从含铜载金炭中回收铜的方法
【专利摘要】本发明涉及从含铜载金炭中回收铜的方法，本发明方法包括含铜载金炭在酸性条件下采用“Fe3+—NO3-—Cl-—H+”溶液体系选择性氧化脱铜、脱铜液中和、中和后液溶剂萃取、萃余液氧化加酸返回脱铜四步骤，和现有技术相比，本发明对【背景技术】所存在的弊端，采用组合氧化试剂选择氧化脱铜技术，有效回收载金炭中铜，并对载金炭中金不影响。本发明方法具有工艺技术成熟，易于工业化等优点。
【专利说明】从含铜载金炭中回收铜的方法
【技术领域】
[0001 ] 本发明涉及铜的回收方法，尤其涉及从高含铜载金炭中回收铜的方法。
【背景技术】 [0002]黄金矿石中的金矿物经氰化物浸出后，生成溶于水的金氰络合物，将含金氰络合物的矿浆置于串联的吸附槽内与粒状活性炭经搅拌充分接触，使大多数金氰络合离子被吸附到活性炭上，就得到载金炭，载金炭经进一步处理后回收金。在含铜金矿石的氰化提金生产过程中，产出的载金炭含铜量较高。载金炭含铜较高时，铜对金的解吸、电积和冶炼会造成很大困难。而在现有技术中，对载金炭的研究，大多只将注意力集中在金的回收上。少量现有技术中，含铜载金炭有价金属铜的综合回收主要用酸直接解析铜，解析液沉淀，沉淀渣出售铜精矿。采用酸直接解析含铜载炭虽然可以回收铜，但该工艺具有流程长、试剂消耗大、铜解析率低和试剂成本高等特点，尤其对于低含铜载金炭回收铜更没有经济价值。
[0003] 申请人:于2010年申请了题名一样的发明申请，其采用的技术方案包括:含铜载金炭在酸性条件下采用双氧水作为氧化剂选择性氧化脱铜、脱铜液中和酸、中和后液碱沉淀、沉淀渣稀酸溶解和溶解液溶剂萃取五步骤。该方法具有工艺技术成熟，易于工业化等优点。然而，由于双氧水有效浓度低，所需的剂量大，在交通发达地区可以使用；而在交通不发达、物质匮乏地区，则由于运输量大而造成运输成本过高，因此，迫切需要有新的方法以替代双氧水氧化法。
【发明内容】
[0004]本发明主要克服在含铜载金炭回收铜过程中，现有技术存在的工艺流程长，试剂成本高，尤其交通不发达，物质匮乏地区等缺点，提供一种从高含铜载金炭中回收铜的方法。本发明方法铜综合回收率高，且全流程金不损失。
[0005]本发明采用如下技术方案:
[0006]从含铜载金炭中回收铜的方法，包括如下步骤:
[0007]步骤一、氧化脱铜:在酸性条件下，采用氧化剂选择性氧化脱铜，之后过滤，过滤液备用，其中，所述氧化剂为“Fe3+— NO3-— Cl—H+”体系；
[0008]步骤二、中和:步骤一的过滤液加入石灰中和酸,反应完全后过滤,过滤液备用；
[0009]步骤三、萃取:步骤二中的过滤液溶剂萃取，萃余液备用；
[0010]步骤四、氧化:将步骤三中萃余液利用曝气头曝气氧化，并添加适量酸返回解吸备用；
[0011 ] 在本发明的较佳实施例中，所述步骤一的氧化剂为三氯化铁+硝酸、三氯化铁+盐酸、三氯化铁+硝酸+盐酸、硝酸铁+硝酸或硝酸铁+盐酸+硝酸等组合中的一种。
[0012]在本发明的较佳实施例中，氧化剂中Fe3+浓度为O~20g/l，N(V浓度O~40g/l，Cl_浓度O~20g/l，H+浓度0-0.lg/Ι。氧化脱铜过程中，该氧化脱铜剂可选择性氧化铜氰化合物。Fe3+浓度可根据溶液中铜氰化合物浓度增减而增减。[0013]在本发明的较佳实施例中，步骤一中氧化脱铜温度25_95°C，温度过低，则反应速度慢，单位时间内的解脱效率低，温度过高，能耗较大,生产成本增加。
[0014]在本发明的较佳实施例中，步骤一中脱铜液固比为5-20:1。
[0015]在本发明的较佳实施例中，所述步骤二中石灰中和终点pH值为1.0 — 2.0。本步骤是将溶液中的酸中和。
[0016]在本发明的较佳实施例中，所述的萃取有机相米用LIX984N+磺化煤油，反萃米用硫fe。
[0017]在本发明的较佳实施例中，萃取铜步骤中，有机相为10%LIX984N+90%磺化煤油，萃取相比0/Α=1:1-5，萃取时间1-5分钟，反萃剂硫酸浓度150-200g/l，反萃时间1_3分钟，反萃相比0/A =1-5:1。
[0018]在本发明的较佳实施例中，步骤四中，萃余液采用曝气在温度20-80°C下曝气8-24小时。
[0019]由上述发明描述可知，本发明针对【背景技术】存在的弊端，提供了一种从含铜载金炭中回收铜的方法，本发明方法在酸性条件下，采用组合氧化试剂作为氧化剂脱铜，其脱铜率大于95%，该氧化剂来源广，价格低，并可循环再生利用，对环境友好，铜综合回收率大于90%。全流程中金不损失。本发明方法具有工艺技术成熟，易于工业化等优点。
【专利附图】
【附图说明】
[0020]图1为本发明处理方法的流程图。
【具体实施方式】·
[0021]本发明方法流程参见图1
[0022]实施例1
