一.导言

马拉蒂克金矿选矿厂位于加拿大魁北克省西北部的阿比特比，靠近马拉蒂克镇。该厂于20世纪30年代中期投产，主要处理易浸金矿。Est Malartic矿区的开采于1980年停止，因此工厂转而处理从La Mine Doyon矿区(向西约45公里)委托的矿石。委托加工协议持续到1987年，当时扩建的Doyon氰化物厂能够加工来自Doyon矿区的所有矿石。1987年，Lac矿业公司开始开发Bousquet地区的第二个矿区，该矿区位于Malartic镇以西40公里处。该矿区(Bousquet号矿体)是Agnico Eagle公司开采的Ronde矿区的倾斜向下延伸。在初步可行性评估期间，决定改造Est Malartic氰化物工厂，以便比在现场建立新的氰化物工厂更经济有效地处理这些新矿石。为了处理从Bousquet2号矿体中开采出来的高铜金矿石，1989年底对氰化厂进行了改造，新工艺于1990年中期投产。改造工作包括增加重选和浮选回路，以回收粗粒游离金和铜。现有的浸出回路继续用于处理铜浮选尾矿，仅对溶液处理系统进行了一些小的改进。还增加了SO2空气体氧化回路来氧化和分解氰化物。

这些初步改造只是使工厂处理铜金矿并将处理能力从1350吨/日提高到2270吨/日的几个阶段的第一步

本文着重介绍该厂提金工艺在以下三个方面的新进展:

用尼尔森选矿机和Gemini摇床代替跳汰机和Wilfey摇床；2.应用奥托昆普高品位浮选机提高浮选能力:3.通过优化浸出条件和缩短浸出时间，可以提高浸出指标。

博斯克2号2号矿体

Bousquet2矿体的主矿带是一条块状硫化物矿带，主要由黄铁矿、黄铜矿和斑铜矿组成。几条平行的角砾岩状浸染状硫化物矿带含有少量黄铁矿、铜矿物和金。目前矿石储量900万吨，金品位7g/t，含铜0.7%。来自高品位块状硫化物矿石核心的矿石含有2.5%以上的铜和高达31.1克/吨的金。含矿带向西倾斜70°，从北向南几乎垂直延伸。

二、选择和处理流程

该块状硫化矿含有相当数量的铜矿物，因此有必要对工艺方案进行改革。主要的铜矿物有黄铜矿、斑铜矿和砷铜矿。表1列出了这些矿物在氰化物溶液中的相对溶解度。可见铜的溶解是一个比较麻烦的问题，尤其是斑铜矿。当有0.7% ~ 1.5%的铜时(特别是以斑铜矿为主时)，氰化浸出前必须除铜，以尽可能降低浸出液中的铜含量。

表1铜矿物在氰化物溶液中的溶解度

矿物

然而，当通过浮选除去铜时，会出现其他问题。发现大部分金(高达85%)进入铜精矿，冶炼厂的结算周期通常为3个月。延期支付黄金会影响现金流。此外，由于粗粒金进入铜精矿，金的准确取样和支付也成了问题。因此，需要增加一个重力分离过程。

在开始处理这种矿石后不久，浮选回路的问题变得明显。在这个循环中，浮选回收率比通常更重要，因为未回收的铜将影响氰化物消耗和氰化物循环的稳定性。当铜尾矿的品位超过0.2%时，氰化回路难以运行。前期原矿铜品位很高且波动很大时，必须牺牲精矿铜品位才能保证最高回收率。通过提高浮选能力和降低原铜矿的品位，现在有可能达到相对正常的精矿品位。

尽管尽最大努力降低铜尾矿的品位，但氰化物的消耗量仍在3～4kg/t范围内，产生的浸出液含高达1000ppmCu。如此高的铜含量和氰化物消耗量表明，必须设置SO2空气体氧化回路来分解氰化物，尾矿排放的污染问题需要得到控制。

