专利名称：一种难浸金精矿预氧化-氰化浸出提金的方法
技术领域：
本发明属于湿法冶金的黄金提取技术领域，尤其涉及一种难浸金矿浸出提金的方法。
背景技术：
难浸金矿，通常又称为难处理金矿或顽固金矿，它是指即使经过细磨也不能用常规氰化法有效浸出其中大部分金的矿石。随着金矿的大规模开采，世界上易处理金矿资源日渐减少，难处理金矿将成为今后黄金工业的主要矿产资源。据不完全统计，目前我国已探明的黄金储量中，有30%为难处理金矿，其主要分布在辽、湘、桂、黔、甘、皖、吉等地区。开发利用难处理金矿已成为黄金工业的一项重要任务。在我国已探明黄金地质储量中，约有IOOOt左右属于黄铁矿/砷黄铁矿包裹型难浸金矿，其是主要的难浸金矿之一。这类金矿中的金嵌布在黄铁矿及毒砂晶格之中，且其中高含量的硫和砷对氰化浸出危害极大；工业上必须对其进行预处理，打开对金的包裹，同时去除硫和砷等影响氰化的物质，方能有效浸出提金。目前，工业上已应用的预氧化方法有 焙烧法、高压氧化法、生物预氧化法、化学预氧化法等，但这些方法都存在一定的不足。例如，焙烧法容易造成过烧，形成结块，阻碍金进一步浸出，且随着环保要求的提高，废气治理成本提高，其应用范围受到限制；高压氧化法在高温高压下操作，设备材质要求高， 投资费用大，且对含有机碳较高的物料处理效果不理想；细菌氧化法可选用的菌种有限，反应周期过长，要保证细菌生存和繁殖使得反应条件较为苛刻。数十年来，随着科技工作者的不断研究，化学预氧化处理方法先后出现了硝酸催化氧化法(参见CN1099071A号中国专利文献)、氯化法以及采用过氧化物、高锰酸盐、重铬酸钾、高氯酸盐、次氯酸盐、臭氧等化学物质进行预氧化的方法，但这些方法由于设备、操作或成本等问题，基本停留在实验室研究阶段。黄铁矿/ 二氧化锰两矿法浸出最早应用于软锰矿湿法处理制取硫酸锰 (CN1058201A号中国专利文献)，并已工业应用多年，形成了一套较成熟的工艺。后来软锰矿氧化硫化矿工艺被应用于其它金属硫化矿的氧化浸出工艺，如硫化锌矿、硫化铟精矿的湿法冶炼(具体可参见CN1095766A号中国专利文献和CNlOl 11349IA号中国专利文献)，但未见有用于提取冶炼金矿的相关报道。
发明内容
本发明要解决的技术问题是克服现有技术的不足，提供一种成本低、操作简单、原料适应性强、金回收率高、环保无污染、且易于工业应用的难浸金精矿预氧化-氰化浸出提金的方法。为解决上述技术问题，本发明提出的技术方案为一种难浸金精矿预氧化-氰化浸出提金的方法，包括以下步骤
(1)细磨将所述难浸金精矿与分散剂混合，用磨机将混合后的物料充分磨细；(2)酸性预氧化将氧化剂与经步骤(1)细磨后的物料按一定比例混合调浆，然后将调浆后浆料与浓硫酸混合搅拌进行一段以上的酸性预氧化反应，恒温反应时间Ih以上，反应完毕后进行固液分离；固液分离后的含锰氧化液经净化后可用于生产工业硫酸锰、电解锰或电解MnA ；
(3)碱性预处理将经步骤(2)酸性预氧化后得到的含金矿渣调pH值至7 14，然后在该条件下预处理Ih以上；
