CN113755704B - 一种含碳砷金精矿梯级分离综合回收的方法 - Google Patents

一种含碳砷金精矿梯级分离综合回收的方法 Download PDF

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Abstract

本发明属于黄金选冶技术领域，涉及一种含碳砷金精矿梯级分离综合回收的方法。将浮选工艺与冶炼工艺进行了有效的结合，对含碳砷金精矿进行预先浮选，获得碳精矿，碳精矿单独氰化提金、银、铜，使碳精矿中的金、银、铜得到综合回收，破解碳矿物对焙烧及后续氰化过程对金的回收影响，碳精矿浸出渣通过有色冶炼生产工艺得到无废化、综合处理；将选碳尾矿低温脱砷、酸浸处理、高温脱硫的有效结合，通过制粒、低温还原焙烧、烧渣细磨、酸浸工艺处理，破解了常规两段焙烧过程中砷矿物焙烧不完全、金属氧化物、硫化物对金的包裹，实现了金的最大限度的裸露，显著提高了氰化过程金、银的浸出率、经济效益显著。

Description

一种含碳砷金精矿梯级分离综合回收的方法
技术领域
本发明属于黄金选冶技术领域，具体涉及一种含碳砷金精矿梯级分离综合回收的方法。
背景技术
随着世界矿产资源的大量开采，易处理的金矿资源处理不断减少，难处理金矿成了世界各国提金的重要原料，难处理金矿在地壳中所占金的总量比例高达60％。因此从难处理金矿石中提取金的工艺技术研究已经引起世界各国的重视，难处理金矿的合理、高效开发利用技术的研究一直是世界各产金国研究的热点。
我国难处理金矿的远景储量较为可观。而难选冶金矿石不仅性质复杂、难以处理，而且成份千差万别，不同类型的的难选冶金精矿氧化焙烧工艺有着不同的工艺要求甚至互相冲突，且在选冶过程中存在有价元素利用率低、自动化程度低、成本高、环境污染严重等问题。
含碳砷金精矿属于一种难冶炼的复杂金精矿，该类金精矿的特点是含有碳、砷等元素，金银主要被砷黄铁矿包裹，采用常规工艺金银的回收率极低，如两段焙烧系统处理含碳砷金精矿时，虽然炉内温度满足碳燃烧的条件，但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，极易随烟尘吹出炉外，所以两段焙烧系统的脱碳率并不理想，由于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，且生产过程产生大量的氰化尾渣与含砷石膏渣危废，不符合目前国家的环保政策；若采用火法炼铜工艺，金银的回收率较高，但需要大量的含铜物料进行配矿，且配矿后的砷含量有严格的要求，砷一旦超标将严重影响铜产品质量且会产生大量含砷危废，处理难度大。目前含碳砷金精矿处理的常规方法只能通过两段焙烧氰化工艺或少量掺兑进入火法炼铜系统，不仅成本费用大，时间周期长，且工序复杂劳动强度大。因此在技术集成、创新的基础上开发含碳砷难选冶金精矿综合回收有价元素的新工艺技术，解决含碳砷金精矿有价元素综合利用率低等一系列关键技术难题迫在眉睫。
发明内容
根据以上现有技术的不足，本发明的目的在于提供一种含碳砷金精矿梯级分离综合回收的方法，克服了在两段沸腾焙烧炉处理含碳砷金精矿过程中，脱碳、脱砷沸效果不佳，焙烧过程金颗粒重新包裹以及金浸出率低的缺陷。
为实现以上目的，所采用的具体技术方案是：
一种含碳砷金精矿梯级分离综合回收的方法，包括以下步骤：
1)一级预先浮选脱碳：将含碳砷金精矿与两段焙烧氰化尾渣混合配置，调整矿浆浓度,调节PH为碱性，加入亚硫酸钠和煤油，再添加2#油，搅拌后，采用一次粗选、二次扫选、三次精选的浮选流程，刮出泡沫为碳精矿，槽内产品为选碳尾矿；
