从含铜载金炭中回收铜的方法技术

本发明专利技术涉及从含铜载金炭中回收铜的方法，本发明专利技术方法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，和现有技术相比，本发明专利技术对背景技术所存在的弊端，采用氧化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。本发明专利技术方法具有工艺技术成熟，易于工业化等优点。

【技术实现步骤摘要】

本专利技术涉及铜的回收方法，尤其涉及从高含铜载金炭中回收铜的方法。
技术介绍
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。
技术实现思路
本专利技术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，成本高等缺点，提供一种从高含铜载金炭中回收铜的方法。本专利技术方法铜综合回收率高，且全流程金不损失。本专利技术采用如下技术方案，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；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、碱沉淀步骤二中的过滤液用碱沉淀，沉淀渣洗涤备用；步骤四、酸溶解将步骤三中沉淀渣用稀酸溶解，之后过滤，过滤液备用；步骤五、萃铜步骤四的过滤液采用萃取及反萃方法提铜。在本专利技术的较佳实施例中，所述步骤一的氧化脱铜为，在盐酸浓度1. 0-10. 0%介质中，采用双氧水作为氧化剂选择性氧化脱铜。氧化脱铜过程中，该氧化脱铜剂可选择性氧化铜氰化合物，反应过程中不带入新杂质。盐酸使脱离的铜成为可溶形态。在本专利技术的较佳实施例中，步骤一氧化脱铜温度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，则盐酸挥发，双氧水分解速度加快，加大了双氧水和盐酸的用量，生产成本增加。在本专利技术的较佳实施例中，双氧水的用量为理论值(双氧水与铜氰反应理论计算用量)的1.0-3.0倍；在本专利技术的较佳实施例中，所述步骤二中石灰中和终点pH值为1. 0-3. 0。本步骤是将溶液中的酸中和。在本专利技术的较佳实施例中，所述步骤三中的碱为氢氧化钠，浓度为5-lOmol/L。本步骤是将溶液中的铜离子反应生成氢氧化铜沉淀。在本专利技术的较佳实施例中，所述步骤四中的稀酸为稀硫酸，其浓度为5_15g/L。本步骤将氢氧化铜溶解生成硫酸铜溶液。在本专利技术的较佳实施例中，所述步骤四中的固液比为1 1-3。在本专利技术的较佳实施例中，所述的萃取有机相采用LIX984+磺化煤油，反萃采用硫酸。在本专利技术的较佳实施例中，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。由上述专利技术描述可知，本专利技术针对
技术介绍
存在的弊端，提供了一种，本专利技术方法在酸性条件下，采用双氧水作为氧化剂脱铜，其脱铜率大于 90%，该氧化剂来源广，价格低，且分解产物为水，对环境友好。脱铜液用石灰中和剩余酸， 中和液用碱沉淀，再用硫酸处理可得到硫酸铜。之后进行萃取和反萃，反萃液达到电解阴极铜硫酸铜要求，铜综合回收率达大于88%。全流程中金不损失。本专利技术方法具有工艺技术成熟，易于工业化等优点。附图说明图1为本专利技术处理方法的流程图。 具体实施例方式本专利技术方法流程参见图1实施例1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 12.851^八)10(^，加入脱铜剂双氧水5(^，盐酸浓度3%，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93. 52%。过滤液用石灰中和pH 至1. 60，过滤洗涤。中和液用8mol/L氢氧化钠沉淀，沉淀终点pH值4. 0，过滤洗涤。过滤渣用10g/L稀硫酸，固液比1 1，60°C溶解，过滤洗涤，过滤液用有机相10^^^984^90% 磺化煤油，萃取相比0/A= 1 1，萃取时间1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，铜综合回收率达88. 5%。实施例2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, Cu 6. 48kg/t)100g，加入脱铜剂双氧水30g，盐酸浓度2. 5%，液固比5 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94. 25%。过滤液用石灰中和 PH至2. 0，过滤洗涤。中和液用6. Omol/L氢氧化钠沉淀，沉淀终点pH值4. 0，过滤洗涤。过滤渣用10g/L稀硫酸，固液比1 1，60°C溶解，过滤洗涤，过滤液有机相10^^^984^90% 磺化煤油，萃取相比0/A= 1 1，萃取时间1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，铜综合回收率达90. 25%。实施例3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, Cu 8. 65kg/t)100g，加入脱铜剂双氧水42g，盐酸浓度1.5%，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90. 56%。过滤液用石灰中和 PH至2. 0，过滤洗涤。中和液用6. Omol/L氢氧化钠沉淀，沉淀终点pH值4. 0，过滤洗涤。过滤渣用10g/L稀硫酸，固液比1 1，60°C溶解，过滤洗涤，过滤液有机相10^^^984^90% 磺化煤油，萃取相比0/A= 1 1，萃取时间1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，铜综合回收率达91. 85%。上述仅为本专利技术的一个具体实施例，但本专利技术的设计构思并不局限于此，凡利用此构思对本专利技术进行非实质性的改动，均应属于侵犯本专利技术保护范围的行为。权利要求1.，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；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、碱沉淀步骤二中的过滤液用碱沉淀，沉淀渣洗涤备用； 步骤四、酸溶解将步骤三中沉淀渣用稀酸溶解，之后过滤，过滤液备用； 步骤五、萃铜步骤四的过滤液采用萃取及反萃方法提铜。2.按照权利要求1或2所述的，其特征在于所述的选择性氧化脱铜为在浓度1. 0-10. 0%的盐酸作为介质的条件下，采用双氧水作为氧化剂氧化脱铜。3.按照权利要求2所述的，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。4.按照权利要求3所述的，其特征在于所述步骤一中双氧水用量为理论计算值的1. 0-3. 0倍。5.按照权利要求1或2所述的，其特征在于所述步骤二中石灰中和终点PH本文档来自技高网...

【技术保护点】

【技术特征摘要】

【专利技术属性】
技术研发人员：陈景河，邹来昌，黄怀国，熊明，陈庆根，蔡创开，王中溪，
申请(专利权)人：厦门紫金矿冶技术有限公司，
类型：发明
国别省市：