本发明专利技术涉及从含铜氰化贵液中回收铜的方法，本发明专利技术方法包括含铜氰化贵液选择氧化沉淀，沉淀渣低酸溶解，酸溶贵液溶剂萃取三步骤，和现有技术相比，本发明专利技术对背景技术所存在的弊端，采用氧化剂选择氧化脱铜技术，有效回收氰化贵液中铜，并对氰化贵液中金不影响。该工艺具有工艺技术成熟，易于工业化等优点。
【技术实现步骤摘要】
本专利技术涉及铜的回收方法，尤其涉及。
技术介绍
国内大多数金矿都采用金矿氰化提金工艺直接生产黄金的方法，黄金矿石中的金矿物经氰化物浸出后，生成溶于水的金氰络合物，将含金氰络合物的矿浆置于串联的吸附槽内与粒状活性炭经搅拌充分接触，使大多数金氰络合离子被吸附到活性炭上，就得到载金炭，载金炭经进一步处理后回收金。在含铜金矿石的氰化提金生产过程中，氰化贵液含铜较高时，铜对金的解吸、电积和冶炼会造成很大困难。而在现有技术中，对工艺的研究，大多只将注意力集中在金的回收上。对铜的回收研究极少。
技术实现思路
本专利技术的主要目的在于提供一种，以克服
技术介绍
中存在的问题。本专利技术方法铜综合回收率高，且全流程金不损失。本专利技术采用如下技术方案，包括如下步骤步骤一、氧化沉淀氰化贵液选用氧化剂氧化脱铜，氧化沉淀完全后，过滤，洗涤， 取洗涤渣备用；步骤二、酸溶步骤一中沉淀渣酸溶，搅拌反应，酸溶反应完全后，过滤，洗涤，取过滤液备用；步骤三、萃铜步骤二中过滤液用溶剂萃取回收铜，酸反萃负载有机相。在本专利技术的较佳实施例中，所述步骤一中采用氧化剂双氧水选择性氧化脱铜。该氧化剂可选择性氧化铜氰，使铜沉淀。反应过程中不带入新杂质，并且添加氧化剂对氧化脱铜后液不影响活性炭吸附。在本专利技术的较佳实施例中，氧化沉淀脱铜PH7. 5-12. 0。在本专利技术的较佳实施例中，氧化沉淀脱铜温度25-95°C。在本专利技术的较佳实施例中，时间0. 5-5. 0小时。在本专利技术的较佳实施例中，氧化沉淀脱铜，氧化剂用量为理论用量(双氧水和铜氰反应理论计算用量)1. 0-3. 0倍；在本专利技术的较佳实施例中，所述步骤二中采用硫酸酸溶，硫酸浓度为5. 0-15. Og/ L0在本专利技术的较佳实施例中，前述硫酸酸溶时间为2-5小时，温度25-95°C ；在本专利技术的较佳实施例中，所述步骤三采用有机相10% LIX984N+90%磺化煤油萃取，反萃采用硫酸。在本专利技术的较佳实施例中，所述步骤三中氧化沉淀渣酸溶液溶剂萃取，萃取相比 0/A= 1 1-5，萃取时间1-3分钟，负载有机相硫酸反萃浓度为150-200g/l，反萃相比0/A=1-5 1，反萃时间1-3分钟。由上述专利技术描述可知，本专利技术针对
技术介绍
存在的弊端，采用氧化剂选择氧化沉淀，沉淀渣低酸溶解，负载有机相萃取提铜。由上述专利技术描述可知，本专利技术针对
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存在的弊端，提供了一种，本专利技术方法采用双氧水作为氧化剂沉淀铜，其氧化脱铜率大于95%， 双氧水来源广，价格低，且分解产物为水，对环境友好。之后进行酸溶、萃取和反萃，反萃液达到电解阴极铜硫酸铜要求，铜综合回收率达大于90%。全流程中金不损失。本专利技术方法具有工艺技术成熟，易于工业化等优点。附图说明图1为本专利技术处理方法的流程图。 具体实施例方式本专利技术方法的流程图参照图1实施例1国内某含铜金矿堆浸氰化液综合回收铜。堆浸贵液(Au 1.25mg/l, Cu 25. 64ppm) 100L,加入氧化剂双氧水20g，常温搅拌3小时，洗涤过滤，氧化沉淀后液金不损失，铜氧化沉淀95. 68 %。氧化沉淀渣10g/L低酸常温溶解，过滤洗涤，过滤液有机相10 % LIX984N+90%磺化煤油，萃取相比0/A = 1 1，萃取时间1分钟，反萃剂硫酸浓度150g/L， 反萃时间2分钟，反萃相比0/A为3 1。反萃液达到电解阴极铜硫酸铜要求。之后再电积获得阴极铜。全流程金不损失，铜综合回收率达90%。实施例2国内某含铜金矿堆浸氰化液综合回收铜。