TW200912009A - Process for precious metal recovery from a sulphide ore or concentrate or other feed material - Google Patents

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Description

200912009 九、發明說明: 【發明所屬之技術領域】 本發明關於一種從硫濃縮物或礦物或其他原料材料回 收貴金屬,例如金、銀和鉑族金屬的方法。 發明背景 【先前技術】 本申請人已發展出-種用於處理銅濃縮物以藉 且環保的方法生產精製陰極銅的濕式冶金法。此方、去双 知的“CESL-銅程序,’’而此方法的具體實例揭示於美國: 利第M45,7〇8號(‘·號專利),其全部内容係以弓; 式納入本文中。 〃如‘708號專利所描述的方法廣義而言包括在存有酸性 氯化物溶液下使銅濃縮物經受加壓氧化,並根據濃縮物的 壓氧化期間的pH值’而獲得尤其含有驗式銅鹽的 固體,以及在溶液中含有銅的加壓氧化溶液。可將含有鹼 式銅鹽的固體經受後續之酸性浸遽處㊣,典型而言在常麗 下進行,以將鹼式銅鹽浸遽至溶液中,因而獲得一種銅溶 液,其後,一併將銅溶液與加壓氧化溶液(溶液中的銅應 乂達可回收的含量)經受銅溶劑萃取以及電解提煉而產生 陰極銅。 雖右如708號專利所描述的CESL銅程序適合用於處 =不同的銅濃縮物組成物,然而對於此程序可進行各種改 飾或延伸方法’以進一步適用於不同的銅濃縮物組 200912009 成物’且可用於存在於銅濃縮物中或者不含銅的濃縮物中 的其他金屬,例如辞、鈷、鎳及貴金屬。在本申請者的美 國專利第5,9G2,474號(,474號專利)中揭示了某些此類特 別關於回收貴金屬的修飾,其係以整體引用方式納入本文 中。 本發明係關於貴金屬的回收。本發明與如,474號專利 中所描述的方法有明顯的差且本發明較早期方法而言 具有較為簡易且整體而言成本較低的優點。 金及銀礦的氰化通常在常壓下之空氣中進行。此方法 需要氧氣,但一般所需的用量極少,因 含有…氧氣的周圍空氣提供。 “然 在工礙中用於氰化的設備及條件包括: U)攪拌槽(開放式),其中的礦物係以氰離子水溶液 製成漿液’其通常含有高百分比的固冑,且藉著從表面處 自由進入的空氣進行浸濾。首先,必須將礦物粉碎並研磨 至可藉由攪拌而使其懸浮。已可使用多種形式的攪拌,包 括機械式攪拌及空氣攪拌(pachucas)。 (b)滯留時間通常為1 — 3天。攪拌槽通常使用於高品位 的金或銀礦中,雖然其操作及資金成本較高,但此程序較 :集浸濾法而言具有較佳的回收效果。可通入空氣以增加 進漿液中的氧氣流,然而,此步驟通常會使進入廢氣中 的cp貝氰化氫的損耗量提高。將純氧通入漿液中亦為已知 的方/去’其如同添加其他試劑’例如液態過氧化氫以加速 浸遽一般。 200912009 (C)大量堆積的經研磨礦 物始"物其係㉟由噴壤或洗淋在礦 物堆表面^料減㈣行浸料理。此 序係使用於處理貧擴,且需 、 篇要争乂長期的處理時間,一般而 5達數個月。藉由天然的程序 斤例如對流而進入礦物堆的 二乱足以使氰化反應在可接受的速率下進行。 !金及銀礙的加壓氰化中,氧氣係在提高的壓力下, 亦即兩於常壓下空氣中的氧氣 液中。 -刀壓之清況下,通入授拌漿 .使用提间的氧氣壓力通常會增加金及銀的浸滤速率。 咸信’在氰離子浸濾中’氧氣為反應物,如熟知的Elsner 方程式所示:
4Au + 8NaCN + 〇2 + 2h2〇 ⑧術八啦叫 + 4Na〇H 雖然此反應的正確化學計量可能仍有疑問(舉例而 言,過氧化氫被假定為中間產物及反應物),大部分的觀 斤、者白同意在整體反應中包括作為反應物的氧氣。 可針對銀而寫出相似的方程式,而以另可選擇的氰離 子反應物取代原本的氰離子,例如以kcn取代NaCN。 儘官許多年來,在文獻中有很多關於加壓氰化的論 述然而直至目前為止仍極少有其商業應用。此現象有可 能是因為此一般用於金及銀礦的程序所具有的較高資金成 本之重要性超過經改良的浸濾動力學所具有的明顯優點。 然而’本發明者發現有兩個包括了加壓氰化的工廠被 興建並運作’亦即位於南非的C〇ns〇iidati〇11 Murchison廠以 200912009 及美國柯羅拉多州的Calmet所發展的Calmet程序。
Consolidated Murchison所使用的方法係具體地設計用 於處理某些含有砷及/或銻的高品位耐火金濃縮物。這些相 當奇特的進料材料需要較正常條件低很多的pH值條件,亦 即PH < 1〇’且具有較正常條件高很多的氰離子濃度,以達 成符合要求的浸濾操作。由於HCN氣體過度揮發,其量隨 著pH值的降低而快速的增加,且亦由於此奇特的進料材料 需要高量的氰離子,因而在此低pH值的條件下進行傳統的 常壓氰化(在開啟的槽中)時,氰離子的消耗量很大。根 據Consolidated Murchison中所發展的程序而建造的工廠可 付合要求地解決這些困難。 民導,Consolidation Murchison廠使用了套管反應 器,在聚液可循環之批次模式下操作,其PH值為1Q 0 ’氰離子濃度高,而在氰離子消耗量可接受的情 得80— 90%的金回收率。
此方法係特別設計用於在此場所鄰近處可獲得的進料 兩;亦即含有輝録礦(硫化錄)及坤黃鐵礦的材料,其 12^的PH值,至少較一般在此場所中到處皆使用的PH 來的殘洁,此殘本發明的方法能夠處理由銅浸遽而 子可純銅,有特定賴0,料元素硫及氰離 大量的氰離子。在用傳統氰化時,可能會消耗 壓氰化可藉由在4 對此進料材料而設計的加 错由在一般而言較少的滯留時間下操作而限制硫 200912009 氰酸鹽的形成。本發明的方法並不限定於低pH值,而正常 的pH值範圍為1 〇 — 11,但並不限定在此範圍中。本發明因 此克服了與Consolidated Murchison程序所處理的不同難 題。 另一方面,Calmet程序為一種結合加壓氧化與加壓氰 化的方法’且係用於各種含有金的濃縮物,包括碲化物、 硫化物及碳質劫金材料。 關於此程序的詳細說明極少,但似乎在低pH值溶液中 硫化物的加壓氧化係與金及銀的加壓氰化結合。 不同於Consolidated Murchison所使用的套管反應器, 此程序使用一種批次操作的攪拌式高壓釜,其報導的操作 量為15 — 30 tpd (噸/每天)的濃縮物。顯然地,此程序在 1 9 8 0年代建於柯羅拉多州,而在數年後關閉。
Calmet程序的目的在於,在一個單一步驟的加壓氧化 中處理耐火但為咼品位的金_銀材料,且同時處理氧化的硫 化物及浸濾出的金及銀。此部份與本發明不同,在本發明 中,首先在一分離操作中進行加壓氧化及進行卑金屬,例 如銅(若存在)的浸濾,然後,接著處理經此操作後所得 的殘渣以回收貴金屬,此部份將於下文中更詳細地描述。 在自然界中’金及銀通常是與銅結合的微量元素,例 如在硫化鋼礦中。此類礦物典型而言含有〇.3%至2%的 且通常先進行碾磨及浮選而產生含有約30%cu的濃縮物, 其足可使後續的熔煉程序變得有效。 身又而言,金及銀會頗為高量地隨著銅進入濃縮物 200912009 中,雖然在此銅濃縮物中金及銀為含量較少的組成物,然 而通常會有足夠的金及銀存在,且具有顯著的經濟效益。 雖然在不同的濃縮物中存在著很大的差異,然而典型而 1,在濃縮物中,金及銀的含量約銅含量的1〇%。極少的 f月况疋金及銀合併的含量太低以至於可忽略。 偶爾,在此種濃縮物中,金及銀的合併含量實際上較 銅為因而此濃縮物較適當的名稱為金或銀濃縮物。 士 W藉由溶%與精煉而處理含有金及銀的硫化銅濃縮物 時’通常由濃縮物中回收這些金屬的產率高(約90_98%)β 由銅的炫煉/精煉而回收此類貴金屬所需要的額外成本極低 (加成至鋼本身的熔煉/精煉成本)。貴金屬隨著銅而經過 許多不同的冰銅炫煉步驟而轉化成泡面銅。然後,通常藉 由電解法進行泡面㈣精煉以將雜質移除,且在此精煉程 序中貝金屬4乎反應出(精煉的)陽極泥的含量,而陽 桎泥的質里小(典型而言,每噸的金屬僅含有數公斤)。 二此較原本$至炫煉機的鋼濃縮物*言,陽極泥含有高 又的貝金屬’舉例而言,濃縮至3秦倍
的低質量以及高遒洚沾A n A 又、金及銀使最終用於貴金屬回收及精 煉的處理成本降低。 此種藉由料機處理濃_巾的貴金屬所能 =經濟效益上為顯著的’而用於硫化物濃縮物的任何另 可選擇方與炫煉機競爭)必須將此點列入考量。一般 Π價:嘲濃。縮物中有至少…,-煉機將耗 、 > 90%。針對銀而言,花費的最小值約為 200912009 界中銷售的銅濃縮物中可能有超過㈣。 :有^麼多的金及/或銀,因此,當 濃縮物付教古U 士 、貝万間進仃 欠。典型^ 時,對於此種價值會有大量的賒 一般而t,:此種賒欠總計達約濃縮物價值的10%,而 又。。價值佔約80—90%,而銀則佔剩下的部份。 中所W的方法,假使無法有效地與鋼—起 二貝相較於溶煉法而言,此方法的整體經 2=:響,甚至對於某些特別富含有金和銀的濃縮: 叩α 可能更糟。 的量在:式冶金之銅程序中,金和銀通常不會浸滤至顯著 因此’用因二在回收卑金屬之後,大部分會遺留在殘法中。 或後芦J貝金屬的任何回收必須為處理此種殘渣的額外 在此;:中1 仍具有約原濃縮物的80%之質量。因此, 中复'―中金和銀的濃度僅稍微較高,因而在此殘渣 ,柄遭度仍然極低,舉例而言,6g/tAU及60g/tAg。 陽权1目較而言,如前所述,藉由熔煉及精煉程序而製得的 因此原始濃縮物而[在貴金屬量上有大幅的提升。 物可能在型而e,具有如5 g/t Au和50 g/t Ag的Cu濃縮 煉广’尼中具有約15,_g/t All和150,000 g/t Ag需要精 W、么-人 如此1/σ金法的挑戰為該程序的效率或經濟效益。處理 里的’辰縮物卻僅能在低成本情況下回收少量貴金屬 、1~7** 。’較在殘清中所含有的貴金屬的價值為低的成 13 200912009 本)在設計上明顯為一種困難的程序。 可能使帛%整建立的氰離+浸據程序經受許多種具有 極低品位的金和銀礦的浸濾(甚至較典型的6 g/t Au* 6〇 gtAg的殘渣而吕)’其通常具有極佳的結果及低成本。進 行金和銀的浸濾所需的低濃度氰離子,以及許多此類礦物 中此種氰離子極低的消耗量,連_作條# (周圍溫卢及 常壓下,低腐蝕條件等),對於金和銀礦而言,會導2非 常低的操作成本(以$/噸礦物表示)。當舉例而言之金含量 僅為1 g/t金時,此程序可經濟地進行礦物的處理。氰離子 的消耗量為每噸礦物低於〇 25 kg _,其成本相較於回 收的金的價值而言為低。 然而,當處理硫化銅濃縮物時,藉由濕式冶金程序所 產生的殘渣,關於氰化(相較於天然礦物)而言,具有不 尋常的性質,纟可能將大幅增加此程序的成纟,甚至扼要 而言可使其變得不經濟。 特別地,銅殘渣含有兩種當在“標準,,氰離子浸濾條件下 進行殘渣的浸滤、時’ φ即在周圍溫度及常壓下,以稀釋的 ^驗性)氰化納進行浸遽i i 3天時,傾向於消耗極大量 氰離子的成分,亦即銅和硫。 首先,儘管事實上已特別處理而用於萃取銅,殘渣中 仍含有顯著量的銅。舉例而言,纟Cu萃取中,㈣銅程 序具有約95-980/0的效率,且因此在殘渣中典型含有 1.2-1.8%的銅。此殘留的Cu含量在標準氰離子浸滤條件中 為部分(15-25%)可溶解的,因而產生可溶性氰化銅化合 14 200912009 物,例如NhCufN)4,以及其他氰離子化合物,例如氰酸 鈉,NaCNO。 在殘淺巾亦存有元素硫,其為CESL^料的副產物, 且典塑而言佔殘潰的25-35%。元素硫亦會部分地與氰離子 溶液反應而生成硫氰酸鹽化合物,例如NaSCN。 在標準的氰離子浸濾條件下,使用來自CESL銅程序的 殘渣,此兩種現象會導致極高的氰離子消耗量,舉例而言, 每噸的銅殘渣將消耗30 kg的NaCN,或者超過典型而言^進 行金礦浸濾程序所經歷的消耗量的1〇〇倍。當考慮將被萃 取的金和銀的普通價值時,此種程度的氰離子消耗量使該 程序過於昂貴。 當典型的費用為每公斤NaCN花費i.so美金時,每嘲 殘渣所消耗的氱離子之花費為約45美金。因此,值得考慮 此種高氰離子消耗量對於使用典型的銅濃縮物,藉由cesl 銅程序而產生的殘渣的經濟效益。 假設金和銀的含量在例如6g/t Au* 6〇g/t Ag的情況 下,以目前的價格而言(撰寫時間為2〇〇6年1 i月),此 種饭及性的殘渣具有約$ 14〇/嘴殘渣的總金屬價值。 當氰離子成本為$45/t時需加上其他試劑之成本(破壞 氰離子所需的泥與各種試劑),其典型而言將至少與單獨 計算氰離子成本相等’而使得總試劑成本在此案例中成為 約$90/噸殘渣。然後,另有其他需要的操作成本,例如勞力、 能源、維護費用,加上資本投資的攤提費用。典型而言, 试劑成本僅為總操作成本的一部分(舉例而言,5〇%),因 15 200912009 此’整體的操作成本可為$180/嘲殘渣,而使原本的假定成 本高於30 kg氰離子/嘲殘渣。因此’在此高氰離子消耗量 的情況下,總操作成本與金和銀的總金屬價值具有相同的 數量級,因而明顯地使該程序不符合經濟效益。 總操作成本不應超過回收金屬價值的5〇%。因此,為 了使上述引用的實例之程序有所收益(例如對於$14〇總價 值之90%回收率而言,亦即$126),總操作成本應不超過 $63/噸殘渣。使用上述假設,氰離子成本應不超過整體操作 成本的25%’或約$16/嘲殘潰’其在此實例中相當於i〇kg 之NaCN/°镇殘潰。 因此,針對CESL銅程序殘渣所進行的“標準,,氰離子浸 渡中’典型的氰離子消耗量為消耗較經濟上可容許量的至 少3倍量的氰離子。此外,金和銀本身無法容易地藉由氛 離子浸濾溶液,而從Cu程序殘渣中被萃取出。 總而言之’以銅殘;查的標準氰離子浸滤而言,其成本 南,金和銀的回收量少,且此程序的成本傾向超過被回收 的金屬的價值。 口此’本發明之目的為提供-種用於從硫化物濃縮物 :八他原料材料中回收金和銀的簡易方法,以減輕上述經 濟上的挑戰。 【發明内容】 發明摘要 根據本發明$ __ -T- , φ ’提供一種從硫化物礦物或濃縮 16 200912009 物或其他進料材料中萃取貴金屬的方法,丨包括使進料材 料經受加壓氧化而產生加盤氧化漿液;使該漿液經受液固 分離步驟以獲得加塵氧化溶液及含有元素硫和貴金屬的固 體殘渣;以及使該固體殘潰經受氰化以將貴金屬浸濾至溶 液中由此,藉由降低相對於如前述典型為丨至3天的傳 職化之純的時程,而使在該氰化_在溶液中形成硫 氰酸鹽離子之不想要的副作用達到最小或者抵銷,但仍獲 得可接受的貴金屬时率。此係藉由在提高的氧氣壓力下 進行氰化而達成。 根據本發明之另一方面,提供一種從硫化物礦物或濃 縮物:萃取貴金屬的方法,纟包括使該鑛物或濃縮物經受 力&氧化而產生加壓氧化|液;使該歌液經受液/固分離步 驟以獲得加塵氧化溶液及含有元素硫和貴金屬的固體殘 產;/以及㈣固體殘潰經受氰〖,由此藉由在提高的壓力 下進仃該氰化一段最大值約300分鐘之時程,而使在該氰 化期間硫氰酸鹽的形成減至最少或者抵銷。 進枓材料可為卑金屬硫化物礦物或濃縮物。 為Cu、Ni、及/或c〇。 早厲 根據本發明之另一方面,加壓氧化係在提高的溫度及 . 亦即同於至溫及大軋壓力下,於含齒離子之溶液 子在下進行。加壓氧化較佳係以連續方式進行。 墾氧化可以含有約4至25 g/L之氣離子的酸性溶液 進行。 據本發明之進—步方面’該程序包括使加壓氧化聚 17 200912009 液急驟热發至較低溫度及壓力之步驟。急驟蒸發較佳係以 連續方式進行。 根據本發明之另一方面,加壓氧化及急驟蒸發係以連 續方式進行。 人根據本發明之進一步方面,含有貴金屬的固體殘渣亦 3有元素硫,而加壓氧化係在高於元素硫熔點的溫度下進 一 、,進行漿液的急驟蒸發所在的較低溫度係低於 70素硫的熔點,舉例而言,約95。(:至102°c。 根據本發明之另—方面,在沒有介人的硫移除步驟 下使含有兀素硫及責金屬的固體經受氰化。
亦即,在高於室溫, 根據本發明之進一步 向’酸浸係在提高的溫度下進 ’例如40。(:至95。(:下進行。Θ 1¾ ’酿、篇在、,沾Λ <
