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1、10申请公布号CN104120275A43申请公布日20141029CN104120275A21申请号201410274430222申请日20140618C22B11/08200601C22B3/1420060171申请人厦门紫金矿冶技术有限公司地址361000福建省厦门市火炬高新区翔安产业区舫山南路3号申请人紫金矿业集团股份有限公司72发明人黄怀国陈庆根李鸿汉张文波叶志勇熊明李晓伟许晓阳孙艳慧丁文涛74专利代理机构厦门市首创君合专利事务所有限公司35204代理人张松亭54发明名称一种含铜氧化金矿氨氰选择性提金的方法57摘要本发明涉及一种含铜氧化金矿氨氰选择性提金的方法，特别指高铜氧化金矿回收。
2、金的方法，包括铜氧化金矿分段氨氰选择性浸出，浸出矿浆三段逆流洗涤，洗涤贵液活性炭吸附等步骤，和现有技术相比，本发明针对背景技术所存在的弊端，采用含铜氧化金矿分段氨氰选择性浸出浸出矿浆洗涤，有效回收金矿中有价金属元素金。该工艺具有工艺技术成熟，易于工业化，对矿石的适应能力强。51INTCL权利要求书1页说明书4页19中华人民共和国国家知识产权局12发明专利申请权利要求书1页说明书4页10申请公布号CN104120275ACN104120275A1/1页21一种含铜氧化金矿氨氰选择性提金的方法，其特征在于包括如下步骤步骤一、含铜氧化金矿分3次加入铵盐与氰化钠，其中，起始阶段氨氰比为30401，矿浆。
3、浓度1050，PH为1112；第二阶段氨氰比为10201，矿浆浓度1050，PH为1112；第三阶段氨氰比为05101，矿浆浓度1050，PH为1112；其中，三次总铵盐515KG/T，每812小时加入一次，每次加的量递减，起始阶段加的量为总量的5565，第二次加的量为总量的2030，第三次加的量为总量的1020；三次总氰化钠0520KG/T，每812小时加入一次，每次加的量递减，起始阶段加的量为总量的4555，第二次加的量为总量的2535，第三次加的量为总量的1525；氨氰浸出4896小时，搅拌反应，浸出温度1060，浸出结束，矿浆备用；步骤二、浸出矿浆三段逆流洗涤，第一段底流浓度为5055。
4、，洗涤水矿比351，时间为810小时，温度为1040；第二段洗涤底流浓度5055，洗涤水矿比351，时间为810小时，温度为1040；第三段洗涤底流浓度4550，洗涤水矿比351，时间为810小时，温度为1040；经过三段洗涤之后，洗涤贵液备用；步骤三洗涤贵液炭密度1015G/L，吸附2436小时。2按照权利要求1所述的方法，其特征在于所述步骤一含铜氧化金矿铜品位小于5，铜物相以氧化铜为主。3按照权利要求1所述的方法，其特征在于所述步骤一氨氰浸出中，铵盐与氰化钠分三次加入，总铵盐615KG/T，总氰化钠051KG/T，每812小时加入一次，三阶段氨氰比分别为341、121和0511。4按照权利。
5、要求1所述的方法，其特征在于所述步骤一氨氰浸出中，铵盐为氨水、硫酸铵、碳酸铵、碳酸氢氨和硝酸铵中的至少一种。5按照权利要求1所述的方法，其特征在于所述步骤一氨氰浸出中，三阶段NH4浓度分别为1015G/L、0510G/L、025075G/L。6按照权利要求1所述的方法，其特征在于所述步骤一氨氰浸出中，浸出时间4896小时，浸出温度1540，浸出矿浆浓度2050。7按照权利要求1所述的方法，其特征在于所述步骤二中，金洗涤率超过99，洗涤贵液铜金比小于10。8按照权利要求1所述的方法，其特征在于所述步骤三载金炭铜金比小于8。权利要求书CN104120275A1/4页3一种含铜氧化金矿氨氰选择性提金。