(4)氰化浸出将经步骤(3)碱性预处理后的矿浆进行氰化提金，氰化过程通入氧气或空气，氰化反应后完成浸出提金过程。上述的难浸金精矿预氧化-氰化浸出提金的方法，所述难浸金精矿中的主要物质优选为黄铁矿/砷黄铁矿包裹型难浸金精矿。所述黄铁矿/砷黄铁矿包裹型难浸金精矿中的Au含量优选在10g/t以上，S含量优选在1% 30%，As含量优选在1% 25%。上述的难浸金精矿预氧化-氰化浸出提金的方法，所述步骤(1)中，所述分散剂优选为六偏磷酸钠、木质素磺酸钠、酒石酸钠或柠檬酸钠，所述分散剂的添加量优选按每吨难浸金精矿添加0. 5kg 20kg计。上述的难浸金精矿预氧化-氰化浸出提金的方法，所述步骤(1)中，所述磨机优选为棒磨机、球磨机、塔磨机或搅拌球磨机，所述难浸金精矿经充分磨细后颗粒粒度优选满足-45μ 95% 以上。上述的难浸金精矿预氧化-氰化浸出提金的方法，所述步骤(2)中，所述酸性预氧化反应过程优选为一段式反应完成或分两段反应完成。当所述酸性预氧化反应过程为一段式反应完成时，所述氧化剂优选为软锰矿或二氧化锰矿(软锰矿或二氧化锰矿中的ΜηΑ含量一般可达30% 80%，下同)，所述氧化剂与所述难浸金精矿的质量比优选满足5 (1 20);所述浓硫酸与所述氧化剂的质量比优选为(20 1) 5。当所述酸性预氧化反应过程为分两段反应完成时第一段反应中的氧化剂优选为软锰矿或二氧化锰矿，所述优选氧化剂与所述难浸金精矿的质量比满足5 (1 20)，所述浓硫酸与所述氧化剂的质量比优选为(20 1) 5;第二段反应是指将第一段反应完毕且经固液分离后的氧化渣与重新补充的氧化剂和浓硫酸进行反应，第二段反应中的氧化剂优选为软锰矿、二氧化锰矿、硝酸、高锰酸钾或次氯酸盐，所述氧化剂的添加量优选为所述氧化渣质量的1% 40%(更优选1% 30%)，所述重新补充的浓硫酸与重新补充的氧化剂的质量比优选为(20 1) 5。经过我们的实验表明，如果氧化渣中单质硫含量>0. 5%时，可分两段进行酸性预氧化，或者在后续的步骤(3)中进行碱性预氧化，预氧化过程均优选在常压条件下进行。上述的难浸金精矿预氧化-氰化浸出提金的方法，所述酸性预氧化反应过程中， 反应的液固比优选为(1 8) 1 (更优选(3 8) 1)，反应温度优选为40°C 105°C (更优选60V 100°C)，控制反应体系中余酸浓度优选为10g/L 60g/L，反应时间优选为 Ih 48h。上述的难浸金精矿预氧化-氰化浸出提金的方法，所述步骤(3)中，所述pH值的调节优选用的调整剂为氧化钙、氢氧化钠或氢氧化钙。上述的难浸金精矿预氧化-氰化浸出提金的方法，所述步骤(3)的碱性预处理过程中还可同时伴随有氧化反应，该氧化反应中使用的氧化剂为氧气、空气、过氧化钠或过氧化钙；所述氧气或空气的通气流量优选为0. 1 m3/h 1. 5m3/h,所述过氧化钠或过氧化钙的添加量优选为所述含金矿渣质量的1% 40% (更优选1% 30%)。如果酸性预氧化后得到的含金矿渣中单质硫含量较高(例如>0. 5%时)，可以在碱性预处理过程中同时启动氧化反应。上述的难浸金精矿预氧化-氰化浸出提金的方法，所述碱性预处理时的反应温度优选控制在15°C 80°C，碱性预处理的时间优选控制在Ih Mh。上述的难浸金精矿预氧化-氰化浸出提金的方法，所述步骤(4)中，所述氰化反应的反应条件优选为反应体系的PH值控制在9 12，反应体系的液固比控制在(0. 5 5) 1，反应中用到的氰化物的添加量按每吨所述矿浆添加Ikg 20kg计，氰化反应的时间控制在他 96h，氰化反应的温度控制在10°C 50°C，所述氧气或空气的通气流量为0. 