山东省隐爆角砾岩(次火山岩)型矿石主要金属矿物有褐铁矿、黄铁矿，其次为黄
铜矿、方铅矿、闪锌矿、赤铁矿、锑镍矿、锑铅矿等。金矿物主要有自然金、银金矿、
锑铜金矿和少量锑金矿、锑金银矿。金矿物多呈角粒状、长角粒状、浑圆状、麦粒状、
枝杈状。金为细粒-微细粒金，以粒间金居多，包体金次之，裂隙金较少。矿石以氧
化矿为主，为角砾岩低硫含金矿石。此类型矿石主要分布在平邑县归来庄金矿和五莲
县七宝山金矿。
一、平邑县归来庄金矿选矿厂分选
破碎半磨矿。破碎、磨矿工艺均为一段，球磨机与双螺旋分级机组成闭路磨矿，
磨矿分级细度-200目达65%以上，溢流经水力旋流器二次分级，细度-200目达85%以上，
水力旋流器底流入球磨机再磨，然后经浓密机浓缩，底流进入氰化作业。
氰化。为延长浸出时间，浸出自球磨机开始。浓密机底流输入串联的8个浸出槽
中，加入氰化纳0.6克每吨～0.8克每吨，浸出pH值控制在10.5～12；浸出槽中的
矿浆借助风机供风充氧，浸出时间约26小时。最终尾矿经XMZ340/15 00毫米压滤机压
滤，尾矿渣含水23%左右送至尾矿干式堆放场；贫液返回磨矿再用。1998年4月，为提
高金的综合回收率，在三洗尾矿排出前，加入活性炭吸附金,用全泥氰化新工艺锌粉
置换-尾矿活性炭吸附金，提高金的回收率。
置换。贵液自流到贵液池，用管道输入净化槽经滤布净化后，进入脱氧塔进行真
空脱氧；脱氧后的贵液加入定量锌粉和醋酸铅，用冷凝泵输入板框压滤机置换成金泥
送冶炼；贫液用于第三次洗涤用水。
1992-2005年归来庄金矿选矿主要技术经济指标统计表
表3-11
┌──┬────┬────┬───┬───┬───┬───┬───┬───┬────┐
│指标│原矿金 │尾矿 │氰化 │洗涤率│置换率│冶炼 │金总 │磨机 │磨矿机 │
│年份│品位 │品位 │浸出率│(%) │(%) │回收率│回收率│作业率│利用系数│
│ │(克/吨) │(克/吨) │(%) │ │ │(%) │(%) │(%) │(%) │
├──┼────┼────┼───┼───┼───┼───┼───┼───┼────┤
│1992│5.23 │0.19 │96.44 │96.74 │99.98 │99.00 │92.34 │89.32 │0.55 │
├──┼────┼────┼───┼───┼───┼───┼───┼───┼────┤
│1993│7.18 │0.25 │98.16 │98.96 │99.70 │99.85 │96.51 │94.51 │0.46 │
└──┴────┴────┴───┴───┴───┴───┴───┴───┴────┘
续表
┌──┬────┬────┬───┬───┬───┬───┬───┬───┬────┐
│指标│原矿金 │尾矿 │氰化 │洗涤率│置换率│冶炼 │金总 │磨机 │磨矿机 │
│年份│品位 │品位 │浸出率│(%) │(%) │回收率│回收率│作业率│利用系数│
│ │(克/吨) │(克/吨) │(%) │ │ │(%) │(%) │(%) │(%) │
├──┼────┼────┼───┼───┼───┼───┼───┼───┼────┤
│1994│4.08 │0.37 │92.76 │98.36 │97.73 │98.01 │98.18 │95.94 │0.71 │
├──┼────┼────┼───┼───┼───┼───┼───┼───┼────┤
│1995│2.44 │0.37 │88.21 │97.53 │99.98 │98.80 │84.98 │94.85 │0.97 │
├──┼────┼────┼───┼───┼───┼───┼───┼───┼────┤
│1996│3.62 │0.37 │92.78 │98.05 │99.98 │99.80 │98.86 │95.10 │0.81 │
├──┼────┼────┼───┼───┼───┼───┼───┼───┼────┤
│1997│3.95 │0.40 │93.68 │97.18 │99.98 │98.80 │89.93 │93.01 │0.80 │
├──┼────┼────┼───┼───┼───┼───┼───┼───┼────┤
│1998│2.99 │0.29 │98.86 │97.46 │99.98 │98.80 │90.36 │93.42 │0.79 │
├──┼────┼────┼───┼───┼───┼───┼───┼───┼────┤
│1999│3.15 │0.09 │98.42 │99.93 │99.98 │98.80 │97.15 │95.86 │0.73 │
├──┼────┼────┼───┼───┼───┼───┼───┼───┼────┤
│2000│3.34 │0.18 │95.66 │99.85 │99.98 │99.00 │94.54 │92.17 │0.68 │
