CN1826420A - 使用硫氰酸盐浸滤液回收贵金属 - Google Patents
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Abstract
对含贵金属的矿物材料进行酸性硫氰酸盐沥滤,以溶解具有贵金属-硫氰酸盐络合物形式的贵金属。硫氰酸盐沥滤液的原料可以含有具有高摩尔比的铁离子与硫氰酸盐。例如可以通过以下方式除去富含金属的硫氰酸盐沥滤液中的贵金属:将贵金属从贵金属-硫氰酸盐络合物转变为贵金属-氰化物络合物,然后将贵金属-氰化物负载在吸附性材料上。可以将硫氰酸盐沥滤液中剩余的氰化物转变为硫氰酸盐用于额外沥滤贵金属。
Description
技术领域
这里描述的本发明涉及一种用于矿物处理以回收贵金属的方法,更具体地,涉及硫氰酸盐浸滤液在回收金中的用途。
背景技术
一种从含金的矿石中回收金的常用技术是将金沥滤(leach)到氰化物水性沥滤液中,其中金以金-氰化物络合物的形式溶解。在有些情况下,直接从矿石或者由矿质制成的精矿中沥滤出金。许多氧化物矿石都是这样。在其它情况下,在氰化物沥滤之前,预处理矿石或矿石精矿,以发生化学变化,从而提高氰化物沥滤性能。例如,含金的硫化物矿石经常是难熔的从而无法进行直接氰化物沥滤。因此,在氰化物沥滤之前,经常对这种难熔的硫化物矿石或者由这种难熔的硫化物矿石制成的硫化物精矿进行氧化预处理,从而分解硫化物矿物质,由此在后续的氰化物沥滤期间释放金用于回收。
含有金的沥滤液经常称作“富含金属的(pregant)”沥滤液。在将金溶解在氰化物沥滤液中之后,然后从富含金属的氰化物沥滤液中除去金。这通常通过使富含金属的氰化物沥滤液与活性碳颗粒在有助于将金-氰化物络合物吸附在活性碳颗粒上的条件下接触而实现。当碳颗粒负载金之后,然后从贫矿氰化物沥滤液中分离碳颗粒,其可以再循环用于沥滤额外的金。通过使用合适的反提取剂(strip solution)(例如热的苛性碱溶液)从碳颗粒中反提取(strip)金,从而从负载碳颗粒上除去金。然后,例如通过电解冶金法从反提取剂中除去金,以制备称作金锭的粗金属产物。对金锭进行进一步的精炼,得到高纯度金。
可以在堆操作(heap operation)或者在反应器中进行氰化物沥滤。在堆操作中,将贫矿氰化物沥滤液进料施加在一堆待处理的矿物原料表面。氰化物沥滤液渗过这堆原料并从矿物原料中沥滤出金。收集从这堆原料流出的富含金属的氰化物沥滤液,使其与活性碳接触,从而从富含金属的氰化物沥滤液中除去金。
当在反应器中进行氰化物沥滤时,将待沥滤的矿物原料与氰化物沥滤液一起在反应容器(一个或多个)中浆化足够时间,以有效地沥滤金。在所谓的浆液中的碳(carbon-in-pulp)操作中,在氰化物沥滤之后,使活性碳与一系列容器中的浆液接触,其中活性碳以与浆液的运动方向逆流的形式前进通过一系列容器。在所谓的滤液中的碳(carbon-in-leach)操作中,在活性碳存在下进行沥滤,从而在相同的容器中同时发生氰化物沥滤和在活性碳上的吸附。
氰化物沥滤法是在许多情况下运作良好的工业标准。但是,存在氰化物沥滤难以进行或不切实际的情况。
一种存在问题的情况涉及难熔硫化物金矿的加工,其中金被锁定在一种或多种硫化物矿石中,通常不易通过直接的氰化物沥滤从中回收金。如所指出的,经常在氰化物沥滤之前对这些矿石或由这些矿石制成的精矿进行氧化预处理。在氧化预处理期间,硫化物矿石中的至少一部分硫化物型硫被氧化,导致硫化物矿石发生分解并释放金。氧化预处理之后,从硫化物矿石中释放出的金仍然和固体在一起,然后用氰化物沥滤液沥滤所述固体以溶解金。一种氧化预处理技术是生物氧化,其中生物活性导致矿石或精矿中的硫化物型硫被氧化。另一种氧化预处理技术是压力氧化,其中在高压釜中,在高温和高压下使用氧气处理矿石或精矿。再一种氧化预处理技术是氧化焙烧矿石或精矿。
氧化预处理之后氰化物沥滤残余固体中存在的问题是,残余固体经常是强酸性的,而氰化物沥滤通常必须在碱性pH下进行。结果,需要在氰化物沥滤之前中和固体。这种中和通常需要向固体中加入大量的石灰或一些其它中和剂,并且显著增加费用和操作的复杂性。对于已经在原料堆中进行的生物氧化,中和固体需要在生物氧化后除去这堆原料,通过将固体与石灰或一些其它以中和剂混合中和氧化的固体,然后沉积中和混合物堆,用于氰化物沥滤。在生物氧化后,除去一堆原料、中和固体并且沉积一堆新的物质,以便于氰化物沥滤,这会显著增加金回收操作的成本和复杂性。而且,甚至在加入中和剂之后,固体通常仍然含有大量的硫化物型硫,其存在会使金的回收操作复杂。例如,一些量的硫化物型硫在氰化物沥滤操作中会继续氧化,甚至低程度的氧化也会导致重大的材料处理问题。一种材料处理问题是氧化的硫会与来自中和剂(例如,由于石灰的添加)的钙反应形成不溶性石膏,其会阻塞原料堆的孔,从而导致在氰化物沥滤期间原料堆的可渗透性局部减小。作为另一个实例,氰化物浸滤液可以直接与残余的硫化物型硫反应,导致大量消耗氰化物。
另一个存在问题的情况涉及只含有中等含量的硫化物矿的硫化物金矿的加工。与难熔硫化物金矿相反,这些中等含量的硫矿通常含有较低的硫化物型硫成分且通常显著量的金能够通过直接的氰化物沥滤回收。但是,氰化物沥滤在操作上是困难的,因为这些矿往往是强酸性的,且当硫化物矿石在存储和氰化物沥滤操作中氧化时经常产生大量的硫酸。为了进行氰化物沥滤需要中和这些矿石,这提出了重要的问题。
再一个存在问题的情况涉及加工含有显著量铜的硫化物或氧化物金矿,所述铜具有易于与金一起溶解在氰化物沥滤液中的形式。氰化物沥滤液中存在大量溶解的铜,导致金的回收变得复杂且加工成本增加。而且,为了处置(disposal),需要破坏氰化铜,这进一步增加了加工成本。虽然有时能够例如使用硫酸溶液从铜矿石中预沥滤铜,但是仍然需要在氰化物沥滤之前对经预沥滤的矿石进行中和。而且,如果在酸性预沥滤之后在堆操作中对矿石进行加工,则需要除去原料堆,中和固体且沉积新的原料堆用于氰化物沥滤,这就提出了与如上所述的生物氧化难熔的硫化物矿石的情况相似的问题。
又一个存在问题的情况涉及加工含有显著量有机含碳材料的硫化物或氧化物金矿,所述有机碳材料具有在氰化物沥滤中吸附金-氰化物络合物的亲合力。这种难熔的含碳矿石通常称作“预回采(preg-robbing)”矿石,因为可以通过使用有机含碳材料从富含金属的氰化物沥滤液中“回采(rob)”可获得的金。已经提出了几种预处理技术,以减小或除去有机含碳材料的预回采能力。这些预处理技术通常在氰化物沥滤之前留下处于需要中和的酸性状态的矿石。作为替代方案,已经使用硫代硫酸盐浸滤液从难熔的含碳矿石中沥滤金,而不需首先预处理矿石以破坏有机含碳材料的预回采能力。与金-氰化物络合物相比,得到的金-硫代硫酸盐络合物不易被吸附在有机含碳材料上。但是,由于使用氰化物,通常必须在碱性pH下进行硫代硫酸盐的沥滤操作,这就需要在硫代硫酸盐沥滤之前根据所加工的特定矿石和所使用的特定加工操作进行大量中和。
除了上述内容,仍然存在对使用氰化物进行金的沥滤操作的增加的规定性限制。因此,在采金业中,确立使用除氰化物以外的浸滤液用于沥滤金的替代方法得到了关注。例如,硫脲和硫代硫酸盐浸滤液的潜在用途已经受到了相当大的重视。但是,由于硫脲非常容易发生氧化降解,导致硫脲的消耗量高,造成使用硫脲通常是不现实的。使用硫代硫酸盐浸滤液已经取得了更大的成功,但是,值得注意,硫代硫酸盐沥滤操作通常必须在碱性pH下进行,在许多情况下导致与前面针对氰化物沥滤所指出的相同技术问题。而且,从富含金属的硫代硫酸盐的沥滤液中除去金是比从富含金属的氰化物沥滤液中除去金更为困难,因为金-硫代硫酸盐络合物不易吸附在活性碳颗粒上。还建议使用其它浸滤液作为氰化物的替代物,但是对其没有进行很大程度的研究,且其实际的实施是不确定的。
发明内容
关于本发明,已经发现,通过小心地控制沥滤条件,仅使用酸性硫氰酸盐沥滤液中的极低浓度的溶解的硫氰酸盐可以有效地从含有贵金属的矿物质原料中硫氰酸盐沥滤贵金属,特别是金。而且,已经发现,可以有利地将这种酸性硫氰酸盐沥滤与酸性预处理操作组合,以用于处理在制备回收贵金属中使用的某些矿石和精矿。所述酸性预处理操作可以包括,例如,在回收贵金属之前,对难熔矿石和精矿的氧化预处理,以从硫化物矿物中释放贵金属,或者对矿石的酸性预沥滤,从而选择性地预沥滤可溶性铜或其它一些可溶性成分。
为了提高酸性硫氰酸盐沥滤的性能、小心地控制硫氰酸盐沥滤液(特别是输送至硫氰酸盐沥滤操作的硫氰酸盐沥滤液进料中的硫氰酸盐沥滤液)的性质。硫氰酸盐沥滤液通常是酸性水溶液,为了提高其性能,将硫氰酸盐沥滤液的pH控制在窄的pH范围内,且相对于溶解的硫氰酸盐的浓度,硫氰酸盐沥滤液含有高浓度的溶解的铁离子。溶解的硫氰酸盐表示沥滤液包括包含硫氰酸盐化学基团SCN的溶解物质。主要的可溶性硫氰酸盐物质通常是硫氰酸根离子SCN-,但是也可以存在其它可溶性硫氰酸盐物质,例如三聚硫氰酸根离子(SCN)3 -和硫化氰(SCN)2。溶解的硫氰酸盐可以包括未络合的硫氰酸盐物质和/或与一种或多种金属络合(经常与铁离子络合)的硫氰酸盐物质。表1示出一些示例性铁-硫氰酸盐络合物物质以及被公布的这些物质的稳定性常数(Barbosa-Filho,O.,and Monhemius,A.J.,Leaching of goldin thiocyanate solutions-Part I:Chemistry and thermodynamics,Transactions ofthe Institute of MM and Metallurgy(Section C),1994,Vol.103,C117-125)。
表1
铁离子 | 络合物 | 稳定性常数(25℃) |
Fe2+(亚铁离子) | FeSCN+ | 2.04×101 |
Fe3+(铁离子) | FeSCN2+ | 1.05×103 |
Fe(SCN)2 + | 2.00×105 | |
Fe(SCN)4 - | 3.31×105 | |
Fe(SCN)5 2- | 1.58×106 | |
Fe(SCN)6 3- | 1.26×106 |
溶解在沥滤液中的硫氰酸盐能够与贵金属络合,从而将贵金属溶解在沥滤液中。表2示出一些示例性金-硫氰酸盐络合物物质以及被公布的这些物质的稳定性常数(Barbosa-Filho,O.,and Monhemius,A.J.,Leaching of goldin thiocyanate solutions-Part I:Chemistry and thermodynamics,Transactions ofthe Institute of Mining and Metallurgy(Section C),1994,Vol.103,C 117-125)。根据本发明,在硫氰酸盐沥滤条件下,二硫氰基金(Au(SCN2)-)和四硫氰基金(Au(SCN)4 -)络合物似乎是用于在硫氰酸盐沥滤期间溶解金的最重要的金-硫氰酸盐络合物物质。
表2
金离子 | 络合物 | 稳定性常数(25℃) |
Au+ | Au(SCN)aq | 1.86×1015 |
Au(SCN)2 - | 1.45×1019 | |
Au3+ | Au(SCN)4 - | 4.57×1043 |
Au(SCN)5 2- | 4.17×1043 | |
Au(SCN)6 3- | 4.68×1043 |
为了提高性能,供给至硫氰酸盐沥滤的硫氰酸盐沥滤液进料的pH应当处于酸性范围内,其下限为pH 0.75,优选pH 1,更优选pH 1.5,且其上限为pH 3.5,优选pH 3,更优选pH 2.5。该硫氰酸盐沥滤液进料的优选范围是pH 1至pH 3,更优选pH 1.5-pH 2.5。对于硫氰酸盐沥滤液进料,pH 2是特别优选的。在一个可行的方法增强方案中,可以在整个硫氰酸盐沥滤过程中,优选还在后续的金属回收操作中,将硫氰酸盐沥滤液保持在上述pH范围内。在另一个可行的方法增强方案中,可以小心地制备硫氰酸盐沥滤液进料,使其含有相对于溶解的硫氰酸盐的浓度而言高浓度的铁离子。为此,硫氰酸盐沥滤液进料中溶解的铁离子和溶解的硫氰酸盐的摩尔比(这里有时将该比率称作[Fe3+]/[SCN])优选具有至少为2,更优选至少为4,进一步优选至少为7,更进一步优选至少为8,最优选至少为10的摩尔比。作为另一个可行的增强方案,溶解的铁离子和溶解的硫氰酸盐的摩尔比可以保持在不大于20的水平。可以通过将溶解的铁离子的摩尔浓度除以溶解的硫氰酸盐的摩尔浓度来确定溶解的铁离子与溶解的硫氰酸盐的摩尔比。摩尔浓度(这里有时用简化的符号“M”表示)表示每升溶液中溶解的铁离子或溶解的硫氰酸盐的克摩尔数(这里简称为摩尔)。如这里所使用的,浓度是指摩尔浓度,除非另外具体指出。如这里所使用的,表示为“ppm”的浓度是指基于重量的每100万份的份数。应当理解,溶解的铁离子与溶解的硫氰酸盐的摩尔浓度的比也等于沥滤液中溶解的铁离子的总摩尔数与溶解的硫氰酸盐的总摩尔数的比。组分的摩尔浓度的比和组分的总摩尔数的比在这里经常简称为组分的“摩尔比”。
将溶解的铁离子相对于溶解的硫氰酸盐保持为高浓度能够显著地促进金的溶解动力学。不被理论所束缚,而是有助于理解本发明,认为被促进的动力学与称作“自动还原”的过程相关,在该过程中,通过铁离子向亚铁离子的自发还原,硫氰酸根离子SCN-被氧化。作为该自动还原过程的结果所产生的中间物硫氰酸盐物质被认为对于在硫氰酸盐沥滤期间加速金的氧化和溶解是重要的。
作为另一个增强方案,可以将硫氰酸盐沥滤液中溶解的硫氰酸盐的浓度保持在非常低的浓度。为了进行优选操作,硫氰酸盐沥滤液进料中溶解的硫氰酸盐的浓度不大于0.03M,更优选不大于0.02M,进一步优选不大于0.01M。但是,硫氰酸盐沥滤液进料中溶解的硫氰酸盐的浓度通常至少为0.0001M,优选为至少0.001M,更优选为至少0.002M,经常为至少0.005M。而且,作为另一增强方案,可以优选在整个硫氰酸盐沥滤期间,还优选在贵金属的回收操作期间,将硫氰酸盐沥滤液中溶解的硫氰酸盐的浓度保持在所述的低浓度。如这里所使用的,相对于SCN化学基团,确定溶解的硫氰酸盐的浓度。实际上,为了确定溶解的硫氰酸盐的浓度,认为所有硫氰酸盐物质都具有硫氰酸根离子SCN-的形式。例如,SCN-相当于1摩尔溶解的硫氰酸盐,而1摩尔(SCN)2相当于2摩尔溶解的硫氰酸盐,1摩尔(SCN)3 -相当于3摩尔溶解的硫氰酸盐。
如上所述,优选硫氰酸盐沥滤液中溶解的铁离子的浓度明显大于溶解的硫氰酸盐的浓度。在一个优选实施方案中,硫氰酸盐沥滤液进料中溶解的铁离子的浓度至少为0.05M,优选至少为0.1M;但是有些情况下,需要溶解的铁离子的浓度至少为0.2M或甚至更高。在一个优选实施方案中,硫氰酸盐沥滤液进料中溶解的铁离子的浓度为0.05M-0.3M,更优选为0.05M-0.2M。
可以在任何所需温度下进行硫氰酸盐沥滤,前提是该温度不会对具有金-硫氰酸盐络合物形式的金的溶解有不利影响。通常,在15-50℃的温度范围内进行硫氰酸盐沥滤。
根据本发明进行加工的含贵金属的矿物质原料可以包括,例如一种或多种以下物质:含贵金属的矿石、含贵金属的精矿(例如通过浮选或其它浓缩技术加工矿石而得到的)以及由以前的矿石加工操作得到的含贵金属的固体残余物(例如由以前氧化与处理硫化钨矿石或精矿得到的固体或者由以前的开采得到的仍然含有贵金属的尾矿)。而且,含贵金属的矿物原料可以包含多种原料的组合,例如,两种或多种以下物质的组合:矿石、精矿和由以前的开采加工操作得到的固体残余物。
在一个方面,本发明涉及一种用于加工含贵金属的矿石原料的方法,其中对矿石原料进行酸性硫氰酸盐沥滤,优选小心控制硫氰酸盐沥滤液进料的性能,特别是pH、硫氰酸盐浓度、铁离子浓度以及硫氰酸盐与铁离子的摩尔比。可以通过调整硫氰酸盐沥滤液来制备硫氰酸盐沥滤液进料,所述调整包括在回收贵金属后再循环硫氰酸盐沥滤液的贫矿洗脱液并且相对于硫氰酸盐沥滤液中的铁离子浓度增加硫氰酸盐沥滤液中的铁离子浓度。在调整过程中,增加铁离子的浓度可以包括,例如向硫氰酸盐沥滤液中加入来自氧化预处理操作(例如生物氧化或压力养护)的富含铁离子的酸性洗脱液,向硫氰酸盐沥滤液中加入含铁离子的试剂,和/或通过将硫氰酸盐沥滤液中的亚铁离子氧化为铁离子形式。
在一个方面,本发明涉及一种包括在硫氰酸盐沥滤之前对矿物进料进行酸性预处理的方法。在一个实施方案中,矿物进料包括预回采有机碳,酸性预处理包括氧化处理以分解和/或钝化有机碳从而降低矿石原料的预回采能力。在另一个实施方案中,矿物进料包括锁定在硫化物矿石中的贵金属,例如可能处于与难熔硫化物矿石和精矿共存的状态,酸性预处理包括在硫氰酸盐沥滤前氧化预处理以分解硫化物矿石以释放贵金属。在一个实施方案中,氧化预处理可以包括,例如生物氧化或压力氧化矿物进料。在另一个实施方案中,矿物进料可以包括对于经济回收而言大量的非铁非贵金属(例如一种或多种铜、镍、锌和铅),酸性预处理可以包括在硫氰酸盐沥滤之前从矿物进料中沥滤非铁非贵金属,从而提取责金属。沥滤非铁非贵金属也可以包括分解硫化物矿石,例如在生物氧化或压力氧化预处理期间,以分解硫化物矿。在一个实施方案中,酸性预处理可以包括从矿物进料中酸性沥滤组分,其会妨碍使用硫氰酸盐沥滤来回收贵金属或使其复杂化。例如,当矿物进料包括显著量的可溶性铜时,可以例如使用选性硫酸盐沥滤液在酸性预沥滤中除去可溶性铜。例如可以使用该方案在硫氰酸盐沥滤贵金属之前从矿物质原料中除去有害的可溶性铜,从而从贵金属矿石或精矿中回收副产物铜,或允许在从铜矿或精矿中回收铜之后回收副产物贵金属,例如在铜堆沥滤操作中。
当本发明的方案包括酸性硫氰酸盐沥滤之前的酸性预处理时,可以根据情况在反应器(罐、缸或压力容器)中进行两种操作中的一种或两种。但是,在一个优选实施方案中,在最初包括矿物进料的原料堆上顺序进行酸性预处理和硫氰酸盐预处理。这对于本发明是可能的,因为两种操作都在酸性pH下进行,且不需在酸性预处理之后除去原料堆和再次沉积新的原料堆,这是当必须在准备氢化物沥滤中中和固体时的氢化物沥滤操作的情况。关于生物预处理难熔硫化物材料,在一个实施方案中,生物氧化预处理期间硫化物型硫的氧化程度可以低于氢化物沥滤之前所需的程度。这是因为额外地氧化容易被氧化的硫化物矿物可以在硫氰酸盐沥滤的酸性条件下进行,而所述额外的氧化会对碱性氰化物沥滤不利。
