权利要求
1.一种炭浆工艺高硫高铅金泥的高效分离提取方法，其特征在于，包括如下步骤：
(1)高温焙烧：向载金炭电解解吸得到的含水为50%-60%的高硫高铅金泥中配入硝石，充分混匀后装入烤箱内，升温进行脱水、脱硫、脱炭焙烧反应;
(2)金泥造渣熔炼：将步骤(1)高温焙烧后的干金泥与造渣剂充分混合后，装入中频炉高纯石墨坩埚内进行高温造渣熔炼，经高温熔炼后低密度含钙硅铁的冶炼渣与含铜铅金银的液相合金分层，完成冶炼渣与有价金属的初步分离，然后将上层的冶炼渣扒渣至渣槽，剩余的液相合金层转下一工序;
(3)液相合金氧化精炼：将步骤(2)获得的液相合金倾至碳化硅-石墨坩埚中，投加造渣剂，并升温吹气进行氧化精炼，冰铜被氧化，硫和部分铅挥发进入烟尘，得到上层氧化精炼渣和密度较大的下层液相合金;
(4)合金水淬泼珠：将步骤(3)获得的上层氧化精炼渣扒至渣槽，液相合金冷却降温至900-1000℃后，缓慢、匀速注入清水槽，同时在倒入高温液相合金时用高压清水管对准冲散淬珠，直至所有液相合金注完为止，然后过滤得到比表面积较大的含铜-银-金-铅的水淬合金片;
(5)合金片铅浸出及过滤：将步骤(4)获得的水淬合金片装至钛反应釜，加入工业醋酸，加热静待反应2h后，启动搅拌继续反应2h，反应结束后过滤得到含铅液和脱铅合金片;
(6)冶炼渣氧化贫化熔炼：将步骤(2)、(3)产生的冶炼渣和氧化精炼渣破碎至10mm以下，与造渣剂混合后，装入氧化贫化炉升温吹气进行贫化熔炼，熔炼结束后得到低密度的上层氧化贫渣和含有少量贫化渣的下层液相回收合金，其中上层氧化贫渣扒至渣槽，下层液相回收合金则返回步骤(3)氧化精炼;
(7)烟尘铅浸出及过滤：步骤(2)、(3)、(6)产生的烟尘收集后倒入钛反应釜，加入醋酸，加热静态反应2h后，启动搅拌继续反应3h，反应结束后滤得到含铅液和脱铅烟尘，其中脱铅烟尘返回步骤(6)氧化贫化熔炼;
(8)含铅液沉淀回收铅：将步骤(5)、(7)获得的含铅液输送至铅沉淀反应釜，启动搅拌，并缓慢加入硫化钠溶液反应0.5h，反应结束后过滤得到铅精矿产品和脱铅液，其中铅精矿外售，脱铅液进入废水处理系统;
(9)湿法分金：将步骤(5)得到的脱铅合金片装入耐酸、耐高温的钛反应釜，先加少量清水润湿合金片，启动搅拌和加热，温度控制在60-80℃，再分次加入硫酸、硝酸，进行3-5次分离;在1-2次分离时，采用合金片总重4倍的硫酸溶液和硝酸溶液，且硫酸溶液浓度为98%、硝酸溶液的浓度为20%-25%;在3-5次分离时，采用合金片总重2-3倍的硝酸溶液，且硝酸溶液30%-45%的，不加硫酸，直到溶液颜色从深蓝色变清，液面无气则视为湿法分金作业结束;然后过滤获得金粉和滤液，其中滤液为硝酸铜-硝酸银-硫酸铜混合溶液;
(10)氧化贫渣磨矿氰化及磁选：将步骤(6)得到的氧化贫渣进行磨矿、氰化浸出回收金，尾矿进入磁选流程回收铁，得到磁铁精矿;
(11)混合溶液两级沉淀回收微细粒金：将步骤(9)得到的硝酸铜-硝酸银-硫酸铜混合溶液依次进入密闭的一级沉淀槽、两级沉淀槽，两个沉淀槽底部呈锥形，顶部填充有树脂球，进行微细粒金回收时，向树脂球下方的混合溶液添加絮凝剂，微细粒金在絮凝作用和树脂球的拦截作用下聚团沉淀在沉淀槽的底部，定期排放、过滤后熔炼回收，剩余溶液则从沉淀槽的上部溢流进入银、铜回收工序。
2.根据权利要求1所述的一种炭浆工艺高硫高铅金泥的高效分离提取方法，其特征在于，步骤(1)中硝石用量为金泥量的0.5%-1%;烤箱温度控制在700-800℃，静态焙烧反应时间为12-14h。
3.根据权利要求1所述的一种炭浆工艺高硫高铅金泥的高效分离提取方法，其特征在于，步骤(2)中所述造渣剂包括石英、硼砂和碳酸钠;所述高温造渣熔炼的温度控制在1200-1300℃;扒渣时液相合金层以上预留4-8cm的冶炼渣层。
