法律状态公告日
法律状态信息
法律状态
2022-04-05
未缴年费专利权终止 IPC(主分类):C22B 7/00 专利号:ZL2010102491512 申请日:20100809 授权公告日:20130116
专利权的终止
2018-12-04
专利权保全的解除 IPC(主分类):C22B7/00 授权公告日:20130116 解除日:20181010 申请日:20100809
专利权的保全及其解除
2016-05-04
专利权保全的解除 IPC(主分类):C22B7/00 授权公告日:20130116 解除日:20160410 申请日:20100809
专利权的保全及其解除
2015-11-11
专利权的保全 IPC(主分类):C22B7/00 授权公告日:20130116 登记生效日:20151010 申请日:20100809
专利权的保全及其解除
2014-12-10
专利权保全的解除 IPC(主分类):C22B7/00 授权公告日:20130116 解除日:20141106 申请日:20100809
专利权的保全及其解除
2014-10-22
专利权的保全 IPC(主分类):C22B7/00 授权公告日:20130116 登记生效日:20140918 申请日:20100809
专利权的保全及其解除
2013-01-16
授权
授权
2012-01-04
实质审查的生效 IPC(主分类):C22B7/00 申请日:20100809
实质审查的生效
2010-11-24
公开
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技术领域
本发明涉及一种冶炼技术领域的方法，特别涉及一种从提金废渣和复杂难处理金银矿中提取金银铜合金的方法。
背景技术
由于金精矿中金银的赋存状态的复杂性和黄金冶炼工艺自身的局限性，提金废渣中仍然含有很多的有价元素，具有很大的重复利用价值。对于氰化提金尾渣，目前应用比较多的工艺有两种。一种是提金尾渣——沸腾焙烧——焙砂氰化提金——烟气制酸工艺。另一种是提金废渣——铜浮选——铅浮选——锌浮选——硫渣工艺。焙烧氰化工艺的目的主要是回收提金废渣中的硫元素生产硫酸，焙烧过程中银被生成的铁氧化物薄膜覆盖，导致金银的回收率比较低。提金废渣浮选工艺的主要目的是回收其中的铜、铅、锌、硫等有价元素，浮选法铜回收率70-80％，铅回收率70-80％。铜精矿含铜15-18％，铅精矿含铅40％左右，金银在浮选过程被分散在各种金属精矿中，导致金银的计价系数比较低。
随着黄金行业的发展和黄金储量的下降，可供直接提取黄金的资源越来越少，难处理金矿资源所占的比重越来越大，黄金冶炼企业所处理的物料成份也更加的复杂，金银深包裹的矿石越来越多，氰化回收的困难加大。
对于难处理的金精矿，国内采用比较多的预处理工艺有硫酸化焙烧、加压预氧化工艺和生物氧化预处理的方法，金属回收率都比较低。焙烧氰化是国内外应用最广泛的一种黄金提取工艺，但是金回收率在90％左右，银的回收率只有60-70％。加压预氧化技术和生物预氧化技术都只能回收其中的金和银，综合回收能力比较差。而且焙烧氰化工艺只能打开被硫铁矿包裹的细粒金，不能解决被石英等脉石矿物包裹金提取的问题。
发明内容
本发明的目的是针对现有技术存在的问题，提供一种从提金废渣和复杂难处理金银矿中提取金银铜合金的方法，该方法金银的回收率高。
提金废渣和复杂难处理金银矿中提取金银铜合金的方法，其中，依次包括如下步骤：
(1)将原料按以下的重量分进行配比，氰化提金废渣33～38份，复杂难处理金银矿10～18份，铜精矿30～40份，造渣溶剂8～9份，烟灰或渣精矿10～12份，制备成混合物料；
(2)将第(1)步所得的入炉原料放入富氧侧吹熔池熔炼，富氧的体积比浓度为45～50％，反应区熔池温度控制在1090℃～1200℃；入炉原料在熔炼区经过熔炼后，产出的铜锍和炉渣混合熔体进入沉淀区，进行过热和沉降分离，产出铜锍和炉渣，铜锍液面高度800mm；
(3)将第(2)所得的铜锍从富氧侧吹熔池间断放出供富氧熔池吹炼，在造渣期，体积比浓度为30～35％富氧空气从炉体侧面风口向炉内熔体中鼓入，停止送风时熔体分成两层，上层炉渣定期排出，下层的锍成为白锍，继续对白锍进行吹炼，进入造合金阶段；在造合金阶段，体积比浓度为30～35％富氧空气从炉体侧面风口向炉内白锍体内鼓入生成金银铜合金；
(4)对熔炼渣和吹炼渣进行破碎、磨矿、分级，浮选，浮选精矿返回步骤(1)作为渣精矿。
本发明的从提金废渣和复杂难处理金银矿中提取金银铜合金的方法，其中，将步骤(2)和步骤(3)中所产生的SO2气体烟气经重力收尘后送到硫酸车间生产硫酸。
本法明的从提金废渣和复杂难处理金银矿中提取金银铜合金的方法，其中，步骤(4)所述浮选中采用一次粗选，二次精选，三次扫选工艺，用丁基黄药和丁黒药作捕收剂，松醇油作起泡剂，丁基黄药用量：0.09kg/t矿，丁黒药用量：0.03kg/t矿，松醇油用量：0.04kg/t矿。
本发明的从提金废渣和复杂难处理金银矿中提取金银铜合金的方法，其中，步骤(2)和步骤(3)中所述富氧是由压缩空气和体积比浓度95％～99％的工业氧混合而成。
本发明中的相关的术语定义：
造渣熔剂为石英砂和石灰(CaO)，石英砂含(SiO2)大于80％。
烟灰为熔炼炉和吹炼炉烟气中带走的烟尘，经过沉降后收集起来，经过配料后返回熔炼炉。烟灰成份通常为：Au3.29g/t，Ag99.8g/t，Cu12.09％，Pb7.87％，Zn6.78％，Fe17.10，S5.83％.