2)碳精矿高浓度氰化浸出提金银：将步骤1)所述碳精矿放入氰化浸出装置，控制矿浆浓度与氰化钠浓度，调整氰化温度与氰化浸出时间，浸出液采用锌粉置换工艺回收金、银，回收金银后液采用酸化沉淀工艺回收铜，产出含铜10～50％的铜精矿；浸出渣经有色冶炼生产工艺作为燃料，并通过高温熔炼综合回收金、银、铅等金属；
3)选碳尾矿低温脱砷：往步骤2)所述选碳尾矿中添加水，进行制粒后，在回转窑中，控制窑头、窑中以及窑尾温度，控制焙烧时间，焙烧过程烟气预先经过布袋收砷处理后，尾气送入冶炼烟气制酸生产系统生产硫酸，得到一次焙砂；
4)一次焙砂酸浸处理：将步骤3)所述一次焙砂进行磨矿，磨矿过程中添加硝酸铅，并控制矿浆浓度与起始硫酸酸度，调整酸浸温度与酸浸时间，酸浸结束后，经压滤脱水后得到酸浸渣，酸浸液采用萃取电积工艺回收生产阴极铜产品，萃取铜后液采用中和法进行处理后循环使用；
5)酸浸渣回转窑高温脱硫：往步骤4)所述酸浸渣中添加水，进行制粒后，在回转窑中，控制窑头、窑中以及窑尾温度，控制焙烧时间，焙烧过程烟气送入冶炼烟气制酸生产系统生产硫酸，得到二次焙砂；
6)二次焙砂氰化浸出金银：将步骤5)所述二次焙砂进行磨矿，磨矿过程中添加六偏磷酸钠，浸出过程控制矿浆浓度，调节PH，添加氰化钠，氰化液经锌粉置换工艺回收金银；氰化浸出渣经过酸化法+二氧化硫法处理后，无害化处理后的氰渣达到尾矿库处置标准要求。
进一步，步骤1)中所述含碳砷金精矿与两段焙烧氰化尾渣的按照质量比1:0.1～1：0.5进行混合，所述矿浆浓度10～19％，采用石灰调所述PH为9～11，所述亚硫酸钠用量500～2000g/t，所述煤油用量50～300g/t，搅拌10～30分钟后，再添加2#油50～200g/t，再搅拌3～5分钟。
进一步，步骤1)中所述浮选的时间为10～40分钟，所述碳精矿主要成分为含碳10％～40％，含金50～200g/t，含银300～600g/t，含硫3～8％，含铅5～8％，含铜3～5％，含砷0.30～1.00％；所述选碳尾矿，含碳0.2～0.4％，含金20～50g/t，含银10～30g/t，含铅0.1～0.4％，含铜0.1～0.3％，含硫20～40％，含砷3～15％。
进一步，步骤2)中所述矿浆浓度10～20％，所述氰化钠浓度2～10％，所述氰化温度50～70℃，所述氰化浸出时间5～15h，所述浸出渣含碳10％～40％，含金5～20g/t，含银30～60g/t，含硫3～8％，含铅5～8％，含铜0.2～0.5％，含砷0.30～1.00％。
进一步，步骤3)中所述水的添加量按重量百分比计为5～10％，所述制粒的粒度为5～10mm，所述窑头温度为400～450℃，窑中温度为450～500℃，窑尾温度为500～550℃，所述焙烧时间2～6h，所述一次焙砂含碳0.05～0.1％，含金30～80g/t，含银20～60g/t，含铅0.2～0.8％，含铜0.2～0.6％，含硫15～28％，含砷0.20～0.50％。
进一步，步骤4)中所述硝酸铅用量为500～1500g/t，所述磨矿的细度-400目控制为90～95％，所述矿浆浓度20～40％，所述起始硫酸酸度10～30％，所述酸浸温度70～80℃，所述酸浸时间4～8h。
进一步，步骤5)中所述水的添加量按重量百分比计为5～10％，所述制粒的粒度为5～10mm，所述窑头温度为550～600℃，窑中温度为600～650℃，窑尾温度为650～680℃，所述焙烧时间2～6h，所述二次焙砂含碳0.05～0.1％，含金50～120g/t，含银40～100g/t，含铅0.4～1.6％，含铜0.02～0.06％，含硫0.2～0.5％，含砷0.08～0.20％。
