從含銅載金炭中回收銅的方法
【專利摘要】本發(fā)明涉及從含銅載金炭中回收銅的方法，本發(fā)明方法包括含銅載金炭在酸性條件下采用“Fe3+—NO3-—Cl-—H+”溶液體系選擇性氧化脫銅、脫銅液中和、中和后液溶劑萃取、萃余液氧化加酸返回脫銅四步驟，和現(xiàn)有技術(shù)相比，本發(fā)明對【背景技術(shù)】所存在的弊端，采用組合氧化試劑選擇氧化脫銅技術(shù)，有效回收載金炭中銅，并對載金炭中金不影響。本發(fā)明方法具有工藝技術(shù)成熟，易于工業(yè)化等優(yōu)點(diǎn)。
【專利說明】從含銅載金炭中回收銅的方法
【技術(shù)領(lǐng)域】
[0001 ] 本發(fā)明涉及銅的回收方法，尤其涉及從高含銅載金炭中回收銅的方法。
【背景技術(shù)】 [0002]黃金礦石中的金礦物經(jīng)氰化物浸出后，生成溶于水的金氰絡(luò)合物，將含金氰絡(luò)合物的礦漿置于串聯(lián)的吸附槽內(nèi)與粒狀活性炭經(jīng)攪拌充分接觸，使大多數(shù)金氰絡(luò)合離子被吸附到活性炭上，就得到載金炭，載金炭經(jīng)進(jìn)一步處理后回收金。在含銅金礦石的氰化提金生產(chǎn)過程中，產(chǎn)出的載金炭含銅量較高。載金炭含銅較高時，銅對金的解吸、電積和冶煉會造成很大困難。而在現(xiàn)有技術(shù)中，對載金炭的研究，大多只將注意力集中在金的回收上。少量現(xiàn)有技術(shù)中，含銅載金炭有價金屬銅的綜合回收主要用酸直接解析銅，解析液沉淀，沉淀渣出售銅精礦。采用酸直接解析含銅載炭雖然可以回收銅，但該工藝具有流程長、試劑消耗大、銅解析率低和試劑成本高等特點(diǎn)，尤其對于低含銅載金炭回收銅更沒有經(jīng)濟(jì)價值。
[0003] 申請人:于2010年申請了題名一樣的發(fā)明申請，其采用的技術(shù)方案包括:含銅載金炭在酸性條件下采用雙氧水作為氧化劑選擇性氧化脫銅、脫銅液中和酸、中和后液堿沉淀、沉淀渣稀酸溶解和溶解液溶劑萃取五步驟。該方法具有工藝技術(shù)成熟，易于工業(yè)化等優(yōu)點(diǎn)。然而，由于雙氧水有效濃度低，所需的劑量大，在交通發(fā)達(dá)地區(qū)可以使用；而在交通不發(fā)達(dá)、物質(zhì)匱乏地區(qū)，則由于運(yùn)輸量大而造成運(yùn)輸成本過高，因此，迫切需要有新的方法以替代雙氧水氧化法。

【發(fā)明內(nèi)容】

[0004]本發(fā)明主要克服在含銅載金炭回收銅過程中，現(xiàn)有技術(shù)存在的工藝流程長，試劑成本高，尤其交通不發(fā)達(dá)，物質(zhì)匱乏地區(qū)等缺點(diǎn)，提供一種從高含銅載金炭中回收銅的方法。本發(fā)明方法銅綜合回收率高，且全流程金不損失。
[0005]本發(fā)明采用如下技術(shù)方案:
[0006]從含銅載金炭中回收銅的方法，包括如下步驟:
[0007]步驟一、氧化脫銅:在酸性條件下，采用氧化劑選擇性氧化脫銅，之后過濾，過濾液備用，其中，所述氧化劑為“Fe3+— NO3-— Cl—H+”體系；
[0008]步驟二、中和:步驟一的過濾液加入石灰中和酸,反應(yīng)完全后過濾,過濾液備用；
[0009]步驟三、萃取:步驟二中的過濾液溶劑萃取，萃余液備用；
[0010]步驟四、氧化:將步驟三中萃余液利用曝氣頭曝氣氧化，并添加適量酸返回解吸備用；
[0011 ] 在本發(fā)明的較佳實(shí)施例中，所述步驟一的氧化劑為三氯化鐵+硝酸、三氯化鐵+鹽酸、三氯化鐵+硝酸+鹽酸、硝酸鐵+硝酸或硝酸鐵+鹽酸+硝酸等組合中的一種。