1 m3/h 1. 5m3/h。与现有技术相比，本发明提供了一种难浸金精矿预氧化-氰化浸出提金的方法， 其主要思路是将黄铁矿/砷黄铁矿包裹型难浸金精矿超细磨后，与二氧化锰矿等氧化剂混合，在硫酸介质中进行难浸金精矿的常压预氧化，利用MnA与1 (FeAsS)互为氧化剂和还原剂的特性，使氧化锰还原溶解进入溶液，黄铁矿及砷黄铁矿均发生氧化分解，其中被包裹的金暴露出来；矿浆固液分离后，氧化液净化除铁、砷后送锰冶炼系统，生产金属锰或二氧化锰；而氧化渣则经过进一步氧化处理后液固分离，含金矿渣造浆，调整PH，经氰化浸出提金后金浸出率可达90%以上。与现有技术相比，本发明方法为湿法工艺，其优点在于利用二氧化锰矿与黄铁矿/砷黄铁矿型难浸金矿这两类矿物互为氧化剂、还原剂的特点，达到同时回收锰、金的目的，为黄铁矿/砷黄铁矿这类包裹型难浸金矿处理提供了一种操作简单、控制条件温和、成本较低的常压湿法浸出提金工艺。相比于现有的其他工艺，本发明的方法不存在含砷烟气污染等问题，且成本低，操作简单，原料适应性强，金回收率高，易于工业应用。
图1为本发明方法的工艺流程图。图中所示的氧化锰矿含软锰矿或二氧化锰矿等氧化剂，图中的酸性预氧化根据具体实施例可选择一段式反应或两段式反应，图中的虚线框表示可选步骤。
具体实施例方式以下结合说明书附图和具体实施例对本发明作进一步描述。实施例1
一种本发明的如图1所示的难浸金精矿预氧化-氰化浸出提金的方法，所选用的难浸金精矿中的主要物质为黄铁矿/砷黄铁矿包裹型难浸金精矿，该黄铁矿/砷黄铁矿包裹型难浸金精矿中的Au含量达到76. 55g/t，S含量为17. 4% (成分配比中的百分数如无特别说明，均表示质量分数)，As为3. 44%，Fe为21. 95%，其主要步骤如下所示。1.细磨取上述的难浸金精矿50g与0.5g木质素磺酸钠混合，用磨机(棒磨机、球磨机、塔磨机或搅拌球磨机均可)将混合后的物料充分磨细至95%通过25 μ m。2.酸性预氧化将氧化剂软锰矿(主要成分中MnA 52%,Fe 5. 72%)与经步骤1细磨后的物料按2 1的质量比混合调浆，然后将调浆后浆料与浓硫酸混合搅拌进行一段式酸性预氧化反应，硫酸与氧化剂的质量比控制在1 1.5;酸性预氧化反应过程中，反应的液固比调整为4 1，反应温度控制在95°C，反应体系中余酸浓度控制在50g/L，恒温反应时间为20h。反应完毕后进行固液分离；固液分离后的含锰氧化液经净化后可用于生产工业硫酸锰、电解锰或电解Mr^2 ；过滤后的滤渣经洗涤后进行后续处理。3.碱性预处理将经步骤2酸性预氧化后得到的含金矿渣调ρΗ值至10，ρΗ值的调节选用的调整剂为石灰(主要成分为氧化钙和氢氧化钙)，然后室温(例如25°C)预处理 2h。4.氰化浸出将经步骤3碱性预处理后的矿浆进行氰化提金，氰化反应的反应条件为反应体系的PH值控制在10，反应体系的液固比控制在3 1，反应中用到的氰化物的添加量按每吨所述矿浆添加5kg计，氰化反应的时间控制在Mh，氰化反应的温度控制在 35°C，氰化过程中用空气泵鼓入空气，空气的通气流量lm3/h，氰化反应结束后完成浸出提金过程。采用本实施例的上述方法与直接氰化法对本实施例的黄铁矿/砷黄铁矿包裹型难浸金精矿进行浸出提金的对比试验，结果表明，直接氰化法的金浸出率仅为25.9%，而采用上述本实施例的方法进行浸出提金后，金的氰化浸出率达到90%。实施例2