’酸浸係以約〇. 5至4小時, 違行。進行酸浸之ρΗ值較佳 18 200912009 為PH 0.5至PH 1.5 (或者表示為溶液中的自由酸量,如藉 由滴定至阳4所測定者,約5-25g/L之自由酸,如h2S〇4), 藉以使在由酸浸所獲得的殘渣中之酸可溶性銅減至最少, 且因此而使殘潰中之氰離子可溶性銅亦減至最少。此阳值 或自由酸濃度係、指由該酸浸所得產物溶液之最終或穩態濃 度。 根據本發明之另一方面,從加壓氧化漿液所獲得的固 ㈣^亦含有元素硫’而在氰化前’使該殘潰經受浮選而 產生含有70素硫和貴金屬的固體濃縮物及尾渣流,然後使 該固體濃縮物經受氰化。 根據本發明之進一步方面,氰化係在加壓容器中於提 高的氧氣壓力下進行,其在該加壓容器中之滯留時間為約 30至180分鐘或3〇至12〇分鐘或3〇至9〇分鐘。氧氣壓力 可從为1000至10,000 kPag。在氰化期間可維持表示成 g/L固體之在約! 〇〇至6〇〇 g/L之固體對液體比(固體密度)。 —根據本發明之另一方面,氰化係藉由足夠的氰離子進 —、;谷解固體殘渣中所有氰離子可溶性銅,使所有這些氰 =子可溶性銅錯合成如四氰錯合物[Cu(CN)4]3·之錯合物,補 <貝其他消耗氰離子的反應,例如硫氰酸鹽之形成,且在溶 夜中仍留有足夠的氰離子而有氰離子至少5〇〇 ppm NaCN 至鬲達2000 ppm NaCN之活性氰離子濃度,活性氰離子濃 度為溶液中之總氰離子濃度減去鋼及任何其他相似的卑金 屬如鋅(若存在)之錯合反應所需的氰離子。 根據本發明之進一步方面,氰化係在最大總氰離子濃 19 200912009 度 10,000 ppj^ +、 或1000至1〇,〇〇〇 ppm NaCN,但較佳為低於 4〇〇〇PPm 或 3000 至 4000 ppmNaCN 下進行。 _、 根據本發明— 生八#主八 另一方面,提供一種使在由濕式冶金產 降:最硫的殘渣中回收貴金屬期間硫氰酸鹽形成 至溶液中,由此藉由在提高的氧氣壓力下進行該 使氰化的時程縮短’同時仍於該縮短的氰化 次濾出大部分的主人κ ^ 士 貝至屬,而使在該氰化期間硫氰酸鹽的形 成達到隶少或抵銷的步驟。 本么明之進—步目的及優點將由以下說明本發明之較 佳具體實例而變得更為明顯。 【實施方式】 幸乂佳具體實例之詳細說明 現在將藉由實施例參照所附圖式而說明本發明。本發 明,置/方法之某些具體實例之具體詳細說明將在以下之詳 3陳述且以所附的圖說明,以提供如此具體實例的理 ^然而’熟習本項技術者將了解,本發明之裝置/方法具 有額外的具體實例,及/或可在沒有至少由以下較佳且體實 例的說明所提出的詳細 ,# ^ . Θ,凡卜貫仃。在其他情況 ’與此技術有關的習知架構並未詳細描述,以避免對於 本發明具體實例的說明產生不必要的混淆。 較佳具體實例之詳細說明 =明書中所使用的某些術語係在本說明書結尾處之 術疋義”中定義。 20 200912009 圖1說明從含有貴金屬及銅的進料材料,例如 Cu-Au-Ag濃縮物回收這些金屬的方法之第一個部分。 首先,使濃縮物經受加壓氧化12以使所有Cu硫化物 礙及(若存在)任何其他卑金屬如Ni、c。和&之疏化物 礦氧化加麼氧化12係在存有氧氣及含有氣離子之酸性溶 液中在適度條件下進行,以使存在於硫化物礦中的金屬, 例 2 CU、Fe、Ni、C(^ Zn 氧化(分別成 Cu2+、Fe3+、Ni2+、 〇 Zn )同時使元素硫氧化成硫酸根之情況減至最低。 加壓氧化丨2係在提高的溫度及廢力下,使用高純度氧 氣7’在攪拌式加壓容器,例如高塵釜中進行。高壓爸典型 為水平式設計’其水平軸較其他兩軸為長,其他兩軸通常 等長,舉例而t,有圓形截面。高壓釜典型會具有數個由 堪隔開的腔槽,藉以達成由進料端至卸料端間之梁液的封 堵流。約3到6個腔槽為適當的n腔槽可較其他剩 餘的腔槽大’以使在此腔槽中有較長的滞留時間,並因而 產生更多熱以促進在高壓釜中的熱平衡。 在加壓氧化12期間所發生的反應為放熱反應,且計算 所產生的熱使溫度升高而足以讓溫度提升至最適溫度,其 將使所需的反應能快速地進行,亦即在約1小時^成濃 縮物之實質上完全反應。 當反應進行時,會消耗氧氣, 若沒有重新補足,則氧 氣之分壓將快速下降 全的加壓氧化而言,此會是不合意的 將氧氣送至高壓签中以將壓力維持在 對於在所需的短滯留時間内達到完 。因此,以連續方式 目標壓力下。高壓釜 21 200912009 中的總壓力為> m n #、知矿 馮虱軋及4〉飞壓力以及由小量i 氧氣引人的以如Μ ρ μ 田U可能隨進料 應h心 以體,例如氮氣及氩氣所貢獻的 、'“。事實上,進料氧氣之純度僅 _ 的則為二上提及之非可凝氣體。 而剩餘 中(在高壓签中)的氧氣分率維持在約咖氧 二多、二為基準)下亦為重要的。假使氧氣分率較80% 、lj反應會減緩。在加Μ氧化12的連續操作期間, …率會因其他氣體累積而下降,因這些氣體並不參與 反應,且會緩慢地進人氣相中。因此,除非採取措施限制 ,,累積If ;兄’ ^則非可凝氣體如氮氣及氬氣(來自進料 氧氣)’以及來自銅濃縮物中碳酸鹽反應的二氧化碳,將 累積在氣相中。 為了維持氣相中的氧氣分率,可將小量氣體洩流連續 弋也移除,以降低其他氣體的累積。典型而言,使約10-20 體積/°、之進料氧氣流流出,並從高壓爸中排放出。此種氣體 洩"IL代表著氧氣的流失,因此維持在最小量。因此,合理 的折衷方案為將氧氣分率維持在約80%或更多之情況下, 同時使洩流減至最小,其相當於進料氧氣的約15%的流失。 般而言’在程序開始時,濃縮物係在周圍溫度下’ 舉例而言,從至3〇t,取決於氣候。 右有必要’或有需要時,可使濃縮物經受前置研磨步 驟以使粒徑降低至適當的粒徑範圍。典型而言,濃縮物應 有 90 — 95%之顆粒通過4〇〇篩網,亦即37微米。此種所 磨v驟在工業中為常見步驟,因此,其進一步之詳盡説明 22 200912009 在本揭示中為需要的。 ^若濃縮物為固態,則將其先與足量的水混合而形成可 簡易地被泵送至高壓蚤中的漿液8。此一漿液典型而言 約60-65重量%的固體。 。/、有 然後,使此初始漿液8與水溶液(說明如下)混合, 並使其在高壓釜中經受加壓氧化12。最佳以連續方二: 此程序,則水溶液和濃縮物兩者被連續地泵送至高 ^ 進料端,且產物漿液連續地從高壓爸之另一端處排、 以使在高壓爸中反應之漿液隨時維持一定的體積。 在加壓氧化12期間之典型操作條件為: (1)約125°C至160。(:之溫度; :……。。kpag之㈣( ::;力,以及少量其他氣體如氮氣、氯氣及二氧化碳的 (iH)高壓釜中之滞留時間約15-120分鐘; ㈣在合併襞液中约1〇〇_3〇〇 g/L之固體( 初始漿液與水溶液混合之後); 在將 (V)最終卸料聚液具有約〇.5-3.5之阳值;以及 ㈤氧氣分壓為約7〇〇叫至13〇〇kpag。 “流至高麼爸中的進料水溶液(圖1中之物流13)通常 由此:呈序之其它部位再循環’且典型而言含有 至25g/LC"及根據需要的自由酸,但典型而1 為約 5 ~ 50 g/L f H 、 穴土 叨口 2 4 )。將額外的新鮮酸,如η S Ω 加至再循環溶液十 H2S〇4,添 J所需的總自由酸量。在起始時, 23 200912009 添加足夠的氫氯酸以獲得所需的氯離子濃度。進料水溶液 13亦含有根據需要的硫酸 什水冷液 分。因此,進料水溶液液中的其他成 饮U (亦%為“進料酸”)為銅、硫酸 根:氯離子及氫離子呈某種組合的混合物。由於溶液的再 循%,可能存有其他元素,舉例而言,卜,其可為卜5心 以及少量不純物,例如Mg及Zn的内在累積。 在加壓氧化12期間所發生的反應係由最普通的以 礦,亦即黃銅礦之反應為代表:
CuFeS2 + 5/4 02 + H2S04 CuS04 + J/2 Fe203 + 2S + H20 (1) 在反應(1)中,硫化物礦中的Cu被氧化並轉化成硫酸 銅’-種水溶性物質,亦即Cu進入溶液中,而此反應在典 型的操作壓力及約15(rc之溫度下,於酸性條件中發生(亦 即pH值低於2.0 )。然而,假使卸料pH值超過2 〇,則硫 酸銅會在高壓爸中開始水解成固態鹼式硫酸銅 (CuS〇4.2Cu(〇H)2),而銅將停留在固相中,而非浸濾至 水相中。
CuS04 + 4/3 H20 ^ 1/3 [CuS04.2Cu(OH)2] + 2/3 H2S04 (2) 因此,在加壓氧化12中的總反應(假如在溶液中所有 的硫酸銅皆水解的話)為反應(1)與(2)的合併:
CuFeS2 + 5/4 02 + 1/3 H20 + 1/3 H2S04 — 1/3 [CuS04.2Cu(0H)2] + %
Fe203 + 2S (3) 24 200912009
金屬傾向於不發生水解以外, 例如斑銅礦、銅藍及輝銅礦,以及 礦’除了在上述這些條件下,這些 以外’皆會有類似的反應,因此, 主要的反應與反應(1)類似,而非反應(3)。 在Fe礦,如頁鐵礦及磁黃鐵礦之案例中,典型而言 反應為:
FeS2 + 15/4 02 + 2 H20 i/2 Fe2〇3 + 2 H2S04 ⑷
FeS + 3/4 〇2 -> y2 Fe203 + S (5) 應瞭解’在反應(4)中,黃鐵礦會產生酸,而磁黃鐵礦 則不會(反應(5))。 由黃鐵礦所產生的酸,在加壓氧化12中扮演著決定酸 平衡的角色。假使由反應(4)所產生的酸加上在進料溶液丄3 中添加的任何酸較反應(1)中所消耗的酸(以及如記錄之其 他驗金屬礦物的對應物)為多時,則會有過剩的酸,使得 反應(2)受到限制或不存在。在此案例中,濃縮物中被氧化 的Cu亦將部份或完全地被浸濾至溶液中。 25 200912009 相反地 版使酸平衡會將所有產生 時,則反應⑺將佔優勢, 成添加的酸耗盡 將同時被水解成固體开, ” 物中被氧化的Cu /式’亦即鹼式銅鹽。 所有上述的氧化反應皆為放熱反應 調整固體百分率(亦“個㈣流,料=^會 料水溶液U的比)利用此特點。因此,聚液8及進 依靠外部的加熱或熱移❺(冷卻)下,在古壓爸:在不 150T:的操作溫度(由丨 、D壓釜内達到約 始)^ C之進料流的周圍溫度開 戈產此程序可說是自生運作,此避免對進料 ί加熱或冷卻所需的成本。這對於處理在熱交換器 中常會有結垢問題之漿液流而言為明顯的益處。 。 固體有時候,對於自生操作而言,對所需的百分比 口體所產生的熱能不足’因而可將一些熱能加至進料水容 液13。此情況發生於當次級礦物如輝銅礙存在時,且舉例 而言,相較於輝鐵礦來說,其放熱性較小。 相反地,當黃鐵礦大量存在於濃縮物中時,對應而言, =產生大量的熱能。在此案例中’必須將進料溶液η儘可 能維持冷’甚至藉由使用冷卻塔將熱移除’且亦儘可能地 使百分比固體降低以防止加壓氧化12的操作溫度超過目標 溫度。 ’ 不希望操作加屢氧化12超過i6〇t:,因為液態的元素 硫(其為在高壓蒼中之反應的產物)會進行相轉移而由流 動態轉變成黏態。此高黏度對於程序而言是有害的,因此, 26 200912009 選擇155C作為實際限度,雖然可容許溫度在155°C至160 C之範圍内變動。已知’在這些操作條件下,當高於160 C時,兀素硫亦快速氧化成硫酸,這是不合意的,產生過 多的熱及酸,並將氧氣消耗殆盡。 已發現,在某些情況下,於進料漿液8中添加界面活 性劑改良高壓签内部之元素硫的性質,且當其由高壓爸卸 出守有好處亦即使硫顆粒更細分。在操作溫度下,界面 活性劑使液態硫相的表面張力降低,使得在高壓釜中形成 小型液滴,而不是大型液滴,而在固化後之產物漿液中有 相對應的小型固體顆粒。 在某些例子中,此特點協助金的萃取,且可藉由添加 界面活性劑’例如木質磺酸鈉或其相關衍生物,例如木質 石尹、酸鈣而達成。已知其他界面活性劑,例如白雀樹皮,在 相關的鋅加壓浸濾中’亦可提供類似的功能,且在此處, 亦可能有效。 在高壓蚤中產物漿液9係於兩個步驟(其可合併)排 放,亦即: (a) 由南壓爸排放,可為批次或連續方式;以及 (b) 冷卻及洩壓,以利進一步處理,例如過渡等。 在批次排放模式中,上述之兩個步驟典型上為分開 的,實際上,一般先(b )然後(a)。 在本實施例中,漿液9係以連續模方式排放,由高溫 及高壓至大氣壓力及降低的溫度,約95°C-l〇2°C (取決於 兩側的高度,亦即周圍壓力及溶液組成)。因此,基本上 27 200912009 兩個步驟是合併的。 將熱加麗漿液9由高壓爸排放進行極快,使得有壓力 之實質上立即釋放。這種形式的漿液排放稱為的“急驟蒸發 (flashing ),由此,藉著過壓的釋放,亦即釋放蒸汽及氧 乳,使漿液幾乎立即地被冷卻,此部份如圖丨中箭頭1〇處 所不。此釋放藉由阻風門控制,且其發生於幾分之一秒間,
例如幾氅秒。阻風門使卸料與流至高壓釜的進料體積吻 合’使得體積不會有所改變。 急驟蒸發為何如此有益處無法確實得知,但其原因如 下: a)在加壓氧化 超過元素硫的熔點 12期間,亦即,在排放前,漿液的溫度 ,約 115。(:; b)藉由使熱漿液由例如15(rc急驟蒸發至i〇〇;t,一旦 溫度降到實質上低於熔點時,存在於熱漿液中為液態的元 素硫將迅速地轉變成固態;以及 )藉由)·夬速地使溫度降低’且因而迫使液-固轉變極快 速,則所產生的固態硫顆粒非常地細。 7人I» 4地’據發現此方法有益於從浸錢渣中(在 卑金屬萃取之後)萃取出更高量的貴金屬。 急驟蒸發洩壓係如圖1中14處所示。 、i而° 《加壓氧化12所獲得的卸料漿液9僅為微 :鎧,PH值為2_3,其中’在進料濃縮物中大部分的銅礦 :化成固態鹼式硫酸銅,❿非被浸濾至溶液中。因此, 在此PH值範圍下,含水硫酸銅由溶液水解而有至少一部分 28 200912009 开v成固體。然後’在後續的酸浸中處理該固體以供銅的回 收’通常在大氣壓力下。 然而’如上所示’此程序有些變數,例如,對於黃鐵 礦高量的銅濃縮物而言。 針對如此的銅濃縮物,在加壓氧化12中使硫氧化成硫 酉文根(知L的氧化)的頻率上遠高於平均例如1 〇%。在這 些情況下,需修正此程序的流程以調節所產生的過量酸, 其使漿液9的pH值降低至pH <2,此防止銅離子水解成鹼 式銅鹽。在此情況下,不會有鹼式銅鹽形成,且基本上, 斤有的Cu會在加壓氧化12中被浸渡至溶液中,因而省去 後續酸浸的需要。 為了在此種省去酸浸之案例中獲得最佳的結果,在加 壓氧化卸料時,蓄意地將PH值維持於更低,比如在pH ms (對應於約10_20 g/L之酸)。由於在加壓氧化q 中的氯離子濃度高到約12 g/L < C1,且溫度亦在高範圍 中,其合併的效果為模擬或甚至於改善後續酸浸的條件, <使進行酸π時,以將氮離子可溶性銅從誠中移除。 將藉由急驟蒸發14而由壓力容器中排出且通常含有約 ^―鄕之固體的漿液9經受液/固分離,如18處所示。典 型而言’此程序分兩步驟進行,首先使衆液稠化至約切 60%之固體’然後藉由習知的真空或加壓方法將來自增 的底流過;慮Ci 右有必要,可在過濾中進行洗滌以將夾帶的浸濾液由 濾餅中移除,牲β > &山 特別疋在έ有咼量黃鐵礦的濃縮物的案例 29 200912009 中,其沒有第二個酸浸操作。 為促進熱漿液的過濾,其在急驟蒸發14之後約為9 5 °C -102 °C,最好藉由習知的方法(例如冷卻塔)使來自增 稠器的部份溢流冷卻,並將此冷卻的物流則返回增稍器中 以使增稠器的溫度降低至約65°c或更低的溫度,適合以大 部分的過濾器過濾者。 然後,將剩下的增稠器溢流(如圖1中19所示)經受 銅溶劑萃取,如20處所示。 f , 、 若有需要’在經受處理以回收金及銀之前,通常將來 自過渡器的過濾液送回增稠器中以供進一步的淨化,而將 濾餅送至後續的酸浸。 在後續的酸浸中,將來自加壓氧化12的固體殘渣浸濾 在含有氯離子的熱稀酸溶液中,以使氰離子可溶性銅的含 量減至最少。此稱為“強化酸浸,,,簡寫為“EAL”(如圖丄中 所引用的7L件符號16所示),以與‘7〇8號專利,的程序中, I 簡寫為“AL,,的後續酸浸(常壓浸潰)有所區分。經發現, I 強化酸浸16有益於後續的貴金屬浸濾(藉由氰離子溶液), 其中銅為氰離子主要的消耗者。 強化酸反16中的主要反應為鹼式硫酸銅被硫酸溶解: [CuS04.2Cu(0H)2] + 2 H2S04 -> 3 CuS04 + 4 H20 ⑹ 硫酸可方便地由溶劑萃取中的萃餘物提供,將於下文 中說明。 操作條件與,號專利,中提及的常壓浸潰類似,但更 30 200912009 為劇烈,其具有一或多種增進之處,例如: (i) 較高的溫度:50。(: ~95。(:,較佳為75°C,而不是周圍 溫度或 20°C -40°C ; (ii) 較長的滯留時間:2-4小時,較佳為3小時,而不 是6 0分鐘; (iii) 浸濾溶液中有較高的氣離子濃度:2-10 g/L,較佳 為4 g/L,而不是0 · 1 - 1 · 〇 g/L ;以及 (iv) 較低的pH值或較高的酸性:pH 1.0-1.5,較佳為 1·3 ’ 而不是 pH 1.6—2.0。 並非所有這些強化條件需要同時實施,但顯然可由這 些強化條件的組合而獲得益處。 反應(6)在‘708號專利,所提及的“正常,,常壓浸潰中並 不盡然達到完全反應,而為上述提及的“後續酸浸,,。典型而 言’有3 - 7%的Cu含量會留在殘渣中,其顯然大部分是來 自未反應的驗式硫酸銅’其可能與赤鐵礦混合或吸收在赤 鐵礦上。可惜的是,在常壓浸潰(AL )之後,某些此類殘 留的“未浸濾出的” Cu可溶於氰離子,亦即,在程序的後續 步驟中形成可溶性氰化銅。 然而’我們已經發現,此種氰離子可溶性^可藉由前 述的強化浸濾1 6 ( EAL )實質地減少。 =而言,強化浸濾、16係於具有3叫_拌槽的反 :…且t進行,其係以重力溢流將槽與槽串聯。這些槽係 也搜拌,以使液體與固體間適當地混合。通常將凝聚 "、口至最後-個(4〜反應器中以利細粒固體凝聚,進 31 200912009 而可幫助用於後續增稠操作中的絮凝作用 次濾固體過濾的步驟會因這些細 ’但幸運的是,其充分增稠,當 ,可在合理的沈澱時間中產生具 將來自強化浸濾1 6的 粒固體的存在而受到阻礙 使用適當的凝聚及絮凝時 有45-55%固體的底流。 ( 因此’將由浸濾16中所得的漿液泵送至一連串的 6 個增稠器中做逆流式洗條(CCD迴路),錢水係添加於 最後-個增稠器中,而漿液送至第―個增稍器中經受。咖 迴路為-種建立完善的技術’其中來自每個增稠器的增稠 器溢流朝增稠器底流之反方向流動,因此確保最有效地使 用洗蘇水。 如圖1所示,在此CCD迴路中使用的洗滌水(圖i中 的物流138)部份來自程序的下游。物流138為來自後續令 和步驟35 (見下文)中的經中和萃餘物,其僅含有少量溶 解的銅及酸,使其適合用於洗蘇之目的。 根據整個CCD-EAL迴路中的水平衡,額外的洗滌水可 以新鮮水的形式添加。新鮮水有益於將CCD迴路中少量夹 帶有銅的液體移除。 此程序的優點為大部分的水皆在内部生成,因而使整 個程序運轉時’有正的水平衡,亦即,水是整體添加,而 不是將剩餘的液體流出物排出,此可能造成環保問題。原 則上,整個程序係在沒有任何此類液體流出物的情況下操 作,因而可將其視為是一種“封閉的”迴路。 因此’藉由洗滌而增稠的方式,使來自增強浸滅16的 32 200912009 殘渣與浸濾溶液分離,而使夾帶的液體移除達到最大實際 程度。 然後將最終的增稠器底流過濾,當作是操作1 7的一部 分,而產生濾餅3 1,其已準備好做貴金屬之萃取。 CCD迴路的液體產物為來自第一個增稠器的溢流,其 為經受溶劑萃取26的富集浸濾液22。 相較於‘7〇8號專利’的酸浸(AL),強化酸浸(EAL) 1 6的主要益處為使所得殘渣中氰離子可溶性銅含量減少, 進而造成: a) 改善整個程序的銅回收率’約1 %的額外回收率,舉 例而言,整體由96%至97% ;以及 b) 由於降低氰化銅形成,使氰離子浸濾中的氰離子消耗 減少。此為其主要的功效,因為在某些情況下可使氰化銅 的形成減少超過三倍。 應瞭解,相較於“正常的,,常壓浸潰(AL),強化酸浸 16的副作用為在Cu被浸遽出的同時Fe浸錢高。咸信, 其反應為:
Fe203 + 3 H2S04 Fe2(S04)3 + 3 H20 ⑺ 典型而5 ’ ‘正常的”常壓浸潰液所含有與銅一起溶於溶 :中的Fe有〇.5-1.0 g/L,但在強化浸濾16中,以含量較 门、力3 5 g/L。雖然此不是個嚴重的缺點,因隨著來自溶 劑萃取的萃餘物再循環,Fe濃度達到平衡,而Fe的淨浸遽 仍非常低’典型而言’在殘渣中約含】%的鐵。甚至有更高 33 200912009 為有利的,因為萃餘物通常會再循環至加壓氧化 疋口為硫酸鐵提供額外的硫酸根給加壓氧化12 (,、中亨尤也水解成Fe2〇3,而在高壓蚤中產生酸),因此 降低酸的需求量’進而減少蒸發的需求。 〃、又濾液(PLS )可為分別藉由加壓氧化丨2及強化 鲅次16而產生的—或兩個分開的物流19及22,接著,如 分別顯不於20及26,+ V? 丨@ ττ ^ 藉由浴劑萃取而處理此富集浸濾液以 回收銅。 將庄思到,來自加壓氧化12的浸濾液流19與先前提 到的增稠器,皿流19相同。同時,當省略酸浸i 6時,物流 22即不存在,因而溶劑萃取26不發生。 含水物流19及22典型上含有30-50 g/L的Cu及約 10-15 g/L的自由酸,如h2S〇4。