4.根据权利要求1所述的一种炭浆工艺高硫高铅金泥的高效分离提取方法，其特征在于，步骤(3)所述造渣剂包括石英、碳酸钠和硼砂，且各成分的添加量分别为熔体总重的2%-3%、1%-2%、0.5%-1.5%;精炼时熔体温度保持为1100-1300℃;吹气时将空气配吹管出口降至金属液面中间位置，每炉吹气氧化时间为0.5-1h，风量为0.2-0.3m3/min。
5.根据权利要求1所述的一种炭浆工艺高硫高铅金泥的高效分离提取方法，其特征在于，步骤(5)中醋酸溶液浓度为50%-60%，醋酸溶液与合金片的液固比为1:4-5;加热温度控制在60-80℃。
6.根据权利要求1所述的一种炭浆工艺高硫高铅金泥的高效分离提取方法，其特征在于，步骤(6)所述造渣剂包括碎玻璃、碳酸钠和硼砂，且各成分的添加量分别为熔渣总重的5%-8%、10%-15%、2%-5%，其中碎玻璃的粒度小于20mm;熔炼温度控制在1300-1500℃;吹气时空气配吹管出口降至熔渣中间位置，每炉吹气熔炼1h，风量为0.4-1m3/min。
7.根据权利要求1所述的一种炭浆工艺高硫高铅金泥的高效分离提取方法，其特征在于，步骤(7)中醋酸浓度为50%-70%，醋酸溶液与烟尘的液固比为1:6-8;加热温度控制在60-80℃。
8.根据权利要求1所述的一种炭浆工艺高硫高铅金泥的高效分离提取方法，其特征在于，步骤(8)中硫化钠溶液浓度为10%-15%，硫化钠溶液用量为含铅液中铅金属量的1.2-1.5倍。
9.根据权利要求1所述的一种炭浆工艺高硫高铅金泥的高效分离提取方法，其特征在于，步骤(10)中磨矿粒度为-200目占90%-92%;尾矿磁选浓度为30%-38%，磁场强度为0.5T。
10.根据权利要求1所述的一种炭浆工艺高硫高铅金泥的高效分离提取方法，其特征在于，步骤(11)所述树脂球的直径为1.5cm;所述絮凝剂的用量为0.1-0.2g/m3。
说明书
技术领域
[0001]本发明属于贵金属冶金技术领域，具体涉及一种炭浆工艺高硫高铅金泥的高效分离提取方法。
背景技术
[0002]近年来，随着易选冶金矿资源的日趋减少，类似在磁、褐铁矿中供伴生的低金、高铅或在氧硫混合带含硫较高的难选难冶矿石不断采出及使用，存在“贫、细、杂”的特点，这类矿石主要采用“磨矿—氰化浸出及活性炭吸附—磁选—载金炭解吸电解—金泥提纯精炼—合质金”的技术路线提取金、银、铁等有价金属。因原矿中Pb、S、Fe等含量的升高，炭浆工艺活性炭在吸附Au、Ag的同时也会吸附大量的Pb、S、Fe，随后在解吸电解处理后富集在金泥粗产品中，高Pb、S、Fe金泥采用传统工艺分离提取Au、Ag时存在不少问题，其中主要表现为：
一是液相合金水淬泼珠困难、合金片难成片状。传统的“造渣熔炼-泼珠-硝酸分金”工艺中，水淬泼珠质量是硝酸分金效率与保障金粉成色的关键。而高S、Fe金泥造渣熔炼的液相合金中除含有Au、Ag、Cu外还会残余未造渣分离出去的Fe，有时还会生成冰铜(Cu2S-FeS的共熔体)，这种金属液相在水淬泼珠时，金、银会被这些杂质Fe3O4或冰铜包裹，水淬产品难成比表面积较大的合金片，80%呈圆珠状，不利于后续硝酸分金;对于金泥冶炼渣一般采用传统的感应炉二次升温贫化熔炼，但杂质Fe仍然难以造渣分离，并与液相共熔，高温金属共熔体的水淬产物90%呈圆珠状，导致后续硝酸分金无法得到合格金粉。
[0003]二是金粉除杂效率低。低Fe、Pb、S金泥采用“造渣熔炼-泼珠-硝酸分金”工艺一般可获得纯度99%以上的金粉，但被铁或冰铜包裹的圆珠状合金在硝酸分金时，不仅分金时间大于3天、硝酸单耗高(一份合金片消耗50%浓度的硝酸6-8份)，而且金粉纯度低，含Au只达85%-90%，含杂质Pb高达10%，不能获得合格金粉。
