本发明属于黄金选冶，尤其涉及一种含碳砷金精矿氰化渣协同处理多金属矿分离的方法。
背景技术：
1、难冶炼的复杂金精矿—含碳砷难处理金精矿是一种含有碳、砷等元素，金银主要被砷黄铁矿包裹的金精矿，若采用常规氰化提金工艺的方法提取金银，其金银的回收率较低。直接氰化后尾渣含金仍为6～7g/t，氰化后尾渣具有较高的回收价值。氰化尾渣若采用两段焙烧系统进行处理，其结果也并不理想，由于碳质矿物质地较轻，受炉底鼓风及系统负压影响，在炉内停留时间过短，碳极易随烟尘吹出炉外；两段焙烧系统中未燃烧的碳具有吸附性，在氰化提金时进入氰化系统后会对金形成大量吸附，从而影响氰化过程金的回收率。因此，如何消除碳对两段焙烧氰化工艺的影响，进一步提高含碳砷难处理金精矿的综合回收率，具有重要意义。
2、同时，随着矿产资源综合利用率的逐渐提升，对于常规金精矿采用直接氰化提金工艺进行处理，经过提取金银后的含铜小于1wt％的氰化尾渣，大多数黄金冶炼企业实施了氰化尾渣铜铅锌等多元素浮选工艺技术，产出含铜小于10wt％，含铅3wt％，含锌5wt％的多金属混合精矿，由于精矿含铜品质低，难以作为铜精矿对外销售，导致外售价值低，产生利润较低。因此，进一步开发多金属矿高效处理技术，提升精矿品质，提高资源综合利用率，意义深远。
3、综上所述，积极开展进一步提高含碳砷金精矿氰化渣与多金属矿的资源综合利用技术水平，实现矿物中的有价金属高值化回收，具有极其重要的意义。
技术实现思路
1、本发明针对上述现有技术存在的不足，提供一种含碳砷金精矿氰化渣协同处理多金属矿分离的方法，具体的技术方案如下：
2、一种含碳砷金精矿氰化渣协同处理多金属矿分离的方法，包括如下步骤：
3、(1)一级含碳砷金精矿高氰高碱氧化浸出技术：含碳砷金精矿调整矿浆浓度50～65wt％，并进行磨矿处理，使磨矿后细度-400目达到92～98％；然后再加入石灰、双氧水、氰化钠进行高氰高碱氧化浸出处理，得到浸出氰化渣；
4、(2)二级多金属矿的产出技术：金精矿采用直接氰化提金工艺产出的氰化尾渣经调整矿浆浓度25～35wt％、硫酸活化、添加捕收剂和起泡剂，采用一次粗选、二次扫选、二次精选浮选工艺流程，得到多金属矿；
5、(3)三级含碳砷金精矿浸出氰化渣与多金属矿的氰化抑制技术：将步骤(1)得到的浸出氰化渣与步骤(2)得到的多金属矿按质量比为1:12～15进行混合配置，调整矿浆浓度10～15wt％，控制系统液氰化钠浓度进行氰化抑制处理，得到氰化抑制处理矿浆；
6、(4)四级浮选回收铜精矿技术：将步骤(3)产出的氰化抑制处理矿浆调整矿浆浓度10～15wt％，采用捕收剂进行浮选，再采用一次粗选、二次扫选、二次精选浮选流程，得到刮出的泡沫和选铜尾矿；
7、(5)五级焙烧酸浸氰化提金技术：将步骤(4)产出的选铜尾矿采用硫酸化焙烧、酸浸、氰化工艺技术进行金银铜的回收。
8、本发明所述含碳砷金精矿主要成分为含碳8～10wt％，含砷1～3wt％，含硫20～25wt％、含金40～60g/t、含银400～600g/t、含铜0.80～1.00wt％；所述氰化尾渣的含铜量为0.8～1.5wt％。
9、根据现有技术的不足，本发明提供的含碳砷金精矿氰化渣协同处理多金属矿分离的方法，采用一级含碳砷难处理金精矿高氰高碱氧化浸出技术得到浸出氰化渣；然后采用二级多金属矿的产出技术得到多金属精矿；再采用三级含碳砷金精矿浸出氰化渣与多金属矿的氰化抑制技术和四级浮选回收铜精矿技术，使得铜精矿品质显著提高，铜精矿可直接外售；最后的五级焙烧酸浸氰化提金技术，产出金银铜产品，使金银铜得到充分回收。
