CN104694764A - 一种细粒级包裹金的强化浸出方法 - Google Patents

Abstract

本发明公开了一种细粒级包裹金的强化浸出方法，该方法是将氰化渣、黄铁矿烧渣、黄铁矿硫酸渣或含金硫化矿焙砂等含金物料与浸金药剂、pH调整剂及氧化剂和分散剂等加入到水基溶剂中进行球磨浸出，得到超细磨浸出浆料，所得超细磨浸出浆料转入高压反应釜中，补加浸金药剂、氧化剂和水基溶剂，再通入空气或富氧空气，进行加压浸出，过滤分离，得到含金贵液和浸出渣，该方法工艺简单，操作方便，能实现细粒级包裹金物料的高效浸出，得到的贵液即可采用现有的活性炭吸附-解吸-电解、锌粉(丝)还原等工艺回收金，适用性强，具有显著的经济效益。

Description

一种细粒级包裹金的强化浸出方法

技术领域

本发明涉及一种细粒级包裹金的强化浸出方法，属于湿法浸金技术领域。

背景技术

氰化渣，又称氰化尾渣，是氰化提金工艺中，金精矿中的金被CN^-络合浸出后经压滤得到的浸出废渣。就金的浸出工艺而言，有硫代硫酸盐法、硫尿法、石硫合剂法、溴化法、氯化法、碘化法、氰化物法、类氰化物法等，氰化提金法因其工艺成熟、成本低廉、回收率高、对矿石适应性较强、能就地产金等优点，历经百年仍在当前的黄金提取工业中具有支配地位，对于易处理金矿石，首选氰化提金法，即使是难处理矿石，经过强烈的氧化预处理后，依然可以采用氰化法提金。目前世界上约有85％的黄金都是采用氰化法生产。

目前我国已经建成重点黄金矿山330家，超越南非成为世界第一产金大国，全年黄金产量达300吨，60％以上产量均采用氰化法生产，其中191个规模较大的选金厂中，就有161个使用氰化提金工艺。据不完全统计，我国黄金矿山氰化渣的年排放量达2000多万吨，大多数氰化渣含金1.5g/t～4.5g/t，高的含金达十几g/t，由此可见，氰化渣堆存量巨大，提取氰化尾渣中的金银将会给矿山企业带来巨大的经济效益。

目前，氰化渣中金银的综合回收大多采用浮选工艺与氰化浸出工艺，其中以硫化矿为目的的浮选回收工艺占有很大的比重，回收难度较大，其中不乏成功回收的厂矿，但也有厂矿回收效果不尽人意。金厂峪金矿选厂在我国最早实现浮选法提取氰化尾渣中的金，于1986年6月正式投产，在氰化渣含金3～4g/t的情况下，采用水玻璃作分散剂，经过“一粗-一扫-三精”浮选流程，得到了品位为80～100g/t的金精矿，金回收率在26％左右(龚焕高，印万忠.岩石矿石浮选-中国黄金生产使用技术[M].北京：冶金工业出版社，1998.)。北京矿冶研究总院采用浮选法回收氰化尾渣中硫化矿包裹金(0.47g/t)，结果显示氰化渣不磨直接浮选，获得的金精矿品位25.01g/t，金回收率46.35％；再磨浮选金精矿品位47.50g/t，金回收率57.65％的较好指标，表明了尾渣再磨，使金矿物或含金硫化物充分解离，是提高浮选指标的重要方法(周东琴.某氰化尾渣中金的浮选回收试验研究[J].有色矿冶，2009，25(1)：15-17.)。贵州紫金矿业股份有限公司采用浮选法处理中温常压化学预氧化-氰化提金工艺的氰化尾渣，由于原矿90％以上的黄铁矿已被氧化，氰化渣中黄铁矿含量较少，金主要赋存于碳质物中，最终获得的浮选金精矿品位42.11％，金回收率83.11％(夏国进，某金矿氰化尾矿浮选回收金试验研究及生产实践[J].有色金属，2008，(4)：18-19.)。广西龙水金矿选矿厂于1996年建立金精矿氰化车间，其金精矿由于铜、碳等杂质的富集影响了氰化效果，导致氰化渣中金、银的品位分别达到5.51g/t和2.03g/t，在1997年建立氰化尾渣回收金、银的选矿车间，浮选时添加硫酸铜作为活化剂，通过“一粗-二精-二扫”的浮选工艺流程，当年回收黄金4.1kg，白银189kg，回收率分别为67.5％和82.5％(薛光，于永江.加压氧化-氰化浸出法从氰化尾渣中回收金[J]，矿产资源综合利用，2004，12：48-49.)。