[0004]三是金泥中S、Pb、Fe未能有效脱除及回收。金泥熔炼过程在渣层与金属层中间会生成冰铜(Cu2S-FeS的共熔体)，形成夹带金、银液珠，Fe也难以造渣分离，Pb则是87%左右进入废水、13%左右进入冶炼渣中，S、Fe、Pb未能有效脱除及回收，造成金属流失。
[0005]四是传统湿法分金工艺处理高硫高铅金泥，金粉过滤存在微细粒金随液相流失。随着源头矿石中金的嵌布特征趋细，以黄铁矿、磁铁矿为载体矿物的深部开采矿石或在氧硫混合带上的含金矿石，其金的嵌布粒度趋细，主要分布在10μm以下，最终二次冶金过程的金同样呈现嵌布粒度细的特征，在硝酸分离金与金粉过滤过程中，这部分微细粒金易穿透滤布，随液相或随铁胶悬浮物夹带流失，通过原子光谱吸收分析得知液相中的金浓度一般高达0.08mg/L。
[0006]五是高铅冶炼烟尘在贫化熔炼过程中对员工职业健康危害大。金泥熔炼产生的烟尘通过中频炉反复贫化熔炼回收Au、Ag、Cu时，熔炼温度一般在1300℃-1600℃，此时随着温度的升高Pb越容易大量挥发，导致作业人员职业危害风险越高。
[0007]由此可见，传统的“造渣熔炼-泼珠-硝酸分金”工艺已不能满足高Pb、S、Fe金泥的分离提取需求。因此，本发明提供一种高硫高铅金泥的高效分离提取方法，来提升金泥有价金属的分离提取效果，高效分金的同时脱除并回收S、Pb、Fe。
发明内容
[0008]针对上述问题，本发明提供一种炭浆工艺高硫高铅金泥的高效分离提取方法。
[0009]具体技术方案是：一种炭浆工艺高硫高铅金泥的高效分离提取方法，包括如下步骤：
(1)高温焙烧：向载金炭电解解吸得到的含水为50%-60%的高硫高铅金泥中配入硝石，充分混匀后装入烤箱内，升温进行脱水、脱硫、脱炭焙烧反应;
该过程先通过高温分解对金泥进行脱水、脱炭和氰根离子CN-脱除，当水分脱除温度达到400℃时，金泥中的硫与硝石氧化反应生成二氧化硫气体，而且随着温度的升高脱硫率不断升高，焙烧12-14h，大部分的硫得到脱除，可有效减少硫进入熔炼环节，减少熔炼冰铜的生成。
[0010](2)金泥造渣熔炼：将步骤(1)高温焙烧后的干金泥与造渣剂充分混合后，装入中频炉高纯石墨坩埚内进行高温造渣熔炼，经高温熔炼后低密度的含钙硅铁的冶炼渣与含铜铅金银的液相合金分层，完成冶炼渣与有价金属的初步分离，然后将上层的冶炼渣扒渣至渣槽，剩余的液相合金层(包含4-8cm的冶炼渣层或冰铜层及以下的液相合金层)转下一工序;
该过程利用Cu、Pb对Au、Ag的高效捕集性，通过高温造渣熔炼使Cu-Pb-Au-Ag与硅、钙、铁等杂质初步分离。
[0011](3)液相合金氧化精炼：将步骤(2)获得的液相合金倾至碳化硅-石墨坩埚中，投加造渣剂，并升温吹气进行氧化精炼，冰铜被氧化，硫和部分铅挥发进入烟尘，得到上层氧化精炼渣(包含除铁渣和硅酸铁硅酸钙低密度渣)和密度较大的下层液相合金;
氧化精炼目的是深度脱除液相合金中的铁、冰铜等杂质，为后续泼珠创造良好条件。该法的基本原理是基于金属对氧亲和力的大小不同，通入空气将Fe、冰铜及少量Pb杂质金属氧化生成不溶于Cu-Au-Ag主体金属的氧化物，以渣的形式聚集于熔体表面，S进一步以气态的形式被分离。而且通过配比造渣剂形成低熔点的炉渣，碳酸钠也能增强炉渣的流动性，利于杂质的上浮。
[0012](4)合金水淬泼珠：将步骤(3)获得的上层氧化精炼渣扒至渣槽，液相合金冷却降温至900-1000℃后，缓慢、匀速注入清水槽，同时在倒入高温液相合金时用高压清水管(水压控制0.15-0.2MPa)对准冲散淬珠，且水管出口在距离液相合金注入点的10cm位置处，直至所有液相合金注完为止，然后过滤得到比表面积较大的含铜-银-金-铅的水淬合金片;