Cu溶劑萃取程序在工業上為習知技術。雖然此程序被 稱為/合劑萃取,實際上有兩個可區別的部分,萃取及汽提, 如將在下文中說明者。 在Cu溶劑萃取2〇及26期間,浸濾液19及22以適當 的有機對水相比,典型為L丨,而與有機萃取劑接觸,例 如LLX 973 (得自Cognis公司)。每個溶劑萃取2〇及 係在連串的混合器-沈降器或其他類似設備中進行,並 含有根據需求的附屬設備,例如幫浦、攪拌器及儲存槽。 溶劑萃取20及26最佳在約35。(:至40。(:且在大氣壓力 下操作。溫度通常藉由輸入物流’亦即熱浸濾液19及22 的顯熱而維持。當溫度過高時,可使用熱交換器或冷卻塔 34 200912009 以將溫度控制至約40°C。相反地,當天氣冷時,若有需要 可藉由熱交換器供應熱能。 有機卒取劑係以煤油相稀釋以有最適的效能,典型而 言’用以產生40體積%的萃取劑。 如下所述,送至萃取20及26中的有機物流23係源自 此的 >又提部分’且亦稱為“汽提有機物(S Ο ) ’’。典型而言, 其含有溶解的7-8 g/LCu,取決於組成而定,亦即稀釋劑中 的萃取劑百分比,以及其他因素。 將在萃取20及26中所使用的混合器-沈降器中的水相 及有機相混合物授拌約2-6分鐘,然後將其運送至混合器_ 沈降器内的靜止區中以使相達最大分離(藉由重力),並 分離。此程序一般在另一個在逆流模式下操作的混合器-沈 降器中重複,亦即使有機物流與含水物流成逆流方式流動。 此使得有機物流的負載達最大,同時仍自含水物流中 萃取出最大量的銅。 亦可能使用另可選擇的混合及沈降配置’舉例而言, 具有不同設計之脈衝式管柱。 如圖所示,將來自溶劑萃取20及26的負載有機萃取 劑24及25合併而形成合併物流,"載有機物(l〇), 當使用40體積%的萃取劑時,通常含有n_2〇g/L的銅。 耗乏的含水物流,“萃餘物,,,即分別為溶劑萃取2〇及Μ 的物流40及41,典型含有i〇—15g/L的。及4〇_65^的 二由酸(H2S04),且在可能的中和後再循環以供進一步的 浸濾,如將在下文中說明者。 35 200912009 然後,將負載有機物(LO) 27藉由與強酸物流29 (亦 稱為“汽提電解質(SE) ”)接觸而汽提出其cu含量,如28 處所示,該強酸物流29從電解提煉3〇再循環,且其將負 載有機物(LO) 27轉化成汽提有機物(s〇) 23。然後,使 汽提有機物(SO)再循環至萃取2〇及26中’以完成迴路, 如圖1中物流23所示。 藉由汽提程序28而使汽提電解質29中富含有Cu,因 而轉化成富集電解質(PE) 32,其被運送至電解提煉3〇做 Cu的回收。 由溶劑萃取迴路26產生的萃餘物41為酸性。如上所 述,其有部分為加壓氧化12或強化酸浸16或兩者所需。 然而,一般會有過量的萃餘物41,如下所述,其將被中和。 如44處所示,萃餘物41分流成三個物流,46、47及 48。萃餘物分流44視加壓氧化12及浸濾16之需要而測定, 而將剩下的部份中和,如3 5處所示。 富集電解質32(PE)含有約45-50 g/L Cu及約150-160 g/L自由酸(如出8〇4),且經受電解提煉3〇以使&濃度 降低約1〇-丨2 g/L Cu而產生呈高純度陰極形式的金屬銅。 電解提煉30通常在連續模式下進行,而每5_8天進行陰極 的剝除。 在電解提煉30期間,富集電解質32被轉化回含(^含 量耗乏但酸性較高的汽提電解質29。汽提電解質29的組成 為約35-40 §/[(:11及約170—18〇以[自由酸,之後將其使用 於溶劑萃取迴路中做更多汽提步驟。此完成汽提電解質—富 36 200912009 集電解質的循環。 在加壓氣彳卜19 至乳化12中,濃縮物中 必須將其移除以避免累穑。“量的心皮氧化成硫酸, 上述的、 邛分此種硫氧化作用係由於 上返的κ鐵礦反應(4 )所致。 如圖1中33及35處所示,益山攸七上 26 ^ ^ 糟由將來自溶劑萃取20及 的兩個卒餘物流40及41之—或二者部份中和而將硫酸 移除。實際上,因為並非所有的酸皆應被+和,因而僅一 部^萃餘物41被中和,剩下㈣浸濾16及/或送至加壓 乳 ㈣進料所需,舉例而言,如反應⑴中所示。 中矛33及35分別作用於來自溶劑萃取2〇的萃餘物扣 及萃餘物的經選擇部份(在分流44後的物流4”,使 用石灰石’以〇3,而與含水物流中的自由酸反應。此程序 係在-系列以重力溢流,聯的攪拌槽中進行,很像強化酸 浸16。此形成作為固體副產物的石膏,CaS〇4.2H2〇,如刊 及 处所示將其過濾並洗務。將來自兩個過遽步驟3 6 及37的石膏濾餅合併做處置。然後,使來自過濾刊的濾 液或經中和的物流與剩下的酸性萃餘物(物流46)混合, 如38處所示,所得產物為用於加壓氧化12的進料物流13, 藉此而完成迴路。使用來自中和35的濾液作為在強化酸浸 16之後的CCD迴路(液/固分離17)中的洗滌液13^使 物流48再循環而用於浸濾1 6中。 如圖2中5 0處所示,依照金及銀的含量,使來自強化 酸浸16 (在液/固分離17之後)的殘渣經受浮選。在此程 序變化中’當省略浸濾16時,毫無疑問地,殘潰3 1將來 37 200912009 自於加壓氧化12及液/固分離18。 經液/固分離17及18後,只要實 私M j胥霄際上可仃,使固體經 „以移除夹帶的溶液,因此有利於貴金屬的萃 取,尤其是藉由降低可溶性〜的輸入而達成。 浮選50的目的為去除貴金屬價值最小的,典型而古, <〇.5g/t金或銀同等物的尾逢流”,而仍從來自浸濾“的 殘漬中回收超過9〇%的貴金屬而形成浮選濃縮物η。浮 選50的主要目的為防止氧化鐵及礦渣進入尾渣流u中。 回收至濃縮物54中的主要成分為元素硫、未反應的硫 化物及最重要的貴金屬。 浮選50是一個視情況可選用的步驟,在所有案例中並 非必要的,但對於具有特別低等級金及銀的濃縮物而言, 是有用的步驟,因為低等級不足以讓金一銀的回收步驟具有 經濟效益。 相反地,浮選50不適用於高等級材料,因為進入尾渣 流5 2中的損耗很可能構成經濟效益的縮減。雖然浮選5 〇 為有效率的’但其並非1〇〇%有效,不可避免地會有某些小 量的貴金屬(1 -1 0% )損耗進入尾渣流52中。 然而,藉由將尾渣52去除,如是產生的浮選濃縮物54 具有較小的質量,有提高的貴金屬濃度,因而使後續金—銀 回收的成本較低。 質量損耗係取決於進料材料中元素硫及未反應硫化物 的比例,但一般而言,約30-65 %的質量損耗可因應1.5至 2.5倍的貴金屬含量(如g/t)的提高而達成。 38 200912009 將尾渣5 2去除傾向於降低後續氰化步驛的成本。此尤 其適用於當金及銀的價值低而可能不足以負擔此程序的成 本時,除非可達成某種升級。 浮選程序50係依照已建立完善的浮選準則。由於元素 硫為主要被浮選的成分’且其為容易被浮選的礦物,因此, 浮選所需的試劑量不多,僅為小量(2〇_1〇〇 g/t )的起泡劑, 例如 AerofI〇tTM ( Cytec Corp.),以及約 5〇 — 100 g/t 的收 集劑,例如Aer〇TM 5688 ( Cytec Corp.)。貴金屬的回收效 果可藉由特殊的金-銀收集劑而提昇,例如Gaiact〇s〇iTM (Cognis Corp.)。 浮選50 —般係在殘渣3 1的原本pH值下進行,在水中 漿化後之後,亦即約pH 1.5 - 2_5。浮選迴路典型而言剛好 具有六個粗選機槽,而沒有淨化器或清潔器,且具有約3〇 一 120分鐘的總滯留時間。 經浮選5 0後,將濃縮物(漿液)過濾5 i (參見圖2 ) 而產生濃縮物(濾餅)54。 根據殘渣31中的硫含量,如是產生的濃縮物54 一般 具有約35% - 70%的殘渣31的質量回收率。這種高的質量 拉力確保貴金屬進入尾渣52的損耗最少。 典型而言’金及銀回收至濃縮物54中是90%過量,而 s的回收率甚更高。最終的元素s等級在濃縮物54中一般 而言介於35%及75%之間。接著,處理濃縮物54以回收責 金屬,而將尾渣52與最終殘渣一併丟棄至尾渣池中。 如60處所示,使浮選濃縮物(濾餅)54漿化,在該處, 39 200912009 其係與再循環的盔效象雜; …氰離子、备液56混合而形成高密度漿 液’適合泵送至加壓容器中。典型而言完成的聚液為約 _ W㈣。使料循《效溶液56取代水,因為此使水 添加至氰化迴路中的量滅5甚 成至最少,因而使水平衡所需的汽 流減至最少。 同時,添加熟石灰58以中和任何殘留在濃縮物M中 的酸成分’並且將pH值提高到、約pHl〇_n,以準備氛化。 每噸的殘潰54需約25 —5〇kg的石灰,意指,在此程序 』門《渣54中的某些固體成分會與石灰58反應,由於 菫過咼而無法以存在殘渣54中的少量夾帶酸計量。咸信, 有某種黃鉀鐵礬類型的相,連同赤鐵礦_併存在於殘渣Η 中,其將解釋相對高的石灰消耗量,由於已知黃甲鐵戴以 此方式與石灰反應而轉化成單純的Fe氧化物,並在此中釋 放出酸式硫酸鹽。 此程序中的下個步驟為加壓氰化70,其中來自酸浸 Μ,或者若無酸浸16存在,來自加壓氧化12的經製漿及 中和的殘渣丨〇卜無論是否有浮選升級係在約^ 〇〇〇一1 〇,〇〇〇 kPag ( H5-1450 psig)之高壓氧氣116存在下,以再循環 的氰化物(鈉)溶液73浸遽。 不像‘474號專利,之程序,在氰化前不需要硫移除的步 驟(針對元素硫),因而大幅地簡化程序並降低成本。此 種簡化部份係藉由時程短的氰化達成’此使硫氰酸鹽形成 的時間減到最少,且亦藉由急驟蒸發達成,其在加壓氧化 後’使夹帶在固體(元素)硫顆粒中的貴金屬量減至最少。 200912009 大體上,再循環的溶液提供加壓氰化所需的大部分氣 離:㈣,但在迴路各4中不可避免的氰離子損耗係:由 在濃縮溶液中添加小量的補充NaCN( 103),例如25—2〇〇 /L [NaCN]來補償。 g 此程序可在溫和攪拌的加壓反應器(高壓釜)進行, 其與加壓氧化12中所使用反應器類似,但其係在較少S拌 且在周圍溫度’亦即,@ 5°C-35t:下操作,雖然亦可使用 更高的溫度。此程序可以批次或連續模式進行,但最可能 的情況為後者較適合用於工業應用中。 口口另+可選擇地,可使用長度長且相對小直捏的管線反應 益藉以達到紊流條件(具有極大的雷諾數),以誘發適 當的相混合(氣體、液體及固體),如此類反應器已知者。 滞留時間相對而言較短(相較於傳統常麼氛化),約 H20分鐘,意外地,此情況被發現足以在此條件下從殘 渔54中獲得極佳的貴金屬回收率。相反地,傳統(常幻 亂化具有較長的滞留時間’例如24_72小時。根據可隨濃 化物的不同而改變的金溶解速率,滯留時間可在上述限度 之間變動。 已發現加壓氰化70具有今人藝气^ 、’ 7人駕冴但非常重要的益處。 短滞留時間使氰化期間硫氰酸鹽(NaSCN)的形成減至最 少’甚至在使用高壓氧氣之情況下亦然。相較於使用上述 典型具有長滯留時間的常屡着 汰好认 变氰化’硫鼠酸鹽的形成可因而 大幅減少。相較於傳統具有#囟 ’長滯留時間的常壓氰化,本發 明t硫氰酸鹽形成可減少多達1〇倍或更多。 41 200912009 (應注意,在此說明書中,為了簡便,省略了大部分 化口物中的納’因此硫氰酸鈉(NaSCN)-般僅稱為“硫氰 酸鹽’、氰化鈉為-般的氰離子浸渡劑,雖㈣使用其他化 口物,例如氰化鈣。氰化銅化合物(NasCuCCN)4 ) —般稱 為氰化銅等等。) /辰縮物54之氰化70的主要副產物(除了溶解的貴金 屬外)為氰化銅(雖然尚有其他種,但典型而言為 Na3Cu(CN)4)、硫氰酸鹽(NaSCN)及氰酸鹽(NaCN〇)。 這些為造成高氰離子消耗量的物種,因此’使這類成本高 的副產物減至最少即為本發明的重要目標。 尤其,過量硫氰酸鹽的形成可能有礙於此程序的經濟
效盈,此乃由於這種形式的氰離子損耗一般無法藉由習知 方法而回收D 溶液中氰離子的濃度對於本發明而言極為重要,尤其 是活性氰離子及總氰離子濃度。 為了在銅濾渣的加壓氰化程序期間達到符合要求的金 及銀的浸濾效果,已發現必須將活性氰離子(一種在以下 術語定義中說明的術語)維持在高含量。需要約1〇〇〇 ppm 或mg/L作為活性氰離子的NaCN以達到高金及銀回收率, 雖然此可從約500變動至2000 ppmNaCN活性氰離子。 亦發現有必要將總氰離子(如術語定義中所定義的術 語)限制在約3000-4000 ppmNaCN,以使成為HCN蒸氣, 最終殘渣中的夾帶氰離子溶液等氰離子損耗減至最少,另 外亦使加壓氰化期間的硫氰酸鹽形成減至最少。實際上, 42 200912009 總氰離子濃度可從1000變動至10,000 ppMNaCN,但已發 現,3000-4000 ppm的範圍是最適當的。此情況可在氰離子 損耗、最小規模的工廠及符合要求的金及銀回收之間提供 最佳的折衷。 由加壓氰化70所得的漿液71,舉例而言,係以連續方 式從加壓容器中排放出,並暫時儲存於儲存槽中,如72處 所示,將該漿液過濾,且為了獲得最佳的金及銀的回收效
果,先以無效溶液1〇5第一次洗滌,接著以新鮮水115洗 滌,以獲得最佳的氰離子溶液回收率。舉例而言,將含有 低於約0.2Ppm金的所得濾餅(117)處理棄於尾渣。接著, 74處所示,先藉由習知的碳吸收或其他吸收劑,例如為 此目的發展的專屬樹脂,處理經合併的濾液118(富集溶液) 、回收貝金屬,接著,在所得的無效溶液76再循環回加壓 鼠化容器(如物流73所示)之前,處理該無效溶液做氛離 子的回收。 藉由一或數種商業實施的程序處理來自碳吸收74的負 ,碳或樹月旨75,以回收貴金屬。典型而言,此包括碳或樹 月曰的’谷析77,接著進行析出液79之電解提煉80以獲得金/ 報產物。 如13〇處所示,將來自碳吸收74的無效溶液76分流 成物机104及132。經受氰離子回收程序的物流為物流m。 將不經X氰離子回收的剩餘物流1〇4再循環,並在Μ# 戶 處刀机而形成物流1 〇5、1 〇6及56,其分別用於上述 斤提的第-欠洗滌、加壓氰化70以及製漿及中和步驟6〇。 43 200912009 氰離子回收程序相當的複雜,且有許多變異。基本上, 必須處理無效溶液76以將上述所列的三種副產物移除,亦 即,Cu、硫氰酸鹽及氰酸鹽,否則,其將不定地累積在再 循環溶液104中。 主要藉由著名AVR(酸-揮發-再中和)程序之改良修飾 來處理氰化銅,其中大部分貼附在氰化鋼錯合物中的氰離 子皆被回收成活性氰離子(NaCN),並使其再循環而用於 f 更多的金及銀浸濾(物流73)。因此,氰離子轉化成氰化 鋼之氰離子並非氰離子的淨損耗’但其確實代表在再循環 中的一種成本。使氰離子錯合物中的銅沈澱為固體CuCN或 固體Ci^S (使用一種硫化物沈澱劑,例如NaSH ),見下文, 或較佳為固體CuSCN。在大部分情況下,藉由後續的處理, 例如藉由再循環(物流82 )至加壓氧化12,此種Cu可從 此類沈殿物中回收,且因此不算Cu回收中的損耗。 一般而言,已發現使用CuSCN沈澱法將cu移除是有 ( 益處的,因為此同時將硫氰酸根離子從再循環的氰離子溶 液中移除。此程序在酸化及沈澱78期間進行,此時,無效 洛液132被H2S〇4( 113 )酸化,以使pH從驗性(pH 1 〇 _ 11 ) 降低至酸性範圍(pH 2 - 4 )。在酸性溶液中,氰化鋼錯合 物不穩定,會形成HCN、Cu+及Na+離子,因此使Cu+離子 與SCN-離子反應而形成不可溶的CuSCN。總反應為:
Na3Cu(CN)4 + 4 H2S04 + 2 NaSCN CuSCN(s) + 8 HCN(g) + 4 Na2S〇4 /〇\ 44 200912009 然而,反應(8)要同時將Cu及SCN從溶液中移除的程 度’本質上受限於存在量較少的成分。根據送至加壓氰化 70的進料材料,以及加壓氰化70的操作條件,有可能形成 過量的Cu或者過量的SCN。舉例而言,在加壓氰化70中, 較長的滯留時間會造成高的SCN生成量,而在酸浸16 _不 恰當的浸濾造成在加壓氰化70中存有高量的cue又,基於 目前尚未完全瞭解的原因,在加壓氰化7〇中SCN的生成量 會因使用不同的進料材料而有不同。 可藉由酸化而沈澱成固體CuCN以將過量的Cu (超過 反應(8)的需求量)移除,如以下反應:
Na3Cu(CN)4 + V/2 H2S04 -> CuCN(s) + 3 HCN(g) + V/2 NazS〇4 (9) 或者,藉由使用例如NaSH的試劑硫化以沈澱固體 Cu2S,如以下反應:
2 Na3Cu(CN)4 + NaSH — Cu2S(s) + HCN(g) + 7 NaCN =可藉由使無效溶液經由氰離子破壞迴路_流而將 過里的SCN移除’如下述。 上述說明的第三種副產物為氰酸鹽,或⑽ 化7〇期間會形成小量的此化合物,其被認為與銅的氛2 間銅離子(Cu2+)還原成亞銅離子A。有關。令人 地,CNO的形成量相當小, ,〜冴 少,作仍為^ 中來自CU的氰化的量還 二::仍為顯者。亂酸鹽傾向於在再循環過 浴液中’最終必須以某些方式將其移除。、 45 200912009 餘的SCN l鼠:可子從破:迴路%處理溶液時,CN〇及任何殘 物種就我們'^ €路巾排放而進人㈣池巾,因為這4b 物種就我們所知並不被考慮有毒性。 、一 以'I:!*離子回收的酸化78係在密閉式反應器中進行, „的HCN瘵氣,並連續添加硫酸113以達到η 二。早:管式反應器是適合的’在周圍溫度下的滯留時; …於靜態混合器已足夠,因此不需要機 f
如8 4處所示,酸化艰达e,及#, 7液81係藉由附加的過濾器過 = CUSCN固體82及其他沈搬的固體,例如CUCN,而 新^及水相Μ"'併留在據液85中,其銅含量低。可以 "4洗滌濾餅,並將其再循環至加壓氧化^進行 Cu的回收。 85在88處分流成兩 89中,而另一物流 以在經受氰離子破壞 如88處所示,將濾液/氣體混合物 個物流86及87。一物流86進入中和 87則進入HCN汽提92及吸收94中, 階段90前移除大部分的氰離子。 的需求而測定(最終將 部分則根據限制氰離子 品位的需求而測定(限 。據發現,約3000 ppm 損耗降至最低而言為適 分流88,有部份係根據水平衡 輸送至汽提92的物流丟棄),而有 在再循環無效溶液73中的總氰離子 制HCN蒸氣在整個迴路中的損耗) 總NaCN的上限值對於使揮發物的 當的。
Cu濃度而測 氰離子品位大部份進而由與氰離子錯合的 46 200912009 田Cu次濾低時,氰離子品位亦低’若在足夠低的情況 下’所有的酸化產物即可進人汽提塔92中。' 相反地,冬、兮必+ 士 田 /冗慮尚時’更多的酸化產物必須經過中 口 —1·曰 疋巧提92 ’因為此路徑使更多的Cu沉澱在在 下個循環直到酸化。 〇中和89的目的為將PH值提高至用於加壓氰化7〇中的 程度,亦即PH 1〇_1 1,並且使此物流再循環成無效溶液(物 流 73)。 使用苛性鹼11 9作為中和89的試劑。每噸送至工廄的 進料萬約2-4 kg的NaOH。一些額外的NaOH係藉由來自 HCN吸收94的產物物流12 1供應。 中和89期間的條件典型而言為5 _ 6〇分鐘滞留,於周 圍μ度下,於密閉反應器中,以防止HCN蒸氣的損耗。機 械攪拌反應器或靜態混合器都適合,使用連續添加及排放。 在操作期間,使用添加的Na〇H ( 119 )或已在溶液中 作為Na源的NasSCU使HCN氣體轉化回NaCN。 在汽提92期間,在填充塔中,藉由空氣流的接觸而將 遽液流(酸化產物)87中的HCN氣體汽提出,此方便地以 連續操作模式進行’而產生HCN蒸氣93及含低氰離子的 浴液96。在所使用的PH值pH 2_4之情況下,HCN可容易 地被汽提出,且實際上觀察到定量的HCN回收率。 周圍溫度是適當的’且每分鐘内每m2填充物中約1.0 升的空氣流1 〇 7是適當的,雖然此可能變動甚大。 然後’使用習知的吸收實務,以連續方式,使現含有 200912009 HCN的氣體產物93在苛性鹼溶液112中吸收94。已發現 泡罩板或填充塔是適當的。 在吸收器94中的條件為以濃縮形式添加Na0H 112以 將pH值維持在pH i丨_12。Na〇H的消耗量典型而言為2_4 kg/51頓殘渣。 在吸收器94中,HCN會轉化成NaCN以產生NaCN溶 液121,然後,其會進入中和反應器89中,而與其他濾液 〆 物抓86形成合併物流,其經再循環為流至加壓氰化的 無效溶液73。將洗淨的氣體123排出至大氣中。 氰離子破壞90係用以處理來自汽提塔92的低氰離子 溶液96,以維持整體水平衡,並且將某些不定累積的不純 物排出。 更具體地’根據習知技術,使用so2或過氧化物作為 氧化劑111、空氣11G及硫酸銅1Q8 (作為催化劑)而經由 氰離子破壞迴路90處理低氰離子溶液96。使用熟石灰1〇9 ^ 提高並維持在pH 8。
