本发明属于冶金领域，是一种从低品位或中品位矿石中回收金的工艺方法。 低品位金矿石通常含金2～3克/吨，有的可能更低，如0.8克/吨～2克/吨。从这种矿石中回收金的方法有：堆浸法、制粒堆浸法、全泥氰化法和浮选法。除个别矿山外，多采用前三种方法。
堆浸法是将含金矿石破碎至-30，-15，-12毫米，如可采用一段、二段或三段开路、闭路破碎工艺进行破碎。然后在由水泥、沥青、塑料薄膜或粘土筑成的堆垫上筑堆，用碱性的氰化物溶液喷淋。在一定的喷淋强度和喷淋周期下，金被氰化钠溶解生成金氰化钠，反应式为：
而后用活性碳吸附，碱性氰化物解吸、电解回收金。或从贵液中用锌粉置换法回收金。堆浸法从低品位金矿石回收金成本低，且投资基建费较低。但是即便将矿石碎至-12毫米～0毫米进行堆浸，由于堆浸矿石粒度粗细范围过宽，因此在堆浸时经常出现沟流现象、空区现象和小池塘现象，加上堆浸中由于渗透性欠佳，氧的利用率较差，故金的浸出率较低。回收率一般在60～70%，个别矿石仅为50%，如果将矿石进一步破细，如破至-2毫米，则矿石所含细泥较多，使矿堆的渗透性更差，浸出无法进行。
为解决上述问题又研制出制团堆浸法。即将磨至-12至-15毫米的矿石混入一定数量石灰、玻特兰水泥、水或氰化液;在园筒型、园盘型或皮带型制粒机上制粒，使细粒矿石粘附在粗粒矿石表面，从而减少矿堆中的细粒含量，使矿粒粗细均匀，上述三种现象明显减少，金的浸出率提高。但由于矿粒团的坚硬性、持久性、渗透性很难控制，许多时候，已制出的粒团在高达3-6米的堆上又发生粉碎，又出现上述三种现象，影响回收率的提高。而且制粒每吨矿石要增加附加费用和附加设备。万吨级堆浸制粒也十分复杂。
全泥氰化法是将矿石磨至-0.074毫米，在充气的搅拌浸出坛中用碱性氰化物浸出，一般为24小时，浸出时氰化物浓度在0.05～0.1%范围内，PH值为11～12。浸出可在一段进行，通常在两段进行浸出与碳吸附可同步进行;也可以在氰化物浸出后再进行碳吸附，即所谓碳浆法与碳浸法。也可采用锌粉置换法。用这种方法金地回收率较高，一般为90～95%，这是由于粒度很细的金矿石，金暴露在矿粒表面的数量增多，有利于与氰化物直接反应。这种方法适用于中高品位的金矿石，品位低的矿石，如1.5g/T～2g/T，将其大量的费矿石磨至-0.074毫米是不经济的，所以，对于低品位金矿，单一用这种方法处理是不适宜的。
本发明的目的是为了克服已有技术中堆浸、制粒堆浸和全泥氰化法从低品位金矿石中回收金的缺点，提供一种堆浸和全泥氰化法结合的工艺方法从低品位金矿石中回收金。
本发明的工艺过程如下，用破碎工艺将原矿破碎至-15毫米或-12毫米或-10毫米，破碎的粒度具体大小取决于要处理矿石的易破性，其特征是增设一个筛分工艺，将产出的-15毫米或-12毫米或-10毫米的矿石筛分为-15+6毫米和-6毫米或-15+5毫米和-5或-15+4毫米和-4毫米、或-12+6毫米和-6毫米或-12+5毫米和-5毫米或-12+4毫米和-4毫米、或-10+6毫米和-6毫米或-10+5毫米和-5毫米或-10+4毫米和-4毫米两种粒级，对-15+6毫米或-15+5毫米或-15+4毫米、或-12+6毫米或-12+5毫米或-12+4毫米或-10+6毫米或-10+5毫米或-10+4毫米粒级的矿石用堆浸法处理，这部分粒级的矿石产率占50～70%，金的品位较低或与原矿品位一致，由于该部分矿石粒度粗细范围窄，粒度均匀，平均粒经与最粗、最细颗粒差小，非常适于堆浸，所以浸出时沟液，空区和小池塘现象减少，渗透性和氧利用率明显改善，金浸出率提高，对-6毫米或-5毫米或-4毫米粒级的矿石用全泥氰化法处理，这部分粒级的矿石产率约为30～50%，金的品位较高，将已破碎的-6毫米、-5毫米或-4毫米的矿石再磨至-0.074毫米，其磨矿费用明显下降。
