CN105734303A - 一种控制氰根离子浓度减弱浸金过程中铜溶解的方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种控制氰根离子浓度减弱浸金过程中铜溶解的方法。本发明科学设计分批分点加药氰化浸出，成功保证整个氰化浸出过程游离氰根浓度稳定在0.05～0.08%，在抑制铜溶解的同时实现金选择性浸出，并进一步在破碎和磨矿体系中科学加入氰化钠合理控制游离CN?浓度为0.02～0.03%，使氰化钠与磨矿过程中不断暴露出的新鲜金微粒表面作用，在较低的氰根离子浓度下实现边磨边浸，获得更佳的技术效果，采用本发明方法，金的浸出率显著提高，铜的浸出率进一步降低，更加有益于工程化实施，具有重要的工业推广应用价值。
Description
技术领域
本发明涉及矿物加工技术领域，更具体地，涉及一种含铜金矿浸出金的方法，特别涉及一种减弱浸金过程中铜溶解的选矿方法。
背景技术
黄金因其自身具有优良的稳定性、延展性、良好的导电导热性在超级计算机、航空航天等高科技领域中得到了蓬勃发展，更是因为其美丽的外表，被人们认为是财富的象征。我国金矿类型繁多，主要的矿石工业类型有石英脉型、破碎带蚀变岩型、细脉浸染型(花岗岩型)、构造蚀变岩型、矽卡岩型、火山-次火山热液型、微细粒浸染型等。
由于金与铜具有相近或相似的地质特征，因此岩金矿床中常常都不同程度含有铜矿物。氰化法是提取金的主要方法。通常原生硫化铜矿物在氰化物溶液中的溶解度很小，而金属铜、各种氧化铜及次生硫化铜矿物在氰化物溶液中几乎全部溶解，生成一系列非常稳定的配合物，如Cu(CN)2-、Cu(CN)3 2-、Cu(CN)4 3-等。大量生产实践表明，对于此类含铜金矿石，必须采用较高的氰化物用量，金浸出率才可能达到最大值。
为了解决上述问题，国内外进行了大量的研究工作，可分为“分步提取铜金”和“选择性浸金”两类。
分步提取铜金：当铜具有回收价值时，可采用此法先回收铜，而根据铜处理工艺的不同，主要分为硫酸浸出法、硫酸化焙烧—水洗法和生物浸出法。硫酸浸出法一般在酸性介质下进行，必须进行酸碱介质的转化才能获得较好的金浸出指标，不利于工业化的生产应用；硫酸化焙烧－水洗法首先利用焙烧工艺使铜矿物转化为铜的硫酸盐，再经水洗即可得到硫酸铜溶液，但由于需要焙烧设备以及硫吸收系统的高投入，因此并不适用于占我国绝大多数的低品位金矿石；生物浸出法一般采用细菌堆浸，但占地面积大，工艺周期长。
选择性浸金：当铜无回收价值时，可采用此法尽可能降低铜的影响，主要分为非氰浸金剂提金和氨氰法选择性提金，其中非氰浸金剂包括硫脲和硫代硫酸盐，但此法试剂耗量大、价格高；氨氰法选择性提金采用氨氰体系下浸金，可有效抑制铜的浸出，但氨易挥发，工业化生产应用仍较少。
为了进一步提高含铜金矿的浸出率，国内外做了大量的氰化浸出方面的研究工作。
公开号为CN103014368A的中国专利申请公开了一种从含铜氰化贵液中分离并回收金和铜的方法，采用“催化氧化法+化学沉淀法+活性炭吸附法”组合工艺选择性去除含铜氰化贵液中的铜，达到最大限度地实现贵液中金、铜分离并回收；铜以氢氧化铜渣的形式回收，金以低铜载金炭的形式回收。公开号为CN103255286A的中国专利申请涉及一种抑制原生硫化铜在金精矿氰化过程中溶解的方法，包括：将含原生硫化铜的金精矿经磨矿、脱水洗涤后进行调浆，使矿浆浓度达到20％～40％，加入碳酸氨，温度保持在10～50℃，搅拌10～50分钟后脱水；向处理后的矿浆中加入硝酸铅调浆，温度保持在10～50℃,搅拌10～50分钟后，矿浆打入到氰化浸出槽中，加入氰化钠进行浸出，矿浆经过二次浸出二次洗涤后得到贵液，本发明降低了铜离子对氰化浸出过程的影响。公开号为CN104294057A的中国专利申请公开了一种从含铜氧化金矿中提取金的方法,包括将含铜氧化金矿进行氨氰浸出得矿浆、在矿浆中加入次氯酸盐经搅拌除铜得除铜矿浆、将除铜矿浆进行逆流洗涤得洗涤贵液、将洗涤贵液用活性炭吸附提取金，该技术用次氯酸盐对氨氰浸出的矿浆进行除铜，有效控制贵液中的铜金比，不容易产生高铜炭，降低了后续冶炼成本；工艺过程短、试剂成本低。