I 藉由空氣/so,混合物110/111使可能存在於溶液%中 的強酸可分解氰離子種有效地氧化成氰酸鹽。明顯地,SCN 並不會被此程序影響,且實際上,其並沒有改變。 主要的產物物種為氰酸鹽,CN0,其被認為對於環境 相對地無不良影響,因此可將其排放至尾渣池中。 典型而言,以連續模式使用兩個反應器,其中在第一 個反應器中使用熟石灰將pH值控制在pH 7_9,而空氣 進入此兩反應器中。空氣混合物中的S〇2含量典型而言為 48 200912009 1-2。/。,但可變動。硫酸銅係以約〇 〇3 kg/t殘渣的劑量添加。 合併兩個反應器的滞留時間為約4—8小時,且周圍溫 度是適當的。 然後,如98處所示,藉由真空方法將來自氰離子破壞 反應器的產物漿液過濾而產生濾液1〇〇及濾餅1〇2。濾液 10 0可再循環回加壓氧化12或被排放至流出物或尾渣池中。 濾餅1 02大部分由石膏(>95% )組成’含有微量的Cu 及Fe (來自微量的氰化鐵,其亦被浸濾出)。其被送至尾 邊。 以下提供數個實施例以論證新的改良。 表1 A顯示用於實施例中所使用的不同濃縮物的主要分 析結果。表1B概要說明由礦物學家所測定的礦物學鐘定結 果,與分析結果一致。 表1A :實施例中所使用的濃縮物的分析結果 濃縮物編號 銅 鐵 硫 金 銀 I 26.4% 29.9% 35.4% 8.9 g/t 64 g/t II 28.3% 25.8% 28.8% 9.1 g/t 51 g/t III 28.5% 29.9% 26.4% 12.0 g/t 32 g/t IV 28.3% 28.9% 31.7% 7.1 g/t .. 15.5 e/t 表1B :實施例中所使用的濃縮物的估計礦物學鑑定結果 濃縮物編號 黃銅礦 銅藍 斑銅礦 頫錮璐 黃鐵礦 磁m德 I 63% 1% 6% x 21% x II 60% 1% 11% x 12% x III 73% X 4% 0.5 % °-5〇/o 10% IV 82% X X x 6% x 49 200912009 實施姓 以下實施例顯示使用習知拮 技術處理鋼-金濃縮物的結 果,亦即加壓氧化及浸濾、以萃取銅,接著在大氣壓力下卜 氣中)α適量的氰離子使殘潰氰化以回收金及I。 二 a)銅萃取 將143 g主要由黃銅礦構成且含有2〇%黃鐵礦及少量斑 銅礦的濃縮物I置於實驗室級棒磨機中濕式研磨i 97%通 ( 過45微米筛網。對於銅濃縮物而言,黃鐵礦之含量相對較 高,在濕式冶金銅回收程序,例如在‘7〇8號專利,中所描述 的程序中,此一般會導致高度的硫氧化。使用i〇5〇 mL袓 成含有12 g/L的α、12 g/L的Cu及15 §化的H2S〇4之 CuSCU-CuCh-HJO4溶液使經研磨的固體形成13〇 g/L固體 的聚液。將該漿液置於2L的鈦製高壓釜中,然後將其密封, 並外部加熱至150X:。一旦達到目標溫度,在15〇χ:之操作 溫度下,在高壓下將高純度(100%)氧氣供應至高壓釜中 G 以達到總壓1380 kpag ( 200 psig)。在此溫度下,漿液具 有約4 1 〇 kPag的蒸汽壓,因此,非凝結性氣體的分壓為約 970 kPag。此主要為氧氣,但含有少量在密封過程中夹帶的 氮氣’及一些C〇2 (其可在反應期間形成’來自於進料酸與 樣品内少量碳酸鹽礦物間之副反應)。 基於與硫化物礦物的反應’例如反應(1 ),氧氣只要— 經供應’即會在高壓爸中迅速地被消耗。然而,容器中的 壓力係藉由新鮮氧氣供應槽而維持在約1380 kPag,在該供 應槽上裝設設定在此壓力下的恆壓調節器。以此方式持續 50 200912009 反應90分鐘,同時,藉由供應有冷水的内部冷卻線圈而將 溫度維持在150。〇。在此期間中,劇烈地攪拌漿液以使氧氣 細緻地分散在漿液内並達成快速的反應速率。 _藉由'則里供應給咼壓爸的氧氣槽的重量損耗來測定氧 氣的吸收量,並校正少量的損耗。在這些條件下9〇分鐘後, 使用内部冷卻線圈及緩和地洩壓而在一段數分鐘的期間使 所得的漿液冷卻至8(rc。然後,過濾該漿液,並以水徹底 地洗滌,而產生118 g含有〇.96%銅、1〇.〇 g/t金及Μ经八 銀的殘渣,985 mL含有44 g/L銅、12 g/L氯、9 g/L自由
酸且pH值為ι_39的初級濾液,以及2125 mL含有1.8 g/L 銅及〇. 5 g/L氣的洗滌濾液。 由於黃鐵礦的氧化’產物液體的酸度夠高,因而不會 形成驗式硫酸銅,且所有的氧化銅皆被浸濾出。因此,不 需要進一步的浸濾以回收銅,有97%的銅進入溶液中。 應瞭解’由於在此種小型測試裝置内的機械因素,某 些少量金及銀的損耗可在此步驟中發生。未偵測到明顯的 金或銀的溶解。 b)金及銀的萃取 在覆蓋的玻璃燒杯中,使用98mL在周圍溫度(20°c ) 下的新鮮水將45 g由銅浸濾獲得的殘渣製漿成39〇 g/L固 艏’並使用2.3 g漿液狀的石灰(250 g/L石灰漿液)將其 pH值提高到10.6。將0.25 mL之100 g/L NaCN溶液添加至 漿液中,以獲得0.25 g/L NaCN的初始濃度,並開始氰化程 序。使用一般的空氣限制進口,在周圍溫度及壓力下緩和 51 200912009 地攪拌漿液72小時。當試驗完成後,將漿液過濾並以新鮮 水洗滌’而產生47 g含有8.2 gA Au及24.8 g/t Ag的濾餅, 54 mL 含有 166 ppm 總氰離子、77 ppm Cu、8 ppm SCN、 〇·7 ppm Au、8.3 ppm Ag、28 ppm CNO 的濾液,以及 359 mL 含有 17 ppm 總 NaCN、8 ppm Cu、2 ppm SCN、0.08 ppm
Au、〇·9 PPm Ag及3 ppm cN〇的洗滌水。根據溶液及殘渣 分析兩者,由此殘渣所得金回收率為丨5%β銀萃取率為45〇/〇。 表5 A、5Β及5C顯示此實施例的更多數據及計算結果。 c)結鑰 銅的萃取效果良好,但金的萃取效果不佳。 就0.5 kg的NaCNA殘渣而言,在金萃取中試劑的消耗 量在典型用於金礦者的範圍内,但金及銀的萃取不佳。因 此,結論為此實施例所使用的程序條件(傳統上在周圍空 氣壓力下的氰化)不適用於銅殘渣。很多添加的氰離子因 氰化銅或硫氰酸銅的形成而消耗,因而沒有足夠的自由氰 離子可用於金及銀的萃取中。 此實施例說明了面對此程序中從銅殘渣萃取金及銀的 挑戰的基本難處。 實施例2 以下實施例說明增加氰離子濃度對於金及銀回收以及 對於亂離子消耗的效果。 為了使因高濃度而造成的氰離子
以補償氰離子的損耗, 阳吁添加部份的NaCN (總量的 個過程中,緩慢地添加剩餘的9〇%, 並使氰離子的濃度全程維持在較高 52 200912009 量狀態。 a) 銅萃取 再次將143 g的濃縮物I (表丨)研磨並在一批次程序 中經受加壓氧化,條件與實施例丨中所描述者類似,除了 較少的滯留時間,60分鐘。將含有1〇 5 g/L金及43 §几銀 的洗務殘渣用於金及銀的萃取。 b) 金及銀的萃取 使用新鮮水將121 g由銅萃取獲得的殘渣製漿成4〇〇 g/L·固體’並使用石灰將pH值中和成1 〇.6。將少量1 〇〇呂化 的NaCN溶液添加至漿液中而使漿液中達到〇·5 g/L Na(:N 的初始濃度,並開始氰化程序。如先前一樣,在周圍溫度 及壓力下,於一小型、部份覆蓋的燒杯中攪拌(溫和地) 漿液66小時。 在此試驗的第一個60小時的時程中,持續性地以每小 時〇_8 mL之速率計量添加濃NaCN溶液,直到總共5 g/L NaCN添加至漿液中。66小時後’將漿液過濾並以新鮮水洗 務,而產生含有4.2 g/t Au及6.2 g/t Ag的濾餅(126 g), 含有 1.47 ppm Au、10.2 ppm Ag、2796 ppm 總氰離子、3500 ppm SCN、1098 ppm Cu、169 ppm CNO 的濾液(3〇〇 mL), 以及含有 166 ppm 總 NaCN、57 ppm Cu、172 ppm SCN、 0.09 ppm Au、0_6 ppm Ag 及 11 ppm CN〇 的洗滌水(135〇 mL)。 根據固體分析,由此殘渣所得金萃取率為5 8.丨0/〇,而銀 則為8 5.1 %。 53 200912009 更詳細的結果如以下表1 〇所示。 C)結論 使用傳統氰化(在周圍壓力下)添加的額外氰離子(較 實施例i高出Η)倍)可得到較佳的金及銀的萃取,作仍為 無法接受的低。又,試劑的消耗量極高,其為i76kgNaC顺 殘渣。 實施例3 以下實施例重複實施例2的侔侏,介β由 f 刃彳汆件亦即在周圍空氣壓 力下氰化,且在浸濾期間持續添加氰離子,但更進一步將 氮離子的濃度i高以‘顯示其對於金及銀回q欠的效果。 a) 銅萃取 再次將濃縮物I研磨並在一批次程序中經受加壓氧 化’條件與實施例2中所描述的條件類似。 在這些條件下加壓氧化6G分鐘後,使㈣冷卻、過渡 而產生初級濾液,然後徹底地以水洗滌而產生含有1 銅、1〇.5g/t金及56§/1銀的殘渣,以及次級或洗滌濾液。 基於殘邊的銅含量,銅的萃取率為97%,而質量損耗為17〇/〇。 b) 金及銀的萃取 在如實施例2及3中的小型玻璃燒杯中,使用新鮮水 將75 g由銅萃取獲得的殘渣(乾基)在周圍溫度(〜2〇(;c ) 下製漿,並使用石灰將ρΗ值調成1〇.6。經製漿後,漿液的 口體雄度為1 50 g/L固體,較實施例2為低。選擇此密度, 口為有較大ϊ:的氰離子將被添加。將漿液的固體密度降低 字¥液中的亂離子稀釋的作用,因而可減少揮發損耗。 54 200912009 將 14.3 m Τ 1 λ Λ 氰化程序,在、、” Φ 溶液添加至漿液中以開始 期性的時間間I ::刀始濃度為〜3°〇0 _。在週 m 進—步添加濃NaCN溶液,藉以維持3〇〇〇 商疋的氛離子濃度(經由滴定而測定),參見以下 我在氰離子添加步,驟間,,經滴定的氰離子漢度 降低。圖3顯示滴定的氰離子對時間的作圖。 〜在氰離子浸濾的首7個小時内有五次_溶液添加, :次f 1 ―2小時的間隔。每次皆添加足量的氰離子以將滴 疋的氰離子提高到高達3〇〇〇 mg/L的程度。 在7小時後,在無進一步添加的情況下持續氰化1 7小 時(過夜)。隔天在進一步滴定後,再添加3次,最後一 次在第28小時。進一步攪拌該漿液2〇小時(總時間為48 小時),然後終止試驗。將該漿液過濾以獲得濾餅、遽液 以及洗蘇滤液,依照實施例1的方式分析各項。此實施例 的NaCN添加分佈型如表2所示。 表2 :實施例3中NaCN的添加情形 時間 (hrs) 經滴定的NaCN (g/L) 添加的NaCN 克數 累積的NaCN 克數 累積的NaCN劑量 (kgNaCN/t 進料、 0 3 1.4 1.4 18.7 1.3 0.61 1.1 2.5 33.3 2.3 1.5 0.73 3.23 43.1 3.3 1.25 0.86 1.09 54.5 5.3 1.04 0.98 5.07 67.6 7.3 1.14 0.95 6.02 80.3 23.3 0.23 1.43 7.45 99.3 24.8 1.18 0.95 8.4 112.0 28.8 0.89 1.13 9.53 127.1 48.0 X 0 9.53 127.1 55 200912009 在整個 zl I j. 8小時的滯留時間中,總共添加9.5 g的
Na_CN ’ 或去 1 ς . 考 15」g/L 的 NaCN。 本實知例的更多數據及結果顯示於表5A、B及C中。 最〜的產物液體含有5040 mg/L的SCN。在本實施例 中金及銀的回收率分別為91%及98%,較實施例1及2 有所改。iik rTrt Λτ D '、、、而’ fl離子的添加總量為127 kg NaCN/噸進 料固體’對於具有經濟效益的程序而言此添加量過高。從 產物液體的溶液分析,計算出因形成硫氰酸鹽而造成的 NaCN損耗為28 kg/t進料,因銅所造成的為i7 kg/t進料, 而因形成氰酸鹽所造成的為19 kg/t進料。根據推測,剩餘 的損耗係因揮發以及任何未使用而殘留在浸濾溶液中的氰 離子。 Ο結果的闞述 由此實施例所獲得的數據顯示在圖3中,其中經滴定 的氰離子含量顯示為時間的函數。由圖可知,在首先的幾 個小時内,經過短暫的時間後,亦即在一小時内,滴定的 氰離子濃度由3000 mg/L急促地下降至150〇 mg/L或更低, 顯示在此階段中氰離子的消耗快速,可能主要由於氛化銅 的形成所致。 在前24小時最後,滴定的氰離子已降低至約2〇〇 mg/L,隨後續添加NaCN,觀察到經滴定的氰離子進一步(較 緩慢地)降低,可能由於硫氰酸鹽的形成所致。 在試驗終了時’經測量’渡液中的總氰離子量為2227 mg/L NaCN。同樣地’滤液中的Cu經分析為8〇2 mg/L的 56 200912009
Cu。經由這些分析,可能要考量在此階段的溶液中是否存 有任何具有活性的氰離子(參見術語定義),亦即,未另 外錯合且因此可用於金浸濾的氰離子。 ^在試驗終了後所取得的樣品中,氰離子的總量(以重 置計)不足以使所有的Cu都錯合成四氰錯合物,亦即,其 小於Cu的濃度的3.085倍: ⑴需要 802 mg/L Cu X 3_〇85 = 2474 mg/L 的 NaCN 以使 所有的Cu錯合成四氰離子錯合物; (ϋ)觀察到的總氰離子量為2227 mg/L的NaCN ;以及 (in)計算而得的活性氰離子=2227_2474 = _247 mg/L,亦即為負數。 然而,此(-247 mg/L的活性氰離子)為在氰離子浸濾 期間,亦即48小時結束後所計算出的數值,且在最後的2〇 小時中,亦即在28—48小時期間,無進一步的添加。 在圖4中顯示計算的活性氰離子為時間的函數。非常 粗略地,其由_1〇〇〇 mg/L NaCN的低量(24小時)變動至 南達+ 1700 mg/L ’其平均為約+2〇〇 mg/L的NaCN。 注意:在試驗期間的活性氰離子含量係使用滴定氰離 子程序估計,假設銅-氰離子錯合物係僅由Cu(cn)3'2及 CU(CN)4·3滴定至Cu(CN)2·。亦假設在第一個小時内所有的 銅白被浸濾至溶液中’且因而使用銅分析法測定整個試驗 中與銅錯合的NaCN量。活性氰離子係由經滴定的氰離子數 值並減去錯合為Cu(CN)2·的NaCN計算而得。 d)結論 57 200912009 。添加的額外氰離子造成良好的金及銀的萃取(91%及 98 /〇),其係由於在大部分氰化期間,活性 持於正值:致。然而,試劑的消耗量極高,為飢= 殘渣藉著形成氰化銅及硫氰酸銅而消耗大量的氰離子, 4亦有未叶里的”損耗,可能由於溶液中所使用的氰離子濃 度極咼且滯留時間長而造成HCN的揮發所致。 這些條件,連同將9.5 g的NaCN完全添加至浸濾(氰 化容器)’並不會得到有經濟效益的程序。 因此結論為,傳統上在大氣(周圍)溫度及壓力條件 下進行,滯留時間長之用於銅殘渣上的氰化程序可將金及 銀浸濾、出’但僅當活性氰離子濃度維持在正值之情況下才 具有此效果。 實施例4 在刖述二個實施例中,對於銅的萃取(加麼氧化)以 及金及銀的萃取(常壓氰化)兩者皆採用批次模式。 在此實施例中說明了,在金的浸濾期間,經由連續式 加壓氧化所產生的銅殘渣對於金萃取及氰離子消耗的影 響。氰化的程序與實施例3相同,而在整個試驗期間有週 期式氰離子添加。 用於本實施例中的加壓氧化程序為上述提及的程序變 化,其並不包括後續的酸浸。 a)铜浸濾-先導规模的連績模式 藉由使用加裝了 Tyler Series 325網目篩網之震盪式盡帛 網第一次筛選而使銅濃縮物I從獲得後的42% +37微米 58 200912009 ( 400網目)降低至8% +37微米,然後將製衆的筛上物固 體置於連續式球磨機中研磨。使經研磨的固體稠化,然後 與篩下物固體再合併而形成65%的固體漿液,其足夠的流 動性適合用於將其泵送至加壓容器中。 加壓氧化所使用的加壓容器為66 L的鈦製高壓釜,在 減去内容物所消耗的空間、聚液上方的氣體體積以及夾帶 在㈣中的氣體之後,具有約3()L的漿液有效體積。直徑 為30 cm的高壓釜為水平式的圓柱狀設計,具有$個大小 概略相等的腔槽’腔槽間以高度達腔槽高度的約嫩❶的隔 板牆隔開。每個腔槽皆設置有機械式料器、擋板及氧氣 喷佈器,用以有效地將氧氣輸送並分散於漿液中。 址—藉由連接至加熱或冷卻源、(根據需求)的内部線圈提 :益内部的溫度控制,且提供連續但分開地輸人兩個進 料机,亦即濃縮物漿液及進料酸。根據位於最後一個腔槽 内的水位感測器而以半連續式卸料,以在容器中維持恆定 的液位。 &。由於咼壓釜的規模小,使得因輻射及對流所造成的熱 =耗較商業規模的容器所遭遇到的情況高得多。雖然加 且氣=%序的放熱特性考慮到在商業規模中自生性操作, ^事发貫上為設計上的標準,但在此先導性規模的高壓釜 達、夂的約150 C的操作溫度僅能藉助於某些外部加熱 高壓芩U補仏如此的熱能損耗。此種外部熱能可藉由位於 或於内的漿液的内部加熱(藉由線圈提供的蒸汽或熱水) 5 ;、料酸的外部預熱而提供。本實施例使用後面的模 59 200912009 式’因為在操作期間漿液的實際溫度之後為氧化反應能符 合需求(或者不符合需求)進行的指標。 將65%固體濃縮物漿液泵送至高壓釜中,並以含有14 gjL Cu ' 12 g/L CM、33 g/L自由酸以及某些在銅程序的連續 式封閉迴路操作過程中累積的其他次要成分的酸性 CuS04 CuCl2物& (由程序下游處再循環)將其稀釋至 g/L如上所述,在泵送至高壓釜前,將進料酸加熱至115 。(:以達成所需的操作溫度。 X、力1 g/L之漿液速率將界面活性劑LignosolTM添加至 連續^送的m用以將硫分散…半的Lig簡〇lTM 係在尚壓釜前添加’而另一半則添加在第二個腔槽中。 …f劇烈攪拌下’將純度為98%的氧氣(剩下的大部分 為風礼)噴進15G°C的高壓爸漿液中以維持約1380 kPag Ρ β )之總壓。在此溫度下’聚液上方的《汽壓約彻 = ^5psig),剩餘約侧…(⑷㈣)為氧氣及其 、疑二的刀壓。