СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ СУЛЬФИДНОГО ЗОЛОТОМЕДНОГО ФЛОТОКОНЦЕНТРАТА

Изобретение относится к области металлургии драгоценных и цветных металлов, в частности к гидрометаллургической переработке сульфидного золотомедного флотоконцентрата.

Традиционной схемой извлечения драгоценных металлов из продуктов автоклавного, бактериального, термического окисления, является цианирование твердого остатка после предварительной щелочной обработки, проводимой с целью снижения расхода цианида, связанного с его гидролизом в кислых растворах и присутствием цианисидов (см. Лодейщиков В.В. Технология извлечения золота и серебра из упорных руд / В.В. Лодейщиков: в двух томах. - Иркутск: ОАО «Иргиредмет», 1999. Т. 1. - 342 с., Т. 2. - 452 с.).

Проведение операции щелочной обработки вызывает необходимость использования дорогостоящего оборудования и повышенного расхода щелочных реагентов. Кроме этого, продолжительность процесса цианирования твердого остатка после предварительной щелочной обработки значительна (не менее 20 часов), что обуславливает необходимость использования соответствующего объема агитационного оборудования.

Альтернативным способом извлечения драгоценных металлов из минерального сырья в кислой среде является использование растворителей на основе тиоцианата (роданида) (см. А.Г. Холмогоров, Г.Л. Пашков, О.Н. Кононова «Нецианистые растворители для извлечения золота из золотосодержащих продуктов» // Химия в интересах устойчивого развития, 9 (2001) стр. 293-298).

Известен способ (см. Патент RU 2352650, 14.06.2007 «Экологически чистый способ комплексного извлечения цветных, редких и драгоценных металлов из руд и материалов») извлечения цветных, редких и драгоценных металлов из руд и материалов. Способ включает выщелачивание руд в две стадии. На первой стадии обработку руд и материалов ведут первым оборотным выщелачивающим раствором с введением серной кислоты и солей трехвалентного железа в количестве, обеспечивающем в конце выщелачивания в продуктивном растворе мольное соотношение концентраций ионов трехвалентного и двухвалентного железа не ниже 1:1.

На второй стадии обработку руд и материалов проводят вторым оборотным выщелачивающим раствором с введением серной кислоты, солей роданидов и трехвалентного железа в количестве, обеспечивающем в продуктивном растворе мольное соотношение концентраций ионов роданида и трехвалентного железа не выше 2:1 и не ниже 0,5:1, а соотношение концентраций ионов трехвалентного и двухвалентного железа также не ниже 1:1. Затем проводят отдельную переработку продуктивных растворов каждой стадии химическим осаждением, сорбцией и/или электролизом и возврат оборотных растворов на соответствующую стадию.

Недостатками данного способа являются сложная технологическая схема, низкая степень окисления сульфидов, низкое извлечение золота.

Известен способ-аналог (см. Патент WO 96/29439, 26.09.1996), предусматривающий извлечение цветных и драгоценных металлов из упорного минерального сырья. Способ включает в себя сверхтонкое измельчение до крупности Р80% класса минус 20 мкм и менее, выщелачивание минерального сырья раствором серной кислоты, с ионами трехвалентного железа при атмосферном давление, с барботажем кислородсодержащего газа в реакторе открытого типа при температуре 90-95°С. Извлечение золота из твердого остатка по способу-прототипу проводят традиционным методом - щелочная обработка твердого окисленного остатка с последующим цианированием, а цветные металлы извлекаются известными способами.

Недостатком данного способа является низкое и продолжительное извлечение золота в процессе цианистого выщелачивания, а также высокая себестоимость готовой продукции, связанная с большим количеством технологических операций.

Задачей, на решение которой направлено заявляемое изобретение, является повышение степени и скорости извлечения золота, снижение затрат на переработку сульфидного золотомедного флотоконцентрата.

Поставленная задача решается за счет технического результата, который заключается в создании благоприятных условий при извлечении золота в процессе их гидрометаллургической переработки сульфидного золотомедного флотоконцентрата.

Технический результат достигается тем, что в известном способе минеральное сырье подвергают сверхтонкому измельчению до крупности Р80% класса минус 20 мкм и менее, выщелачивают раствором серной кислоты, с ионами трехвалентного железа при атмосферном давление, с барботажем кислородсодержащего газа в реакторе открытого типа при температуре 90-95°С, согласно изобретению, во время окислительного выщелачивания или по его завершению в пульпу вводят тиоцианат-цианидную смесь, проводят выщелачивание золота в присутствии сорбента, насыщенный золотом сорбент отделяют от пульпы, обеззолоченную пульпу обезвоживают, растворы направляют на операцию извлечения меди известными способами, после чего растворы направляют в процесс окислительной обработки с целью рециркуляции серной кислоты и трехвалентного железа.

