專利名稱：：從硫化物精礦中回收金的方法
技術領域：
：本發明涉及從硫化物精礦，特別是從含毒砂(arsenopyrite)和/或黃鐵礦(pyrite)的硫化物精礦中濕法冶金回收金的方法。該精礦首先用堿金屬氯化物和氯化銅(n)濃溶液溶浸，據此將精礦中的銅礦物和一些金溶解。元素硫和沉淀的鐵和砷化合物采用物理分離方法從溶浸殘余物中分離，從而獲得第一中間產物，其含有含金硫化物礦物和脈石礦物以及未溶解的金。未溶解的游離金通過重力分離方法被分離。重力分離后，實施額外的粉碎，此后硫化物礦物被分解，含金溶液或殘余物被送至精礦溶浸循環。
背景技術：
：銅精礦中含有各種含量的金。在冶煉廠的工藝中金一般借助陽極淤泥處理工藝以高產率回收。在濕法冶金銅工藝中從精礦中回收金會引起特殊的問題。在采用硫酸鹽基溶浸的替代工藝中回收金通常基于溶浸殘余物的氰化物溶浸，然而在銅溶浸中形成的元素硫破壞了金的氰化物溶浸。在氯化物基銅工藝中，結合于銅礦物的金和游離金都可以溶解到很大的程度，但是作為細小夾雜物結合于黃鐵礦和硅酸鹽或作為所謂不可見金結合于硫化物礦物的金大體上仍未溶解。不可見(超顯微)金作為非常細小的夾雜物位于礦物顆粒內部或者位于礦物晶格中。由于保持時間太短，精礦中含有的一些粗大游離金也仍然未溶解。在難溶金精礦中，銅和其它賤金屬的比例通常很小。僅僅通過氰化物溶浸在含有難熔或超微觀金的精礦中回收金是不成功的。此種精礦的一個實例是含毒砂和/或黃鐵礦的精礦。從這些精礦中回收金需要舍有金的礦石幾乎全部分解。如果釆用氰化物溶浸，精礦需要預處理，比如焙燒，生物溶浸或氧化加壓溶浸。0utokumpu0yj已經發明了一種濕法冶金銅回收工藝，HydroCopperTM工藝，其在例如美國專利6,007，600中有描述。據此，銅精礦在大氣條件下釆用二價銅作為氧化劑被溶浸至濃縮堿金屬氯化物溶液中。與HydroCopper工藝相關的金的溶浸在例如W0專利申請03/091463中有描述。據此，金在銅精礦溶浸期間作為氯化物復合物溶解并釆用活性炭從溶液中回收。然而，如果金以難熔形式例如以黃鐵礦和/或硅酸鹽礦物出現，就不能采用上述WO申請中描述的方法溶浸。專利申請WO2004/059018描述了一種回收金的方法，其中含難熔金的精礦比如毒砂或黃鐵礦在大氣條件，囟化物環境中進行處理。毒砂和黃鐵礦晶格采用化學氧化法進行破壞。氧被用來形成二價銅或三價鐵形式的可溶氧化物。毒砂分解并與二價銅一起形成砷酸、二價鐵、硫和一價銅。鐵和銅用氧氣氧化至更高的化合價。從而形成三價鐵并進一步與砷酸反應形成砷酸鐵(FeAsO,)。黃鐵礦通過二價銅以相同的方法分解，以便形成疏酸和二價鐵(Fe2+)。通過氧氣將二價鐵氧化成三價鐵，一價銅氧化成二價銅。鐵以赤鐵礦進行沉淀，溶液通過在其中加入石灰石進行中和以便沉淀出石骨(CaS04)。如果包含碳，精礦在溶浸階段后要進行焙燒。金作為氯化物復合物從黃鐵礦中溶出并采用活性炭進行回收。難熔金礦石可以根據W0專利申請2004/059018的方法進行處理，,是缺點在于所有從毒砂溶浸和銅礦物溶浸產生的硫必須被氧化成硫酸鹽。砷首先進入溶液，并從此以砷酸鐵進行沉淀，但是毒砂溶浸中產生的硫會與固體一起進入隨后的溶浸階段，在此被氧化成硫酸鹽。在此條件下，對氧化的需求和同樣對中和的需求就大大增加，就會大大弱化該工藝的經濟性。在該工藝中所有精礦被研磨得非常細小，高達80%小于6-10jjm，因此研磨能力的需求非常大，研磨能耗也高，同時淤渣的問題也會增加，從而使固體和液體分離階段變得更加復雜。美國專利6，315，812描述了PlatsoTM工藝，其中硫化物礦物或熔煉冰銅在含有氯化物和疏酸鹽的溶液中采用氧化加壓溶浸進行處理。在Platsol工藝中所有硫化物相的硫被氧化成硫酸鹽，因此，中和的需求大大增加，降低了該工藝的經濟性。由于腐蝕問題等，在高壓釜條件下采用氯化物會導致昂貴的投資。美國專利6，461,577描述了一種溶浸含砷硫化物的二階段生物溶浸方法。金通過氰化物溶浸從所得的溶液中回收。生物溶浸在作為所有精礦僅有的溶浸方法時是非常緩慢的。生物溶浸方法的缺點是黃銅礦難以溶解和將所有精礦氧化成硫酸鹽，其中中和的需求很大。另外，用氰化物溶浸金對環境來說是很冒險的。
