一种含铜金矿氨氰炭浸提金工艺的制作方法
【专利摘要】本发明涉及一种含铜金矿氨氰炭浸提金工艺，依次按如下步骤工序与条件进行：破碎-磨矿-浓密，将含铜金矿矿石破碎-磨矿至细度-0.075mm占比80-95％再进行浓密，浓度控制为35-48％，得浓密矿浆；抑铜浸出，向浓密矿浆添加石灰乳、铵盐和氰化钠，分别控制pH＝7-11、总氨浓度为200-1000ppm和总氰浓度为20-500ppm，抑铜浸出12-36h，得浸出矿浆；将浸出矿浆控制炭密度至10-30g/L，炭浸24-48h，得高铜载金炭和尾矿；脱铜提金，按液炭比3-10:1向高铜载金炭加入浓度为3-20％的氰化钠，脱铜10-48h，得脱铜载金炭和脱铜氰化液，再将脱铜载金炭进行高温无氰解析电积、提纯铸锭产出金锭，尾矿水和脱铜氰化液还可返回循环使用，它具有工艺流程短、投资小、操作和控制难度低、彻底解决了铜对提金工序的影响、药剂消耗少、生产成本低等优点，适于含铜难选冶的金矿应用。
【专利说明】一种含铜金矿氨氰炭浸提金工艺
【技术领域】
[0001] 本发明涉及一种湿法冶金提金工艺，特别涉及一种含铜金矿氨氰炭浸提金工艺， 适于含铜难选冶的金矿应用。
【背景技术】
[0002] 随着矿业的深入发展，易选冶的金矿资源日益枯竭，复杂难处理的多金属金矿将 成为今后开发的主要利用对象。其中含铜金矿是较典型的难处理矿石，也是我国重要的黄 金资源。我国产金基地山东、福建、河南等省储藏大量的含铜金矿石，长江中下游地区的江 西、安徽、湖南等铜基地的铜矿石中也普遍伴生金。
[0003] 当今，含铜难选冶金矿的处理仍然存在诸多难题，主要表现在：一是采用直接氰化 工艺，铜将大量溶出，产出高铜载金炭，存在既导致后续提金工艺难度增加，又导致氰化钠 消耗偏高，工艺成本较高等问题；二是采用先酸浸除铜后氰化提金的工艺，工艺流程长，且 很难将铜全部提取干净，仍存在对后续工艺产生不利影响和工艺成本较高等问题。
[0004] 为解决上述问题，中国专利CN101818247B公开了一种"含铜金矿的选择性堆浸 提金工艺"，该发明采用氨氰选择性堆浸浸金-浸出液炭吸附提金工艺，存在只适用于对浸 出粒度要求不高的含铜矿石，否则金浸出率偏低，影响经济效益等问题。同样，中国专利 CN102690957A公开了"一种含铜氧化矿金矿提金的方法"，该发明采用一种螯合剂和氰化钠 抑铜浸金，浸出液采用活性炭吸附提金，存在工艺流程长，需要多段洗涤产出富液，投资和 运行成本偏高，同时未解决铜在系统累积等问题。
[0005] 为此寻求一种操作简单、适应性强、处理成本低、能稳定达标外排和容易工业化的 含铜金矿提金工艺就显得尤为迫切。
【发明内容】
[0006] 本发明的任务是为了克服现有工艺的不足，提供一种含铜金矿氨氰炭浸提金工 艺，采用该方法后，可大大缩短含铜金矿提金的工艺流程，剧毒药剂氰化钠的消耗明显下 降，生产成本可明显降低。
[0007] 本发明的任务是通过以下技术方案来完成的：
[0008] 含铜金矿氨氰炭浸提金工艺，依次按如下步骤工序与条件进行：
[0009] 第一步破碎-磨矿-浓密，将含铜金矿矿石破碎-磨矿至细度-0. 075mm占比 80-95 %再进行浓密，浓度控制为35-48%，得浓密矿浆；
[0010] 第二步抑铜浸出，向浓密矿浆添加石灰乳、铵盐和氰化钠，分别控制PH = 7-11、总 氨浓度为200-1000ppm和总氰浓度为20-500ppm，抑铜浸出12-36h，得浸出矿浆；
[0011] 第三步炭浸，将浸出矿浆控制炭密度至10-30g/L，炭浸24-48h，得高铜载金炭和 尾矿；
[0012] 第四步脱铜提金，按液炭比3-10:1向高铜载金炭加入浓度为3-20%的氰化钠，脱 铜10-48h，得脱铜载金炭和脱铜氰化液，再将脱铜载金炭进行高温无氰解析电积、提纯铸锭 产出金锭。
[0013] 本发明的工艺可以进一步是：
[0014] 所述的第三步炭浸尾矿排入尾矿库自然沉降后，将尾矿水返回破碎-磨矿-浓密 步骤的磨矿工序循环使用。
[0015] 所述的第四步脱铜提金后的脱铜氰化液返回抑铜浸出步骤的氨氰浸出工序循环 使用。
[0016] 说明书中所述的百分比均为总量百分比。
[0017] 本发明与现有技术相比具有以下优点和效果：
[0018] (1)本工艺流程短，投资小，操作和控制难度低。本发明结合了目前工艺成熟和操 作简便的普通炭浸工艺，除省去了普遍采用的除铜工序，还省去了投资大和控制难度较高 的洗涤工序，大大缩短了工艺流程，减少了投资成本；
[0019] (2)彻底解决了铜对提金工序的影响。本发明送解析-电积工序的脱铜载金炭含 铜低于5kg/t炭，明显低于其他工艺高铜载金炭含铜30_60kg/t炭的品位,后续提金工序的 效益明显提升，对低含铜或铜回收价值不高的难选冶金矿石具有明显的优势；
