CN103343224A - 一种含金物料中金的快速提取方法 - Google Patents
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Abstract
本发明涉及含金物料中金的快速提取方法,其包括以下步骤:将含金物料中砷和硫脱除到一定程度,再将上述处理后含金物料粉末加入一盐酸溶液中,再往溶液中加入固体氯化钠,将上述溶液温度维持在40℃左右,溶液搅拌速率维持在150转/分以上,往上述溶液中缓慢加入工业氯酸钠水溶液,氯酸钠加完后,过滤、洗涤固体残渣,得到滤液1和固体残渣1。滤液1中金的络合物离子通过还原沉淀或吸附除去。还原沉淀的滤液或流过吸附柱的溶液统称为滤液2。滤液2部分或全部代替上述盐酸溶液,用于含金物料中金的浸取。本发明方法尤其适用于高砷硫金矿中金的提取,金提取率可达95%以上,提取时间为1小时左右,提取温度在40℃左右,提取液可循环使用。
Description
技术领域
本发明涉及各种含金物料中金的提取,更具体地涉及脱硫和脱砷到一定程度的各种顽固金矿以及电解含金铜阳极泥或铅阳极泥、低砷硫常规金矿、含金电路板、含金手饰和扁幅工艺品等物料中金的提取,尤其适用于脱硫和脱砷到一定程度的顽固金矿中金的提取。
背景技术
氰化法提金自诞生以来,由于它生产过程稳定,操作简便,成本低等优点,一直占主导地位。但是氰化物毒性太大,世界各地氰化提金厂事故频发,由此对环境带来了严重污染,已引起当地居民人们广泛担忧。为环保起见,世界许多地区近几年已经禁止使用氰化法提金。此外,氰化法对富含砷、硫的顽固金矿提金率很低,往往不到10%。即使对于脱除了砷、硫的顽固金矿,氰化提金率也通常只有70%。氰化法提金所需时间一般为24小时。
富含黄铁矿、砷黄铁矿的矿石是一类难处理顽固金矿石,这些矿中部分金以次显微金的形态分布于黄铁矿和砷黄铁矿中,其中含有的As和S对氰化提金产生不利影响,使得氰化浸出条件下金回收率很低,仅为5%~70%。含砷硫矿石的预处理有方法有很多,有两段氧化焙烧法,各种湿法如S2O3 2-、Cu2+和NH3溶液中通O2、Fe3+溶液中通O2、O3预处理、微生物处理、硝酸预处理、微波加热、氧气加压处理、氧气NaOH处理、电化学处理、浮选、氧气环境中细磨。其中用得最多的是两段氧化焙烧法脱除这类顽固金矿中砷和硫,即先在约450℃-550℃弱氧化气氛下,通过气态As2O3的溢出脱去大部分砷,再在600℃-700℃强氧化气氛下脱硫和砷。
针对氰化法提金毒性大,提金时间长,对富含黄铁矿、砷黄铁矿的金矿石提金率低的弱点,本发明提出一种用氯酸盐(主要是氯酸钠)的酸性溶液高效快速提取富含砷和硫的金矿石以及含金电路板等含金物料中金的方法,此方法是事先用两段氧化焙烧法或湿法将金矿石中砷和硫脱除,然后用氯酸盐酸性溶液湿法提取其中金。氯酸钠是烧碱工业的副产品,工业纯度一般为99%,价格低廉,这为该方法的工业化提供了有利保障。此方法特点是提金率一般为95%左右,提金时间一般为1小时,提金温度多为40℃左右。同时酸性提取液可循环再用,实现了酸性提取液零排放,降低了生产成本和环境成本。
发明内容
本发明提出了一种各种含金物料中金的快速提取方法,更具体地涉及脱硫和脱砷到一定程度的各种顽固金矿、低砷硫常规金矿、含金电路板等物料中金的提取的方法。脱硫和脱砷到一定程度的各种顽固金矿以及电解含金铜阳极泥或铅阳极泥、低砷硫常规金矿、含金电路板、含金手饰和扁幅工艺品等物料中金的提取。
本发明方法的原理一是事先用两段氧化焙烧法或湿法将金矿石中砷和硫脱除,以减少矿石中砷和硫对金的提取率的影响。二是将上述处理后的金矿石粉末用含氯酸钠的强氧化性酸性氯化物溶液在一定温度浸取,使得矿石中金氧化成可溶于稀酸的金的络合离子如,这样就把金由固体转移到溶液中,从而提取出来。
具体而言,本发明包括以下步骤:
一种含金物料中金的快速提取方法,其包括以下步骤,如图1所示:
1)将粒度小于150微米含金物料粉末加入一盐酸溶液中,盐酸浓度大于2mol/L,盐酸溶液体积(升)与含金物料重量(公斤)之比大于5;
2)将上述溶液温度维持在20-95℃,溶液搅拌速率维持在150转/分以上;
3)往上述步骤3)的混合溶液中加入工业氯酸盐(如工业氯酸钠和氯酸钾等)水溶液,氯酸盐的加入速率应为每立方米溶液中每小时加入量小于8公斤。工业氯酸钠(含氯酸钠99wt.%)加入重量与含金物料重量之比为0.02-0.2。
4)氯酸盐加完后,过滤、洗涤固体残渣,得到滤液1和固体残渣1。