在另一方面,本发明涉及使用酸性硫氰酸盐沥滤从适度难熔的硫化物原料中沥滤贵金属。硫氰酸盐沥滤非常适合于加工所述天然酸性材料。在一个实施方案中,可以在硫氰酸盐沥滤之前进行酸性预处理洗涤。
在一个方面,本发明涉及从富含金属的硫氰酸盐沥滤液回收贵金属。在一个实施方案中,富含金属的硫氰酸盐酸性沥滤液与有机提取剂相(organic extractant phase)接触,从而将溶解的贵金属从水性硫氰酸盐沥滤液转移至有机提取剂相。在另一个实施方案中,使用不同的络合剂(优选氰化物)将硫氰酸盐酸性沥滤液中的贵金属从贵金属-硫氰酸盐络合物转变为另一种络合物,以在硫氰酸盐沥滤液中形成不同的贵金属络合物,优选贵金属-氰化物络合物。然后可以从硫氰酸盐沥滤液中回收贵金属-氰化物络合物,例如通过将贵金属负载在吸附材料(例如离子交换树脂或活性碳)上。为了进行络合物转变(transfer),可以向富含金属的硫氰酸盐酸性沥滤液中引入少量的溶解氰化物。在一个实施方案中,在除去责金属之后,将硫氰酸盐沥滤液中的残余氰化物转变为硫氰酸盐。
在一个方面,本发明涉及制备和/或调整硫氰酸盐酸性沥滤液,包括在酸性水性液体中将溶解氰化物转变为溶解的硫氰酸盐。可以使用该方案例如初始地制备硫氰酸盐溶液或补偿在硫氰酸盐沥滤操作期间损失的硫氰酸盐。
在下面的描述部分提供了有关本发明的以上和其它方面的额外的公开内容。
附图说明
图1是本发明的包括硫氰酸盐沥滤的方案的具体实施方式的通用方法方框图。
图2是本发明的包括硫氰酸盐沥滤和在回收贵金属之后再循环硫氰酸盐沥滤液的方案的具体实施方式的通用方法方框图。
图3是本发明的包括在硫氰酸盐沥滤之前进行氧化预处理的方案的具体实施方式的通用方法方框图。
图4是本发明的包括在硫氰酸盐沥滤之前进行压力氧化预处理的方案的具体实施方式的通用方法方框图。
图5是本发明的包括在硫氰酸盐沥滤之前进行压力氧化预处理的方案的具体实施方式的通用方法方框图,其中所述压力氧化预处理包括常用步骤高压处理和固体调整。
图6是本发明的包括在硫氰酸盐沥滤之前进行生物氧化预处理的方案的具体实施方式的通用方法方框图。
图7是本发明的聚集颗粒状矿物材料用于堆摊处理的方案的具体实施方式的通用方法方框图。
图8是本发明的包括同时生物氧化和硫氰酸盐沥滤不同原料堆的方案的具体实施方式的通用方法方框图。
图9是本发明的包括在硫氰酸盐沥滤之前对进料原料进行酸性洗涤的方案的具体实施方式的通用方法方框图。
图10是本发明的包括在硫氰酸盐沥滤之前从进料原料中沥滤铜的方案的具体实施方式的通用方法方框图。
图11是本发明的一个方案的具体实施方式的通用方法方框图,所述方案包括在硫氰酸盐沥滤和再循环硫氰酸盐沥滤液之后溶剂提取(solventextraction)回收贵金属,用于制备供给至硫氰酸盐沥滤的硫氰酸盐沥滤液进料。
图12是本发明的一个方案的具体实施方式的通用方法方框图,所述方案包括在贵金属回收操作和再循环硫氰酸盐沥滤液期间进行络合物转变,用于制备供给至硫氰酸盐沥滤的硫氰酸盐沥滤液进料。
图13是本发明的包括将氰化物转变为硫氰酸盐用在硫氰酸盐沥滤中的方案的具体实施方式的通用方法方框图。
图14是对于实施例1中给出的氰化物沥滤试验的金提取率与硫氰酸盐沥滤液和矿石的重量比的关系曲线。
图15是对于实施例2中给出的氰化物沥滤试验的金提取率与硫氰酸盐沥滤液中的硫氰酸盐浓度的关系曲线。
图16是对于实施例3中给出的氰化物沥滤试验的金提取率与硫氰酸盐沥滤液中的硫氰酸盐浓度的关系曲线。
图17是对于实施例3中给出的氰化物沥滤试验的金提取率与硫氰酸盐沥滤液中的铁离子浓度的关系曲线。
图18是对于实施例4中给出的硫氰酸盐沥滤试验的金提取率的条形图以及硫氰酸盐消耗量的线状图。
图19是对于实施例5中给出的硫氰酸盐和氰化物沥滤试验的金提取率与沥滤时间的关系曲线。
图20是对于实施例5中给出的硫氰酸盐和氰化物沥滤试验的硫氰酸盐或氰化物试剂消耗量与沥滤时间的关系曲线。
图21是对于实施例9中给出的离子交换回收试验的在离子交换树脂上的金的负载量与富含金属的硫氰酸盐溶液中的金浓度的关系曲线。
图22是对于实施例9中给出的离子交换贵金属回收试验的硫氰酸盐溶液中的金浓度与时间的关系曲线。
图23是对于实施例9中给出的离子交换贵金属回收试验的从硫氰酸盐溶液中的金的回收率与时间的关系曲线。
图24是本发明的一个方案的具体实施方式的通用方法方框图,所述方案包括通过在与贵金属回收相关的硫氰酸盐沥滤之后进行与非铁贱金属(base metal)回收相关的预处理沥滤,加工包括非铁贱金属和贵金属的材料。
具体实施方式
如这里所使用的,“贵金属”包括金和/或银。这里主要参考加工和回收金来描述和示例本发明,但是相同的原则适用于加工和回收银,也可以同时或不同时加工和回收金。
参见图1,示出了根据本发明的酸性硫氰酸盐沥滤的方案的通用方法方框图。如图1所示,在酸性条件下对含金的颗粒状矿物原料102进行硫氰酸盐沥滤104。在硫氰酸盐沥滤104期间,从矿物原料102中沥滤金使其进入硫氰酸盐沥滤液。将硫氰酸盐沥滤液进料106送至硫氰酸盐沥滤104以接触矿物原料102。从硫氰酸盐沥滤104除去含有金-硫氰酸盐络合物形式的溶解金的富含金属的硫氰酸盐沥滤液108,可以进一步对其进行加工以除去溶解的金。对提取过金的残余固体110进行额外的金属回收操作,或以合适的方式进一步处理以投弃。金-硫氰酸盐络合物表示任何和所有可以存在于富含金属的硫氰酸盐沥滤液108中的可溶性金-硫氰酸盐物质,例如表2所列出的任何物质。
在送至硫氰酸盐沥滤之前,可以对硫氰酸盐沥滤液进行沥滤液调整112。在沥滤液调整112期间,将硫氰酸盐沥滤液的性质调整到供给至硫氰酸盐沥滤104的硫氰酸盐沥滤液106所需的性质。可以在调整沥滤液时调节的硫氰酸盐沥滤液的性质包括但不限于,溶解的硫氰酸盐和溶解铁的浓度和摩尔比,pH和温度。沥滤液调整112可以包括,例如以下的一种或多种:调节pH、调节温度、调节溶解的铁离子浓度、调节溶解的硫氰酸盐浓度、沉淀不需要的组分、排出液体和添加液体,从而对硫氰酸盐沥滤液的性质进行所需的调节,以制备硫氰酸盐沥滤液进料106。
在本发明的一个优选实施方案中,在沥滤液调整112期间,调节溶解的硫氰酸盐和溶解的铁离子的浓度以及溶解的铁离子与溶解的硫氰酸盐的摩尔比。而且,根据情况,可以沉淀不需要的组分,以防止硫氰酸盐沥滤流中的组分过度积累并将pH调节至所需范围内。因为使用硫氰酸盐沥滤金涉及将至少一些铁离子还原成亚铁离子,所以沥滤液调整112通常包括增大硫氰酸盐沥滤液中的铁离子浓度。而且,在沥滤液调整112期间通常加入至少一些新鲜的硫氰酸盐,以补偿硫氰酸盐的损失。可以借助多种技术,在沥滤液调整112期间增大硫氰酸盐沥滤液中的铁离子的浓度。例如,可以向硫氰酸盐沥滤液中加入含有可溶于硫氰酸盐沥滤液的铁离子的试剂。
在一个优选变化形式中,向硫氰酸盐沥滤液中引入一种或多种氧化剂试剂,从而导致已经溶解在硫氰酸盐沥滤液中的亚铁离子氧化成为铁离子。“氧化剂”或“氧化剂试剂”表示单独或与另一种物质组合导致硫氰酸盐沥滤液中溶解的亚铁离子氧化成为溶解的铁离子。可以在任何方便的阶段将这种氧化剂试剂引入硫氰酸盐沥滤液中。例如,在图1所示的方案中,可以在硫氰酸盐沥滤104和/或在沥滤液调整112期间将氧化剂引入硫氰酸盐沥滤液中。当在沥滤金的过程中将氧化剂引入硫氰酸盐沥滤液中时,例如在硫氰酸盐沥滤104期间,优选选择氧化剂,以使其不影响并优选提高金的沥滤速率且不导致硫氰酸盐的降解。而且,此时,应当通过加入合适的试剂来将硫氰酸盐沥滤液中的氧化电势和pH条件控制在该情况下合适的程度。当在贵金属回收操作后向洗脱液或再循环的硫氰酸盐沥滤液中引入氧化剂时,氧化剂应当优选提供所需的氧化以产生铁离子,但是更优选不导致显著破坏溶解在溶液中的硫氰酸盐。可以单独使用或者与其它化学上相容的试剂组合使用的潜在的氧化剂试剂的非限制性实例包括卡罗酸(过硫酸)、过硫酸盐(例如过硫酸铵和过硫酸碱金属盐,例如过硫酸钾和过硫酸钠)、过氧化物(例如无机过氧化物,例如过氧化氢和碱金属过氧化物,以及有机过氧化物)、二氧化锰、臭氧、卤素(例如氯、碘和溴)和次氯酸盐(例如次氯酸钠)。如上所述,一种或多种所述氧化剂试剂可以单独使用或与其它化学上相容的试剂组合使用。而且,多种氧化剂试剂可以一起使用的前提是所述的多种氧化剂试剂在特定的体系中是化学上相容的。优选与一种或多种其它试剂一起使用的氧化剂试剂的实例是氧气(例如在空气或净化的氧气组合物中提供的)。在一个优选的变化形式中,氧气与至少另一种试剂组合使用,将硫氰酸盐沥滤液中的亚铁离子氧化成为铁离子。例如可以通过向硫氰酸盐沥滤液中喷射空气或净化的氧气流,向硫氰酸盐沥滤液中引入氧气。另一种试剂优选是二氧化硫、亚硫酸氢盐(例如碱金属的亚硫酸氢盐或亚硫酸氢铵)或偏亚硫酸氢盐(例如偏亚硫酸氢钠或偏亚硫酸氢钾)。铜或其它催化剂例如硫酸铜可以与氧和所述的另一种试剂一起使用以改善性能。当使用二氧化硫作为所述的另一种试剂时,可以通过将二氧化硫气体与氧气一起或与氧气分开地喷入硫氰酸盐沥滤液中引入二氧化硫。当使用亚硫酸氢盐或偏亚硫酸氢盐作为所述的另一种试剂时,可以将所述的另一种试剂引入硫氰酸盐沥滤液中作为溶解在硫氰酸盐沥滤液中的固体,或者可以将所述的另一种试剂预先溶解在浓缩的试剂溶液中。
在另一个变化形式中,沥滤液调整112包括在酸性条件下,优选在硫氰酸盐沥滤112期间适用的pH范围内,通过微生物作用将溶解的亚铁粒子氧化成溶解的铁离子。氧化可以在单独的生物反应器中,在全部或部分硫氰酸盐沥滤液中进行。生物反应器可以是,例如含有位于岩石或其它一些载体上的微生物的单独堆或多个堆。作为另一个实例,生物反应器可以是一个或多个含有位于岩石或其它一些载体上的微生物的罐或缸。优选地,其上布置有微生物的载体是高度多孔的且可渗透的。在该变化形式中,硫氰酸盐对微生物无毒是重要的,所述微生物例如名称为″Method of IsolatingThiocyanate Resistant Bacteria″的美国专利No.6,379,919中所公开的,其全部内容通过引用并入本文,如同在这里全部阐述。
作为再一个变化形式,沥滤液调整112包括通过以下方式将全部或部分硫氰酸盐沥滤液中的亚铁离子氧化成铁离子:通过使全部或部分硫氰酸盐沥滤液流经电化学电池,同时在电池上施加足够的电势,从而导致溶解的亚铁离子氧化成溶解的铁离子。
在本发明的一个优选方案中,从金的回收操作中再循环硫氰酸盐沥滤液,用于在额外的硫氰酸盐沥滤中再次使用。现在参见图2,示出了本发明的一个方案的通用方法方框图,其中在金的回收之后再循环硫氰酸盐沥滤液,用于在硫氰酸盐沥滤操作中出再次使用。除了另外指出的,附图标记与图1中所用相同。如图2所示,将富含金属的沥滤液108送至金回收118,在那里产生纯化的金产物120,例如金锭。将包括全部或部分硫氰酸盐沥滤液的硫氰酸盐沥滤液122的贫矿洗脱液再循环至沥滤液调整112,用于制备用于额外的硫氰酸盐沥滤的硫氰酸盐沥滤液进料106,所述贫矿洗脱液已经在金回收118期间除去了金。
本发明的硫氰酸盐沥滤可用于加工各种含贵金属的矿物原料。例如,矿物原料可以包括氧化物矿石、硫化物矿石、由氧化物矿石或硫化物矿石制成的精矿、在以前的矿物加工操作期间制成的其它一些含贵金属的固体产物,或者包括任意数量和比例的上述物质的组合。但是,本发明特别适合于加工能够有利地在酸性pH下沥滤贵金属的矿物原料,例如天然的酸性矿石、酸性精矿或者由以前的氧化预处理得到的酸性固体残余物。
在一个实施方案中,本发明涉及从在一种或多种硫化物矿石中包含贵金属的含有贵金属的矿物进料中回收贵金属。所述矿物进料可以包括,例如硫化物金矿和/或由硫化物金矿例如通过浮选制成的含金的硫化物精矿。由于在硫化物矿化中金被束缚而不易通过直接的氰化物沥滤回收金的硫化物金矿通常称作“难熔的”硫化物进矿。所述难熔的硫化物金矿通常具有高的硫化物型硫含量,通常具有至少2重量%的硫化物型硫,经常具有至少3重量%或更多的硫化物型硫,但是通常具有小于10重量%的硫化物型硫。一些矿石含有较少量的硫化物型硫且由于硫化物的矿化仅仅是适度难熔的,大量的金可以通过直接的氰化作用回收。除了含金的硫化物矿物组分以外,这些适度难熔的矿石可以具有大量的含金的氧化物矿物组分,在该情况下,所述矿石有时称作过渡矿石。而且,可以通过长时间库存原来含有较高含量的硫化物型硫的矿石来获得这种适度难熔的矿石,因为显著量的硫化物型硫的氧化可以在延长的库存期间例如由于自然产生的细菌而自然发生。适度难熔的硫化物矿石通常含有小于2重量%的硫化物型硫,更通常含有不大于1.5重量%的硫化物型硫,而且通常含有至少0.5重量%的硫化物型硫。
本发明可以用于处理难熔的硫化物金矿、适度难熔的硫化物金矿,和/或由一种或多种所述矿石制成的硫化物精矿。应当理解,硫化物精矿含有比由精矿制成的矿石更高的硫化物型硫含量。硫化物精矿的硫化物型硫含量经常是制造精矿的矿石原料的硫化物型硫含量的至少两倍,更经常是所述后者含量的几倍。本发明还可以用于处理含有大量不易通过直接的氢化物沥滤而回收的金的难熔金矿和精矿,除了或者包括在硫化物矿化中金被束缚的原因,例如由于预回采有机碳的存在。
现在参见图3,示出了本发明的一个方案的通用方法方框图,该方案用于加工难熔金矿、由所述难熔金矿制成的精矿和/或其它含有不易通过直接氰化物沥滤回收的金的含金的难熔矿物原料。除了另外指出的,附图标记与图1和2中所用的相同。如图3所示,对通常呈颗粒形式的难熔矿物进料128进行氧化预处理130。由于矿物进料的一种或多种特性,难熔的矿物进料128可能是难熔的。例如,难熔的矿物进料128可能是难熔的,因为其含有大量的被束缚在硫化物矿中且不易通过直接氰化物沥滤(难熔的硫化物矿物原料)而回收的金和/或因为难熔的硫化物矿物进料128含有预回采有机碳(难熔的含碳矿物原料)。除了难熔的硫化物矿物材料以外,难熔的硫化物矿物原料可以含有预回采有机碳。同样,除了预回采有机碳以外,难熔的含碳矿物进料可以含有难熔的硫化物矿物材料。
在氧化预处理130期间,难熔的矿物进料.128的化学性质在氧化环境中发生变化,减少了矿物材料的难熔性质,从而允许回收不易通过直接氰化物沥滤难熔的矿物进料128而回收的金。在难熔矿物进料128含有难熔硫化物矿物材料的情况下,在氧化预处理130期间,难熔的硫化物矿物材料中的硫化物矿物的至少一部分硫化物型硫被氧化,从而至少一部分硫化物矿物被分解,从硫化物矿物中释放金。在难熔矿物进料128含有难熔的含碳矿物材料的情况下,在氧化预处理130期间,例如通过预回采有机碳的分解和/或钝化,有机碳的预回采能力下降。在难熔矿物进料128含有难熔硫化物矿物材料和难熔含碳矿物材料的情况下,在氧化预处理130期间,难熔的硫化物矿物材料中的硫化物矿物的至少一部分硫化物型硫被氧化,从硫化物矿物中释放金,或者有机碳的预回采能力下降,或者同时发生。经受硫氰酸盐沥滤104的矿物材料102包括由氧化预处理130得到的固体残余物。所述固体残余物通常是强酸性的。
如图3所示的,当氧化预处理产生大量溶解的铁离子时,该方案的可选特征是在沥滤液调整112期间使用氧化预处理130期间制备的含有高浓度溶解的铁离子的酸性洗脱液132。当使用时,酸性洗脱液132通常仅含有一部分在氧化预处理130期间制备的洗脱液。在沥滤液调整112期间,可以向硫氰酸盐沥滤液中加入酸性洗脱液132,以增大硫氰酸盐沥滤液中溶解的铁离子的浓度,从而制备硫氰酸盐沥滤液进料106。为了保持硫氰酸盐沥滤液的合适液体体积,可以在沥滤液调整112时从硫氰酸盐沥滤液中排出或除去部分硫氰酸盐液体。例如,可以通过在加入酸性洗脱液132前或后,但是优选在加入酸性洗脱液132前,排出液体或通过蒸发来除去水。为了实施本发明的方案,如图3所示,使用酸性洗脱液132,氧化预处理130是制备具有高浓度的溶解的铁离子的酸性洗脱液132的方法。
使用时,酸性洗脱液132应当含有浓度高于硫氰酸盐沥滤液106的原料中溶解的铁离子浓度的溶解的铁离子。用于氧化预处理130的优选操作的实例是压力氧化和生物氧化。
优选地,酸性洗脱液132中溶解的铁离子的浓度至少是硫氰酸盐沥滤液进料106中溶解的铁离子浓度的两倍(更优选至少四倍)。而且,酸性洗脱液132可以实际上在氧化预处理132期间制备,或者可以通过在氧化预处理132之后处理得到。例如,可以根据需要在与硫氰酸盐沥滤液混合前上下调节酸性洗脱液的pH。而且,酸性洗脱液132可以是通过蒸发例如从氧化预处理130期间制成的不太浓的溶液中除去水,形成更浓缩的溶液。当在沥滤液调整112期间与硫氰酸盐沥滤液混合时,酸性洗脱液132优选具有不大于pH 3的pH,且优选不大于pH 2.5。在一个变化形式中,当在沥滤液调整112期间与硫氰酸盐沥滤液混合时,酸性洗脱液132可以具有pH 2或更低或者甚至pH 1.5或更低的pH。在一个变化形式中,当在沥滤液调整112期间加入硫氰酸盐沥滤液中时,酸性洗脱液132具有pH 0.1-pH 3的pH,优选为pH 1至pH 3的pH。
例如,当从金回收操作中再循环大量硫氰酸盐沥滤液以再次利用从而制备硫氰酸盐沥滤液进料106(例如从金回收操作118中再循环硫氰酸盐沥滤液122的洗脱液,如图2所示)时,使用酸性洗脱液132作为铁离子源是有利的。在硫氰酸盐沥滤104期间,通常相当大量的铁离子被还原为亚铁离子,使得再循环的硫氰酸盐沥滤液通常含有相对于硫氰酸盐沥滤液进料106中溶解的铁离子浓度更少的铁离子。在氧化预处理130期间可能使用的方法的非限制性实例包括生物氧化(例如通过在堆、罐或缸中处理)、压力氧化(加入或不加入硫酸、硝酸或含氯试剂)、硝酸氧化(例如通过在堆、罐或缸中处理)和氯化作用(通过在堆、罐或缸中使用次氯酸盐试剂或另一种含氯的氧化试剂处理)。当难熔矿物进料128含有难熔硫化物矿物材料时,用在氧化预处理130期间的优选加工方法包括生物氧化、压力氧化和硝酸氧化。当难熔矿物进料128含有难熔的含碳矿物材料时,用在氧化预处理130期间的优选加工方法包括压力氧化和氯化。当难熔矿物原料130含有难熔硫化物矿物材料和难熔的含碳矿物材料时,用在氧化预处理130期间的可选加工方法的一个实例包括压力氧化。
