专利名称：从难处理矿石回收贵金属值的方法
技术领域：
本发明属于回收贵金属值(Value)的难处理(reefractory)矿石的湿法冶金处理领域，该贵金属值以通常的浸出剂是不易回收的。最普通的这些难处理矿石为含黄铁矿或砷黄铁矿矿石的含硫矿石。
随着高品位矿储藏量的减少，人们越来越将兴趣集中于从难处理矿石中回收金和银。难处理矿石是那些以通常的浸出剂，例如氰化钠或硫脲无法高得率地浸出(提)贵金属的矿石。最常用的这些难处理矿石是含那些黄铁矿或砷黄铁矿作为含硫化合物的矿石，而这样的矿石并不易由浸出法加以处理。为从这些难处理矿石中回收贵金属的传统的技术是首先在一系列破碎机中破碎这些矿石，以得到1/4吋(＜0.64cm)的产品。为了保证该矿石颗粒与处理用剂的良好接触，所述1/4吋(＜0.64cm)的产品随后再研磨至200目(＜0.074mm筛孔)(Tyler系列)，最好是270目(＜0.053mm筛孔)。接着，将该研磨过的矿石置于一搅动反应装置中，并在高温或高压，或二种情况皆有的条件下，用一氧化剂，例如硝酸处理该研磨过的矿石，在该工业领域已知，使用高压釜可以使用100磅/吋2(7.03kg/cm2)的压力和80℃至160℃的温度。
该矿石经氧化处理后，生成的矿浆从含增溶的、氧化的金属值的液体馏份中分离出含贵金属如金和银的残余固体。再用浸出剂，如硫脲，氰化钠或其它本领域熟知的处理方法，将该残余物固体处理成一标准的通常的提取物。在此提取阶段，所述来自氧化阶段的残余物固体被置于一搅拌容器，再以氰化钠溶液或硫脲溶液处理，从该氧化阶段的残余物中溶解金和银。一旦增溶后，金和/或银就可由已知技术，例如碳处理，锌置换成此类技术沉淀析出。
一个这样的获专利的方法描述于1987年3月3日批于Raudsepp等人的第4，647，307号美国专利。在这个已获专利权的方法中，将一种含砷黄铁矿或黄铁矿的精选矿石经细研磨成如60%-200目(＜0.074mm筛孔)，并在一高压釜中处理，在通常的容积空间和在酸性溶液中，通过氧化氮类物质的反应将其分解，在该氮类物质中氮化合价至少为+3。该反应在高温，即约80℃，并在升压下进行。该活性氧化的氮类物质由在这样的超常压下注入氧气而以相似的通常的体积空间得以回收。这样的氧注入高压釜并保持于从约50磅/吋2(3.52Kg/cm2)至约100磅/吋2(7.03Kg/cm2)的分压。为了确保在高压釜中矿石充分混合，通常用搅拌机使浓集物保持悬浮液状态，由此保证了高压釜中矿石和处理剂的良好接触。在该反应分解了砷黄铁矿石和黄铁矿石之后，可用传统的技术，例如硫脲化反应，氰化反应或类似技术处理残余物固体，回收贵金属如金。在该方法的典型例子中，所用的浓集物含约7盎司金/吨浓集物(264.6g金/容积吨)。且当以一氧化的氮类物质进行初步氧化反应之后，金的回收量显著增加。美国于1974年2月19日批予Queneau等人的第3，793，429号专利介绍了一种用于回收其中所含铜、银及金的、对硫化铜矿及富含铜和铁的精矿进行硝酸预处理的方法。在该方法中，精矿含约28%的铜，25%铁，3.5盎司/吨金(对每吨精矿而言)，该精矿首先经研磨至260目(＜0.53mm筛孔)，接着，在约90℃以硝酸浸出。硝酸反应将硫化铁转变为氢化黄钾铁钒或等量的铁的沉淀物。对由硝酸处理过的该精矿再进行固液分离。在将该液体部分送至回收铜的铜电解阶段之前，对其进行中间精制和中和。从硝酸浸出阶段分离出的固体部分在中间阶段接受处理如用矿沫浮选法，以除去硫和未反应的硫化物，最后通过一氰化阶段，在该阶段中从不溶的黄钾铁钒中回收金和银。
上述方法因需要高压及/或高温设备，如搅拌高压釜及此类设备而难以进行，上述方法又难以以连续来料和大规模的商业化操作进行。
再者，该矿石的研磨或细磨至200目(0.074mm筛孔)或270目(0.053mm筛孔)既费时间又需大量的能量。早期的分段破碎矿石至通常的1/4吋(＜0.64cm)至3/4吋(1.9cm)相对较易且不需过多能量输入。然而，将该矿石从通常尺寸研磨或细磨至200目(0.074mm筛孔)或270目(0.053mm筛孔)即需要备有高动力输入和特定研磨设备的分离细磨操作。当然，如该矿的细磨可省去的话，这些也可避免。
另一困难在于，本领域欲从低品位的难处理矿石中回收贵金属，而目前通常使用的该矿石每吨该矿至少含0.1盎司的金(3.78g/容积吨)以保证经济地回收。总之，品位很低的难处理矿石，如那些含低于0.1盎司金/吨矿石(1.89g/容积吨)，常因其品位过低而无法用上述两个专利的已有氧化技术，或以包括焙烧或使用高压釜加工的其它已知技术来进行经济的加工。
根据本发明，描述了一种用浸出剂从难处理加工的矿石中回收贵金属的湿法冶金方法。该方法包括下述步骤(a)破碎该矿石至不小于1/4吋(＜0.64cm)标称尺寸;
(b)用一无机酸(最好硫酸)处理该破碎的矿石，使生成的混合物pH为约2或2以下(最好pH至约1);
(c)以与该矿石反应所需的化学计量的约5%至约200%量的硝酸处理该酸化的矿石，回收从该矿石中放出的NOX气体;
(d)有选择地，对该硝酸处理的矿石加入一种抗酸粘结剂，以形成可保持多孔质矿床的团矿块(凝聚体)，保持该粘结剂和矿石互相接触有足够固化的时间，以使该团矿块保持其特殊形式，回收在此步骤(d)中放出的NOX;
(e)将如上处理的矿石在一不渗透的收集器顶上堆摊成可渗透的矿石床;
(f)由连续或断续地分散一硝酸水溶液通过该矿石床，堆摊处理该可渗透的矿石床;
(g)从上述可渗透堆摊矿石床分离残余的酸性溶液;
(h)水洗该可渗透堆摊矿石床，从中除去硝酸溶液，并从该矿石床中分离出洗涤液;
(i)将从步骤(c)和(d)任一步中回收的NOX气体引入一硝酸发生器，将NOX转变为硝酸，并使该硝酸循环用于处理所述矿石;
(j)有选择地，以足够量的钙、钠或镁离子，在碱性条件下(最好是碳酸钙，氢氧化钙，氧化钙，氢氧化钠或氢氧化镁)，处理该渗透堆摊矿石床，使从该床中除去的液体之pH增至约10或10以上;
(k)由连续或断续地分散一用于贵金属的浸出剂通过该矿床处理该可渗透堆摊矿石床;
(l)从该可渗透堆摊矿石床分离出含溶解了的贵金属的浸出溶液，并从该浸出液中回收所说的贵金属。
本发明基于申请人的这一发现，即，可以形成破碎的难处理矿石的可渗透床，该床适合于以堆摊氧化法或堆浸法加以处理。这就要求该矿被破碎成较大的尺寸，即，不小于1/4吋(＜0.64cm)的标称碎块而不须进一步细磨该矿石成通常的200(＜0.074mm筛孔)(Tyler)。如果该矿石的破碎尺寸更大，即，约为3/4吋(1.9cm)至1吋(2.54cm)，该矿石尺寸通常可不经进一步的加工，而产生一渗透床，不过，如果，破碎尺寸为约1/4吋(＜0.64cm)，根据细粒量之多少，可能需要使用另外的粘结剂团聚这些矿石颗粒以产生一渗透矿床。重要的是这一事实，即，当这些矿石以较粗的尺寸使用时，实质上并不减少所回收的贵金属的得率。
在附图中，
图1是对本发明方法的方框流程图。
在进行本发明的方法时，所用的矿石含贵金属，如金，银或铂族金属之一，并且，它们是难处理的。即使这些矿石经细磨，其所含贵金属不能以传统的湿法冶金方法，例如氰化法加以提取，因为矿石中实际量的贵金属是不反应的或不能浸出提取的。典型的难处理矿石是那些含大量的黄铁矿(FeS2)，砷黄铁矿(FeAsS)作为基本硫化物的矿石。典型地，贵金属在结构上与硫结合在一起，因此，如该硫的晶格不分解，则它们很难被浸土提取剂接近。本发明的方法可以有效且经济的方法处理含金的难处理的矿石，其含金属量低于0.1盎司/吨矿石(3.78g/容积吨)，甚至其含金属量在0.05盎司/吨矿石(1.89g/容积吨)或该值以下。这和已有技术的方法形成鲜明对照，在已有技术的方法中，约为0.1盎司金/吨矿石(3.89g/容积吨)的含金属量是可用通常的氧化技术，如高压法或熔烧再加上传统的金浸提进行处理的难处理矿石中金的最小含量。
根据本发明的方法，将上述难处理矿石破碎至不小于“标称的1/4吋”(0.64cm)的破碎尺寸以备处理。“标称1/4吋”(0.64cm)尺寸表示，破碎产生的最大量的颗粒具有1/4吋(0.64cm)作为其一最大的尺寸，不过会有一些颗粒，依矿石的脆性不同，可能小于1/4吋(0.64cm)。大至3/4吋(1.9cm)至1吋(2.54cm)的标称破碎尺寸同样是理想的，并在本发明的方法中使用良好。进一步研究该矿石至一小于标称的1/4吋(0.64cm)破碎尺寸的颗粒是不期望的，因为，它将反过来影响在以下所要叙述的后阶段中矿石床所需的多孔性。