三。氰化物工厂概述

因为本文不打算详细讨论氰化物装置的整个工艺流程，只介绍工艺流程的概况，从而了解工艺有哪些进步。

矿石由35t自卸汽车直接卸入矿石破碎机的料斗中。破碎车间采用包括一台颚式破碎机和两台圆锥破碎机的常规三级研磨回路。在开路中，12mm矿石在棒磨和闭路中被磨至80%-70μ m，分级旋流器的一部分底流(理论上相当于新矿石给料速率)被送入重力分离回路，该回路包括两个φ 7.6cm Nelson选矿机和两个连续运行的Cemini振动筛，用于最终选矿。重尾矿在返回球磨回路之前，通过旋风分离器进行部分脱水。铜浮选回路由几台Outokumpu高级槽式浮选机和几台常规浮选机组成。这些高级槽式浮选机用于粗选和精选，而几个常规浮选机用作扫选槽和扫选槽。铜浮选尾矿被浓缩至50%固体，并在开放式搅拌槽中氰化物浸出约12小时。浸出后进行固液分离，矿浆在圆筒真空空过滤机中洗涤，然后用锌置换沉淀法回收金。滤渣经SO2空气体氧化法处理，去除铜和氰化物后排放至尾矿区。

四。重选电路

重力分离回路的初始设计包括几个普通跳汰机和一个Wilfley摇床。测试了三种不同类型的振动台，包括一个泛美(前脉动)，一个隔膜和一个丹佛夹具。在这三种跳汰机中，只有丹佛跳汰机能够分离黄铁矿和金。就另外两台跳汰机而言，过多的黄铁矿会进入跳汰机的筛下室。如果没有足够的拉力，过小的腔室将被黄铁矿填满，矿石将下沉。如果拉力强到可以连续操作，富集比太低(2或3∶1)，会使后续摇床过载。丹佛式跳汰机可以在谨慎的条件下连续运转。这种跳汰机的回收率普遍较低(15% ~ 20%)，总回收率更低。在合理的条件下，丹佛跳汰机运行一年期间，重选回收的金总量约占回收金总量的10.8%，说明仍有提高的空间。由于过载以及中矿中含有粗粒金和黄铁矿，它们在Wilfley摇床上无法分离，导致摇床回收率仅为50 %~ 60%。当时还没有处理这类矿产品的再磨流程。

φ7.6cm K尼尔森选矿机的初步试验表明，它能回收比跳汰机细得多的游离金。该试验之后，用φ51cmKnelson选矿机进行了短期试验，但结果不够令人信服，因为当时矿石已经经过选矿和冶炼。当购买了直径为φ76cm的尼尔森选矿机时，安装了一个来代替跳汰机。这个装置很快证明了它的效果，它可以从原矿中回收大约40%的黄金。另一个优点是经过尼尔森选矿机一级处理后可以达到很高的浓缩比(1000∶1)，而采用原有的跳汰机和摇床组合工艺只能达到200 ~ 3000。

这台Wilfley摇床已经被一台Gemini摇床所取代，并且安装了一台小型再磨机来处理摇床中的矿石。最新的成果是这台双子座摇床可以将90%左右的黄金回收成85%的金精矿。这一结果是在成矿速率仅为136千克/小时的条件下获得的，而不是制造商额定的453千克/小时。随着给矿率的增加，精矿品位和回收率都急剧下降。安装的第一台尼尔森选矿机是手动操作的，每隔2小时必须由磨矿工关闭和清理。这不仅需要人工，而且不会带来安全问题。由于操作人员可以接触到高品位(数百盎司/吨)的金精矿，因此有必要在清洁尼尔森选矿机时设置安全屏障。尼尔森选矿机的精矿被排放到一个料斗中，该料斗有足够的容量储存两天的精矿。尼尔森精矿在每周的白班被挑选出来，并被运送到精炼厂进行处理。这种振动台操作占用了一个操作者的大部分时间，而且存在安全问题。即提高摇床的加工能力(缩短所需的加工时间)，或者使摇床能够加工(缩短所需的加工时间)，或者使摇床连续化、无人化，一直在研究。与连续出矿的跳汰相反，尼尔森选矿机是分批操作的，因此需要提供一定的调节能力。