在图3所示方案的一个变化形式中,氧化预处理130包括压力氧化,特别是用于处理难熔硫化物矿物进料。参见图4,示出该变化形式的一个方案的通用方法方框图。图4中的附图标记与图1-3中所用的相同,除了另外指出的。如图4所示,对难熔矿物进料128(为示例目的,描述为难熔硫化物矿物进料)进行压力氧化预处理136。然后对包括来自压力氧化136的残余固体的矿物材料102进行硫氰酸盐沥滤104,以从残余固体上溶解金。在一个实施方案中,可以任选将包括一些在压力氧化预处理136中产生的酸性洗脱液132供给至沥滤液调整112,从而提供铁离子源,并根据需要调节pH。使用时,来自压力氧化预处理136的所述酸性洗脱液132优选包括大于0.05M,更优选大于0.1M的浓度的溶解的铁离子。
在压力氧化预处理136期间,难熔进料128中的至少一部分硫化物型硫被氧化成硫酸盐形式,以破坏硫化物矿物,从而在硫氰酸盐沥滤104期间释放金。压力氧化预处理136在一个或多个通常称作高压釜的反应器中进行,且酸性洗脱液132可以是例如从高压釜中释放的酸性水性液体。
参见图5,示出图4的方案的更具体的变化形式。图5中的附图标记与图1-4中所用的相同,除了另外指出的。如图5所示,压力氧化预处理136包括常用步骤高压釜处理138和固体调整142。在高压釜处理138期间,难熔硫化物矿物进料128在高温高压下,在一个或多个高压釜中压力氧化,同时将纯化的氧气送入高压釜中。当送至高压釜处理138时,难熔矿物原料128优选呈与水性液体成浆的精细粉碎颗粒形式。
高压釜处理期间高压釜内的条件可以是能够有效进行难熔硫化物矿物进料的所需压力氧化的任何条件。高压釜处理138通常在高温下进行,高压釜内的温度经常达到至少160℃,但是高压釜内的温度经常更高。在有些情况下,高压釜内的温度可以为235℃,或者甚至更高。压力氧化处理期间高压釜内的总压力通常包括高压釜内的不可压缩气体(例如二氧化碳和二氧化硫)造成的蒸气压力和供给至高压釜的氧气的超压。氧气的超压表示送至高压釜的氧气的压力超过由高压釜内的其它组分(例如水蒸汽和不可压缩气体)造成的压力。甚至在低的加工温度下,例如大约160℃,总压力可以是85psi(586kPa)或更大,而在更高温度下,例如约225℃,总压力可以是485psi(3,344kPa)或更大。通常在至少10psi(68.9kPa)和经常至少25psi(172.4kPa)的超压下将氧气送至高压釜。当在高温下操作时,氧气超压可以为100psi,(689kPa),或甚至125psi(862kPa),或更高。压力氧化的更优选的操作范围是180-225℃的温度,155psi(1,069kPa)-460psi(3,172kPa)的总压力,以及25psi(172kPa)-100psi(689kPa)的氧气超压。在高压釜处理138期间发生的压力氧化通常导致难熔矿物进料128中至少80%和优选至少90%的硫化物型硫被氧化成硫酸盐形式。为了在高压釜处理138期间进行所需程度的压力氧化,可以使用单个高压釜,其可以包括多个串联排列的多个室。在另一个方案中,多个高压釜可以串联排列。当使用高压釜或串联的多个高压釜中的多个室时,可以在不同条件下独立地操作每个不同的室或不同的高压釜。而且,高压釜处理可以包括单个压力氧化处理装置或多个平行的压力氧化处理装置。
仍然参见图5,通过固体调整142处理来自高压釜处理138的氧化淤浆140,以制备将要供给至氰酸盐沥滤104的矿物材料102。氧化淤浆140是含有残余固体和酸性水性液体的强酸性淤浆,所述液体通常含有10g/L或更多的游离硫酸,还通常含有高浓度的溶解的铁离子。在有些情况下,游离硫酸可以为至少20g/L或甚至至少50g/L,但是游离硫酸经常还不大于100g/L。溶解的铁离子浓度经常至少为0.05M(约2.8g/L),优选至少0.1M(约5.58g/L),但是溶解的铁离子的浓度最经常不大于0.2M。
在固体调整142期间,可以实施任何操作或操作的组合,以制备氧化淤浆140的残余固体,用于制备在硫氰酸盐沥滤104中处理的矿物材料102。所述操作可以包括,例如液固分离、稀释、部分中和固体、加入试剂、洗涤固体和再制浆固体。在一个变化形式中,固体调整142包括液固分离以在高压釜排放物中分离大部分或所有酸性液体和固体,然后然后通过水洗固体除去额外的酸性液体并增大固体的pH(但是仍然是酸性的),用于硫氰酸盐沥滤104。如果需要额外进行pH调节,可以加入中和剂(例如石灰、石灰石或氢氧化物)。在一个优选方案中,矿物材料102包括来自高压釜处理138的所有或一些残余固体,其是具有酸性pH,优选具有pH 1至pH 3的pH的浓淤浆。
图4和5所示的一个特征是任选使用所有或一部分在压力氧化预处理136期间产生的酸性液体,用于选择性地供应酸性洗脱液132至沥滤液调整112,用于制备硫氰酸盐沥滤液进料106。使用图4和5的方案,酸性洗脱液132通常是从氧化淤浆中分离出的液体,所述氧化淤浆是从压力氧化反应釜释放出来的。可在进行或不进行pH调节或其它中间处理的情况下,将酸性洗脱液132提供至沥滤液调整112。参见图5,在一个变化形式中,在固体调整142期间可对氧化淤浆140进行液固分离,以从固体分离出酸性液体,同时至少一部分分离的酸性液体被选择性地作为酸性洗脱液132供给至沥滤液调整。如果需要还可以洗涤固体。可以将洗涤水与分离的酸性液体组合,以制备酸性洗脱液132,或者可以单独处理。
用于图4和5的处理的一个变化形式是不单独地将酸性洗脱液132直接送至沥滤液调整112,而是将与酸性高压釜排放液体调浆的矿物材料102送至硫氰酸盐沥滤104,同时进行或不进行稀释、pH调节或其它处理。例如,参见图5,可以在固体调整142期间从氧化淤浆140中分离出一部分酸性液体,且可以留下一部分带有固体的酸性高压釜排放液体,它们将与矿物材料102一起送至硫氰酸盐沥滤104,为硫氰酸盐沥滤104提供铁离子源。此时,即使不单独送至硫氰酸盐沥滤104,与矿物材料102一起的酸性液体也被认为是部分沥滤液进料106,且有助于实现硫氰酸盐沥滤中有关溶解的铁离子和溶解的硫氰酸盐的所需条件,如上所述。作为另一个替代方案,可以在不向沥滤液调整112加入酸性洗脱液132和不将酸性高压釜排放液体与矿物原料102调浆的情况下将矿物原料102送至硫氰酸盐沥滤104。
再次参见图3,当氧化预处理130包括在反应器中氧化矿石(例如,通常是伴随压力氧化预处理且可能是伴随生物氧化预处理)时,硫氰酸盐沥滤104通常也在反应器中进行。反应器表示一个或多个在特定处理操作期间装有材料的流体包壳。例如,对于如图5所示的压力氧化预处理136,高压釜处理138包括在反应器(一个或多个通常称作高压釜的容器)中进行的压力氧化和在另一个反应器(例如一个或多个搅拌釜、缸或其它容器)中进行的硫氰酸盐沥滤104。
在图3所示方案的另一个变化形式中,氧化预处理132包括生物氧化。这是用于处理难熔硫化物矿物进料的一个优选选择。2参见图6,示出包括生物氧化作为氧化预处理步骤的一个方案的通用方法方框图。图6中的附图标记与图3所用的相同,除了另外指出的。如图6所示,对难熔矿物进料128(为示例性目的将其描述为难熔硫化物矿物进料)进行生物氧化预处理146,以氧化难熔矿物进料128中的至少一部分硫化物型硫,从而在硫氰酸盐沥滤104期间分解硫化物矿物和释放金用于回收。生物氧化预处理146可以在反应器(例如一个或多个搅拌釜或其它容器)中进行,此时硫氰酸盐沥滤104也优选在反应器(例如一个或多个搅拌釜或其它容器)中进行。在一个优选变化形式中,由于使用本发明特别有利于在堆中进行处理,因此生物氧化预处理146和硫氰酸盐沥滤104在堆中进行。因此主要参考在堆中的处理描述图6所示的实施方案。
针对堆操作继续参见图6,生物氧化预处理146通常包括经由初始含有难熔矿物进料128的堆循环酸性生物沥滤液。继续进行酸性生物沥滤液的循环直至硫化物矿物的氧化进行至所需程度。在堆已经充分地生物氧化之后,剩余固体提供矿物进料102用于硫氰酸盐沥滤104。在硫氰酸盐沥滤104期间,将硫氰酸盐沥滤液106施加在堆上,例如通过滴液灌溉系统,硫氰酸盐沥滤液渗过整个堆,溶解金-硫氰酸盐络合物形式的金。当富含金属的硫氰酸盐沥滤液108从堆上滴落时进行收集。硫氰酸盐沥滤104之后残余在堆中的残余固体110中的金被耗尽。
如图6所示,生物氧化预处理146期间产生的酸性洗脱液132被供给至沥滤液调整112,用于制备硫氰酸盐沥滤液106的原料。酸性洗脱液132富含溶解的铁离子且有助于调节沥滤液中溶解的铁离子的水平,且以上述方式调节pH。由于在生物氧化预处理146期间产生大量铁离子,因此酸性洗脱液132通常具有很高的铁离子浓度。图6所示的生物氧化方案中的酸性洗脱液132通常含有浓度为至少0.1M(约5.6g/L)的溶解的铁离子,更通常为至少0.3M(约16.7g/L),优选至少为0.4M(约22.3g/L),但是溶解的铁离子浓度经常不大于0.8M。而且,酸性洗脱液132的pH优选为pH 1至pH 3。
当在堆环境中处理时,用于操作的增强方案是在沉积矿物原料以最初形成堆时或在此同时聚集矿物进料。例如,参见图6,在聚集期间,颗粒形式的难熔矿物进料128可以与酸性细菌接种液体混合。所述聚集可以通过将矿物材料颗粒与细菌接种液体在促进颗粒聚集成更大的聚集体单位的条件下混合而实现的,所述颗粒用细菌接种液体湿润。例如,可以将细菌接种液体喷撒在颗粒状的难熔矿物材料128上,可以在喷撒以促进聚集之间或在此期间通过转鼓处理所述颗粒状材料。
用于实施这种聚集的一个方案如图7所示。如图7所示,将具有颗粒形式的难熔矿物进料128从储料器150送至运输器152。当在运输器152上前进时,用来自喷洒装置156的酸性硫酸盐接种液体喷洒液154喷洒难熔矿物进料128。然后通过额外的运输器158和160转移难熔矿物进料128并沉积以形成堆162,然后可以对其进行生物氧化。使用图7所示的多个运输器152、158和160有助于充分混合难熔矿物进料128颗粒和喷洒的接种溶液的混合。而且,矿物材料从一个运输器泄漏至另一个运输器的作用促进难熔矿物进料128聚集成更大的聚集体单位,其能够改善用于后续的生物氧化和硫氰酸盐沥滤操作的堆162的性质,例如可渗透性。
如图6所示的本发明方案的一个重要方面是不需要在生物氧化预处理146之后除去堆并在硫氰酸盐沥滤104之前再沉积一个新堆。生物氧化预处理146和硫氰酸盐沥滤104都在酸性pH下进行,需要在生物氧化146和硫氰酸盐沥滤104之间中和堆中的固体。因此,在完成生物氧化预处理146和开始硫氰酸盐沥滤104之间,堆仍然是基本上未受到结构上的破坏,不需要在进行硫氰酸盐沥滤104之前再沉积一个新堆。
当进行生物氧化/硫氰酸盐沥滤操作(通常参考图6进行描述)时,所述操作可以在任何给定的时间涉及处于多个处理阶段的多个堆。例如,一个或多个堆可以经历生物氧化预处理146,同时一个或多个其它的堆同时经历硫氰酸盐沥滤104。经历生物氧化预处理146的一个或多个堆在酸性pH下操作且产生具有高浓度的溶解的铁离子的酸性硫酸盐溶液。生物沥滤液的常用pH小于pH 2.5,更常用为pH 1.3-pH 2.0。任何合适的氧化铁离子的嗜酸性微生物都可以用于生物氧化预处理146。所述微生物的实例包括氧化亚铁硫杆菌(thiobacillusferrooxidans)、铁氧化化钩端螺菌(leptospirillunaferrooxidans)、热氧化硫化杆菌(sulfoboeillus tlaermosulfidooxidans)、勤奋生金球菌(metallospheara sedula)、以及布氏酸菌(Acidianus brierley)。美国专利Nos.5,246,486;5,332,559;5,834,294;5,127,942和5,244,493提供关于生物氧化的额外信息,其全部内容通过引入并入本文,如同在这里全部阐述。
本发明的包括生物氧化以及随后的硫氰酸盐沥滤的重要变化形式是从进行生物氧化的堆收集的酸性洗脱液可以任选用于制备硫氰酸盐沥滤液进料,所述进料施加于进行硫氰酸盐沥滤的另一个堆。参见图8,该图示出本发明的一个方案,其中在不同的堆上同时进行生物氧化和硫氰酸盐沥滤。附图标记与图2、3和6所用的相同,除了另外指出的。在图8所示的实施方案中,第一个堆170经历生物氧化预处理146,而已经经历过生物氧化预处理的第二个堆172同时经历硫氰酸盐沥滤104。实践中,这两个堆可以相距较远的距离或相邻,对于后者,优选两个堆170和172之间放置不可渗透的隔板,以防止两个堆170和172之间流体相通。
如图8所示,例如通过滴液灌溉或其它技术将酸性生物沥滤液的酸性进料174施加在第一个堆170上。收集从第一个堆170上流下的生物沥滤液的酸性洗脱液175,将其中的大部分送至处理176用于再次利用,以制备施加于第一个堆170的生物沥滤液进料174。在处理176期间,可以调节pH,通常向上调节至生物氧化预处理146所需的范围,可以沉淀组分例如铁和砷,可以根据需要加入或除去液体,且可以根据需要加入其它试剂。例如可以通过使用石灰或其它一些中和剂处理该溶液,部分地中和该溶液并沉淀不需要的组分。
同时,通过在第一个堆170上进行生物氧化预处理146操作,例如通过滴液灌溉或其它技术,将硫氰酸盐沥滤液进料106施加至第二个堆172。收集从第二个堆172上流下的富含金属的硫氰酸盐沥滤液108并送至金回收118,在那里将金从富含金属的硫氰酸盐沥滤液108中除去并制备纯化的金产物120。来自金回收118的硫氰酸盐沥滤液122的贫矿洗脱液送至沥滤液调整112,用于制备硫氰酸盐沥滤液原料106。一部分生物沥滤液175的洗脱液(富含溶解的铁离子)提供酸性洗脱液132,所述洗脱液被供给至沥滤液调整112。
当组合本发明的生物氧化预处理和硫氰酸盐沥滤时可以获得显著的增强方案,所述增强方案是可以在开始硫氰酸盐沥滤之前只进行短时间的生物氧化预处理,相对于氰化物沥滤之前进行的生物氧化操作。而且,可以在短的持续时间内获得生物氧化预处理和硫氰酸盐沥滤操作的组合持续时间,相对于生物氧化和氰化物沥滤的组合。当进行额外的生物氧化/氰化物沥滤操作时,需要将矿物进料中的硫化物型硫成分氧化到这样的程度:在后续的氰化物沥滤操作中,硫化物型硫不发生额外且显著的氧化。任何额外的硫化物型硫的氧化产生的酸将干扰氰化物沥滤操作,因为氰化物沥滤必须在碱性pH下进行。但是,通过本发明,不需要在硫氰酸盐沥滤操作期间阻止硫化物型硫的进一步氧化,因为硫氰酸盐沥滤操作在酸性pH下进行,在硫氰酸盐沥滤期间可以进行显著的额外的硫化物型硫氧化,只要硫氰酸盐沥滤液的pH和其它性质保持在可接受的范围内即可。
在常规的生物氧化/氰化物沥滤操作期间,生物氧化预处理经常持续180天或更长。任何特定的矿石材料所需的生物氧化时间将取决于多个变量,包括被处理材料的矿物学和颗粒尺寸的粗糙性。本发明的一个显著优势是经常能够减少生物氧化预处理时间。作为一个实例,对于某些矿物材料,根据本发明,硫氰酸盐沥滤之前生物氧化预处理的持续时间可以是氰化物沥滤之前所需的持续时间的一半或甚至更短。在该实例中,在常规的氰化物沥滤之前需要180天的生物氧化预处理的矿物材料有些情况下在硫氰酸盐沥滤之前只需要90天或更短的生物氧化预处理。更短的持续时间对于本发明是足够的,其一个原因是在金的酸性硫氰酸盐沥滤期间,矿物例如黄铁矿的继续氧化不产生相同类型的pH控制问题,所述问题将存在于正常的碱性氰化物沥滤期间。通过本发明,当硫化物型硫的氧化程度小于30%时,可以终止生物氧化预处理,但是在生物氧化和硫氰酸盐沥滤期间氧化的硫化物型硫的总量可以大于30%,经常显著大于30%,例如可能是50%或更多。当使用短的持续时间进行生物氧化预处理时,与本发明的情况相同,硫氰酸盐沥滤期间氧化的硫化物型硫的量与生物氧化预处理期间氧化的硫化物型硫的量的比率在一个方案中至少为1∶10,在另一个方案中至少为1∶5,在再一个方案中至少为1∶4,在又一个方案至少为1∶3。该比率的一个优选范围是1∶5-1∶2。
除了加工难熔硫化物矿石和这些矿石的精矿,本发明也可以用于加工只含有中等水平的硫化物型硫的矿石和由这些矿石制成的精矿,因此,所述矿石对于用于回收金的直接氰化物沥滤而言只是适度难熔的。这些适度难熔的矿石具有通常小于2重量%的硫化物型硫含量,经常不大于1.5重量%的硫化物型硫含量,有时甚至不大于1重量%的硫化物型硫含量。但是,这些矿石通常具有至少0.5重量%的硫化物型硫含量。如上所述,当大量的金与氧化物矿物和硫化物矿物相关时,这些矿石称作过渡矿石。本发明的方法特别适用于处理适度难熔的硫化物矿石,因为经常可以使用本发明处理这些矿石,而不需进行氧化预处理步骤且不需进行氰化物沥滤操作所需的麻烦和昂贵的pH调整。在本发明的方案包括处理适度难熔的矿物材料的情况下,优选至少50%的金,经常至少70%的金是氰化物可沥滤的金,通过下述实验室测试来测定。这些适度难熔的矿物材料往往产生大量的酸,这会显著地导致通过直接氰化物沥滤回收金变得复杂且增加其成本。
当处理适度难熔的硫化物矿石时,在一个方案中,在硫氰酸盐沥滤前对矿石进行酸洗预处理。参见图9,示出本发明的一个方案的通用方法方框图,该方案用于处理适度难熔的材料。附图标记与图1中所用的相同,除了另外指出的。如图9所示,对颗粒形式的适度难熔矿物进料180(例如适度难熔的矿石和/或由适度难熔的矿石制成的精矿)进行酸洗182,优选使用酸性硫酸盐洗涤溶液。在酸洗182期间,硫化物矿物的易氧化部分的氧化被促进,从而促进进一步释放金。施用于接触适度难熔的矿物材料180的酸洗溶液可以在任何酸性pH下进行,但是优选在不高于pH 4的pH下进行,更优选在不高于pH 3的pH下进行,经常在pH 0.1-pH 3的范围内,更经常在pH 1至pH 3的范围内。酸洗182可以包括生物氧化预处理,但是在一个变化形式中,不在酸性硫酸盐洗涤溶液中加入用于促进生物氧化预处理的细菌。可以继续进行酸洗182任意时间段,优选继续进行直至矿物进料180中的易氧化的硫化物型硫被氧化至所需程度。在酸洗182之后,对具有矿物材料102形式的残余固体进行硫氰酸盐沥滤104。