一种本发明的如图1所示的难浸金精矿预氧化-氰化浸出提金的方法，所选用的难浸金精矿中的主要物质为黄铁矿/砷黄铁矿包裹型难浸金精矿，该黄铁矿/砷黄铁矿包裹型难浸金精矿中的Au含量达到43. 43g/t，S含量为19%，As为5. 86%, Fe为21. 90%，其主要步骤如下所示。1.细磨取上述的难浸金精矿50g与0. 75g木质素磺酸钠混合，用磨机(棒磨机、 球磨机、塔磨机或搅拌球磨机均可)将混合后的物料充分磨细至95%通过45 μ m。2.酸性预氧化将氧化剂软锰矿(锰矿成分同实施例1)与经步骤1细磨后的物料按2.4 1的质量比混合调浆，然后将调浆后浆料与浓硫酸混合搅拌进行两段式酸性预氧化反应。在第一段反应中，硫酸与氧化剂的质量比控制在1 1.3;酸性预氧化反应过程中， 反应的液固比调整为3 1，反应温度控制在85°C，反应体系中余酸浓度控制在20g/L，恒温反应时间为12h。反应完毕后进行固液分离；固液分离后的含锰氧化液经净化后可用于生产工业硫酸锰、电解锰或电解MnA ；过滤后的滤渣再进行第二段反应。第二段酸性预氧化反应过程中，将第一段酸性预氧化渣配入氧化剂高锰酸钾(高锰酸钾的添加量为氧化渣质量的20%)，再加入浓硫酸(保证余酸量为30g/L)，调整液固比为5 1，反应温度控制在85°C， 恒温搅拌12h，过滤并洗涤滤渣，滤渣进行后续的处理。3.碱性预处理将经步骤2酸性预氧化后得到的含金矿渣调ρΗ值至10，ρΗ值的调节选用的调整剂为石灰(主要成分为氧化钙和氢氧化钙)，然后在室温下预处理池。4.氰化浸出将经步骤3碱性预处理后的矿浆进行氰化提金，氰化反应的反应条件为反应体系的PH值控制在10，反应体系的液固比控制在4 1，反应中用到的氰化物的添加量按每吨所述矿浆添加6kg计，氰化反应的时间控制在72h，室温下(例如25°C 30°C ) 氰化，氰化过程中用空气泵鼓入空气，空气的通气流量lm3/h，氰化反应结束后完成浸出提金过程。采用本实施例的上述方法与直接氰化法对本实施例的黄铁矿/砷黄铁矿包裹型难浸金精矿进行浸出提金的对比试验，结果表明，直接氰化法的金浸出率仅为10. 5%，而采用上述本实施例的方法进行浸出提金后，金的氰化浸出率达到91. 5%。实施例3:
一种本发明的如图1所示的难浸金精矿预氧化-氰化浸出提金的方法，所选用的难浸金精矿中的主要物质为黄铁矿/砷黄铁矿包裹型难浸金精矿，该黄铁矿/砷黄铁矿包裹型难浸金精矿中的Au含量达到64. 34g/t，S含量为31. 1%，As为10. 81%，Fe为36. 19%，其主要步骤如下所示。1.细磨取上述的难浸金精矿50g与0. 15g酒石酸钠混合，用磨机(棒磨机、球磨机、塔磨机或搅拌球磨机均可)将混合后的物料充分磨细至95%通过38 μ m。2.酸性预氧化将氧化剂软锰矿(成分同实施例1)与经步骤1细磨后的物料按 3 1的质量比混合调浆，然后将调浆后浆料与浓硫酸混合搅拌进行一段式酸性预氧化反应，硫酸与氧化剂的质量比控制在1 1.5;酸性预氧化反应过程中，反应的液固比调整为