李绍卿对氰化渣中的金进行了氰化浸出工艺研究，试验结果表明活化剂的加入可以大幅度提高金的氰化浸出速率和浸出率，通过将焙砂氰化尾渣、细菌氧化-氰化工艺生产的氰化尾渣分别与助磨剂共细磨10min～30min，再加入活化剂协同氰化浸出，使焙砂氰化尾渣中的金品位从1～3g/t下降到0.3～0.5g/t，细菌氧化氰化渣的金品位从3～11.2g/t下降至0.5～1.1g/t，其中部分氰化尾渣金的氰化浸出率可达90％～95％(李少卿，王静，刘香梅，罗建民.从氰化渣中回收金的氰化工艺研究[J].黄金，2004，25(10)：37-39.)。乌拉嘎金矿氰化尾渣中金品位约为7g/t，金回收率仅为75％，该浮选金精矿氰化尾渣中的金嵌布粒度细微，且大部分包裹于黄铁矿或其它金属矿物中，采用常规氰化工艺无法回收。通过试验研究和生产实践证明，采用压滤、焙烧、制酸、烧渣再磨的氰化工艺可以取得良好的效果，金回收率提高了5.3％，(杨保成，任淑丽，宋殿举.浮选金精矿氰化尾矿的综合利用[J].黄金，2004，35(3)：33-35.)。

河南中原黄金冶炼厂对铜硫含量高的金精矿采用硫酸化焙烧-浸铜-氰化工艺流程处理，氰化渣中金品位为2g/t左右，银品位为60g/t左右。由于焙烧过程中产生的氧化铁等杂质对金银的“包裹”作用，阻碍了氰化浸出过程中CN^-与贵金属的充分接触，使常规氰化浸出难以实现金和银的高效提取。针对此问题，张福元等人采用高酸催化氧化浸出氰化渣中的氧化铁，最大限度地将金、银从“包裹”中释放出来，再从浸铁渣中用常规氰化浸出金、银等贵金属，结果表明在矿浆浓度35％、硫酸过剩系数1.3、温度100℃、常压浸出2.5h条件下，铁的浸出率可达97.80％，浸铁渣金、银浸出率分别可达87％和80％(张福元，张玉华，俎小凤.从氰渣中浸取金、银试验研究[J].黄金，2007，28(9)：37-39.)。

史娟华在强酸性氯介质体系中，采用氯化钠-次氯酸钠法处理山东招远某黄金冶炼厂的氰化尾渣(含金5.28g/t)，金浸出率可以达到41％左右。(史娟华，于先进，张亚莉.氯化钠-次氯酸钠法从氰化渣中回收金[J].有色金属(冶炼部分)，2013，(3)：35-37.)李怀梅采用“复合添加剂还原焙烧-水浸-磁选”新工艺处理山东招远某氰化渣，综合回收氰化渣中的铁、金。在原矿细磨至粒度小于0.074mm占85％，通过添加活性炭粉、硫酸钠、碳酸钠，在750℃下焙烧60min，焙砂水冷球磨后经弱磁磁选可获得铁品位59.11％、回收率75.12％的铁精矿；采用酸性硫脲法回收磁选尾矿中的金，当浸出液固比3:1、浸出温度60℃、浸出时间6h、pH值＝1.5、硫脲浓度2kg/t时获得的金浸出率为82.30％(李怀梅.氰化渣综合回收铁、金的工艺研究[D].硕士学位论文，山东理工大学，2012年)。