该过程对后续湿法分金与金粉成色影响较大，经过研究，Cu-Pb-Au-Ag液相合金温度在900-1000℃、水压0.15-0.2MPa条件下，泼珠效果最佳，大部分呈细片状，比表面积大。
[0013](5)合金片铅浸出及过滤：将步骤(4)获得的水淬合金片装至钛反应釜，加入工业醋酸，加热静待反应2h后，启动搅拌继续反应2h，反应结束后滤得到含铅液和脱铅合金片;
该过程利用金、银、铜不会与醋酸反应，而铅会与醋酸反应，达到脱铅的目的，以防金粉铅超标，主要化学式为：2CH3COOH + Pb ==Pb(CH3COO)2 + H2↑。
[0014](6)冶炼渣氧化贫化熔炼：将步骤(2)、(3)产生的冶炼渣和氧化精炼渣破碎至10mm以下，与造渣剂混合后，装入氧化贫化炉升温吹气进行贫化熔炼，熔炼结束后得到低密度的上层氧化贫渣(Au品位<50g/t)和含有少量贫化渣的下层液相回收合金，其中上层氧化贫渣扒至渣槽，下层液相回收合金则返回步骤(3)氧化精炼;
该过程主要目的是进一步回收冶炼渣中残留的Au、Ag，通过合理控制造渣剂、渣型以及温度，并通入空气，使杂质Ca-Si-Fe生成低密度的贫渣上浮至液面与Au-Ag分离。其中空气的通入可加速Ca-Si-Fe的氧化上浮，碳酸钠可增强炉渣流动性，二氧化硅可与铁反应生成硅酸铁低密度、低熔点炉渣，由于物料自身含硅酸盐，在该配比物料条件下形成低粘度、流动性较好的弱酸性炉渣，铁不会生成四氧化三铁。
[0015](7)烟尘铅浸出及过滤：步骤(2)、(3)、(6)产生的烟尘收集后倒入钛反应釜，加入醋酸，加热静态反应2h后，启动搅拌继续反应3h，反应结束后滤得到含铅液和脱铅烟尘，其中脱铅烟尘返回步骤(6)氧化贫化熔炼;
该过程利用金、银、铜不会与醋酸反应，而铅会与醋酸反应，达到烟尘中铅提前浸出分离的目的，主要化学式为：2CH3COOH + Pb ==Pb(CH3COO)2 + H2↑。
[0016](8)含铅液沉淀回收铅：将步骤(5)、(7)获得的含铅液输送至铅沉淀反应釜，启动搅拌，并缓慢加入硫化钠溶液反应0.5h，反应结束后过滤得到铅精矿产品和脱铅液，其中铅精矿外售，脱铅液进入废水处理系统;
含铅液中的铅离子与硫化钠溶液发生硫化沉淀反应，硫化物沉淀法是利用重金属离子与其中的S2-反应生成M2SX沉淀物，根据不同金属硫化物溶度积差异，KspAg2S(1.6x10-49)
[0017](9)湿法分金：将步骤(5)得到的脱铅合金片装入耐酸、耐高温的钛反应釜，先加少量清水润湿合金片，启动搅拌和加热，温度控制在60-80℃，再分次加入硫酸、硝酸，进行3-5次分离;在1-2次分离时，采用合金片总重4倍的硫酸溶液和硝酸溶液，且硫酸溶液浓度为98%、硝酸溶液的浓度为20%-25%;在3-5次分离时，采用合金片总重2-3倍的硝酸溶液，且硝酸溶液30%-45%的，不加硫酸，直到溶液颜色从深蓝色变清，液面无气则视为湿法分金作业结束;然后过滤获得金粉和滤液，其中滤液为硝酸铜-硝酸银-硫酸铜混合溶液;
该过程采用硫酸的强酸性特点，在硫酸+硝酸+高温+搅拌等多重作用下，加速合金片中Fe、Ag、Cu的溶解。
[0018](10)氧化贫渣磨矿氰化及磁选：将步骤(6)得到的氧化贫渣进行磨矿、氰化浸出回收金，尾矿进入磁选流程回收铁，得到磁铁精矿;
(11)混合溶液两级沉淀回收微细粒金：将步骤(9)得到的硝酸铜-硝酸银-硫酸铜混合溶液依次进入密闭的一级沉淀槽、两级沉淀槽，两个沉淀槽底部呈锥形，顶部填充有树脂球，进行微细粒金回收时，向树脂球下方的混合溶液添加絮凝剂，微细粒金在絮凝作用和树脂球的拦截作用下聚团沉淀在沉淀槽的底部，定期排放、过滤后熔炼回收，剩余溶液则从沉淀槽的上部溢流进入银、铜回收工序。