6、的方法技术领域0001本发明涉及含铜氧化金矿选择性提金试验，尤其对高含铜5难选冶氧化金矿具有重大意义。背景技术0002含铜氧化矿是属于常见的难处理金矿之一，目前对含铜量较少、分步提取铜金经济指标差的含铜氧化矿，工程化方法主要采用氰化钠浸出或氨氰浸出法。由于矿石中含有部分氧化铜矿，在使用氰化浸出方法过程中，其氰化钠耗量能达到几十公斤每吨矿，且浸出效果差，主要原因是矿物中的铜与氰根发生氧化还原、络合等反应耗费大量的氰根及氧气，影响了金的浸出过程，使浸金工艺在经济上不可行。在氨氰浸出工艺中，溶液中形成可溶金的配体化合物使金的浸出不依赖于溶液中的游离氰根浓度，从而大大减少氰根用量，浸出工艺具有良好的经。
7、济效益。含铜氧化金矿在氨氰浸出工艺方法中主要采用堆浸和槽浸两种工艺，由于浸出在碱性条件下，氨的挥发损失量很大，堆浸过程中对自然环境造成很大的污染且现场生产环境恶劣；在含铜氧化金矿氨氰浸槽浸工艺方法中，一般浸出时间较长达4872小时，金的浸出率在80左右，浸出后贵液经过滤固液分离后需用NAOH进行调碱处理沉积浸出液中的CU，降低贵液中铜离子浓度，减少后续作业中铜络合离子与金氰络合离子在活性炭的竞争吸附；沉铜后液再进行炭吸富集和再生液的电积提金工艺。该工艺流程复杂，在沉铜过程中需添加强碱，增大处理工艺成本，而且除铜效果并不十分理想；脱金后的活性炭还吸附着大量的铜离子，占据活性炭的吸附活性点，影响活。
8、性炭吸附金的效果，高铜碳必须进行额外的脱铜作业，才可重复使用。0003如上，现有技术中，含铜氧化金矿一般采用酸预浸铜，浸铜渣氰化回收金，该工艺相对成熟，但存在工艺流程长、试剂成本高、尤其对含碱性脉石较高的矿石将消耗大量的酸，而且还可能带来过滤难等一系列问题；常规氰化法，浸出率低，氰化钠消耗大，容易产生高铜炭，大大增加后续冶炼成本；常规氨氰浸出，铜品位超过1，铜浸出率较高，容易产生高铜炭，氨氰除铜工艺浆增加生产成本和降低金回收率等缺点，另外常规氨氰法硫酸铵与氰化钠一次性加入，药剂消耗大，增加吨矿成本。发明内容0004本发明主要克服现有处理技术普遍存在工艺流程长，成本高，难于工业化应用等缺点。00。
9、05基于这一思路，本发明采用如下技术方案0006一种含铜氧化金矿氨氰选择性提金的方法，其包括如下步骤0007步骤一、含铜氧化金矿分3次加入铵盐与氰化钠，其中，起始阶段氨氰比为30401，矿浆浓度1050，PH为1112；第二阶段氨氰比为10201，矿浆浓度1050，PH为1112；第三阶段氨氰比为05101，矿浆浓度1050，PH为1112；0008其中，三次总铵盐515KG/T，每812小时加入一次，每次加的量递减，起始阶说明书CN104120275A2/4页4段加的量为总量的5565，第二次加的量为总量的2030，第三次加的量为总量的1020；0009三次总氰化钠0520KG/T，每812。
10、小时加入一次，每次加的量递减，起始阶段加的量为总量的4555，第二次加的量为总量的2535，第三次加的量为总量的1525；0010氨氰浸出4896小时，搅拌反应，浸出温度1060，浸出结束，矿浆备用；0011步骤二、浸出矿浆三段逆流洗涤，第一段底流浓度为5055，洗涤水矿比351，时间为810小时，温度为1040；0012第二段洗涤底流浓度5055，洗涤水矿比351，时间为810小时，温度为1040；0013第三段洗涤底流浓度4550，洗涤水矿比351，时间为810小时，温度为1040；0014经过三段洗涤之后，洗涤贵液备用；0015步骤三洗涤贵液炭密度1015G/L，吸附2436小时。001。
