专利名称：一种从含铜较高的金精矿中提取铜的方法
技术领域：
本发明属于有色金属湿法冶金领域，是一种从含铜较高的金精矿中提取铜的方法，特别涉及采用萃取-电积提取铜的工艺。
众所周知，铜在国民经济中占有重要的地位。铜、铜合金及化合物在电气工业，机器制造，国防工业，农业和医药事业中被广泛应用。随着科学技术的发展，其用途将越来越广泛，对铜的需求量也会不断地增长。
传统的湿法提铜工艺是置换-熔炼法浸取液中的铜以铁屑置换成海锦铜，然后再以火法精炼成精铜。而溶剂萃取是湿法冶金中较年轻的技术，其方法是先把浸取液中的铜萃取到有机相中，再以适当反萃剂把铜从有机相中反萃下来，经电沉积精炼成电铜，即萃取-电积工艺。
尽管置换-熔炼工艺是比较成熟的工艺，国内外广泛使用之，也曾被人们认为是最经济的方法。但它与萃取-电积工艺相比较，还有它的不足之处。主要是效率低，耗铁量大，流程长，故铜的回收率低。相应的生产费用亦高，一般说来比萃取-电积法要高出30～40%的费用。相比之下，采用萃取-电积工艺料液处理量大，操作费用低，人工少，劳动强度低。可直接获得成本较低的电铜。由于浸取、萃取、电积是三个闭路循环，损失较少，两种工艺相竞争时，萃取-电积法具有明显的优势。
黄金冶炼是以提取金、银为主，其它付产物的回收皆不能影响金、银的回收率。对含铜较高的硫化金精矿，目前黄金冶炼厂中采用硫酸化焙烧进行预处理。浸取渣用于氰化提金、银，浸出液的主要成分为铜、铁，为了把铜与铁分离，现行流程采用铁屑置换铜，生产含铜70～80%的海棉铜，然后再把海棉铜以火法冶炼成精铜。置换尾液含铜为0.3～0.5g/l，这对综合利用资源，提高整体经济效益是不利的，显然难与萃取-电积工艺相比。萃取-电积工艺是由三个闭路循环系统组成。即浸取-萃取、萃取-反萃取、反萃-电积各为一个闭路。萃余液可返回到浸取段循环使用，有机相经反萃后又可返回到萃取段，电积贫液可作为反萃剂返回到反萃段。然而在黄金冶炼过程中，萃余液不能返回到浸取段，以免有机相污染影响了金、银的回收率，这就是尽管萃取-电积工艺提铜优越，但也不能直接用于含铜较高的金精矿冶炼中的原因。
本发明的目的是提供一种在黄金冶炼中，能直接生产出电铜，而不影响金、银的回收率，又能提高铜的回收率，从而提高整体经济效益的从含铜较高的金精矿中提取铜的方法。即把已在铜工业中应用的萃取-电积工艺用于黄金冶炼中，以取代目前应用的置换-熔炼工艺。
本发明的目的是这样实现的针对现在的萃取-电积工艺之萃余液不能返回浸取以免产生污染而影响金、银回收率，本发明采用萃余液直接排放的作法，从而避免了萃铜工艺对金、银回收的影响。由于是直接排放，这就要求被排放的萃余液中含铜要尽可能的低，为了达到这一目的，采取了强化萃取过程的一系列措施，特别是选用了一种酸性或中性物质处理有机相，使得萃余液中铜含量在0.1g/l以下，最大限度地降低了萃余液中的残铜含量，具体作法是1)选择适合该体系的一种羟肟萃取剂2-羟基-5-壬基乙酰苯酮肟，配制成浓度为10～50%的煤油溶液-通常称为有机相。
2)对料液进行适当预处理，调节pH＝1.5～2.5，铜离子浓度1～10g/l。
3)适当控制萃取过程萃取级数1～5级，有机相与水相之比为0.8～2;停留时间2～8分钟;搅拌速度400～800rpm;温度15～45℃。
4)反萃过程控制反萃剂组成，Cu 10～30g/l，Fe 0～1g/l，H2SO4130～230g/l;反萃级数1～5级;有机相与水相之比为1～10;搅拌速度400～800rpm;温度15～45℃。
5)采用一种酸性或中性物质作为有机相处理剂，例如硫酸和水，浓度为5～100%。其方法是先以适当浓度的硫酸洗涤反萃过的有机相，然后再以纯水洗涤之。
本发明的具体解决方案为一种从含铜较高的金精矿中提取铜的方法，该方法采用了萃取-电积工艺，其特征在于选用了一种浓度为5～100%的酸性或中性物质对以煤油为稀释剂的有机相进行处理后，再返回到萃取段，具体措施如下1)选择一种羟肟萃取剂，将其溶于煤油中获得有机相，萃取剂在煤油中的浓度在10～50%之间;
2)将料液用稀H2SO4调pH＝1.5～2.5;
3)萃取级数为1～5级，有机相与水相之比为0.8～2，停留时间为2～8分钟，搅拌速度为400～800rpm，温度为15～45℃;
4)反萃剂为含Cu 10～30g/l，Fe 0～1g/l，H2SO4130～230g/l的水溶液，有机相与水相之比为1～10，搅拌速度为400～800rpm，温度为15～45℃;
酸性物质可以是硫酸。中性物质可以是水。羟肟萃取剂可以是2-羟基-5-壬基乙酰苯酮肟。
本发明的优点和积极效果(1)本发明由于采用了萃取-电积工艺具有工艺简单，操作方便，生产费用低，损失少，铜回收率高等特点。
(2)本发明采用了萃余液直接排放的作法，从而避免了萃铜工艺对金、银回收的影响。
(3)由于是直接排放，这就要求被排放的萃余液中含铜要尽可能的低，为了达到这一目的，本发明采取了强化萃取过程的一系列措施，特别是选用了一种酸性或中性物质处理有机相，使得萃余液中铜含量在0.1g/l以下，最大限度地降低了萃余液中的残铜含量。
