的氧化矿。难选氧化矿石对浮选回收率有不利影响。
B.原浮选系列设备简单，药剂制度不合理，导致浮选回收率低。
C.原生产中原矿掺汞后浮选，使矿浆浓度低，浮选时间短，不利于浮选回收率的提高。
(3)1994年完成技术改造，全泥氰化系列产能由100t/d提高到200t/d，浮选回收率也提高到93%。
三。选矿和冶金试验结果
长春黄金研究院洛阳分院对取自610 ~ 640 m中段的30个原生矿样进行了选冶试验，并进行了“混汞-浮选”、“浮选-精矿氰化”、“全泥氰化”等多种方案的对比试验。结果如下。
(1)混汞-浮选
原矿品位为4.59克/吨
研磨细度65% ≤ 0.07mm
混合汞回收率为28.76%
浮选回收率为63.82%
金的总回收率为92.58%
(2)精矿的浮选-氰化
原矿品位为4.59克/吨
研磨细度65% ≤ 0.07mm
浮选回收率为94.39%。
金精矿品位为30.5克/吨
浸出磨矿细度95%≤0 . 07mm
浸出浓度为40%
浸出时间为30h。
浸出渣品位为1.0克/吨
金浸出率为96.72%。
金的总回收率为90.74% ~ 90.97%。
(3)全泥氰化
原矿品位为4.59克/吨
研磨细度95% ≤ 0.07mm。
浸出浓度为33% ~ 40%
浸提24小时
浸出渣品位为0.4g/t
金的浸出率为91.28%
金的总回收率为90.52% ~ 90.65%
最后推荐采用浮选-精矿氰化工艺。
四。选矿与冶金设计工艺方案比较
从对比试验结果可以看出，三种试验流程都能获得良好的分离效果。但根据国家环保政策，不允许采用新的混汞工艺，因此设计中未采用“混汞-浮选”工艺。浮选-精矿氰化和全泥氰化的分选指标基本相似，各有特点，将扩大200t/d的生产能力。使全厂生产能力达到500t/a，设计技术经济指标对比见表2和表3。
表2浮选-金精矿氰化和全泥氰化工艺流程比较(一)
胡大金矿深部矿体中的金矿石是小秦岭地区金矿床中的低品位金矿石。根据地质资料，深部矿体的含金品位自上而下会逐渐降低。根据采矿顺序设计为先富后贫的采矿方案，预计扩建选冶厂投产初期处理的原矿品位为5 ~ 6g/t，投产后期处理的原矿品位仅为3 ~ 4g/t，当原矿表中的金品位降低时， 全泥氰化工艺生产运行成本高的缺点将更加突出，而浮选-精矿氰化工艺由于减少了浮选精矿的浸入量，将进一步降低生产运行成本。 因此，浮选-精矿氰化工艺更适合矿山后期生产。
不及物动词结论。
根据以上分析比较结果，与全泥氰化工艺相比，浮选-精矿氰化工艺具有投资少、运行费用低、运行稳定、对深部原生矿适应性强等优点。因此，胡大金矿扩建工程设计最终采用了这一综合效益较好的工艺。
该项目于1996年底建成投产，浮选回收率92% ~ 95%，总金回收率90%，超过了设计指标。证明了浮选-精矿氰化工艺的设计是正确的。
关键词TAG： 贵重金属 金