11、6其中，所述步骤一含铜氧化金矿优选铜品位小于5，铜物相以氧化铜为主。0017其中，所述步骤一氨氰浸出中，铵盐与氰化钠分三次加入，优选总铵盐615KG/T，总氰化钠051KG/T，每812小时加入一次，三阶段氨氰比NH4NACN两者质量比分别为341、121和0511。0018其中，所述步骤一氨氰浸出中，铵盐可以为硫酸铵、碳酸铵、碳酸氢氨和硝酸铵中的至少一种，也可以为氨水。0019其中，所述步骤一氨氰浸出中，三阶段NH4浓度优选分别为1015G/L、0510G/L、025075G/L。0020所述步骤一氨氰浸出中，浸出时间4896小时，浸出温度优选为1540，浸出矿浆浓度优选为2050。0021。
12、其中，所述步骤二中，金洗涤率超过99，洗涤贵液铜金比小于10。0022其中，所述步骤三载金炭铜金比小于8。0023由上述发明描述可知，本发明针对背景技术存在的弊端，含铜氧化金矿氨氰选择性浸出浸出矿浆三段逆流洗涤洗涤贵液活性炭吸附工艺可以很好解决常用工艺中存在的弊端，经过本发明步骤后，吸附后载金炭铜金比将小于10，而现有技术的方法一般大于60以上。针对难选冶含铜氧化金矿最大限度回收金，并且具有药剂成本低等优点。具体实施方式0024传统氨氰工艺0025某含铜氧化金矿AU456G/T，CU0871KG，矿浆浓度40，给矿粒度200目大于90，浸出PH值为110，氰化钠和硫酸铵一次性加入，氰化钠1KG。
13、/T，硫酸铵5KG/T，滚瓶浸出72H，浸出矿浆加入375L水洗涤，过滤，洗涤贵液铜金比为841，活性炭10G/L吸附24小时，氰化尾渣渣金铜品位分别为088G/T和080，渣计金铜浸出率分别为8070和805，载金炭金铜品位分别为228KG/T和1568KG/T高铜载金炭，载金炭铜金比为688，将影响后续解吸电积效果。说明书CN104120275A3/4页50026常规氰化工艺0027某含铜氧化金矿AU456G/T，CU0871KG，矿浆浓度40，给矿粒度200目大于90，浸出PH值为11，保持浸出过程中游离氰化钠01，滚瓶浸出72H，浸出矿浆加入375L水洗涤，过滤，洗涤贵液铜金比为124。
14、1，活性炭10G/L吸附24小时，氰化尾渣渣金铜品位分别为043G/T和075，氰化钠消耗138KG/T,渣计金铜浸出率分别为9057和1379，载金炭金铜品位分别为158KG/T和13588KG/T高铜载金炭，载金炭铜金比为86，将影响后续解吸电积效果。0028实施例10029氨氰选择性浸出工艺0030某含铜氧化金矿AU456G/T，CU0871KG，矿浆浓度40，给矿粒度200目大于900，浸出PH值为11，氰化钠和硫酸铵分三阶段，平均每8小时加入一次，第一阶段，氰化钠05KG/T，硫酸铵3KG/T，第二阶段，氰化钠03KG/T，硫酸铵13KG/T，第三阶段，氰化钠02KG/T，硫酸铵07。