發明內容采用本發明的方法，結合氯化物溶浸工藝能將金從難熔精礦，特別是從那些含毒砂和/或黃鐵礦的精礦，比如銅精礦(其中的金結合于黃鐵礦和硅酸鹽礦物)或者優選來自各種銅精礦和難熔精礦的混合物中回收出來。另外，來自粗金和結合于硅酸鹽礦物的金的金產量大大提高。硫至硫酸鹽的氧化達到最小，因此被中和的硫酸量就會大大降低。本發明方法的實質性特點在權利要求中會更明顯。本發明涉及從硫化物精礦中回收金的方法，這些精礦有銅精礦，難熔礦，特別是那些含毒砂和/或黃鐵礦的礦以及上述混合物。銅硫化物礦物和精礦中部分金的溶浸發生在大氣條件下的堿金屬氯化物和氯化銅(n)的濃縮水溶液中。一些金會溶解并用已知的方法(比如活性炭或離子交換樹脂)從溶液中回收。大部分元素硫和鐵氧化物(也包括沉淀的砷化合物)采用物理或等效的分離方法從溶浸殘余物中分離，因此剩下的主要是含黃鐵礦和脈石礦物的含金產品。該脈石礦物主要是硅酸鹽。粗大未溶解的金通過重力分離從該第一中間產物中分離出來。然后該中間產物被研磨到充分細度，由此產生的第二中間產物以及其中的黃鐵礦和剩余的毒砂的溶浸用已知的方法進行。適合該方法的已知溶浸技術特別包括硫酸鹽基加壓溶浸和大氣壓菌助硫酸鹽溶浸以及大氣壓氯化物溶浸。離開溶浸的含金流，依據所選溶浸方法的不同為溶液或沉淀物，被返回到精礦氯化物溶浸循環中。硫化物銅精礦比如黃銅礦可能含有金，它們難以在氯化物基溶浸中溶浸。在此情況下，金可能會將自己結合到不可溶的疏化物礦物比如黃鐵礦中。另外，金常常會結合到精礦的脈石礦物(比如硅酸鹽)中。如果金較粗大，由于保持時間太短，典型地，一些金仍未溶解。在大部分難以處理的硫化物精礦(稱為難溶精礦)中，黃鐵礦和毒砂是主要的含金載體。在氯化物基精礦溶浸階段的溶液中保持一定量的銅，優選20-60g/l左右。如果在精礦中沒有銅，就可以被送至該工藝中。一些銅可以作為沉淀物(來自該工藝以后的階段)從該工藝循環中得到，釆用氧化氣體將銅在溶液中氧化成二價銅(Cu2+)。含氧氣體和氯氣被用作氧化氣體。溶液中堿金屬氯化物的量為200-330g/l。溶浸階段總是包含幾個帶有混合器的反應器。溶浸在大氣條件，溫度為80。C至溶液沸點時進行。溶液的氧化-還原電勢應該足夠高，至少是在溶浸結束時，也就是最小為600niV(Ag/AgCl作為參考電極)，以便含銅黃鐵礦和至少部分毒砂分解。金的溶解需要足夠高的氧化還原電勢。采用含氧氣體和氯氣，溶液的氧化還原電勢可以升高至600-650mV的值，由此金可以充分溶解。在精礦溶浸中發生下列反應黃銅礦溶浸CuFeS2+Cu2++3/402+l/2H20=2Cu++FeOOH+2S(1)毒砂溶浸FeAsS+7CuCl2+4H20—H3As04+FeCl2+S+5HCl+7CuCl(2)H3As04+FeCl3—FeAs04+3HCl(3)金的溶解Au+3CuCl2+2Cr—AuCl,+3CuCl+Cr(4)用氧氣或氯氣將一價銅氧化成二價銅2CuCl+0.502+2HCl—2CuCl2+H20(5)2CuCl+Cl2—CuCl2(6)正如上述反應所示，氯化銅(II)溶解了毒砂，因此，作為反應的結果生成了砷酸，氯化亞鐵(n)、元素疏、鹽酸和氯化亞銅(i)。