[0012]在本發(fā)明的較佳實(shí)施例中，氧化劑中Fe3+濃度為O~20g/l，N(V濃度O~40g/l，Cl_濃度O~20g/l，H+濃度0-0.lg/Ι。氧化脫銅過程中，該氧化脫銅劑可選擇性氧化銅氰化合物。Fe3+濃度可根據(jù)溶液中銅氰化合物濃度增減而增減。[0013]在本發(fā)明的較佳實(shí)施例中，步驟一中氧化脫銅溫度25_95°C，溫度過低，則反應(yīng)速度慢，單位時間內(nèi)的解脫效率低，溫度過高，能耗較大,生產(chǎn)成本增加。
[0014]在本發(fā)明的較佳實(shí)施例中，步驟一中脫銅液固比為5-20:1。
[0015]在本發(fā)明的較佳實(shí)施例中，所述步驟二中石灰中和終點(diǎn)pH值為1.0 — 2.0。本步驟是將溶液中的酸中和。
[0016]在本發(fā)明的較佳實(shí)施例中，所述的萃取有機(jī)相米用LIX984N+磺化煤油，反萃米用硫fe。
[0017]在本發(fā)明的較佳實(shí)施例中，萃取銅步驟中，有機(jī)相為10%LIX984N+90%磺化煤油，萃取相比0/Α=1:1-5，萃取時間1-5分鐘，反萃劑硫酸濃度150-200g/l，反萃時間1_3分鐘，反萃相比0/A =1-5:1。
[0018]在本發(fā)明的較佳實(shí)施例中，步驟四中，萃余液采用曝氣在溫度20-80°C下曝氣8-24小時。
[0019]由上述發(fā)明描述可知，本發(fā)明針對【背景技術(shù)】存在的弊端，提供了一種從含銅載金炭中回收銅的方法，本發(fā)明方法在酸性條件下，采用組合氧化試劑作為氧化劑脫銅，其脫銅率大于95%，該氧化劑來源廣，價格低，并可循環(huán)再生利用，對環(huán)境友好，銅綜合回收率大于90%。全流程中金不損失。本發(fā)明方法具有工藝技術(shù)成熟，易于工業(yè)化等優(yōu)點(diǎn)。
【專利附圖】

【附圖說明】
[0020]圖1為本發(fā)明處理方法的流程圖。
【具體實(shí)施方式】·
[0021]本發(fā)明方法流程參見圖1
[0022]實(shí)施例1
[0023]國內(nèi)某含銅金礦堆浸氰化液活性炭吸附后含銅載金炭綜合回收銅。含銅載金炭(Au4.52kg/t，Cu 12.85kg/t) 100g，加入組合脫銅藥劑三氯化鐵+鹽酸，三價鐵10g/l，鹽酸30g/l，液固比5:1，常溫攪拌3小時，洗滌過濾，載金炭中金不損失，銅脫除率約96.52%。過濾液用石灰中和pH至1.60，過濾洗滌。過濾洗滌液用有機(jī)相10%LIX984N+90%磺化煤油，萃取相比0/Α=1:1，萃取時間I分鐘，反萃劑硫酸濃度150g/L，反萃時間2分鐘，反萃相比0/A= 3:1。反萃液達(dá)到電解陰極銅硫酸銅要求。之后再電積獲得陰極銅。全流程金不損失，銅綜合回收率為91.25%。萃余液利用曝氣頭曝氣氧化，并添加適量酸返回解吸備用。
[0024]實(shí)施例2
[0025]國內(nèi)某含銅金礦堆浸氰化液活性炭吸附后含銅載金炭綜合回收銅。含銅載金炭(Au3.98kg/t，Cu6.48kg/t) 100g，加入組合脫銅劑硝酸鐵+鹽酸，三價鐵10g/l，鹽酸20g/1，液固比10:1，常溫攪拌2.5小時，洗滌過濾，載金炭中金不損失，銅脫除率約97.25%。過濾液用石灰中和pH至2.0，過濾洗滌。過濾液有機(jī)相10%LIX984N+90%磺化煤油，萃取相比0/Α=1:1,萃取時間I分鐘，反萃劑硫酸濃度150g/L，反萃時間2分鐘，反萃相比0/A = 3:1。反萃液達(dá)到電解陰極銅硫酸銅要求。之后再電積獲得陰極銅。全流程金不損失，銅綜合回收率為93.34%ο萃余液利用曝氣頭曝氣氧化，并添加適量酸返回解吸備用。