├──┼────┼────┼───┼───┼───┼───┼───┼───┼────┤
│2001│3.71 │0.19 │94.95 │99.94 │99.98 │99.00 │94.78 │95.11 │0.68 │
├──┼────┼────┼───┼───┼───┼───┼───┼───┼────┤
│2002│4.42 │0.34 │92.94 │99.86 │99.98 │99.00 │92.70 │94.25 │0.65 │
├──┼────┼────┼───┼───┼───┼───┼───┼───┼────┤
│2003│5.19 │0.49 │90.79 │99.92 │99.98 │99.96 │90.61 │95.93 │0.71 │
├──┼────┼────┼───┼───┼───┼───┼───┼───┼────┤
│2004│6.32 │0.52 │91.84 │99.92 │99.98 │99.96 │91.70 │95.98 │0.75 │
├──┼────┼────┼───┼───┼───┼───┼───┼───┼────┤
│2005│4.50 │0.37 │91.85 │99.98 │99.98 │99.96 │91.78 │94.78 │0.61 │
└──┴────┴────┴───┴───┴───┴───┴───┴───┴────┘
二、五莲县七宝山金矿选矿厂分选
1986年，七宝山金矿建成生产规模400吨每日选矿厂，破碎工艺由颚式破碎机、
圆锥破碎机、振动筛组成两段一闭路工艺。磨浮作业分四个系列，磨矿为一段闭路工
艺；浮选为一粗、二精、二扫工艺，产品为金铜精矿。
1991年，扩建改造成立选矿二车间，破碎为三段一闭路流程，磨矿三个系列一段
闭路，浮选采用优先浮选，一粗、二精、二扫工艺，产品为金铜精矿。
1992年，选矿一车间开始浮选回收硫，浮选工艺改造为金铜优先浮选-尾矿
选硫工艺，得金铜精矿和硫精矿。1997年，对选矿一、二车间进行技术改造，将优先
浮选工艺改为混合浮选工艺，首先浮选出金铜硫混合精矿，金铜与硫分离获得金铜精
矿和硫精矿，金铜混精矿再磨，进行二次金铜与硫分离，最终产品为金铜精矿和硫精
矿。新流程投产后，技术指标大幅度提高，金回收率提高10%，铜、硫同时得到综合
回收利用。
第五节 隐爆角砾岩(次火山岩)型矿石分选
视图
山东省隐爆角砾岩(次火山岩)型矿石主要金属矿物有褐铁矿、黄铁矿，其次为黄
铜矿、方铅矿、闪锌矿、赤铁矿、锑镍矿、锑铅矿等。金矿物主要有自然金、银金矿、
锑铜金矿和少量锑金矿、锑金银矿。金矿物多呈角粒状、长角粒状、浑圆状、麦粒状、
枝杈状。金为细粒-微细粒金，以粒间金居多，包体金次之，裂隙金较少。矿石以氧
化矿为主，为角砾岩低硫含金矿石。此类型矿石主要分布在平邑县归来庄金矿和五莲
县七宝山金矿。
一、平邑县归来庄金矿选矿厂分选
破碎半磨矿。破碎、磨矿工艺均为一段，球磨机与双螺旋分级机组成闭路磨矿，
磨矿分级细度-200目达65%以上，溢流经水力旋流器二次分级，细度-200目达85%以上，
水力旋流器底流入球磨机再磨，然后经浓密机浓缩，底流进入氰化作业。
氰化。为延长浸出时间，浸出自球磨机开始。浓密机底流输入串联的8个浸出槽
中，加入氰化纳0.6克每吨～0.8克每吨，浸出pH值控制在10.5～12；浸出槽中的
矿浆借助风机供风充氧，浸出时间约26小时。最终尾矿经XMZ340/15 00毫米压滤机压
滤，尾矿渣含水23%左右送至尾矿干式堆放场；贫液返回磨矿再用。1998年4月，为提
高金的综合回收率，在三洗尾矿排出前，加入活性炭吸附金,用全泥氰化新工艺锌粉
置换-尾矿活性炭吸附金，提高金的回收率。
置换。贵液自流到贵液池，用管道输入净化槽经滤布净化后，进入脱氧塔进行真
空脱氧；脱氧后的贵液加入定量锌粉和醋酸铅，用冷凝泵输入板框压滤机置换成金泥
送冶炼；贫液用于第三次洗涤用水。
1992-2005年归来庄金矿选矿主要技术经济指标统计表
表3-11
┌──┬────┬────┬───┬───┬───┬───┬───┬───┬────┐
│指标│原矿金 │尾矿 │氰化 │洗涤率│置换率│冶炼 │金总 │磨机 │磨矿机 │
│年份│品位 │品位 │浸出率│(%) │(%) │回收率│回收率│作业率│利用系数│
│ │(克/吨) │(克/吨) │(%) │ │ │(%) │(%) │(%) │(%) │
├──┼────┼────┼───┼───┼───┼───┼───┼───┼────┤
│1992│5.23 │0.19 │96.44 │96.74 │99.98 │99.00 │92.34 │89.32 │0.55 │
├──┼────┼────┼───┼───┼───┼───┼───┼───┼────┤