如果電勢升得足夠高，元素硫會進一步反應形成硫酸。生成的氯化亞鐵(n)與氯化銅(n)反應生成氯化鐵(m)，其會進一步與砷酸反應以便生成溶解度較低的砷酸鐵和鹽酸。當氯氣輸送到該階段時，金在溶浸階段氧化還原電勢為600-650mV(Ag/AgCl作為參考電極)時能充分溶解。與輸送到溶液中的氧氣一樣，氯氣同時將反應中生成的氯化亞銅氧化成氯化銅，如反應(5)和(6)所示。已知毒砂在這些條件下也會部分或全部溶解。在溶浸階段將pH保持在1-2.5的數值是有利的，以便銅不沉淀，而鐵和硫作為第二相(比如氫氧化鐵或砷酸鐵)沉淀。當優選根據在現有技術中描述的HydroCopperTM工藝實施精礦的溶浸時，該工藝包括氯-堿電解，其中用于中和的氯和至少部分堿被用于該溶浸階段。如果采用另一種氯化物工藝溶浸，氯和堿在其他一些等效的電解工藝階段形成或者現成的工業化學品被使用。在精礦溶浸中形成的溶浸殘余物主要包括鐵的氧化物(Fe203)和氬氧化物(Fe00H)、硫和砷酸鐵。另外，溶浸殘余物還包括精礦中含有的黃鐵礦，在氯化物溶浸階段中不溶解的一些毒砂和硅酸鹽礦物。溶浸殘余物還含有仍未溶解的結合于硫化物礦物的金以及在精礦溶浸階段沒有時間完全溶解的自由粗金。第二相，比如元素硫、赤鐵礦和砷酸鐵在溶浸殘余物中作為極細小的夾雜物(<10jam)出現，而黃鐵礦，毒砂和硅酸鹽無疑代表較粗大的主體精礦顆粒的尺寸范圍(20-l50.pm)。溶浸殘余物也可能包括細小的硅酸鹽，它是氯化物溶浸中從以前的工藝階段累積而來的。將溶浸殘余物送至分離階段，在此采用物理分離方法將元素硫和其他二次物質(比如赤鐵礦和砷酸鐵)分離。細小的硅酸鹽也隨二次物質除去。如此在分離階段形成的第一中間產物主要由較粗大的黃鐵礦，粗粒硅酸鹽組成，余量為毒砂和金。可以使用的物理分離方法有旋風分離，淘析、延遲沉降，濃縮，振動，螺旋分離或應用了與密度和/或顆粒尺寸相關的分離原理的其它等效方法。硫和其他物質也可以通過浮選去除。物理化學方法也可以使用，由此硫可用合適的溶劑溶解或用熱量以熔融的形式分離。由硫和細屑分離階段獲得的第一中間產物中所含的游離金用基于重力差異(也就是比重差異)的方法回收。如此，離心分離(Knelson或Falcon分離器)，螺旋分離，搖動，振動或其他相應的方法都可以使用，其中較高密度的金顆粒從其他礦物中分離出來。因為與其他物質(黃鐵礦，硅酸鹽)混合，第一中間產物中的金含量仍然很低。重力分離的目的是制得高含量金的產物，以便有可能單獨銷售該產物或將其返回到精礦氯化物溶浸中。如果事先知道第一中間產物中的金屬金的量很小，就可以不用重力分離，以便將中間產物直接送至下面的階段，金則在隨后回收。游離金分離階段剩余的第一中間產物的殘余物被送至粉碎階段，在此將其研磨得充分細小以使迄今未溶解的硫化物礦物的溶浸速率大大加快。需要的顆粒尺寸為d8。5-45jam，優選dsQ5-15Mm.(18。是指80%的產品低于上述顆粒尺寸。同時，作為夾雜物在與精礦共存的脈石礦物中存在的金被釋放。值得注意的是，該粉碎只在精礦總量的非常小的部分中進行，以避免影響整個工藝的淤渣問題，并大大節約研磨能和粉碎廠的投資。由此產生的第二中間產物被送至溶浸，由此在精礦中含有的剩余金以在精礦溶浸循環中能夠回收的形式獲得。當第二中間產物的處理為溶浸時，其是整體溶浸，也就是說，其目的是溶解所有硫化物。處理也可以是焙燒，其中的黃鐵礦被氧化成鐵的氧化物(赤鐵礦)。對第二中間產物溶浸的一種優選方法是加壓溶浸。在此情況下，優選在硫酸鹽基下進行，以避免在此條件下由氯化物引起的腐蝕問題。在加壓溶浸中，第二中間產物被送入高壓釜中，在此，在160一20'C的溫度下進行溶浸。