在本发明的另一个方案中,提供了一种用于处理含有铜矿化的矿物材料,所述铜矿化含有显著量的可溶性铜。如这里所使用的,“可溶性铜”是指根据本发明,如果在酸性硫氰酸盐沥滤期间存在,且如果不在酸性硫氰酸盐沥滤之前除去,容易溶解在硫氰酸盐沥滤液中的铜。当对矿物材料进行氰化物沥滤时,所述可溶性铜通常易溶于氰化物沥滤液。例如,所述矿物材料可以是含金的氧化物矿石或包含无益量的可溶性铜的精矿。所述无益量的铜经常可以存在于矿石中,其量通常可以从几百ppm可溶性铜-几千ppm可溶性铜,可能更多。所述无益的铜经常具有很小的价值或没有价值,当使用传统的氰化物沥滤溶解金时使金的回收变得复杂,因为铜容易被氰化物沥滤液溶解,且导致高的氰化物消耗。而且,氰化铜导致需要特殊处理的投弃问题。对矿物材料中的可溶性铜含量有帮助的矿化的实例包括元素铜、含铜的氧化物矿物,以及二次含铜硫化物矿物(secondarycopper-containing sulfide mineral),例如辉铜矿(Cu2S)或靛铜矿(CuS)作为二次硫化物矿物(secondary sulfide material)的情况。
或者,可溶性铜可以以具有经济价值的足够高的量存在。铜可以代表矿石(金是副产物价值)中的主要价值或者金可以代表矿石(铜是副产价值)中的主要价值。
在有些情况下,当可溶性铜代表矿石的主要价值时,在常规处理期间,在回收铜之后回收副产物金是不经济的,金代表丧失的经济价值。这可能是当在酸性堆摊沥滤操作中从低级铜矿中回收铜时的情况。在堆沥滤操作中,使用酸性硫酸盐溶液沥滤大堆的含铜粗岩石,以溶解易溶解的铜。使用氰化物沥滤在酸性堆沥滤之后回收金经常是不经济的,因为必须在碱性条件下进行氰化物沥滤。
参见图10,示出本发明的一个方案的通用方法方框图,该方案用于处理含有显著量的可溶性铜的矿石、精矿或其它矿物材料。附图标记与图1中所用的相同,除了另外指出的。如图10所示,对含可溶性铜的矿物进料186进行酸性铜沥滤188。在铜沥滤188期间,使用酸性沥滤液(通常是酸性硫酸盐沥滤液)沥滤含可溶性铜的矿物进料186,以溶解可溶性铜。优选地,在铜沥滤188期间,大部分或基本上所有可溶性铜溶解进入酸性沥滤液。含可溶性铜的矿物进料186可以包括例如含有显著量的可溶性铜的含金的氧化物矿石、过渡矿石和/或精矿。作为另一个实例,含可溶性铜的矿物进料186可以包括含有副产物金的铜矿或精矿。供给至铜沥滤188的酸性沥滤液进料具有酸性pH,优选具有不大于pH4,更优选具有不大于pH3的pH,通常具有在pH 0.1-pH 3范围内的pH,更通常具有在pH 1至pH 3范围内的pH。当确定可溶性铜已经充分地从含可溶性铜的矿物进料186中沥滤出来时,终止铜沥滤186,且对具有矿物材料102形式的残余固体进行硫氰酸盐沥滤104,以溶解金。在一个优选变化形式中,在堆操作中进行铜沥滤188和硫氰酸盐沥滤104。一个更优选的变化形式是在同一个堆中进行铜沥滤188和硫氰酸盐沥滤104,使得不必在铜沥滤188和硫氰酸盐沥滤104之间破坏堆的结构,且不必再沉积新堆用于硫氰酸盐沥滤。在同一个堆中进行铜沥滤188和硫氰酸盐沥滤是可行的,因为两个操作可以有利地在酸性条件下进行。
含铜矿物进料186的可溶性同铜含量可以根据情况而变化。当含铜的矿物进料186是只含有无益量的可溶性铜的矿石时,可溶性铜含量通常是至少200ppm(0.02重量%),但是经常是至少500ppm(0.05重量%),或甚至至少1000ppm(0.1重量%)或更多。当含铜矿物进料186是由所述矿石制成的精矿时,精矿的可溶性铜含量可以相当小,相当大或者约与矿石中的可溶性铜含量相同,取决于特定矿石的特性。当含铜矿物进料186是含有足够的可溶性铜的矿石(其中可溶性铜是矿石的有价值组分)时,矿石的可溶性铜含量经常是至少0.1重量%,可以是至少0.5重量%,或者可以是至少1重量%。当可溶性铜代表矿石的主要金属价值时,可溶性铜含量可以是至少2重量%,或者甚至至少5重量%或更多。当含铜矿物进料186是所述矿石的精矿时,可溶性铜含量优选显著地大于制成精矿的矿石的可溶性铜含量。但是,即使对于精矿,可溶性铜含量经常是不大于20重量%。
当可溶性铜仅以无益量存在时,可以对由铜沥滤188得到的载有溶解铜的酸性沥滤液洗脱液进行水处理,以除去溶解铜并制备铜用于投弃。当可溶性铜代表有价值的产物时,可以对铜沥滤188得到的载有溶解铜的沥滤液洗脱液进行进一步处理,以回收铜。所述铜的回收可以包括例如,铁胶结或溶剂提取。用于铜的回收的一个优选方案包括从酸性沥滤液溶剂提取溶解铜。
在另一个方案中,本发明可以包括处理含有有价值的贵金属值和有价值的非铁贱金属值的矿物材料,其中硫化物矿物中含有贵金属价值和非铁贱金属价值的一种或两种的大部分,所述硫化物矿物必须分解才能够释放金属价值用于回收。非铁贱金属表示除铁以外的贱金属。非铁贱金属的实例包括铜、锌、镍、钴、铟和铬。对于该方案而言,特别优选的是含有铜和/或金作为非铁贱金属价值的矿物材料。
在该方案中,在酸性预处理操作之后进行酸性硫氰酸盐沥滤以溶解贵金属,在所述预处理期间硫化物矿物被分解且非铁贱金属被沥滤。酸性预处理结合分解硫化物矿物以释放贵金属和/或非铁贱金属用于回收的氧化预处理和非铁贱金属的沥滤。图24示出一个具体方案。图24中的附图标记与图2中所用的相同,除了另外指出的。
如图24所示,对矿物进料220进行预处理沥滤222。在预处理222期间,矿物原料222中的硫化物矿物被分解且非铁贱金属被溶解,形成含有溶解的非铁贱金属的富含金属的酸性沥滤液224。然后在硫氰酸盐沥滤104中处理包括来自预处理222的残余固体的矿物材料102,以溶解金。然后对富含金属的沥滤液224进行贱金属回收226。在贱金属回收226期间,从富含金属的沥滤液224中除去非铁贱金属,制备含有非铁贱金属的纯化产物。例如,当处理铜-金矿石或精矿时,在贱金属回收226期间,可以通过溶剂提取除去富含金属的沥滤液224中的铜,使其进入有机提取剂相,然后从有机提取剂相反提取被提取的铜,通过电解沉积法或沉淀法使其进入反提取水性液体以及由该反提取水性液体制成的含铜产物。作为另一个实例,当处理锌-金矿石或精矿时,在贱金属回收226期间,可以通过溶剂提取锌或通过选择性地沉淀锌成为氢氧化物,从富含金属的沥滤液224中除去锌。作为又一实例,当处理铜-锌-金矿石或精矿时,贱金属回收226可以包括,例如溶剂提取以选择性地从富含金属的沥滤液224中除去铜,然后选择性地沉淀锌成为氢氧化物。
在另一个方面,本发明涉及从富含金属的硫氰酸盐沥滤液中除去贵金属,特别是金,例如可以通过硫氰酸盐沥滤含贵金属的矿物材料。参见图2,在金回收118期间,可以通过与从氰化物沥滤液中除去金-氰化物络合物相似的方式,通过吸附在活性碳上,从富含金属的硫氰酸盐沥滤液108中除去金-硫氰酸盐络合物。但是,金-硫氰酸盐络合物在活性碳上的吸附速率非常低。而且,活性碳促进硫氰酸盐沥滤液中溶解的铁离子还原为亚铁离子,后者通常是不希望的。作为替代方案,可以通过离子交换树脂从富含金属的硫氰酸盐沥滤液中除去金-硫氰酸盐络合物。但是,离子交换树脂是昂贵的,且使用离子交换树脂需要处理络合物以选择性地洗脱金-硫氰酸盐络合物。通过本发明,金-硫氰酸盐络合物吸附在活性碳上和在交换树脂上回收金-硫氰酸盐络合物都不是用于从富含金属的硫氰酸盐沥滤液中除去金的优选技术,但是如果需要都可以使用。
用于从富含金属的硫氰酸盐沥滤液中除去贵金属,特别是金的本发明的一个优选技术是溶剂提取。溶剂提取能够有效地从酸性硫氰酸盐沥滤液中除去金,且可以实现良好的有机和水相的相分离。而且,如同使用活性碳的情况,溶剂提取往往不能促进硫氰酸盐沥滤液的铁离子的还原。在溶剂提取期间,富含金属的酸性硫氰酸盐沥滤液与有机相接触,所述有机相包括用于从富含金属的硫氰酸盐沥滤液中除去金-硫氰酸盐络合物的提取剂。在有机相中使用的提取剂的一些实例包括含磷提取剂,例如磷酸盐、膦酸盐、亚膦酸盐和氧化膦提取剂。作为本发明使用的含磷提取剂,磷酸盐是特别优选的。提取剂的其它实例包括胺提取剂,其可以包括伯、仲或叔胺。本发明特别优选使用胺提取剂通过溶剂提取从富含金属的酸性硫氰酸盐沥滤液中除去金-硫氰酸盐络合物。在将金-硫氰酸盐络合物提取进入有机相之后,通过反提取使其进入反提取水溶液(例如碱性反提取水溶液)中从负载的有机相中将其除去。不被特定机理所束缚,而是为了帮助理解本发明,认为使用胺提取剂提取金-硫氰酸盐络合物是按照以下机理进行的:
1)形成胺酸盐,
2)胺酸和金-硫氰酸盐络合物形成离子对,
本发明的包括溶剂提取回收金的一个方案如图11的通用方法方框图所示。附图标记与图2所用的相同,除了另外指出的。如图11所示,对富含金属的硫氰酸盐沥滤液108进行金回收118,其包括常用步骤--溶剂提取192、反提取194和电解沉积196。
在溶剂提取192期间,富含金属的硫氰酸盐沥滤液108与含有用于金-硫氰酸盐络合物的提取剂的有机液相接触。金-硫氰酸盐络合物从富含金属的硫氰酸盐沥滤液108进入有机液相。分离载有金的有机液相与硫氰酸盐沥滤液,将硫氰酸盐沥滤液122的贫矿洗脱液供给至沥滤液调整112,用于制备硫氰酸盐沥滤液进料106。
在反提取194期间,负载的有机液相与反提取水溶液接触,将金从有机液相转移至反提取溶液。反提取溶液例如可以是碱性水溶液。然后对载有金的反提取溶液进行电解沉积196,以制备纯化的金产物120。
在本发明的另一个优选实施方案中,通过使用第二种络合剂将溶液中的贵金属从贵金属-硫氰酸盐络合物转变成新的络合物,从含有贵重矿物的酸性硫氰酸盐沥滤液中除去贵金属,特别是金,所述新的络合物更容易从富含金属的硫氰酸盐沥滤液中除去。在一个优选变化形式中,第二种络合剂是氰化物,且新的络合物是贵金属-氰化物络合物,特别是金-氰化物络合物。当向含有金-硫氰酸盐络合物的富含金属的硫氰酸盐沥滤液中加入少量氰化物时,溶液中的金迅速地从金-硫氰酸盐络合物转变成金-氰化物络合物。然后处理富含金属的硫氰酸盐沥滤液,以除去金-氰化物络合物。例如,可以通过在常规的氰化物沥滤操作中用于从氰化物沥滤液中除去金-氰化物络合物的技术从富含金属的硫氰酸盐沥滤液中除去金-氰化物络合物。
在该方案的一个优选变化形式中,在金转变成金-氰化物络合物之后,通过使用吸附性材料吸附金-氰化物络合物,从富含金属的沥滤液中除去金-氰化物络合物。所述吸附性材料例如可以是碳(优选活性炭)或离子交换树脂。优选地,所述吸附性材料包括含碳吸收剂,例如活性炭颗粒。一旦负载金-氰化物络合物,便处理吸附性材料以与常规沥滤操作相同的方式回收金。例如,负载在活性炭颗粒上的金-氰化物络合物可以从该颗粒上反提取下来进入热的苛性反提取溶液或其它一些反提取溶液中,然后可以例如通过电解沉积回收金成为纯化产物。
本发明的这样一个优选变化形式如图12的通用方法方框图所示。附图标记与图2所用的相同,除了另外指出的。如图12所示,在硫氰酸盐沥滤104之后,将富含金属的硫氰酸盐沥滤液108送至金回收118,其在该方案中包括常用处理步骤——络合物转变200、络合物吸附202、络合物反提取204和电解沉积206。在络合物转变200期间,将溶解氰化物引入富含金属的硫氰酸盐沥滤液108中,溶解在富含金属的硫氰酸盐沥滤液108中的金从金-硫氰酸盐络合物转变成金-氰化物络合物。在络合物吸附202期间,金-氰化物络合物负载在吸附性材料(例如活性炭或离子交换树脂)上。将已经除去了金-氰化物络合物的贫矿硫氰酸盐沥滤液122供给至沥滤液调整112,用于制备硫氰酸盐沥滤液进料106。
由于金-氰化物络合物在热动力学上比金-硫氰酸盐络合物优选,因此,在络合物转变200期间,金从硫氰酸盐络合剂上离解下来,与氰化物络合剂形成络合物。在络合物转变200期间,优选至少80%,更优选至少90%,进一步优选至少95%,最优选至少98%的溶解在富含金属的硫氰酸盐沥滤液108中的金从金-硫氰酸盐络合物转变成金-氰化物络合物。
络合物转变200和络合物吸附202可以单独进行或一起进行。例如,可以在加入吸附性材料之前,将溶解氰化物引入富含金属的硫氰酸盐沥滤液108中,以允许大部分金在富含金属的硫氰酸盐沥滤液108与吸附性材料接触之前转变成金-氰化物络合物。但是,在一个优选替代方案中,在引入溶解氰化物之前或大约同时加入吸附性材料,使得络合物转变200和络合物吸附202同时进行。在络合物反提取204期间,通过反提取金-氰化物络合物使其进入反提取水溶液中,从负载的吸附性材料中除去金-氰化物络合物。在络合物吸附202期间,反提取吸附性材料可以循环使用,以负载额外的金-氰化物络合物。在电解沉积206期间,通过沉积从负载的反提取溶液中除去金,以制备纯化的金产物120。在络合物转变200和络合物吸附202期间,硫氰酸盐沥滤液优选处于酸性pH,更优选具有pH 1至pH 3的pH。优选地,在整个硫氰酸盐沥滤104、络合物转变200和络合物吸附202期间将硫氰酸盐沥滤液保持在所述酸性pH。
借助本发明的包括将贵金属从贵金属-硫氰酸盐络合物转变成贵金属-氰化物络合物的方案,如图12所示,通过负载在吸附性材料上来除去贵金属-氰化物络合物是优选的。但是,尽管不是优选的,也可以使用其它技术,在将贵金属转变成贵金属-氰化物络合物之后从富含金属的硫氰酸盐沥滤液108中除去贵金属。例如,可以通过溶剂提取从富含金属的沥滤液除去金-氰化物络合物或者可以通过胶结从富含金属的沥滤液除去金。
在本发明的一个优选方案中,可以通过加入仅含有少量溶解氰化物的富含金属的硫氰酸盐沥滤液108,有利地在络合物转变200期间将金从金-硫氰酸盐络合物转变成金-氰化物络合物。完全与金络合形成金-氰化物络合物所需的氰化物的化学计量是两摩尔氰化物基团CN/摩尔金,假设所有的金都以氰化金离子Au(CN)2 -的形式溶解。可以任何合适的形式例如氰化钠或氰化钾,将公开的氰化物引入富含金属的硫氰酸盐沥滤液108中。而且,可以任何方便的形式,例如通过将氰化物试剂(例如,氰化钠或氰化钾)溶解在富含金属的硫氰酸盐沥滤液108中,或者(优选地)通过向富含金属的硫氰酸盐沥滤液108中加入少量预先制备的氰化物浓溶液,将氰化物引入富含金属的硫氰酸盐沥滤液108中。而且,向富含金属的硫氰酸盐沥滤液108中加入的氰化物的量通常使得加入的氰化物与贵金属的摩尔比不大于20∶1(化学计量的10倍),优选不大于10∶1(化学计量的5倍),更优选不大于5∶1(化学计量的2.5倍),进一步优选不大于4∶1(化学计量的2倍)。氰化物的加入量通常使得氰化物与贵金属(优选地,加入的氰化物与金)的摩尔比至少是2∶1(化学计量)。而且,向富含金属的硫氰酸盐沥滤液108中加入的氰化物的量通常小于富含金属的硫氰酸盐沥滤液108中溶解的硫氰酸盐的量。氰化物的加入量通常使得氰化物与溶解的硫氰酸盐的摩尔比不大于1∶2,优选不大于1∶4,更优选不大于1∶5,进一步优选不大于1∶7,更进一步优选不大于1∶10。
在将溶解氰化物引入富含金属的硫氰酸盐沥滤液108中之后,一些或所有残余的溶解氰化物可以转变为硫氰酸盐沥滤液中的硫氰酸盐,优选在从硫氰酸盐沥滤液中除去贵金属-氰化物络合物之后。硫氰酸盐沥滤液中的残余氰化物转变为硫氰酸盐提供新的硫氰酸盐浸滤液的来源,部分或完全地补偿在金沥滤和/或金回收操作期间产生的硫氰酸盐损失。而且,尽管使用活性炭作为吸附性材料倾向于促进硫氰酸盐沥滤液中的铁离子还原成亚铁离子,但是金-氰化物络合物吸附在活性炭上的动力学远大于金-硫氰酸盐络合物吸附的动力学,导致使用活性炭颗粒和/或低浓度活性炭颗粒的更短的接触时间,从而显著减少了与铁离子还原相关的潜在问题。
在本发明的另一个方案中,通过将溶解氰化物转变为溶解的硫氰酸盐,提供溶解在硫氰酸盐沥滤液进料中的部分或全部硫氰酸盐。例如,可以通过在酸性硫酸盐溶液中溶解氰化物然后将溶液中溶解的氰化物转变为溶解的硫氰酸盐,初始制备硫氰酸盐沥滤液。所述转变可以在硫氰酸盐沥滤矿物材料之前或在此期间进行。例如,可以使用初始含有溶解氰化物的沥滤液开始从堆上沥滤金,当进行酸性沥滤时,所述氰化物被转变为溶解的硫氰酸盐。而且,可以将制成的硫氰酸盐供给至存在的硫氰酸盐沥滤液中,以通过加入少量氰化物补偿数倍硫氰酸盐损失,所述氰化物然后被转变为硫氰酸盐。该过程可以与金回收操作如上所述一起进行,或者单独进行。该技术可用于使用氰化物试剂(例如氰化钠或氰化钾)而不是通过溶解可能更昂贵的硫氰酸盐试剂(例如硫氰酸钠、硫氰酸钾或硫氰酸铵)在硫氰酸盐沥滤液中提供溶解的硫氰酸盐。
现在参见图13,示出该方案的一个变化形式的通用方法方框图。如图13所示,在添加氰化物212期间,向水性液体中加入氰化物,使得在添加氰化物212之后水性液体含有溶解氰化物。所述氰化物可以例如预先制备的氰化物浓溶液的形式加入水性液体中或以固体盐的形式溶解在水性液体中。可以任何所需的形式(例如氰化钠或氰化钾)加入氰化物。在溶解在水性液体中之后,至少部分溶解氰化物,优选基本上所有溶解氰化物在转变214期间被转变为溶解的硫氰酸盐,以制备硫氰酸盐沥滤液进料106。在转变214期间,通常至少80摩尔%,优选至少90摩尔%,更优选基本上所有溶解氰化物转变为溶解的硫氰酸盐。优选地,添加氰化物212和转变214都在酸性pH下进行,更优选在pH 1至pH 3下进行。水性液体可以在添加氰化物212之前已经含有或不含溶解氰化物。作为实例,图13的添加氰化物212和转变214可以作为图1-6、8-12和24中任一个所示的任何方案的沥滤液调整112的一部分进行。作为另一个实例,图13的添加氰化物212和转变214可以包括在开始硫氰酸盐沥滤操作之前初始制备硫氰酸盐溶液。
在图13的方案的一个优选变化形式中,通过在转变214期间向水性液体中引入合适的试剂可以在转变214期间促进溶解氰化物迅速转变为溶解的硫氰酸盐。用于将氰化物转变为硫氰酸盐的优选试剂包括硫化物和氢硫化物材料。可能的试剂的实例包括硫化钠、氢硫化钠、硫化钾、氢硫化钾、硫化铵、氢硫化铵和硫化氢。可能试剂的其它实例包括硫化物矿物,例如磁黄铁矿。