综上所述，对于含铜金矿，无论采用“分步提取铜金”和“选择性浸金”，都会不可避免的要考虑铜溶解对浸金过程的影响，对于以孔雀石为主的自由氧化铜矿物，如何减少或消除铜溶解对氰化浸出的影响是本领域一直以来存在的技术难题。
邱显扬等在《某含铜金矿石氰化过程中铜的影响及解决途径》中提出了“控制氰根离子浓度减弱铜溶解”的重要技术思路，在不大范围改变原工艺流程的基础上，通过分点添加氰化钠的操作有效控制铜溶解。但是实际操作总结发现，要成功通过控制氰根离子减弱铜溶解获得稳定、最佳的效果，需要综合考虑磨矿粒度、矿浆浓度、氰化钠加入量与加入方式、矿浆的pH值调节、吸附等关键工艺步骤和条件的设置，才能真正实现在不大量增加生产和投资成本的情况下，找到一种减弱浸金过程的铜溶解的方法。
发明内容
本发明的目的在于针对现有减弱浸金过程的铜溶解的技术不足，尤其是现有通过控制氰根离子浓度减弱铜溶解的技术不足，提供一种控制氰根离子浓度减弱浸金过程中铜溶解的方法，该法具有金浸出率高、铜的溶解较低、效果稳定、操作简单、成本低等优点。
本发明的目的通过以下技术方案予以实现：
提供了一种控制氰根离子浓度减弱浸金过程中铜溶解的方法，包括以下步骤：
S1.破碎，调浆：原矿石(给矿)破碎至-2mm，加水调浆至矿浆浓度为55～65％(质量体积百分比浓度，g/L)，控制矿浆pH值为10～12，加入氰化钠使游离CN-浓度为0.02～0.03％；
S2.磨矿，调浆：磨矿至-0.074mm占90～95％，继续加水调浆至矿浆浓度为28～35％；
S3.分批分点加药氰化浸出：分4段依次加入氰化钠2000g/t，300～500g/t，300～500g/t·给矿，300～500g/t·给矿，控制游离CN-浓度为0.05～0.08％，氰化搅拌速度为1900～2200rpm，氰化浸出时间总计为35～40小时；
S4.吸附：分5段依次用活性炭吸附氰化浸出液中的金，得到载金炭和浸出渣。
优选地，步骤S1所述控制矿浆pH值为10～12是通过生石灰、氢氧化钠或碳酸钠中的一种或多种的混合物。采用生石灰的话，优选加入生石灰4000～5000g/t·给矿。进一步地，步骤S1是依次加入生石灰4000～5000g/t·给矿，氰化钠300～500g/t·给矿，控制矿浆pH值为10～12，游离CN-浓度为0.02～0.03％。
优选地，步骤S3所述氰化搅拌速度为1900～2200rpm。氰化浸出时间优选总计为40小时。
优选地，步骤S3所述分4段的每段间隔时间为4小时。
优选地，步骤S4是在分5段依次用活性炭吸附氰化浸出液中的金的同时向氰化浸出液中加入氰化钠控制各段游离CN-浓度为0.03～0.05％。本发明如此处理的有益效果在于进行到吸附步骤时，此时金基本浸出完全，但考虑到部分矿石仍含有银矿物，因此仍选择在吸附作业过程中科学合理地加入少量氰化钠，保障了最佳的综合浸出效果。
优选地，步骤S4所述分5段吸附具体是采用5个吸附槽逐级进行吸附，前三段炭密度为10～15g/L，后两段为15～40g/L。
优选地，所述每段的吸附时间为1～2小时。
优选地，所述吸附的总时间为8～10小时。
本发明的有益效果：
本申请人一直致力于研究通过在氰化浸出步骤分点加药，控制游离氰根在要求范围内，实现了对铜溶解的抑制作用。经过长期创造性地分析研究结合大量试验，进一步总结得到优化的分点加药技术方案。
本发明不仅科学设计分批分点加药氰化浸出，成功保证整个氰化浸出过程氰根游离氰根浓度稳定在0.05～0.08％，在抑制铜溶解的同时实现金选择性浸出，而且，在分批分点加药氰化浸出的技术基础上，对技术方案进行进一步地整体系统优化，首先在破碎和磨矿体系中(步骤S1和S2)科学加入氰化钠合理控制游离CN-浓度为0.02～0.03％，使氰化钠与磨矿过程中不断暴露出的新鲜金微粒表面作用，在较低的氰根离子浓度下实现边磨边浸，获得较佳的技术效果；进一步地，在磨矿之前设计合理调浆浓度进行调浆，强化浸出过程，获得最佳的边磨边浸出效果，粗颗粒矿料在被磨碎过程中不断暴露出新鲜的金微粒表面，具有较高的反应活性，有利于氰化络合反应的进行。采用本发明方法相比单纯在氰化浸出步骤分点加药操作技术方案，金的浸出率可提高至少一个百分点，铜的浸出率相应进一步降低，同时，步骤设计科学系统，更加有益于工程化实施，具有重要的工业推广应用价值。