2 1，反应温度控制在95°C，反应体系中余酸浓度控制在40g/L，恒温搅拌反应时间为12h。 反应完毕后进行固液分离；固液分离后的含锰氧化液经净化后可用于生产工业硫酸锰、电解锰或电解MnA ；过滤后的滤渣经洗涤后进行后续处理。3.碱性预处理将经步骤2酸性预氧化后得到的含金矿渣调pH值至8，pH值的调节选用的调整剂为石灰(主要成分为氧化钙和氢氧化钙)，在碱性预处理过程中还同时伴随有氧化反应，氧化反应中使用的氧化剂为过氧化钠，过氧化钠的用量为含金矿渣质量为 10%，然后在45°C温度下预处理10h。4.氰化浸出将经步骤3碱性预处理后的矿浆进行氰化提金，氰化反应的反应条件为反应体系的PH值控制在11，反应体系的液固比控制在3 1，反应中用到的氰化物的添加量按每吨所述矿浆添加4kg计，氰化反应的时间控制在48h，常温下氰化，氰化过程中用空气泵鼓入空气，空气的通气流量lm3/h，氰化反应结束后完成浸出提金过程。采用本实施例的上述方法与直接氰化法对本实施例的黄铁矿/砷黄铁矿包裹型难浸金精矿进行浸出提金的对比试验，结果表明，直接氰化法的金浸出率为0，而采用上述本实施例的方法进行浸出提金后，金的氰化浸出率达到94. 34%。实施例4
一种本发明的如图1所示的难浸金精矿预氧化-氰化浸出提金的方法，所选用的难浸金精矿中的主要物质为黄铁矿/砷黄铁矿包裹型难浸金精矿，该黄铁矿/砷黄铁矿包裹型难浸金精矿中的Au含量达到50. 33g/t，S含量为20. 85%，As为7. 43%，Fe为25. 48%，其主要步骤如下所示。1.细磨取上述的难浸金精矿50g与0.3g柠檬酸钠混合，用磨机(棒磨机、球磨机、塔磨机或搅拌球磨机均可)将混合后的物料充分磨细至95%通过38 μ m。2.酸性预氧化将氧化剂软锰矿(成分同实施例1)与经步骤1细磨后的物料按
3 1的质量比混合调浆，然后将调浆后浆料与浓硫酸混合搅拌进行一段式酸性预氧化反应，硫酸与氧化剂的质量比控制在1 1.5;酸性预氧化反应过程中，反应的液固比调整为 2 1，反应温度控制在95°C，反应体系中余酸浓度控制在50g/L，恒温搅拌反应时间为12h。 反应完毕后进行固液分离；固液分离后的含锰氧化液经净化后可用于生产工业硫酸锰、电解锰或电解MnO2 ；过滤后的滤渣经洗涤后进行后续处理。
3.碱性预处理将经步骤2酸性预氧化后得到的含金矿渣调pH值至10，pH值的调节选用的调整剂为石灰(主要成分为氧化钙和氢氧化钙)，在碱性预处理过程中还同时伴随有氧化反应，氧化反应中使用的氧化剂为过氧化钙，过氧化钙的用量为含金矿渣质量为 20%，然后在50°C温度下预处理Mh。4.氰化浸出将经步骤3碱性预处理后的矿浆进行氰化提金，氰化反应的反应条件为反应体系的PH值控制在10，反应体系的液固比控制在4 1，反应中用到的氰化物的添加量按每吨所述矿浆添加3kg计，氰化反应的时间控制在48h，常温下氰化，氰化过程中用空气泵鼓入空气，空气的通气流量lm3/h，氰化反应结束后完成浸出提金过程。采用本实施例的上述方法与直接氰化法对本实施例的黄铁矿/砷黄铁矿包裹型难浸金精矿进行浸出提金的对比试验，结果表明，直接氰化法的金浸出率仅为7. 5%，而采用上述本实施例的方法进行浸出提金后，金的氰化浸出率达到90. 7%。实施例5