在该方法的第一步中，用一无机酸处理经如上述破碎之后的矿石，该无机酸与矿石中的耗酸矿物质反应，使矿石浆的水相与矿石接触，达到pH约为2或2之下，最好达到pH为1和1之下。优选的无机酸为硫酸，尽管可用任一其它无机酸，如盐酸，硝酸或磷酸。之所以优先使用硫酸，是因为其价廉，易于购得，且非常有效地转变该耗酸矿物质为水溶性硫酸盐并降低与矿石接触的水溶液之pH至少2，最好为1。与无机酸反应的耗酸盐包括钙盐，主要有碳酸钙，氧化钙及溶液形式的氢氧化钙;镁盐，有碳酸镁，氢氧化镁或氧化镁;及通常熟知的可用于耗酸的大多数阳离子类。当这些盐与硫酸反应时，它们即被转变为其相应的金属硫酸盐。这一反应的说明在于下述钙盐和硫酸之间发生的反应
一般，在这第一处理步骤中使用了一高强。例如，如果采用硫酸这一优选的无机酸，则使用约98%(重量)的H2SO4。对矿石加入足够量的酸，以使与矿石接触的混合物的水相pH为约2或2之下，最好是约为1或1之下。通常，当使用了硫酸时，每吨(体积吨)受处理的矿石需要5磅(2.27kg)至30磅(13.6kg)的硫酸(100%H2SO4基)量。
既然加入该矿石的最初的无机酸其功用基本上是酸化矿石和与耗酸矿物质反应，这就可望使用最廉价的无机酸，该无机酸可达到与该矿石的耗酸矿物质反应及减低与该混合物接触的水相之pH至2或2以下之双重目的。这就避免了耗用更贵的硝酸，硝酸在本方法的第二步骤中用于酸化破碎的矿石。该第一阶段最好在某种旋转混合机或叶片式混料机中进行，该类机器可使该无机酸与破碎的矿石紧密接触。如果使用硫酸作为无机酸，则在破碎矿石与该无机酸之间的反应可释放出二氧化碳，该二氧化碳可毫不困难地排放至大气。这样的反应将只在存在carbonotite矿物质时才发生，如缺少这样一些矿物质，不会放出CO2。但是，如果因某些原因使用了硝酸作为预处理的无机酸，则可能释放出NOX气体，这些NOX气体必须与下述另处收集及再循环的NOX气体一起，予以收集和再循环。由于收集从破碎的矿石和最初的无机酸的反应中释放出的气体可能是必要的，因此当所用酸为硝酸时，最好使用密闭的及便于收集和再循环任何释放出的NOX气体的设备。在工业实践中，最好使用可从中收集排出的气体的旋转式混合机和叶片式混料机这些旋转混合机采用了安装于旋转支座上的斜长管或斜长圆筒形，该旋转支座转动上述长管，并使管内物从管之一端流向另一端时被不断的混合。也可由使用叶片式混料机，旋转盘，旋翼叶盘及其它制粒(团块)设备来完成混合。无机酸和破碎矿石的混合也可发生在任一设计使混合物可翻滚、凝聚和/或制粒而设计的任一设备中。该矿石与无机酸之间的反应可以发生在环境温度和大气压力下。在此处理步骤中最好使用浓无机酸以避免过量水分，例如，大于约12%(重量)的水分与破碎矿石混合，因为更大量的液体使其混合物在旋转式混合机中难以操作。当使用大于或小于12%(重量)的液体量时，最好使用能保证方便装运矿石混合物的液体量，而这也依各种矿石组成不同而不同。
在该方法的第二步骤中，在第二旋转混合机中以硝酸处理该酸化的矿石，以进行初步的氧化。用酸使破碎的矿石翻转、凝聚或制粒完成酸和矿石的混合。初步的氧化步骤可在室温和大气压力下进行。在第二步骤中所用的硝酸具有较高的浓度，为约20重量百分比至约70重量百分比的NO3。在此步骤中，只加入用于与本方法中的矿石反应的硝酸的一部分。这个量可以在与矿石中的黄铁矿或砷黄铁矿反应所需硝酸的化学计算量的5%(重量)至200%(重量)之间变化。在此第二步骤中只加入部分硝酸的目的在于，使该反应中的最活泼部分发生于旋转混合机或叶片或混料机，在该处，快速、剧烈释放的NOX可从混合机中回收且可如下所述地用于再循环。总之，当开始向矿石中加入硝酸时，反应的初始相非常强烈，并放出大量的NOX。为减少本方法中所用硝酸的成本，回收在该反应中的早期相放出的大量NOX，且再回收用于将其转变为硝酸再利用于本方法。在该步骤中所用的硝酸量可使反应的最强烈部分完成。由于在这步骤中使用了较大量的硝酸，可以看到，在反应的后阶段，反应强度将减弱，NOX释放也将减弱。完成处理矿石所需硝酸的余量被用于其后的单独步骤。
加入硝酸的作用在于氧化矿石中的黄铁矿和砷黄铁矿，由此消去该矿石的难处理特性。根据以下总方程式由硝酸氧化硫化物和砷黄铁矿
从第二旋转混合机中除去处理矿石的硝酸后，可有选择地在同样具凝聚功能的第三旋转混合机或叶片混合机中处理矿石。在这第三旋转混合机中，用一粘结剂处理矿石以帮助存在于破碎矿石中的细微颗粒凝聚。这可选择的凝聚步骤是为保证硝酸处理过的颗粒随后被堆入渗透床中。渗透床意味着这样一种状态，即，处理过的矿石可堆摊床中，该床有足够渗透性，以致在床顶部施用的液态处理剂易渗剂经过床，并由此接触该矿的颗粒，而无须搅动、混合该床或其它类似的工序。
一开始，应注意，当硝酸在先前步骤中加入矿石中时，其本身作为一种粘结剂以助于矿石中任何细粒的凝聚。加入粘结剂用于凝聚成团的需要程度可由二个因素测定。其一是细料颗粒的量，例如，在破碎矿石中小于150目(0.105mm筛孔)或200目(0.074mm筛孔)的细粒料。细粒越多，则成为不渗透条件的可能性越大而使用凝聚步骤和粘结剂的需要程度越大。一般，细料颗粒由破碎矿石成更小尺寸规格时产生。例如，破碎至标称1/4吋(0.64cm)的矿石将比破碎至标称3/4吋(1.9cm)尺寸的矿石具更多的细粒。第二个因素是颗粒爆裂或粉碎的程度，这些碎裂因酸反应而发生。该因素依受处理的矿石的、矿物质或结构特性及当用酸处理特别是用硝酸氧化时，矿石的反应特性而定。另外，大量的颗粒爆裂增加了形成不渗透床的机会，需要用加粘结剂的单独的凝聚步骤。
在申请人处理的某些矿石中，其中经受化学反应的硫化物的量较小，颗粒爆裂量可忽略不计，不作为一种因素。在这些矿石中，试样中的细粒量决定了使用粘结剂的需要。这一点可由比较破碎至标称3/4吋(1.9cm)的矿石和破碎至标称1/4吋(0.64cm)尺寸的矿石而得到很好的说明。3/4吋(1.9cm)的破碎矿石起1/4吋(0.64cm)的标称破碎试样，具有基本上较粗的粒径分布及更少的细料颗粒。3/4吋(1.9cm)的标称破碎试验因其在用硫酸和硝酸作最初处理之后易于形成渗透床，故无须在本发明的方法中使用粘结剂，而具有较高百分比含量细料颗粒的标称1/4吋(0.64cm)的破碎试样需要一添加粘结剂的凝聚成块步骤，以产生矿石的渗透床。
当需要使用粘结剂的凝聚工序时，由高剪切混合将一耐酸粘结剂分散于水中，以形成一非常稀释的粘结剂分散液，例如，粘结剂的百分比含量低于约1%(重量)，最好是约0.5%(重量)。然后，在如旋转混合机或类似的设备中混合矿石时，将上述粘结剂分散液喷雾或分散至该矿石表面。同类的旋转混合机可用于本方法的步骤1及2中，这样的处理可在室温及大气压下进行。所用粘结剂总量无须很高，因已发现少于1磅/吨矿石的用量已足够满足此目的。特别是，0.64磅粘结剂/吨矿石(0.29kg/容积吨)及0.4磅粘结剂/吨矿石的含量。以及低至0.2磅粘结剂/吨矿石(0.091kg/容积吨)的含量已成功地用于不同的操作运行中，而在这些操作中成功运用了本方法。
经发现可操作的耐酸粘结剂包括CellulonTM，一种Weyerhauser公司的产品，该产品为一微米尺寸的针状固体纤维素的网状结构。该产品的纤维直径为0.1微米，表面积为260，000cm2/g其固体状组分为15-20%(重量)的细菌纤维素，最多1%(重量)的脂肪多糖素及79-85%(重量)的水。此外，AvicelTM微晶纤维素，一种FMC公司产品，也可用作粘结剂。AvicelTM为一球状微晶形的、精制的解聚天然纤维素。另一种有用的粘结剂为NalcoTM凝聚天然纤维素。另一种有用的粘结剂为NalcoTM凝聚剂，Nalco化学公司产品，该产品为在烃类溶剂和水中使用聚丙烯酰胺聚合物絮凝剂。
重要的是，用于凝聚步骤中的粘结剂须稳定，且不受酸性条件影响，特别是在pH约为1的条件，而这是经硝酸处理后酸化矿石的通常pH值。在已往技术中用于其它目的常规的粘结剂，如石灰，或石灰与水泥不能用作这个方法中的粘结剂。在这些常规方法中，石灰用作细粒的絮凝剂，而水泥促使絮凝体形成硬颗粒。不过，在酸pH值为约1时，这样的反应剂与这些基本元素反应，并丧失了它们的凝聚性能。当下游工序的氰化须进行，而这需要在碱性条件下处理矿石和粘结剂时，上述粘结剂在碱性条件，如pH值为10或10以上时，也可保持稳定。所有上述的粘结剂在这些酸/或碱性条件下皆是可用的。