硫铁矿烧渣又称硫酸渣、黄铁矿烧渣、硫酸烧渣，是指用硫铁矿为原料生产硫酸过程中排出的烧渣，其主要成分是Fe₂O₃、Fe₃O₄、金属硫酸盐、硅酸盐和氧化物，含金品位0.5g/t～7g/t不等，少量硫酸渣含金在3g/t以上。我国制酸每年要排出硫酸渣近千万吨，约占化工废渣总量的1/3，大部分硫酸渣采用堆填处置，不仅占用了大量的耕地面积，而且硫铁矿烧渣能通过各种途径造成对大气、土壤、水体的污染，直接或间接危及生态平衡和人体健康。另一方面，烧渣中含有金、银等稀贵金属，是一种宝贵的二次资源。硫酸渣中有价金属的回收利用主要集中于金、银的提取，不同产地烧渣的成分及金银存在状态差异较大，金银的提取工艺及效果各不相同，目前硫酸渣中提取金银等贵金属已经得到足够的重视，逐渐成为热门的研究课题。

采用氰化法浸出硫酸渣中金银的研究发展比较缓慢，在实际应用中选择性较差，不同的烧渣中金银的氰化浸出率较低，其中银的氰化浸出率更低。近年来，经过研究和生产不断发现新的预处理技术和选择性提取不同的有用金属，从而使烧渣中有用金属、贵金属等不断选择性的提取出来。采用超细磨-树脂矿浆-硫脉法把助磨剂、助浸剂引进浸出过程，浸出率能达到88％，树脂矿浆法(RIP)简化了工艺流程，提高了金的浸出率(危俊婷，郭炳昆，严规有等.超细磨-树脂矿浆法从黄铁矿烧渣中回收金的研究[J].黄金，2002，23(4)：34-36)。采用氨水对硫酸渣进行预处理后，能较大幅度提高金的浸出率(周元林.硫酸烧渣氰化法提金前的氨水预处理[J].化学研究及应用，2001，13(3)：332)。高霞等人通过化学选矿的方法，采用碱浸、氧化酸浸工艺，去除硫酸渣中有害杂质和回收有价金属元素，金、银、铜的回收率分别为87％、76％、82％(高霞，晓松，朱伯仲等.黄铁矿烧渣提取铁、金、银等工艺研究[J].河南科学，2005，23(5)：672)。硫酸渣提金以氰化法最为成熟，成本最低，但是烧渣中往往含有的其它杂质很多，严重干扰金的浸出，Cu、As、S等元素严重消耗氰化钠，使金浸出不完全，甚至浸不出，采用氨水预处理、超细磨、碱浸预处理等措施可以有效提高金浸出率，由于烧渣的成分没有普遍性，每一种提金方法都有自己的局限性。

氰化渣、硫酸渣、含金硫化矿焙砂等物料中一般赋存有较高品位的细粒级包裹金，该类含金物料具有以下共同特点：一是含金物料中金的堪布粒度很细，绝大部分金呈显微包裹金、次显微-超显微包裹金形式存在，单体金粒径在0.01mm以下；二是矿物表面性质受氰化物长时间侵烛或焙烧氧化，发生了很大变化，矿物之间的可浮性明显降低；三是含金物料中对浸金过程起干扰的元素组成复杂。目前这类原料没有合理有效的方法回收其中的金、银，只能以低价卖给化工厂，或者大量堆存，使金和其它有价金属不能得到合理有效的回收利用，造成资源的浪费，降低资源利用率。因此对于氰化渣、黄铁矿烧渣(硫酸渣)、含金硫化矿焙砂等的处理寻找经济有效的方法显得十分迫切。

发明内容

针对现有技术中的从氰化渣、硫酸渣、含金硫化矿焙砂等废渣中提金工艺存在的缺陷，如金粒度非常细小，大都在0.01毫米以下，呈极细的微位金，同时大都为难溶的包裹金，难以继续用氰化法回收，用单一的机械磨矿方法实现金单体解离也难以达到回收的缺陷；本发明的目的是在于提供一种以超细磨浸出结合加压浸出，使细粒级包裹金物料充分溶出，实现高金回收率的方法，该方法实现了含金物料工业废渣的综合利用，产生了显著的经济效益，促进黄金矿山的可持续性发展。