作为另一个实例,例如由于与存在于被沥滤的矿物材料中的硫化物矿物(磁黄铁矿)接触,会在硫氰酸盐沥滤期间发生一些或所有的氰化物向硫氰酸盐的转变。例如,再次参见图12,通过接触矿物材料102中的硫化物矿物(磁黄铁矿),为进行络合物转变200而引入硫氰酸盐沥滤液中的一些或所有氰化物在硫氰酸盐沥滤期间顺序转变为硫氰酸盐。
实施例
提供以下实施例以进一步帮助理解本发明而不是限制本发明的范围。
实施例1-柱沥滤适度难熔的矿石
对来自美国Nevada的Lone Tree矿的适度难熔的硫化物矿石进行试验。XRD/XRF半定量分析表明,该矿石由约86%的石英、6%的高岭土、3%的黄铁矿、2%的明矾石、1%的石膏、1%的黄钾铁矾以及1%的重晶石组成。该矿石样品的代表分析信息如表3所示。该矿石没有表现出预回采趋势。
表3代表性矿石样品分析
Aug/t(1) | S-总量(2)重量% | S-硫化物(3)重量% | Fe重量% | Asppm |
2.26 | 1.643 | 0.951 | 1.551 | 655.9 |
(1)克/吨
(2)硫的总含量
(3)硫化物型硫的含量
进行两组试验,一组使用氰化物沥滤液,另一组使用硫氰酸盐沥滤液。所有试验都对最小10目(1.68mm)的矿石样品进行,所述样品放置在直径为2英寸(50.8mm)的柱中用于沥滤。
为了进行氰化物沥滤试验,将单独的或者与用于中和的石灰混合的200g矿石样品装载在柱中,用氰化钠(NaCN)水性沥滤液沥滤至最终溶液与矿石的重量比为2.68(即,每200g样品用536g沥滤液处理)。沥滤液最初含有125ppm NaCN且pH为9.8-10。氰化物沥滤试验的结果总结在表4中。如表4所示,在试验中使用最大量的石灰获得氰化物的最大金提取率,因此在碱性最强的pH下操作。当不使用石灰时,金回收率非常低。图14示出每个试验的金提取率对累积溶液-矿石重量比的关系曲线,进一步显示了在碱性pH下进行氰化物沥滤操作的有益效果。
表4氰化物沥滤试验结果
试验 | CN-1 | CN-2 | CN-3 | CN-4 |
石灰加入量(lb/st)(1) | 15 | 10 | 5 | 0 |
最终溶液与矿石的比率(2) | 2.68 | 2.68 | 2.68 | 2.68 |
最终富含金属的沥滤液的pH | 9.1 | 7.0 | 5.2 | 4.0 |
金提取率(%)(3) | 56.67 | 51.52 | 44.24 | 30.61 |
金提取率(%)(4) | 58.55 | 53.62 | 46.67 | 32.65 |
(1)磅石灰/短吨(short ton)矿石
(2)全部氰化物沥滤液与矿石样品的重量比
(3)基于测量的进料金
(4)基于计算的进料金
为进行硫氰酸盐沥滤试验,使用溶解在水中的硫氰酸铵(NH4SCN)或硫氰酸钾(KSCN)试剂制备硫氰酸盐水性沥滤液。向沥滤液中加入硫酸铁(Fe2(SO4)3),获得所需量的溶解的铁离子和所需的氧化还原电势。硫氰酸盐沥滤液最初处于约pH2。每次试验中将800g矿石样品装载在柱中,使用硫氰酸盐沥滤液沥滤样品。使用不同浓度的溶解的硫氰酸盐和溶解的铁离子进行沥滤液试验,以各种最终溶液-矿石重量比进行沥滤。硫氰酸盐沥滤试验的结果总结在表5中。如表5所示,在硫氰酸盐沥滤试验中得到的金回收率通常与包括加入大量石灰的氰化物沥滤试验期间得到的金提取率一样高或比其更高。这是特别值得注意的,因为每个硫氰酸盐沥滤试验都在酸性pH下进行。
表5硫氰酸盐沥滤试验结果
试验 | SCN-1 | SCN-2 | SCN-3 | SCN-4 | SCN-5 | SCN-6 |
SCN浓度(M)(1) | 0.05 | 0.05 | 0.02 | 0.02 | 0.01 | 0.01 |
Fe3+浓度(M)(2) | 0.2 | 0.1 | 0.2 | 0.1 | 0.2 | 0.1 |
Fe3+/SCN摩尔比 | 4 | 2 | 10 | 5 | 20 | 10 |
最终溶液与矿石的重量比 | 4.125 | 4.112 | 3.066 | 2.546 | 4.300 | 4.505 |
金提取率(%)(4) | 61.13 | 59.78 | 57.26 | 59.38 | 59.59 | 53.48 |
金提取率(%)(5) | 61.31 | 60.14 | 56.61 | 59.90 | 54.42 | 51.83 |
(1)摩尔溶解的硫氰酸盐/升沥滤液(1摩尔提供的溶解的硫氰酸盐/摩尔硫氰酸铵或硫氰酸钾试剂)
(2)每升沥滤液摩尔溶解的硫酸铁
(3)每升沥滤液所用的硫氰酸盐试剂与硫酸铁的摩尔比
(4)基于测量的进料金
(5)基于计算的进料金
实施例2-生物氧化预处理难熔的硫化物矿石之后转瓶沥滤(bottle roll leach)
对来自Lone Tree矿的难熔的硫化物金矿进行试验。在内径为11英寸(279.4mm)的柱中,对压碎成能够100%通过2英寸(50.8mm)的65.8克样品进行生物氧化预处理,模拟堆中的生物氧化。在将矿石放入柱中之前,将1920mL能够氧化铁的嗜酸性细菌的混合培养基(含有氧化亚铁酸硫杆菌(Acidithiobacillus ferrooxidans)和铁氧化钩端螺菌(Leptospirillum ferroxidans))与矿石混合。在生物氧化期间,含有0.4g/L(NH4)2SO4、0.4g/L MgSO4·7H2O和0.04g/L K2HPO4的营养液经由柱以约6.5mL/min的流速连续地再循环。从底部连续地以28.3L/h的空气流速向柱中充入空气。生物氧化预处理在室温(约20-22℃)下连续进行258天。在生物氧化预处理结束时,从柱中除去矿石。在生物氧化预处理期间,约35%的硫化物型硫被氧化。生物氧化的代表性分析信息如表6所示。
表6代表性生物氧化矿石样品分析
Aug/t(1) | 硫总量重量% | 硫化物型硫重量% | Fe重量% | Cuppm | Asppm |
2.81 | 3.14 | 2.72 | 2.63 | 30.46 | 1853 |
(1)克/吨
在生物氧化结束之后,洗涤生物氧化的矿石,以除去可溶性铁,干燥并压碎并磨碎成P80尺寸为约200目(74微米)的颗粒用于金提取试验。P80尺寸表示80重量%的样品通过具有所述尺寸的孔的筛子。为了进行金提取试验,将压碎并磨制的生物压功能和矿石样品与新鲜制备的硫氰酸盐沥滤液(浆密度为20重量%的固体)一起放入1加仑(3.78L)的瓶中。使用pH约为2的硫氰酸盐沥滤液进行若干次沥滤试验,所述硫氰酸盐沥滤液是通过改变溶解在去离子水中的硫氰酸钾(KSCN)和硫酸铁(Fe2(SO4)3)的浓度而制备的。
在硫氰酸盐沥滤试验期间,打开瓶子通气,且在时间间隔取出溶液样品。沥滤总计持续约6个小时。测量溶液电势、pH值和硫氰酸盐浓度。通过原子吸收光谱法(AAS)分析金。为了克服基体效应,在代表特定沥滤试验中所用的硫氰酸盐沥滤液中稀释所有AAS校正标准物。对于一些试验,通过使用二异丁基酮(含有1%的Aliquat 336)的溶剂提取和AAS分析测量金的浓度。通过Volhard滴定测定硫氰酸盐的浓度,该方法测量的是总的SCN-浓度。通过AAS测定总的铁浓度,通过在硫氰酸根离子完全沉淀后,在硫酸存在下使用高锰酸钾(KMnO4)或重铬酸钾(K2Cr2O7)进行滴定测定亚铁离子浓度。在使用试金分析法分析代表性样品之后进行消化和AAS,然后用水彻底洗涤来自每个硫氰酸盐沥滤试验的固体残余物并干燥。
表7总结了在制备的沥滤液中的硫氰酸盐、铁离子和氰化物的摩尔浓度。结果总结在表8中。表8提供了溶液的氧化还原电势(表示为E)。如这里所使用,E是指使用相对于银/氯化银(Ag/AgCl)参比电极的铂工作电极测量的,用毫伏表示的溶液的氧化还原电势。可以从通过相对于标准氢电极的校正得到的E值确定Eh(相对于标准氢电极的氧化还原电势)。
表7制备的沥滤液
试验 | [CN]M | [SCN]M | [Fe3+]M | [Fe3+]∶[SCN]的比率 |
SCN-7 | -- | 0.01 | 0.1 | 10 |
SCN-8 | -- | 0.02 | 0.1 | 5 |
SCN-9 | -- | 0.05 | 0.1 | 2 |
SCN-10 | -- | 0.01 | 0.2 | 20 |
SCN-11 | -- | 0.02 | 0.2 | 10 |
SCN-12 | -- | 0.05 | 0.2 | 4 |
SCN-13 | -- | 0.01 | 0.3 | 30 |
SCN-14 | -- | 0.02 | 0.3 | 15 |
SCN-15 | -- | 0.05 | 0.3 | 6 |
表8沥滤结果
试验 | 富含金属的沥滤液的pH | 富含金属的沥滤液的EmV | 金提取率% |
SCN-7 | 1.98 | 481 | 39.81 |
SCN-8 | 1.95 | 476 | 41.10 |
SCN-9 | 1.91 | 462 | 50.05 |
SCN-10 | 1.88 | 498 | 47.49 |
SCN-11 | 1.87 | 493 | 50.14 |
SCN-12 | 1.85 | 480 | 56.55 |
SCN-13 | 1.75 | 509 | 45.10 |
SCN-14 | 1.74 | 504 | 48.60 |
SCN-15 | 1.74 | 492 | 55.00 |
图15示出在硫氰酸盐沥滤液中分别含有0.1M铁离子、0.2M铁离子和0.3M铁离子的情况下,金提取率与硫氰酸盐沥滤液中的初始硫氰酸盐浓度的关系曲线。如图15所示,对于相同浓度的硫氰酸盐,铁离子浓度为0.2M和0.3M的试验一致地表示出比铁离子浓度仅为0.1M的相应试验更高的金回收率。
实施例3-生物氧化预处理难熔硫化物矿石之后转瓶沥滤
使用实施例2的生物氧化矿石,如实施例2所述进行转瓶沥滤试验。使用含有如表9所示的溶解的硫氰酸盐和铁离子的新鲜制备的硫氰酸盐沥滤液进行试验。每个试验中,沥滤总计持续24小时。对于每个试验,获得沥滤液样品并在2小时、4小时、6小时、12小时和24小时处分析。为了进行比较,测定该矿石的氰化物可沥滤的金(cyanide leachable gold)为69%。“氰化物可沥滤的金”是指通过以下标准化试验步骤从矿物材料(例如矿石或精矿)中提取的金:将粉碎至最小200目的尺寸的5g矿物材料样品与离子化水中在含有0.3重量%的氰化钠和0.3重量%氢氧化钠的溶液放入试验管中。试验管在室温下旋转1小时。然后通过离心分离溶液和残余固体,通过原子吸收分析测定溶液中的金含量。然后基于相对于矿物材料中的原始金含量(通过试金分析法测定)的溶液金含量(通过原子吸收分析法测定),将氰化物可沥滤的金确定为进入溶液中的金提取率。
表9制备的沥滤液
试验 | [SCN]M(g/L) | [Fe3+]M(g/L) | [Fe3+]∶[SCN]的摩尔比 |
SCN-16 | 0.01(0.58) | 0.2(11.1) | 20 |
SCN-17 | 0.02(1.16) | 0.2(11.1) | 10 |
SCN-18 | 0.05(2.9) | 0.2(11.1) | 4 |
SCN-19 | 0.1(5.8) | 0.2(11.1) | 2 |
SCN-20 | 0.05(2.9) | 0.1(5.58) | 2 |
SCN-21 | 0.05(2.9) | 0.3(16.7) | 6 |
由氰化物沥滤试验确定,生物氧化的矿石中约69%的金是可用氰化物沥滤的。硫氰酸盐沥滤的最高的金提取率约为65%。表10总结了每个试验中在24小时沥滤期间的总金提取率。
表10金提取率
试验 | 金提取率(%) |
SCN-16 | 50.0 |
SCN-17 | 60.49 |
SCN-18 | 64.15 |
SCN-19 | 63.05 |
SCN-20 | 62.93 |
SCN-21 | 65.49 |
表11总结了有关硫氰酸盐沥滤液的性质的若干试验的数据,所述数据是由在试验期间定期获得的溶液样品测定的。总结在表11中的数据包括硫氰酸盐沥滤液pH和E的变化、硫氰酸盐沥滤液中的铁离子向亚铁离子的还原以及硫氰酸盐的降解。图16示出对于试验SCN-16、17、18和19,在6个小时的沥滤中总的金提取率与硫氰酸盐浓度的关系曲线,每个试验都使用相同的溶解的铁离子浓度和不同的溶解的硫氰酸盐浓度。值得注意的是,试验SCN-18的金提取率高于试验SCN-19,尽管SCN-19使用硫氰酸盐沥滤液中较低初始浓度的溶解的硫氰酸盐。图17示出试验SCN-18、20和21的金提取率与铁离子的关系曲线,每个试验都使用相同浓度的溶解的硫氰酸盐(0.05M)和不同浓度的溶解的铁离子。如图17所示,这些试验中的金提取率随铁离子浓度的增加而增大。
表11硫氰酸盐溶液分析
试验/性能 | 2小时 | 4小时 | 6小时 | 12小时 | 24小时 |
试验SCN-17 | |||||
pH | 1.69 | 1.69 | 1.71 | 1.64 | 1.58 |
E,mV | 509 | 508 | 505 | 499 | 492 |
Fe2+分析,M | 0.038 | 0.039 | 0.045 | 0.05 | 0.059 |
Fe3+向Fe2+的还原率,% | 19 | 19.5 | 22.5 | 25 | 29.5 |
SCN分析,g/L | 0.99 | 1.05 | -- | 1.04 | 1.05 |
试验SCN-18 | |||||
pH | 1.73 | 1.73 | 1.71 | 1.66 | 1.60 |
E,mV | 494 | 490 | 488 | 482 | 476 |
Fe2+分析,M | 0.046 | 0.051 | 0.058 | 0.063 | 0.070 |
Fe3+向Fe2+的还原率,% | 23 | 26 | 29 | 31.5 | 35 |
SCN分析,g/L | 2.70 | 1.75 | 2.16 | 2.22 | 2.66 |
试验SCN-19 | |||||
pH | 1.72 | 1.72 | 1.74 | 1.67 | 1.65 |
E,mV | 479 | 478 | 475 | 471 | 465 |
Fe2+分析,M | 0.056 | 0.062 | 0.066 | 0.071 | 0.080 |
Fe3+向Fe2+的还原率,% | 28 | 31 | 33 | 35.5 | 40 |
SCN分析,g/L | 2.85 | 2.41 | 1.64 | 1.70 | 1.43 |
试验SCN-20 | |||||
pH | 1.94 | 1.94 | 1.88 | 1.83 | 1.74 |
E,mV | 476 | 490 | 488 | 482 | 476 |
Fe2+分析,M | 0.040 | 0.043 | 0.043 | 0.052 | 0.056 |
Fe3+向Fe2+的还原率,% | 40 | 43 | 43 | 52 | 56 |
SCN分析,g/L | 2.74 | 2.75 | 2.08 | 1.15 | 2.08 |
试验SCN-21 | |||||
pH | 1.58 | 1.59 | 1.61 | 1.56 | 1.52 |
E,mV | 506 | 502 | 500 | 494 | 489 |
Fe2+分析,M | 0.049 | 0.058 | 0.061 | 0.067 | 0.078 |
Fe3+向Fe2+的还原率,% | 16.3 | 19.3 | 20.3 | 22.3 | 26 |
SCN分析,g/L | 2.64 | 1.79 | 2.66 | 2.67 | 2.39 |
实施例4-生物氧化预处理难熔的硫化物矿石之后的柱沥滤
对通常具有实施例2中所述类型的来自Lone Tree矿的难熔硫化物金矿进行生物氧化。生物氧化矿石的代表性分析信息如表12所示。空气干燥一部分生物氧化的矿石并粉碎成最小10目(1.68mm)的尺寸,用于金提取试验。
表12代表性生物氧化矿石样品分析
Aug/t(1) | 硫总量重量% | 硫化物型硫重量% | Fe重量% |
2.13 | 1.67 | 1.43 | 1.82 |
(1)克/吨
通过将生物氧化的矿石样品装载在内径为2英寸(50.8mm)的柱中进行金提取试验。将新鲜制备的约pH 2的酸性硫氰酸盐沥滤液通过柱内的生物氧化矿石,同时进行堆沥滤。周期性地分析富含金属的硫氰酸盐沥滤液样品的金提取率和其它性质。表13总结了硫氰酸盐和铁离子的浓度以及新鲜制备的用于试验的硫氰酸盐沥滤液中的铁离子与硫氰酸盐的摩尔比。
表13制备的硫氰酸盐溶液
试验 | [SCN]M | [Fe3+]M | [Fe3+]∶[SCN]的摩尔比 |
SCN-22 | 0.05 | 0.2 | 4 |
SCN-23 | 0.05 | 0.1 | 2 |
SCN-24 | 0.02 | 0.2 | 10 |
SCN-25 | 0.02 | 0.1 | 5 |
SCN-26 | 0.02 | 0.04 | 2 |
SCN-27 | 0.01 | 0.1 | 10 |
SCN-28 | 0.01 | 0.2 | 20 |
图18示出每个试验中进入硫氰酸盐沥滤液中的金提取率的条形图和每个试验的硫氰酸盐消耗量(每短吨被测试的生物氧化的矿石消耗的SCN磅数)线形图。
实施例5生物氧化预处理难熔硫化物矿石A之后的柱沥滤
空气干燥一部分实施例4的生物氧化的矿石并粉碎成最小32.8目(1.68mm)的尺寸,用于金提取试验。粉碎后,将13.6kg生物氧化矿石样品装载在三个柱中。每个柱的内径都是4英寸(101.6mm)。使用氰化物沥滤液或硫氰酸盐沥滤液沥滤每个柱中的生物氧化样品,以提取金。为进行氰化物沥滤试验,在装载在柱内之前,以6kg/吨矿石样品使用石灰聚集生物氧化的矿石样品。基于对于相同的生物氧化矿石进行的中和试验测定石灰加入量。使用溶解在去离子水中的硫酸铁和硫氰酸钾制备pH约为pH2的硫氰酸盐沥滤液。使用0.25g/L氰化钠制备pH为10.5-11的氰化物沥滤液。制备的沥滤液的性质总结在表14中。
表14制备的沥滤液
