山东鑫海矿业集团股份有限公司（简称“鑫海矿业”）创立于1997年，是一家深耕矿业领域近三十载，以“矿业投资开发”与“矿业全产业链服务”双轮驱动为核心的国际化企业。集团致力于通过矿业全产业链服务（EPC+M+O），为全球客户提供涵盖选矿试验研究、矿山设计、设备制造与配套、采选尾矿库施工、设备安装、矿山建设管理及生产运营的一站式解决方案和全流程服务，助力客户实现矿产资源价值的全面提升。
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含铜金矿石中硫化铜、氧化铜矿物极易干扰金氰化浸出流程，大幅降低金回收指标，同时铜资源具备较高回收价值。行业内现已形成多种成熟预处理工艺，涵盖焙烧、加压氧化、微生物氧化、化学氧化、浮选、常压预浸等多条技术路线，各类工艺适用矿型、优缺点差异明显，下面逐一介绍各类工艺核心流程与技术特点。
焙烧—酸浸法是比较成熟的含铜金矿石预处理方法，主要是利用硫酸化焙烧或氧化焙烧将含铜金矿石中的硫化铜矿物转化成硫酸铜或氧化铜等物质，同时使被硫化铜等矿物包裹的金充分暴露，然后用酸浸的方法将焙砂中的氧化铜或硫酸铜转移到浸出液，酸浸后的浸渣再利用氰化法提金。这种方法对矿石具有很强的适应性，且处理速度快，同时酸浸的铜也可以进行综合回收，但是该方法在焙烧过程中常出现“过烧”或“欠烧”现象，同时存在能耗高、污染大的问题。
加压氧化法，即在高压釜中进行，通过高温、高压促进硫化矿物的氧化，破坏硫化物对金的包裹，提高金的浸出率，减小铜矿物对氰化的影响。邱廷省等人采用加压氧化法在处理载金矿物为黄铜矿的含铜金矿石时，发现，含铜金矿石中次生硫化铜矿物先于黄铜矿被氧化浸出，同时载金矿物黄铜矿在加压氧化过程中先是铁从黄铜矿晶格中释放出来从而形成CuS2和CuS，然后CuS2和CuS再被氧化成铜离子和元素硫。而在整个加压过程中金没有变化，仍然留在浸渣中。
微生物氧化法，即利用微生物从多金属的硫化矿原料中去除铜、锌等金属时，需氧的硫杆菌类嗜酸细菌起着十分重要的作用，它们强化了电化学相互作用并使硫化矿物首先氧化成硫，然后再氧化成硫酸盐，且在细菌氧化过程中产生的硫酸、硫化物和二价铁可作为细菌的能源，这一过程将包裹金的铜等金属硫化物氧化为硫酸盐、碱式硫酸盐等溶解，从而暴露出金矿物，铜等金属离子从而得以浸出，浸出渣再用湿法冶金方法回收金。
化学氧化法主要利用强氧化剂如CuCl2和FeCl3对含铜金矿石中的铜元素进行回收，从而减少铜元素对金氰化浸出的影响，并达到综合回收铜资源的目的。该方法具有操作简单、条件温和、设备投入小等优点，但也存在价格昂贵、再生困以及环境污染等缺点。
浮选法，即利用浮选的方法将铜金矿石中的铜矿物和金进行分离，从而降低铜矿物在氰化浸出过程中对金的不利影响，同时综合回收了铜资源，增加了一定的经济效益。但是，该方法对含铜金矿石的适应性较差，仅适用于载金矿物非铜矿物的含铜金矿石，且在浮选过程中容易造成金的损失。
根据浸出液的性质，化学提纯可以分为酸浸出、碱浸出和活化浸出。在制备高纯石英的浸出工艺中，酸浸出是提纯效果最好，研究报道最多的工艺之一。
酸浸出是利用石英不溶于酸（HF酸除外），去除颗粒表面呈浸染分布的薄膜铝、薄膜铁等金属杂质，以及共伴生杂质矿物的有效方法。常用酸种类包括硫酸、盐酸和硝酸等。
