本发明属于湿法冶金领域，具体涉及一种含砷含硫型金矿中金的回收工艺。
背景技术
含砷含硫型金矿主要金属矿物是黄铁矿、毒砂和少量磁铁矿，以及微量黄铜矿、闪锌矿。脉石矿物主要有石英和长石类，其次是高岭土、绢云母等粘土类矿物。由于矿石性质的特殊性，浮选工艺回收金，金的回收率仅有46%左右，常规氰化浸出炭吸附工艺，由于大部分金被黄铁矿、毒砂和石英包裹导致金的浸出率仅有36%～42%，采用浮选+浸出联合工艺流程，金总回收率65%～70%，通常因金回收率低、选矿成本和金精粉冶炼成本高而使矿石失去工业经济性。
为使含砷含硫型金矿得到有效的利用，增大企业的资源储量，增加企业的经济效益，因此，发明了含砷含硫型金矿中金的回收工艺。
技术实现要素：
本发明的目的在于提供一种含砷含硫型金矿中金的回收工艺。
基于上述目的，本发明采取如下技术方案：
一种含砷含硫型金矿中金的回收工艺，方法步骤如下：
第一步：原矿破碎，即原矿石经二段一闭路破碎工艺流程进行破碎，破碎至最终粒度≤10mm；
第二步：磨矿和分级，即破碎后的原矿给入球磨机磨矿，磨矿产物给入分级机分级，控制分级溢流产品粒度-0.074mm占80%～95%，矿浆质量浓度25%～35%；
第三步：浓缩，即分级溢流产品给入浓密机浓缩脱水，得到底流矿浆和浓缩溢流水；控制浓密机底流矿浆质量浓度35%～45%；
第四步：底流矿浆加入联合碱进行除杂预处理，具体过程为：加入联合碱，然后在15℃～50℃充气搅拌24h～30h，充气速度0.5-1.0l/min；联合碱总用量是10kg/t～100kg/t，优选为30~50kg/t，联合碱由碳酸钠、过氧化钠、氢氧化钠和氧化钙按照质量比（2～3）:（3～4）︰（9～10）︰（6～9）混合而成；
第五步：金浸出，即向预处理后的矿浆中加入浸金剂，浸金剂可以是氰化钠和/或氰化钾或者其他低毒浸金剂，添加量为1.5kg/t～3.5kg/t，浸出在充气、机械搅拌条件下进行，浸出时间为24h～48h，充气速率为0.5-1.0l/min；
第六步：炭吸附，即向浸出后的矿浆中添加活性炭，活性炭12g/l～20g/l，吸附时间24h～36h，得到载金炭产品和尾渣；
第七步：载金炭通过常规的解析、电解和冶炼之后得到黄金产品和脱金炭，脱金炭返回至炭吸附继续使用；
第八步：尾渣经过滤脱水后得到干尾渣和滤液水，干尾渣堆存在尾矿库，滤液水和浓缩溢流水进入循环水池，经循环水泵输送到磨矿和分级作业。
本发明主要通过联合碱浸除杂预处理，一是除砷、使矿石中的砷矿物氧化成砷酸盐、脱砷率在85%～90%，使砷包裹金得以暴露；二是除硫、使矿石中的各类硫化物氧化成硫酸盐，使硫化物包裹金得以暴露；三是除硅、使矿石中的硅酸岩类矿物部分形成硅酸钙沉淀，使硅酸盐类脉石矿石包裹金得以暴露，通过除砷、除硫和除硅，使不可浸金变成了裸露金，使浸金剂和金矿物相接触，提高了金的浸出率。
本发明得到的产品全部是黄金，避免产出金精粉，由于矿石中含有杂质元素砷，砷在金精矿中富金，成了难处理金精矿，含砷金精矿在销售时价格降低，企业经济效益差。
本发明适用于砷矿物包裹型、硫化物包裹型以及硅酸盐包裹型等特难处理金矿石中金的回收。
附图说明
图1是本发明的工艺流程图。
具体实施方式
以下结合具体实施例对本发明的技术方案做进一步说明，但本发明的保护范围并不局限于此。本实施例中充气是指通空气。
实施例1
一种含砷含硫型金矿中金的回收工艺，含砷含硫浸染型金矿石金品位3g/t，砷品位0.25%，硫品位0.5%，铁品位4.0%，锌品位0.3%，铜品位0.2%，如图1所示，具体步骤如下：