含氧氣體也被送入高壓釜。黃鐵礦和剩余的毒砂在加壓溶浸中溶解，但金并不溶解，其仍然在溶浸殘余物中。溶浸殘余物以及含赤鐵礦和細小脈石礦物的金被送至精礦溶浸階段中，在此金在高氧化還原電勢條件占優的溶浸結束時進行溶解。溶浸殘余物的質量約為原料的40%。采用已知的方法將金從溶液中回收，比如通過活性炭或離子交換樹脂。至于金已從其中分離和溶浸的赤鐵礦和細小的硅酸鹽，在氯化物溶浸后將其送至細屑分離，在此他們與硫和沉淀物的剩余部分被去除。在加壓溶浸中黃鐵礦根據下列方程式分解FeS2+7.502+H20—2Fe3++4S042—+2H+(7)將該溶液送至中和，在此使用一些有利的中和劑，比如石灰石。含有石骨和鐵的氧化物、鐵的氫氧化物和砷酸鐵的沉淀物從循環中被除去。在中和反應中生成的含石骨的沉淀物的量大約為高壓釜原料的兩倍。溶浸第二中間產物的另一種方法是采用菌助氧化法(生物溶浸)，優選在硫酸鹽的環境中。細菌需要的營養物和空氣被送入溶浸階段；溶浸提供充足的疏酸鹽。在生物溶浸中溫度范圍是30-60'C。作為溶浸的結果，黃鐵礦被溶解而金仍然以不溶的形式存在于溶浸殘余物中，從此金通過將溶浸殘余物送至精礦溶浸階段進行回收。金在精礦溶浸結束時占優的高氧化還原電勢條件下溶解并通過活性炭或離子交換樹脂的方法被回收。在溶浸中形成的溶液被送至中和，此處使用一些有利的中和劑比如石灰石。形成的石骨和鐵沉淀物從循環中去除。生物溶浸的優點是通常它比加壓溶浸的投資和操作成本低，且生物溶浸僅對送入工藝中的小部分精礦實施。如果必要，加壓和生物溶浸的溶浸殘余物都還可以在單獨的氯化物溶浸循環中進行處理，以便使溶浸的殘余物不混到主流中。當溶浸以氯化物溶浸方式進行時，黃鐵礦和如此還遠未溶解的毒砂就會分解，金就會在同一階段作為氯復合物進入溶液中。同時與脈石礦物結合的部分金也會溶解。在溶浸中使用的含銅溶液從精礦溶浸的某些合適的階段送至該階段，例如作為綠鹽銅礦或堿性氯化銅(n)。氧化氣體，其可以是含氧氣體和/或氯氣被送至溶浸操作。當按照現有技術中所述的HydroCopper工藝進行溶浸時，該工藝包括氯-堿電解，在此，形成的氯可以在此溶浸階段中采用。氧氣或富氧空氣都可以作為含氧氣體使用。溶液的氧化還原電勢可以通過氧化氣體調整至至少600mVAg/AgCl，優選為620-750mVAg/AgCl，以便結合于黃鐵礦的金也能溶解。在第二中間產物的溶浸階段中的細小黃鐵礦的溶浸動力學性能優于第一溶浸，這歸因于其較小的顆粒尺寸、晶格的破壞和鈍化作用的降低。黃鐵礦根據下列方程式溶解FeS2+Cu2++4H20—S042—+Fe2++8H++7Cu+(8)溶浸的最后結果是除了細小的脈石礦物之外第二中間產物的所有礦物都被溶浸。溶液用一些合適的中和劑(比如石灰石)中和。中和導致溶浸殘余物，該殘余物含有石骨，鐵的氧化物，鐵的氫氧化物和從循環中去除的脈石礦物比如硅酸鹽。含金溶液被送至精礦溶浸的金回收階段，在此金用例如活性炭回收。用于溶浸第二中間產物的方法的選擇依賴于每種精礦獲得的冶金效果。圖1代表本發明的一個實施方式的流程圖，其中溶浸以硫酸鹽基加壓溶浸進行，圖2的流程圖是本發明的另一個實施方式，其中溶浸以加壓溶浸進行，并且圖3代表本發明另一個實施方式的流程圖，其中溶浸以氯化物溶浸進行。具體實施方式圖1-3的流程圖在根據本發明方法的描述中都有提及，它們都基于HydroCopper工藝，在圖中用虛線和標號1標出。根據本發明，將金回收方法和HydroCopper工藝結合是很有利的，事實上該方法是與其一起描述的。然而該方法及其應用也能與其他氯化物溶浸工藝結合。含金銅精礦被送至溶浸階段2，在此精礦用堿金屬氯化物濃縮溶液進行溶浸。溶液中的銅用氧化氣體氧化成二價銅(Cu2+)。