应该注意，在可选择的凝聚步骤之前的先前步骤中加入的硝酸将继续与矿石反应，以氧化硫化物和放出NOX。只要存在未反应的硫化物和/或硝酸，这个反应将在粘结步骤中继续进行下去。为了收回尽可能多的NOX，除了从硝酸处理矿石的第二步骤中回收的NOX之外，任何在此凝聚阶段放出的NOX也应予以回收和再使用。
在该方法的第四步骤固化/氧化步骤中，不论是否以粘结剂处理均使经酸处理的矿石有一足够的滞留时间以使硝酸可完全渗入矿石并继续进行氧化反应。这一步骤无须作为单独的处理阶段在单独的设备中进行，但可以作为第二步骤硝酸处理和/或第三步骤凝聚处理的滞留时间的延长。总的来说，在第二步骤的硝酸处理中形成，且可能在第三步骤凝聚阶段由粘结剂进一步增强的湿凝聚体，在足够的滞留时间，具有足够的强度，赋予整个处理过的矿石以多孔性，这种多孔性使生成的矿石堆摊成渗透床用于下步处理。这个固化/氧化步骤，如上述步骤1至3，也可在室温和大气压力下进行。
在这固化/氧化阶段中，来自第二处理步骤的残余的硝酸可能继续与矿石反应，氧化硫化物并形成NOX。该NOX与在步骤2(硝酸处理)和步骤3(粘结剂凝聚)中形成和收集的NOX一起回收，以便再循环用于形成另外的硝酸。在此第四步骤(固化/氧化反应)的终端，由硝酸和矿石的任何继续反应形成的NOX的量将非常地小，实际上，所有在这个及先前步骤中形成的NOX都被收集循环用于生产另外的硝酸。
在步骤5中，进行堆摊(置)氧化反应。在本说明书和权利要求书中，术语“堆摊”或“堆置的矿石”指传递处理矿石的方法，即将矿石放成堆积床或垛，通常它们是在室外且露天的，并堆叠在约200尺的高度，该方法依赖于通常用于堆摊处理中液体回收的一不渗透的收集器或其它常规便用的衬垫。该堆摊的矿石须成可渗透的垛或床状，然后再以一些喷雾或分布于堆摊矿石顶部的液体作常规处理，并使该液体向下渗透该床。由于进行了化学或物理的处理，例如，化学氧化或选择性溶解，该液体接触床中颗粒，而回收的液体从衬垫收集。
将来自步骤4的处理矿石堆置于一渗透的收集装置上，例如，聚乙烯薄膜，但其中，堆置的矿石形成了一渗透床，一硝酸的稀释溶液，其浓度可为约2%(重量)至约20%(重量)，由喷雾或滴下分布于堆置矿石的顶上，并可向下渗透通过矿石床并与矿石反应。该添加的硝酸继续对矿石进行氧化处理，以完成该矿石中的硫化物及其它难熔(处理)材料的氧化。这个处理进行的时间周期长，例如，通常在室温和大气压力下进行2至4周。在此步骤中产生的任何NOX非常缓慢地并以很低的稀释浓度释放到周围大气中。该NOX是不回收的。加于堆矿顶部并渗入可渗透矿石床的液体在不渗透的收集装置上连续收集并从该固体矿中分离。
堆置浸出(滤)(堆浸滤)方法通常用于本领域以浸滤不难处理的矿石，该方法采用稀浸出液，如氰化钠溶液通过床以从该床浸取金等的贵金属。本发明的堆摊(置)氧化阶段(堆氧化)基本上以同样方式进行，不同之处在于，当矿石仍处于堆中时，用稀释硝酸处理氧化矿石，以完成矿石的氧化。在此堆摊氧化阶段，矿石床须可渗透以使分布于该床顶部的稀硝酸渗入该床并能接触构成该床的每一颗粒。矿石细磨至通常的200目(0.074mm筛孔)或更细(Tyler目)是不可能形成如此的渗透床的。
在堆摊氧化阶段中，将来自最初的无机酸处理和硝酸处理的任何伴随着堆矿的残余液体从该堆矿中排干并分离，且最好是回收该残余液体包含溶解的金属离子，如铁，硫和砷，其中相当一部分为硫酸盐形式，或在砷的情况下为酸的形式。分散至矿石床顶部的稀硝酸也易洗涤该残余液体并从堆床中将其替代出来。另外，加入的硝酸也进一步与任何硫化物等反应，将其完全氧化。以便使这些贵金属可进行下一步的回收。因为散布于可渗透的堆矿床顶部上的稀硝酸以大于化学计算量的量被使用，一些未反应的稀硝酸将携带在从矿石床分离出的液体中。通常，该液体的pH不大于2，且最好为1。在这堆摊氧化中释出的任何NOX值将与分布于矿石床上的多余硝酸溶液接触并溶解于其中。这使得自堆矿释出的NOX值被大量回收。任何从矿石床释出的未溶解NOX将分散于大气中;比起由溶解NOX于HNO3中而从矿石床回收的NOX，以及在本方法的第一部分中回收与再使用的NOX来，这构成的NOX量很小。该损失并未被认为有经济上的重要性。
在堆摊氧化趋于完成之后，停止加入稀硝酸并代之以水，以洗净该堆矿。持续水洗，直至pH实质上升高，表明堆矿中的残余硝酸已基本除去。水洗有二个目的。首先，寻求回收大量的、留于堆矿内的未反应的硝酸。再者，水洗稀释除去了含溶解的硫酸盐的金属，金属酸或硫酸(如果它们仍未反应的话)留在堆矿中的残余液体痕迹。在进行本发明方法上很重要的一点是，通过水洗将硫酸盐和硝酸盐离子从矿石中完全地或大量地除去。以使任何残余硫酸和硝酸盐不会影响下一步中和步骤。总的来说，当水洗进行至回收的洗涤水具有约为3或3以上的pH值时，该洗涤便足以从堆矿中消除麻烦的硫酸盐和硝酸盐离子。
在下一中和阶段，以石灰浆，或更好地，以石灰饱和的水和净化水，或以其它合适的碱即钙，钠或镁化合物处理经水洗的矿石，以提高从该堆矿中流出的液体的pH值至10或10以上。碳酸钙，氢氧化钙，氧化钙，氢氧化钙或氢氧化镁等皆可适用于此目的。进行中和反应，以备好用于以氰化钠溶液浸提的堆矿。在此阶段中，因从该堆矿中消去或大量地除去了硫酸盐离子，故很少或没有在堆矿上形成石膏。为了准备用于以氰化钠等物质浸提的堆矿，有必要提高该堆矿的pH至少约为10。pH至少要为10以避免可能发生的氰化钠反应及氰化氢的形成，而后者是挥发性的和有毒性的。在含硫酸盐的堆矿中，进行这样的中和反应使pH值约为了3至pH10而不沉析出石膏或其它不溶钙盐是很不寻常的。石膏从堆矿中析出是不许可的，因为这种沉淀物将阻止贵金属从该堆矿中适当的浸出。本发明中，通过在氢化阶段中从堆矿中连续分离含这种盐的残余液体而得以避免石膏和其它不溶性钙盐的生成，用添加稀硝酸持续稀释硫酸盐液体及在氧化步骤之后的最后水洗，最终从堆矿中基本上完全去除硫酸根离子。同样，由于有效的水洗，看来不会产生任何不需要的硝酸钙或硝酸钠。
一旦上述堆矿被中和至pH10或10之上，即可用一浸提剂处理堆矿，用已知技术从该溶液中浸出金和其它贵金属，较好的浸提剂为氰化钠。也可使用另一浸提剂如硫脲，不过，由硫脲可在酸性条件下起作用，所以无必需将矿石中和至pH为10。由于氰化钠在试用的浸提剂中产生了最高的金回收率，而优先选用。在进行这个步骤中，将如稀释氰化钠等的浸提剂散布于堆矿床顶部，并使其渗滤过溶解了金和其它贵金属的堆矿床。回收生成的富含金属的溶液，使其通过碳床或另以锌处理以回收金。对经如上处理的堆矿床进行洗涤，消去残余氰化物的毒性，经洗涤的矿石成堆去除。
在上述方法中，堆矿可经受许多处理步骤而无须移动或搅动矿石床。首先，加入硝酸对其作堆氧化处理以最终氧化任何剩余的硫化物化合物、接着，水洗;随后，在中和步骤中用石灰处理;最后，可用氰化钠处理作堆摊浸提。所有这些步骤可以任何方式进行而无须搅动矿石床。当然，如果对堆的处理空间的要求1受到限制的话，可移动在这些处理步骤之间的堆，而不会影响该方法的进行，但是，这种堆的移动对获取良好的贵金属的回收既不是必须的也不是所希望的。这些变化的堆处理方法的关键是，保持一渗透床，使散布于该床顶部的处理液可渗透经过该床并与该床的矿石颗粒接触。即然该堆矿通常置于室外且露天中，这些步骤中每一步均可在室温及大气压下最方便地进行。
为增加该方法的效率并减少所需处理化学物质的量，采用了回收和再利用技术而不论其成本效应如何。例如，从堆摊氧化步骤中回收的含有未反应硝酸溶解的金属硫酸盐及酸的残余液体在一回收阶段进行处理，以从该液体中回收未反应的硝酸。对该液体的典型分析列表如下种类 单位 柱分析Fe2(SO4)3g/l 17.4-40Fe(NO3)3g/l 3.8-5.8H2SO4g/l 0.0-0.4HNO3g/l 35.3-60
HAsO3g/l 2.4-4.9总H+ %(HNO3) 95.0%(HAsO3) 5.0将pH约为1的该残余液体(及任何堆浸洗液)装入一可将残余硝酸从余下液体分离出的离子交换或电渗析单元，由此完成硝酸的回收。在离子交换过程中，用一弱碱树脂如下地选择性吸收酸R(备用树脂位)+H++NO-3→R-HNO-3上述树脂的水洗提产生了可再使用于堆氧化步骤的稀HNO3。
用碳酸钙，氧化钙或其它合适的钙盐处理从离子交换装置中流出的，含金属硫酸盐的流出液，直至该液达到pH约为4.5，或，如果需要的话，达到pH11。这导致了金属硫酸盐的稳定析出，如下所示
过滤浆液，以从残余物中除去贫滤液该残余物是以稳定形式去除的。