进一步，步骤6)所述六偏磷酸钠的添加量为500～1500g/t，所述磨矿的细度-400目控制为90～95％，矿浆浓度20～50％，采用纯碱调PH为7～8，氰化钠添加速度为前期8h中，每小时添加量为0.3～0.5kg/t，后期每小时氰化钠添加量为0.2～0.4kg/t，氰化浸出时间12～24h；所述氰化浸出渣含金0.6～1.2g/t，含银5～10g/t。
与现有技术相比，本发明的有益效果在于：
(1)将浮选工艺与冶炼工艺进行了有效的结合，对含碳砷金精矿进行预先浮选，获得碳精矿，碳精矿单独氰化提金、银、铜，使碳精矿中的金、银、铜得到综合回收，破解碳矿物对焙烧及后续氰化过程对金的回收影响，碳精矿浸出渣通过有色冶炼生产工艺得到无废化、综合处理。
(2)将选碳尾矿低温脱砷、酸浸处理、高温脱硫的有效结合，通过制粒、低温还原焙烧、烧渣细磨、酸浸工艺处理，破解了常规两段焙烧过程中砷矿物焙烧不完全、金属氧化物、硫化物对金的包裹，实现了金的最大限度的裸露，显著提高了氰化过程金、银的浸出率、经济效益显著。
(3)本发明工艺技术条件简单，操作方便，作业环境友好，实现了含碳砷金精矿中碳、金、银、铜、砷、硫的梯级综合回收，且整个过程中属于清洁生产，无废气、废水产生，具有良好的环保效益。
具体实施方式
以下结合实例对本发明进行描述，所举实例只用于解释本发明，并非用于限定本发明的范围。
实施例1
1)一级预先浮选脱碳：将含碳砷金精矿与两段焙烧氰化尾渣混合配置，质量比为1:0.1，调整矿浆浓度10％，采用石灰调PH＝9，亚硫酸钠用量500g/t，煤油用量50g/t，搅拌10分钟后，再添加2#油50g/t，搅拌3分钟，浮选时间10分钟，采用一次粗选二次扫选三次精选浮选流程，刮出泡沫为碳精矿，碳精矿主要成分为含碳10％，含金50g/t，含银300g/t，含硫3％，含铅5％，含铜3％，含砷0.30％；槽内产品为选碳尾矿，含碳0.2％，含金20g/t，含银10g/t，含铅0.1％，含铜0.1％，含硫20％，含砷3％；
2)碳精矿高浓度氰化浸出提金银：将步骤1)所述碳精矿放入氰化浸出装置，控制矿浆浓度10％，氰化钠浓度2％，氰化温度50℃，氰化浸出时间5h，浸出液采用锌粉置换工艺回收金、银，回收金银后液采用酸化沉淀工艺回收铜，产出含铜10％的铜精矿；浸出渣含碳10％，含金5g/t，含银30g/t，含硫3％，含铅5％，含铜0.2％，含砷0.30％，浸出渣经有色冶炼生产工艺作为燃料，并通过高温熔炼综合回收金、银、铅等金属；
3)选碳尾矿低温脱砷：将步骤1)所述选碳尾矿添加适量水5％，采用圆盘制粒机，制粒粒度5mm，在外加热式回转窑中，窑头温度控制400℃，窑中温度450℃，窑尾温度500℃，焙烧时间2h，焙烧过程烟气预先经过布袋收砷处理后，尾气送入冶炼烟气制酸生产系统生产硫酸，一次焙砂含碳0.05％，含金30g/t，含银20g/t，含铅0.2％，含铜0.2％，含硫15％，含砷0.20％；
4)一次焙砂酸浸处理：将步骤3)所述一次焙砂采用陶粒磨矿机进行磨矿，磨矿过程中添加硝酸铅500g/t，磨矿细度-400目控制90％，控制矿浆浓度20％，起始硫酸酸度10％，酸浸温度70℃，酸浸时间4h，酸浸结束后，经防腐压滤机压滤脱水得到酸浸渣，酸浸液采用萃取电积工艺回收生产阴极铜产品，萃取铜后液采用中和法进行处理后循环使用；
5)酸浸渣回转窑高温脱硫：将步骤4)所述酸浸渣添加适量水5％，采用圆盘制粒机，制粒粒度5mm，在外加热式回转窑中，窑头温度控制550℃，窑中温度600℃，窑尾温度650℃，焙烧时间2h，焙烧过程烟气送入冶炼烟气制酸生产系统生产硫酸，二次焙砂含碳0.05％，含金50g/t，含银40g/t，含铅0.4％，含铜0.02％，含硫0.2％，含砷0.08％；