在选矿厂的最后扩建过程中，重力分离回路已经完全重建并重新安装。车间内有足够的净空高度，使旋流器底流能流过DSM筛，然后进入尼尔森选矿机，在调节仓后进入双子振动筛。新的重力分选回路包括两台带φ76m自动卸矿的Koelson选矿机和两台100 Gemini振动筛。旋风分离器底部的一部分流过可拆卸的喷嘴，并被送入每个重力分离回路。

使用小型DSM筛(配有Knelson浓缩器)从材料中去除+10目材料。尼尔森选矿机的进料布置方式是，当用于选矿时，尺寸过小的产品可以自动转移通过尼尔森选矿机。将尼尔森选矿机的浓缩液收集在一个小漏斗中，然后送入Gemini振动筛。精矿料斗放矿口处设置的夹管阀能以高频循环(开启5秒，关闭3秒)向摇床连续给矿，料斗底部和给矿系统能提供淡水，保证阀门开启时精矿能流动。振动筛精矿被连续收集在一个保险丝盒中，每周清洗一次或两次，然后送去精炼。收集的中矿再磨，然后返回摇床给矿。

与跳汰机相反，在操作尼尔森选矿机时很少需要微调。反洗需要好的清水，但提供这套设施并不容易。另一方面，跳汰机需要调节水量和冲程，跳汰机床需要定期和频繁的维护。但是，尼尔森选矿机的维护工作量很小。尼尔森选矿机不需要往复运动部件就可以实现离心功能，所以维护工作量很小。到目前为止，唯一遇到的问题是缸背的进水口结垢，这和水质有关。通过酸洗钢瓶正确地解决了这个问题，将研究使用防垢剂来防止这个问题。

动词 （verb的缩写）高级槽式浮选机

这种高品位浮选机是最近由Outokumpu公司开发的，目的是使精矿品位高于普通浮选机。本次设计采用了常见的Outokumpu浮选机理，但罐体较深，使泡沫密实，形成较深的泡沫层，从而达到较高的精矿品位。Outokumpu公司报道说，这种高品位浮选机可以实现高选择性、较高的富集比和回收率。但这种设计目前只在浮选机上使用，已被证明是一种可行的方案。

该槽式浮选机包括一个高度略大于其直径的圆形槽，并使用一台配置和转速符合要求的普通Outokumpu浮选机来搅拌该浮选槽。主要区别在于泡沫的密集效果，可以产生更深更稳定的泡沫。在这种罐式浮选机中，泡沫密度是通过围绕搅拌轴中心的倒置体实现的。因此，当泡沫上升到浮选槽的表面并且浮选槽的横截面减小时，该锥体挤压泡沫。在泡沫上升的过程中挤压它，可以去除一定量的夹带水，有的夹带矿脉可以去除一定量的夹水，有的夹管可以随之去除。因为泡沫层更深更稳，所以必要时也可以在这个槽里进行泡沫洗。刮出泡沫所需的面积取决于锥体的大小和高度，所需的间隙取决于泡沫的承载能力，这与使用分级浮选柱的情况非常相似。

Lac矿业公司在Minnovex的半工业厂房中首次研究并使用了高品位浮选机的设计。Minnovex工厂采用浮选柱、高级浮选机和普通浮选机的多种组合和配置。各种高品位浮选机的指标几乎和浮选柱一样好，但高品位浮选机更受欢迎，因为操作人员更容易接受和采用，主要是因为这种浮选机和他们用过的类似。此外，浮选柱使用时存在一些问题，如高度不够，石灰用量高时泡沫发生器结垢等。