15、KG/T，药剂加入完毕继续滚瓶浸出72H，0031浸出矿浆加入375L水三段逆流洗涤，第一段底流浓度为55，洗涤水矿比为351，时间为10小时，温度为25；第二段洗涤底流浓度为52，洗涤水矿比为351，时间为10小时，温度为25；第三段洗涤底流浓度50，洗涤水矿比为351，时间为10小时，温度为25；洗涤之后过滤，洗涤贵液铜金比为88，0032洗涤贵液用活性炭10G/L吸附24小时，氰化尾渣渣金铜品位分别为042G/T和086，渣计金铜浸出率分别为9079和114，载金炭金铜品位分别为258KG/T和158KG/T，载金炭铜金比为612。0033实施例20034某含铜氧化金矿AU525G/T，。
16、CU1981KG，矿浆浓度333，给矿粒度200目大于90，浸出PH值为12，氰化钠和硫酸铵分三阶段，平均每12小时加入一次，第一阶段，氰化钠075KG/T，硫酸铵480KG/T，第二阶段，氰化钠045KG/T，硫酸铵220KG/T，第三阶段，氰化钠030KG/T，硫酸铵100KG/T，药剂加入完毕继续滚瓶浸出48H，0035浸出矿浆加入375L水三段逆流洗涤，第一段底流浓度为50，洗涤水矿比为351，时间为8小时，温度为30；第二段洗涤底流浓度为50，洗涤水矿比为351，时间为8小时，温度为30；第三段洗涤底流浓度50，洗涤水矿比为351，时间为8小时，温度为30；洗涤之后，过滤，洗涤贵液铜。
17、金为75，0036洗涤贵液用活性炭10G/L吸附24小时，氰化尾渣渣金铜品位分别为062G/T和196，渣计金铜浸出率分别为8819和101，载金炭金铜品位分别为295KG/T和1404KG/T，载金炭铜金比为476。0037实施例30038某含铜氧化金矿AU520G/T，CU3841KG，矿浆浓度25，给矿粒度200目大于90，浸出PH值为115，氰化钠和硫酸铵分三阶段，平均每10小时加入一次，第一阶段，氰化钠06KG/T，硫酸铵42KG/T，第二阶段，氰化钠0375KG/T，硫酸铵15KG/T，第三阶段，氰化钠0275KG/T，硫酸铵13KG/T，药剂加入完毕滚瓶浸出48H，0039浸出矿。
18、浆加入375L水三段逆流洗涤，第一段底流浓度为50，洗涤水矿比为351，时间为10小时，温度为35；第二段洗涤底流浓度为50，洗涤水矿比为351，时说明书CN104120275A4/4页6间为10，温度为35；第三段洗涤底流浓度45，洗涤水矿比为351，时间为10小时，温度为35；洗涤之后，过滤，洗涤贵液铜金比为66，0040活性炭10G/L吸附24小时，氰化尾渣渣金铜品位分别为068G/T和380，渣计金铜浸出率分别为8692和104，载金炭金铜品位分别为248KG/T和118KG/T，载金炭铜金比为476。0041实施例40042某含铜氧化金矿AU487G/T，CU51KG，矿浆浓度20，。
19、给矿粒度200目大于90，浸出PH值为12，氰化钠和硫酸铵分三阶段，平均每8小时加入一次，第一阶段，氰化钠05KG/T，硫酸铵35KG/T，第二阶段，氰化钠03KG/T，硫酸铵155KG/T，第三阶段，氰化钠02KG/T，硫酸铵095KG/T，药剂加入完毕继续滚瓶浸出72H，0043浸出矿浆加入375L水三段逆流洗涤，第一段底流浓度为53，洗涤水矿比为351，时间为8小时，温度为20；第二段洗涤底流浓度50，洗涤水矿比为351，时间为8小时，温度为20；第三段洗涤底流浓度50，洗涤水矿比为351，时间为10小时，温度为25；洗涤之后，过滤，洗涤贵液铜金比为74，0044活性炭10G/L吸附24小时，氰化尾渣渣金铜品位分别为075G/T和495，渣计金铜浸出率分别为846和10，载金炭金铜品位分别为255KG/T和1384KG/T，载金炭铜金比为543。说明书CN104120275A。