[发明专利]一种含铜金矿综合回收有价元素的方法

说明书

技术领域

本发明涉及含铜金矿综合回收有价元素金铜，尤其对高含铜（3-5%）氧化金矿综合回收金铜具有重大意义。

背景技术

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等一系列问题；常规氰化法，浸出率低，容易产生高铜炭，大大增加后续冶炼成本。

发明内容

本发明主要克服现有处理技术普遍存在工艺流程长，成本高等缺点。

基于这一思路，本发明采用如下技术方案：

步骤一、氰、碱、炭浸：氧化矿中添加氰化物和碱，搅拌反应；炭浸结束，过滤，洗涤，洗涤液备用；

步骤二、还原回收铜：步骤一中炭浸贫液还原，搅拌反应；还原反应完全，过滤，洗涤备用；

步骤三、返回浸出：还原后液返回氰、碱、炭浸体系。

其中，步骤一至三至少重复5次以上。

其中，所述的碱可以为生石灰，烧碱等。

其中，高氰高碱炭浸中，金矿原矿金品位大于3g/t，铜小于5%。

其中，高氰高碱炭浸中，游离氰化钠浓度大于1000ppm，浸出pH>11，炭浸出时间24-72小时，矿浆浓度25-45%，炭密度10-30g/L；

其中，还原脱铜试剂为焦亚硫酸钠，纯度98%以上；

其中，焦亚硫酸钠用量为理论1.1-1.5倍；

其中，焦亚硫酸钠还原温度20-60℃；

其中，焦亚硫酸钠还原时间1-8小时，还原渣含铜品位大于15%。

由上述发明描述可知，本发明针对背景技术存在的弊端，采用高氰高碱炭浸—炭浸贫液焦亚硫酸钠还原工艺可以很好解决常用工艺中存在的弊端，无需消耗大量的酸，且金的浸出率高、不产生高铜炭，并综合回收部分有价金属铜。

具体实施方式

实施例1

国外某含铜金矿（Au 4.27g/t，Cu0.74%）1kg，矿浆浓度40%，给矿粒度-200目大于90.0%，pH值11.20(石灰用量6kg/t)，氰化钠保持1000ppm，炭密度15g/L，搅拌或滚瓶氰化浸出48h，氰化尾渣金铜品位分别为0.48g/t和0.44%，渣计金铜浸出率分别为89.31%和41.84%。炭浸贫液铜1872mg/L，焦亚硫酸钠10g/L还原4小时，铜沉淀率超过95%，沉铜渣铜品位为15.48%。还原处理后液返回浸出，循环7次，载金炭金、铜品位分别为1050g/t和4556g/t。

实施例2

国外某含铜金矿（Au 3.62g/t，Cu0.70%）1kg，矿浆浓度40%，给矿粒度-200目大于90.0%，pH值11.20(石灰用量6kg/t)，氰化钠保持1000ppm，炭密度10g/L，搅拌或滚瓶氰化浸出24h，氰化尾渣金铜品位分别为0.36g/t和0.42%，渣计金铜浸出率分别为90.05%和38.85%。炭浸贫液铜1580mg/L，焦亚硫酸钠8g/L还原5小时，铜沉淀率超过96%，沉铜渣铜品位为14.50%。还原处理后液返回浸出，循环9次，载金炭金、铜品位分别为1105g/t和6325g/t。

实施例3

国内某含铜金矿（Au4.49g/t，Cu0.73%）1kg，矿浆浓度40%，给矿粒度-200目大于90.0%，pH值11.20(石灰用量6kg/t)，氰化钠保持1000ppm，炭密度20g/L，搅拌或滚瓶氰化浸出24h，氰化尾渣金铜品位分别为0.62g/t和0.43%，渣计金铜浸出率分别为86.19%和40.85%。炭浸贫液铜1743mg/L，焦亚硫酸钠20g/L还原8小时，铜沉淀率超过98%，沉铜渣铜品位为16.80%。还原处理后液返回浸出，循环8次，载金炭金、铜品位分别为1258g/t和3870g/t。