渣精矿为是经过浮选以后的矿，粒度-200目占90％以上，水分8％。
kg/t矿：表示在每吨矿石中，加入若干公斤的辅助剂，如丁基黄药用量：0.09kg/t矿，表示为在每吨矿石中加入丁基黄药0.09kg。
熔炼炉为内部分为两个区的熔炼炉，两个区分别为熔炼区和沉淀区，沉淀区是铜锍与炉渣分离的区域，还有熔炼未完成的反应进行，因而需要足够的温度，温度过低，熔体过热差，炉渣粘度大，导致渣含铜升高，操作困难；温度过高，炉衬蚀损快，燃料消耗多，一般沉降区炉膛温度控制在1380——1420℃，熔体温度控制在1200-1250℃。
本发明的优点为：
(1)利用大量提金废渣和难处理金银矿与少量铜精矿混合进入富氧侧吹熔池反应器熔炼，利用铜锍良好的富集金银的特点，回收其中的有价元素，形成金银铜合金，提高金银的回收率。
(2)铜锍良好的富集性，回收其中的有价元素，所形成的金银铜合金中还有其它有用的元素，为其它元素的提取创造了条件。
具体实施方式
实施例1、从提金废渣和复杂难处理金银矿中提取金银铜合金
从提金废渣和复杂难处理金银矿中提取金银铜合金，依次包括如下步骤：
(1)将原料按以下的重量分进行配比，氰化提金废渣33份，复杂难处理金银矿10份，铜精矿30份，造渣溶剂8份，渣精矿10份，制备成混合物料；使用铜精矿化学分析方法(GB/T3884.1～3884.10-2000)对入炉原料进行分析，分析结果见表1。
表1实施例1入炉原料成份
(2)将第(1)步所得的入炉原料放入富氧侧吹熔池熔炼，富氧的体积比浓度控制在45～50％，是由压缩空气和体积比浓度95％～99％的工业氧混合而成，压缩空气的压力为0.2MPa，空气与工业氧的体积比为3∶1。富氧空气通过反应区侧墙风口鼓入熔池，起到搅拌熔体和入炉原料的作用，并使入炉原料被迅速加热、分解、熔化、造锍及造渣，混合矿中的金、银被捕集到铜锍中，反应区熔池温度控制在1090℃～1200℃；
入炉原料在熔炼区经过熔炼后，产出的铜锍和炉渣混合熔体经隔墙下部通道进入沉淀区进行过热和沉降分离，产出铜锍和炉渣，铜锍液面高度800mm。铜锍经虹吸放铜口间断放出供富氧熔池吹炼，炉渣由排渣口排出放进包子里，进行缓冷；然后送去浮选。
在入炉原料燃烧的过程中，产生的含SO2浓度高的高温烟气由熔炼区尾部直升烟道排出，经余热锅炉、收尘等去制酸系统制酸。
(3)将第(2)所得的铜锍从富氧侧吹熔池间断放出供富氧熔池吹炼，在造渣期，体积比浓度为30～35％富氧空气从炉体侧面风口向炉内熔体中鼓入，富氧的体积比浓度控制在30～35％，是由压缩空气和体积比浓度95％～99％的工业氧混合而成，吹炼炉压缩空气的压力0.16MPa，空气与工业氧的体积比为7.5∶1，在气流的强烈搅拌下，铜锍中的硫化亚铁被氧化成氧化亚铁和SO2气体；氧化亚铁再与添加的溶剂中的二氧化硅进行造渣反应。由于铜锍与炉渣溶解度很小，而且密度不同，停止送风时熔体分成两层，上层炉渣定期排出，下层的锍成为白锍，继续对白锍进行吹炼，进入造合金阶段；造渣时间3小时，造合金时间2小时。在造合金阶段，体积比浓度为45～50％富氧空气从炉体侧面风口向炉内白锍体内鼓入生成金银铜合金；富氧熔池吹炼过程中产生的SO2经余热锅炉、收尘等去制酸系统制酸。
依照YS/T521.1～521.6-2009粗铜化学分析方法
金银铜合金，其中铜品位98％，金品位106.7g/t，回收率为98％；金银铜合金含银：1959.61g/t，回收率为98％。