典型而t ’在穩態操作下,在高壓釜内非 =性_中的氧氣含量約75_85%,剩下的大部分為惰性 如氮氣及氬氣,以及—些二氧化碳。在加壓氧化 可形成其他氣體。氣相中的氮氣及氬氣係來自進 過程:Γ典型而言一開始為約㈣,但在連續式操作 =時會:選擇性的氧氣消耗,將逐漸累積,因而在穩 产(並低^分率。為了將氧氣維持在75-85%的程 度(亚防止進—步降低),將約1〇—1 : 壓I中洩出作為排出氣流,藉 ;:机回 防止不純物例如氮氣及氬 60 200912009 氣進一步累積。 二氧化碳通常藉著進料濃 酸的反應在高壓釜内部形成。 中的常見次要成分,因此在茂 3-10%。 縮物内的碳酸鹽礦物與進料 此種碳酸鹽為硫化銅濃縮物 出氣體中的二氧化碳含量約 高壓釜内的滯留時間約為6〇分鐘。以半連續方式由古 壓爸進行排放至未加壓的燒瓶槽中,其可釋放氧氣等的: 壓’使得蒸汽可急驟蒸發出,直到漿液達到周圍壓力,亦 即大氣壓。此程序賴液由操作溫度冷卻至約95_1〇〇 °c。 在將底流置於壓據機中脫水前,將聚液傳送至逆流式 洗蘇(CCD)迴路中。以新鮮水洗;輯餅。在60分鐘之滯 留時間下,殘渣中含有!.61%銅、12g"金及以…銀,質 量損耗為23%。 b) 金及銀的漫濾__批次常廑浸溃 以新鮮水將由銅浸濾而獲得的少量殘渣樣品(75g)製 槳成150 g/L之固體,並以2.75 g石灰將其中和成1〇 6, 然後經受常壓氰化。 使用如實施例3中概述的相同,起始條件為3〇〇〇 mg/L 的NaCN,隨後根據需求,進行NaCN之週期性添加,以使 滴定氰離子維持在3000 mg/L,其係經滴定法測定。在48 小時的試驗完成後,將漿液過濾並以新鮮水洗滌。分析濾 餅、;慮液及洗務水,結果顯示於表、B及C中。 c) 結鑰 61 200912009 此貫施例中’金及銀的萃取極佳(分別為8 8 %及9 6 % ), 與實施例3中經由批次產生的銅殘渣所得結果類似。然而, 雖然氰離子的總消耗量仍很高,但其較先前實施例有明顯 的較低’為83 kg NaCN/噸進料。 因形成硫氰酸鹽而造成的氰離子損耗與實施例3類 似,為33 kg/t,但因形成氰化銅及氰酸銅而造成的損耗則 實質上減少,分別為7.8 kg/t及0.5 kg/t。 此結果意指連續式加壓氧化的正面效益(在程序中的 銅萃取部份),亦即在後續氰化中氰化銅的形成量減少。 雖然金的萃取良好且氰離子的消耗較先前實施例為 低,但在此(常璧)氰化中的氰離子消耗對於具有經濟效 益的程序而言仍太高。 實施例5 本實施例說明用於銅以及金及銀浸濾兩者的連續式 (先導式工廠)操作(常壓)。 a)銅浸瀘-先導規棋的連續棋式 將銅濃縮物π(表U研磨並經由如實施例4中描述的 連續式高壓签而經受加壓氧化。使用組成為:17 g/L Cu、 17 g/L自由酸及12 g/L氯離子的酸進料溶液將經研磨的進 料濃縮物製漿成177g/L的固體。然而,在此漢縮物中的龙 鐵礦含量較濃縮物!低得多,為12%。因此,硫氧化不足二 將所有位於高壓爸㈣銅浸濾出,由於其係用於濃縮物卜 因此’需要後續的酸浸。 將組成為 13.9%Cu、25.7%Fe、19·1%元素硫及 23 6% 62 200912009 總硫的高壓I殘潰在酸性萃餘物(組成為0.9 g/L Cu、24 g/L 自由酸(FA)、1.1 g/L Cl及3.2 1 Fe)中製漿成50%固體, 並將其泵送至四個串聯的常壓浸潰反應器中。將額外的萃 餘物添加至反應器中以將第3號反應器内的pH值維持在 1.7至1.8 ’而浸濾氧化的銅。在反應器中的平均滯留時間 為72分鐘,且平均溫度為36°c。此種常壓浸濾並非在前述 提及的強化浸濾1 6的改善條件下進行,而是在‘7〇8號專利, 之正常常壓浸潰下進行。 以CCD (逆流式傾析)洗滌液稀釋最終的反應器漿液, 並與凝聚劑和絮凝劑及以標準CCD洗滌的固體混合。然後 將來自第一個增稠器的溢流(! 3 g/L CU、4 g/L FA、1 g/L C1 及3.0 g/L Fe)送至主要的溶劑萃取單元中。將洗淨的固體 (其組成如表3所示)由第四個增稠器之底流泵送至浮選 進料槽中。 ' b)來自銅程序殘渣之金及銀的浮選 在銅浸滤之後’使常壓浸潰之殘渣經受浮選,以將金 及銀濃縮成較小的質量,因而減少金及銀萃取的成本。 將由銅萃取所得的洗淨殘渣漿液(含5〇%固體)泵送 至浮選調理财,然後使用纟自浮選濃縮物壓渡機操作中 的洗滌濾液將其稀釋至3〇%固體。在處理進料材料前Η至 3〇分鐘内,將75_15〇 g/ti Aer〇 5688TM收集試劑及25至 100 g/t之〇reprep f_501tm起泡劑添加至調理槽中。將經調 理的漿液送至串聯的6個粗選機槽中。將每分鐘3至6立 方英《尺的壓縮空氣壓人每個槽中以促進起泡。將由這些槽 63 200912009 收集:泡沫泵送至過濾進料槽中,之後將其過濾。收集進 料重里的54 /。作為濃縮物,將剩下的部份丟棄作為尾渣。 在將濃縮物轉移至氰化前,使用4 L洗蘇水對1 L夹帶溶液 比以新鮮水洗縣濃縮物。將金含無經濟效益量的金的尾逢 流藉由壓濾機過濾後丟棄。 洋選步驟中的濕式冶金總結顯示於以下的表3中。 / AL殘渣 濃縮物 尾逢流 回收率(%) 12.2 21.9 1.57 94.1%
Ag (g/t) 43.9 77.2 6.7 93.0% λγ :¾市贫的緦、结 Cu(%) 1.61 1.90 1.27 63.7% 回收率係根據尾渣分析及54%的質量回收率
Fe(%) S° (%) 32.6 25.1 28.6 24.9 48.5 53.6 39.9 2.9 6.1 43.7% 94.7% 90.2% 量回收率 回收濃縮物做金/銀浸濾,如下所述。 c)金及銀的浸瀘—連續式常廑氰化 在本實施例的連續式氰化部份中,測試一個完整的整 合流程,使得大部分經受氰化的進料溶液從此程序内再循 %。此係在本實施例中說明。引用圖2及所附加的說明。 然而’應瞭解,在本實施例中,氰化程序仍在大氣壓 力下進行(此處如同所有前述實施例一般),而圖2及所 附加的說明則關於使用氧氣之加壓氰化,其將在往後的實 施例中作說明。 然而’與前述實施例不同的一點為,將氧氣喷入開放 式反應器中’而非使用周圍空氣。此係藉由此種常壓氰化 64 200912009 而致力於改善金回收。 將瞭解的是,再循環的氰離子溶液 副產物,明顯的為在重複循产極“ 辰度的耘序 子。乂 . 重複循_作中隨時間產生的SCN離 連门ΓΛ程序㈣,監測總氰離子濃度,且使用此分析 目=二析’計算出活性氛離子的濃度。此試驗的 目的為將整個時程中 r
彳裎中活性氰離子的濃度維持於正值,因為 子2的回收似乎取決於在溶液中隨時有一些自由的氰離 亦即,舉例而言,未與Cu錯合而可被利用的氰離子。 二此’ It由在常規基準上進行活性氰離子的監測而經受連 ’只式轾序’並根據需求’而補充性地添加新鮮的NaCN,以 使活性氰離子的濃度維持於正值。 使用組成為..SOSOppm的總氰離子(參見術語定義)、 二PPm的SCN、16〇 ppm的。以及21啊的⑽之再 循被氰離子溶液’冑由銅萃取步驟獲得的殘渣製衆成浆密 度為400 g/L固體之漿液。經由六個串接的反應器有%小 時的滞留時間(在大氣壓力下氰化)。將額外的5.4 g/L氰 離子(以濃NaCN溶液)添加至前3個反應器中,以維持正 的活性氰離子濃度。此額外的氰離子相當於14 8 kg NaCN/t 進料固體。 將氧氣喷入反應器1至5中,以提供富含氧氣的浸濾 條件而達到20 ppm的溶氧量目標。在此操作時間下,使用 兩種金/銀回收的方法’碳锻法(Carbon-in-Pulp ; CIP )及 石厌柱法(Carbon-in-Column ; CIC )。使用活性椰殼碳回收 /谷解的金屬(金、銀、銅)。 65 200912009 將氰化產物漿液過濾’接著以1.8 : 1的洗滌比進行三 階段的洗滌。在CIC操作過程中所得的濾液含有6840 ppm 的總氰離子、7380 ppm 的 SCN、2216 ppm 的 Cu、101 ppm 的 CNO、3·3 mg/L 的 Au 以及 15 mg/L 的 Ag。 以過氧化物溶液處理洗淨的殘渣,藉以破壞任何夾帶 的氰離子’使得固體可符合環境廢棄法規的要求。 在此實施例中,金及銀的萃取率不佳,分別為61%及 53%。低的萃取率可能由於低的活性氰離子含量所致。因形 成硫氰酸鹽而造成的氰離子損耗量適度地高’ 6 2 kg/t,但 當氰離子的量進一步提高時,氰離子損耗量可能已變得更 加地高。銅的溶解量亦高,為2〇56 mg/L deha (以稀釋之 基礎論)。此意味著溶液中所需的最低總氰離子濃度為6 g/L。此南氰離子濃度將繼而使揮發物的損耗速率較當溶液 中的濃度為更可管控的量,2_3g/L之情況下快更多。 本说明書中所使用的術語“delta,,或符號“△,,係指產物溶 液中某些it素或離子的濃度與進料中相肖物質濃度之間的 差值,亦即,delta =產物濃度減去進料濃度。因此,上述 數值2056 mg/L delta Cu意指,經氰化步驟後的Cu較即將 進入氰化之進料中的Cu多2〇56 mg/L。 結果顯示在表5A、B及C中。 d)結論 使用連續式加壓氧化及連續式常壓氰化所得之金萃取 率不佳’其為61%。在氰化中使用了高量的氰離子,以隨 時維持正活性氰離子’亦即在溶液中可用於浸遽金及銀的 66 200912009 有用氮離子。 除了低的金萃取率以外,硫氰酸鹽的生成量亦高,顯 不其較批次而言並無任何改善。因此,試劑的消耗量過高, 使此程序無法成為具有經濟效益的程序。 實施例6 以下實施例說明使用加壓氰化(PCN )取代常壓氰化 (ACN)而用於金及銀的回收。 a) 麵漫濾-批次模式 將銅濃縮物I研磨並在與實施例1所提供的相同條件下 經受批次加廢氧化。在加壓氧化之後’將漿液過濾,並以 水洗務而產生含有1.15 %銅、10.9 g/t金及41 g/t銀的殘 渣、初級濾液以及洗滌濾液。 b) 金及銀的浸瀘—批次加廑浸濾 將80 g經銅浸濾的殘渣與374 mL的新鮮水混合而形成 密度為200 g/L的漿液。使用石灰(Ca〇 )漿液將此漿液之 PH值調整成10.6。添加0.8 g的氰化鈉以達成2 g NaCN/L 的初始濃度。將漿液轉移至1〇L的不鏽鋼加壓容器中,並 將其密封。在溫和攪拌下,並在周圍溫度(2〇β(:)下,將 壓力提商到3700 kPag ( 500 psig)之氧氣壓力。在90分鐘 浸濾之整個前65分鐘之時程内,以2.2 mL/分鐘之速率將 5·8 g/L NaCN的氰離子溶液泵送入加壓容器中。在最後的 25刀知内’不進行任何進一步的添加。最終固體密度為147 g/L固體。完成氰離子浸濾後,緩慢地洩壓,並將漿液過濾 及洗務而產生84 g含有0.81% Cu、4.1 g/t Au及19 g/t Ag 67 200912009 的殘’產、450 mL含有223 0 ppm總氰離子、890 ppm Cu、41 ppm SCN、0.85 ppm Au、5.2 ppm Ag 及 149 ppm CNO 的濾 液、以及1450 mL含有126 ppm總氰離子、48 ppm Cu、5 ppm SCN、<〇·ι ppm Au、〇 3 ppm Ag 及 8 ppm cN〇 的洗滌水。 在此實施例中,金的萃取率為60%,而銀的萃取率則 為55%。氰離子總消耗量為20 kg/t ’其中17 kg NaCN/噸進 料因與銅錯合而損耗。硫氰酸鹽的生成量極低,為〇.3 kg/t。 截!酸鹽的生成量為1 kg/t。 C)結論 60°/。的金萃取率較期望值為低(針對銅使用批次加壓氧 化後’接著使用加壓氰化)’但在類似的氰離子濃度下, 其結果與由使用常壓氰化的比較性試驗中所得結果類似 (貫施例2中’ 5 8 %的金萃取率)。然而,因形成硫氰酸鹽 而造成的試劑消耗率較實施例2中使用常壓氰化所觀察到 的消耗率低得多(相較於實施例2中的12 kg/t,此實施例 中為0.3 kg SCN/t進料固體)。 實施例7 本貫施例說明藉由使用連續式加壓氧化(而非批次式) 以產生可用於後續加壓氰化的殘渣所致在金及銀萃取的改 善。 a)銅浸濾-先導規棋的連續棋式 將銅濃縮物Ϊ置於如實施例4中所描述的連續式加壓氧 化中。所得殘渣含有1.25 % Cu、10.8 g/t Au及34 g/t Ag, 並佔初始濃縮物重量的約80%。 68 200912009 b) 金及銀的浸瀘-批次加廑氰化(新鮮溶液) 在如實施例6中所提及的加壓條件下(批次模式)進 行銅工廠殘渣的氰化^結果顯示於表5A、B及c中。 金及銀的萃取率分別為80%及92%。氰離子總消耗量 為19 kg/t。因形成硫氰酸鹽而造成的氰離子消耗量為 kg/t,因銅造成的為2.8 kg/t,而因形成氰酸鹽而造成的為 0.2 kg/t進料固體。 c) 結檢 ' 在此實施例中的金萃取率明顯較由實施例6中使用批 次法產生的銅殘渣所獲得的萃取率為佳。此外,因形成氛 化銅而造成的氰離子消耗量較以連續式高壓釜所產生的銅 殘渣而造成的消耗量為低。所使用的條件可提供一種具有 經濟效益的程序。此實施例說明藉由使用用於銅浸濾的連 續式加壓氧化,在金處理上的改善。 實施例8 ( 本實施例顯示連續式加壓氰化的結果,並且說明在批 ••人以及連繽模式操作之間的差異。藉由引用圖1及2而音兒 明本實施例中所使用的程序流程圖。 a) 銅浸濾-先導規棋的連續模式 將銅濃縮物I研磨並以如實施例4中所描述的連續式加 壓氧化處理。殘渣含有1.3 7 % Cu、34.1% Fe、32.4%總S、 11.9 g/t Au及62 g/t Ag,並佔初始濃縮物重量的約8〇%。 b) 金及銀的浸瀘-連續式先導工廉型操作 以1.2 L/hr NaCN再循環洗滌水及無效溶液將丨2 kg/hr 69 200912009 含20%水分的銅工廠殘渣(乾基)製漿至600 g/L而形成 150 g/L的漿液。將266 g/L固體的石灰漿液以約43 kg/t進 料固體(0_16 L/hr)的速率添加至槽中,以達到1〇.5的 目標值。將此漿液連續地泵送至加壓容器中,該容器有2.3 L/hr濃度為2.4 g/L NaCN的再循環AVR溶液(圖2中物流 73 ),以及3.7 L/hr》辰度為2.7 g/L NaCN的再循環無效溶 液(物流106 )。在周圍溫度下(2〇。〇 ),使用氧氣將壓力 維持在500 psig。於加壓容器内,以6 8 kg/t固體的速率添 加25 g/L NaCN溶液。在此試驗中使用9〇分鐘的高壓釜滯 留時間。由高壓爸排出而進入常壓槽後,氧氣過壓在其中 被釋放至大氣,此時儘快將經浸濾的漿液在壓濾機中脫 水。貫際上,此情況在被排放的6〇分鐘内發生。濾餅經受 使用1 ·3 L/hr無效溶液之一階段式洗滌及使用〇 8 L/hr新鮮 水之二階段式洗滌。所得濾餅中含有24%水分,而經分析 後含有 1_24〇/❶ Cu、34.4% Fe、30.7%總 s、2 45 g/t Au 及 4 〇 g/t Ag。將無效洗滌濾液與富集濾液合併,並使其流經碳管 柱以藉由吸收作用而回收金及銀,產生含有低於〇 〇5难 金的無效溶液。分析進入碳柱法(CIC)迴路的合併進料溶 液,其含有:610 mg/L Cu、2100 mg/L SCN、13〇 mg/L CN〇、 2700 mg/L 總 NaCN、800 mg/L 活性 NaCN、i 2 mg/L Au 及 •4 mg/L Ag。將新鮮的洗滌水再循環以作為供漿液槽使用 的製漿水。 金的萃取率為79%,而銀的萃取率則為94y^硫氰酸 鹽的形成量為2.8kg/t,銅浸濾量為〇7_.且形成〇 2kg/t 200912009 CN〇。在每嘲進料固體所添加的23·4 kg總NaCN中,因scn 及CNO所造成的損耗為3 〇 _,因銅所造成的為22 kg/t,因不明來源而造成的損耗為〇 7kg/t。 0溶液再楫環及舆鋼結合的氰離子田收 β :本實施例所驗證的結果’當在連續式高壓釜中使用 加麼亂化而由銅萃取殘潘Φ。士 千%汊座肀獲侍金時,金的浸濾高,且試 劑的消耗量亦符合要求。 本發明之其他方面為針對氰離子消耗量降低的進-步 改σ亦即(1 )使溶液再循環以利用殘留在溶液中的氰離 子,以及(Π)回收與氰化銅錯合物結合的氰離子。 在本實施例中說明兩種節省試劑的方法。 溶液之再德_ 在cIC迴路中回收金及銀後,將65%無效溶液分流成 數個再循環物流,包括:洗滌濾餅、使新鮮固體製漿以及 將水液在冋壓釜中稀釋。剩餘的3 5 %無效溶液則經處理以 时銅(參見以下段落)。無效溶液(所有物流)的再循 衣回收了 16.7 kg NaCN/嘲進料(在加壓氰化期間所需的 7 1 /〇、’.,《氰離子),因而使氰離子的消耗量由u ·4降低至6 7 kg NaCN/噸進料,不包括回收與銅結合的氰離子。 务麵結合的氧餘子面收 在本實施例中,氰離子總消耗量為23 4 kg/t進料固 體回收與銅結合的氰離子進一步降低氰離子的消耗量。 如則述中關於氰離子回收的酸化_揮發-再中和(avr)迴路 使”銅、,Ό合的氰離子溶解並揮發,形成hcn氣體及亞鋼離 71 200912009 子。殘留在溶液中的銅則沈澱而形成CuSCN。然後,由酸 化漿液中將HCN氣體汽提出,並使其吸收於苛性鹼申,重 新形成NaCN,用以返回金回收程序中。將AVR迴路用於 濃縮物I上使氰離子消耗量降低2·2 kg NaCN/t,而使其淨 4耗里成為6.8 kg NaCN/嘲固體。 d)結論 連續式加壓氰化顯示出與批次加壓氰化實施例中相當 的金回收率及硫氰酸鹽形Μ。據_,對於以低氛離^ ,耗量達成高的金回收率而t,連續式銅萃取操作及加壓 ^化是最適當的組合。在金及銀的回收過程中,使用再循 %洛液及回收與銅結合的氰離子二者使氰離子的消耗量由 23.4降低至5.4 kg/噸固體。 實施例9 ,般而言’在加壓氧化高壓爸内’含低量黃鐵礦的銅 濃縮物無法完全浸濾,因而需要單獨的酸浸使Cu溶解,例 如常壓浸潰(AL )。 q本實施例說明加壓氰化對於此種濃縮物的效用,只 是,其係在加壓氧化之後併用後續常壓浸潰而達成。 a)期浸速 將具有表1所示組成的銅濃縮物„研磨,並以如實施 例5中所描述的連續式銅萃取中—部分的再循環酸使其漿 化。在操作過程中,將高壓釜排出的漿液樣品過濾,並以 ^凝液洗滌而產生不含氣離子的濾餅及含氣離子的濾液。 約有5G%的銅殘留在濾液中,而另㈣5()%則在高壓爸中 72 200912009 被浸濾出。將組成為1 5_3 % Cu及23.6 °/〇 Fe的濾餅分堆, 其中一部份在批次條件下於大氣壓力下經受酸浸(AL )(另 一部份保留用於實施例10中,如下所述)。 用於批次浸濾的條件為:15〇 g/L固體,1小時的滞留 時間,添加硫酸以使pH值在40。(:下達到1 ·5,並維持此pH 值。在完成浸濾後’將樣品過濾並洗滌而產生1 08.7 g的濾 餅(乾基)、950 mL 的初濾液(18.7 g/L Cu,21 g/L FA)、 以及 1550 mL 的洗滌水(〇·9 g/L Cu,0.8 g/L FA)。 使含有1.54°/。銅、15·4 g/t金及3 i g/t銀的殘渣經受金 及銀的浸滤。 b)金及銀的浸瀘 將由銅浸濾所得之殘渣(1.54% Cu,15.4 g/t Au,31 g/t Ag)製漿成400 g/L固體,並使用石灰將pH值調成9.64 〇。 如實施例6所述之方法使該漿液經受氰化。初始氰離子的 濃度為1.3 g/L ’試驗時程為60分鐘,經過45分鐘後,其 濃度提高到2.0 g/L。最終的固體密度為1〇〇 g/L固體。在 滯留時間完成後,將該漿液過濾並洗滌而產生濾餅、濾液