试验 | [NaCN]g/L | [SCN]M | [Fe3+ +]M | [Fe3+ +]∶[SCN]的比率 | 溶液pH | 溶液E(1) |
CN-5 | 0.25 | -- | -- | -- | ||
SCN-29 | -- | 0.01 | 0.1 | 10 | 1.98 | 585 |
SCN-30 | - | 0.02 | 0.1 | 5 | 1.99 | 570 |
(1)毫伏
在每个试验中,从初始体积为1900mL的沥滤液储备中,将沥滤液以约9.8L/hr-m2的速率施加在柱中的生物氧化矿石样品的顶部。试验持续17天。
为进行氰化物沥滤试验,通过使富含金属的溶液接触含有活性碳颗粒的柱,从富含金属的氰化物沥滤液回收金。在回收金之后,向贫矿氰化物沥滤液中加入额外的氰化钠,获得0.25g/L的氰化钠浓度,然后再循环贫矿氰化物沥滤液至柱内,用于额外沥滤。
为进行氰化物沥滤试验,在1-10和13-16的每一天除去富含金属的沥滤液并进行分析,提供新鲜的1900mL的沥滤液。在第17天,除去富含金属的沥滤液,并进行分析。而且在第17天,用酸性去离子水清洗溶液(用硫酸酸化至pH 2)洗涤柱,分析清洗溶液的金含量。
图19示出试验CN-5、SCN-29和SCN-30在历经13天的沥滤进入沥滤液中的金提取率与时间的关系曲线。图20示出试验CN-5、SCN-29和SCN-30的硫氰酸钾或氰化钠消耗量(每短吨被处理的生物氧化矿石样品消耗的硫氰酸钾或氰化钠的磅数)与时间的关系曲线。表15和16总结了试验SCN-29和SCN-30的结果。
表15试验SCN-29的结果
经历的天数(天) | 富含金属的沥滤液 | 从溶液分析得到的累积金提取百分率,基于顶部分析 | |||||
溶液/矿石比率(累积) | [Au](ppm) | [SCN](ppm) | [Fe2+] | pH | EhE(1)(mV) | ||
1 | 0.126 | 3.55 | 435.0 | 3228.1 | 1.32 | 489 | 21.28 |
2 | 0.259 | 2.37 | 536.5 | 1105.8 | 1.63 | 510 | 36.37 |
3 | 0.402 | 0.61 | 507.5 | 826.6 | 1.67 | 515 | 40.52 |
4 | 0.537 | 0.55 | 478.5 | 837.8 | 1.61 | 517 | 44.06 |
5 | 0.676 | 0.45 | 464.0 | 893.6 | 1.59 | 524 | 47.04 |
6 | 0.824 | 0.33 | 493.0 | 826.6 | 1.59 | 521 | 49.37 |
7 | 0.955 | 0.17 | 464.0 | 804.2 | 1.60 | 518 | 50.44 |
8 | 1.094 | 0.17 | 478.5 | 837.8 | 1.47 | 512 | 51.57 |
9 | 1.215 | 0.16 | 493.0 | 781.9 | 1.39 | 507 | 52.48 |
10 | 1.355 | 0.10 | 522.0 | 776.3 | 1.52 | 505 | 53.15 |
13 | 1.493 | 0.14 | 522.0 | 1212.0 | 1.37 | 488 | 54.06 |
16 | 1.633 | 0.10 | 512.3 | 1340.0 | 1.39 | 482 | 54.73 |
17 | 1.769 | 0.01 | 145.0 | 533.0 | 1.55 | 473 | 54.79 |
(1)毫伏
表16试验SCN-30的结果
经历的天数(天) | 富含金属的沥滤液 | 从溶液分析得到的累积金提取百分率,基于顶部分析 | |||||
溶液/矿石比率(累积) | [Au](ppm) | [SCN](ppm) | [Fe2+] | pH | EhE(1)(mV) | ||
1 | 0.125 | 4.54 | 884.5 | 3083 | 1.32 | 487 | 27.10 |
2 | 0.263 | 1.99 | 1000.5 | 1162 | 1.61 | 501 | 40.23 |
3 | 0.397 | 0.81 | 1131.0 | 983 | 1.61 | 505 | 45.39 |
4 | 0.525 | 0.63 | 1102.0 | 1184 | 1.57 | 507 | 49.23 |
5 | 0.664 | 0.41 | 1000.5 | 1016 | 1.59 | 515 | 51.95 |
6 | 0.811 | 0.31 | 1000.5 | 961 | 1.51 | 511 | 54.12 |
7 | 0.945 | 0.14 | 1015.0 | 916 | 1.54 | 509 | 55.01 |
8 | 1.084 | 0.11 | 971.5 | 949 | 1.53 | 506 | 55.75 |
9 | 1.205 | 0.16 | 1000.5 | 983 | 1.38 | 501 | 56.65 |
10 | 1.346 | 0.10 | 1024.9 | 894 | 1.52 | 498 | 57.32 |
13 | 1.484 | 0.15 | 976.3 | 1251 | 1.37 | 482 | 58.31 |
16 | 1.625 | 0.11 | 995.7 | 1447 | 1.39 | 476 | 59.05 |
17 | 1.761 | 138.0 | 503 | 1.54 | 470 | 59.05 |
(1)毫伏
实施例6-从硫氰酸盐溶液中溶剂提取除去金
通过在去离子水中溶解硫氰酸钾、硫酸铁和金,制备酸性合成硫氰酸盐溶液。制备的硫氰酸盐溶液的性质总结在表17中。制备包括ArmeenTM312(Akzo Nobel)提取剂的两种不同的有机液相。ArneenTM312是叔胺提取剂。第一有机相(O-1)是0.05M ArMeenTM 312的煤油溶液。第二有机相(O-2)是0.9体积份的O-1与0.1体积份的癸醇(0.045M ArmeenTM 312)的混合物。
表17制备的硫氰酸盐溶液
富含金属的硫氰酸盐溶液 | [Au](ppm) | [SCN](ppm) | [Fe](1)(ppm) | pH | E(2)(mV) |
A-1 | 36.5 | 957 | 4488 | 1.72 | 530 |
A-2 | 10.2 | 996 | 5074 | 1.74 | 549 |
A-3 | 4.79 | 1121 | 5105 | 1.76 | 556 |
A-4 | 1.95 | 1083 | 5058 | 1.75 | 556 |
(1)总的溶解铁
(2)毫伏
每个试验中,将约250mL富含金属的硫氰酸盐水溶液与有机相一起放入分液漏斗中,其中有机相与水相的体积比为1∶1或1∶2。在机械腕振动器上振动分液漏斗约10分钟。使有机相和水相分离,然后分液漏斗中除去水性残余液和负载的有机相。结果总结在表18中。如表18所示,所有试验的从水相进入有机相的金回收率都很高。而且,所有试验的在溶剂提取后水相与有机相的分离效果都很好。
表18溶剂提取试验结果
试验 | 水溶液 | 有机相 | O∶A(1)比率 | 水性残余液 | 金回收率% | 负载在有机相的金ppm | |||
[Au](ppm) | [Fe](ppm) | [SCN](ppm) | pH | ||||||
SX-1 | A-1 | O-1 | 1∶1 | 0.04 | 4829 | 116 | 1.84 | 99.89 | 36.46 |
SX-2 | A-2 | O-1 | 1∶1 | 0.01 | 4993 | 136 | 1.85 | 99.90 | 10.19 |
SX-3 | A-3 | O-1 | 1∶1 | 0.02 | 4927 | 97 | 1.87 | 99.58 | 4.77 |
SX-4 | A-4 | O-1 | 1∶1 | 0 | 5174 | 77 | 1.88 | 100.00 | 1.95 |
SX-5 | A-1 | O-1 | 1∶2 | 0.11 | 4679 | 213 | 1.83 | 99.70 | 73.88 |
SX-6 | A-2 | O-1 | 1∶2 | 0.04 | 4777 | 213 | 1.83 | 99.61 | 20.23 |
SX-7 | A-3 | O-1 | 1∶2 | 0.05 | 4916 | 174 | 1.82 | 98.96 | 9.62 |
SX-8 | A-4 | O-1 | 1∶2 | 0.01 | 5064 | 213 | 1.82 | 99.49 | 3.94 |
SX-9 | A-1 | O-2 | 1∶1 | 0.05 | 4679 | 174 | 1.93 | 99.86 | 36.45 |
SX-10 | A-2 | O-2 | 1∶1 | 0.02 | 4777 | 193 | 1.95 | 99.80 | 10.18 |
SX-11 | A-3 | O-2 | 1∶1 | 0.01 | 4916 | 174 | 1.95 | 99.79 | 4.78 |
SX-12 | A-4 | O-2 | 1∶1 | 0.03 | 5064 | 174 | 1.95 | 98.46 | 1.92 |
SX-13 | A-1 | O-2 | 1∶2 | 0.18 | 4490 | 348 | 1.78 | 99.51 | 73.74 |
SX-14 | A-2 | O-2 | 1∶2 | 0.05 | 4430 | 348 | 1.81 | 99.51 | 20.61 |
SX-15 | A-3 | O-2 | 1∶2 | 0.06 | 4797 | 387 | 1.83 | 98.75 | 9.60 |
SX-16 | A-4 | O-2 | 1∶2 | 0.01 | 4622 | 715 | 1.82 | 99.49 | 3.94 |
(1)有机相(有机提取剂)与水相(富含金属的硫氰酸盐溶液)的体积比
实施例7-从硫氰酸盐溶液溶剂提取除去金
获得不同胺提取剂的浓缩液,通过使用0.8体积份的二甲苯稀释得到的0.2体积份的浓缩液来制备含有不同提取剂的有机液相。通过沥滤已经过生物氧化预处理的难熔硫化物金矿样品来制备富含金属的硫氰酸盐水溶液。来自柱沥滤的富含金属的硫氰酸盐沥滤液含有2.06ppm溶解的金、899ppm溶解的硫氰酸盐以及总计6450ppm的溶解的铁(290.4ppm的溶解的铁是亚铁),且该沥滤液的pH为1.5且E为489mV。试验使用的提取剂是AlamineTM336(叔胺,三-C8-C10-烷基胺,来自Cognis)、AmberliteTMLA-2(仲胺,月桂基-叔烷基胺,来自Cognis)、ArmeenTM(伯胺,十二烷基胺,来自Akzo Nobel)以及ArmenTM 312(叔胺,三月桂基胺,来自Akzo Nobel)。
对于每个试验,将约250mL富含金属的硫氰酸盐沥滤液与约等体积的有机相(O∶A=1∶1)一起放入分液漏斗中。在机械腕振动器上振动分液漏斗约10分钟。分离有机相和水性,从分液漏斗中除去水性残余液和负载的有机相。结果如表19所示。试验SX-21获得最好的相分离,但是所有试验的相分离都很好。
表19溶剂提取试验结果
试验 | 有机相提取剂 | 水性残余液 | 金回收率% | ||
pH | [Au]ppm | [Fe](1)ppm | |||
SX-17 | Alamine 308 | 1.64 | 0.04 | 4384 | 98.06 |
SX-18 | Alamine 336 | 1.49 | 0.02 | 5046 | 99.03 |
SX-19 | Amberlite LA-2 | 1.48 | 0 | 2994 | 100.00 |
SX-20 | Armeen | 1.05 | 0.25 | 5250 | 87.86 |
SX-21 | Armeen 312 | 1.04 | 0.01 | 6279 | 99.51 |
(1)铁总量
实施例8-从富含金属的硫氰酸盐溶液中溶剂提取除去金
在去离子水中制备含有2.21ppm的溶解金、905ppm(0.15M)的溶解的硫氰酸盐以及总计6470ppm(0.11M)的溶解铁的合成硫氰酸盐水溶液,该溶液的pH为1.84且E为493.3mV。磷酸三丁酯(“TBP”)用作有机提取剂相,并使用各种TBP与富含金属的硫氰酸盐溶液的体积比。对于每个试验,将总体积约500mL的组合TBP和富含金属的硫氰酸盐溶液放入分液漏斗中,并在机械腕振动器上振动10分钟,然后分离有机相和水相。从分液漏斗中除去水性残余液和负载的有机相。结果如表20所示,包括从水相进入有机相的金回收量。所有试验的相分离都很好。
表20溶剂提取试验结果
试验 | O∶A的比率(1) | 水性残余液 | 金回收率% | |
Au(ppm) | 铁离子(ppm) | |||
SX-22 | 1∶1 | 0 | 6210 | 100.00 |
SX-23 | 1∶2 | 0 | 6800 | 100.00 |
SX-24 | 1∶5 | 0 | 6030 | 100.00 |
SX-25 | 1∶10 | 0 | 6290 | 100.00 |
SX-26 | 1∶20 | 0.60 | 6040 | 98.64% |
(1)有机相(TBP)与水相(富含金属的硫氰酸盐溶液)的体积比
实施例9-从硫氰酸盐溶液中离子交换除去金
获得凝胶型强阴离子交换树脂PuroliteTM 600(Purolite Company)的样品并分为两份。通过真空过滤从其中一份中除去水,并确定树脂的干重量,从而提供关于湿树脂的水含量的信息。湿树脂含有约65.72重量%的树脂和约34.28重量%的水。每个试验中,将480mL富含金属的硫氰酸盐溶液与1gPurolite 600树脂(含有约0.6572g离子交换树脂)一起加入1L的烧瓶中,使用磁力搅拌器混合烧瓶中的内容物。在1小时、3小时和7小时结束时从烧瓶中取出各为20mL的样品进行分析。使用在富含金属的硫氰酸盐溶液中负载不同水平的金进行试验,所述溶液含有约0.02M的硫氰酸盐或约0.05M的硫氰酸盐。在7小时结束时测量负载在树脂(基于干树脂重量)上的金。
试验结果总结在表21中。图21示出在使用树脂吸附金之后负载在树脂(干树脂重量)上的金相对于硫氰酸盐溶液中的金浓度的关系曲线。使用约0.02M的硫氰酸盐的试验和使用约0.05M的硫氰酸盐试验的分离曲线如图21所示。图22示出对于试验IX-2(0.02M硫氰酸盐)和试验IX-5(0.05M硫氰酸盐),溶液中的金浓度相对于时间的关系曲线。图23示出对于试验IX-2(0.02M硫氰酸盐)和试验IX-5(0.05M硫氰酸盐),从硫氰酸盐溶液回收的金与时间的关系曲线。如表20和图21-23所示,在富含金属的硫氰酸盐溶液中使用低浓度的硫氰酸盐时离子交换树脂的性能更好。
表21离子交换试验结果
时间/性能 | 试验 | |||||
IX-1 | IX-2 | IX-3 | IX-4 | IX-5 | IX-6 | |
时间=0(初始溶液) | ||||||
[Au],ppm | 2.695 | 6.808 | 28.300 | 2.569 | 6.938 | 27.450 |
[Fe],ppm(1) | 4602 | 4633 | 4524 | 4630 | 4607 | 4540 |
[SCN],ppm | 1126.3 | 1140.2 | 1069.7 | 2664.5 | 2843.4 | 2692.1 |
pH | 1.84 | 1.84 | 1.84 | 1.93 | 1.93 | 1.90 |
时间=1小时 | ||||||
[Au],ppm | 1.108 | 2.638 | 10.746 | 1.319 | 3.214 | 10.894 |
[Fe],ppm(1) | 4342 | 4462 | 4673 | 4450 | 4474 | 4872 |
[SCN],ppm | 905.2 | 905.9 | 917.8 | 2528.9 | 2605.3 | 2408.7 |
pH | 1.93 | 1.93 | 1.90 | 1.98 | 1.99 | 1.90 |
时间=3小时 | ||||||
[Au],ppm | 0.542 | 1.137 | 4.238 | 0.934 | 2.282 | 7.955 |
[Fe],ppm(1) | 4553 | 4871 | 4631 | 4790 | 4477 | 4299 |
[SCN],ppm | 859.7 | 862.6 | 588.2 | 2394.4 | 2583.2 | 2376.7 |
pH | 1.94 | 1.94 | 1.91 | 2.03 | 2.01 | 1.99 |
时间=7小时 | ||||||
[Au],ppm | 0.267 | 0.591 | 2.691 | 0.567 | 1.282 | 6.663 |
[Fe],ppm(1) | 4342 | 4340 | 4331 | 4291 | 4017 | 4295 |
[SCN],ppm | 860.3 | 789.9 | 849 | 2431.7 | 2422.7 | 2531.1 |
pH | 1.93 | 1.92 | 1.89 | 2.01 | 1.98 | 1.95 |
树脂负载量(2) | 1773.34 | 4540.72 | 18704.08 | 1462.20 | 4129.52 | 15182.23 |
(1)铁总量
(2)毫克金/千克树脂(干基准)
实施例10-从硫氰酸盐溶液中用氰化物/碳除去金
在去离子水中制备四种不同的硫氰酸盐水溶液。每次试验中,将约250mL制备的硫氰酸盐溶液与浓度为约20克活性碳颗粒/升富含金属的硫氰酸盐溶液一起放入500mL的烧瓶中。将氰化钠以足以提供氰化钠与金的摩尔比为10的量加入烧瓶中。在机械振动器上振动烧瓶中的内容物2小时,然后取出烧瓶中的内容物并进行分析。