本发明提供了一种细粒级包裹金的强化浸出方法，该方法包括以下步骤：

步骤一：超细磨浸出

将含金物料、浸金药剂和分散剂混合物，或者含金物料、浸金药剂、分散剂和氧化剂混合物加入到水基溶剂中；再通过pH调节剂调节pH至7.0～12.5后，进行球磨浸出，得到颗粒粒度为0.001mm～0.074mm的超细磨浸出浆料；

步骤二：加压浸出

将步骤一所得的超细磨浸出浆料转入高压反应釜中，补加浸金药剂、氧化剂和水基溶剂，再加入pH调节剂调节pH为9.5～12.5；同时在高压反应釜中通入空气或富氧空气，使高压反应釜内压强达到0.10MPa～2.00MPa后，在10℃～120℃温度下进行加压浸出，过滤分离，得到含金贵液和浸出渣。

本发明提供的细粒级包裹金的强化浸出方法还包括以下优选方案：

优选的方案中步骤一中浸金药剂的质量为含金物料的0.01％～1％；较优选为0.1％～0.5％。

优选的方案中所述的含金物料在超细磨浸出浆料中的浓度为20wt％～70wt％。

优选的方案中步骤二中在超细磨浸出浆料中补加浸金药剂后，浆料中的浸金药剂的质量为含金物料的0.01％～1.5％；较优选为0.15～1.0％。

优选的方案中步骤二中在超细磨浸出浆料中补加氧化剂后，浆料中的氧化剂的质量为浸金药剂质量的5％～30％。

较优选的方案中步骤二中在超细磨浸出浆料中补加浸金药剂、氧化剂和水基溶剂后，含金物料的浓度为10wt％～60wt％。

进一步优选的方案中含金物料为氰化渣、黄铁矿烧渣、黄铁矿硫酸渣、含金硫化矿焙砂中至少一种。

进一步优选的方案中浸金药剂为氰化钠、氰化钾、氰化钙、石硫合剂、改性石硫合剂、硫代硫酸盐、多硫化物、硫脲中的至少一种。

进一步优选的方案中氧化剂为过氧化钙、双氧水、铁氰酸盐、次氯酸盐中的至少一种。

优选的方案中水基溶剂为水或者是由含金贵液经活性炭吸附后得到的贫液。

优选的方案中分散剂为聚吡咯烷酮、聚丙烯酸盐、油酸钠、三乙胺、脂肪醇聚氧乙烯醚、六偏磷酸钠、水玻璃中的至少一种。

优选的方案中分散剂的用量为含金物料质量的0.02％～0.50％；最优选为0.02％～0.30％。

优选的方案中加压浸出时间为4h～72h；最优选为12～72h。

优选的方案中pH调节剂为碳酸钠、氢氧化钠、氢氧化钾、生石灰、熟石灰、氨水中的至少一种。

优选的方案中步骤二得到的含金含金贵液可采用现有技术中常规的活性炭吸附-解吸-电解、锌粉(丝)还原等工艺回收金。

本发明采用的含金物料、浸金药剂、分散剂和氧化剂及pH调节剂都为市售的常规制剂。

优选的方案中富氧空气为本领域技术人员公知常识，为氧气和空气混合得到的混合气体，氧含量比空气高。

优选的方案中在高压反应釜中通入空气或富氧空气，使高压反应釜内压强达到0.10MPa～1.00MPa。

与现有技术相比，本发明技术优点及带来的有益技术效果：

本发明的技术优点：本发明在磨矿的同时，加入浸金药剂与助剂等，边磨边浸，使氰化渣、黄铁矿烧渣、黄铁矿硫酸渣及含金硫化矿焙砂等废渣表面的矿物粒子不断地参与浸出反应，对细粒级包裹金的浸出大有裨益；在此基础上，本发明进一步通过充氧、加压浸出，大大增加了矿浆中的溶解氧含量，有效促进矿物内部金的络合溶出反应。