一种本发明的如图1所示的难浸金精矿预氧化-氰化浸出提金的方法，所选用的难浸金精矿中的主要物质为黄铁矿/砷黄铁矿包裹型难浸金精矿，该黄铁矿/砷黄铁矿包裹型难浸金精矿的主要成分及配比与实施例4相同，其主要步骤如下所示。1.细磨取上述的难浸金精矿50g与0.60g酒石酸钠混合，用磨机(棒磨机、球磨机、塔磨机或搅拌球磨机均可)将混合后的物料充分磨细至95%通过38 μ m。2.酸性预氧化将氧化剂软锰矿(成分同实施例1)与经步骤1细磨后的物料按 3 1的质量比混合调浆，然后将调浆后浆料与浓硫酸混合搅拌进行一段式酸性预氧化反应，硫酸与氧化剂的质量比控制在1 1.5;酸性预氧化反应过程中，反应的液固比调整为 2 1，反应温度控制在95°C，反应体系中余酸浓度控制在50g/L，恒温搅拌反应时间为12h。 反应完毕后进行固液分离；固液分离后的含锰氧化液经净化后可用于生产工业硫酸锰、电解锰或电解MnA ；过滤后的滤渣经洗涤后进行后续处理。3.碱性预处理将经步骤2酸性预氧化后得到的含金矿渣调pH值至12，pH值的调节选用的调整剂为石灰(主要成分为氧化钙和氢氧化钙)，在碱性预处理过程中还同时伴随有氧化反应，氧化反应中使用的氧化剂为氧气，氧气的通气流量为0. 1 m3/h 1. 5m3/h, 然后在75°C温度下预处理16h。4.氰化浸出将经步骤3碱性预处理后的矿浆进行氰化提金，氰化反应的反应条件为反应体系的PH值控制在11. 5，反应体系的液固比控制在5 1，反应中用到的氰化物的添加量按每吨所述矿浆添加6kg计，氰化反应的时间控制在Mh，氰化反应的温度控制在35°C，氰化过程中用空气泵鼓入空气，空气的通气流量lm3/h，氰化反应结束后完成浸出提金过程。采用本实施例的上述方法与直接氰化法对本实施例的黄铁矿/砷黄铁矿包裹型难浸金精矿进行浸出提金的对比试验，结果表明，直接氰化法的金浸出率仅为7. 5%，而采用上述本实施例的方法进行浸出提金后，金的氰化浸出率达到92. 3%。
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权利要求
1.一种难浸金精矿预氧化-氰化浸出提金的方法，包括以下步骤(1)细磨将所述难浸金精矿与分散剂混合，用磨机将混合后的物料充分磨细；(2)酸性预氧化将氧化剂与经步骤(1)细磨后的物料按一定比例混合调浆，然后将调浆后浆料与浓硫酸混合搅拌进行一段以上的酸性预氧化反应，恒温反应时间Ih以上，反应完毕后进行固液分离；(3)碱性预处理将经步骤(2)酸性预氧化后得到的含金矿渣调pH值至7 14，然后在该条件下预处理Ih以上；(4)氰化浸出将经步骤(3)碱性预处理后的矿浆进行氰化提金，氰化过程通入氧气或空气。
2.根据权利要求1所述的难浸金精矿预氧化-氰化浸出提金的方法，其特征在于，所述难浸金精矿中的主要物质为黄铁矿/砷黄铁矿包裹型难浸金精矿，所述黄铁矿/砷黄铁矿包裹型难浸金精矿中的Au含量在10g/t以上，S含量在1% 30%，As含量在1% 25%。
3.根据权利要求1所述的难浸金精矿预氧化-氰化浸出提金的方法，其特征在于，所述步骤(1)中，所述分散剂为六偏磷酸钠、木质素磺酸钠、酒石酸钠或柠檬酸钠，所述分散剂的添加量按每吨难浸金精矿添加0. 5kg 20kg计。
4.根据权利要求1所述的难浸金精矿预氧化-氰化浸出提金的方法，其特征在于，所述步骤(1)中，所述磨机为棒磨机、球磨机、塔磨机或搅拌球磨机，所述难浸金精矿经充分磨细后95%以上颗粒粒度小于45 μ m。