本发明能很好地处理许多金矿石，如含金角砾岩型金矿，这种类型的矿石自然金含于黄铁矿和其他硫化矿的裂隙中，在破碎过程中有明显的偏析现象，产生了粗粒和细粒的贫富之差，即粗粒矿石品位低，细粒矿石品位高，对这种类型的矿石非常适于用本发明处理，因为通过本发明的筛分工艺可将贫富矿粒分开，对量大的贫矿粒用廉价的堆浸法处理，可降低费用，同时由于这部矿石筛去了细泥部分，使堆浸能顺利进行，提高了浸出率，对量小的富矿粒进行充分磨碎，用全泥氰化法处理，提高了金的回收率，又由于没有对那些量较大的贫矿粒进行磨碎，也使磨矿费用明显下降。
综上所述，本发明的优越性在于吸取了堆浸法廉价和全泥氰化法金回收率高的优点，同时克服了堆浸法回收率低和全泥氰化法磨矿费用高的缺点，从而用尽可能低的费用提高金的回收率。
下面根据实施例详细说明。
附图，本发明的工艺流程图。
以一角砾岩型含金矿石为例采用三段破碎、三段筛分工艺对原矿石进行破碎和筛分，参见附图，先将原矿进行一段破碎，过15毫米筛，产生出的-15毫米的矿石过5毫米的筛，筛分出-15+5毫米和-5毫米两种粒级的矿石，一段破碎产出+15毫米的矿石进行二段破碎，再过15毫米的筛，产生和-15毫米矿石过5毫米的筛，筛分出-15+5毫米和-5毫米两种粒级的矿石，并与一段破碎所产生的两种粒级矿石分粒级合并，对二段破碎产生的+15毫米矿石进行三段破碎和分筛，同样产生-15+5毫米和-5毫米两种粒级矿石，并与一段、二段破碎分筛产生的两种粒级矿石分粒级合并，对三段破碎所产出的+15毫米的矿石返回到二段破碎程序中循环，最后得出-15+5毫米和-5毫米两种粒级的矿粒。
下面将本例各粒级的产率与金品位的筛析结果列表如下：
粒级（mm） 产率（%） 品位（g/T） 金属分布率（%）
-15+10 29.53 0.70 9.3
-10+8 15.05 0.80 5.7
-8+5 26.02 1.50 17.3
-5+2 13.47 3.90 23.5
-2+0.6 4.87 5.30 11.5
-0.6+0.0074 5.56 5.60 13.7
-0.074 4.90 8.80 19.
合计 100.00 2.26 100.00
计算得出-15+5毫米产率为71.2%，品位1.01g/T金属分布率32.2%，-5毫米产率为28.8%，品位5.29g/T金属分布率为67.7%，从上述结果看出偏析现象很明显。
将1.01g/T的低品位矿石用堆浸法处理，浸出率为62%。将5.29g/T的高品位矿石用全泥氰化法处理浸出率为96%。总回收率为82.3%。
对2.26g/T的矿石来说用单一的堆浸法，其金的回收率为66%，而用本发明的工艺方法，金回收率提高到82.3%，提高回收率约16.3%。
另一自然金角砾型矿石，原矿品位为1.55克/吨，碎至-12毫米，经筛析，-12+6毫米产率占70%，品位1.01克/吨，-6毫米产率30%，品位2.81克/吨，偏析现象也十分明显，适于用本发明的工艺方法处理。