5)滤液1中金的络合物离子通过还原沉淀或吸附除去。沉淀的滤液或流过吸附柱的溶液统称为滤液2。
6)滤液2部分或全部代替步骤2)中盐酸溶液,用于含金物料中金的浸取。
进一步,步骤1)含金物料中砷和硫的含量总和小于5wt.%。
进一步,可往步骤1)盐酸溶液中加入固体氯化物(如氯化钠)或其水溶液。固体氯化物可以是氯化钠、氯化钾、氯化镁、氯化钙、氯化亚铁或氯化铁等单独氯化物或它们的混合氯化物或含上述氯化物的物质。与1价阳离子氯化物相当的固体氯化物加入重量与含金物料重量之比大于0.2;
进一步,步骤3)中氯酸盐酸性溶液也可改用通氯气的酸性溶液。无论是哪种溶液,实际溶液的还原电位(相对于氢电极)应保持在800mV以上。
进一步,步骤5)中还原沉淀所用还原金离子的还原剂可以是草酸、亚硫酸钠、水合肼、金属(如锌、铝、铁等)中的一种或几种。
进一步,步骤5)中吸附剂可以是分离用的树脂、或活性碳等。做吸附分离时,步骤4)中固液分离步骤可用,也可不用。
进一步,步骤5)吸附柱上的金解吸后转移到溶液3中。溶液3中金离子用步骤5)中还原剂还原沉淀出来。
进一步,步骤6)中滤液2也可经过净化再用作含金物料的浸取液。滤液2净化可通过离子交换树脂、过滤膜、沉淀、电解等方法中的一种或多种结合加以实现。
进一步,步骤1)中盐酸也可以是盐酸和其它酸(如硫酸)的混合物。
由此把金由固体转移到滤液中,从而提取出来,同时酸性提取液可循环再用,实现了酸性提取液零排放,降低了生产成本。
具体实施方式
本部分将详细地阐明本发明的方法,其中以金矿石为例,然而,本领域技术人员应当理解,本发明的方法并不仅限于金矿石,也可以应用于其他含金的原料,例如低砷硫常规金矿、冶金电解产生的铜和铅阳极泥、含金电路板、含金手饰和扁幅工艺品等。
滤液中金的分析可以用等离子体原子发射光谱(ICP-AES)或其它分析方法如原子吸收、分光光度法。滤液中金浓度记为Ci(ppm)。滤液的体积经测定为V(mL)。
则重量为W(g)的原料中金的提取量xi为:
在本文中,金提取率η是指重量为W(g)原料粉末经脱硫和脱砷处理后,用酸性氯酸钠氯化物溶液浸取后转移到提取滤液中可溶性金的质量与投入反应的原料粉末中实际含有的金质量比值的百分率。金的提取率η表示为:
μ为用其它国际标准方法,如专业分析人员进行的金火试金法分析,得出的原料中金的重量百分含量,可当做标准值。
实施例1
将10.0000克粒径小于74微米富含砷和硫的金矿(砷和硫含量分别为3.4wt.%和32.7wt.%)600℃干燥粉末装入一石英舟中,将石英舟置于上下可开启式管式炉的恒温区中的反应管中。然后将管式炉在通16cm/min的氩气条件下升温至600℃,通氩2小时。然后在氩气气氛中将炉温升至650℃,再将氩气切换成16cm/min氧气,通氧气2小时,将炉温冷却至室温,将石英舟从反应管中取出。经上述预处理后,金矿粉中砷和硫含量分别为0.075wt.%和1.59wt.%。
将上述经过预处理的金矿粉由石英舟全部转移入250ml三口烧瓶中,加入100ml盐酸溶液(盐酸浓度3mol/L),再加入2克干燥氯化钠,用聚四氟磁力搅拌子搅拌溶液,搅拌转速为200r/min,用水浴将上述混合液加热至40℃,用蠕动泵缓慢加入5(w/v)%的氯酸钠(NaClO3)溶液15ml,60分钟后加完全部15ml氯酸钠溶液,然后停止加热搅拌,过滤、洗涤滤渣,得到滤液。
用等离子体质谱(ICP-AES)分析滤液中金的浓度(ppm)。经测定,金的提取率η为97%。
实施例2
将10.0000克粒径小于74微米富含砷和硫的金矿(砷和硫含量分别为3.4wt.%和32.7wt.%)600℃干燥粉末装入一石英舟中,将石英舟置于上下可开启式管式炉的恒温区中的反应管中。然后将管式炉在通16cm/min的氩气条件下升温至600℃,通氩2小时。然后在氩气气氛中将炉温升至650℃,再将氩气切换成16cm/min氧气,通氧气2小时,将炉温冷却至室温,将石英舟从反应管中取出。经上述预处理后,金矿粉中砷和硫含量分别为0.075wt.%和1.59wt.%。
将上述经过预处理的金矿粉由石英舟全部转移入250ml三口烧瓶中,加入100ml盐酸溶液(盐酸浓度3mol/L),用聚四氟磁力搅拌子搅拌溶液,搅拌转速为200r/min,用水浴将上述混合液加热至40℃,用蠕动泵缓慢加入5(w/v)%的氯酸钠(NaClO3)溶液15ml,60分钟后加完全部15ml氯酸钠溶液,然后停止加热搅拌,过滤、洗涤滤渣,得到滤液。
用等离子体质谱(ICP-AES)分析滤液中金的浓度(ppm)。经测定,金的提取率η为64%。