10、本发明充分利用了含砷碳难处理金精矿氰化渣中的碳、氰化物、碱度，破解了氰化尾渣浮选产出多金属矿中铜、铅、锌、硫等矿物相互粘连；同时氰化物、碱度进一步促进硫铁矿、砷黄铁矿、闪锌矿得到深度抑制，抑制过程碳矿物得以消除多金属矿中浮选药剂对后续分离浮选的影响，使在浮选中使多金属矿物中铜得以充分富集，并上浮进入铜精矿，使得铜精矿品质显著提高，有利于多金属矿的高值化回收；使生产成本大幅降低，提高了含碳砷金精矿氰化尾渣的焙烧-氰化金浸出率，提高了多金属矿铜、锌的回收率，具有较好的经济效益和广泛的推广应用价值。
11、进一步地，所述步骤(1)中，石灰的用量为20～30kg/t，双氧水的用量为1～2kg/t，氰化钠浓度为0.60～1.00wt％，高氰高碱氧化浸出处理的时间为36～60小时。
12、经上述过高氰高碱氧化浸出处理后，得到的浸出氰化渣成分为含碳8～10wt％，含砷1～3wt％，含硫20～25wt％、含金6～7g/t、含银40～60g/t、含铜0.80～1.00wt％。
13、进一步地，所述步骤(2)中，硫酸活化的ph为5～6；所述捕收剂为丁基黄药和丁铵黑药，所述起泡剂为2#油，丁基黄药的用量为100～130g/t，丁铵黑药的用量为50～70g/t，2#油的用量为30～40g/t。
14、经上述处理可得到含铜8～10wt％，含铅3～4wt％，含锌5～6wt％的多金属矿。
15、进一步地，所述步骤(3)中，系统液氰化钠浓度为0.03～0.05wt％，ph值为9～11，氰化抑制处理的时间为6～8小时。
16、进一步地，所述步骤(4)中，捕收剂为z-200浮选药剂，用量为100～300g/t，浮选的时间10～15分钟。
17、经上述处理可得到刮出泡沫和选铜尾矿，刮出泡沫为铜精矿，铜精矿成分为含金6～8g/t，含铜18～22wt％，含碳3～5wt％，含硫20～24wt％，含砷0.1～0.2wt％，铜精矿可直接外售；选铜尾矿分为含金6～8g/t，含银10～20g/t，含铜0.6～0.8wt％，含硫28～30wt％，含砷0.5～0.7wt％，含碳0.2～0.4wt％。
18、进一步地，所述步骤(5)中，所述硫酸化焙烧的方法为将选铜尾矿经过加水湿法调浆得到矿浓质量百分比65～70wt％的矿浆，然后将矿浆进入沸腾焙烧炉进行焙烧，所述焙烧的温度为600～620℃，焙烧的时间为1～2小时，得焙烧产物焙砂。
19、进一步地，所述步骤(5)中，所述焙烧产物焙砂进行酸浸条件为：矿浓质量百分比35～40wt％，硫酸浓度1～2wt％，温度60～80℃，酸浸时间2～4小时，得酸浸渣和酸浸液。
20、进一步地，所述步骤(5)中，所述酸浸液采用萃取电积回收生产阴极铜产品；所述酸浸渣采用氰化提金工艺回收生产金银产品。金、银、铜回收率分别达到95～96wt％、90～95wt％和90～92wt％。
21、本发明的有益效果为：
22、(1)本发明充分利用了含碳砷金精矿氰化渣中的碳、氰化物、碱度，破解了氰化尾渣浮选产出多金属矿中铜、铅、锌、硫等矿物相互粘连，解决了难以有效提高铜精矿铜品位的技术难题；同时氰化物、碱度使浮选过程中的黄铁矿、闪锌矿、砷黄铁矿得到有效抑制，在浮选中使多金属矿物中铜得以充分富集，并上浮进入铜精矿，有利于多金属矿的高值化回收。
23、(2)本发明将含碳砷金精矿浸出氰化渣与多金属矿协同浮选、冶炼处理，在浮选过程中有效利用了含碳砷金精矿中的碳，并使碳进入铜精矿，消除了含碳砷金精矿氰化渣采用焙烧氰化工艺碳对金回收的影响；同时选铜尾矿采用焙烧氰化工艺处理，使得金、银、铜得到高效回收。
24、(3)本发明工艺技术条件简单，操作方便，作业环境友好，实现了含砷碳金精矿氰化渣、多金属矿中有价金属金、铜的综合回收，使矿物资源得以高值化利用，具有良好的经济效益。