(4)用本工艺处理某黄金冶炼厂的真实料液，萃余液含铜量可降到0.1g/l以下，与目前该厂正在运行的置换尾液含铜0.3～0.5%的置换工艺相比，铜的回收率可提高3～5%。以电解贫液反萃可获得含铜30～60g/l高酸低铁富电解液，有利提高电流效率，获得高质量电铜。整个流程前后衔接合理，不产生新的污染，亦不影响金、银的回收，生产成本可降低20%。
下面给出本发明具体的实施例一种从含铜较高的金精矿中提取铜的方法，该方法采用了萃取-电积工艺，其特征在于选用了一种浓度为5～100%的酸性或中性物质对以煤油为稀释剂的有机相进行处理后，再返回到萃取段，具体措施如下1)选择一种羟肟萃取剂，将其溶于煤油中获得有机相，萃取剂在煤油中的浓度为25%;
2)将料液用稀H2SO4调pH＝2;
3)萃取级数为1～5级，有机相与水相之比为1，停留时间为5分钟，搅拌速度为600rpm，温度为23℃;
4)反萃剂为含Cu 20g/l，Fe 0.5g/l，H2SO4150g/l的水溶液，有机相与水相之比为4，搅拌速度为600rpm，温度为23℃;
酸性物质可以是硫酸。中性物质可以是水。羟肟萃取剂可以是2-羟基-5-壬基乙酰苯酮肟。
实施例在混合体积为60×60×70mm的混合澄清槽中进行多级逆流萃取。料液为某厂真实浸出液，其主要杂质含量如表1所示，以相应的盐及酸调节铜、铁含量及pH值。
表1 料液中主要杂质元素含量(g/l)<
>例1料液的主要成份Cu 3.50g/l，Fe 3.30g/l，pH＝2.18;有机相的组成为10%的一种羟肟萃取剂的煤油溶液，经酸性处理剂处理过;反萃剂的组成Cu 11.22g/l，H2SO4220g/l。2级萃取，1级反萃，操作相比为水相∶有机相∶反萃剂＝1∶1∶1，停留时间4分钟，搅拌速度500rpm，操作温度23℃。
水相出口Cu 0.12g/l，铜的回收率96.6%。
反萃液出口Cu 14.72g/l，Fe 0.07g/l。
例2料液的主要成份Cu 7.03g/l，Fe 7.20g/l，pH＝1.75;有机相的组成为20%的一种羟肟萃取剂的煤油溶液，经酸性和中性处理剂处理过;反萃剂的组成为Cu 12.23g/l，H2SO4140g/l，Fe 0.07g/l。3级萃取，3级反萃，操作相比为水相∶有机相∶反萃剂＝1∶1∶0.3，停留时间3分钟，搅拌速度650rpm，温度25℃。
水相出口Cu 0.05g/l，铜的回收率99.3%。
反萃液出口Cu 31.87，Fe 0.16g/l。
例3料液的主要成份Cu 5.53g/l，Fe 6.85g/l，pH＝2.00;有机相为30%的一种羟肟萃取剂煤油溶液，以酸性和中性处理剂在线处理;反萃剂的组成为Cu 20.03g/l，Fe 0.10g/l，硫酸180g/l。2级萃取，2级反萃，操作相比为水相∶有机相∶反萃剂＝1∶1∶0.2，停留时间5分钟，搅拌速度710rpm，温度22℃。
水相出口Cu 0.011g/l，铜的收率99.8%。
反萃液出口Cu 50.85g/l，Fe 0.17g/l。
权利要求
1.一种从含铜较高的金精矿中提取铜的方法，该方法采用了萃取-电积工艺，其特征在于选用了一种浓度为5～100%的酸性或中性物质对以煤油为稀释剂的有机相进行处理后，再返回到萃取段，具体措施如下1)选择一种羟肟萃取剂，将其溶于煤油中获得有机相，萃取剂在煤油中的浓度在10%～50%之间；2)将料液(即水相)用稀H2SO4调pH=1.5～2.5；3)萃取级数为1～5级，有机相与水相之比为0.8～2，停留时间为2～8分钟，搅拌速度为400～800rpm，温度为15～45℃；4)反萃剂为含Cu10～30g/l，Fe0～1g/l，H2SO4130～230g/l的水溶液，有机相与水相之比为1～10，搅拌速度为400～800rpm，温度为15～45℃；
2.根据权利要求1所述的一种从含铜较高的金精矿中提取铜的方法，其特征在于酸性物质为硫酸。
3.根据权利要求1所述的一种从含铜较高的金精矿中提取铜的方法，其特征在于中性物质为水。
4.根据权利要求1所述的一种从含铜较高的金精矿中提取铜的方法，其特征在于羟肟萃取剂为2-羟基-5-壬基乙酰苯酮肟。
全文摘要
本发明属于有色金属湿法冶金领域，特别涉及一种从含铜较高的金精矿中用萃取——电积方法提取铜的工艺。它选用对铜负荷高、易反萃的一种羟肟萃取剂，以适宜的酸性或中性物质处理有机相，并采取适当的强化萃取和反萃取措施，使萃余液中的铜含量降低到0.1g/L以下。既可使铜的回收率提高3～5％，又不影响金、银的回收率，明显提高了黄金冶炼的综合经济效益。
文档编号G01G3/00GK1104259SQ9312091
公开日1995年6月28日 申请日期1993年12月20日 优先权日1993年12月20日
发明者周学玺, 朱屯 申请人:中国科学院化工冶金研究所