对Minnovex工厂的半工业和工业装置的审计结果表明，就当时的进料品位而言，浮选能力不足。这种高级浮选机还提供了在可用空空间中增加粗选能力的机会。Outokumpu公司还同意出售一台高品位浮选机，并帮助改造一台现有的高品位浮选机和一台现有的高品位φ3m浮选机。因此，在粗选回路中安装了一台20m3浮选机(高品位16槽浮选机)。开始运行时，该浮选机后面是Maxwell MX-12 (38m3)槽式浮选机。但很快发现这种组合方式并不太匹配，因为麦克斯韦浮选机需要的起泡剂要高得多，起泡剂过多会造成高品位浮选机泡沫过多。所以麦克斯韦浮选机只在原矿品位特别高的时候使用，其余时间用高品位浮选机作为第一粗选槽。该浮选槽生产最终精矿，从而降低了第一个浓缩槽的负荷。可以认为，高品位浮选机确实提高了生产指标。

随着矿山开采量的增加，黄金选矿厂必须跟上，然后发现浮选时间不够。因此，决定通过改变搅拌机构和增加浮选机内部零件，将Maxwell浮选机改造成高品位浮选机。Outokumpu公司设计了这种OK-28浮选槽，初始槽体积为34m3。

Hg-28的实验结果表明，我们得到了一条新的品位-回收率曲线。但是应该记住和考虑的只是单位回收率，而不是整个回路的回收率。虽然这一取样期涉及的原矿品位相当低，但黄铜壁铁壁矿的比例比以前高。但是，我们不怀疑这种高品位浮选机的指标比改造前要好。

就操作而言，这种槽式浮选机的操作是非常稳定的，即使由于排料控制阀的限制而遇到液位控制问题。深泡沫层的一个重要优点是可以稳定运行。Outokumpu公司很惊讶空气耗很低，所以耗电略高。我们对这个浮选机充满信心，增加了3个50m3粗选槽和扫选槽，6个5m3精选槽。

六、提高浸出指标

尽管已经进行了大量研究来改进浮选工业，但是一些铜仍然进入浸出回路，导致氰化物消耗高(3 kg/t ~ 4 kg/t)和溶液污染严重(1000ppcmCu)。氰化物和石灰的成本如此之高。因此，我们开始怀疑继续氰化浸出过程的经济效益。

我们将从以下三个方面来解决这个问题:1 .设置氰化物再生工艺，回收铜并循环利用氰化物(AVR法、MNR法等)；2.改进金的浮选工艺，使氰化浸出不再具有经济吸引力；3.通过降低氰化物和二氧化硫的消耗来降低氰化浸出的生产成本。

在1990 ~ 1991年期间，我们研究和开发的几种氰化物回收工艺一般都与氰化物的酸化和挥发以及沉淀回收铜有关。已经进行了大量的研究工作来评估该工艺的经济效益。MNR法包括以硫化物形式沉淀铜，然后挥发并回收氰化物。该方法已在Est疟疾氰化厂试验了半年多。在这次试验中，有几个比较麻烦的问题，其中最烦人的就是整个流程结垢严重，硫化铜精矿分离困难。通过在浸出回路的末端用Na2CO3沉淀钙，可以将结垢的问题减少到最小，并且钙可以容易地达到碳酸钙的临界值(当硫酸盐的含量增加时)。去除铜沉淀的问题可以通过以下方法解决:尽可能缩短硫化物沉淀和过滤的时间，保持压滤机内最小压力，避免压滤渣。在这个回路中硫氢化钠和酸的加入点采用在线混合罐似乎是最好的，然后直接进入压滤机，不需要混合时间。这样，我们就完成了经济评价。评价结果表明，降低氰化物用量0.5 ~ 0.75 kg/t仍会使工艺不经济。因此，我们继续努力降低氰化物的消耗量，而不是花费大量投资建造氰化物回收车间。