影响酸浸提纯效果的主要工艺因素包括酸浸设备、所用酸的配比及浓度、浆料液固比、浸出温度以及反应时间等。根据酸浸过程中物料处于搅拌状态还是静置状态，酸浸法可分为动态酸洗和静态酸洗。动态酸洗是将矿物放入动态耐酸反应釜内，通过翻滚或搅拌作用促进酸浸反应速率和效率。静态酸洗工艺中，由于酸浸液流动性低导致杂质与酸反应后扩散较慢，导致常温常压下需要5~7d或更长的浸出时间。升高酸浸反应温度是提高杂质溶解性，增加活化原子比例的主要方法。由于酸多溶于水溶液中，常压下的酸浸温度一般不超过100℃。继续升高浸出温度，则由常压法变为高温高压浸出法。
通过在浸出液中加入活性组分，来促进难溶杂质的浸出效率，是有望实现无氟或低氟，常压或低压工艺的有效方法。
生物提纯是一种低碳无氟环保的有效纯化工艺，可以利用细菌的活化作用提高石英中铁杂质的浸出效果。然而，该方法对其它杂质的活化效果报道较少，而且因需要30~63天或更长的浸出周期，目前仍不具备大规模工业化生产的条件。
为了提高纯化效率，在石英的实际纯化工艺中，一般多以物理方法结合化学方法的联合提纯工艺为主。首先通过破碎研磨将原矿加工解离至理想的粒度，然后通过筛分-分级实现不同应用原料粒级的分类。重选适用于脱除微细粒的黏土杂质以及粒度过细的颗粒。浮选可以选择性地去除绝大部分与石英连生、单体或部分单体解离的脉石矿物。磁选则适用于解离度较高，或磁性较强的含铁矿物的去除。整体而言，物理法对杂质的去除精度有限，生产的产品常用于陶瓷、玻璃、填料等低端行业。化学方法能除去石英表面及裂隙间，甚至晶格间的杂质，是目前制备高纯石英的必要工艺。制备高纯石英时，物理法常作为化学提纯前的预处理工艺，可以大大降低化学处理的选矿成本，化学法则可以将各元素杂质降低至ppm(μg•g-1)级，大大提高产品的应用价值。
金矿开采的模式受矿藏赋存条件影响，主要分为地下开采与露天开采模式。部分品位较低且埋藏浅的金矿首选露天开采方式，该方法作业条件较好、开采范围较广、投资成本可控，主要开采环节包含穿孔、爆破、铲装、运输。
随着目前环保政策的全面推行，金矿开采面临的挑战愈加多元化，传统开采模式凸显出了高能耗与高污染的特点。为了进一步降低人工成本，提升安全管控效果，机械自动化已经成为矿区开采模式优化的主要方向。
机械自动化技术主要指在常规机械技术基础上融入计算机技术、电子技术以及智能控制等新型技术，形成可在无人或少量人员干预下自动运行的技术体系。目前，机械自动化技术在金矿开采环节中已经有所应用，并呈现出较为理想的效果。
自动化穿孔
将GPS自动定位系统、智能导向系统以及智能控制系统与自动化传统设备进行融合，可以实现穿孔位置自动定位、实时检测孔径与深度、提升穿孔精度与作业效率的目的。该项技术在诸多金矿的露天开采环节都有体现，例如，某露天金矿使用的自动穿孔设备为自动化牙轮钻机，该设备搭载了自动导向系统以及智能控制系统，在运作前期根据具体的钻孔方案输入相关指令和规范性参数；进入作业环节后，自动控制系统将及时获取穿孔期间的位置、深度、孔径等相关参数，并与既定输入的信息进行对比，保证作业结果与前期设计方案相符。该设备能够提升穿孔作业的效率，精度控制的误差在5cm以下。
自动化铲装作业
处理铅锌矿的工艺流程从单一的浮选转向多种形式联合选别，比如重选—浮选工艺，选冶联合工艺，浸出（酸浸氨浸）—浮选。针对难选低品位氧化矿，采用物理选矿方法难以达到铅锌精矿质量标准，研究倾向选冶联合工艺，初步得到氧化铅锌初精矿，第二步通过酸或者碱浸出里面金属。
硫化铅锌矿传统浮选工艺开始有优先浮选、混合浮选，后面逐渐衍生出部分混合浮选，等可浮及异步浮选、分支串流浮选。