(4)对熔炼渣和吹炼渣进行破碎、磨矿、分级，浮选，浮选精矿返回步骤(1)作为渣精矿。浮选中采用一次粗选，二次精选，三次扫选工艺，用丁基黄药和丁黒药作捕收剂，松醇油作起泡剂，丁基黄药用量：0.09kg/t矿，丁黒药用量：0.03kg/t矿，松醇油用量：0.04kg/t矿。
入选炉渣，其中：Cu 1.44％，Au0.25g/t，Ag 5.12g/t
尾矿，其中：Cu 0.30％，Au0.01g/t，Ag 2g/t
渣精矿，其中：Cu 22.12％，Au4.7g/t，Ag 61.55g/t
实施例2、从提金废渣和复杂难处理金银矿中提取金银铜合金
从提金废渣和复杂难处理金银矿中提取金银铜合金，依次包括如下步骤：
(1)将原料按以下的重量分进行配比，氰化提金废渣36份，复杂难处理金银矿14份，铜精矿35份，造渣溶剂8份，烟灰11份，制备成混合物料；使用铜精矿化学分析方法(GB/T3884.1～3884.10-2000)对入炉原料进行分析，分析结果见表2。
表2实施例2入炉原料成份
(2)将第(1)步所得的入炉原料放入富氧侧吹熔池熔炼，富氧的体积比浓度控制在45～50％，是由压缩空气和体积比浓度95％～99％的工业氧混合而成，压缩空气的压力为0.2MPa，空气与工业氧的体积比为3∶1，富氧空气通过反应区侧墙风口鼓入熔池，起到搅拌熔体和入炉原料的作用，并使入炉原料被迅速加热、分解、熔化、造锍及造渣，混合矿中的金、银被捕集到铜锍中，反应区熔池温度控制在1090℃～1200℃；
入炉原料在熔炼区经过熔炼后，产出的铜锍和炉渣混合熔体经隔墙下部通道进入沉淀区进行过热和沉降分离，产出铜锍和炉渣，铜锍液面高度800mm。铜锍经虹吸放铜口间断放出供富氧熔池吹炼，炉渣由排渣口排出放进包子里，进行缓冷；然后送去浮选。
在入炉原料燃烧的过程中，产生的含SO2浓度高的高温烟气由熔炼区尾部直升烟道排出，经余热锅炉、收尘等去制酸系统制酸。
(3)将第(2)所得的铜锍从富氧侧吹熔池间断放出供富氧熔池吹炼，在造渣期，体积比浓度为30～35％富氧空气从炉体侧面风口向炉内熔体中鼓入，富氧的体积比浓度控制在30～35％，是由压缩空气和体积比浓度95％～99％的工业氧混合而成，吹炼炉压缩空气的压力0.16MPa，空气与工业氧的体积比为7.5∶1，在气流的强烈搅拌下，铜锍中的硫化亚铁被氧化成氧化亚铁和SO2气体；氧化亚铁再与添加的溶剂中的二氧化硅进行造渣反应。由于铜锍与炉渣溶解度很小，而且密度不同，停止送风时熔体分成两层，上层炉渣定期排出，下层的锍成为白锍，继续对白锍进行吹炼，进入造合金阶段；在造合金阶段，体积比浓度为45～50％富氧空气从炉体侧面风口向炉内白锍体内鼓入生成金银铜合金；富氧熔池吹炼过程中产生的SO2经余热锅炉、收尘等去制酸系统制酸。
依照YS/T521.1～521.6-2009粗铜化学分析方法
金银铜合金，其中铜品位98％，金品位106.7g/t，回收率为98％，金银铜合金含银：2348g/t，回收率为98％。
(4)对熔炼渣和吹炼渣进行破碎、磨矿、分级，浮选，浮选精矿返回步骤(1)作为渣精矿。浮选中采用一次粗选，二次精选，三次扫选工艺，用丁基黄药和丁黒药作捕收剂，松醇油作起泡剂，丁基黄药用量：0.09kg/t矿，丁黒药用量：0.03kg/t矿，松醇油用量：0.04kg/t矿。
入选炉渣，其中：Cu 1.33％，Au0.26g/t，Ag 5.9g/t
尾矿，其中：Cu 0.30％，Au0.01g/t，Ag 2g/t
渣精矿，其中：Cu 21.26％，Au5.19g/t，Ag 81.46g/t