[0020] (3)药剂消耗少，生产成本低。本发明使剧毒药剂氰化钠消耗明显减少，由原来的 10kg/t矿以上可减低到0. 65-1. 21kg/t矿，大大降低了生产成本；
[0021] (4)整个工艺水循环使用，无外排废水，环保效益明显。
【专利附图】
【附图说明】
[0022] 图1是根据本发明提出的一种含铜金矿氨氰炭浸提金工艺流程图。
[0023] 以下结合附图对说明作进一步详细地描述。
【具体实施方式】
[0024] 如图1所示，本发明的一种含铜金矿氨氰炭浸提金工艺，依次按如下步骤工序与 条件进行：
[0025] 第一步破碎-磨矿-浓密，将含铜金矿矿石破碎-磨矿至细度-0. 075mm占比 80-95 %再进行浓密，浓度控制为35-48%，得浓密矿浆；
[0026] 第二步抑铜浸出，向浓密矿浆添加石灰乳、铵盐和氰化钠，分别控制pH = 7-11、总 氨浓度为200-1000ppm和总氰浓度为20-500ppm，抑铜浸出12-36h，得浸出矿浆；
[0027] 第三步炭浸，将浸出矿浆控制炭密度至10_30g/L，炭浸24_48h，得高铜载金炭和 尾矿；
[0028] 第四步脱铜提金，按液炭比3-10:1向高铜载金炭加入浓度为3-20%的氰化钠，脱 铜10-48h，得脱铜载金炭和脱铜氰化液，再将脱铜载金炭进行高温无氰解析电积、提纯铸锭 产出金锭。
[0029] 所述的第三步炭浸尾矿排入尾矿库自然沉降后，将尾矿水返回破碎-磨矿-浓密 步骤的磨矿工序循环使用。
[0030] 所述的第四步脱铜提金后的脱铜氰化液返回抑铜浸出步骤的氨氰浸出工序循环 使用。
[0031] 实施例1
[0032] 国外某含铜金矿石，Au品位5. 5g/t，Cu品位0. 62%，属于高碱性含铜氧化金矿石 类型，其处理工艺依次按如下步骤工序与条件进行：
[0033] 第一步破碎、磨矿与浓密：矿石通过一段破碎至-250mm后，通过一段半自磨两段 球磨两段分级产出-〇. 〇75mm粒级占有90 %的矿浆，矿浆经浓密机浓密后，得到浓度为40 % 的矿浆。
[0034] 第二步氨氰抑铜浸出：浓密后矿浆添加石灰乳控制pH为10-11之间，添加硫酸铵 控制总氨浓度为700-800ppm之间，添加脱铜液控制总氰浓度为200-300ppm之间，浸出48h 后，金浸出率为80. 24%。
[0035] 第三步氨氰炭浸：氨氰抑铜浸出矿浆控制15g/L的炭密度，炭浸36h，渣计金浸出 率分别为87. 46%，金吸附率为98. 78%，炭浸尾桨送尾矿库自然沉降后，尾矿回水返回磨 矿使用。
[0036] 第四步高铜炭脱铜：氨氰炭浸得到含Aul450g/t，Cu64436g/t的高铜载金炭添加 浓度为5%的氰化钠溶液，液炭比为10:1，脱铜24h后，脱铜率为92. 55%，得到含Aul408g/ t，Cu4799g/t的低铜载金炭和含Cu6. lg/L的脱铜氰化液，脱铜氰化液返回氨氰浸出使用， 脱铜载金炭经解析-电积-提纯-铸锭后产出1#金锭。
[0037] 本实施例主要工艺技术指标见表1。
[0038] 表1实施例1取得的主要工艺技术参数和指标
[0039]
【权利要求】
1. 一种含铜金矿氨氰炭浸提金工艺，依次按如下步骤工序与条件进行： 第一步破碎-磨矿-浓密，将含铜金矿矿石破碎-磨矿至细度-0. 075mm占比80-95% 再进行浓密，浓度控制为35-48 %，得浓密矿浆； 第二步抑铜浸出，向浓密矿浆添加石灰乳、铵盐和氰化钠，分别控制pH = 7-11、总氨浓 度为200-1000ppm和总氰浓度为20-500ppm，抑铜浸出12-36h，得浸出矿浆； 第三步炭浸，将浸出矿浆控制炭密度至l〇_3〇g/L，炭浸24-48h，得高铜载金炭和尾矿； 第四步脱铜提金，按液炭比3-10:1向高铜载金炭加入浓度为3-20 %的氰化钠，脱铜 10-48h，得脱铜载金炭和脱铜氰化液，再将脱铜载金炭进行高温无氰解析电积、提纯铸锭产 出金标.。
2. 根据权利要求1所述的工艺，其特征是所述的第三步炭浸尾矿排入尾矿库自然沉降 后，将尾矿水返回破碎-磨矿-浓密步骤的磨矿工序循环使用。
3. 根据权利要求1所述的工艺，其特征是所述的第四步脱铜提金后的脱铜氰化液返回 抑铜浸出步骤的氨氰浸出工序循环使用。
【文档编号】C25C1/20GK104388672SQ201410589554
【公开日】2015年3月4日 申请日期:2014年10月28日 优先权日:2014年10月28日
【发明者】王中溪, 钟华仁, 何平涛 申请人:紫金矿业集团股份有限公司