每个试验中制备的硫氰酸盐溶液的性质以及每个试验的结果总结在表22中。所有试验中,从硫氰酸盐溶液的金回收都很好,但是从以低浓度硫氰酸盐制备的硫氰酸盐溶液的金回收更好。
表22氰化物/碳吸附试验
试验 | 初始制备的硫氰酸盐溶液 | 最终的硫氰酸盐溶液 | NaCN加入量ppm | 金回收率% | ||||||
[Au]ppm | [SCN]M | [Fe3+]M | pH | EmV | [Au]ppm | pH | EmV | |||
C-1 | 5.09 | 0.02 | 0.1 | 1.8 | 587 | 0.13 | 1.61 | 471 | 12.7 | 97.45 |
C-2 | 5.09 | 0.05 | 0.1 | 1.8 | 587 | 0.14 | 1.65 | 455 | 12.7 | 97.25 |
C-3 | 2.01 | 0.02 | 0.1 | 1.8 | 587 | 0.06 | 1.56 | 469 | 4.7 | 97.01 |
C-4 | 2.01 | 0.05 | 0.1 | 1.8 | 587 | 0.07 | 1.62 | 454 | 4.7 | 96.52 |
实施例11-从硫氰酸盐溶液A中用氰化物/活性碳除去金
在去离子水中制备含有5.25ppm金、0.02M硫氰酸盐、0.1M铁离子和0.0016M亚铁离子,以及pH为1.67且E为560mV的硫氰酸盐溶液。对于每个试验,将约250mL制备的硫氰酸盐溶液与活性碳颗粒一起放入500mL大口烧杯中,所述活性碳颗粒的浓度为20g活性碳颗粒/升富含金属的硫氰酸盐溶液。将氰化钠(NaCN)以足够的量加入烧瓶中,以提供氰化钠与金的摩尔比为10。对于每个试验在机械振动器上振动烧瓶的内容物不同时间。在振动之后,分析硫氰酸盐溶液,以评估金回收动力学和铁离子向亚铁离子的还原。
结果总结在表23中。如表23所示,金回收动力学非常快,且铁离子向亚铁离子的还原不是过多的。
表23氰化物/碳吸附试验
试验 | 经历的时间小时 | 最终的硫氰酸盐溶液 | 铁离子还原率% | 金回收率% | |||
Auppm | Fe2+M | pH | EmV | ||||
C-5 | 0.5 | 1.41 | 0.010 | 1.62 | 492 | 9.60 | 73.14 |
C-6 | 1 | 0.30 | 0.006 | 1.51 | 428 | 6.40 | 94.29 |
C-7 | 2 | 0.05 | 0.006 | 1.40 | 480 | 6.40 | 99.05 |
C-8 | 4 | 0.06 | 0.008 | 1.26 | 461 | 8.40 | 98.86 |
实施例12-从硫氰酸盐溶液中用氰化物/活性碳除去金
如实施例11所述进行试验,不同之处是使用不同的氰化钠与金的摩尔比,且每个试验持续2小时,之后分析烧瓶中的内容物。结果总结在表24中。即使使用低的氰化物与金的摩尔比时也能得到好的金回收率。
表24氰化物/碳吸附试验
试验 | [NaCN]∶[Au]摩尔比 | 最终的硫氰酸盐溶液 | 铁离子还原率% | 金回收率% | |||
[Au]ppm | [Fe2+]M | pH | EmV | ||||
C-9 | 5∶1 | 0.07 | 0.008 | 1.37 | 479 | 8.01 | 98.67 |
C-10 | 10∶1 | 0.05 | 0.006 | 1.40 | 480 | 6.41 | 99.05 |
C-11 | 20∶1 | 0.09 | 0.009 | 1.37 | 479 | 8.81 | 98.29 |
实施例13-从硫氰酸盐溶液中用氰化物/活性碳除去金
如实施例11所述进行试验,不同之处是使用不同浓度的活性碳颗粒,且每个试验持续2小时,之后分析烧瓶中的内容物。结果总结在表25中。
表25氰化物/碳吸附试验
试验 | 活性碳g/L | 最终的硫氰酸盐溶液 | 铁离子还原率% | 金回收率% | |||
[Au]ppm | [Fe2+]M | pH | EmV | ||||
C-12 | 5 | 0.08 | 0.006 | 1.39 | 501 | 6.41 | 98.48 |
C-13 | 10 | 0.05 | 0.008 | 1.37 | 489 | 7.61 | 99.05 |
C-14 | 20 | 0.05 | 0.006 | 1.40 | 480 | 6.41 | 99.05 |
(1)克活性碳颗粒/升制备的硫氰酸盐溶液
实施例14-在硫氰酸盐溶液中将亚铁离子氧化成铁离子
通过在去离子水中溶解硫酸亚铁(FeSO4)和硫氰酸钾制备硫氰酸盐溶液,加入硫酸将pH条至约pH 2。该硫氰酸盐溶液含有0.67克/升(0.0120M)溶解亚铁离子和1.96克/升(0.0337M)溶解的硫氰酸盐。每个试验中,将200mL硫氰酸盐溶液放入500mL烧瓶中,然后加入过硫酸钾(K2S2O8)。在振动器上振动烧瓶中的混合物达10分钟,然后从烧瓶中收集20摩尔溶液样品并进行分析。使剩余溶液在烧瓶中静置约47小时和50分钟(总计48小时,包括振动时间)并进行分析。结果总结在表26中。
表26氧化硫代硫酸盐中的亚铁离子
试验 | K2S2O8加入量 | 10分钟 | 48小时 | Fe2+向Fe3+的氧化比率% | ||||||
g | MR(1) | [Fe2+]g/L | [SCN]g/L | EmV | [Fe2+]g/L | [SCN]g/L | EmV | 10分钟 | 48小时 | |
OX-1 | 0.024 | 0.037 | 0.58 | 1.96 | 388 | 0.58 | 1.96 | 375 | 13.4 | 13.4 |
OX-2 | 0.048 | 0.074 | 0.52 | 1.96 | 410 | 0.53 | 1.95 | 405 | 22.4 | 20.9 |
OX-3 | 0.072 | 0.11 | 0.48 | 1.96 | 426 | 0.47 | 1.96 | 423 | 28.4 | 29.8 |
OX-4 | 0.096 | 0.15 | 0.43 | 1.96 | 437 | 0.43 | 1.97 | 435 | 35.8 | 35.8 |
OX-5 | 0.192 | 0.30 | 0.26 | 1.96 | 466 | 0.27 | 1.90 | 466 | 61.2 | 59.7 |
OX-6 | 0.363 | 0.56 | 0.19 | 1.94 | 487 | ..20 | 1.95 | 482 | 71.6 | 70.1 |
OX-7 | 0.484 | 0.75 | 0.08 | 1.84 | 512 | 0.19 | 1.91 | 503 | 88.1 | 85.1 |
OX-8 | 0.968 | 1.49 | 0.01 | 1.64 | 541 | 0.04 | 1.55 | 522 | 98.5 | 94.0 |
(1)MR=K2S2O8与Fe2+的摩尔比
为阐述和描述目的给出本发明的上述讨论。上述内容并不是要将本发明限制为这里具体公开的形式。因此,与上述教导以及本领域的技术或知识相关的改变和改进属于本发明的范围。上面描述的具体实施方式用于进一步解释实践本发明的最佳方式,是本领域的普通技术人员能够以所述实施方式或其它实施方式利用本发明且做出本发明的特定应用或用途所需的各种改进。应将权利要求书理解为包括现有技术所允许的替代方案。虽然本发明的描述已经包括了一种或多种能够的方案和特定变化和改进,但是其它变化和改进也属于本发明的范围内,例如属于理解本公开之后本领域技术人员的技能和知识。期望能够以允许的程度获得包括替代实施方案的权利,所述替代实施方案包括所要求的权利的替代物、可互换的和/或等价的结构、功能、范围或步骤,无论所述替代物、可互换的和/或等价的结构、功能、范围或步骤是否在这里公开,而且不试图公开地特指任何可取得专利的主题名称。而且,针对任何公开方案所描述或主张的任何特征可以与任何其它方案的一种或多种任何其它特征组合,达到所述特征不必是技术上相容的程度,而且这些组合属于本发明的范围内。
术语“包含”、“包括”、“具有”和“含有”以及这些术语的变化可以用于表示特征的存在,仅用于指示存在特定特征,并且不试图限制其它特征的存在。短语方法的“至少一部分”表示一些或所有材料,优选大部分材料。
Claims (143)
1.一种使用循环的硫氰酸盐沥滤液处理含贵金属的矿物材料以从矿物材料中回收贵金属的方法,所述方法包括:
使用硫氰酸盐沥滤液对矿物材料进行硫氰酸盐沥滤,所述硫氰酸盐沥滤液含有溶解的硫氰酸盐和溶解的铁离子,且在硫氰酸盐沥滤期间,至少一部分来自矿物材料的贵金属以贵金属-硫氰酸盐络合物的形式溶解进入硫氰酸盐沥滤液;
将硫氰酸盐沥滤液进料供给至硫氰酸盐沥滤,且在硫氰酸盐沥滤期间,硫氰酸盐沥滤液进料中的至少一部分溶解的铁离子被还原为溶解的亚铁离子;
从硫氰酸盐沥滤液中回收至少一部分贵金属,在回收之后,硫氰酸盐沥滤液的贫矿洗脱液中溶解的铁离子浓度小于硫氰酸盐沥滤液进料中溶解的铁离子;
调整硫氰酸盐沥滤液,以制备硫氰酸盐沥滤液进料,将硫氰酸盐沥滤液的至少一部分贫矿洗脱液供给至调整,用于制备硫氰酸盐沥滤液进料,所述调整包括相对于供给至调整的硫氰酸盐沥滤液的贫矿洗脱液中溶解的铁离子的浓度增大硫氰酸盐沥滤液中溶解的铁离子的浓度。
2.权利要求1的方法,其中硫氰酸盐沥滤液原料的pH为pH1至pH3,且溶解的铁离子与溶解的硫氰酸盐的摩尔比至少为2。
3.权利要求2的方法,其中硫氰酸盐沥滤液进料中溶解的硫氰酸盐的浓度不大于0.03摩尔/升。
4.权利要求2的方法,其中硫氰酸盐沥滤液进料中溶解的硫氰酸盐的浓度为0.0001摩尔/升-0.02摩尔/升。
5.权利要求1的方法,其中硫氰酸盐沥滤液进料中溶解的铁离子的浓度至少为0.05摩尔/升。
6.权利要求1的方法,其中硫氰酸盐沥滤液进料中溶解的铁离子的浓度至少为0.1摩尔/升。
7.权利要求1的方法,其中硫氰酸盐沥滤液进料中溶解的铁离子与溶解的硫氰酸盐的摩尔比至少为4。
8.权利要求1的方法,其中硫氰酸盐沥滤液进料中溶解的硫氰酸盐的浓度为0.0001摩尔/升-0.03摩尔/升,硫氰酸盐沥滤液进料中溶解的铁离子的浓度至少为0.05摩尔/升,且硫氰酸盐沥滤液进料中溶解的铁离子与溶解的硫氰酸盐的摩尔比至少为7。
9.权利要求1的方法,其中贵金属包括金,且在硫氰酸盐沥滤期间,矿物材料中的至少大部分金被沥滤进入硫氰酸盐沥滤液中。
10.权利要求1的方法,其中回收包括在硫氰酸盐沥滤之后从硫氰酸盐沥滤液中溶剂提取贵金属,所述溶剂提取包括使硫氰酸盐沥滤液接触有机提取剂相,并将至少一部分溶解的贵金属从硫氰酸盐沥滤液转移至有机提取剂相。
11.权利要求10的方法,其中有机提取剂相包括含磷的提取剂。
12.权利要求10的方法,其中有机提取剂相包括胺提取剂。
13.权利要求1的方法,其中:
回收包括在硫氰酸盐沥滤之后使硫氰酸盐沥滤液接触离子交换树脂;且
在所述接触期间,至少一部分贵金属从硫氰酸盐沥滤液中除去并负载在离子交换树脂上。
14.权利要求1的方法,其中回收包括将溶解的氰化物引入硫氰酸盐沥滤液中,并将硫氰酸盐沥滤液中的至少一部分贵金属从贵金属-硫氰酸盐络合物转变为贵金属-氰化物络合物。
15.权利要求14的方法,其中回收包括从硫氰酸盐沥滤液中除去至少一部分贵金属-氰化物络合物。
16.权利要求15的方法,其中除去包括将至少一部分贵金属-氰化物络合物负载在吸附性材料上。
17.权利要求16的方法,其中吸附性材料包括活性碳。
18.权利要求16的方法,其中吸附性材料包括离子交换树脂。
19.权利要求14的方法,其中引入包括将氰化物加入硫氰酸盐沥滤液中,其中硫氰酸盐沥滤液中的氰化物与贵金属的摩尔比不大于20。
20.权利要求19的方法,其中:
硫氰酸盐沥滤液中的贵金属包括金;且
引入包括将氰化物加入硫氰酸盐沥滤液中,其中硫氰酸盐沥滤液中的氰化物与硫氰酸盐沥滤液中的贵金属的摩尔比不大于20。
21.权利要求20的方法,其中硫氰酸盐沥滤液中的氰化物与金的摩尔比为2-20。
22.权利要求1的方法,其中在硫氰酸盐沥滤、回收和调整期间,将硫氰酸盐沥滤液保持在酸性pH。
23.权利要求1的方法,其中在硫氰酸盐沥滤、回收和调整期间,将硫氰酸盐沥滤液的pH保持在pH1至pH3。
24.权利要求1的方法,其中调整包括将溶解的氰化物引入硫氰酸盐沥滤液中,并在将硫氰酸盐沥滤液原料供给至硫氰酸盐沥滤之前将至少一部分溶解的氰化物转变为硫氰酸盐。
25.权利要求1的方法,其中调整包括将溶解的氰化物引入硫氰酸盐沥滤液中,并在将硫氰酸盐沥滤液原料供给至硫氰酸盐沥滤之前将基本上所有溶解的氰化物转变为硫氰酸盐。
26.权利要求1的方法,其中硫氰酸盐沥滤包括:
将硫氰酸盐沥滤液的进料供给至包括矿物材料的堆;以及
使硫氰酸盐沥滤液渗过所述堆。
27.权利要求26的方法,包括在硫氰酸盐沥滤之前,制备矿物材料,所述制备包括:
形成最初包括粒状原料的堆,所述粒状原料包括硫化物矿物;以及
生物氧化堆中的原料以分解至少一部分硫化物矿物。
28.权利要求1的方法,其中所述调整包括向硫氰酸盐沥滤液中加入酸性的生物氧化洗脱液,所述酸性的生物氧化洗脱液含有浓度大于硫氰酸盐沥滤液原料中溶解的铁离子浓度的铁离子。
29.权利要求1的方法,包括在硫氰酸盐沥滤之前,制备矿物材料,所述制备包括在酸性条件下压力氧化原料,所述粒状原料包括在压力氧化期间分解的硫化物矿物。
30.权利要求29的方法,其中原料包括至少2重量%的硫化物型硫。
31.权利要求30的方法,其中原料包括至少以下之一:(i)含有至少2重量%的硫化物型硫,以及(ii)由所述矿石制成的硫化物精矿。
32.权利要求1的方法,包括在硫氰酸盐沥滤之前,制备矿物材料,所述制备包括使用酸性沥滤液对原料进行酸沥滤,所述原料包含铜,且在酸性沥滤期间,至少一部分铜溶解进入酸性沥滤液中,从而在硫氰酸盐沥滤之前从原料中除去可溶性铜。
33.权利要求32的方法,其中含铜原料含有至少200重量ppm的铜,在酸沥滤期间所述铜溶解进入酸性沥滤液。
34.权利要求1的方法,其中矿物材料含有至少以下之一:(i)含有至少0.5重量%且小于2重量%的硫化物型硫,以及(ii)由所述矿石制成的精矿。
35.权利要求34的方法,其中所述矿石包含不大于1.5重量%的硫化物型硫。
36.权利要求1的方法,其中增加硫氰酸盐沥滤液中溶解的铁离子浓度包括向硫氰酸盐沥滤液中加入溶解的铁离子。
37.权利要求36的方法,其中加入溶解的铁离子包括向硫氰酸盐沥滤液中加入酸性生物氧化洗脱液。
38.权利要求1的方法,其中增加硫氰酸盐沥滤液中溶解的铁离子浓度包括将硫氰酸盐沥滤液中至少一部分溶解的亚铁离子氧化成铁离子形式。
39.权利要求38的方法,其中氧化包括向硫氰酸盐沥滤液中引入氧化剂。
40.权利要求39的方法,其中氧化剂包括过硫酸盐。
41.权利要求39的方法,其中氧化剂包括选自过硫酸、过氧化物、二氧化锰、臭氧、卤素和次氯酸盐的组分。
42.权利要求38的方法,其中氧化包括使硫氰酸盐沥滤液接触氧化气体。
43.权利要求42的方法,其中氧化包括使硫氰酸盐沥滤液接触氧化气体和选自二氧化硫气体、亚硫酸氢盐和偏亚硫酸氢盐的组分。
44.一种从最初包含颗粒形式的含贵金属的矿物原料的堆中分离贵金属的方法,所述方法包括:
预处理堆,所述预处理包括将酸性预处理溶液原料施加到堆上,且使预处理溶液渗过该堆;
在预处理之后,硫氰酸盐沥滤所述堆,所述硫氰酸盐沥滤包括将酸性硫氰酸盐沥滤液原料施加到堆上,且使预处理溶液渗过该堆,从而使来自所述堆的至少一部分贵金属以贵金属-硫氰酸盐络合物形式溶解进入硫氰酸盐沥滤液中,其中硫氰酸盐沥滤液原料含有溶解的铁离子和溶解的硫氰酸盐,且溶解的铁离子与溶解的硫氰酸盐的摩尔比至少为2。
45.权利要求44的方法,其中硫氰酸盐沥滤液原料的pH为pH1至pH3。
46.权利要求44的方法,其中硫氰酸盐沥滤液中溶解的硫氰酸盐的浓度不大于0.03摩尔/升。
47.权利要求44的方法,其中溶解的铁离子与溶解的硫氰酸盐的摩尔比至少为4。
48.权利要求44的方法,其中溶解的铁离子与溶解的硫氰酸盐的摩尔比至少为7。
49.权利要求44的方法,其中硫氰酸盐沥滤液原料包括以下性质:(i)溶解的硫氰酸盐的浓度不大于0.02摩尔/升,(ii)溶解的铁离子与溶解的硫氰酸盐的摩尔比至少为7,且(iii)pH为pH1至pH3。
50.权利要求44的方法,其中:
在渗透期间,硫氰酸盐沥滤液中的至少一部分溶解的铁离子还原成溶解亚铁离子,且硫氰酸盐沥滤包括从所述堆抽出硫氰酸盐沥滤液的洗脱液且再循环至少一部分硫氰酸盐沥滤液洗脱液,以制备硫氰酸盐沥滤液原料;
再循环包括增加一部分硫氰酸盐沥滤液洗脱液中溶解的铁离子浓度。
51.权利要求50的方法,其中所述堆是多个堆的第一个堆,对每个堆进行独立的预处理和硫氰酸盐沥滤;以及
在硫氰酸盐沥滤第一个堆期间,施加在第一个堆上的硫氰酸盐沥滤液原料包括至少一部分预处理溶液的洗脱液,所述洗脱液是在预处理第二个堆期间从第二个堆抽出的。
52.权利要求51的方法,其中从第二个堆抽出的预处理溶液的洗脱液的溶解的铁离子浓度大于从第一个堆抽出的硫氰酸盐沥滤液的洗脱液中溶解的铁离子的浓度。
53.权利要求44的方法,其中矿物材料含有至少0.1重量%的可溶性铜,所述铜在预处理期间溶解进入预处理溶液。
54.权利要求44的方法,其中贵金属含有金,且矿物材料中的至少50重量%的金是氰化物可沥滤的金。
55.权利要求44的方法,其中预处理溶液原料的pH为pH0.1-pH3。
56.权利要求55的方法,其中预处理溶液的原料包含酸性硫酸盐溶液。
57.权利要求56的方法,其中矿物材料中的至少一部分贵金属被锁定在含铁硫化物矿物中,且预处理溶液含有至少一种能够氧化铁的嗜酸性微生物菌株;且
在预处理期间,至少一部分含铁的硫化物矿物经生物氧化分解,从而释放至少一部分贵金属,以在硫氰酸盐沥滤期间溶解在硫氰酸盐酸性沥滤液中。
58.权利要求57的方法,其中:
矿物材料包括硫化物型硫;且
预处理包括氧化第一部分硫化物型硫,且硫氰酸盐沥滤包括氧化第二部分硫化物型硫;
其中第二部分硫化物型硫与第一部分硫化物型硫的比率至少为1∶4。
59.权利要求58的方法,其中在预处理期间,不大于30重量%的硫化物型硫被氧化。
60.权利要求57的方法,其中预处理持续时间不超过90天。
61.权利要求44的方法,其中在预处理期间,相对于贵金属,矿物材料的至少一种除贵金属以外的组分选择性地溶解进入预处理溶液。
62.权利要求44的方法,其中贵金属含有金。
63.从含贵金属的矿物原料中分离贵金属的方法,其中至少一部分贵金属被锁定在一种或多种硫化物矿物中,所述方法包括:
生物氧化最初含有颗粒形式的矿物原料的堆,在生物氧化期间,第一部分硫化物型硫被氧化;
在生物氧化之后,硫氰酸盐沥滤所述堆,所述硫氰酸盐沥滤包括将酸性硫氰酸盐沥滤液原料施加至所述堆,并使硫氰酸盐沥滤液渗过所述堆,所述硫氰酸盐沥滤液原料含有溶解的硫氰酸盐,且在沥滤期间,贵金属从所述堆以贵金属-硫氰酸盐络合物溶解进入硫氰酸盐沥滤液中;
其中在硫氰酸盐沥滤期间,第二部分硫化物型硫被氧化,且第二部分硫化物型硫与第一部分硫化物型硫的比率至少为1∶10。
64.权利要求63的方法,其中硫氰酸盐沥滤液原料含有浓度为至少0.05摩尔/升溶解的铁离子,且溶解的硫氰酸盐的浓度为0.0001摩尔/升-0.03摩尔/升。
65.权利要求63的方法,其中硫氰酸盐沥滤液原料中溶解的铁离子与溶解的硫氰酸盐的摩尔比至少为4。
66.权利要求65的方法,其中所述摩尔比至少为7。
67.权利要求63的方法,其中在矿物原料中,第一部分硫化物型硫和第二部分硫化物型硫总共含有大于30%的硫化物型硫。
68.权利要求67的方法,其中第二部分硫化物型硫与第一部分硫化物型硫的比率至少为1∶4。
69.权利要求67的方法,其中第二部分硫化物型硫与第一部分硫化物型硫的比率至少为1∶3。
70.一种从矿物原料中除去贵金属的方法,所述矿物原料含有锁定在一种或多种硫化物矿物中的贵金属,所述方法包括:
压力氧化以颗粒形式浆化在水性液体中的矿物原料,以分解至少一部分硫化物矿物;
从压力氧化的固体残余物和酸性液体洗脱液中回收,所述固体残余物含有来自矿物原料的至少一部分贵金属;以及
使用酸性硫氰酸盐沥滤液硫氰酸盐沥滤至少一部分固体残余物,从而将至少一部分贵金属以贵金属-硫氰酸盐络合物的形式从固体残余物溶解进入硫氰酸盐沥滤液中。
71.权利要求70的方法,其中将至少一部分来自压力氧化的酸性洗脱液供给至硫氰酸盐沥滤,以将溶解的铁离子供至硫氰酸盐沥滤。
72.权利要求70的方法,其中供给至硫氰酸盐沥滤的硫氰酸盐沥滤液原料中溶解的铁离子与溶解的硫氰酸盐的摩尔比至少为2。
73.权利要求72的方法,其中所述摩尔比至少为4。
74.权利要求72的方法,其中所述摩尔比至少为7。
75.权利要求72的方法,其中所述硫氰酸盐沥滤液原料的pH为pH1至pH3,溶解的硫氰酸盐的浓度为0.0001摩尔/升-0.03摩尔/升,且溶解的铁离子的浓度至少为0.05摩尔/升。
76.权利要求70的方法,其中洗脱液含有至少10克/升的游离硫酸。
77.权利要求70的方法,其中矿物进料含有至少2重量%的硫化物型硫。
78.权利要求70的方法,其中压力氧化在至少160℃的温度和至少10psi(68.9kPa)的氧气超压下进行。
79.权利要求70的方法,其中压力氧化在180-235℃的温度和10psi(68.9kPa)-125psi(861.8kPa)的氧气超压下进行。
80.权利要求70的方法,其中:
矿物进料含有非铁非贵金属;
压力氧化包括将至少一部分非铁非贵金属溶解进入水性液体,由此洗脱液含有一部分存在于溶液中的非铁非贵金属;以及
从洗脱液中分离至少一部分非铁非贵金属。
81.权利要求80的方法,其中非铁非贵金属选自铜、镍、铅和锌。
82.权利要求80的方法,其中矿物进料含有至少1重量%的非铁非贵金属,所述非铁非贵金属在压力氧化期间溶解进入水性液体中,然后在分离期间从洗脱液中分离出来。
83.权利要求80的方法,其中非铁非贵金属是铜,且分离包括溶剂提取至少一部分铜进入有机提取剂液相。
84.一种从含有贵金属和至少一种含铜矿物的矿物材料中分离贵金属的方法,所述方法包括:
使用酸性第一沥滤液第一沥滤矿物材料的进料,从而相对于贵金属选择性地将铜沥滤至第一沥滤液;
在第一沥滤之后,使用含有溶解的硫氰酸盐和溶解的铁离子的酸性第二沥滤液第二沥滤矿物材料,且在第二沥滤期间,至少一部分来自矿物材料的贵金属以贵金属-硫氰酸盐络合物形式溶解进入第二沥滤液;
其中供给至第二沥滤的第二沥滤液进料中溶解的铁离子与溶解的硫氰酸盐的摩尔比至少为2。
85.权利要求84的方法,其中矿物材料的进料含有至少0.02重量%的在第一沥滤期间溶解进入第一沥滤液的铜。
86.权利要求84的方法,其中:
供给至第一沥滤的第一沥滤液进料的pH为pH0.1-pH3;且供给至第二沥滤的第二沥滤液进料的pH为pH0.1-pH3。
87.权利要求84的方法,其中矿物材料的进料包括二次含铜矿物。
88.权利要求87的方法,其中二次含铜矿物选自辉铜矿、靛铜矿及其组合。
89.权利要求84的方法,其中矿物材料的进料含有至少0.01重量%的在第一沥滤期间溶解进入第一沥滤液的铜。
90.权利要求84的方法,其中矿物材料的进料含有至少1重量%的在第一沥滤期间溶解进入第一沥滤液的铜。
91.权利要求84的方法,其中含铜矿物包括主要含铜矿物。
92.权利要求91的方法,其中含再生铜的矿物是黄铜矿。
93.权利要求84的方法,其中含铜矿物是含铜的硫化物矿物;且第一沥滤包括生物氧化至少一部分含铜的硫化物矿物。
94.权利要求84的方法,其中第一沥滤包括在氧气存在下压力氧化矿物材料的进料。
95.权利要求84的方法,其中第一沥滤包括倾卸沥滤(dump leach)矿物材料的进料。
96.权利要求84的方法,其中在第一沥滤之前,构建含有颗粒形式的矿物材料进料的堆,且其中第一沥滤包括使第一沥滤液渗过所述堆,第二沥滤包括使第二沥滤液渗过所述堆。
97.权利要求84的方法,其中溶解的铁离子与溶解的硫氰酸盐的摩尔比至少为7。
98.权利要求84的方法,其中第二沥滤液进料包括以下性质:(i)pH为pH1至pH3,(ii)溶解的硫氰酸盐的浓度为0.0001摩尔/升-0.03摩尔/升,以及(iii)溶解的铁离子的浓度至少为0.05摩尔/升。
99.一种从含贵金属的适度难熔的硫化物矿物材料中直接沥滤贵金属的方法,该方法包括:
使用酸性硫氰酸盐沥滤液沥滤矿物材料,从而使至少一部分来自矿物材料的贵金属以贵金属-硫氰酸盐络合物的形式溶解进入硫氰酸盐沥滤液中,所述矿物材料选自:(i)含有至少0.5重量%的硫化物型硫和小于2重量%的硫化物型硫的矿石,(ii)由所述矿石制成的硫化物精矿,以及(iii)它们的组合。
100.权利要求99的方法,其中硫氰酸盐沥滤液中溶解的铁离子与溶解的硫氰酸盐的摩尔比至少为2。
101.权利要求99的方法,包括在沥滤之前,使用酸性硫酸盐溶液预处理矿物材料。
102.权利要求101的方法,其中在沥滤期间,矿物材料呈堆的形式,且
预处理包括在形成堆的期间,将颗粒形式的矿物材料与至少一部分酸性硫酸盐溶液混合。
103.权利要求99的方法,其中硫氰酸盐沥滤液的pH为pH1至pH3。
104.权利要求99的方法,其中矿石含有0.5-1.5重量%的硫化物型硫。
105.一种从含有贵金属的矿物材料中分离贵金属的方法,该方法包括:
使用含有溶解的硫氰酸盐和溶解的铁离子的硫氰酸盐沥滤液酸性沥滤矿物材料,其中在沥滤期间,至少一部分来自矿物材料的贵金属以贵金属-硫氰酸盐络合物的形式溶解进入硫氰酸盐沥滤液;
其中供给至沥滤的硫氰酸盐沥滤液原料处于酸性pH,且含有浓度至少为0.1摩尔/升的溶解的铁离子,以及溶解的铁离子与溶解的硫氰酸盐的摩尔比至少为2。
106.权利要求105的方法,其中硫氰酸盐沥滤液进料含有浓度为0.001摩尔/升-0.03摩尔/升的溶解的硫氰酸盐。
107.权利要求105的方法,其中所述摩尔比至少为7。
108.权利要求105的方法,其中酸性pH为pH1至pH3。
109.一种从含有贵金属的矿物材料中分离贵金属的方法,该方法包括:
使用含有溶解的硫氰酸盐和溶解的铁离子的硫氰酸盐沥滤液酸性沥滤矿物材料,其中在沥滤期间,至少一部分来自矿物材料的贵金属以贵金属-硫氰酸盐络合物的形式溶解进入硫氰酸盐沥滤液;
其中硫氰酸盐沥滤液进料处于酸性pH,且溶解的铁离子与溶解的硫氰酸盐的摩尔比至少为7。
110.权利要求109的方法,其中所述摩尔比至少为10。
111.权利要求109的方法,其中硫氰酸盐沥滤液进料含有浓度为0.0001摩尔/升-0.03摩尔/升的溶解的硫氰酸盐。
112.权利要求111的方法,其中酸性pH为pH1至pH3。
113.一种从含有贵金属的矿物材料中回收贵金属的方法,该方法包括:
使用硫氰酸盐沥滤液硫氰酸盐沥滤矿物材料,使至少一部分来自矿物材料的贵金属以贵金属-硫氰酸盐络合物的形式溶解进入硫氰酸盐沥滤液;
将溶解的氰化物引入硫氰酸盐沥滤液中,将至少一部分贵金属从贵金属-硫氰酸盐络合物转变为贵金属-氰化物络合物;
从硫氰酸盐沥滤液中除去至少一部分转变为贵金属-氰化物络合物的贵金属。
114.权利要求113的方法,包括:
在除去之后,再循环至少一部分硫氰酸盐沥滤液,以制备硫氰酸盐沥滤液原料,以及
将硫氰酸盐沥滤液原料供给至硫氰酸盐沥滤。
115.权利要求114的方法,其中再循环包括将硫氰酸盐沥滤液中溶解的至少一部分氰化物转化为溶解的硫氰酸盐。
116.权利要求113的方法,其中在引入和转变期间,硫氰酸盐沥滤液中溶解的氰化物与溶解的硫氰酸盐的摩尔比不超过1∶2。
117.权利要求116的方法,其中所述摩尔比不超过1∶4。
118.权利要求113的方法,其中除去包括从硫氰酸盐沥滤液中分离具有贵金属-氰化物络合物形式的至少一部分贵金属。
119.权利要求113的方法,其中除去包括从硫氰酸盐沥滤液中分离至少90重量%的具有贵金属-氰化物络合物形式的贵金属,所述贵金属在紧邻除去之前溶解在硫氰酸盐沥滤液中。
120.权利要求113的方法,其中除去包括使硫氰酸盐沥滤液接触吸附性材料,且贵金属以贵金属-氰化物络合物的形式负载在吸附性材料上。
121.权利要求120的方法,其中吸附性材料包括离子交换树脂。
122.权利要求120的方法,其中吸附性材料包括碳。
123.权利要求120的方法,包括,在除去之后,从吸附性材料上将至少一部分贵金属反提取至反提取溶液中。
124.权利要求120的方法,其中:
在沥滤、引入、转变和除去期间,硫氰酸盐沥滤液处于酸性pH;且反提取溶液处于碱性pH。
125.权利要求113的方法,其中硫氰酸盐沥滤液在硫氰酸盐沥滤期间处于酸性pH。
126.权利要求113的方法,其中,在硫氰酸盐沥滤期间,硫氰酸盐沥滤液处于pH1-pH3的酸性pH。
127.权利要求113的方法,其中在硫氰酸盐沥滤、引入、转变和除去期间,硫氰酸盐沥滤液处于酸性pH。
128.权利要求113的方法,其中在硫氰酸盐沥滤、引入、转变和除去期间,硫氰酸盐沥滤液处于pH1-pH3的酸性pH。
129.权利要求113的方法,其中,在引入期间,将氰化物加入硫氰酸盐沥滤液中,加入的氰化物与溶解在所述硫氰酸盐沥滤液中的贵金属的摩尔比不大于20。
130.权利要求129的方法,其中所述摩尔比不大于10。
131.权利要求129的方法,其中所述摩尔比不大于5。
132.权利要求113的方法,包括将硫氰酸盐沥滤液原料供给至硫氰酸盐沥滤,硫氰酸盐沥滤液原料中溶解的硫氰酸盐的浓度为0.0001-0.03摩尔/升。
133.权利要求132的方法,其中硫氰酸盐沥滤液原料中溶解的铁离子与溶解的硫氰酸盐的摩尔比至少为2。
134.权利要求133的方法,其中硫氰酸盐沥滤液原料的pH为pH1-pH3。
135.权利要求113的方法,其中贵金属包括金。
136.一种从硫氰酸盐沥滤液中回收贵金属的方法,其中贵金属以贵金属-硫氰酸盐络合物的形式溶解在硫氰酸盐沥滤液中,该方法包括:
将至少一部分贵金属从硫氰酸盐沥滤液中的贵金属-硫氰酸盐络合物转变为硫氰酸盐沥滤液中的贵金属-氰化物络合物;以及
从硫氰酸盐沥滤液中除去至少一部分转变为贵金属-氰化物络合物形式的贵金属。
137.权利要求136的方法,其中在转变期间,硫氰酸盐沥滤液处于酸性pH。
138.一种从含有贵金属的矿物材料中分离贵金属的方法,该方法包括:
使用酸性硫氰酸盐沥滤液沥滤矿物材料,从而使至少一部分贵金属以贵金属-硫氰酸盐络合物的形式溶解进入硫氰酸盐沥滤液中,并且
制备硫氰酸盐沥滤液的酸性进料,且将硫氰酸盐沥滤液供给至沥滤,所述制备包括将氰化物溶解在水性液体中并在溶解后将氰化物转变为溶解的硫氰酸盐。
139.权利要求138的方法,其中硫氰酸盐沥滤液原料含有浓度为0.001-0.03摩尔/升的溶解的硫氰酸盐。
140.权利要求139的方法,其中制备包括增加水性液体中溶解的铁离子的浓度。
141.权利要求140的方法,其中硫氰酸盐沥滤液原料中溶解的铁离子与溶解的硫氰酸盐的摩尔比至少为2。
142.权利要求141的方法,其中硫氰酸盐沥滤液原料的pH为pH1至pH3。
143.权利要求142的方法,其中硫氰酸盐沥滤液原料中溶解的铁离子的浓度至少为0.05摩尔/升。
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Cited By (7)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN102534204A (zh) * | 2012-03-06 | 2012-07-04 | 昆明理工大学 | 一种以铁(ⅲ)氰化物盐类为氧化剂的硫代硫酸盐提金方法 |
CN102976360A (zh) * | 2012-11-22 | 2013-03-20 | 长沙铂鲨环保设备有限公司 | 一种含硫氰酸根的金络合物及其制备方法和应用 |
CN108441648A (zh) * | 2018-04-13 | 2018-08-24 | 韩志永 | 一种环保提金剂及其制备方法 |
CN109416329A (zh) * | 2016-06-30 | 2019-03-01 | 联邦科学和工业研究组织 | 用于勘探样本的x射线荧光(xrf)分析的方法和系统 |
CN109499625A (zh) * | 2018-11-06 | 2019-03-22 | 长春黄金研究院有限公司 | 一种载金树脂高效洗脱方法 |
CN112881380A (zh) * | 2021-01-22 | 2021-06-01 | 中新苏州工业园区清城环境发展有限公司 | 酸性水环境中过硫酸钠不同浓度检测方法及装置和使用方法 |
CN116173890A (zh) * | 2023-03-21 | 2023-05-30 | 湖北三峡实验室 | 一种磷石膏吸附剂的制备方法 |
Family Cites Families (4)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US5061459A (en) * | 1989-10-27 | 1991-10-29 | The British Petroleum Company P.L.C. | Prevention of copper dissolution during cyanidation of gold ores |
NZ237011A (en) * | 1990-02-23 | 1992-06-25 | Cra Services | Extraction and recovery of gold by treatment with an acidic lixiviant solution |
US5885327A (en) * | 1995-09-12 | 1999-03-23 | Henkel Corporation | Process for the recovery of gold |
WO1998056494A1 (en) * | 1997-06-09 | 1998-12-17 | Hw Process Technologies, Inc. | Method for separating and isolating precious metals from non precious metals dissolved in solutions |
-
2004
- 2004-03-25 CN CNB2004800155613A patent/CN100424204C/zh not_active Expired - Fee Related
-
2005
- 2005-11-03 ZA ZA200508919A patent/ZA200508919B/en unknown
Cited By (10)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN102534204A (zh) * | 2012-03-06 | 2012-07-04 | 昆明理工大学 | 一种以铁(ⅲ)氰化物盐类为氧化剂的硫代硫酸盐提金方法 |
CN102976360A (zh) * | 2012-11-22 | 2013-03-20 | 长沙铂鲨环保设备有限公司 | 一种含硫氰酸根的金络合物及其制备方法和应用 |
CN102976360B (zh) * | 2012-11-22 | 2014-12-10 | 长沙铂鲨环保设备有限公司 | 一种含硫氰酸根的金络合物及其制备方法和应用 |
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CN108441648A (zh) * | 2018-04-13 | 2018-08-24 | 韩志永 | 一种环保提金剂及其制备方法 |
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