实施例3、从提金废渣和复杂难处理金银矿中提取金银铜合金
从提金废渣和复杂难处理金银矿中提取金银铜合金，依次包括如下步骤：
(1)将原料按以下的重量分进行配比，氰化提金废渣38份，复杂难处理金银矿18份，铜精矿40份，造渣溶剂9份，渣精矿12份，制备成混合物料；使用铜精矿化学分析方法(GB/T3884.1～3884.10-2000)对入炉原料进行分析，分析结果见表3。
表3实施例3入炉原料成份
(2)将第(1)步所得的入炉原料放入富氧侧吹熔池熔炼，富氧的体积比浓度控制在45～50％，是由压缩空气和体积比浓度95％～99％的工业氧混合而成，压缩空气的压力为0.2MPa，空气与工业氧的体积比为3∶1，富氧空气通过反应区侧墙风口鼓入熔池，起到搅拌熔体和入炉原料的作用，并使入炉原料被迅速加热、分解、熔化、造锍及造渣，混合矿中的金、银被捕集到铜锍中，反应区熔池温度控制在1090℃～1200℃；
入炉原料在熔炼区经过熔炼后，产出的铜锍和炉渣混合熔体经隔墙下部通道进入沉淀区进行过热和沉降分离，产出铜锍和炉渣，铜锍液面高度800mm。铜锍经虹吸放铜口间断放出供富氧熔池吹炼，炉渣由排渣口排出放进包子里，进行缓冷；然后送去浮选。
在入炉原料燃烧的过程中，产生的含SO2浓度高的高温烟气由熔炼区尾部直升烟道排出，经余热锅炉、收尘等去制酸系统制酸。
(3)将第(2)所得的铜锍从富氧侧吹熔池间断放出供富氧熔池吹炼，在造渣期，体积比浓度为30～35％富氧空气从炉体侧面风口向炉内熔体中鼓入，富氧的体积比浓度控制在30～35％，是由压缩空气和体积比浓度95％～99％的工业氧混合而成，吹炼炉压缩空气的压力0.16MPa，空气与工业氧的体积比为7.5∶1，在气流的强烈搅拌下，铜锍中的硫化亚铁被氧化成氧化亚铁和SO2气体；氧化亚铁再与添加的溶剂中的二氧化硅进行造渣反应。由于铜锍与炉渣溶解度很小，而且密度不同，停止送风时熔体分成两层，上层炉渣定期排出，下层的锍成为白锍，继续对白锍进行吹炼，进入造合金阶段；在造合金阶段，体积比浓度为45～50％富氧空气从炉体侧面风口向炉内白锍体内鼓入生成金银铜合金；富氧熔池吹炼过程中产生的SO2经余热锅炉、收尘等去制酸系统制酸。
依照YS/T521.1～521.6-2009粗铜化学分析方法
金银铜合金，其中铜品位98％，金品位106.7g/t，回收率为98％，铜合金含银：2134g/t，回收率为98％。
(4)对熔炼渣和吹炼渣进行破碎、磨矿、分级，浮选，浮选精矿返回步骤(1)作为渣精矿。浮选中采用一次粗选，二次精选，三次扫选工艺，用丁基黄药和丁黒药作捕收剂，松醇油作起泡剂，丁基黄药用量：0.09kg/t矿，丁黒药用量：0.03kg/t矿，松醇油用量：0.04kg/t矿。
入选炉渣，其中：Cu 1.39％，Au0.27g/t，Ag 5.51g/t
尾矿，其中：Cu 0.30％，Au0.01g/t，Ag 2g/t
渣精，其中：Cu 21.91％，Au5.17g/t，Ag 71.82g/t
以上的实施例仅仅是对本发明的优选实施方式进行描述，并非对本发明的范围进行限定，在不脱离本发明设计精神的前提下，本领域普通工程技术人员对本发明的技术方案作出的各种变形和改进，均应落入本发明的权利要求书确定的保护范围内。
机译： 回收金的方法，包括通过将洗脱剂通过向酸性水溶液中加入硫代硫酸盐而得到的洗脱液制备的吸附在活性炭上的洗提金来获得浓酸性金溶液和金属金的制备方法;
机译： 改进难处理金银矿石的处理
机译： 改进难处理金银矿石的处理