在某些场合，从堆氧化步骤回收的液体可能除了溶解的金属硫酸盐之外，还含有可回收量的溶解的金或溶解的银。使回收的液体通过一碳柱可以回收这些金属值，在此碳柱中，金和锒可从其它金属离子中分别分离出其他金属离子则可无影响地通过柱。此过程可连续进行，直至碳柱充分负载。然后，可由任一常规方法处理以从该碳柱中加收金和银。
在此过程中回收的另一重要化学物质为NOX。该术语包括了当使用HNO3作为氧化反应剂时所形成的许多氮的氧化物，其中，最化反应的旋转式混合机中回收。该NOX再被送至一硝酸发生器，如市售的空气吸收发生器之一，将NOX转变为硝酸。从发生器出来的硝酸再循环用于处理又一批矿石。在堆氧化反应步骤中放出的NOX值通常在添加的硝酸水溶液中被吸收，该硝酸水溶液以一液膜渗透矿石床，布满该多孔质堆矿。这种液膜帮助吸收在堆氧化阶段泄出的NOX、该NOX可被空气氧化成硝酸并回收。不可避免的是，有一微小量的NOX逸出堆并未被回收，但它们并不足以对本方法产生不良的经济效应。
下面将参照本方法的方框流程图加以说明。本方法的第一阶段中，将原矿矿石在破碎机1中破碎至不小于约为标称1/4吋(0.64cm)尺寸的碎块，例如，一种标称3/8吋(0.95cm)或3/4吋(1.9cm)的碎块。破碎的矿石经线路2传送至一第一旋转混合机4，在这儿，与一种无机酸6混合，最好是浓硫酸，直至其pH达到约为1。加入无机酸是为中和矿石中任何耗酸矿物质，并将这些矿物质在加入的酸中转变为可溶形式。如果在此步骤中使用了硫酸，则产生于旋转混合机4并从线路8中排出的气体可能就是二氧化碳，它可被排放至大气中。然而，如果使用的是另一种无机酸，比如硝酸，则该反应可能通过线路8释放出某些NOX，而这也可以旋转混合机中加以回收。既然任何无机酸可以达到中和反应且并使耗酸矿物质增溶，则最好是使用一种廉价酸，如硫酸，以达到此目的。再者，可期望使溶解的矿物质以硫酸盐形式存在，而硫酸很容易达此目的。然而，不论采用的无机酸是什么，由于该矿中的黄铁矿及砷黄铁矿将部分地转变为硫酸盐，从而终将形成某些硫酸盐。
在旋转混合机4中经无机酸处理的矿石经线路10进入第二旋转混合机12，硝酸，最好是浓硝酸经线路14加入该第二混合机12。发生急剧的反应，其中，硝酸氧化了硫化合物等。急剧的反应从该混合机中释放出多量NOX气体，这些气体经线路16除去并回收。在该阶段中加入硝酸，其量为需用于与矿石中的硫化物反应的HNO3化学计算量之5%至200%(重量)，以保证在最初氧化阶段中回收大量排放出的NOX。
接着，使该硝酸处理的矿石经线路18进入一旋转式凝聚器20，在其中对矿石加入耐酸粘结剂22，使其彻底分散于该矿石的整体。加入该粘结剂的目的是为获得该矿石中任何细粒料的良好凝聚，并保证在该方法的下阶段中形成一渗透床。该步骤是可选择的，如果破碎的矿石具有足够大的尺寸，而矿石中细粒料的量不足以引起矿石床的填塞，则该步骤可被略去。在这步骤中，先前加于第二旋转混合机的硝酸将继续与矿石中的硫化物反应，并继续从该旋转凝聚器中释放出NOX气体。经线路14回收和再次获得这些NOX值作下步使用。
经如此凝聚的矿石再通过线路26从旋转凝聚器20进入一固化/氧化容器28。该容器使该处理矿石有一滞留时间，以形成坚硬的湿凝聚体。该凝聚体使得矿石渗透床得以在下一处理阶段中形成。如分离容器28所示。不过，它也可能仅仅是第二旋转混合机12或该旋转凝聚器20的延续，该设备使得混合物有足够的滞留时间去完成凝聚。应注意，在第二旋转混合机12中的硝酸反应剂也可用作一种凝聚剂及反应剂，且该反应剂可单独作用或与粘结剂合用，给出的足够的滞留时间，用于将细粒料粘结为凝聚体。任何从容器28中放出的NOX气体经线路30捕获并返回再用。
经先前的旋转混合机4和12，旋转凝聚器20及固化容器28处理的矿石应通过使用浓缩剂保持尽可能的干燥，这样，不致使得与矿石接触的液体变得过剩，并使混合物“变湿”，便于在旋转设备中操作。总之，当液体含量控制在不大于约12%(重量)时，矿石混合物便易于在先前步骤所用的旋转混合机和凝聚器中操作。而大于此值的液体含量使矿石的处理变得困难。
然后，经线路32，将从容器28来的矿石和处理材料混合物移动并在不渗透性收集装置(图中未示)顶部堆置成可渗透矿石床34。该堆可被堆积成高达200呎(61m)或不满200呎高度，并通常置于室外，用于堆处理的常规衬垫上，如具有较低或较高密度的聚乙烯薄片或其等同物。接着，将从线路36出来的稀释硝酸散布于堆34之顶部，硝酸浓度为约2%至20%(重量)，较好的浓度为约6%至10%(重量)。用喷雾或滴注装置将稀硝酸加于堆顶部，使硝酸渗入并通过渗透床，当其向下流经渗透床时与矿石颗粒接触。对堆的硝酸处理使矿石堆中的残余硫化物氧化，从而完成了早在旋转混合机12中开始的矿石中难溶(处理)值的氧化。同时，含有在早期处理阶段形成并与矿石混合的可溶金属硫酸盐的液体连续从矿堆中排出和分离，作为残余液体收集。以此方式，可溶金属硫酸盐、酸及类似物持续地从矿石堆中清除。含大量水份的后加的稀硝酸也帮助洗去任何存在于堆中的残余硫酸盐及酸值。在不可渗透的收集装置中回收的pH约为1的残余液体经线路38移出并回收作再次使用。从氧化堆释出的NOX值部分再溶于硝酸处理的水质溶液中，该溶液散布于堆顶，当它下流流经可渗透堆矿时，连续地向下湿润该堆。由于来自大气中的氧的存在，吸收的NOX被转化为硝酸，包含于经线路38移出堆34的液体中。
氧化完成后，停止经线路36添加硝酸，并开始从线路42添加水，进行水洗步骤40。在此水洗及其后的处理中，用各种强处理剂处理时该堆无须移动或搅动。然后，水洗堆40以除去可能存在于矿石顶部的任何残余硫酸盐，并也除去实际上存在的大量硝酸。总之，当线路44中洗涤出水达到pH约为3，则对于这些目的，洗涤已充分。洗涤水经线路44除去并回收以备以后使用。
水洗步骤完成后，在中和阶段46，用经线路48引入的碳酸钙，氢氧化钙，氧化钙，氢氧化钠和氢氧化镁处理堆，使矿石混合物的pH至少在10。当任何具足够碱性的钙化合物用于此目的时，最好使用石灰乳(浆)或石灰饱和的和净化的水。如果所用浸提剂为氰化钠水溶液，且该溶液是较好的，则堆中和步骤是必不可少的。但是，如果使用了其它的浸提物，如硫脲，则由于硫脲可在酸性条件下起作用，此中和步骤可以省略。
已被中和至pH为约10或10以上的矿石残余物易于被氰化钠溶液浸出，从中提取贵金属。接着，将堆矿石处理至一氰化物堆浸湿器50通过从线路52散布稀氰化钠溶液至堆50的顶部，使该氰化物溶液从矿石中浸滤金和银及其它贵金属。该贵金属溶于经线路54移去的富含金属溶液中，而除去贵金属的矿石用经线路62加到堆64的水或氧化剂处理以去除毒性。一俟去毒后，先形成的矿石堆66。或者，为了长期地、少量地回收残余贵金属，可留下残余物作氰化物浸提。将富含金属溶液54通过一碳柱56，贵金属如金和银被吸附于碳柱上。除去贵金属的溶液经线路58取出，以便回收循环使用的或处理过的氰化物溶液。载金的碳56在金属回收步骤60中以传统的方式接受处理，以便从该碳柱中回收金及其它贵金属。
为尽量减少本方法中所用试剂的成本，收集从线路16，24和30，及可能从线路8回收的NOX气体，并将其一起经线路68送入一可以是常规设计的硝酸发生装置70。商业上可购得的空气吸收发生器也适用于此目的。如此再生成的硝酸经线路72移出并经线路14通入第二旋转式混合机12，用于该阶段的矿石处理。一些再生成的硝酸，如果稀释了的话，也可经线路36通入氧化堆阶段34，以对矿石作堆氧化。
在本方法中，某些金和银或其它贵金属可溶于从堆氧化反应中回收的残余液体38。经线路38回收的该残余液体及经线路44来的洗涤液，一起混合入线路74，并可通入碳柱76，以回收微量的、可能溶于这些液体的金和银或其它贵金属。通过碳柱76以回收溶于其中的任何贵金属之后的残余液体，接着经线路78通入一离子交换或电渗析单元80，硝酸在这儿从该液流的余下物中分离出来。然后，将硝酸通过线路82并再循环返回线路72，以便由线路36提供硝酸用于阶段34的堆氧化。经线路84除去通过离子交换单元80的残余液，用经线路86的碳酸钙，石灰，氢氧化钙或其它碱性钙化合物进行处理，在单元80中沉淀析出金属类杂物。最常见的金属沉淀为石膏，Ca3(AsO4)和FeAsO4。通常进行沉淀，以致该溶液的pH达约4.5而pH达11也是能够接受的。从淀析步骤88出来的浆液再经线路90通至滤器92，在此处，贫滤液94与送弃的固体96分离。