[0019]进一步，步骤(1)中硝石用量为金泥量的0.5%-1%;烤箱温度控制在700-800℃，静态焙烧反应时间为12-14h。
[0020]进一步，步骤(2)中所述造渣剂包括石英、硼砂和碳酸钠;为防止铅的挥发，所述高温造渣熔炼的温度不宜过高，应控制在1200-1300℃;为防止扒渣时金银有价金属随渣夹带，扒渣时液相合金层以上预留4-8cm的冶炼渣层。
[0021]进一步，步骤(3)所述造渣剂包括石英、碳酸钠和硼砂，且各成分的添加量分别为熔体总重的2%-3%、1%-2%、0.5%-1.5%，该配比有利于降低炉渣粘度，增强流动性，造出合理渣型;精炼时熔体温度保持为1100-1300℃;吹气时将空气配吹管出口降至金属液面中间位置，每炉吹气氧化时间为0.5-1h(该时间为脱铁和冰铜吹炼的关键)，风量为0.2-0.3m3/min。
[0022]进一步，步骤(4)中高压清水管的水压控制0.15-0.2MPa，且水管出口在距离液相合金注入点的10cm位置处，冲入的水流要保证水淬槽底部能够形成搅动旋转。
[0023]进一步，步骤(5)中醋酸浓度为50%-60%，醋酸溶液与合金片的液固比为1:4-5;加热温度控制在60-80℃。
[0024]进一步，步骤(6)所述的造渣剂包括碎玻璃、碳酸钠和硼砂，且各成分的添加量分别为熔渣总重的5%-8%、10%-15%、2%-5%，其中碎玻璃的粒度小于20mm;熔炼温度控制在1300-1500℃;吹气时空气配吹管出口降至熔渣中间位置，每炉吹气熔炼1h，风量为0.4-1m3/min。
[0025]进一步，步骤(7)中醋酸浓度为50%-70%，醋酸溶液与烟尘的液固比为1:6-8;加热温度控制在60-80℃。
[0026]进一步，步骤(8)中硫化钠溶液浓度为10%-15%，硫化钠溶液用量为含铅液中铅金属量的1.2-1.5倍。
[0027]进一步，步骤(10)中磨矿粒度为-200目占90%-92%;尾矿磁选浓度为30%-38%，磁场强度为0.5T。
[0028]进一步，步骤(11)所述树脂球的直径为1.5cm;所述絮凝剂的用量为0.1-0.2g/m3。
[0029]本发明的有益效果：本发明可有效脱除金泥中所含的硫、铁、铅等杂质，保证水淬泼珠得到90%以上的片状合金，经湿法分离后高效获得成色为99%及以上的金粉，同时还实现了脱除铅、铁以及混合溶液中微细粒金的回收，资源综合回收利用效果显著，为多金属难选冶黄金矿山炭浆工艺金泥除杂与金银提取提供了一种经济环保高效的方法，具有广阔的应用前景。本发明的技术优势具体体现如下：
(1)本发明在造渣熔炼前首先通过高温焙烧脱除金泥中的大部分硫杂质，以减少硫进入熔炼环节生成冰铜，其次再对造渣熔炼得到的液相合金进行氧化精炼，深度脱除其中的S、Fe、Pb及冰铜等杂质，进一步通过合理控制泼珠温度和水压，彻底解决了液相合金泼珠被冰铜等杂质包裹严重呈现圆珠状的问题，造出占比高达90%以上的片状合金，其较大的比表面积为后续的硝酸分金充分反应创造了有利条件。
[0030](2)在湿法分金前增加了合金片铅浸出环节，采用醋酸提前浸出合金片中的铅，解决了铅及铅氧化物与金紧密包裹，且不与硝酸反应导致金粉产品含铅高的问题;另外，在湿法分金环节通过控制硫酸和硝酸浓度及添加量，分多次反应分离，在降低药剂消耗量的情况下分离出了成色高达99%的金粉产品。
[0031](3)针对烟尘及合金片中的铅通过“醋酸浸出+硫化沉淀”工艺，不仅实现了铅的脱除，还进一步实现了铅的回收，得到可外售的铅精矿产品，创造价值的同时也减少了铅带来的后续处理问题和环境问题，具有较好的经济效益和社会效益。