含氧氣體和氯氣都可用作該氣體。為簡便起見，含氧氣體在圖中標為空氣，但是其也可以是氧氣或富氧空氣。自此以后在本發明的描述中，我們將提及鈉而不是堿金屬，但是必要時鈉可以用一些其他堿金屬(比如鉀)代替。在溶浸中生成的氯化亞銅(I)溶液被送至溶液純化階段3。純化的溶液被送至沉淀階段4，在此銅通過氬氧化鈉以氧化亞銅(I)從溶液中沉淀出。形成的氯化鈉被送至氯-堿電解5,據此所得的苛性堿、氯和氫氣被用于該工藝的不同階段。采用在電解中產生的氫氣將氧化亞銅(I)在階段6還原成元素銅。如果必要，該產物可以被熔煉和鑄造。在HydroCopper工藝中的溶浸階段，在精礦中含有的一些金溶解并在階段7被回收，在此可用比如活性炭或離子交換樹脂回收金，在氯化物溶浸中溶解的鐵和砷在金回收前通過合適的堿中和溶液而從溶液中沉淀出(在圖中未詳細示出)。中和需要的堿由HydroCopper工藝的電解獲得。在精礦溶浸中形成的溶浸殘余物被送至分離階段8，在此元素硫和其他二次物質比如赤鐵礦、砷酸鐵和細小的硅酸鹽物質采用物理分離方法進行分離。如果黃鐵礦的最后溶浸使用加壓或生物溶浸則會形成細小的硅酸鹽物質。該分離階段后，剩下的是主要由黃鐵礦、較粗大的硅酸鹽、毒砂和金組成的第一中間產物9。下列分離方法中的至少一種可以作為該物理分離方法使用浮選、旋風、淘析、延遲沉降、濃縮、振動、螺旋分離或可以適用于密度、顆粒尺寸或顆粒表面特性差異的其他等效方法。在采用基于重力分離10的方法的階段10中從第一中間產物9中回收金，該第一中間產物9由硫和細屑分離階段8獲得。其目的是獲得金含量大大高于第一中間產物的金產品。如果該中間產物的金含量例如是30g/t，則從比重分離獲得的產品的金含量可能是1000-100000g/t。可以采用利用它們的高密度從其它礦物中分離金顆粒的方法分離。這些方法例如是離心分離(Knelson和Falcon分離器)，螺旋分離，搖動，振動或其他相應的方法。得到的富金部分被返回到HydroCopper工藝溶浸，在圖中以虛線表示，或者如果該精礦中的金含量足夠高的話，則可以將其作為單獨的產品處理。由通過重力分離10的游離金分離而來的第一中間產物的剩余物被送至粉碎階段ll,在此其被研磨至充足的細度，以便迄今為止不溶解的硫化物礦物的溶浸速度大大加快。同時，與精礦一起提供的脈石礦物中所夾雜的金被釋放。圖1代表硫化物的優選溶浸方法。根據此可選方法，第二中間產物12在硫酸鹽環境下在加壓溶浸13中進行處理，從而使硫化物礦物分解。高壓釜中的溫度為160-220X:，保持時間依賴于具體情況為1-3小時。高壓釜的廢物，也就是說，此種情況下的溶浸殘余物，主要包括金和未溶解的脈石礦物以及赤鐵礦。該細小的廢物14被向前送至主工藝的氯化物溶浸循環2，在此金作為氯化物復合物溶解，并用上述方法回收。正如在前的陳述，細小的脈石礦物與來自氯化物溶浸的溶浸殘余物一起到達物理分離階段8，在此它們與較粗大物質分離。加壓溶浸后，溶液被送至中和階段15，向其中加入一些有利的中和劑比如石灰石。在此情況下，中和主要導致產生沉淀物，該沉淀物包含石骨和鐵的化合物和砷，其從該循環中被除去。金的氯化物溶浸也可以在單獨的氯化物溶浸循環中進行，在此可以利用聯合金回收7。在此情況下，溶浸殘余物直接進入最終的廢物中，而不與來自主溶浸循環的溶浸殘余物混合。圖2中所示的流程與圖1中相似，不同之處在于圖2示出了處理在研磨階段ll中形成的第二中間產物的另一種方式。在此情況下，在研磨中產生的中間產物12被送至生物溶浸16中。在生物溶浸中，所涉及的產品在硫酸鹽溶液中使用空氣氧化利用細菌進行處理。溫度為30-60'C,保持時間一般為3-5天。