实施例3
将10.0000克粒径小于74微米富含砷和硫的金矿(砷和硫含量分别为3.4wt.%和32.7wt.%)600℃干燥粉末装入一石英舟中,将石英舟置于上下可开启式管式炉的恒温区中的反应管中。然后将管式炉在通16cm/min的氩气条件下升温至600℃,通氩2小时。然后在氩气气氛中将炉温升至650℃,再将氩气切换成16cm/min氧气,通氧气0.5小时,将炉温冷却至室温,将石英舟从反应管中取出。经上述预处理后,金矿粉中砷和硫含量分别为0.075wt.%和4.92wt.%。
将上述经过预处理的金矿粉由石英舟全部转移入250ml三口烧瓶中,加入100ml盐酸溶液(盐酸浓度3mol/L),再加入2克干燥氯化钠,用聚四氟磁力搅拌子搅拌溶液,搅拌转速为200r/min,用水浴将上述混合液加热至40℃,用蠕动泵缓慢加入5(w/v)%的氯酸钠(NaClO3)溶液15ml,60分钟后加完全部15ml氯酸钠溶液,然后停止加热搅拌,过滤、洗涤滤渣,得到滤液。
用等离子体质谱(ICP-AES)分析滤液中金的浓度(ppm)。经测定,金的提取率η为91%。
Claims (10)
1.一种含金物料中金的快速提取方法,其包括以下步骤:
1)将粒度小于150微米含金物料粉末加入一盐酸溶液中,盐酸浓度大于2mol/L,盐酸溶液体积(升)与含金物料重量(公斤)之比大于5;
2)将上述溶液温度维持在20-95℃,溶液搅拌速率维持在150转/分以上;
3)往上述步骤3)的混合溶液中加入工业氯酸盐(如工业氯酸钠和氯酸钾等)水溶液,氯酸盐的加入速率应为每立方米溶液中每小时加入量小于8公斤,工业氯酸钠(含氯酸钠99wt.%)加入重量与含金物料重量之比为0.02-0.2;
4)氯酸盐加完后,过滤、洗涤固体残渣,得到滤液1和固体残渣1;
5)滤液1中金的络合物离子通过还原沉淀或吸附除去。沉淀的滤液或流过吸附柱的溶液统称为滤液2;
6)滤液2部分或全部代替步骤2)中盐酸溶液,用于含金物料中金的浸取。
2.根据权利要求1所述的方法,其中步骤1)含金物料中砷和硫的含量总和小于5wt.%。
3.根据权利要求1所述的方法,可往步骤1)盐酸溶液中加入固体氯化物(如氯化钠)或其水溶液。固体氯化物可以是氯化钠、氯化钾、氯化镁、氯化钙、氯化亚铁或氯化铁等单独氯化物或它们的混合氯化物或含上述氯化物的物质。
4.根据权利要求3所述的方法,与1价阳离子氯化物相当的固体氯化物加入重量与含金物料重量之比大于0.2。
5.根据权利要求1所述的方法,其中步骤3)中氯酸盐酸性溶液也可改用通氯气的酸性溶液,无论是哪种溶液,实际溶液的还原电位(相对于氢电极)应保持在800mV以上。
6.根据权利要求1所述的方法,其中步骤5)中还原沉淀所用还原金离子的还原剂可以是草酸、亚硫酸钠、水合肼、金属(如锌、铝、铁等)中的一种或几种。
7.根据权利要求1所述的方法,其中步骤5)中吸附剂可以是分离用的树脂、或活性碳等,做吸附分离时,步骤4)中固液分离步骤可用,也可不用。
8.根据权利要求1所述的方法,其中步骤5)吸附柱上的金解吸后转移到溶液3中,溶液3中金离子用步骤5)中还原剂还原沉淀出来。
9.根据权利要求1所述的方法,其中步骤6)中滤液2也可经过净化再用作含金物料的浸取液,滤液2净化可通过离子交换树脂、过滤膜、沉淀、电解等方法中的一种或多种结合加以实现。
10.根据权利要求1所述的方法,其中步骤1)中盐酸也可以是盐酸和其它酸(如硫酸)的混合物。
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Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
C06 | Publication | ||
PB01 | Publication | ||
C10 | Entry into substantive examination | ||
SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
C02 | Deemed withdrawal of patent application after publication (patent law 2001) | ||
WD01 | Invention patent application deemed withdrawn after publication |
Application publication date: 20131009 |