堆浸贵液(Au 0.25mg/l，Cu 112. 32ppm) 100L，加入氧化剂双氧水100g，60°C搅拌3小时，洗涤过滤，氧化沉淀后液金不损失，铜氧化沉淀96. 89%。氧化沉淀渣15g/L低酸常温溶解，过滤洗涤，过滤液有机相10% LIX984N+90%磺化煤油，萃取相比0/A = 1 1，萃取时间1分钟，反萃剂硫酸浓度150g/l， 反萃时间2分钟，反萃相比0/A为3 1。反萃液达到电解阴极铜硫酸铜要求。之后再电积获得阴极铜。全流程金不损失，铜综合回收率达92.0%。实施例3国内某含铜金矿堆浸氰化液综合回收铜。堆浸贵液(AuO. 78mg/l, Cu 85. OOppm) 100L，加入氧化剂双氧水75g，40°C搅拌4小时，洗涤过滤，氧化沉淀后液金不损失，铜氧化沉淀97. 85%。氧化沉淀渣10g/L低酸常温溶解，过滤洗涤，过滤液有机相10% LIX984N+90%磺化煤油，萃取相比0/A = 1 1，萃取时间1分钟，反萃剂硫酸浓度150g/L， 反萃时间2分钟，反萃相比0/A为3 1。反萃液达到电解阴极铜硫酸铜要求。之后再电积获得阴极铜。全流程金不损失，铜综合回收率达92.0%。上述仅为本专利技术的一个具体实施例，但本专利技术的设计构思并不局限于此，凡利用此构思对本专利技术进行非实质性的改动，均应属于侵犯本专利技术保护范围的行为。权利要求1.，其特征在于，包括如下步骤步骤一、氧化沉淀氰化贵液选用氧化剂氧化脱铜，氧化沉淀完全后，过滤，洗涤，取洗涤渣备用；步骤二、酸溶步骤一中沉淀渣酸溶，搅拌反应，酸溶反应完全后，过滤，洗涤，取过滤液备用；步骤三、萃铜步骤二中过滤液用溶剂萃取回收铜，酸反萃负载有机相。2.按照权利要求1所述的，其特征在于所述步骤一中采用氧化剂双氧水选择性氧化脱铜。3.按照权利要求1所述的，其特征在于所述步骤一中氧化沉淀脱铜PH控制7. 5-12. 0。4.按照权利要求1所述的，其特征在于所述步骤一中氧化沉淀脱铜温度控制25-95°C。5.按照权利要求1所述的，其特征在于所述步骤一中氧化沉淀脱铜时间控制0. 5-5小时。6.按照权利要求1所述的，其特征在于所述步骤一中氧化沉淀脱铜氧化剂双氧水用量为理论计算1. 0-3. 0倍。7.按照权利要求1所述的，其特征在于所述步骤二中采用硫酸酸溶，硫酸浓度为5. 0-15. Og/L。8.按照权利要求7所述的，其特征在于所述步骤二中氧化沉淀渣酸溶温度为25-95°C，时间2. 0-5. 0小时。9.按照权利要求1所述的，其特征在于所述步骤三采用有机相10% LIX984N+90%磺化煤油萃取，反萃采用硫酸。10.按照权利要求9所述的，其特征在于所述步骤三中氧化沉淀渣酸溶溶剂萃取，萃取相比0/A= 1 1-5，萃取时间1-3分钟，负载有机相硫酸反萃浓度为150-200g/l，反萃相比0/A = 1-5 1，反萃时间1_3分钟。全文摘要本专利技术涉及，本专利技术方法包括含铜氰化贵液选择氧化沉淀，沉淀渣低酸溶解，酸溶贵液溶剂萃取三步骤，和现有技术相比，本专利技术对
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所存在的弊端，采用氧化剂选择氧化脱铜技术，有效回收氰化贵液中铜，并对氰化贵液中金不影响。该工艺具有工艺技术成熟，易于工业化等优点。文档编号C22B7/00GK102453802SQ20101051199公开日2012年5月16日 申请日期2010年10月19日 优先权日2010年10月19日专利技术者熊明, 蔡创开, 邹来昌, 陈庆根, 陈景河, 马龙, 黄怀国 申请人:厦门紫金矿冶技术有限公司本文档来自技高网...
【技术保护点】
【技术特征摘要】
【专利技术属性】
技术研发人员：陈景河，黄怀国，熊明，陈庆根，马龙，蔡创开，邹来昌，
申请(专利权)人：厦门紫金矿冶技术有限公司，
类型：发明
国别省市：
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