本发明带来的有益效果：1、本发明首次通过球磨浸出结合加压浸出的工艺，彻底改变了氰化渣、黄铁矿烧渣、黄铁矿硫酸渣及含金硫化矿焙砂等废渣的理化性质，强化浸出过程的传质与化学反应，促进矿浆中金银的溶解与溶出，实现了细粒级包裹金的强化浸出，实现的金的高效回收。2、通过本发明的工艺采用改性石硫合剂等非氰药剂同样能获得高的金浸出率，可以实现黄金矿山的安全与清洁生产。3、通过本发明方法得到的浸出贵液可沿用现有的活性炭吸附-解吸-电解、锌粉(丝)还原等工艺回收金，可以利用矿山现有的绝大部分设备、设施，适用性强。综上所述，本发明涉及技术方案简单，操作方便，金提取率高，环境友好，能实现细粒级包裹金物料的高效浸出，得到的贵液即可采用现有的技术流程，适用性强。本发明可提高资源的综合利用率及提金综合经济效益，将氰化渣、硫酸渣等含金物料得以充分利用，具有显著的经济效益，是黄金矿山实现持续发展与发展循化经济的良好技术支撑。适于工业化生产。

附图说明

【图1】为本发明的工艺流程图。

具体实施方式

下面结合实施例，对本发明作进一步描述，以下实施例旨在说明本发明内容而不是对本发明保护范围的进一步限定。

对比实施例1

氰化渣取自湖南岳阳某黄金矿山，含金12.8g/t，细度为-0.074mm占70.5％。取氰化渣1000份(质量，下同)、金蝉药剂(市售，低毒环保型浸金药剂，改性石硫合剂的一种)1.5份、氧化剂过氧化钙0.3份、有机分散剂平平加O(市售，脂肪醇聚氧乙烯醚)0.1份、无机分散剂六偏磷酸钠0.1份、石灰4.0份、水2000份加入搅拌磨中，磨矿介质为2mm的钢珠，研磨60min。经激光粒度仪测定，矿浆粒径分布在0.5μm～20μm，d(50)＝3.35μm。

将磨好的矿浆转入敞口容器中，补加水1000份、金蝉药剂1.0份、石灰1.5份(矿浆pH值＝11.5)、氧化剂过氧化钙0.2份，在室温下搅拌反应48h；过滤，滤饼采用pH值为11.5的氢氧化钠溶液等体积洗涤两次，干燥后送样分析Au品位，由此计算Au浸出率。

浸出渣含Au 10.68g/t，计算出金的浸出率为16.56％。

实施例1

氰化渣取自湖南岳阳某黄金矿山，含金12.8g/t，细度为-0.074mm占70.5％。取氰化渣1000份、金蝉药剂1.5份、氧化剂过氧化钙0.3份、有机分散剂平平加O 0.1份、无机分散剂六偏磷酸钠0.1份、石灰4.0份、水2000份加入搅拌磨中，磨矿介质为2mm的钢珠，研磨60min。经激光粒度仪测定，矿浆粒径分布在0.5μm～20μm，d(50)＝3.35μm。

将磨好的矿浆转入高压反应釜中，补加水1000份、金蝉药剂1.0份、石灰1.5份(矿浆pH值＝11.5)、氧化剂过氧化钙0.2份，开动搅拌；联通空压机，将反应釜加压至0.4MPa(表压)，在室温下搅拌反应24h；停止反应，过滤，得到浸出贵液与浸出渣。经分析，浸出渣含Au 0.35g/t，计算出金浸出率为97.27％。

采用锌丝置换浸出贵液中的金，再利用硫酸浸泡溶解过量金属锌；过滤、干燥、称重、分析金，金纯度为90.5％，此过程金回收率为98.87％。

实施例2

氰化渣取自湖南岳阳某黄金矿山，含金12.8g/t，细度为-0.074mm占70.5％。取氰化渣1000份、氰化钠1.5份、氧化剂铁氰化钾0.3份、有机分散剂P-5040(市售，改性聚丙烯酸盐的一种)0.2份、氢氧化钠3.5份、水1000份加入搅拌磨中，磨矿介质为2mm的钢珠，研磨30min。经激光粒度仪测定，矿浆粒径分布在0.5μm～36μm，d(50)＝10.98μm。

将磨好的矿浆转入高压反应釜中，补加水1000份、氰化钠1.0份、氢氧化钠1.2份(矿浆pH值＝10.5)、铁氰化钾0.2份，开动搅拌；联通空压机，将反应釜加压至0.6MPa(表压)，设定反应釜温度为80℃；在80℃下搅拌反应12h；停止反应，过滤，得到浸出贵液与浸出渣。经分析，浸出渣含Au 1.26g/t，计算出金浸出率为90.16％。