附图说明
图1为本发明的工艺流程图。
具体实施方式
下面结合具体实施例进一步说明本发明。下述实施例说明的矿石来源仅用于示例性说明，不能理解为对本发明的限制。除非特别说明，下述实施例中使用的原料为本领域常规市场渠道获得的原料，除非特别说明，下述实施例中使用的方法和设备为本领域常规使用的方法和设备。
本发明实施例中的工艺流程图如附图1所示。
实施例1
本实施例提供一种控制氰根离子浓度减弱浸金过程中铜溶解的方法，原矿(给矿)含金2.12g/t，含铜0.52％。
该方法的步骤如下：
S1.将原矿破碎至-2mm，加水调浆至矿浆浓度为55％，加入生石灰4000g/t·给矿、氰化钠300g/t·给矿，控制矿浆pH值为10.5，游离CN-浓度为0.02％；
S2.磨矿，调浆：磨矿至-0.074mm占95％，加水调浆至矿浆浓度为33％；
S3.分批分点加药氰化浸出：氰化浸出作业共分为4段，采用分点分批加药的方式，依次往1号浸出槽加入氰化钠2000g/t·矿浆、300g/t·矿浆、300g/t·矿浆、300g/t·矿浆，每段间隔时间为4小时，控制各氰化浸出槽游离CN-浓度为0.055％，氰化搅拌速度为1900rpm，氰化浸出时间总计为37小时；
S4.吸附：吸附作业共分为5段，采用5个吸附槽逐级进行吸附，前三段炭密度为10～15g/L，后两段为15～40g/L，每级的吸附时间为1～2小时，总时间在8小时。同时视游离CN-浓度变化加入氰化钠，控制各段游离CN-浓度为0.03％，得到载金炭和浸出渣。
最终产品结果表明，尾渣含金品位由现有方法的0.28g/t降低至0.17g/t，金浸出率为92.34％，同时铜浸出率为1.86％。
实施例2
本实施例原矿含金2.51g/t，含铜0.63％。浸金操作包括以下步骤：
S1.将原矿破碎至-2mm，加水调浆至矿浆浓度为65％，加入生石灰5000g/t·给矿、氰化钠400g/t·给矿，控制矿浆pH值为11、游离CN-浓度为0.03％；
S2.磨矿，调浆：磨矿至-0.074mm占90％，加水调浆至矿浆浓度为30％；
S3.分批分点加药氰化浸出：氰化浸出作业共分为4段，采用分点分批加药的方式，依次往1号浸出槽加入氰化钠2000g/t·矿浆、400g/t·矿浆、400g/t·矿浆、400g/t·矿浆，每段间隔时间为4小时，控制各氰化浸出槽游离CN-浓度为0.06％，氰化搅拌速度为2000rpm，氰化浸出时间总计为38小时；
S4.吸附：吸附作业共分为5段，采用5个吸附槽逐级进行吸附，前三段炭密度为10～15g/L，后两段为15～40g/L，每级的吸附时间为1～2小时，总时间在9小时，得到载金炭和浸出渣。
最终产品结果表明，尾渣含金品位降低至0.12g/t，金浸出率为94.42％，同时铜浸出率为1.86％。
实施例3
本实施例原矿含金2.51g/t，含铜0.63％。浸金操作包括以下步骤：
S1.将原矿破碎至-2mm，加水调浆至矿浆浓度为65％，加入生石灰5000g/t·给矿、氰化钠400g/t·给矿，控制矿浆pH值为11、游离CN-浓度为0.03％；
S2.磨矿，调浆：磨矿至-0.074mm占90％，加水调浆至矿浆浓度为30％；
S3.分批分点加药氰化浸出：氰化浸出作业共分为4段，采用分点分批加药的方式，依次往1号浸出槽加入氰化钠2000g/t·矿浆、400g/t·矿浆、400g/t·矿浆、400g/t·矿浆，控制各氰化浸出槽游离CN-浓度为0.06％，氰化搅拌速度为2000rpm，氰化浸出时间总计为38小时；
S4.吸附：吸附作业共分为5段，采用5个吸附槽逐级进行吸附，前三段炭密度为10～15g/L，后两段为15～40g/L，每级的吸附时间为1～2小时，总时间在9小时；同时视游离CN-浓度变化加入氰化钠，控制各段游离CN-浓度为0.04％，得到载金炭和浸出渣。