5.根据权利要求1所述的难浸金精矿预氧化-氰化浸出提金的方法，其特征在于，所述步骤(2)中，所述酸性预氧化反应过程为一段式反应完成或分两段反应完成；当所述酸性预氧化反应过程为一段式反应完成时，所述氧化剂为软锰矿或二氧化锰矿，所述氧化剂与所述难浸金精矿的质量比满足5 (1 20);所述浓硫酸与所述氧化剂的质量比为(20 1) 5 ；当所述酸性预氧化反应过程为分两段反应完成时第一段反应中的氧化剂为软锰矿或二氧化锰矿，所述氧化剂与所述难浸金精矿的质量比满足5 (1 20)，所述浓硫酸与所述氧化剂的质量比为(20 1) 5 ；第二段反应是指将第一段反应完毕且经固液分离后的氧化渣与重新补充的氧化剂和浓硫酸进行反应，第二段反应中的氧化剂为软锰矿、二氧化锰矿、硝酸、高锰酸钾或次氯酸盐，所述氧化剂的添加量为所述氧化渣质量的1% 40%，所述重新补充的浓硫酸与重新补充的氧化剂的质量比为(20 1) 5。
6.根据权利要求1或5所述的难浸金精矿预氧化-氰化浸出提金的方法，其特征在于， 所述酸性预氧化反应过程中，反应的液固比为(1 8) 1，反应温度为40°C 105°C，控制反应体系中余酸浓度为10g/L 60g/L，反应时间为Ih 48h。
7.根据权利要求1所述的难浸金精矿预氧化-氰化浸出提金的方法，其特征在于，所述步骤(3)中，所述pH值的调节选用的调整剂为氧化钙、氢氧化钠或氢氧化钙。
8.根据权利要求1所述的难浸金精矿预氧化-氰化浸出提金的方法，其特征在于，所述步骤(3)的碱性预处理过程中还同时伴随有氧化反应，该氧化反应中使用的氧化剂为氧气、 空气、过氧化钠或过氧化钙；所述氧气或空气的通气流量为0. 1 m3/h 1. 5m3/h，所述过氧化钠或过氧化钙的添加量为所述含金矿渣质量的1% 40%。
9.根据权利要求1、7或8所述的难浸金精矿预氧化-氰化浸出提金的方法，其特征在于，所述碱性预处理时的反应温度控制在15°C 80°C，碱性预处理的时间控制在Ih Mh。
10.根据权利要求1所述的难浸金精矿预氧化-氰化浸出提金的方法，其特征在于，所述步骤(4 )中，所述氰化反应的反应条件为反应体系的PH值控制在9 12，反应体系的液固比控制在(0.5 5) 1，反应中用到的氰化物的添加量按每吨所述矿浆添加Ikg 20kg 计，氰化反应的时间控制在他 96h，氰化反应的温度控制在10°C 50°C，所述氧气或空气的通气流量为0. 1 m3/h 1. 5m3/h。
全文摘要
本发明公开了一种用难浸金精矿预氧化-氰化浸出提金的方法，包括以下步骤先将难浸金精矿与分散剂混合，用磨机磨细；将氧化剂与细磨后的物料混合调浆，然后将浆料与浓硫酸混合搅拌进行一段以上的酸性预氧化反应，恒温反应1h以上，固液分离；再将预氧化后得到的含金矿渣调pH值，碱性预处理1h以上；碱性预处理后的矿浆进行氰化提金，氰化过程通入氧气或空气。本发明的方法具有成本低、操作简单、原料适应性强、金回收率高、环保无污染、且易于工业应用等优点。
文档编号C22B11/08GK102409183SQ20111033635
公开日2012年4月11日 申请日期2011年10月31日 优先权日2011年10月31日
发明者刘国伟, 夏星, 曾子高, 李泽茂, 肖松文, 陈坚 申请人:长沙矿冶研究院有限责任公司