实施例1矿样和分析对金矿样A和B进行基础的搅拌法试验以确定其耐处理程度，并测定该矿对传统的硝酸预浸出的可处理性。该矿的化学分析如下组份 A BAu盎司/吨(g/容积吨) 0.068(2.57) 0.58(2.19)Ag盎司/吨(g/容积吨) 0.03(1.13) 0.06(2.27)S2-% 1.72 2.70SO4,% 0.03 0.14Fe,% 3.21 3.54AS,% 0.66 0.194总碳% 0.22 0.29Co2% 0.30 -在矿石中的黄铁矿和砷黄矿主要是硫化矿石。矿样A是石英矿类型(QTZ)，而矿样B是石英二长岩矿石(QMP)，在二个样品中的硅化作用是小至中等程度，从商业角度该两种矿是可开发的资源。
为了测定其耐处理程度以及传统的硝酸预浸出的效果，分别将小于10目(1.68mm筛孔)的样品球磨至80%小于200目(0.074mm筛孔)，并予以搅溶处理如下
试验编号1 2 3预处理未 未水/HNO3固体% 40 40 40NaCN,g/l 1.0 1.0 1.0CaO,pH 11.5 11.5 11.5鼓空气 是 是 是碳,g/l 无 30 30时间(小时) 48 48 48温度 环境 环境 环境在试验3中的预处理条件如下预酸化H2SO434磅/吨(15kg/容积吨)矿淤浆pH2.0时间30分钟HNO3氧化加入的HNO3 约260磅/吨(118.2kg/容积吨)矿石化学计量为矿石A的154%为矿石B的110%温度 85-90℃压力大气压时间4小时顶部空间气氛 N2最终淤浆pH1.0将在试验No.3中的酸性淤浆过滤，水洗，以及在与碳和氰化将在试验No.3中的酸性淤浆过滤，水洗，以及在与碳和氰化作用前中和，CIL试验除了将活性碳加至氰化淤浆中外，是用传统的混合或搅拌氰化((CN-)的。这是因为活性碳具有比有机组份高得多的对金的亲和力，为了防止在氰化溶液中溶解的金被吸附而损失矿石的有机组份。
浸试 试 溶 出 试剂消耗矿 验 验 开头计算的 解 残 磅/吨矿石编 基 (Au盎司/吨) 的 留 (kg/容积吨)样 号 准 Au% (Au盎司/吨)NaCN CaOA 1 CNˉ 0.066 9.2 0.060 2.2 3.1(2.49) (2.26) (1) (1.41)A 2 CIL 0.063 11.6 0.056 4.6 3.1(2.38) (2.12) (2.1) (1.41)A 3 HNO3/CIL 0.070 87.2 0.009 4.5 4.0(2.65) (0.34) (2.05) (1.82)B 1 CNˉ 0.058 9.6 0.052 5.3 2.6(2.19) (1.97) (2.41) (1.18)B 2 CIL 0.060 7.8 0.055 6.7 1.8(2.27) (2.08) (3.05) (0.82)B 3 HNO3/CIL 0.063 92.0 0.005 5.0 1.8(2.38) (0.19) (2.27) (0.82)基于未经任何氧化预处理的试样(A1和B1)的金仅溶解大约9%，说明这些矿石几乎是十分难处理的。
由于预回收效果基于用炭的测试难处理度是极小的。于是，该是一种矿物分布存象，并且是金矿难处理的广泛性原因。
该矿石表明适于硝酸氧化预处理。金溶解分别增加至87.2%和92%(矿A和B硝酸预处理后)，即使在硝酸预处理后和搅拌后，氰化钠的消耗分别高达2.2至超过6磅/吨矿石(1-2.72kg/容积吨矿石)。
实施例2为了制作定量的模拟堆氧化浸出试验，开始在3.5(8.9)或4(10.16cm)吋直径的玻璃柱充填矿石12-14吋(30.48cm-35.6cm)进行小规模的柱试验，以查明矿石能否被加工和/或被粉碎，以获得满意的渗透性能。将矿石A粉碎以得到二种尺寸的试验，一种为粉碎成标称为1/4吋(0.64cm)以及另一种标称为3/4吋(1.9cm);而矿石B仅粉碎成柱称为1/4吋(0.64cm)。在该工艺中也可采用粉的颗粒标称为1吋(2.54cm)碎粒。
该工艺包括在装填入柱之前基本上不预处理的矿石。
标志为“酸/混合合物聚集”的操作首先是通过用浓硫酸以相当于5.5磅(2.5kg)的100%硫酸/吨矿石的数量进行。这种预酸化步骤用硫酸中和任何在矿石中未化酸的组份以及降低与矿石接触的液体的pH至大约1。然后将矿石用70%(重量)硝酸以相当于85磅(38.6kg)硝酸/吨矿石的数量进行处理，该量为完全氧化硫化物硫所需理论化学当量的50%。硝酸与矿石通过在一拌和网上碾压也可通过以变速/俯仰角的造球或制粒转鼓进行混合。在碳酸加完后，将一种耐酸粘结剂，一种网状的细菌的纤维素纤维Cellulon TM纤维，用水稀释以形成0.5%(重量)的悬浊液，以0.64磅(290.6kg)纤维/吨矿石的数量均匀地喷洒在酸化过的、硝酸处理过的矿石上。由此处理过的矿石让其从停留一时间后固化再放入试验柱中。
在“酸凝集”试验的情况中，除了硝酸预处理过的矿石中不加入粘结剂外，采用如上述同样的工艺。观察到单单硝酸，对在矿石中的湿的细粒具有凝集作用，并趋于使分离的凝集过的粒团集(甚至无需采用加入粘结剂，虽然，粘合剂大大增强的凝集作用)。
在所有的情况中，处理的矿样的总的液体含量约11%-12%(重量)。测试结果如下试样B 试样A 试样A1/4吋 1/4吋 3/4吋(0.64cm) (0.64cm) (1.9cm)OMP OTZ OTZ试验 原始的 酸/粘结剂 酸凝集 原始的 酸/粘结剂 酸凝集凝集 凝集可接受的馈入流量gpm/ft2- 0.007- - 0.010- 0.015 0.022(1pm/m2) (0.285) (0.407) (0.611) (0.896)0.018 0.016(0.733) (0.652)是否超过上 是 否 是 否 否 否限 1)采集(开)/ 是 否 是 否 否 否堵 最终流量gpm/ft2<0.001 0.018 0.002 0.016 0.015 0.022(1pm/m2) (0.040) (0.733) (0.081) (0.652) (0.611) (0.896)小时 4小时 28小时 5小时 48小时 27小时 48小时2)开始柱高的 25 <5 25 22 13 13.2总的塌落度%1)柱的堵塞以及在柱顶上的液体形成坑。
2)塌落占柱高的百分数。
所有的试样，除了试样B[原始的和1/4吋(0.64cm)碎粒]外，采用液流相对高的单元区域流速而无需用粘结剂以凝集细粒粒料和采用液流相对高的单元区域流速而无需用粘结剂以凝集细粒粒料和爆裂颗粒。试样A1/4吋(0.64cm)碎粒不含有很多细粒，如试样B1/4吋(0.64cm)碎粒，甚至堵住原始的柱。然后通过添加Cellulon TM粘结剂以及如上述在硝酸凝集步骤后凝集，使试样B1/4吋(0.64cm)碎粒凝集。该工艺产生良好的凝集形成物，而柱采用的液流以高达0.018gpm/ft2(0.733lpm/m2)柱横截面的流速。用列下以下的粘结剂重复上述试验以测定矿石床产生的渗透性。碎粒尺寸、粘结剂以及通过该床的最终流速列于下列。采用的粘结剂为0.4磅/吨。矿石(181.6g/容积吨·矿石)。
矿石碎粒尺寸 粘结剂 堵塞 最终流速(1pm/m2)gpm/ft21/4"(0.64cm) CellulonTM不 0.016(0.652)1/4"(0.64cm) AvicelTM不 0.016(0.652)1/4"(0.64cm) NalcoTM不 0.016(0.652)3/8"(0.95cm) CellulonTM不 0.016(0.652)1/4"(1.9cm) 无 不 0.022(0.896)实施例3进行模拟矿石堆氧化浸滤试验以评估矿石样品A，1/4吋(0.64cm)碎片的硝酸氧化反应。试验采用将溶液向下流过矿石床以进行模拟矿石堆浸滤实验。在直径6吋的柱中铺矿石床，矿石床高4英尺(1.2m)，相当于近30kg矿石，方法如下将60kg矿石先与H2SO4(5磅/吨矿石)(2.27kg/容积吨)反应，接着用剂量为87磅/吨(139.5kg/容积吨)矿石的硝酸进行氧化反应。然后在烧结阶段期间加入量为0.35磅/吨(158g/容积吨)的粘合剂。这些初步处理按照实施例2类似的方法进行。
以形成4英尺高的矿石床，另一半用于另外的试验例。
模拟矿石堆氧化反应起始于，用20g HNO3/l溶液，以0.01gpm/ft2(0.407lpm/m2)的流率将硝酸从矿石床的顶端加入。在试验期间连接增加溶液浓度到增量为30，60，和120g HNO3/l，以测定是否改变氧化速率和总溶解速率。
通过测定柱流出液中的铁较少测定的砷来监测氧化反应，这些是黄铁矿和砷黄铁矿氧化反应程度，和溶解度的可靠标志。测定流出物的pH值，该值典型地小于1，以及电动势或氧化还原电势典型地超过-700m.v，并表明了强氧化环境。