來自生物溶浸的含金廢物17被送至HydroCopper工藝的氯化物溶浸循環1,在此金作為氯化物復合物溶解，并用上述方法回收。在廢物17中的細小脈石礦物在物理分離階段8中分離。生物溶浸溶液被送至中和階段18，在此用一些有利的中和劑(比如石灰石)中和酸，并且沉淀出鐵、砷和石骨。還是在此情況下，金的氯化物溶浸也可以在單獨的氯化物溶浸循環中進行，從而可以利用聯合金回收。在此情況下，溶浸殘余物直接進入最終的廢物中，而不與來自主溶浸循環的溶浸殘余物混合。圖3所示的流程與圖1和圖2中的流程相似，不同之處在于圖3示出了處理在研磨階段11中形成的第二中間產物12的另一種方式。第二中間產物12在堿金屬氯化物溶液中進行溶浸處理19，在此調整合適的二價銅含量和/或三價鐵離子含量。從HydroCopper工藝的適當階段(圖中未示出)獲得堿金屬氯化物溶液。采用的氧化氣體為空氣、氧氣和/或優選地，由HydroCopper工藝氯-堿電解獲得的氯氣。溶浸溫度為80-105°C。溶浸后含金溶液20被送至HydroCopper工藝的金回收階段7。溶浸殘余物含有石骨、鐵的氧化物、砷酸鐵以及脈石礦物比如硅酸鹽，其從該循環中被除去。這里研究的金回收方法的優點在于絕大部分金連同銅回收一起而被回收，且第一次將硫和大部分鐵從該線路生成的沉淀物中除去。然后進行金屬金的分離，之后，最后的溶浸階段只對仍含有難以溶解并且結合在礦物內部的金的少量中間產物進行。取決于溶浸方法，在最后溶浸階段中形成的殘余物或溶液被送至整個精礦的氯化物溶浸循環中，在此金作為氯化物復合物被溶解，并在主流的金回收階段被回收。實施例1制備50%銅精礦和50%金精礦的混合物。金精礦代表難溶類型，且其金的收率在24-小時氰化物溶浸試驗中為3%。礦物學研究表明金精礦中大部分未溶解的金作為"不可見金"結合于黃鐵礦和毒砂。金在黃鐵礦和毒砂之間的分配大致為50:50的比例。精礦的化學成分示于表l,主礦物的礦物成分示于表2。表1.精礦和混合精礦的成分<table>tableseeoriginaldocumentpage15</column></row><table>表2.溶浸原料的礦物成分黃銅礦％毒砂％黃鐵礦％閃鋅礦％其他礦物％41.07.837.53.413.7在IO升鈦反應器中，采用HydroCopper工藝條件，對混合精礦進行實驗室規模的氯化物溶浸溶液體積9.0升固體質量1.6kg溫度95°C保持時間24小時NaCl:280g/lCu2+含量40g/lpH:2.0-2.2空氣21/分鐘氧化還原電勢560-620mV(相對于Ag/AgCl)溶浸后固體的成分如下表3.溶浸后固體質量和成分原料的質量％Cu%Zn%As%Fe%S%S°%Aug/t92.70.380.053.935.237.315.711.0溶浸產生了97.5%銅和50.1%金的產率。在溶浸期間，形成了元素硫、針鐵礦和砷酸鐵。少量的硫化物硫轉變成了硫酸鹽形式。74%的毒砂溶解，但是黃鐵礦的溶解度僅為約4%。大部分未溶的金出現在黃鐵礦中。溶浸殘余物進行基于物理分離方法的處理，其目的主要是將元素硫，鐵的氧化物，砷酸鐵和細小硅酸鹽礦物與黃鐵礦，毒砂和粗大的硅酸鹽分離。在物理分離中采用浮選和淘析的組合。首先元素硫在浮選單元中進行浮選，此處的起泡劑是MIBC(甲基-異丁基-甲醇)。黃鐵礦和其他粗大物質通過在淘析單元中混合而從浮選精礦中除去，同時以恒定的速率向該單元中加入水以便達到期望的分離極限。浮選殘余物也采用上述的淘析方法處理，從而分離出大部分的細小物質(細小硅酸鹽，針鐵礦，赤鐵礦，砷酸鐵和剩余的硫)被分離出來。對分離溢出流進行清選分離，從而回收黃鐵礦和其他粗大物質。粗大的部分結合于一種產物(底流)中，細小的物質結合于另一種產物(溢出流)中。