第一步：原矿破碎，即原矿石经二段一闭路破碎工艺流程进行破碎，破碎至最终粒度≤10mm；
第二步：磨矿和分级，即破碎后的原矿给入球磨机磨矿，磨矿产物给入分级机分级，控制分级溢流产品粒度-0.074mm占80%，矿浆质量浓度35%；
第三步：浓缩，即分级溢流产品给入浓密机浓缩脱水，得到底流矿浆和浓缩溢流水；控制浓密机底流矿浆质量浓度45%；
第四步：底流矿浆加入联合碱进行除杂预处理，具体过程为：加入30kg/t联合碱，此时矿浆ph值大于14，然后在15℃充气搅拌30h，充气速度0.5l/min；联合碱由碳酸钠、过氧化钠、氢氧化钠和氧化钙按照质量比2:3︰9︰6混合而成；
第五步：金浸出，即向预处理后的矿浆中加入浸金剂，浸金剂可以是氰化钠，添加量为2.3kg/t，浸出在充气、机械搅拌条件下进行，浸出时间为24h；充气速度0.5l/min；金浸出率86.50%；
第六步：炭吸附，即向浸出后的矿浆中添加活性炭，活性炭12g/l，吸附时间36h，得到载金炭产品（金品位3000g/t）和尾渣；
第七步：载金炭通过常规的解析、电解和冶炼之后得到黄金产品和脱金炭，脱金炭返回至炭吸附继续使用；
第八步：尾渣经过滤脱水后得到干尾渣和滤液水，干尾渣堆存在尾矿库，滤液水和浓缩溢流水进入循环水池，经循环水泵输送到磨矿和分级作业。
实施例2
一种含砷含硫型金矿中金的回收工艺，含砷含硫浸染型金矿石金品位4g/t，砷品位1%，硫品位3%，铁品位6.0%，锌品位0.1%，铜品位0.1%，如图1所示，具体步骤如下：
第一步：原矿破碎，即原矿石经二段一闭路破碎工艺流程进行破碎，破碎至最终粒度≤10mm；
第二步：磨矿和分级，即破碎后的原矿给入球磨机磨矿，磨矿产物给入分级机分级，控制分级溢流产品粒度-0.074mm占90%，矿浆质量浓度25%；
第三步：浓缩，即分级溢流产品给入浓密机浓缩脱水，得到底流矿浆和浓缩溢流水；控制浓密机底流矿浆质量浓度35%；
第四步：浓缩底流矿浆加入联合碱进行除杂预处理，具体过程为：加入联合碱50kg/t，此时矿浆ph值大于14，然后在25℃充气搅拌24h，充气速度1.0l/min；联合碱由碳酸钠、过氧化钠、氢氧化钠和氧化钙按照质量比3:4︰10︰9混合而成；
第五步：金浸出，即向预处理后的矿浆中加入浸金剂，浸金剂为氰化钾，添加量为3kg/t，浸出在充气、机械搅拌条件下进行，浸出时间为48h，充气速度1.0l/min，金浸出率90%；
第六步：炭吸附，即向浸出后的矿浆中添加活性炭，活性炭20g/l，吸附时间24h，得到载金炭产品（金品位4000g/t）和尾渣；
第七步：载金炭通过常规的解析、电解和冶炼之后得到黄金产品和脱金炭，脱金炭返回至炭吸附继续使用；
第八步：尾渣经过滤脱水后得到干尾渣和滤液水，干尾渣堆存在尾矿库，滤液水和浓缩溢流水进入循环水池，经循环水泵输送到磨矿和分级作业。
对比例1
和实施例2的不同之处在于：第四步使用氢氧化钠进行预处理，其用量50kg/t，浸出剂氰化钾用量3kg/t，金浸出率41%。
对比例金浸出率低的主要原因是不加碳酸钠、过氧化钠和氧化钙则矿浆黏度增加，金暴露不完全，添加碳酸钠做为矿浆分散剂，可有效提高浸出剂的分散度，添加过氧化钠做为催化剂，可显著提高砷矿物、硫矿物等的氧化速度；添加氧化钙做为杂质沉淀剂，可使砷、硫矿物杂质形成相应的钙盐沉淀物，除去杂质元素，在这些碱浸剂的综合作用下使金较彻底的暴露，从而有利于金的浸出。
含砷低硫易泥化金矿采用本发明从矿石中回收金，金浸出率85%以上，相比单一浮选工艺金回收率提高41.50%，常规浸出工艺金回收率提高46.50%，与浮选-浸出联合工艺相比，简化了工艺流程。