柱处理进行约3到4周，得到如下氧化反应和浸滤结果。
进料测定，%柱1S2-1.61As0.66Fe3.21残余物测定，%S2-0.21As0.092Fe1.12总氧化反应/溶解作用，%S2-87.0As86.1Fe65.1硫化物型硫氧化作用高达87%，而砷氧化和溶解多到86.1%。铁溶解约65%到66%;但是由于氧化铁矿的不溶解性而使得不溶部分是主要部分，表明矿石总铁含量相当大。根据S2-结果，黄铁矿和刮黄铁矿所含的铁可认为已溶解了，可与硫化物型硫相比的量。
实施例4用水渗滤从上述实施例3得到的柱氧化反应残余物以除去残余的可溶硫酸盐和硝酸的直到流出物pH至少3.5为止。然后用通过矿石床的饱和石灰水淋洗残余物以中和任何痕量残留酸，并准备用于后续氢化反应步骤的碱性环境。渗滤石灰水溶液直到流出物pH保持在约115。
总的洗涤/中和时间为近两周。石灰(CaO)消耗量为约2.1磅/吨(0.95kg/容积吨)矿石。相对低的石灰消耗量表明在矿石矿石床中无大量的石膏产生，从而确定塔中良好的渗透性。
实施例5将从上述实施例4残余物中得到的中和酸残余物用稀(1.0g/l)氰化钠溶液渗滤，用石灰调节至pH11.5。渗滤过程在约0.005gpm/ft2(0.204lpm/m2)速率下持续近3周。当柱内流出物的检测表明金溶解达到平衡时，用水洗涤洗涤余物以除去未反应的氰化物，将柱内残余物排出、干燥，以备检测和其他性能测定。
在标准顶端测定基础上，金溶解高达79.4%。根据测试计算顶端测定结果(即，在所有不同测试产物中的金的可计算性)，金回收率为78.5%。金的总测试可计算性良好并反映了正常的分析和实验变化值。
氧化钠消耗量为合理的1.71b/吨(771.8g/m.ton)矿石。相对低的消耗量反映了在先硝酸氧化步骤中硫化物和其它氰化物有效浸出和洗涤的益处。
实施例6实施例5的氰化作用浸出残余物的光学测定提供了清楚的证据，以证实化学测定数据。
测定少量未回收金的来源。无可见的金或游离硫化物被检出，因而相信，绝大多数的未浸出的金在结构上与正面体黄铁矿和砷黄铁矿相关联以稠密的不可渗透的石英脉碎片的形式存在。这些硫化物从整个完全严重腐蚀到仅为碎片，变化各异。在粗筛分口石英脉碎片量仅为5%到10%，并随着较细分颗粒大小而减少。稠密的石英脉被认为对于氧化剂和酸是不可渗透的。
显微镜检查也发现大多数较可渗透的石英岩碎片中有丰富的孔洞，以前由正面体黄铁矿和砷黄铁矿占据。未观察到游离的硫化物和部分暴露的硫化物，这证明化学测定的结果即在模拟矿物堆浸滤过程中发生基本完全的硫化物氧化反应和浸出。推断矿石中白云母占优势，和自生石英缺乏，提供了良好的显微毛细管和，因而具有良好的溶液扩散性能，这对于成功地进行矿物堆氧化反应和浸滤是非常重要的。
实施例7测量从上述实施例5的矿石料和柱的残余物的样品的孔率，表面积和比重以进一步证明化学氧化反应的效果。结果如下比重 表面积样品孔率,%1/ cm2/g矿石料 14.3 2.78 613.5柱1残余物 19.0 2.71 677.81/仅固体颗粒的孔容积残余物表面积和孔率的增加反映了在溶液渗透石英者碎片时通过硫化物矿的剥蚀作用而暴露出孔。比重的减少反映了高比重硫化物颗粒的剥蚀作用和随后的浸出及淋洗。
实施例8为了进一步证明化学氧化反应的效果，重复上述实施例5中的测试，但用脲代替氰化钠作为金浸滤剂。在这种情况下省略了中和测试，但用脲代替氰化钠作为金浸滤剂。在这种情况下省略了中和步骤，因为硫脲通常在酸环境中使用，硫脲浸出条件如下硫脲1.5g/lFe2(SO4)3 1.0g/lH2SO4 gcf pH1.5流率 0.005gpm/ft2(0.204 lpm/m2)渗滤结果进料测定Au，oz/ton(g/m.ton)0.068(2.57)残余物测定Au，oz/ton(g/m.ton)0.022(0.83)金溶解量，%67.6虽然金回收率不如用氰化物那样确实，但它们代表了比不经过氧化反应有巨大的进步。在矿石的矿物学上酸性金浸出较有利的某些情况下，硫脲将会有用的浸出剂。
实施例9在样品A上重复上述实施例5中的氧化/氰化试验步骤，矿石料粉碎成标称有3/4吋(1.9cm)大小，对照于起先的1/4吋(0.64cm)试验。证明矿石料上的方法有效性。在3/4吋(1.9cm)矿石中没有用粘合剂，渗透性试验表明，因为矿石尺寸较粗没有堵塞或沉淀发生。在该实施例中，HNO3浸滤溶液向下流，浓度从在1/4吋(0.64cm)试验中所用的60g/l增加到120g/l，3/4吋(1.9cm)柱试验的金相结果是S2-Fe As Au起始测定,% 1.61 3.21 0.66 0.068
溶解度,% 78.9 58.6 85.0 82.3与前面用1/4吋(0.64cm)矿石实施例所得结果比较金回收为82.3%。硫，铁和砷溶解度都与前者测试同样好。
金溶解速度极快，多达约60%到70%的金在氰化浸出第一天便溶解了。
氰化钠的消耗量为约1lb/ton矿石(0.45kg/m.ton)以总的浸出时间为基准，但是当金浸出基本达到平衡时在浸出的第一周内消耗量少于1lb/ton(0.45kg/m.ton)。
未遇到透渗性问题，氰化反应中的平均流速保持在所希望的0.005gpm/ft2(0.204lpm/m2)速率。
实施例10按照实施例3类似的方法进行样品A1/4吋(0.64cm)矿石上分离凝聚作用和柱试验，以测定来自于凝聚作用和矿石物堆氧化反应(渗透作用)步骤的液体流出物和气相同的HNO3的举动。用NOX检测仪分析气相以直接测定气体容积和组成。用NaOH洗涤气相以分析NO3。试验中加入所需化学计量总量为156%的HNO3，HNO3的分布结果如下HNO3,% of HNO3,% of产物 化学计量 加入总量加入的HNO3总量 156.2 100.0凝聚放出气(NOX) 25.0 16.0出柱汽(NOX) 3.5 2.2流出物 97.0 62.0总量计为 126.0 80.2未计HNO330.2 19.8
未计HNO330.2 19.8理论上，在硫化物氧化反应中未消耗HNO3，19.8%HNO3未计量(总加入的%)被认为是溶解的NO。因而，必需除去或同时将NO转化成NO2。汽相中所有的NOX可再生为硝酸并再循环于氧化阶段;而水相中的HNO3可通过离子交换或电渗析法，选择性地从水流中除去，且再循环用于矿物堆渗透步骤。
实施例11在从实施例3的柱除去绝大多数硝酸后，用石灰奶液中和液体，将砷沉淀为稳定的砷酸钙和砷酸铁。由于中和了流出物中的硫酸铁和某些残余硫酸而形成了石膏。
试验在中和到pH4.5和11.5时进行。过滤分离出固体且进行TCLP试验以测量样品中毒性成分稳定性的程度。TCLP试验表示“毒性性能浸出步骤”根据在Fedaral Regrster的通用版中公开的U.S.E.P.A草案确定材料有害/无害的分类。结果表明TCLP提取物含有少于0.1mg砷/l，低于EPA最大规定量5mg/l。因此可以稳定的，即替在无毒的状态处理沉淀。
实施例12按照与实施例5类似的方法在1/4吋(0.64cm)样品A上进行几个柱试验通过改变在氧化反应起始或预备阶段中硝酸加入的比例证实氧化反应和金回收效果。加入从25%到75%间变化的化学剂量HNO3需和量。
试验结果为试验 HNO3溶解度,%1/No. 化学剂量% Au S2-Fe As6 25 65.0 70 52 728 50 69.6 66 51 76
9 75 63.8 74 55 761/溶解度以测试起始测定为基准。
这表明某些主要提取物并没有不同，可以归于加入到预氧化反应步骤中的HNO3的量。这结果反映了典型的渗透氧化反应三或四周后所得结果。
实施例13如下列数据所示，按实施例5进行的另外的向下流动柱试验，证实了在模拟矿石堆氧化反应期间渗滤溶液中HNO3的浓度是控制氧化速度总的溶解情况的一个重要因素。所有试验在HNO3初步氧化反应阶段加入HNO3至量为50%化学当量。
试验 矿物堆氧化 溶解度,%No. 中HNO3浓度 Au S2-Fe As8 60 69.6 66 51 7610 120 72.0 91 63 8811 200 80.8 93 68 84这些结果表明在矿物堆氧化反应期间随着硝酸浓度增加，金回收改善。
实施例14为测定在HNO3氧化反应中金是否溶解，将柱酸流出物样品从实施例12和13中进行的操作中蒸发出来，测定所得固体以评估矿石基金含量。该方法选择原子吸收从提高分析敏感性。结果是试验AuNo.溶解度%6＜0.380.6