最终产品结果表明，尾渣含金品位降低至0.1,1g/t，金浸出率为95.18％，同时铜浸出率为1.82％。
实施例4
本实施例原矿金品位为3.1g/t。
S1.破碎：将原矿破碎至-2mm，加水调浆至矿浆浓度为58％，加入生石灰4000g/t·给矿、氰化钠500g/t·给矿，控制矿浆pH值为10、游离CN-浓度为0.03％；
S2.磨矿，调浆：磨矿至-0.074mm占93％，加水调浆至矿浆浓度为28％；
S3.分批分点加药氰化浸出：氰化浸出作业共分为4段，采用分批分点加药的方式，依次往1号浸出槽加入氰化钠2000g/t，500g/t，500g/t，500g/t，控制各氰化浸出槽游离CN-浓度为0.07％，氰化搅拌速度为2000rpm，氰化浸出时间总计为40小时；
S4.吸附：吸附作业共分为5段，同时视游离CN-浓度变化加入氰化钠，控制各段游离CN-浓度为0.03％，吸附时间为10小时，得到载金炭和浸出渣。
最终产品结果表明，尾渣含金品位降低至0.12g/t，金浸出率为95.16％。本发明分点分批加药方法的生产成本与现有一次性加药的工艺的成本相差不大，但技术效果、经济及社会效益更加显著。
Claims (10)
1.一种控制氰根离子浓度减弱浸金过程中铜溶解的方法，其特征在于，包括以下步骤：
S1.破碎，调浆：给矿破碎至-2mm，加水调浆至矿浆浓度为55～65%，控制矿浆pH值为10～12，加入氰化钠使游离CN-浓度为0.02～0.03%；
S2.磨矿，调浆：磨矿至-0.074mm占90～95%，继续加水调浆至矿浆浓度为28～35%；
S3.分批分点加药氰化浸出：分4段依次加入氰化钠2000g/t·给矿、300～500g/t·给矿、300～500g/t·给矿、300～500g/t·给矿，控制游离CN-浓度为0.05～0.08%，氰化搅拌速度为1900～2200rpm，氰化浸出时间总计为35～40小时；
S4.吸附：分5段依次用活性炭吸附氰化浸出液中的金，得到载金炭和浸出渣。
2.根据权利要求1所述控制氰根离子浓度减弱浸金过程中铜溶解的方法，其特征在于，步骤S1所述控制矿浆pH值为10～12是通过添加生石灰、氢氧化钠或碳酸钠中的一种或多种的混合物。
3.根据权利要求2所述控制氰根离子浓度减弱浸金过程中铜溶解的方法，其特征在于，步骤S1采用生石灰，加入生石灰的量为4000～5000g/t·给矿。
4.根据权利要求2或3所述控制氰根离子浓度减弱浸金过程中铜溶解的方法，其特征在于，步骤S1是依次加入生石灰4000～5000g/t·给矿，氰化钠300～500g/t·给矿，控制矿浆pH值为10～12，游离CN-浓度为0.02～0.03%。
5.根据权利要求1所述控制氰根离子浓度减弱浸金过程中铜溶解的方法，其特征在于，步骤S3所述氰化搅拌速度为1900～2100rpm。
6.根据权利要求1所述控制氰根离子浓度减弱浸金过程中铜溶解的方法，其特征在于，步骤3所述氰化浸出时间总计为40小时。
7.根据权利要求1所述控制氰根离子浓度减弱浸金过程中铜溶解的方法，其特征在于，步骤S3所述分4段的每段间隔时间为4小时。
8.根据权利要求1所述控制氰根离子浓度减弱浸金过程中铜溶解的方法，其特征在于，步骤S4是在分5段依次用活性炭吸附氰化浸出液中的金的同时向氰化浸出液中加入氰化钠控制各段游离CN-浓度为0.03～0.05%。
9.根据权利要求1所述控制氰根离子浓度减弱浸金过程中铜溶解的方法，其特征在于，步骤S4所述分5段吸附具体是采用5个吸附槽逐级进行吸附，前三段炭密度为10～15g/L，后两段为15～40g/L，每段的吸附时间为1～2小时。
10.根据权利要求1或9所述控制氰根离子浓度减弱浸金过程中铜溶解的方法，其特征在于，所述吸附的时间总计为8～10小时。
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