在物理分離中，質量為分離階段原料質量的56.1%的固體仍然作為底流。處理后的固體成分如下表4.物理分離階段后固體的成分Cu%As%Fe%S%S°%Aug/t0.492.038.447.35.018.2根據礦物學檢驗，分離產物(底流)含有約65%黃鐵礦和13%脈石礦物。溢出流中元素硫的收率為約80%,底流中黃鐵礦的收率為約90%。底流中金收率為94%。將所得的產物在1升的對轉圓盤式破碎機中粉碎25分鐘，導致80。/。的顆粒尺寸-12pm。將所得的產物(底流)在3升的鈦反應器中，在以下條件下進行氯化物溶浸試驗溶液體積2.6升固體質量0.25kg溫度95°C保持時間24小時氧化劑氯氣，空氣NaCl280g/l"2+含量40g/lpH:1.2-1.6氧化還原電勢600-750mV(相對于Ag/AgCl)溶浸后固體含量如下表5.氯化物溶浸后固體的成分原料的質量％Cu%Zn%As%Fe%S%S°%Aug/t83.10.370.062.846.27.72.31.8氯化物溶浸中的金收率為85.2%。來自精礦(見表2)的金的總收率為92.8%。實施例2實施例1中所示的氯化物溶浸和物理分離的產物(底流)在1.5升的鈦高壓釜中在下列條件下進行加壓溶浸固體質量200g溶液體積1.2升氧氣流量1.01/分鐘溫度200T保持時間2小時氧氣的過壓7巴處理后固體含量如下表6.加壓溶浸處理后的固體成分<table>tableseeoriginaldocumentpage18</column></row><table>實施例3對由實施例2的加壓溶浸所獲得的殘余物在HydroCopper工藝條件下進行氯化物溶浸。溶液體積1.2升固體質量0.12kg溫度95°C保持時間24小時氧化劑氯氣，空氣NaCl:280g/lCu2+含量40g/lpH:2.0-2.2氧化還原電勢580-650mV(相對于Ag/AgCl)溶浸殘余物的成分如下:表8.加壓溶浸殘余物的氯化物溶浸后的固體成分<table>tableseeoriginaldocumentpage19</column></row><table>高壓釜殘余物在氯化物溶浸中的金收率為93.9%。當從原始精礦(表2)計算整個鏈時，金的收率為93.8%。權利要求1、一種從硫化物精礦，特別是從含銅、毒砂和/或黃鐵礦的精礦或它們的混合物中回收金的方法，其中該精礦在大氣條件下采用堿金屬氯化物-氯化銅(II)的水溶液溶浸(2)，該水溶液的電勢在溶浸結束時被調整為至少600mVAg/AgCl，并將溶解的金回收(7)，其特征在于對在精礦溶浸中仍未溶解的沉淀物進行物理分離(8)，從而將細小物質與含金的第一中間產物(9)分離，第一中間產物包括黃鐵礦、毒砂和粗大的脈石礦物；將第一中間產物粉碎(11)，并且溶浸由此生成的第二中間產物(12)，以浸出黃鐵礦和毒砂，并且將溶浸過程的含金部分(14、17、20)返回至精礦溶浸循環。2、根據權利要求1的方法，其特征在于在物理分離(8)中要分離的細屑含有元素硫以及大部分的鐵的氧化物和砷的氧化物。3、根據權利要求1或2的方法，其特征在于采用重力分離(10)對第一中間產物進行粗大未溶解金的分離，之后將含有黃鐵礦和脈石礦物的部分送至粉碎(11)。4、根據權利要求3的方法，其特征在于重力分離(10)的含金產物被返回至精礦溶浸階段(2)。5、根據權利要求3的方法，其特征在于重力分離(10)的含金產物作為單獨的產物處理。6、根據前述權利要求1-5中任一項的方法，其特征在于將第一中間產物研磨到顆粒尺寸為山。=5-45微米。7、根據前述權利要求1-6中任一項的方法，其特征在于將第一中間產物研磨到顆粒尺寸為&。