102.9试验采用HNO3浓度和时间的最严格氧化条件，测得金溶解度大于近百分之2。相反的，在最不严格的条件下出现较低的金溶解度，即将少量HNO3加入到初步氧化反应阶段，即试验6，及氧化反应时间最少，因而溶液通过量最低，即试验8。
实施例15在上述实施例3样品A柱试验的混流出物样品上进行氢离子种类分析。结果测定 测定种类 单位 柱1计算值:
Fe2(SO4)3g/l 13.1Fe(NO3)3g/l 1.9H2SO4g/l 0.0HNO3g/l 37.1HAsO3g/l 5.4总量H+g/l 0.63%HNO392.9%H2SO40.0%HAsO36.9H+可测量性,%: 105(计算值/混合测定值)硝酸代表氢离子总含量的约95%或柱氧化反应流出物的酸性。余量主要为砷酸(HAsO3)。游离硫酸可忽略不计。
所报告的HNO3含量的主要部分似乎可用溶解性NO表示。氮类HNO3和硫反应的主要产物，由于NO在HNO3中相对高的溶解性，认为NO留在溶液中。
实施例16对于高硫化物难处理矿石样品C的硝酸矿物堆氧化反应在基线和柱试验中进行评估。
样品测试为Au，oz/ton(g/m.ton)0.073(2.76)Ag，oz/ton(g/m.ton)0.88(33.26)ST，(硫总量，包括SO4)% 10.9SO4，% 1.75S2-，% 10.3Fe，%9.72As，%0.033CT，% 0.25CO2，% 0.04C，(游离)%0.24该矿石中硫总含量是10.9%，或是先前的矿石样品A中含量的6倍以上。银含量在0.88oz/ton(33.26g/m.ton)，从冶金和商业立场来看是有意义的。矿石含少量游离(有机)碳和回收矿柱(pregrobbing)性能。
按照实施例1类似方法进行基线搅拌浸出(试验)，确证矿石的难处理性，金回收量为约30至36%。由于高硫含量，氰化钠消耗高达22至27lb/ton矿石，CaO消耗为13lb/ton。根据下列数据，得知样品可经受硝酸氧化。
氧化反应残余物测定溶解量，%Au，oz/ton 0.079-
(g/m.ton(2.98))Ag，oz/ton0.65-(g/m.ton(24.57))Fe，% 0.10399.3As，% 0.003990.5AT，% 2.14 85.0SO4，% 0.37 -S2-，% 2.02 86.0矿石的重量丢失约为26%，这与从矿石中浸出的黄铁矿(FeS2)的量一致。
硝酸氰化反应残余物溶解高达87.6%金，该量代表比不氧化而得到的产物有相当大的改进。氰化钠消耗量明显地减少到4.9lb/ton(2.2kg/m.ton)矿石，石灰减少到2.7lb/ton(1.22kg/m.ton)矿石。这些减少反映了氧化反应，溶解和作为氰酸化物的硫化物矿的淋洗。
实施例17用类似于先前为实施例3确立的条件在样品C上进行、向下流动(模拟矿物堆)柱氧化浸出平行试验，铁氧化反应极快且在约三周后，铁溶解量高达近77%。HNO3的加入总量只是所需化学计量的1.7倍。以根据对双重柱残余物进行的瓶内氰化反应，金回收量为79%和82%。通过将样品与氰化物溶液在瓶内混和约48小时进行瓶内氰化反应试验。这样使金在接近平衡状态下的溶解增大到最大程度，并产生了一个快速分析方法。
实施例18测试在样品D，即混和的氧化硫化物矿石上进行。起始测定为Au，oz/ton(g/m.ton)0.096(3.63)
Ag，oz/ton(g/m.ton)0.17(6.43)Fe，%4.38As，%0.21ST，% 0.44SO4，% 0.20S2-，% 0.38该样品相对低的硫化物和高铁含量反映了地质学上的从硫化铁到氧化铁的氧化反应。因此必须氧化留下的少量铁和硫化铁砷。按实施例1CIL试验进行以确定基线。按照实施例1中所述进行HNO3+CIL试验，以测定矿物的难处理程度和硝酰预浸出的效果。
基线洗涤试验是CIL HNO3+CIL残余物测试Fe,% -1/ 3.86As,% -1/ 0.097S2-,% -1/ 0.055Au oz/ton(g/m.ton) 0.043(1.63) 0.008(0.302)溶解量,%Fe -1/ 24.5As -1/ 67.0S2--1/ 85.4Au 56.0 82.51/No这些元素在CIL试验中无明显溶解性能。
高达85.4%的总硫化物含量被氧化。在这基础上，铁和砷的溶解代表这些组份硫化物成分的转化接近完成。在硝酸氧化反应后金回收量从56%增加到82%，金的高CIL溶解反映了样磊部分氧化的地质学性质;因而，矿物被描述成只有部分难处理性。
按对照先前实施例3的相同条件，使样品D进行柱氧化反应和浸出。铁流出物测定表明，氧化渗滤二或三天后，铁溶解达到平衡。砷溶解为47%。根据对钙残余物进行的瓶内氰化反应测试表明金溶解量约为79%。
实施例19为了进一步确定硝酸氧化的效果，在矿物样品E上进行确证试验。该矿石的特征是含碳物质含量高，含碳物质通常导致难处理性，由于其有强的preg-robbing作用。样品起始测定为Ag，oz/ton(g/m.ton)＜0.01(＜0.38)ST，% 1.01SO4，% 0.25S2-，% 0.93Fe，%2.31As，%-CT，% 3.59CO2，% 11.3有机碳，%0.51类似于实施例1进行的基线搅拌浸出试验表明矿物具有较大的preg-robbing性能，但对硝酸氧化良好，结果如下NaCN CIL HNO3+CIL测试 测试 测试Au溶解,% 8.0 49.0 92.0残余物测试,oz Au/ton(g/m.ton) 0.179 0.100 0.026
oz Au/ton(g/m.ton) 0.179 0.100 0.026(6.77) (3.78) (0.98)起始测试oz Au/ton(g/m.ton) 0.194 0.196 0.262(7.33) (7.41) (9.90)CaCN,1b/ton ore 4.6 7.1 7.2(kg/m.ton) (2.09) (3.23) (3.27)CaO,1b/ton ore 0.8 0.8 1.5(kg/m.ton) (0.36) (0.36) (0.68)按类似于实施例5进行的柱试验表明在氧化反应步骤中，仅12天后，有高达约92.1%的铁被溶解。在柱氰化步骤中仅8天回收了大于80%的金。氰化钠消耗量为1.8lb/ton(0.82kh/m ton)矿石。
这些结果证实了矿石preg-robbing性能实质上减低了，且矿石中有机碳在硝酸氧化反应期间有效地失活或钝化。如果含碳物质未被钝化，当浸出剂渗滤通过矿石时，在氰化时溶解的金大多被立即再吸附。
实施例20为了测定氧化反应前期过程中不同硝酸剂量对硫化物氧化程度和速度的效应，进行如下试验，将按实施例3所作用的HNO3进行初步氧化得到的固体残余物取小样品，按一定的时间间隔进行试验，水洗，及测定关键元素。则在残余物上进行瓶内氰化试验以阐明金溶解性质与不同氧化程度的关系。结果为限制时间 累积氧化50%化学计量HNO3100%化学计量HNO3小时 Fe As STS2-Fe As STS2-1.3 24 27 30 33 36 33 50 54
6.7 - - - 50 41 30 53 5723 36 30 46 50 44 30 59 65加入100%化学计量HNO3，氧化速度显然较高，且在刚过1小时后氧化反应达到平衡。当涉及大小为小于1/4-吋(＜0.64cm)的粗矿物堆浸出矿石时，氧化反应的实际速度尤其显著。当加入50%和100%化学计量HNO3时，整个硫化物氧化反应分别高达50%和约65%这证明了采用如旋转炉或类似设备进行前期氧化，这些设备对于凝聚和易于容纳以高氧化速率释出的NOX气体方面是理想的。
瓶内溶解试验所得金溶解数据如下金溶解量前期氧化反应 50% 100%化学计量 化学计量时间,小时 HNO3HNO31.3 25.2 382.3 33.3 423.5 37.7 4423 38.3 46采用100%化学计量HNO3进行试验，金溶解量很高，且溶解速度平行于硫化物氧化反应速度的增加。
实施例21为了测定在前期氧化阶段(即，上面的实施例20)达到基本完全氧化反应的前景是否成，受矿石颗粒的溶液扩散性能控制，或是否存在化学限制或耗尽，前期氧化试验这样进行，其中加入50%化学计量HNO3并混和约三小时。在3小时内测定浸出和硫氧化数据。然后，用水彻底洗涤残余物，部分干燥到约4%湿度，然后与另外加入的HNO3总量的50%再混和，在第二阶段混和后测定0.5到19.5小时内，浸出和硫氧化数据。