及洗滌液。濾液分析為 267 mg/L Cu、84 mg/L SCN、1 .〇 mg/L
An、3.1 mg/L Ag,且活性氰離子濃度為4〇3 mg/L。產物固 體含有1_27 g/t AU及ο」g/t Ag,相當於91.6%的金萃取率 及99.8%的銀萃取率。 因銅浸濾(3.7 kg Cu/噸浸濾)而造成的氰離子消耗量 為 11 · 5 kg 〇 結果的總結參照表5A、B及C。 73 200912009 C)結鑰 在金及銀萃取過程中氰離子的消耗量高,此乃因在銅 萃取期間使用前述的常壓浸潰(AL )法,而造成在氰化期 間’銅浸滤量較高所致。 免施例10強化奮慝潘潘的使用 本實施例說明對於常壓浸潰(AL )的改善,以及這些 改變對於在氰化中銅浸濾的效用。 a)鋼浸濾 使銅?辰縮物11在如實施例9所描述的條件下經受加壓 氧化。在本實施例中使用與實施例9中所使用者相同的經 過濾咼壓釜樣品。而強化常壓浸清的條件則顯示在以下的 表4中。 表4用於強化常麈浸溃之操作條件
所得者為1.54%。 b)金及銀的浸濾 如實施例9中所拋诂认‘ 如實施例9
使由銅浸濾所得的殘渣 曼濾量為175 mg/L ( 1.9 在本實施例中,因銅損耗 74 200912009
所造成的NaCN損耗為5.9 kg/t,相較而言,在實施例9中 為1 1.5 kg/t。針對此兩種方法而言,金及銀的萃取率,以 及硫氰酸鹽的形成是不相上下的。濾液中含有1. 〇 mg/L
Au、0.9 mg/L Ag、113 mg/L SCN( 1.2 kg/t)、71 mg/L CNO (0.1 kg/t),且活性氰離子濃度為593 mg/L。濾餅含有128 8八八11及〇.5呂八人§,相當於91.5%的金萃取率及94.6%的 銀卒取率。 Ο結鑰 強化常麗浸潰使後續加壓氰化中的銅浸濾降低接近 5〇%,其對於現存針對濃縮物在加壓氧化之後需常壓浸潰的 技術而言,為一種改良方案。強化常壓浸潰的功效為由殘 渣中將銅移除,若非如此,則殘渣將在加壓氰化期間浸濾 出此僅為存在於殘潰中的一部分銅。 的結晃熗娃 表5八、^及5C提供實施例!至1〇中操作條 情況以及試驗結果。 、、® 75 200912009 ¥柃-§痪Ζ3Ι 5) (1/§)#®δ«ζ (l/OD)y (.SUI) Kuezs苯苍衡韜画欢赂 stSBftM3— 丧柃 顴尨*?? /邾莫00, 38令^寸与逄憋f?+E"钿鞮 w«f 令 09婵 0H·一 墩寸与咚赞ΐ?4-®"58鞮》墩令09蛘 0·3 ε·ι 弊绍舉eww+咖一^宕憋绍學^衾矣硗^^:啻45^^%?·£ 寸㈧ 墩令09与梅赞^+葩^@粳》墩令064o.e 0H ^^09^14赞钾+匪"钿鞮 wff<R06^ο.ε°-¥<ΛζυβΝ^^1Γ^#· r6 6_£ Num^愣趔^· T/S e 农费 9.2°-ND^M^siw 农费·-°-MN"BW",f' 09柘學锏 ψ#^衾。/。06 *"驾坡食。/bl 0--° -牮^矣%001 S.0 ς·0 001 02 0-0-0-S寸 一-寸II 00寸 00寸 § 09 06 06 06 ",'9ε-3 伽Β七8寸 ♦Β,'00对 ",'99 ΪΗ' 3卜 •ft- -B- ·&- -&- W ΨΕ -Θ-
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9L 200912009 表5B實施例1-10的結果蟪結 實施例 進料固體 g/t Au g/t Ag 產物固體 g/t Au g/t Ag 富集溶液 mg/L Au mg/L Ag 萃取率 Au * Ag 1 10 45,3 8.23 24.8 0.66 8.3 15.0% 42.0% 2 10.5 43.4 4.22 6.2 1.47 10.2 58.1% 85.1% 3 10.5 56 0.92 1.1 1.39 8.8 90.8% 97.9% 4 12 58 1.45 2.2 1.72 10 88.4% 96.4% 5 21 73 8.0 33 3.3 15 60.7% 53.4% 6 10.9 41 4.12 18.6 0.85 5.2 60.1% 55.0% 7 .11.8 31.3 2.33 2.6 1.23 4.3 80.3% 91.7% 8 11.9 62.3 2.45 4 1.22 9.4 78.5% 93.9% 9 15.4 31 1.27 0.1 1 3.1 91.6% 99.8% 10 14.8 9 1.28 0.5 1 0.9 91.5% 94.6% *萃取率係基於固體而言。在試驗中,因添加石灰而有小量的 質量增加。 77 200912009 M3S :s …瑞+ OMu^瑞弊 叫瑞弊 {* MueNL喪褽弊爱缽杷友 zuf (*?/23聋-) ¥瑞洩屮耱缄 9.00 ·- •9 L-•61 •S 6·9卜 ι·99 9.-2 60 6Ό ΓΙ 0.1 σι 6.1 0.9e Γ61 9.Ζ ΙΌ •I6Ό o.e 0-寸.1 寸·9ee2£-ro> **皱赛<垅«01_1苯嫁^35^ q/ss q/Sui NueN 瓌 δΛΖ Νυβζ 蹵 ^fi 鹉
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當氰化中的Cu浸濾量高時,亦即約〇 3%的絕對值,或 約有20%的Cu存在於㈣中’本發明之—較佳具體實施例 係降低加壓氰化(PCN)中的固體密度,藉以使溶液中的總 NaCN低於期望中的上限值,3_ mg/L。在此情況下,pcN 79 200912009 中的固體密度可為100_2〇〇 g/L固體。 相反地’當氰化中的Cu浸據量低時,舉例而言,< 〇 ι% Cu絕對值,或少於-般存在㈣潰中的^之7%,較佳的 作法為將PCN中的固體密度提高至例2〇〇—_…固 體。由於所得溶液中的總NaCN量因Cu浸濾量的減少而維 持在低量’因m兄使固體的增加成為可能。優點即 為針對給定的固體處理速率而言,有較小量的溶液流量, 亚因此而使必須處理的溶液量較少,進而造成資本及操作 成本的降低。 此外,對於再循環及氰離子回收而t,無效溶液之詳 細情況會根據相同的參數(PCN中^及8的㈣)而改變。 低的Cu㈣百分比會造成酸化、中和等步驟(亦即avr) 的而求減少,且使較大部份可直接再循環至PCN的益效溶 液不需經受這些操作(所有的操作皆需要消耗試劑,因此, ^力:此程序的成本)。尤其,在不經處理而返回PCN中的 U (不花費成本)與流至AVR的物流間’無效溶液的分 流可由25/75改變至75/25。 曲/些變化將在以下實施例中說明,其總結了三種不同 浪縮物的處理。 a)鋼萃取 所測5式的二種濃縮物在表i中顯示為【、及IV。 對於母個濃縮物而言,銅萃取程序係在先導工廠中以 、·、'弋進行,如同前述實施例9及1 〇中所說明者。 出回的硫虱化率,且係根據程序變化進行,亦即在 80 200912009 經受加壓氧化後’不涉及常壓酸浸,而濃縮物111及1v則 需要強化常壓浸潰16 ° 針對濃縮物I的CU回收率為95.0°/。’濃縮物III為 95.8%,而濃縮物1V則為96_5°/〇。 最終的Cu殘渣係製表於以下表中。應注意,在標準常 壓浸潰(AL )後’濃縮物ΠΙ有額外的強化常壓浸潰16處 理。 表6:進入金及銀萃取的進料材料 銅 1.29% 鐵 34% 總硫 32.4% 金(g/t) 11.9 銀(g/t) 62 1.11% 1.25% 35% 34.60% 27.3% 31.0% 9.7 6.2 34 9.5 b)金/銀的萃取 以下將說明用於三種不同進料材料,亦即濃縮物j、 III、IV中各材料的程序。括號中的物流編號(元件符號)
係關於圖2。每個進料材料的數據顯示於表中,表7A及B 為濃縮物I,表8A及B & :會4* At- TTT . 為濃縮物III,而表9a及B則為濃 缩物IV。 81 1
III IV 200912009
表7A :溶液平衡-濃缩物I 物流編號 56 71 73 76 85 86 87 101 104 105 113 119 體積(L) X 2.5 1 1.5 X 4.7 1.4 0.004 2.5 [Cu] 620 X 11 620 2Ί 27 27 X 620 X 0 620 [SCN] 2100 X 1170 2100 1480 1480 1480 X 2100 X 0 2100 [總 NaCN] 2722 X 5400 2722 2950 2950 2950 X 2722 X 0 2722 [活性NaCN] 800 X 5366 800 2866 2866 2866 X 800 X 0 800 g/L固體 0 150 0 0 0 0 0 600 0 0 0 0 表7B :固《平衡-濃缩物 I 物流編號 54 58 102 103 112 117 重量(g) 1000 43 3 5.4 5 1043 Cu (%) 1.29% 0 X 0 0 1.11% Fe (%) 34% 0 X 0 0 35% 總 S (%) 32.4% 0 X 0 0 30.5% Au (g/t) 11.9 0 X 0 0 2.3 Ag (g/t) 62 0 X 0 0 8 表 8A : 溶液平衡-濃缩物III 物流編號 56 71 73 76 85 86 87 101 104 105 113 119 體積(L) 1.9 X 0.9 2.4 0.7 0.3 X X 1.9 1.2 0.0014 0.2 [Cu] 740 X 674 740 50 740 X X 740 740 0 740 [SCN] 900 X 673 900 250 900 X X 900 900 0 900 [總 NaCN] 2800 X 3934 2800 2600 2800 X X 2800 2800 0 2800 [活性NaCN] 500 X 1845 500 2445 500 X X 500 500 0 500 g/L固體 0 400 0 0 0 0 X 600 0 0 0 0 82 200912009
表8B :固《平衡-濃缩物III
物流編號 54 58 102 103 112 117 重量(g) 1000 42 0.5 24 1.4 1040 Cu (%) 1.11% 0 X 0 0 1.06% Fe (%) 35% 0 X 0 0 X 總 S (%) 27.3% 0 X 0 0 X Au (g/t) 9.7 0 X 0 0 1.0 Ag (g/t) 34 0 X 0 0 X 表9A : 溶液平衡-濃缩物IV 物流編號 56 71 73 76 85 86 87 101 104 105 113 119 體積(L) X X 1 3.4 1.4 0.9 0.5 X 2.1 0.5 0.004 1.4 [Cu] 480 X 135 480 62 62 62 X 480 X 0 480 [SCN] 2000 X 1500 2000 1500 1500 1500 X 2000 X 0 2000 [總 NaCN] 2028 X 2500 2028 1800 1800 1800 X 2028 X 0 2028 [活性NaCN] 540 X 2200 540 1608 1608 1608 X 540 X 0 540 g/L固體 0 150 0 0 0 0 0 600 0 X 0 0
表9B :固饉平衡-濃缩物IV
物流編號 31 52 54 58 102 103 112 117 重量(g) 1000 420 580 23 3 2.8 3.2 1023 Cu (%) 1.25% 1.44% 1.05% 0 0 0 0 0.94% Fe (%) 35% 44.3% 25.4% 0 0 0 0 X 總 S (%) 31.0% 7.2% 53.0% 0 0 0 0 X Au (g/t) 6.2 0.7 11.1 0 0 0 0 1.0 Ag (g/t) 9.5 1.8 16 0 0 0 0 X 83 200912009 來自濃縮物ιν的鋼浸濾殘渣,品位相當的低,因而經 受浮選,丨中有95%的金时至濃縮物中,#則之質量。 捨棄含有5。/。金的尾渣,作為最終的殘渣。由於濃縮物!及 ΙΠ中的金含量相對地高,而省略浮選步驟,因此,在此情 況下,整個銅萃取殘渣需經由金及銀的萃取的處理。 使用再循%的無效溶液(5 6 )將用於金及銀萃取程序 的進料材料(54)漿化(60)成6〇〇g/L固體◦將熟石灰(58) 添加至漿液中以使pH值達到10.5。將該毁液泵送至加壓容 器(70)巾,並與再循環的氰離子溶液(73)及無效溶液 (1〇6)合併而達到如表10中所示的目標固體密度。在整 個迴路中損耗的氰離子可藉由添加25 g/L的氰離子溶液 (103)而重新補足。反應容器係維持在345〇 kpag或5〇〇
Psig (116)的氧氣過壓下。由於金的溶解速率因各個濃縮 物而有所差異,因在加壓容器中的反應時間在6〇至12〇分 鐘之間變動。 漿液(7 1 )係連續地從加壓容器中排出,且在過遽前 進入一個小型的儲存槽中。將該漿液過濾(72 ),並以無 政溶液(105 )洗滌一次,且以新鮮水(! 15 )洗滌一次。 將金含量低於〇·2 ppm的PCN壚餅(11 7 )處理成尾渣。使 合併的濾液(118)通過一連串的碳吸收管柱(74),其中, 從溶液中將金及銀回收至可定期收回的填充碳上。填充碳 對於工業上已驗證的溶析及金/銀的電解提煉而言是恰當 的,藉以根據習知技術而讓經汽提的礙返回管柱中。 將一部分的無效溶液(132)導入Cu及SCN的酸化及 84 200912009 沈澱(78 )中。在氰化步驟期間,溶液量係依照鋼浸濾情 況而定,藉以將迴路中的總氰離子量維持在低於3 g/L之程 度。因目前尚未完全瞭解的原因,在加壓氰化令,銅的溶 解情況因不同的濃縮物而改變甚大,目而影響到需要將銅 ,除的溶液量。可將沒用於銅移除步驟的剩餘無效溶液以 多種方式再循環:用其提供無效洗滌水(1G5)以供洗滌由 過遽器(72)巾㈣渣攄餅所獲得的可溶金;使氛離子溶 r 液(1〇6)再循環而用於加壓氰化中;以及使溶液(56)製 漿而用於進料材料中。 在酸化及沈濺步驟中,使用硫酸(113)將無效溶液酸 化成pH值介於2及4 ( 78),而使銅_氰離子錯合物溶解而 =成自由鼠離子,如HCN。可溶性銅與存在於溶液中的硫 ,酸根形成沈搬’而成為CuSCN固相,而至遠為較低的程 與溶液中的氰離子作用,則形成CuCN固相。使漿液(包 括氣相)通過過滤器(84),而產生含有CuScn及“〔Μ
的遽新(82),其將再循環至銅萃取高驗,加|氧化以 :收銅’亦產生目前含銅量極低且硫氰酸鹽亦減量化 濾液(85 ) ^ 一部分的遽液(87)通過職汽提塔(92),用以 在將氰離子破壞並排於夕义 & 則,將大部分的氰離子移除。此 :供-種來自迴路的洩流’用以控制不純物的累積以 7的出口 ’藉以在金迴路中維持整體的水平衡。 使其再酸化濾液(86)以苛性驗中和(89)並 、 衣)。所要被排放的溶液(87)之分率取決 85 200912009 於水平衡,並依照濃縮物而有相當的變動。 在HCN汽提塔(92)中,於減壓下,以空氣(】〇7) 將酸化無效溶液汽提以協助使HCN揮發至氣相中,因此, 盡可能地從溶液中將氰離子移除。汽提塔產生HCN蒸氣 (93 )及氰離子低的溶液(96 )。根據習知技術,經由氰 離子破壞迴路(90 )使用作為氧化劑(n丨)的s〇2或過氧 化物、空氣(110 )以及硫酸銅或硫酸鎳(丨〇8 )處理低氰 離子溶液。使用熟石灰(1〇9)提高pH值並將其維持在介 於8至9間。將來自氰離子破壞迴路的石膏沈澱物(丨〇2 ) 過濾(98 )並與氰化殘渣一併處理成尾渣。 使用,准持在pH 11 _ 12的苛性鹼溶液吸收來自HCN汽提 。的HCN蒸氣,然後以額外的苛性鹼洗滌。在此迴路(9斗) 中HCN會轉化回NaCN,並再次被夾帶在溶液中。將來自 :收t驟的經洗務氣體排放至大氣(123)中。將富含氰離 :办液(121)與酸物流(86)合併,並以苛性鹼溶液 將其中和$ ntT !, PHl1。將經中和的NaCN再循環溶液(73)再 衣至氰離子加壓容器中。 各個濃縮物的主要總結結果可見於以下的表1〇中。 86 200912009 表ίο:連續式贵金屬萃取操作的結果 濃縮物I 濃縮物III 濃縮物IV 浮選步驟? 否 否 是 在PCN容器中的固體g/L 150 400 150 整個 PCN 的ACu (mg/L) 220 220 110 進料固體中的%〇1 1.29% 1.11% 1.04% 〇1!浸濾% (相對的) 14% 5.4% 6.6% 整個 PCN 的ASCN (mg/L) 600 280 400 進料固體中的%s 32.4% 27.30% 52.8% S浸遽的% (相對的) 1.2% 0.22% 0.5% 在PCN容器排放中的總NaCN(mg/L) 3000 2800 2700 移除Cu/SCN所使用的無效溶液體積 2.5 0.7 1.4 (公升/kg固體) 至汽提塔/CN破壞的酸化無效溶液% 60% 100% 37% 淨NaCN消耗量(kg/t) 5.4 2.4 2.8 整個金工廠的金回收率 82% 88.8% 90.6% 整個金工廠的銀回收率 86% 82.9% 90.8% C)結論 在PCN中的Cu浸濾從使用濃縮物III的低量5%變動 至使用濃縮物IV的高量15%。在PCN中,SCN形成的變 動量更高,從使用濃縮物III的低量0.22%變動至使用濃縮 物I的高量1.2%。 因此,在PCN中固體密度的g/L值(刻意地)相反地 從 150 g/L 變動至 400 g/L。 淨氰離子消耗量亦從2.4 kg/t變動至5.4 kg/t。 87 200912009 由於在PCN中浸的渡Cu及SCN量不同,使得經由avr 迴路處理而用以將Cu及SCN移除的無效溶液體積從〇 7公 升/kg固體變動至高達2.5公升/kg固體。 送至汽提步驟I氰離子破壞步驟的酸&無效溶液分流 從37°/。變動至100%。 上述情況說明新的程序在處理不同的進料材料時的彈 性’藉此而可獲得最佳的結果,且使成本達到最低。 兔施例12 :在高歷釜卸料」匕的自由醴齋於年外令銅汗 瀘的作用 本實施例說明在高壓釜卸料中的酸含量對於氰化中銅 浸濾的作用。 a) 銅的浸濾-先導規棋之連續模式 使銅濃縮物I (表1 )經受如實施例8中所描述的連續 式銅萃取。