Спосіб вилучення золота з рудних концентратів

Реферат: Спосіб вилучення золота з рудних концентратів, який включає вилуговування металів лужними ціаністими розчинами, які вміщують 0,3 % KCN та 0,6 % КОН, приготовленими з використанням води, активованої під дією контактної нерівноважної низькотемпературної плазми, яка містить 100-300 мг/л перекисних і надперекисних сполук в присутності комплексоутворюючого агента, з подальшим розділенням золотовмісного розчину і твердого залишку. Як комплексоутворюючий агент використовують полівініловий спирт або поліетиленгліколь в кількості 0,04-0,15 %. UA 80444 U (54) СПОСІБ ВИЛУЧЕННЯ ЗОЛОТА З РУДНИХ КОНЦЕНТРАТІВ UA 80444 U UA 80444 U 5 10 15 20 25 30 35 40 45 50 55 60 Корисна модель належить до області металургії дорогоцінних металів, зокрема, до гідрометалургійної переробки рудних концентратів (в тому числі упорних) і може бути використана при вилученні золота з промислових рудних концентратів з відносно високим вмістом дисперсного золота, а також для переробки сировини, що характеризується переважно тонкодисперсними вкрапленнями золота. Відомий спосіб підвищення ефективності ціанідного вилуговування благородних металів з руд за рахунок перемішування і оксигенування ціанідних розчинів шляхом періодичної подачі в розчин повітря [Пат. 4190436 США, МПК С22В 11/08. Air mix agitation for the extraction of metals from leachable ores. / Haghes Robert M, заявл. 20.12.97; № 862335; опубл. 26.02.80]. При проведенні процесу з використанням 0,25 % розчину NaCN за 24 години вилучення золота становить 98,9 %, срібла 99,9 %, що на 8 і 12 % вище, ніж в разі проведення процесу без інжекції повітря. Недоліком вказаного способу є тривалість процесу вилуговування, що складає 24 години до досягнення економічно доцільного ступеня вилучення золота та срібла. Відомий спосіб інтенсивного ціанування гравітаційних концентратів, шляхом використання О2 замість повітря. [Davidson R.J., Brown G.A., Taylor J.D. The intensive cyanidation of gold plant gravity concentrates. "J. S. Afr. Inst. Mining and Met.", 1978, № 6, 146-165]. Використання О2 замість повітря суттєво підвищує швидкість розчинення золота та срібла за 2-6 годин при температурі 303 К, при ступені вилучення золота і срібла більше 99 %. Недоліками відомого способу є складність процесу, внаслідок використання газоподібного кисню, необхідність ведення процесу при підвищених температурах, що збільшує енергоємність процесу; достатньо високий рівень вміщення золота в залишках після вилуговування. Відомий спосіб вилуговування золота (Аu) і срібла (Ag) з Аu-вмісних концентратів, який включає введення в пульпу ціаніду і пероксиду водню, при цьому основна частина Аu і Ag переходять в розчин, потім додають перекисні сполуки, зокрема пероксоборати, для підвищення вилучення золота і скорочення витрат ціаніду. Кількість перборату, що додається 10-60 еквівалентів ВО3 на 1 т концентрату, при цьому ступінь вилучення золота складає 655 84 %. [Пат. 4114514 ФРГ, МКИ С22В 11/08. Verfahren zur Laugung Gold und Silber / Lorosch Jurgen, Zieglen Anneye; Degussa Ag. - № 41145143; заявл. 03.05.91; опубл. 05.11.92]. Недоліком відомого способу є його нетехнологічність, внаслідок використання концентрованого розчину Н2O2, що пов'язано з його токсичністю і вибухонебезпечністю, а також низький ступінь вилучення золота. Найбільш близьким за технічною суттю та досягуваному результату до корисної моделі, що заявляється, є спосіб вилучення золота і срібла з рудних концентратів, який включає вилуговування металів лужними ціаністими розчинами, які вміщують 0,3 % KCN та 0,6 % КОН, приготовленими з використанням води, активованої під дією контактної нерівноважної низькотемпературної плазми, яка містить 100-300 мг/л перекисних та надперекисних сполук в присутності 0,2-0,5 % комплексоутворюючого агента (КУА), з подальшим розділенням золотовмісного розчину і твердого залишку. Ступінь вилучення золота складає 98,7 %, срібла 6 99,3 % [Пат. 29241 Україна, МПК С 01G 7/00, 5/00. Спосіб вилучення золота і срібла з рудних концентратів / Ситнік С.В., Півоваров О.А., Пололій Н.М., Буря О.І. (Україна). - № 98020952; заявл. 