6)二次焙砂氰化浸出金银：将步骤5)所述二次焙砂采用陶粒磨矿机进行磨矿，磨矿过程中添加六偏磷酸钠500g/t，磨矿细度-400目控制90％，浸出过程控制矿浆浓度20％，采用纯碱调PH为7，氰化钠添加速度为前期8h，每小时添加量为0.3kg/t，后期每小时氰化钠添加量为0.2kg/t，氰化浸出时间12h；氰化液经锌粉置换工艺回收金银；氰化浸出渣含金0.6g/t，含银5g/t，经过酸化法+二氧化硫法处理后，无害化处理后的氰渣达到HJ943—2018《黄金行业氰渣污染控制技术规范》尾矿库处置标准要求。
实施例2
1)一级预先浮选脱碳：将含碳砷金精矿与两段焙烧氰化尾渣混合配置，质量比为1:0.3，调整矿浆浓度15％，采用石灰调PH＝10，亚硫酸钠用量1250g/t，煤油用量175g/t，搅拌20分钟后，再添加2#油125g/t，搅拌4分钟，浮选时间25分钟，采用一次粗选二次扫选三次精选浮选流程，刮出泡沫为碳精矿，碳精矿主要成分为含碳25％，含金125g/t，含银450g/t，含硫5.5％，含铅6.5％，含铜4％，含砷0.65％；槽内产品为选碳尾矿，含碳0.3％，含金35g/t，含银20g/t，含铅0.25％，含铜0.2％，含硫30％，含砷9％；
2)碳精矿高浓度氰化浸出提金银：将步骤1)所述碳精矿放入氰化浸出装置，控制矿浆浓度15％，氰化钠浓度6％，氰化温度60℃，氰化浸出时间10h，浸出液采用锌粉置换工艺回收金、银，回收金银后液采用酸化沉淀工艺回收铜，产出含铜30％的铜精矿；浸出渣含碳25％，含金12.5g/t，含银45g/t，含硫5.5％，含铅6.5％，含铜0.35％，含砷0.65％，浸出渣经有色冶炼生产工艺作为燃料，并通过高温熔炼综合回收金、银、铅等金属；
3)选碳尾矿低温脱砷：将步骤1)所述选碳尾矿添加适量水7.5％，采用圆盘制粒机，制粒粒度7.5mm，在外加热式回转窑中，窑头温度控制425℃，窑中温度475℃，窑尾温度525℃，焙烧时间4h，焙烧过程烟气预先经过布袋收砷处理后，尾气送入冶炼烟气制酸生产系统生产硫酸，一次焙砂含碳0.08％，含金55g/t，含银40g/t，含铅0.5％，含铜0.4％，含硫21.5％，含砷0.35％；
4)一次焙砂酸浸处理：将步骤3)所述一次焙砂采用陶粒磨矿机进行磨矿，磨矿过程中添加硝酸铅1000g/t，磨矿细度-400目控制92.5％，控制矿浆浓度30％，起始硫酸酸度20％，酸浸温度75℃，酸浸时间6h，酸浸结束后，经防腐压滤机压滤脱水得到酸浸渣，酸浸液采用萃取电积工艺回收生产阴极铜产品，萃取铜后液采用中和法进行处理后循环使用；
5)酸浸渣回转窑高温脱硫：将步骤4)所述酸浸渣添加适量水7.5％，采用圆盘制粒机，制粒粒度7.5mm，在外加热式回转窑中，窑头温度控制575℃，窑中温度625℃，窑尾温度665℃，焙烧时间4h，焙烧过程烟气送入冶炼烟气制酸生产系统生产硫酸，二次焙砂含碳0.08％，含金85g/t，含银70g/t，含铅1.0％，含铜0.04％，含硫0.35％，含砷0.14％；
6)二次焙砂氰化浸出金银：将步骤5)所述二次焙砂采用陶粒磨矿机进行磨矿，磨矿过程中添加六偏磷酸钠1000g/t，磨矿细度-400目控制92.5％，浸出过程控制矿浆浓度35％，采用纯碱调PH为7.5，氰化钠添加速度为前期8h，每小时添加量为0.4kg/t，后期每小时氰化钠添加量为0.3kg/t，氰化浸出时间18h；氰化液经锌粉置换工艺回收金银；氰化浸出渣含金0.9g/t，含银7.5g/t，经过酸化法+二氧化硫法处理后，无害化处理后的氰渣达到HJ943—2018《黄金行业氰渣污染控制技术规范》尾矿库处置标准要求。
实施例3