Указанный технический результат достигается тем, что в качестве растворителя золота применяют смесь кислых, щелочных или нейтральных растворов тиоцианата и цианида щелочных металлов. Также для подкрепления выщелачивающей системы реагентами растворителями, возможно применение растворов из наливных хвостохранилищ цианистых обогатительных фабрик. Молярное отношение растворителей SCN:CN в процессе выщелачивания золота поддерживают в диапазоне 1:0,2÷1.

В процессе окисления сульфидных продуктов, образуется элементная сера, которая способна окклюдировать недоокисленные сульфиды и частицы золота, ограничивая доступ растворителя к поверхности золота, тем самым снижая извлечение при последующем выщелачивании.

Добавление цианида приводит к образованию тиоцианата при взаимодействии с соединениями серы, включая элементную серу по реакциям 1, 2, 3.

Образующийся тиоцианат увеличивает общую концентрацию тиоцианата в выщелачивающем растворе, а также способствует увеличению извлечения золота за счет снятия образовавшихся при окислении серных пленок на частицах золота и сульфидах.

Указанный технический результат достигается тем, что выщелачивание драгоценных металлов тиоцинат-цианидным растворителем проводят при рН 0,5-3 и температуре выщелачивающей системы 60-95°С.

Указанный технический результат также достигается тем, в качестве окислителя используют сульфат трехвалентного железа, требуемая концентрация, которого поддерживается за счет окисления сульфидов и других реакций в процессе предварительной окислительной обработки упорного сульфидного золотомедного флотоконцентрата. Молярное отношение тиоцианата к окислителю в виде трехвалентного железа SCN:Fe³⁺ поддерживают в диапазоне 1:1,8÷5.

Указанный технический результат также достигается тем, что процесс выщелачивания золота ведут в присутствии сорбента (в качестве сорбента используют активированный уголь или ионообменные смолы) из расчета 1-10 об.%. Продолжительность процесса тиоцианат-цианидного выщелачивания в зависимости от содержания золота составляет 30-120 минут.

Сравнение заявляемого способа с прототипом показывает, что заявляемый способ отличается от известного возможностью совмещения процессов окисления, растворения золота тиоцианат-цианидной смесью и его сорбции на углеродные сорбенты или ионообменные смолы при рН 0,5-3 и температуре 60-95°С, исключением промежуточной операции переработки продукта окисления - щелочной обработки, а также возможностью использования в качестве растворителя золота растворы из наливных хвостохранилищ цианистых золотизвлекательных фабрик.

Для экспериментальной проверки заявляемого способа использовали флотоконцентрат полученный при обогащении золотомедных сульфидных руд. Состав концентрата приведен в таблице 1.

Указанный флотоконцентрат измельчили в лабораторной бисерной мельнице до класса крупности 80% минус 20 мкм.

Измельченный продукт подвергнули кислотно-кислородному окислению в 12 литровом реакторе при следующих условиях: температура 90-95°С, интенсивность перемешивания 650 об/мин, исходная концентрация серной кислоты 50 г/л, соотношении Ж:Т=4:1, непрерывная продувка пульпы кислородом.

После окисления, пульпу разделили на частные пробы для проведения технологических опытов.

Первая серия опытов проведена с целью определения влияния концентраций реагентов растворителей на полноту и продолжительность растворения золота.

Исследования проведены в агитационном режиме при температуре 90-95°С, рН 0,6±0,1, концентрации Fe³⁺ - 2,5 г/л.

Результаты исследований по влиянию концентраций реагентов растворителей на полноту и продолжительность растворения золота, представлены в таблице 2.

Вторая серия опытов проведена с целью определения влияния температуры на полноту и продолжительность растворения золота.

Исследования проведены в агитационном режиме при температуре 40, 60, 80, 90°С, концентрации SCN^- - 0,01 моль/л, CN^- - 0,01 моль/л.

Результаты исследований по влиянию температуры на полноту и продолжительность растворения золота, представлены в таблице 3.

Третья серия опытов проведена с целью сравнения технологических показателей при переработке исследуемого концентрата по заявляемому способу и способу-прототипу.

Выщелачивание исследуемого концентрата по заявляемому способу проведено, при отношении Ж:Т=3:1, температуре 90°С, Fe³⁺ - 2,5 г/л, SCN^- - 0,01 моль/л, CN^- - 0,01 моль/л, загрузке активированного угля 5% об., агитации в течение 1 часа.

Выщелачивание исследуемого концентрата по способу-прототипу проведено после щелочной обработки при отношении Ж:Т=3:1, температуре 25°С, рН - 11, концентрации CN^- - 0,04 моль/л, загрузке активированного угля 5% об., агитации в течение 24 часов.

Результаты выщелачивания исследуемого концентрата в условиях заявляемого способа и способа-прототипа, представлены в таблице 4.

Показатели по извлечению золота, достигнутые при использовании заявляемого и известного способов переработки исследуемого концентрата представлены в таблице 5.

Данные, приведенные в таблице 5, показывают, что использование заявляемого способа позволяет, повысить извлечение золота, снизить капитальные затраты за счет сокращения продолжительности выщелачивания, снизить эксплуатационные затраты при отработке месторождения за счет снижения расходов реагентов и электроэнергии.