硫氧化反应数据列于表Ⅰ。
在固化19.5小时后第二阶段硫氧化反应从62%增加到77%，虽然最终氧化反应支持了在前期氧化反应测试中观察到的快速率，但在第二阶段中相对小的增加表明氧化反应或浸出速率在很大程度上受扩散控制，即，依赖于溶液移动浸透矿石碎块的速度。但时间因素对确保更完全的硫氧化反应是重要的;即对于该矿石样品，将达到约85%-88%。
在瓶内氰化反应测试中，从19.5小时残余物氰化反应回收金的为约75%，与77%的硫化物氧化相一致。
表Ⅰ累积硫氧化反应氧化反应 残余物浸出试验 第一阶段 第二阶段时间, %ST1/ 50%化学计量 50%化学计量小时第一阶段第二阶段 HNO3HNO30.5 1.33 0.694 27 621.0 0.948 0.641 48 652.0 0.641 0.548 65 703.0 0.717 0.655 61 6419.5 - 0.416 - 771/进料样品ST测定＝1.72%。
权利要求
1.一种用于从浸出剂难处理矿石中回收贵金属的湿法冶金方法，其特征在于(a)破碎该矿石致不小于标称的1/4吋(0.6cm)尺寸；(b)用一无机酸(最好硫酸)处理该破碎的矿石，使生成的混合物pH为约2或2以下(最好约pH至约1)；(c)以与该矿石反应所需的化学计量的约5%至约200%的硝酸处理该酸化的矿石，回收从该矿石中放出的NOX气体；(d)将如上处理的矿石在一不渗透的收集器顶上堆摊成可渗透的矿石床；(e)由连续或断续地分散硝酸水深液通过该矿石床，堆摊处理该可渗透矿石床；(f)从堆摊可渗透矿石床中分离出残余酸液；(g)水洗该可渗透堆摊矿石床，从中除去硝酸溶液，并从该矿石床中分离出洗涤液；(h)将从步骤(c)和(d)任一步中回收的NOX气体引入一硝酸发生器，将NOX转变为硝酸，并回收该硝酸用于处理所述的矿石；(i)由连续或断续地分散一用于回收贵金属的浸出剂通过该矿床处理可渗透堆摊矿石床；(j)从该可渗透堆摊矿石床分离出含溶解了的贵金属的浸出溶液，并从该浸出液中回收所说的贵金属。
2.如权利要求1所述的方法，其特征在于，所述的矿石被破碎至标称1/4吋(0.6cm)至标称3/4吋(1.9cm)。
3.如权利要求1所述的方法，其特征在于，所述的步骤16中的无机酸为硫酸。
4.如权利要求1所述的方法，其特征在于，所述的步骤C中的所述硝酸具有20%至70%(重量)的HNO3浓度。
5.如权利要求1所述的方法，其特征在于，所述的步骤e中的所述水质硝酸具有6%至20%(重量)的HNO3浓度。
6.如权利要求1所述的方法，其特征在于，所述的钙、钠或镁离子由使用Ca(OH)2、CaO，CaCO3、NaOH，或Mg(OH)2提供。
7.如权利要求1所述的方法，其特征在于，所述的浸提剂为氰化钠的水溶液。
8.如权利要求1所述的方法，其特征在于，所述的矿石在步骤b至c中，在室温及大气压力下进行处理。
9.如权利要求1所述的方法，其特征在于，将在步骤(f)中从所述的可渗透堆摊矿石床中分离出的残余酸水液通过一离子交换单元，HNO3与余下的液体分离。
10.如权利要求9所述的方法，其特征在于，所述的分离出的HNO3再返回用于所述矿石的处理。
11.如权利要求1所述的方法，其特征在于，将步骤中从所述的可渗透堆摊矿石床中分离出的残余酸液通过一碳柱，选择性吸附在碳柱上的可溶性贵金属值与所述液体中的其他金属值分离。
12.一种用于从浸出剂难处理矿石中回收贵金属的湿法冶金方法，其特征在于(a)破碎该矿石至标称1/4吋(0.6cm)至1吋(2.54cm)的尺寸;(b)用硫酸处理所述的破碎矿石至pH为2或2以下;(c)以与该矿石反应所需的化学计量的约5%至约200%量的硝酸处理该酸化的矿石，回收从该矿石中放出的NOX气体，其中硝酸的浓度为20%(重量)至70%(重量)HNO3，并回收从矿石中放出的任何NOX气体;(d)将如上处理的矿石在一不渗透的收集器顶上堆摊成可渗透的矿石床;e)由连续或断续地分散硝酸水溶液通过该矿石床，堆摊处理该可渗透的矿石床，所述硝酸水溶液的浓度为6%至20%(重量)的HNO3。(f)从上述可渗透堆摊矿石床分离残余的酸液;(g)水洗该可渗透堆摊矿石床，从中除去硝酸溶液，并从该矿石床中分离出洗涤液;(h)从步骤f的所述残余酸液中分离出硝酸值，并再循环该硝酸用于处理所述的矿石;(i)将从步骤(c)中加收的NOX气体引入一硝酸发生器，将NOX转变为硝酸，并回收该硝酸用于处理所述矿石;(j)以足够量的钙，钠或镁离子在碱性条件下处理可渗透堆摊矿石床，将从该矿石床中除去的液体pH升高至10或10以上。(k)由连续或断续地分散一用于从矿床中浸提贵金属的氰化钠浸出液处理该可渗堆摊矿石床;(l)从该可渗透堆摊矿石床分离出含溶解了的贵金属的浸出液中回收所述贵金属。
13.如权利要求12所述的方法，其特征在于，在步骤b至k中在室温、大气压力下处理所述的矿石。
14.如权利要求12所述的方法，其特征在于，在步骤f中，从所述的可渗透堆摊矿石床中分离出的残余酸液通过一碳柱，将选择地吸附于该碳柱的可溶性贵金属值与所述液体中的其它金属值分离。
15.如权利要求12所述的方法，其特征在于，用一离子交换单元将所述硝酸值与步骤h中的残余酸液分离。
16.如权利要求12所述的方法，其特征在于，所述的在步骤i中用于将回收的NOX转变为硝酸的硝酸发生器为一空气吸收类发生器。
17.如权利要求1所述的方法，其特征在于，耐酸粘结剂加至来自C步骤的经硝酸处理的矿石，以形成可保持多孔质矿石床的矿石凝聚体，使粘结剂和矿石接触足够长的时间，以使矿石凝聚体保持其特殊形态，并回收任何从矿石释出的NOX。
18.如权利要求14所述的方法，其特征在于，用足够的钙，钠或镁离子在碱性条件下处理步骤g中的堆摊可渗透矿石床以提高从该床中除去的液体pH值在10或10以上。
19.如权利要求17所述的方法，其特征在于，将在矿石凝聚体的形成中回收的任何NOX气体送至一硝酸发生器，以便将NOX转变为硝酸，并回收该硝酸用于处理所述矿石。
20.如权利要求12所述的方法，其特征在于，将一种耐酸粘结剂加到来自C步骤的经硝酸处理过的矿石中，以形成可保持多孔质矿石床矿石凝聚体，使粘结剂和矿石接触足够长的固化时间，以使矿石凝聚体保持其特殊形态，并回收任何自矿石释放的NOX
21.如权利要求20所述的方法，其特征在于，在形成矿石凝聚体的过程中回收的任何NOX气体被送至一个硝酸发生器，以便将该NOX转变为硝酸并回收硝酸用于处理所说的矿石。
22.一种用于从浸出剂难处理矿石中回收贵金属的湿法冶金方法，其特征在于(a)破碎该矿石至不小于标称的1/4吋(0.6cm)尺寸;(b)用一无机酸处理该破碎的矿石，使生成的混合物pH为约2或其之下(最好pH至约1);(c)以与该矿石反应所需的化学计量的约5%至约200%的量的硝酸处理该酸化的矿石，回收从该矿石中放出的任何NOX气体;(d)对该硝酸处理过的矿石加入一种耐酸粘结剂，以形成保持多孔质矿石床的矿石凝聚体，使该粘结剂和矿石接触足够长的固化时间，以使矿石凝聚体保持其特殊形态，回收任何自矿石释放的NOX;(e)将如上处理的矿石在一不渗透的收集器顶上堆摊成可渗透的矿石床;(f)由连续或断续地分散硝酸水溶液通过该矿石床，堆摊处理该可渗透矿石床;(g)从可渗透堆摊矿石床中分离出残余酸液;(h)水洗该可渗透堆摊矿石床，从中除去硝酸溶液，并从该矿石床中分离出洗涤液;(i)将从步骤(c)和(d)之任一步骤中回收的NOX气体引入一硝酸发生器，将NOX转变为硝酸，并回收该硝酸用于处理所述的矿石;(j)在碱性条件下，以足够的钙，钠或镁离子处理可渗透堆摊矿石床，以提高从该床中除去的液体的pH值至10或10以上;(k)由连续或断续地分散一用于回收贵金属的浸出剂通过该矿床以处理该可渗透堆摊矿石床;(l)从该可渗透堆摊矿石床分离出含溶解了的贵金属的浸出溶液，并从浸出液中回收所说的贵金属。
全文摘要
一种用于从对浸出剂难处理矿石中回收贵金属的湿法冶金加工方法，包括破碎矿石至不小于标称1/4寸(0.64cm)尺寸；无机酸酸化矿石；用硝酸处理矿石的早期氧化；对该氧化矿石选择地加入粘结剂；硝酸堆处理矿石以完成矿石氧化；水洗堆矿石；以浸出溶液堆摊处理矿石，并从该溶液中回收贵金属，本方法回收了在早期氧化和添加粘结剂阶段产生的NO
文档编号C22B1/00GK1099071SQ93109628
公开日1995年2月22日 申请日期1993年8月16日 优先权日1992年7月29日
发明者道格拉斯·R·肖, 拉里J·布特 申请人:Fmc黄金公司