这项研究的第一部分是了解影响氰化浸出过程的一些参数，以及该过程中的化学和物理限制。这些限制包括以下内容:1 .矿石特性及相关浮选性能；2.由于硫化物含量高，氰化物消耗在氯化萘中(≈1kg/t)；3.氰化物消耗快(前30分钟消耗50%)，难以控制；4.氰化物的消耗量与下列参数成正比:(a)停留时间；(b)沥滤液中氰化物的浓度。5.金的溶解动力学与下列参数成正比:(a)氧的浓度；(b)防止再沉淀所需的最低氰化物浓度(0.65千克/吨~ 0.75千克/吨)。

虽然我们不能控制矿石性质，但如上所述，我们可以改进浮选工艺。CNS形式的氰化物消耗问题已经通过在添加氰化物之前在Pachuka罐中对纸浆进行预充气而得到解决。然而，控制氰化物消耗和加快浸出动力学似乎是优化浸出回路的主要途径。

用该设备处理多恩金矿时，由于该矿浸出速度慢，浸出时间延长到常规的72h。当处理Bousquet2号矿体的矿石时，不需要这么长的时间，因此浸出时间缩短到48小时左右。这是通过移除九个Pachuka槽中的三个和七个搅拌浸出槽来实现的。在工艺优化过程中，实验室试验表明，选择合适的工艺条件，浸出过程可在4h ~ 6h内完成。实现这一目标的第一步是清除剩余的帕丘卡坦克。所有浸出过程在六个搅拌槽中进行，总停留时间约为10h。试验结果表明，氰化物用量可降低约0.5公斤/吨，且不会提高浸出尾渣的品位。锡的一些初步痕迹表明，当浸出时间缩短时，氰化物尾矿的品位实际上降低了，但我们目前无法证实这一点。

安装了一套载流氰化物分析仪，以确定和优化氰化物的加入量。由于氰化物开始消耗快，停留时间短，需要连续控制氰化物的加入量。一套恒氰仪在线检测系统已投入使用近一年，达到了预期目的。按照预计节省氰化物消耗0.5kg/t计算，预计氰化物分析仪的投资可在3个月左右收回。

在氰化物厂扩建过程中，增加了一套多功能PCS控制系统:该系统的安装被证明是合理的，因为磨矿和浮选回路的所有监控装置都可以拆除。但需要提供一套仪器与载流氰化物分析仪连接，目前正在完成。

下一步，我们计划继续研究以下内容:

1.通过使用氧气和改进搅拌系统，可以加速浸出动力学。在过去的几年里，我们已经在几家工厂成功地使用了液氧。氧气可以改善浸出动力学，通常可以减少氰化物的消耗，有时还可以提高金的浸出率。

似乎在Est疟疾氰化物装置中也能达到这些效果，但在使用氧气之前应更换气升式搅拌器。我们还认为，更强的搅拌有利于氰化浸出过程。为了提高效率，黄金工业在越来越大的浸出槽中采用较低功率的搅拌器。但我们无法相信这能为我们带来多少好处。与这种趋势相反，小而高强度的搅拌系统可以缩短停留时间。

2.尽可能缩短浸出时间。实验室试验表明，浸出过程可在4h-6h内完成。所以我们规定浸出时间在这个范围内，有一定的弹性(增加或减少一些浸出时间)。当然，如上所述，这种短暂的浸出时间需要最佳的浸出条件。此外，在如此短的停留时间内，氰化物自动监控系统是必不可少的。我们不能通过人工方法每2h ~ 4h滴定一次氰化物浓度，预计停留时间为4h ~ 6h时，氰化物浓度会保持在一个相对稳定的水平。

七。结论

从Lac矿业公司2号矿体中开采的这种高铜金矿石，处理难度很大。本文讨论的问题和解决方案只是该厂面临的几个问题。虽然这些发展不能被认为是根本性的，但它们为Est疟疾氰化物工厂提供了一些实际的技术和经济效益。