[0032](4)本发明对于中间产物—液相回收合金、氧化精炼渣和脱铅烟尘均通过返回对应环节循环处理的方式充分回收;对于中间产物—贫化渣也通过磨矿氰化再次回收了残余金，且进一步磁选回收了氰化尾矿中的磁铁矿;尤其针对微细粒金还设置了“两级絮凝沉淀与树脂球吸附工艺”实现深度回收，这些均充分体现了本发明资源综合回收利用的优势。
附图说明
[0033]图1是本发明一种炭浆工艺高硫高铅金泥的高效分离提取方法的流程图。
具体实施方式
[0034]为了使本发明所解决的技术问题、技术方案更加清楚明白，以下结合附图及实施例，对本发明进一步详细说明。应当理解，此处所描述的具体实施例仅仅用于解释本发明，并不用于限定本发明。
实施例1
[0035]我国南方某多金属黄金矿山的金泥，该金泥是由炭浆厂载金炭解吸电解得到。其主要成分及含量分别为Au 6.1%、Ag 37.2%、Cu 28.07%、Pb 7.78%、Fe 2%、S 2.24%。
[0036]如图1所示，采用本发明所述方法处理该金泥，具体步骤如下：
(1)高温焙烧：向金泥中配入硝石，硝石的量为金泥量的0.6%，充分混匀后装入烤箱内，升温至750℃进行脱水、脱硫、脱炭焙烧反应，焙烧时长为12h，实现脱硫率85.6%;
(2)金泥造渣熔炼：将步骤(1)高温焙烧后的干金泥与造渣剂(石英+硼砂+碳酸钠)充分混合后，装入中频炉高纯石墨坩埚内进行高温造渣熔炼，熔炼温度控制在1200-1250℃，熔炼0.5h，低密度的含钙硅铁的冶炼渣与含铜铅金银的液相合金分层，完成冶炼渣与有价金属的初步分离，其中冶炼渣产率为15%，液相合金产率为84%，且含Fe2.3%、Pb8.5%。
[0037](3)液相合金氧化精炼：将步骤(2)获得的液相合金倾至碳化硅-石墨坩埚中，投加造渣剂(包括石英、硼砂和碳酸钠，且各成分的添加量分别为熔体总重的2%、1%、0.5%);升温至1100-1200℃，将空气配吹管出口降至金属液面中间位置，吹气氧化0.5h，风量为0.25m3/min，使Fe、冰铜及少量Pb杂质金属氧化生成不溶于Cu-Au-Ag主体金属的氧化物，以渣的形式聚集于熔体表面，得到含Fe1%、Pb7%的液相合金;
(4)合金水淬泼珠：将步骤(3)获得液相合金冷却降温至900℃后，缓慢、匀速注入清水槽，同时在倒入高温液相合金时用高压清水管(水压控制0.16MPa)对准冲散淬珠，且水管出口在距离液相合金注入点的10cm位置处，直至所有液相合金注完为止，然后过滤得到片状、粒度小于2mm的含铜银金铅的水淬合金片，占比达92%;
(5)合金片铅浸出：将步骤(4)获得的水淬合金片装至钛反应釜，加入浓度为52%的醋酸溶液，醋酸溶液与合金片的液固比为1:4，加热至60-70℃，静待反应2h后，启动搅拌继续反应2h，反应结束后滤得到含铅液和脱铅合金片，铅的浸出率为98.1%;
(6)冶炼渣氧化贫化熔炼：将步骤(2)、(3)产生的冶炼渣和氧化精炼渣破碎至10mm以下，与造渣剂(包括碎玻璃、碳酸钠和硼砂，且各成分的添加量分别为熔渣总重的5%、12%、3%)混合后，装入氧化贫化炉升温吹气进行贫化熔炼，熔炼温度为控制在1300-1400℃，将空气配吹管出口降至熔渣中间位置，吹气熔炼1h，风量为0.45m3/min，得到低密度的上层氧化贫渣，含Au<40g/t、mFe1%，产生的烟尘含Pb6.5%，以及含有少量贫化渣的下层液相回收合金，返回步骤(3)氧化精炼;
(7)烟尘铅浸出及过滤：步骤(2)、(3)、(6)产生的烟尘收集后倒入钛反应釜，加入浓度为70%的醋酸溶液，醋酸溶液与烟尘的液固比为1:8，加热至75℃，静态反应2h后，启动搅拌继续反应3h过滤得到含铅液和脱铅烟尘，其中脱铅烟尘返回步骤(6)氧化贫化熔炼;铅浸出率达94.2%。