=5-15微米。8、根據前述權利要求l-7中任一項的方法，其特征在于第二中間產物的溶浸在硫酸鹽基加壓溶浸階段(13)中進行，并且向其中加入含氧氣體，作為溶浸的結果，得到含金沉淀物(14)，并將其送至精礦溶浸階段(2)。9、根據權利要求8的方法，其特征在于含金沉淀物(14)含有細小^K石礦物，該細小;詠石礦物與物理分離(8)有關而與該沉淀物分離。10、根據權利要求8或9的方法，其特征在于在加壓溶浸(13)中形成的溶液被中和(15)，形成鐵沉淀物，該鐵沉淀物從該循環中被除去。11、根據前述權利要求1-7中任一項的方法，其特征在于第二中間產物的溶浸在硫酸鹽基生物溶浸階段(16)中進行，并且向其中加入空氣和營養物，導致得到含金殘余物(17)，該含金殘余物被送至精礦溶浸階段(2)。12、根據權利要求11的方法，其特征在于含金殘余物(17)含有細小脈石礦物，該細小脈石礦物與物理分離(8)有關而與殘余物分離。13、根據權利要求11或12的方法，其特征在于在生物溶浸(16)中形成的溶液被中和(18)，形成鐵沉淀物，該鐵沉淀物從該循環中被除去。14、根據權利要求10或13的方法，其特征在于石灰石被用作中和劑。15、根據前述權利要求1-7中任一項的方法，其特征在于第二中間產鉤的溶浸作為大氣壓堿金屬氯化物溶浸(19)形式進行，其中所用的氧化氣體是以下之一氯氣、氧氣或含氧氣體，并用后者將溶液的氧化還原電勢調整至620-750mVAg/AgCl的范圍。16、根據權利要求15的方法，其特^i在于第二中間產物溶浸的結果是金、黃鐵礦和毒砂被溶解，形成的溶液被中和而沉淀出鐵和砷，且含脈石礦物和鐵化合物的殘余物從該循環中被除去。17、根據權利要求16的方法，其特征在于含金溶液(20)被送至精礦溶浸循環的金回收階段(7)。18、根據前述權利要求1-17中任一項的方法，其特征在于在金回收階段(7)中用活性炭回收金。19、根據前述權利要求1-17中任一項的方法，其特征在于在金回收階段(7)中用離子交換樹脂回收金。20、根據權利要求l的方法，其特征在于用于精礦溶浸中仍未溶解的殘余物的物理分離方法(8)是以下方法中的至少一種浮選、旋風分離、淘析、延遲沉降、振動和/或螺旋分離。21、根據權利要求3的方法，其特征在于為了獲得富金產物的第一中間產物的重力分離(10)釆用以下方法中的至少一種進行離心分離、螺旋分離、搖動和/或振動。22、根據權利要求1或15的方法，其特征在于溶浸階段(2、19)中所需的氯在屬于銅回收循環的氯-堿電解(5)中形成。23、根據權利要求1的方法，其特征在于在精礦溶浸階段(2)中溶解的鐵和砷在金回收前用合適的堿中和溶液而從溶液中沉淀出。24、根據權利要求23的方法，其特征在于該堿是氫氧化鈉。25、根據權利要求23或24的方法，其特征在于中和所需的堿在屬于銅回收循環的氯-堿電解(5)中形成。全文摘要本發明涉及從硫化物精礦，特別是從含毒砂和/或黃鐵礦的精礦中濕法冶金回收金的方法。該精礦首先用堿金屬氯化物和氯化銅(II)的濃縮溶液進行溶浸，由此銅礦物以及精礦中的一些金被溶解。元素硫和沉淀的鐵和砷化合物通過物理分離方法從溶浸殘余物中分離出來，從而得到第一中間產物，其含有含金硫化物礦物和脈石礦物以及仍未溶解的金。未溶解的游離金通過重力分離方法分離。重力分離后，實施額外的粉碎，此后該硫化物礦物被分解，并且該含金溶液或殘余物被送至精礦溶浸循環。文檔編號C22B3/00GK101120106SQ200680005181公開日2008年2月6日申請日期2006年2月14日優先權日2005年2月16日發明者J·萊皮寧,M·海邁萊伊寧(已死亡),O·許韋里寧,S·海馬拉,V·帕羅薩里申請人:奧圖泰有限公司