1)一级预先浮选脱碳：将含碳砷金精矿与两段焙烧氰化尾渣混合配置，质量比为1：0.5，调整矿浆浓度19％，采用石灰调PH＝11，亚硫酸钠用量2000g/t，煤油用量300g/t，搅拌30分钟后，再添加2#油200g/t，搅拌5分钟，浮选时间40分钟，采用一次粗选二次扫选三次精选浮选流程，刮出泡沫为碳精矿，碳精矿主要成分为含碳40％，含金200g/t，含银600g/t，含硫8％，含铅8％，含铜5％，含砷1.00％，进行下一步处理；槽内产品为选碳尾矿，含碳0.4％，含金50g/t，含银30g/t，含铅0.4％，含铜0.3％，含硫40％，含砷15％。
2)碳精矿高浓度氰化浸出提金银：将步骤1)所述碳精矿放入氰化浸出装置，控制矿浆浓度20％，氰化钠浓度10％，氰化温度70℃，氰化浸出时间15h，浸出液采用锌粉置换工艺回收金、银，回收金银后液采用酸化沉淀工艺回收铜，产出含铜50％的铜精矿；浸出渣含碳40％，含金20g/t，含银60g/t，含硫8％，含铅8％，含铜0.5％，含砷1.00％，浸出渣经有色冶炼生产工艺作为燃料，并通过高温熔炼综合回收金、银、铅等金属；
3)选碳尾矿低温脱砷：将步骤1)所述选碳尾矿添加适量水10％，采用圆盘制粒机，制粒粒度10mm，在外加热式回转窑中，窑头温度控制450℃，窑中温度500℃，窑尾温度550℃，焙烧时间6h，焙烧过程烟气预先经过布袋收砷处理后，尾气送入冶炼烟气制酸生产系统生产硫酸，一次焙砂含碳0.1％，含金80g/t，含银60g/t，含铅0.8％，含铜0.6％，含硫28％，含砷0.50％；
4)一次焙砂酸浸处理：将步骤3)所述一次焙砂采用陶粒磨矿机进行磨矿，磨矿过程中添加硝酸铅1500g/t，磨矿细度-400目控制95％，控制矿浆浓度40％，起始硫酸酸度30％，酸浸温度80℃，酸浸时间8h，酸浸结束后，经防腐压滤机压滤脱水得到酸浸渣，酸浸液采用萃取电积工艺回收生产阴极铜产品，萃取铜后液采用中和法进行处理后循环使用；
5)酸浸渣回转窑高温脱硫：将步骤4)所述酸浸渣添加适量水10％，采用圆盘制粒机，制粒粒度10mm，在外加热式回转窑中，窑头温度控制600℃，窑中温度650℃，窑尾温度680℃，焙烧时间6h，焙烧过程烟气送入冶炼烟气制酸生产系统生产硫酸，二次焙砂含碳0.1％，含金120g/t，含银100g/t，含铅1.6％，含铜0.06％，含硫0.5％，含砷0.20％；
6)二次焙砂氰化浸出金银：将步骤5)所述二次焙砂采用陶粒磨矿机进行磨矿，磨矿过程中添加六偏磷酸钠1500g/t，磨矿细度-400目控制95％，浸出过程控制矿浆浓度50％，采用纯碱调PH＝8，氰化钠添加速度为前期8h中，每小时添加量为0.5kg/t，后期每小时氰化钠添加量为0.4kg/t，氰化浸出时间24h；氰化液经锌粉置换工艺回收金银；氰化浸出渣含金1.2g/t，含银10g/t，经过酸化法+二氧化硫法处理后，无害化处理后的氰渣达到HJ943—2018《黄金行业氰渣污染控制技术规范》尾矿库处置标准要求。
以上所述仅为本发明的较佳实施例，并不用以限制本发明，凡在本发明是的精神和原则之内，所作的任何修改、等同替换、改进等，均应包含在本发明的保护范围之内。

Claims (1)

1.一种含碳砷金精矿梯级分离综合回收的方法，其特征在于，包括以下步骤：
1)一级预先浮选脱碳：将含碳砷金精矿与两段焙烧氰化尾渣混合配置，调整矿浆浓度,调节PH为碱性，加入亚硫酸钠和煤油，再添加2#油，搅拌后，采用一次粗选、二次扫选、三次精选的浮选流程，刮出泡沫为碳精矿，槽内产品为选碳尾矿；
2)碳精矿高浓度氰化浸出提金银：将步骤1)所述碳精矿放入氰化浸出装置，控制矿浆浓度与氰化钠浓度，调整氰化温度与氰化浸出时间，浸出液采用锌粉置换工艺回收金、银，回收金银后液采用酸化沉淀工艺回收铜，产出含铜10~50%的铜精矿；浸出渣经有色冶炼生产工艺作为燃料，并通过高温熔炼综合回收金、银、铅金属；