在過濾及洗滌前,從急驟蒸發槽的溢流閥處收 集3 L的高壓蚤漿液樣品。將該樣品真空過濾並以丨L組成 為〇·6 g/L銅、3.8 g/L自由酸、6.1 g/L氯離子及〇.6 g/L鐵 的CCD洗滌溶液將其製漿。將此經製漿的漿液過濾並以額 外的1 L之CCD洗條溶液再次製聚。經過再一次的過遽, 使濾餅接受氰化試驗。由於故意地使高壓爸中的酸含量從9 變動至17 g/L,因而在連續的數天中採樣。 雖然所得殘渣中銅含量的平均範圍為丨.15%至1.44%, 但平均而言含有1.25% Cu。 b) 金及銀的浸瀘-批次加歷浸濾 在如實施例6的加壓條件下進行銅萃取殘渣的氣化。 88 200912009 金浸渡率平均為86.4%,硫鼠酸鹽形成量為2.4 kg SCN/t進 料固體’而銅浸遽則為1.2 kg Cu/t适料固體。表11顯示各 個§式驗中銅的結果’而圖5則圖不這些數值。 表11:高麈釜洩料酸對於氰化中銅浸瀘的作用 PCN ΡΟ卸料中的酸PCN進料中的蟪PCN殘渣中的溶液中的ppm kgCu/t固》 編號 g/L Cu Cu Cu kg/t % % ppm 3240 11.7 1.15 1.03 271 1.4 3241 11.7 1.27 1.05 283 1.1 3242 11.2 1.33 1.13 283 1.1 3245 11.2 1.17 1.01 292 1.1 3247 11.8 1.13 0.92 241 0.9 3248 11.8 1.06 0.94 262 1 3249 11.8 1.44 1.14 288 1.1 3251 9.4 1.23 1.01 362 1.4 3255 8.9 1.20 1.02 282 1.2 3257 9.2 1.29 1.04 414 1.6 3259 10.1 1.38 1.07 271 1.1 3260 10.1 1.38 1.04 314 1.3 3261 10.3 1.22 1.12 346 1.4 3263 17.0 1.23 1.21 370 0.9 3265 17.1 1.32 1.29 222 0.9 3266 17.1 1.23 1.13 240 1.2 3267 17.1 1.23 1.17 248 1.0 c)結綸 在高壓爸卸料溶液中的酸含量與在銅工廠殘渣中的銅 δ里之間無任何相互關聯性。然而,氰化中銅浸濾隨高壓 89 200912009 爸卸料中酸含量的提高而降低。此情況意指,對於在加壓 氧化後無後續常壓浸潰的程序變化,較高量酸對於氰化廠 而言是有效益的。 宜鬼例P-lAAAiLM作中硫齓醴贛的裉味 在金及銀的萃取期間,SCN的形成並不僅是受限於加 壓氰化(PCN )操作,因殘渣與氰離子溶液的任何接觸皆可 能產生此物。 為了說明此點,在本實施例中進一步說明詳細情況。 使銅濃縮物I經受銅萃取至第一次將銅移除,接著使用 如實施例8中所描述的加壓氰化進行金/銀的萃取。在整個 金浸濾的操作期間,採樣、過濾以及分析,以測定迴路中 硫氰酸鹽形成的分佈型態。 表12顯示所計算在進料漿液槽(在Pcn之前),以及 產物漿液槽(在PCN之後,但在過濾之前)的SCN含量。 約有一半的SCN總生成量實際在此兩槽中產生,亦 即’ SCN總量的49%。 ^ 12 :整個連續式金工廠操作期間的硫氰酸亶形成置 有效的ASCN整體所形成的ASCN整體滯留而'^- ----%___ 進料系統 217 37% 53% 加壓容器 (120分鐘滞留時間) 298 51% 27% _ 過?慮進料槽 _68 12% 20% ^ ^ ~ —--- 因此重要的是,在週邊裝置中固體與氰離子溶液間的 接觸時間係縮至最短。圖6中顯示在整個氰化中SCN的形 90 200912009 成速率。圖中’在平疗的刻線間的部份為在加麼容器中的 時間(在本實施例中為120分鐘)。 將瞭解的是,在氰化期間使硫氰酸鹽的形成量減至最 小的方法並不受限於從鹵化物協助的濕式冶金程序中所獲 得的殘渣,而其可被用於其他進料材料,例如從其他濕式 冶金程序中獲得的帶有金/銀的殘渣,尤其是那些亦含有元 素硫及/或氰離子可溶性銅。藉由縮短氰化時程使硫氰酸鹽 形成減至最少,有較少的時間可形成硫氰酸鹽。同時,由 於貴金屬的有效浸濾需要較少的氰化浸濾時間,因而藉由 在提间的氧氣壓力下完成氰化而補償較短的氰化時程,而 強化貴金屬的浸遽。令人驚舒的是,據發現,無論是否如 此使用提高的氧氣壓力,皆可藉由此方式使硫氰酸鹽的形 成減至最少。藉此方式,相對於硫氰酸鹽的形成,貴金屬 選擇性地被浸渡。 雖然已顯示並詳細地描述本發明之某些較佳具體實施 例’應瞭解’在不偏離所附加的申請專利範圍之範疇下, 可使用本發明之各種變體與修飾。 以下的申請專利範圍應被視為構成本揭示文案的必要 料。“如本文所使用的,以及在巾請專利制中的術語“包 括或&含,,,具有其一般的非限定意義’意指除了與該術 语相關的任何項目外’亦可包含額外未具體說明的項目。 以下為關於本發明的術語: 自由氰離子 91 200912009 -弱酸可解離(WAD)的氰離子 -總氰離子 -經滴定氰離子 -活性氰離子 應注意’這些術語的最後兩個,經滴定的及有活性的 氰離子’係由本申請人所使用並在此文件中定義,並非用 於一般之情況。 其他術語已廣泛被使用於氰化工業中。 · 關於氰離子定義及分析方法的優良資訊來源可見於
International Cyanide Management Institute 的網站: hUp.:_//www.cyanidecode.org/cvanide sampling.php 由上述來源字義上摘出及複製的資訊或定義係由以下 的斜體字表示。 其他進一步用於闡明的意見(由本發明人提出)係以 正常字體表示。 自由氰離子:僅溶解的氰化氫及氰離子可被歸類為“自 由氰離子”。 自由氰離子一般並非經由滴定例如本發明中所使用的 實際程序溶液而測定,因為一般所使用的滴定程序亦會使 某些(銅)氰離子錯合物分解’因而造成假性的高數值。 總氰離子:此氰離子的度量包括所有自由氰離子、所 有可解離的氰離子錯合物及所有強金屬氰離子,包括亞鐵 氰離子Fe(CN)〆、鐵氰離子Fe(CN)63-、以及部份六氰鈷酸 92 200912009 根c〇(cn)6及金及翻者。僅有相關的或街生的化 根Ο及硫氛酸根(SCN.)從總氛離子定義中排::夂 實際上,總氰離子係由與使用於WAD氰離子的方法類 似的分析程序測定’除了由較強的酸溶液完成蒸餾以外, 其更有效率的使強氰離子錯合物分解,例如那些列於前段 者。j本說明書中引用的實施例上下文中,此種強錯合物 就目則而s為稀有或不存在的,因此,在這 用WAD氰離子及總氛離子的方法得得基本相同的 經滴定氛離子:一種針對自由氯離子及易於分口解的銅 祕子錯合物的測量。此係藉由使用U指示 AgN〇3溶液的樣品,基本上故意 使用自由氰離子方法測量。 ㈣情況下’ 銅氰離子錯合物在此滴定期間分解(因此有助於測量) 的比例無法精確知道,但咸信,四氰及三 子及[Cu(CN)3r2離子,兩::物二 間分解而釋放出自由氰離子,且可 在此滴疋,月
J 月b 地,—Λβ /V AA
[Ci^CNh]1-離子亦在滴定中分盔 ° 、 ^ ^ ^ …、哪在滴疋期間的確實化 予機制為何,其滴定結果為自由氰離子與銅錯 併的有效測量,且此方放P诎田 氧離千口 測w 實驗中,針對此參數監 旦計算而得的自由氛離子測 里八係由總氱離子滴定減去所有與可:容 子…興了,奋性Cu結合的氰離 且假叹此類Cu氰離子錯合物僅為 [Cu(CN)4]3-〇 ⑽㈣子的形式,即 93 200912009 為了測定溶液中活性氰離子的濃度,因而需要從總氛 離子中推算四倍的鋼濃度[Cu],以真m為基準。 4莫耳NaCN (分子量=49·〇〇75)與i莫耳Cu (難= 63.546 )的 # # 纪為 3 〇8 ( 4 χ 49 〇〇75 = i96 〇3〇 ; 196.030/63.546 = 3.085 )。 因此,活性氰離子=總氰離子—3〇85X[Cu] 假使有其他會干擾的金屬離子存在時,例如鋅,其與 銅一樣’亦會形成弱酸可解離的氣離子錯合斗勿,則可比照 修正上式n在此說明t的所有實施例中,銅為存於 私序溶液中形成此種錯合物的唯一重要金屬離子。 【圖式簡單說明】 藉由實施例參照所附圖式而說明本發明。本發明裝置/ 方法之某些具體實例t具體詳細說明下之詳細說明 陳述且以所附的圖說明,以提供如此具體實例的理解。然 而,熟習本項技術者將了解,本發明之裝置/方法具有額外 的具體實例,及/或可在沒有至少由以下較佳具體實例的說 明所提出的詳細說明之情況下實行。在其他情況中,與此 技術有關的習知架構並未詳細描述,以避免對於本發明具 體貫例的5兄明產生不必要的混淆。 圖1為一種回收銅以及金和銀之方法的第一部分流程 圖。 圖2為顯示金和銀的回收方法的第二部分流程圖。 圖3為顯示在實施例3之氰化程序中,經滴定的氰離 94 200912009 子為時間函數的圖示。 之氛化程序中,計算的活性氰 圖4為顯示在實施例 離子為時間函數的圖示。 為顯示在加壓氰化期間銅萃取為高壓爸卸料 田醆函數的圖示。 圖6 數的圖示 為顯示硫氰酸鹽形成為在加壓氰化迴路中時門函 【主要元件符號說明】 7 高純度氧氣 8 進料漿液 9 產物漿液 10 物流 12 加壓氧化 13 進料水溶液 14 急驟蒸發 16 強化酸浸 17 液/固分離 18 液/固分離 19 浸濾富集浸提液 20 溶劑萃取 22 富集浸提液浸濾 23 有機物流 24 負載有機萃取物 95 200912009 25 負載有機萃取物 26 溶劑萃取 27 負載有機物流 28 汽提 29 汽提電解質 30 電解提煉階段 31 殘渣 32 富集電解質 33 中和 35 中和 36 過渡 37 過滤 38 混合 40 萃餘物流 41 萃餘物流 44 萃餘物分流 46 物流 47 物流 48 物流 50 浮選 51 過渡 52 尾 >查流 54 浮選濃縮物 56 再循環無效溶液 96 200912009 58 熟石灰 60 製漿與中和 70 加麼氰化 71 漿液 72 過渡 73 再循環溶液 74 貴金屬回收/碳吸收 75 負載碳 76 無效溶液 77 碳溶析 78 Cu & SCN之酸化及沈澱pH2-4 79 析出液 80 電解提煉 81 酸化漿液 82 CuSCN + CuSCN 固體 84 過滤器 85 濾液/氣體混合物 86 渡液V流 87 滤液V流 88 分流 89 中和 ρΗΙΟ-12 90 氰離子破壞迴路 92 HCN汽提 93 HCN蒸氣 97 200912009 94 HCN吸收 96 氰離子溶液 98 過濾 100 濾、液 101 經中和殘造 102 濾餅 103 NaCN補充 104 再循環溶液流 105 無效溶液(第 一次洗滌無效) 106 物流 107 空氣流 108 硫酸銅 109 熟石灰 110 空氣 111 氧化劑(S02) 112 苛性驗溶液 113 硫酸 114 新鮮水 115 新鮮水(第第 二洗務) 116 面壓氧氣 117 PCN殘渣 118 合併的濾液 119 NaOH 121 NaCN溶液 98 200912009 123 洗淨氣體 130 分流 132 無效溶液流 134 分流再循環 136 分流 138 洗滌水 99

Claims (1)

  1. 200912009 十、申請專利範固·· 的方1法礦或濃縮物或其他進料材料中萃取責金屬 二::材料經受加壓氧化而產生加壓氧化漿液; 有元素:及步驟以獲得加•氧化溶液及含 貝法屬的固體殘渣;以及 使。亥固體殘渔經受氰化以m n# n & + & 此藉由在提高的氧氣壓力下進行,氰冷液令,由 金Γ^’/Λ仍於該縮短的氛化時程中浸滤大部分的貴 2梠攄申4亂化期間硫氰酸鹽的形成減至最少或抵銷。 提高的溫度及壓力下,於人::/法’其中加壓氧化係在 3 .. Α 、3 _離子之水溶液存在下進行。 3·根據申請專利範圍第1 約_分鐘之最大值。項的方法,其中氰化的時程為 4.根據申請專利範圍第i 以連續方式進行。 ㈣方去’其t該加壓氧化係 聚液5各範圍第2項的方法,其進一步包括將該 從心驟瘵發至較低的溫度及壓力下。 6·根據申請專利範圍第5項的方 以連續方式進行。 去,/、中該急驟蒸發係 7·根據申請專利範圍第5項的方 高於元素硫溶點的溫度下進行,且、―加錢化係在 蒸發所在的較低溫度係低於元素硫的炫^行該聚液的急驟 8·根據中請專利範圍第7項的方法,其中較低的溫度為 100 200912009 約 95°C 至 102°G。 9. 根據申請專利範圍第2項 圍係在約125t至約、,其_提高的溫度範 η 160 C的範圍内。 10. 根據申請專利範圍第 的硫移除步驟之情況下 中在沒有介入 受該氰化。 兀素硫及貴金屬的殘渣經 11 ·根據申請專利範圍第2項 f 自由氯離子及漠離子所構成的群組中的或、=離子係選 氯料2.根據中請專利_2項的方法,其中_子包括 13.根據申請專利筋图笛;伯^ 項的方法’其中該進料材料 3 5 致來自加壓氧化漿液的固體殘渣中亦含有 銅,且其中在哕羞外―义 3有 '^亂化之刖,使固體殘渣經受使用酸性 溶液之酸浸,而脾$ ^、甘 〜 將至v某些包含於固體殘渣中的銅溶解而 產生銅溶液。 “ 14.根據申請專利範圍帛13項的方法,#中係藉由溶劑 萃取方式將銅從銅溶液中萃取出。 Μ.根據申請專利範圍第13項的方法,其中酸性浸濾溶 液亦含有_離子。 16·根據申請專利範圍第15項的方法,其中鹵離子係選 自由氯離子及溴離子所構成的群組中的一或多者。 n•根據申請專利範圍第15項的方法,其中鹵離子包括 氯離子。 1 8 ·根據申請專利範圍第1 7項的方法,其中該酸浸係在 101 200912009 項的方法,其中該加壓氧化 約2至1Gg/L氯離子之存在下進行 I9·根據申請專利範圍第12 係在約4至25 g/Ij R ’ 虱雕子之存在下進 項的方法,其中該酸浸係在 20.根據申請專利範圍第13 提高的溫度下進行。 21 ·根據申靖專利範圍 ,λ 40〇r 5 〇,〇r ϋ項的方法,其中該酸浸係在 約40C至95C之溫度下進行。
    22.根據申請專利範 ^ s f + 項的方法,其中該酸浸係以 約0.5至4小時之滯留時間進行。 23·根據申請專利範圍篦 乾圍第13項的方法,其中該酸浸係以 足夠的酸濃度進行,致傕所撂沾〜 丹甲/敗反栉乂 致使所侍的鋼溶液具有約0.5至1.5的 pH值。 24.根據申請專利範 亦含有酸可溶性銅材料 在加壓氧化溶液中進行 此溶解酸可溶性銅材料 圍第1項的方法’其中該進料材料 ’且其中加壓氧化係以足夠酸濃度 ’以使最終的pH值不超過1.5,藉 其中最終的pH 25·根據申請專利範圍第24項的方法 值係介於約0 · 5與1,5之間。 —26.根射請專利範圍第24項的方法,其中在該氛化之 前,藉由溶劑萃取從加壓氧化溶液中將銅萃取出。 27.根據申請專利範圍第丨項的方法,其中在該氰化之 前,使來自加壓氧化漿液的固體殘渣經受浮選,而產生含 有元素硫及貴金屬的固體濃縮物及尾渣流,並使該固體濃 縮物經受該氰化。 102 200912009 其中該氰化係在 〇 其中該氰化係在 在加壓容器中的 28·根據申請專利範圍第1項的方法, 、·勺1000至l〇,000 kPag之氧氣壓力下進行 29.根據申請專利範圍第1項的方法, 提问的氧氣壓力下,於加壓容器中進行, 滯留時間為約30至90分鐘。 , 30·根據申請專利範圍第i項的方 該氰化期間,維持約⑽g/L至步包括在 步驟。 固體對液體比的 31.根據申請專利範圍第!項的方法 氰離子至少_PPmNaCN之活性氰離子、二中,化係以 離子濃度為溶液中總氰離子濃㈣m度:γ'γ生氣 物所需的氰離子(若存在)。 合 32·根據申請專利範圍第31 子濃度為約_至扇。pmNaC:。方去’其中該活性氛離
    氮離請專利範圍第1項的方H中該氰化係在 行。、〇°至一—咖之總氰離子濃度下進 根據申請專利範圍第33項的方 含有貴::申5"專利範圍第1項的方法,其中該氰化產生 受液/固八離錯。物的氰化漿液’且進一步包括使該漿液經 步驟。 產生固體殘潰及含有責金屬錯合物的液體的 36·根據巾請專利範圍第35項的方法,其進—步包括從 103 200912009 〇亥液體中回收貝金屬而產生所得無效溶液的步驟。 37. 根據申請專利範圍第刊項的方法,其中貴金屬係藉 由吸收至活性碳上而回收。 38. 根據中請專利範圍第37帛的方法,其中係藉由溶 析、電解提煉及後續精煉成責金屬塊而從活性碳上回收貴 金屬。 39. 根據申請專利範圍38項的方法,其進一步包括從無 效溶液中將銅(若存在)移除的步驟,其係藉由使用H2s〇4 酸化而將無效液的pH值降低,以使銅沈殿纟CuCN及/或 CuSCN固體。 40. 根據申請專利範圍第39項的方法,其進一步包括從 無效液中過遽出CuCN及/或CuSCN,並且以驗提高無效液 的pH值,之後使無效液再循環至氰化的步驟。 41·根據申請專利範圍第4〇項的方法,其進一步包括使 CuCN及/或CuSCN再循環至加壓氧化的步驟。 42·根據申請專利範圍第4〇項的方法,其進一步包括在 該提高無效液pH值之前使來自無效液的洩流分流的步驟, 並從該洩流中以NaCN溶液的形式回收氰離子。 43. 根據申請專利範圍第42項的方法,其進一步包括提 高NaCN溶液的阳值,並使NaCN溶液再循環至氰化的步 驟。 44. 根據申請專利範圍第42項的方法,其進一步包括在 從茂流回收氛離子之後使㈣流經受氧化的步驟,由此, 在茂流中的任何強酸可溶性氰離子物種皆會被氧化成氣酸 104 200912009 根。 在從硫礦或濃縮物或其他進料材料 iCn 生il rat 紅 μ ,,、IW ✓I'y /pyj ψ 屬之期間抑制硫氰酸鹽形成的方法,其包括: 使礦物或濃縮物經受加壓氧化而產生加壓氧化聚液; 古^該漿㈣受_分離步㈣獲得加壓減溶液及含 有兀素硫及貴金屬的固體殘渣;以及 使該固體殘逢經受氰化以回收貴 Γ 提高的壓力下進行該氛化,产而、士 , 精由在 4λ ^ , 仃4虱化,仉而減少該氰化的時程,進而 抵銷在該氰化期間所形成的硫氰酸鹽。 時程ΓΓπΓ請專利範圍第45項的方法,其中氰化之最長 時程為3 0 0分鐘。 47.根據申請專利範圍第46項的方法,其中該氰化 提尚的氧氣壓力下,於加壓容器中: 滯留時間為約30至90分鐘。進订在加壓谷器中的 饥根據申請專利範圍第45項的方法 ih 1 π π π ζ Λ 丹甲这氰化係在 至10,000 kPag之氧氣壓力下進行。 根據申請專利範圍第45項的方法,发 畲雜工Z; 1 ,、中a亥氰化係以 亂離子至少500 ppmNacN之活性氰離 濃声焱w ★丄 T進仃,活性氰離子 晨度為洛液中總氰離子濃度減去與銅錯八 φ ΛΑ ^ 〇成四氰錯合物所 而的鼠離子(若存在)。 所 50. 根據申請專利範圍第47項的方 子濃声A a ^ 々忐其中該活性氰離 丁礙 &為約 500 至 2000 PPm NaCN。 