[0038](8)含铅液沉淀回收铅：将步骤(5)、(7)获得的含铅液输送至铅沉淀反应釜，启动搅拌，并缓慢加入浓度为14%的硫化钠溶液，硫化钠溶液用量为含铅液中铅金属量的1.4倍，反应0.5h后过滤，得到铅精矿产品和脱铅液，铅的沉淀回收率99%，铅精矿含铅60%。
[0039](9)湿法分金：将步骤(5)得到的脱铅合金片装入耐酸、耐高温的钛反应釜，先加少量清水润湿合金片，启动搅拌和加热，温度控制在60-70℃，再分次加入硫酸、硝酸，进行3-5次分离;在1-2次分离时，采用合金片总重4倍的硫酸溶液和硝酸溶液，且硫酸溶液浓度为98%、硝酸溶液的浓度为20%-25%;在3-5次分离时，采用合金片总重2倍的硝酸溶液，且硝酸溶液30%-45%的，不加硫酸，直到溶液颜色从深蓝色变清，液面无气则视为湿法分金作业结束;然后过滤获得成色为99.5%的金粉和滤液，其中滤液为硝酸铜-硝酸银-硫酸铜混合溶液。在此过程中，硝酸对应合金片单耗从原来3kg/kg合金片降至2kg/kg合金片，生产效率从原来的3天/批降至2天/批。
[0040](10)氧化贫渣磨矿氰化及磁选：将步骤(6)得到的氧化贫渣进行磨矿至200目占92%，氰化浸出回收金，尾矿以31%的浓度进入磁选流程回收铁，磁场强度为0.5T。mFe从1%降至0.5%，磁铁精矿回收率50%。
[0041](11)混合溶液两级沉淀回收微细粒金：将步骤(9)得到的硝酸铜-硝酸银-硫酸铜混合溶液依次进入密闭的一级沉淀槽、两级沉淀槽，并向两个沉淀槽内分别添加絮凝剂0.1g/m3，经过二级絮凝沉淀后回收微细粒金，最终溢流液中的Au含量为0.01mg/L，相较于传统方法的0.08mg/L降幅显著。
实施例2
[0042]我国南方某多金属黄金矿山的金泥，该金泥是由炭浆厂载金炭解吸电解得到。其主要含Au5.20%、Ag20.53%、Cu32.16%、Pb10%、Fe2.2%、S5.36%。
[0043](1)高温焙烧：向金泥中配入硝石，硝石的量为金泥量的1%，充分混匀后装入烤箱内，升温至800℃进行脱水、脱硫、脱炭焙烧反应，焙烧时长为14h，实现脱硫率60%;
(2)金泥造渣熔炼：将步骤(1)高温焙烧后的干金泥与造渣剂(石英+硼砂+碳酸钠)充分混合后，装入中频炉高纯石墨坩埚内进行高温造渣熔炼，熔炼温度控制在1250-1300℃，熔炼0.52h，熔炼后形成低密度的含钙硅铁的冶炼渣与含铜铅金银的液相合金层，而且在渣层与液相层之间产生了厚约2-3cm的灰白色冰铜层，其中冶炼渣产率为15%，液相合金产率为82%，且含Fe2.5%、Pb8.5%。
[0044](3)液相合金氧化精炼：将步骤(2)获得的液相合金倾至碳化硅-石墨坩埚中，投加造渣剂(包括石英、硼砂和碳酸钠，且各成分的添加量分别为熔体总重的2%、2%、1.5%);升温至1100-1200℃，将空气配吹管出口降至金属液面中间位置，吹气氧化1h，风量为0.3m3/min，使Fe、冰铜及少量Pb杂质金属氧化生成不溶于Cu-Au-Ag主体金属的氧化物，以渣的形式聚集于熔体表面，到含Fe<1%、Pb6%、S<1%的液相合金;
(4)合金水淬泼珠：将步骤(3)获得液相合金冷却降温至910℃后，缓慢、匀速注入清水槽，同时在倒入高温液相合金时用高压清水管(水压控制0.2MPa)对准冲散淬珠，且水管出口在距离液相合金注入点的10cm位置处，直至所有液相合金注完为止，然后过滤得到片状、粒度小于2mm的含铜银金铅的水淬合金片，占比达90%;