3)选碳尾矿低温脱砷：往步骤1）所述选碳尾矿中添加水，进行制粒后，在回转窑中，控制窑头、窑中以及窑尾温度，控制焙烧时间，焙烧过程烟气预先经过布袋收砷处理后，尾气送入冶炼烟气制酸生产系统生产硫酸，得到一次焙砂；
4)一次焙砂酸浸处理：将步骤3）所述一次焙砂进行磨矿，磨矿过程中添加硝酸铅，并控制矿浆浓度与起始硫酸酸度，调整酸浸温度与酸浸时间，酸浸结束后，经压滤脱水后得到酸浸渣，酸浸液采用萃取电积工艺回收生产阴极铜产品，萃取铜后液采用中和法进行处理后循环使用；
5)酸浸渣回转窑高温脱硫：往步骤4）所述酸浸渣中添加水，进行制粒后，在回转窑中，控制窑头、窑中以及窑尾温度，控制焙烧时间，焙烧过程烟气送入冶炼烟气制酸生产系统生产硫酸，得到二次焙砂；
6)二次焙砂氰化浸出金银：将步骤5）所述二次焙砂进行磨矿，磨矿过程中添加六偏磷酸钠，浸出过程控制矿浆浓度，调节PH，添加氰化钠，氰化液经锌粉置换工艺回收金银；氰化浸出渣经过酸化法+二氧化硫法处理后，无害化处理后的氰渣达到尾矿库处置标准要求；
步骤1)中所述含碳砷金精矿与两段焙烧氰化尾渣按照质量比1:0.1~1：0.5进行混合，所述矿浆浓度10~19%，采用石灰调所述PH为9~11，所述亚硫酸钠用量500~2000g/t，所述煤油用量50~300g/t，搅拌10~30分钟后，再添加2#油50~200g/t，再搅拌3~5分钟；步骤1)中所述浮选的时间为10~40分钟，所述碳精矿主要成分为含碳10%~40%，含金50~200g/t，含银300~600g/t，含硫3~8%，含铅5~8%，含铜3~5%，含砷0.30~1.00%；所述选碳尾矿，含碳0.2~0.4%，含金20~50g/t，含银10~30g/t，含铅0.1~0.4%，含铜0.1~0.3%，含硫20~40%，含砷3~15%；
步骤2)中所述矿浆浓度10~20%，所述氰化钠浓度2~10%，所述氰化温度50~70℃，所述氰化浸出时间5~15h，所述浸出渣含碳10%~40%，含金5~20g/t，含银30~60g/t，含硫3~8%，含铅5~8%，含铜0.2~0.5%，含砷0.30~1.00%；
步骤3)中所述水的添加量按重量百分比计为5~10%，所述制粒的粒度为5~10mm，所述窑头温度为400~450℃，窑中温度为450~500℃，窑尾温度为500~550℃，所述焙烧时间2~6h，所述一次焙砂含碳0.05~0.1%，含金30~80g/t，含银20~60g/t，含铅0.2~0.8%，含铜0.2~0.6%，含硫15~28%，含砷0.20~0.50%；
步骤4)中所述硝酸铅用量为500~1500g/t，所述磨矿的细度-400目控制为90~95%，所述矿浆浓度20~40%，所述起始硫酸酸度10~30%，所述酸浸温度70~80℃，所述酸浸时间4~8h；
步骤5)中所述水的添加量按重量百分比计为5~10%，所述制粒的粒度为5~10mm，所述窑头温度为550~600℃，窑中温度为600~650℃，窑尾温度为650~680℃，所述焙烧时间2~6h，所述二次焙砂含碳0.05~0.1%，含金50~120g/t，含银40~100g/t，含铅0.4~1.6%，含铜0.02~0.06%，含硫0.2~0.5%，含砷0.08~0.20%；
步骤6)所述六偏磷酸钠的添加量为500~1500g/t，所述磨矿的细度-400目控制为90~95%，矿浆浓度20~50%，采用纯碱调PH为7~8，氰化钠添加速度为前期8h中，每小时添加量为0.3~0.5kg/t，后期每小时氰化钠添加量为0.2~0.4kg/t，氰化浸出时间12~24h；所述氰化浸出渣含金0.6~1.2g/t，含银5~10g/t。
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