实施例3

氰化渣取自山东招远某黄金矿山，含金3.8g/t，细度为-0.074mm占80.6％。取氰化渣1000份、金蝉药剂1.0份、氧化剂双氧水0.10份、分散剂六偏磷酸钠0.5份、氨水2.0份、水1000份加入搅拌磨中，磨矿介质为2mm的钢珠，研磨60min。经激光粒度仪测定，矿浆粒径分布在0.5μm～15μm，d(50)＝1.39μm。

将磨好的矿浆转入高压反应釜中，补加水2500份、金蝉药剂0.5份、石灰1.5份(矿浆pH值＝12.0)、氧化剂双氧水0.2份，开动搅拌；联通空压机，将反应釜加压至1.1MPa(表压)，在40℃下搅拌反应12h；停止反应，过滤，得到浸出贵液与浸出渣。经分析，浸出渣含Au 0.42g/t，计算出金浸出率为88.95％。

实施例4

硫酸渣取自湖南株洲某化工厂，含金3.1g/t，细度为-0.074mm占64.9％。取硫酸渣1000份、硫脲2.5份、亚硫酸钠2.0份、六偏磷酸钠1.0份、油酸0.2份、碳酸钠2.0份、氨水4.0份、水1000份加入搅拌磨中，磨矿介质为2mm的钢珠，研磨50min。经激光粒度仪测定，矿浆粒径分布在0.5μm～35μm，d(50)＝8.68μm。

将磨好的矿浆转入高压反应釜中，补加水3000份、硫脲1.0份、石灰1.5份(矿浆pH值＝9.5)、氧化剂次氯酸钠0.2份，开动搅拌；联通空压机，将反应釜加压至0.6MPa(表压)，在25℃下搅拌反应36h；停止反应，过滤，得到浸出贵液与浸出渣。经分析，浸出渣含Au 0.22g/t，计算出金浸出率为92.90％。

实施例5

硫酸渣取自湖南株洲某化工厂，含金3.1g/t，细度为-0.074mm占64.9％。取硫酸渣1000份、氰化钾1.5份、氧化剂铁氰化钾0.3份、有机分散剂聚乙烯吡咯烷酮0.2份、氨水2.0份、石灰2.5份、水1500份加入搅拌磨中，磨矿介质为2mm的钢珠，研磨5min。经激光粒度仪测定，矿浆粒径分布在1μm～100μm，d(50)＝57.32μm。

将磨好的矿浆转入高压反应釜中，补加水1500份、氰化钾1.0份、石灰1.5份(矿浆pH值＝11.2)、铁氰化钾0.2份，开动搅拌；联通空压机，将反应釜加压至0.6MPa(表压)；在70℃下搅拌反应72h；停止反应，过滤，得到浸出贵液与浸出渣。经分析，浸出渣含Au 1.68g/t，计算出金浸出率为45.81％。

实施例6

含金硫精矿(Au品位42.6g/t)经氧化焙烧，得到的含金硫化矿焙砂Au品位提高到43.8g/t。

取含金硫化矿焙砂1000份、金蝉药剂2.5份、过氧化钙0.30份、P-50400.2份、水玻璃1.0份、氨水4.0份、石灰2.0份、水1000份加入搅拌磨中，磨矿介质为2mm(占75％)、5mm(占25％)的钢珠，研磨90min。经激光粒度仪测定，矿浆粒径分布在0.5μm～10μm，d(50)＝1.35μm。

将磨好的矿浆转入高压反应釜中，补加水3000份、金蝉药剂1.5份、石灰1.2份(矿浆pH值＝11.0)、氧化剂过氧化钙0.2份，开动搅拌；联通空压机，将反应釜加压至0.7MPa(表压)，在50℃下搅拌反应28h；停止反应，过滤，得到浸出贵液与浸出渣。经分析，浸出渣含Au 0.21g/t，计算出金浸出率为99.51％。