部分混合浮选即把可浮性相近的硫化矿一起浮上来，然后浮选分离。部分混合浮选兼具全混合浮选和优先浮选的优点，浮选工艺条件易于控制，在矿山得到广泛运用。等可浮浮选流程是根据矿物可浮性差异，依次浮选可浮性较好的，中等的，较差的矿物，然后把可浮性一样的不同矿物分开。该工艺流程可以取得良好的选矿指标，降低药剂成本，但是流程复杂，不容易控制。异步混合浮选是创造不同的浮选条件，使矿物不同步的在各自适宜的的浮选条件下上浮，具有提高伴生金银回收率和降低铅锌互含等优点。分支串流浮选流程是将原矿分成几部分，第一部分原矿浮选的粗精矿加入到第二个原矿中浮选，最后一部分原矿生产出精矿产品。
铅锌硫化矿的选别主要还是依靠浮选，铅锌有效分离是难点，也是提高铅精矿质量和铅锌回收率的关键。
硫化铅矿的主要捕收剂有：
（1）黄药类。如常用的乙黄、丁黄和戊黄，丁黄和戊黄捕收能力强，乙硫氮捕收能力弱；
浮选是一个复杂的过程，浮选矿浆与浮选药剂在充入空气的浮选槽内相互作用，通过浮选机的强烈搅拌，产生大量气泡，有用金属矿物附着在泡沫上，溢出溢流堰，获得泡沫产品。浮选效果的好坏受到多种因素影响，如矿浆质量分数、粒度、温度、pH值、泡沫层厚度、充气量、药剂制度等。传统的浮选操作主要依靠操作者自身经验，而浮选过程具有多变量、非线性、随机性和大延滞的特点，浮选智能控制系统通过自主调整泡沫层厚度以及充气量，可以明显提高了浮选过程的稳定性，降低尾矿品位。
在浮选过程中，浮选泡沫状态是浮选作业指标好坏的指示器。操作人员通过观察泡沫状态，调整泡沫层厚度、充气量以及药剂制度等，实现对浮选过程的控制。
浮选泡沫图像分析仪主要由图像采集摄像头、图像处理算法与软件、工业计算机组成，能够实时获取泡沫图像，并通过先进的图像分割技术对图像进行分析处理，可以实现浮选槽溢流泡沫的实时检测与分析，检测泡沫速度、方向、大小、稳定性等参数，同时还提供相关的统计分析。泡沫图像分析仪可以代替人工对泡沫情况进行观察分析，并量化泡沫特征。
泡沫移动速度可以表征浮选机的刮泡量，它是浮选效率高低的重要指示器，间接反映了精矿产率、金属回收率等重要指标。基于泡沫图像分析仪的浮选智能控制系统即泡沫流速稳定控制。
泡沫层厚度：它主要影响矿化气泡的富集时间和矿物颗粒在浮选槽内的驻留时间。随着泡沫层厚度的增大，气泡在泡沫层的驻留时间延长，增加了泡沫破碎排水的概率，泡沫的含水量相应降低，矿物富集比增大，但泡沫溢流速度同时变缓，表面活性矿物的回收率降低；当泡沫层厚度减小时，情况则相反。
充气量：增大充气量，会增加气泡吸附比表面积，从而缩短分离时间，泡沫流速变快；减少充气量，情况则相反。
炭浆法提金工艺，就是将活性炭投入氰化矿浆之中，将已溶解其中的金吸附到活性炭上，再从活性炭上提取金的一种提金方法。
碎矿流程破碎筛分作业是选矿厂磨矿前的准备作业，在碎磨过程中为了降低能耗，力求“多碎少磨”，尽量减小碎矿的最终产品粒度。采用三段一闭路破碎，最终破碎产品粒度为0～8mm。
磨矿分级流程根据氰化工艺的要求，磨矿分级流程采用两段闭路磨矿分级可满足要求，目前给矿粒度为0～8mm，一段闭路磨矿分级产品细度为-0.074mm占60%，二段闭路磨矿分级产品细度为-0.074mm占90%。
一次分级沉砂经过筛分作业的不合格产品被输送到重选作业车间，经过尼尔森离心选矿机将不合格产品输送到一次分级，重新进行分级作业，合格产品则进入摇床机进行重选作业，不合格产品输送到一次分级，重新进行分级作业，合格产品则直接被输送去冶炼。
经过磨矿区域的产品，浓缩后进行全泥氰化浸出，浸出后的产品直接进行炭吸附，未吸附的矿浆进行压滤，压滤后的水被重新输送到水系统重新利用，吸附后的产品则进入到下一道工序解吸，解吸后的解吸炭被重新利用，解吸后的矿浆则进入电解工艺，电解后的贫液返回到全泥氰化浸出车间重新浸出，电解后的金产品则被输送到冶炼车间进行冶炼，产生合质金。