51. 根據申請專利範圍第45項的方 氰離子約_至_。一之總= : = : 105 200912009 行0 j二很嫁甲請專 度為約 3000 至 4000 ppm NaCN。 53. 根據申請專利範圍第牦項的方法其中加壓氧化係 在提π的,姐度下,於含鹵離子之水溶液存在下進行。 54. —種在用於從硫化鋼礦或濃縮物或其他亦含有貴金 f 屬的進料材料中回收貴金屬的氣化浸滤期間使氛化銅形成 減少的方法,其包括: 使進料材料經受加壓氡化而產生加壓氧化漿液; 使該聚液經受液/固分離步驟以獲得加遷氧化溶液及含 有氰離子可溶性銅及貴金屬的殘渣;以及 經受:m離子可溶性銅還原’其係藉由使該殘逢 溶、夜及ί::使用酸性浸滤溶液之酸浸,而產生銅 / λ及3有貝金屬的酸浸殘渣。 55. 根據申請專利範圍54項的方 提高的.、θ Ρ /、中加壓氧化係在 度下於含_子之水溶液存在下進行。 56. 根據申請專利範圍第54項的方 液亦含有豳離子。 ,,其中酸性浸濾溶 57. 根據申請專利範圍第%項的方 自由氯離子及$離 ,、中南離子係選 卞及/臭離子所構成的群組中的一 58. 根據申請專利範圍第57項的方法兑 氯離子。 去’其中鹵離子包括 59·根據令請專利範圍帛58 約2至心L氯離子之存在下進行。έ其令該酸浸係在 106 200912009 60.根據申請專利範圍第54項的 ^ ^ ^ ,,4n〇r s 唄的方法,其中該酸浸係在 約4〇C至95t之溫度下進行。 6 1 ·根據申請專利範圍第54項的 ^ ^ ^ λ, η ς ^ 喝的方去’其中該酸浸係以 、’勺ϋ·5至4小時之滯留時間進行。 62·根據申請專利範圍第54 ^ ^ ^ ^ π , s 貝的方去’其中該酸浸係在 約〇·5至1.5之pH值下進行。 63.根據申請專利範圍第5 酴读热、未, 貝的方法’其進一步包括使 力下、卜_ ”貝筮屬“匕’藉由在提高的壓 進仃该氰化,從而減少該氰化的 t ,, ΰΒ „ Λ氰化的時裎,進而抵銷在該 亂化期間所形成的硫氰酸鹽。 :·根據申請專利範圍第63項的方法,其中該氰化係在 滯 盗中進行’在加壓容器中的 哪邊時間為約30至90分鐘。 户二―種使在從濕式冶金程序所產生含有貴金屬及硫之 ::查中回收貴金屬期間之硫氰酸鹽形成減至最少的方 由 Ά括使°亥殘渣經受氰化以將貴金屬浸濾至溶液中, 的* ^ ^在提问的氧氣壓力下進行該說化以便因而使氰化 的主入鈿^· @時仍於該縮短的氰化時程中浸濾出大部分 弋 ^而使在1 2 3 4亥氰化期間硫氰酸鹽的形成量減至最少 或抵銷的步驟。 107 1 ·根據^ 5t專利範圍第65項的方法,其中該殘渣亦含 2 的㈣子可溶性銅,且進—步包括在㈣化之前使殘潰中 3 接:子可’合11銅還原的步驟,其係藉由使該殘渣經受在 4 向的溫度下使用酸性浸遽溶液之酸浸,而產生銅溶液及 200912009 含有貴金屬的酸浸殘渣。 十一、圖式: 如次頁。 108
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Families Citing this family (37)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
GEP20166440B (en) * 2009-12-04 2016-03-10 Barrick Gold Corp Separation of copper minerals from pyrite using air-metabisulfite treatment
CN101880769B (zh) * 2010-07-12 2011-11-30 摩恩达集团(上海)流体设备工程有限公司 化工固液分离及贵重金属回收工艺
CN101892385A (zh) * 2010-07-29 2010-11-24 曹祥佳 湿法冶金池浸加压法
CN101935764A (zh) * 2010-09-16 2011-01-05 长春黄金研究院 一种被脉石包裹金的提取工艺
EP3290534B1 (en) 2010-11-22 2023-10-25 Barrick Gold Corporation Alkaline and acid pressure oxidation of precious metal-containing materials
MX2010013717A (es) * 2010-12-13 2012-06-13 Univ Autonoma Metropolitana Electrorecuperacion de oro y plata a partir de soluciones lixiviantes mediante deposito catodico y anodico simultaneo.
CN102323264B (zh) * 2011-09-30 2013-06-26 中国冶金矿业鞍山冶金设计研究院有限责任公司 一种测定铁矿石中硫含量的方法及装置
CN102409171B (zh) * 2011-12-11 2013-05-08 郴州市金贵银业股份有限公司 一种处理硫化含金矿的工艺
CN103572068A (zh) * 2012-08-02 2014-02-12 厦门紫金矿冶技术有限公司 从含铜载金炭中回收铜的方法
US10398733B2 (en) 2013-03-15 2019-09-03 Cda Research Group, Inc. Topical copper ion treatments and methods of treatment using topical copper ion treatments in the dermatological areas of the body
US11318089B2 (en) 2013-03-15 2022-05-03 Cda Research Group, Inc. Topical copper ion treatments and methods of making topical copper ion treatments for use in various anatomical areas of the body
US11000545B2 (en) 2013-03-15 2021-05-11 Cda Research Group, Inc. Copper ion compositions and methods of treatment for conditions caused by coronavirus and influenza
FI126061B (en) * 2013-12-13 2016-06-15 Outotec Finland Oy Autoclave for pressure oxidation
WO2015095054A2 (en) * 2013-12-17 2015-06-25 Flsmidth A/S Process for flotation leaching copper sulfide minerals
US9410225B2 (en) * 2014-05-13 2016-08-09 Teck Resources Limited Process for recovery of copper from arsenic-bearing and/or antimony-bearing copper sulphide concentrates
ZA201408684B (en) * 2014-11-26 2018-12-19 Lifezone Ltd A treatment process for recovery and separation of elements from liquors
PE20171127A1 (es) 2014-12-29 2017-08-08 Freeport Minerals Corp Sistemas y metodos para monitoreo de sistemas de recuperacion de metales
CN104591104B (zh) * 2015-02-15 2016-08-24 江西铜业股份有限公司 一种从低浓度含碲液中回收碲的方法
JP6431213B2 (ja) 2015-04-17 2018-11-28 ザ ユニバーシティ オブ ブリティッシュ コロンビアThe University Of British Columbia チオカルボニル官能基を有する試薬による金属硫化物の浸出処理
CN113969358B (zh) 2015-04-21 2023-10-20 艾克希尔工厂公司 在有机溶剂中选择性浸出和萃取贵金属的方法
CN105223338B (zh) * 2015-10-29 2017-01-18 陕西省地质矿产实验研究所 一种伴生钴的铜镍矿中镍和钴的化学物相分析方法
US10167202B2 (en) 2016-02-23 2019-01-01 King Abdullah University Of Science And Technology Enhanced metal recovery through oxidation in liquid and/or supercritical carbon dioxide
CA3052572C (en) 2016-10-19 2020-08-04 The University Of British Columbia Process for leaching metal sulfides with reagents having thiocarbonyl functional groups
WO2018187855A1 (en) * 2017-04-14 2018-10-18 Sherritt International Corporation Low acidity, low solids pressure oxidative leaching of sulphidic feeds
CN107115972B (zh) * 2017-05-05 2018-10-16 任开有 浮选尾矿中回收金铜及凝固处理的方法
CN108220615B (zh) * 2018-01-10 2020-03-20 中宝正信金银珠宝首饰检测有限公司 一种金的提纯工艺
CN108220616B (zh) * 2018-02-09 2020-10-09 西安建筑科技大学 一种提高难处理碲化物型浮选金精矿中金、银浸出率的方法
US11193184B2 (en) * 2019-02-22 2021-12-07 Cda Research Group, Inc. System for use in producing a metal ion suspension and process of using same
US20220349024A1 (en) * 2019-07-05 2022-11-03 Newcrest Mining Limited Processing gold-containing ores
AU2021262143A1 (en) * 2020-05-01 2022-12-15 Corem Methods for recovering a precious metal from refractory ores by near-ambient alkaline pre-oxidation and complexation
CN111604164B (zh) * 2020-05-29 2022-09-09 东北大学 一种氰化尾渣脱氰并综合回收铁精矿的方法
CN113061755A (zh) * 2021-02-20 2021-07-02 江钨世泰科钨品有限公司 一种浮选型钨原料富氧浸出全湿法生产仲钨酸铵的工艺
CN113060765A (zh) * 2021-02-20 2021-07-02 江钨世泰科钨品有限公司 一种钨原料的富氧分解工艺
CA3214890A1 (en) * 2021-04-12 2022-10-20 Hatch Ltd. Hydrometallurgical treatment of ores or concentrates for removal of preg-robbing organic carbon material
CN114277259A (zh) * 2021-12-14 2022-04-05 万宝矿产有限公司 一种调控次生硫化铜矿堆浸***中溶液酸度的方法
CN114574696A (zh) * 2022-03-11 2022-06-03 湖北鑫荣矿业有限公司 一种新型氰化浸出工艺
CN114774687B (zh) * 2022-04-29 2024-01-16 厦门紫金矿冶技术有限公司 从氧硫混合型含铜含砷难处理金矿中回收金、铜的方法

Family Cites Families (18)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
GB728135A (en) 1951-01-19 1955-04-13 Chemical Construction Corp Improvements in or relating to the recovery of precious metal content in arsenic-bearing ores and concentrates thereof
DE1937392C3 (de) 1969-07-23 1973-09-20 Vereinigte Aluminium-Werke Ag, 5300 Bonn Verfahren zum Naßaufschluß von Minera hen, Erzen oder anderen Stoffen
US4188208A (en) * 1978-05-22 1980-02-12 Newmont Exploration Limited Recovery of gold from carbonaceous gold-bearing ores
CA1150062A (en) * 1980-06-10 1983-07-19 Robert W. Stanley Hydrometallurgical treatment of copper-bearing hematite residue
DE3126234A1 (de) * 1981-07-03 1983-01-20 Metallgesellschaft Ag, 6000 Frankfurt Verfahren zum auslaugen von gold und silber
ZW18883A1 (en) 1982-10-25 1983-11-23 Johannesburg Cons Invest Leaching refractory gold ores
US4552589A (en) * 1984-01-27 1985-11-12 Getty Oil Company Process for the recovery of gold from refractory ores by pressure oxidation
US4578163A (en) * 1984-12-03 1986-03-25 Homestake Mining Company Gold recovery process
US5431788A (en) * 1993-06-28 1995-07-11 Cominco Engineering Services Ltd. Chloride assisted hydrometallurgical copper extraction
US5902474A (en) * 1993-07-29 1999-05-11 Cominco Engineering Services Ltd. Chloride assisted hydrometallurgical extraction of metal
CN1034675C (zh) 1994-03-25 1997-04-23 长春黄金研究所 高压釜内快速氰化提金方法
NZ325587A (en) 1996-01-05 1999-02-25 Hoechst Marion Roussel Inc 4,5-dihydronaphth[1,2-c]isoxazoles and derivatives thereof having cns activity
BR9602355A (pt) 1996-05-03 1998-09-01 Vale Do Rio Doce Co Processo para extração e produção de ouro e platinóides através de cianetação sob pressão
AUPP543798A0 (en) * 1998-08-24 1998-09-17 Technological Resources Pty Limited Hydrometallurgical extraction of copper and other valuable metals
US6755891B2 (en) 2002-04-16 2004-06-29 Cominco Engineering Services Ltd. Process for the treatment or removal of impurities in a hydrometallurgical extraction process
RU2229529C2 (ru) 2002-06-11 2004-05-27 Читинский государственный технический университет Способ выщелачивания золотосодержащих концентратов и устройство для его осуществления
AU2002952490A0 (en) * 2002-11-06 2002-11-21 M.I.M. Holdings Limited Reducing cyanide consumption in gold recovery from finely ground sulphide ores and concentrates
US7234752B2 (en) * 2005-02-25 2007-06-26 Irvin Automotive Products, Inc. Molded visor with integral vanity frame

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