[0026]實(shí)施例3[0027]國內(nèi)某含銅金礦堆浸氰化液活性炭吸附后含銅載金炭綜合回收銅。含銅載金炭(Au4.50kg/t, Cu8.65kg/t) 100g,加入組合脫銅試劑“硝酸鐵+鹽酸+硝酸”，其中，三價鐵5g/l，鹽酸10g/l，硝酸5g/l，液固比5:1，常溫攪拌3.0小時，洗滌過濾，載金炭中金不損失，銅脫除率約97.56%。過濾液用石灰中和pH至2.0，過濾洗滌。過濾液有機(jī)相10%LIX984N+90%磺化煤油，萃取相比0/Α=1:1，萃取時間I分鐘，反萃劑硫酸濃度150g/L，反萃時間2分鐘，反萃相比0/A = 3:1。反萃液達(dá)到電解陰極銅硫酸銅要求。之后再電積獲得陰極銅。全流程金不損失，銅綜合回收率為92.84%。萃余液利用曝氣頭曝氣氧化，并添加適量酸返回解吸備用。
[0028]上述僅為本發(fā)明的一個具體實(shí)施例，但本發(fā)明的設(shè)計構(gòu)思并不局限于此，凡利用此構(gòu)思對本發(fā)明進(jìn)行非實(shí)質(zhì)性的改動，均應(yīng)屬于侵犯本發(fā)明保護(hù)范圍的行為。
【權(quán)利要求】
1.從含銅載金炭中回收銅的方法，其特征在于，包括如下步驟: 步驟一、氧化脫銅:在酸性條件下，采用氧化劑選擇性氧化脫銅，之后過濾，過濾液備用，其中，所述氧化劑為“Fe3+— NO3-— Cl—H+”體系； 步驟二、中和:步驟一的過濾液加入石灰中和酸，反應(yīng)完全后過濾，過濾液備用； 步驟三、萃取:步驟二中的過濾液溶劑萃取回收銅，萃余液備用； 步驟四、氧化:將步驟三中萃余液利用曝氣頭曝氣氧化，并添加適量酸返回解吸備用；
2.按照權(quán)利要求1所述的從含銅載金炭中回收銅的方法，其特征在于:步驟一所述的氧化劑為三氯化鐵+硝酸、三氯化鐵+鹽酸、三氯化鐵+硝酸+鹽酸、硝酸鐵+硝酸或硝酸鐵+鹽酸+硝酸組合中的一種。
3.按照權(quán)利要求1所述的從含銅載金炭中回收銅的方法，其特征在于:組合氧化試劑中 Fe3+濃度為 0.5 ~20g/l, NO3 濃度 O ~40g/l, Cl 濃度 O ~20g/l, H+濃度 0-0.lg/1。
4.按照權(quán)利要求1所述的從含銅載金炭中回收銅的方法，其特征在于:所述步驟一中氧化沉淀脫銅溫度為25 - 95°C，時間為0.5 — 5小時。
5.按照權(quán)利要求1所述的從含銅載金炭中回收銅的方法，其特征在于:所述步驟二中石灰中和終點(diǎn)pH值為1.0 — 2.0。
6.按照權(quán)力要求I所述的方法，其特征在于:步驟三中，所述的萃取有機(jī)相采用LIX984N+磺化煤油，反萃采用硫酸。
7.按照權(quán)力要求I所述的方法，其特征在于:步驟三中，萃取銅中，有機(jī)相為10%LIX984N+90%磺化煤油，萃取相比0/Α=1:1_5，萃取時間1_5分鐘；反萃劑硫酸濃度150-200g/L，反萃相比0/Α=1-5:1，反萃時間1-3分鐘。
8.按照權(quán)利要求1所述的從含銅載金炭中回收銅的方法，其特征在于:所述步驟四中采用曝氣頭在溫度25-80°C曝氣8-24小時。
9.按照權(quán)利要求1所述的從含銅載金炭中回收銅的方法，其特征在于:曝氣后水樣補(bǔ)充酸返回脫銅工序。
【文檔編號】C22B3/40GK103572068SQ201210273669
【公開日】2014年2月12日 申請日期:2012年8月2日 優(yōu)先權(quán)日:2012年8月2日
【發(fā)明者】黃懷國, 熊明, 陳慶根, 王中溪, 蔡創(chuàng)開, 葉志勇, 張文波 申請人:廈門紫金礦冶技術(shù)有限公司