实施例7

氰化渣取自湖南岳阳某黄金矿山，含金12.8g/t，细度为-0.074mm占70.5％。取氰化渣1000份、金蝉药剂1.50份、P-50400.2份、过氧化钙0.18份、六偏磷酸钠0.20份、石灰4.0份、水1000份加入搅拌磨中，磨矿介质为2mm的钢珠，研磨120min。经激光粒度仪测定，矿浆粒径分布在0.5μm～20μm，d(50)＝1.23μm。将磨好的矿浆转入高压反应釜中，补加水1000份、金蝉药剂1.0份、石灰1.5份(矿浆pH值＝11.5)、过氧化钙0.12份、椰壳活性炭10份(粒状，2-4mm)，开动搅拌(炭浸法)；联通空压机，将反应釜加压至0.5MPa(表压)，在35℃下搅拌反应18h；停止反应，浸出完成的浆料采用150目筛子分级，筛上为载金活性炭，筛下矿浆经过滤，得到贫液与浸出渣。经分析，浸出渣含Au 0.22g/t，计算出金浸出率为98.28％。

Claims (10)

1.一种细粒级包裹金的强化浸出方法，其特征在于，包括以下步骤：

步骤一：超细磨浸出

将含金物料、浸金药剂和分散剂混合物，或者含金物料、浸金药剂、分散剂和氧化剂混合物加入到水基溶剂中；再通过pH调节剂调节pH至7.0～12.5后，进行球磨浸出，得到颗粒粒度为0.001mm～0.074mm的超细磨浸出浆料；

步骤二：加压浸出

将步骤一所得的超细磨浸出浆料转入高压反应釜中，补加浸金药剂、氧化剂和水基溶剂，再加入pH调节剂调节pH为9.5～12.5；同时在高压反应釜中通入空气或富氧空气，使高压反应釜内压强达到0.10MPa～2.00MPa后，在10℃～120℃温度下进行加压浸出，过滤分离，得到含金贵液和浸出渣。

2.根据权利要求1所述的细粒级包裹金的强化浸出方法，其特征在于，步骤一中浸金药剂的质量为含金物料的0.01％～1％。

3.根据权利要求2所述的细粒级包裹金的强化浸出方法，其特征在于，所述的含金物料在超细磨浸出浆料中的浓度为20wt％～70wt％。

4.根据权利要求1所述的细粒级包裹金的强化浸出方法，其特征在于，步骤二中在超细磨浸出浆料中补加浸金药剂和氧化剂后，浆料中的浸金药剂的质量为含金物料的0.01％～1.5％，氧化剂的质量为浸金药剂质量的5％～30％。

5.根据权利要求4所述的细粒级包裹金的强化浸出方法，其特征在于，步骤二中在超细磨浸出浆料中补加浸金药剂、氧化剂和水基溶剂后，含金物料的浓度为10wt％～60wt％。

6.根据权利要求1～5任一项所述的细粒级包裹金的强化浸出方法，其特征在于，所述的含金物料为氰化渣、黄铁矿烧渣、黄铁矿硫酸渣、含金硫化矿焙砂中至少一种；所述的浸金药剂为氰化钠、氰化钾、氰化钙、石硫合剂、改性石硫合剂、硫代硫酸盐、多硫化物、硫脲中的至少一种；所述的氧化剂为过氧化钙、双氧水、铁氰酸盐、次氯酸盐中的至少一种。

7.根据权利要求1所述的细粒级包裹金的强化浸出方法，其特征在于，所述的水基溶剂为水或者是由含金贵液经活性炭吸附后得到的贫液。

8.根据权利要求1所述的细粒级包裹金的强化浸出方法，其特征在于，所述的分散剂为聚吡咯烷酮、聚丙烯酸盐、油酸钠、三乙胺、脂肪醇聚氧乙烯醚、六偏磷酸钠、水玻璃中的至少一种；所述的分散剂的用量为含金物料质量的0.02％～0.50％。

9.根据权利要求1所述的细粒级包裹金的强化浸出方法，其特征在于，所述的加压浸出时间为4h～72h。

10.根据权利要求1所述的细粒级包裹金的强化浸出方法，其特征在于，所述的pH调节剂为碳酸钠、氢氧化钠、氢氧化钾、生石灰、熟石灰、氨水中的至少一种。