[0023]国内某含铜金矿堆浸氰化液活性炭吸附后含铜载金炭综合回收铜。含铜载金炭(Au4.52kg/t，Cu 12.85kg/t) 100g，加入组合脱铜药剂三氯化铁+盐酸，三价铁10g/l，盐酸30g/l，液固比5:1，常温搅拌3小时，洗涤过滤，载金炭中金不损失，铜脱除率约96.52%。过滤液用石灰中和pH至1.60，过滤洗涤。过滤洗涤液用有机相10%LIX984N+90%磺化煤油，萃取相比0/Α=1:1，萃取时间I分钟，反萃剂硫酸浓度150g/L，反萃时间2分钟，反萃相比0/A= 3:1。反萃液达到电解阴极铜硫酸铜要求。之后再电积获得阴极铜。全流程金不损失，铜综合回收率为91.25%。萃余液利用曝气头曝气氧化，并添加适量酸返回解吸备用。
[0024]实施例2
[0025]国内某含铜金矿堆浸氰化液活性炭吸附后含铜载金炭综合回收铜。含铜载金炭(Au3.98kg/t，Cu6.48kg/t) 100g，加入组合脱铜剂硝酸铁+盐酸，三价铁10g/l，盐酸20g/1，液固比10:1，常温搅拌2.5小时，洗涤过滤，载金炭中金不损失，铜脱除率约97.25%。过滤液用石灰中和pH至2.0，过滤洗涤。过滤液有机相10%LIX984N+90%磺化煤油，萃取相比0/Α=1:1,萃取时间I分钟，反萃剂硫酸浓度150g/L，反萃时间2分钟，反萃相比0/A = 3:1。反萃液达到电解阴极铜硫酸铜要求。之后再电积获得阴极铜。全流程金不损失，铜综合回收率为93.34%ο萃余液利用曝气头曝气氧化，并添加适量酸返回解吸备用。
[0026]实施例3[0027]国内某含铜金矿堆浸氰化液活性炭吸附后含铜载金炭综合回收铜。含铜载金炭(Au4.50kg/t, Cu8.65kg/t) 100g,加入组合脱铜试剂“硝酸铁+盐酸+硝酸”，其中，三价铁5g/l，盐酸10g/l，硝酸5g/l，液固比5:1，常温搅拌3.0小时，洗涤过滤，载金炭中金不损失，铜脱除率约97.56%。过滤液用石灰中和pH至2.0，过滤洗涤。过滤液有机相10%LIX984N+90%磺化煤油，萃取相比0/Α=1:1，萃取时间I分钟，反萃剂硫酸浓度150g/L，反萃时间2分钟，反萃相比0/A = 3:1。反萃液达到电解阴极铜硫酸铜要求。之后再电积获得阴极铜。全流程金不损失，铜综合回收率为92.84%。萃余液利用曝气头曝气氧化，并添加适量酸返回解吸备用。
[0028]上述仅为本发明的一个具体实施例，但本发明的设计构思并不局限于此，凡利用此构思对本发明进行非实质性的改动，均应属于侵犯本发明保护范围的行为。
【权利要求】
1.从含铜载金炭中回收铜的方法，其特征在于，包括如下步骤: 步骤一、氧化脱铜:在酸性条件下，采用氧化剂选择性氧化脱铜，之后过滤，过滤液备用，其中，所述氧化剂为“Fe3+— NO3-— Cl—H+”体系； 步骤二、中和:步骤一的过滤液加入石灰中和酸，反应完全后过滤，过滤液备用； 步骤三、萃取:步骤二中的过滤液溶剂萃取回收铜，萃余液备用； 步骤四、氧化:将步骤三中萃余液利用曝气头曝气氧化，并添加适量酸返回解吸备用；
2.按照权利要求1所述的从含铜载金炭中回收铜的方法，其特征在于:步骤一所述的氧化剂为三氯化铁+硝酸、三氯化铁+盐酸、三氯化铁+硝酸+盐酸、硝酸铁+硝酸或硝酸铁+盐酸+硝酸组合中的一种。
3.按照权利要求1所述的从含铜载金炭中回收铜的方法，其特征在于:组合氧化试剂中 Fe3+浓度为 0.5 ~20g/l, NO3 浓度 O ~40g/l, Cl 浓度 O ~20g/l, H+浓度 0-0.lg/1。
4.按照权利要求1所述的从含铜载金炭中回收铜的方法，其特征在于:所述步骤一中氧化沉淀脱铜温度为25 - 95°C，时间为0.5 — 5小时。
5.按照权利要求1所述的从含铜载金炭中回收铜的方法，其特征在于:所述步骤二中石灰中和终点pH值为1.0 — 2.0。
6.按照权力要求I所述的方法，其特征在于:步骤三中，所述的萃取有机相采用LIX984N+磺化煤油，反萃采用硫酸。
7.按照权力要求I所述的方法，其特征在于:步骤三中，萃取铜中，有机相为10%LIX984N+90%磺化煤油，萃取相比0/Α=1:1_5，萃取时间1_5分钟；反萃剂硫酸浓度150-200g/L，反萃相比0/Α=1-5:1，反萃时间1-3分钟。
8.按照权利要求1所述的从含铜载金炭中回收铜的方法，其特征在于:所述步骤四中采用曝气头在温度25-80°C曝气8-24小时。
9.按照权利要求1所述的从含铜载金炭中回收铜的方法，其特征在于:曝气后水样补充酸返回脱铜工序。
【文档编号】C22B3/40GK103572068SQ201210273669
【公开日】2014年2月12日 申请日期:2012年8月2日 优先权日:2012年8月2日
【发明者】黄怀国, 熊明, 陈庆根, 王中溪, 蔡创开, 叶志勇, 张文波 申请人:厦门紫金矿冶技术有限公司