│1993│7.18 │0.25 │98.16 │98.96 │99.70 │99.85 │96.51 │94.51 │0.46 │
└──┴────┴────┴───┴───┴───┴───┴───┴───┴────┘
续表
┌──┬────┬────┬───┬───┬───┬───┬───┬───┬────┐
│指标│原矿金 │尾矿 │氰化 │洗涤率│置换率│冶炼 │金总 │磨机 │磨矿机 │
│年份│品位 │品位 │浸出率│(%) │(%) │回收率│回收率│作业率│利用系数│
│ │(克/吨) │(克/吨) │(%) │ │ │(%) │(%) │(%) │(%) │
├──┼────┼────┼───┼───┼───┼───┼───┼───┼────┤
│1994│4.08 │0.37 │92.76 │98.36 │97.73 │98.01 │98.18 │95.94 │0.71 │
├──┼────┼────┼───┼───┼───┼───┼───┼───┼────┤
│1995│2.44 │0.37 │88.21 │97.53 │99.98 │98.80 │84.98 │94.85 │0.97 │
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│1996│3.62 │0.37 │92.78 │98.05 │99.98 │99.80 │98.86 │95.10 │0.81 │
├──┼────┼────┼───┼───┼───┼───┼───┼───┼────┤
│1997│3.95 │0.40 │93.68 │97.18 │99.98 │98.80 │89.93 │93.01 │0.80 │
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│1998│2.99 │0.29 │98.86 │97.46 │99.98 │98.80 │90.36 │93.42 │0.79 │
├──┼────┼────┼───┼───┼───┼───┼───┼───┼────┤
│1999│3.15 │0.09 │98.42 │99.93 │99.98 │98.80 │97.15 │95.86 │0.73 │
├──┼────┼────┼───┼───┼───┼───┼───┼───┼────┤
│2000│3.34 │0.18 │95.66 │99.85 │99.98 │99.00 │94.54 │92.17 │0.68 │
├──┼────┼────┼───┼───┼───┼───┼───┼───┼────┤
│2001│3.71 │0.19 │94.95 │99.94 │99.98 │99.00 │94.78 │95.11 │0.68 │
├──┼────┼────┼───┼───┼───┼───┼───┼───┼────┤
│2002│4.42 │0.34 │92.94 │99.86 │99.98 │99.00 │92.70 │94.25 │0.65 │
├──┼────┼────┼───┼───┼───┼───┼───┼───┼────┤
│2003│5.19 │0.49 │90.79 │99.92 │99.98 │99.96 │90.61 │95.93 │0.71 │
├──┼────┼────┼───┼───┼───┼───┼───┼───┼────┤
│2004│6.32 │0.52 │91.84 │99.92 │99.98 │99.96 │91.70 │95.98 │0.75 │
├──┼────┼────┼───┼───┼───┼───┼───┼───┼────┤
│2005│4.50 │0.37 │91.85 │99.98 │99.98 │99.96 │91.78 │94.78 │0.61 │
└──┴────┴────┴───┴───┴───┴───┴───┴───┴────┘
二、五莲县七宝山金矿选矿厂分选
1986年，七宝山金矿建成生产规模400吨每日选矿厂，破碎工艺由颚式破碎机、
圆锥破碎机、振动筛组成两段一闭路工艺。磨浮作业分四个系列，磨矿为一段闭路工
艺；浮选为一粗、二精、二扫工艺，产品为金铜精矿。
1991年，扩建改造成立选矿二车间，破碎为三段一闭路流程，磨矿三个系列一段
闭路，浮选采用优先浮选，一粗、二精、二扫工艺，产品为金铜精矿。
1992年，选矿一车间开始浮选回收硫，浮选工艺改造为金铜优先浮选-尾矿
选硫工艺，得金铜精矿和硫精矿。1997年，对选矿一、二车间进行技术改造，将优先
浮选工艺改为混合浮选工艺，首先浮选出金铜硫混合精矿，金铜与硫分离获得金铜精
矿和硫精矿，金铜混精矿再磨，进行二次金铜与硫分离，最终产品为金铜精矿和硫精
矿。新流程投产后，技术指标大幅度提高，金回收率提高10%，铜、硫同时得到综合
回收利用。