(5)合金片铅浸出：将步骤(4)获得的水淬合金片装至钛反应釜，加入浓度为60%的醋酸溶液，醋酸溶液与合金片的液固比为1:5，加热至70-80℃，静待反应2h后，启动搅拌继续反应2h，反应结束后滤得到含铅液和脱铅合金片，铅的浸出率为96.5%;
(6)冶炼渣氧化贫化熔炼：将步骤(2)、(3)产生的冶炼渣和氧化精炼渣破碎至10mm以下，与造渣剂(包括碎玻璃、碳酸钠和硼砂，且各成分的添加量分别为熔渣总重的5%、15%、5%)混合后，装入氧化贫化炉升温吹气进行贫化熔炼，熔炼温度为控制在1300-1350℃，将空气配吹管出口降至熔渣中间位置，吹气熔炼1h，风量为0.8m3/min，得到低密度的上层氧化贫渣，含Au<45g/t、mFe2%，产生的烟尘含Pb10.5%，以及含有少量贫化渣的下层液相回收合金，返回步骤(3)氧化精炼;
(7)烟尘铅浸出及过滤：步骤(2)、(3)、(6)产生的烟尘收集后倒入钛反应釜，加入浓度为70%的醋酸溶液，醋酸溶液与烟尘的液固比为1:8，加热至80℃，静态反应2h后，启动搅拌继续反应3h过滤得到含铅液和脱铅烟尘，其中脱铅烟尘返回步骤(6)氧化贫化熔炼;铅浸出率达95.5%。
[0045](8)含铅液沉淀回收铅：将步骤(5)、(7)获得的含铅液输送至铅沉淀反应釜，启动搅拌，并缓慢加入浓度为15%的硫化钠溶液，硫化钠溶液用量为含铅液中铅金属量的1.2倍，反应0.5h后过滤，得到铅精矿产品和脱铅液，铅的沉淀回收率99%，铅精矿含铅62%。
[0046](9)湿法分金：将步骤(5)得到的脱铅合金片装入耐酸、耐高温的钛反应釜，先加少量清水润湿合金片，启动搅拌和加热，温度控制在70-80℃，再分次加入硫酸、硝酸，进行3-5次分离;在1-2次分离时，采用合金片总重4倍的硫酸溶液和硝酸溶液，且硫酸溶液浓度为98%、硝酸溶液的浓度为20%-25%;在3-5次分离时，采用合金片总重3倍的硝酸溶液，且硝酸溶液30%-45%的，不加硫酸，直到溶液颜色从深蓝色变清，液面无气则视为湿法分金作业结束;然后过滤获得成色为99%的金粉和滤液，其中滤液为硝酸铜-硝酸银-硫酸铜混合溶液。在此过程中，硝酸对应合金片单耗从原来3kg/kg合金片降至2.2kg/kg合金片，生产效率从原来的3天/批降至1.5天/批。
[0047](10)氧化贫渣磨矿氰化及磁选：将步骤(6)得到的氧化贫渣进行磨矿至200目占91%，氰化浸出回收金，尾矿以33%的浓度进入磁选流程回收铁，磁场强度为0.5T。mFe从2%降至0.43%，磁铁精矿回收率78.5%。
[0048](11)混合溶液两级沉淀回收微细粒金：将步骤(9)得到的硝酸铜-硝酸银-硫酸铜混合溶液依次进入密闭的一级沉淀槽、两级沉淀槽，并向两个沉淀槽内分别添加絮凝剂0.15g/m3，经过二级絮凝沉淀后回收微细粒金，最终溢流液中的Au含量为0.02mg/L，相较于传统方法的0.08mg/L降幅显著。
[0049]综合上述实施例可知，采用本发明所述方法处理金泥，通过高温焙烧、氧化精炼和铅浸出等环节可有效脱除金泥中所含的硫、铁、铅等杂质，得到成色高达99%及以上的金粉，同时通过“醋酸浸出+硫化沉淀”和磁选流程实现了脱除的铅、铁回收，得到铅精矿和磁铁精矿，且回收率分别为99%、50%以上。另外，通过“两级絮凝沉淀与树脂球吸附工艺”进一步实现了混合溶液中微细粒金的深度回收，降低微细粒金随液相流失的比例。可见，本发明在资源综合回收利用方面具有显著优势，为多金属难选冶黄金矿山炭浆工艺金泥除杂与金银提取提供了一种经济环保高效的方法，具有广阔的应用前景。
[0050]以上通过具体的和优选的实施例详细地描述了本发明，但本领域技术人员应该明白，本发明并不局限于以上所述实施例，凡在本发明的精神和原则之内，所做的任何修改、等同替换等，均应包含在本发明的保护范围之内。
说明书附图(1)