24.02.98; опубл. 16.10.2000, Бюл. № 5] (найближчий аналог). До недоліків найближчого аналога слід віднести: - недостатній ступінь вилучення золота з рудних концентратів, в яких золото тонко дисперсне та знаходиться у тісній асоціації з сульфідами (упорні рудні концентрати); - для ефективного процесу ціанування концентрація КУА в системі вилуговування має обов'язково становити не менше ніж 0,2-0,5 %. В основу корисної моделі поставлено задачу збільшення ступеня вилучення золота з рудного концентрату шляхом підвищення окислювальних умов в системі вилуговування при зменшенні концентрації КУА необхідної для ефективного процесу ціанування. Поставлена задача вирішується тим, що в відомому способі вилучення золота та срібла з рудних концентратів, який включає вилуговування металів лужними ціаністими розчинами, які вміщують 0,3 % KCN та 0,6 % КОН, приготовленими з використанням активованої під дією контактної нерівноважної низькотемпературної плазми (КНП) води, яка містить 100-300 мг/л перекисних і надперекисних сполук в присутності комплексоутворюючого агента, з подальшим розділенням золотовмісного розчину і твердого залишку, відповідно до корисної моделі, як комплексоутворюючий агент використовують полівініловий спирт (ПВС) або поліетиленгліколь (ПЕГ) в кількості 0,04-0,15 %. Використання як комплексоутворюючого агента ПВС або ПЕГ призводить до збільшення ступеня інгібітування розкладу перекисних сполук плазмохімічно активованої води. 1 UA 80444 U 5 10 15 20 25 30 35 40 45 50 55 60 Вищезазначений результат досягається внаслідок більшої здатності зазначених речовин до зв'язування іонів важких металів, присутніх в рудному концентраті, в комплексні іони. Внаслідок чого, в більшому ступені, попереджається каталітичний розклад перекисних сполук води, обробленої під дією контактної нерівноважної плазми, що забезпечує їх доцільну концентрацію в системі вилуговування і, як наслідок, окислювальні умови для здійснення ефективного процесу ціанування. Приводимо приклади виконання пропонованої корисної моделі. Приклад 1. Рудний концентрат завантажують у скляний реактор діаметром 0,08 м і висотою 0,15 м, який містить 0,2 л плазмохімічно активованого водного розчину з вмістом перекисних і надперекисних сполук - 300 мг/л (при співвідношенні тверде:рідке - 1:5) і загальним відсотковим складом компонентів 0,3 % KCN, 0,6 % КОН та комплексоутворюючий агент 0,05 % ПВС, при постійному перемішуванні і температурі 323 К. Після закінчення процесу (через 3 години) твердий залишок відокремлюють від розчину. Ступінь вилучення золота 99,83 %. Приклад 2. Вилуговування рудного концентрату здійснюють відповідно до прикладу 1 з тією відзнакою, що для зв'язування іонів важких металів в комплексні з'єднання використовують ПВС в кількості 0,075 %. Ступінь вилучення золота 99,91 %. Приклад 3. Вилуговування рудного концентрату здійснюють відповідно до прикладу 1 з тією відзнакою, що для зв'язування іонів важких металів в комплексні з'єднання використовують ПВС в кількості 0,1 %. Ступінь вилучення золота 99,97 %. Приклад 4. Вилуговування рудного концентрату здійснюють відповідно до прикладу 1 з тією відзнакою, що для зв'язування іонів важких металів в комплексні з'єднання використовують ПВС в кількості 0,04 %. Ступінь вилучення золота 99,37 %. Приклад 5. Вилуговування рудного концентрату здійснюють відповідно до прикладу 1 з тією відзнакою, що для зв'язування іонів важких металів в комплексні з'єднання використовують ПВС в кількості 0,15 %. Ступінь вилучення золота 99,96 %. Приклад 6. Вилуговування рудного концентрату здійснюють відповідно до прикладу 1 з тією відзнакою, в якості комплексоутворюючого агенту для зв'язування іонів важких металів в комплексні з'єднання використовують ПЕГ в кількості 0,04 %. Ступінь вилучення золота 99,39 %. Приклад 7. Вилуговування рудного концентрату здійснюють відповідно до прикладу 1 з тією відзнакою, в якості комплексоутворюючого агента для зв'язування іонів важких металів в комплексні з'єднання використовують ПЕГ в кількості 0,05 %. Ступінь вилучення золота 99,84 %. Приклад 8. Вилуговування рудного концентрату здійснюють відповідно до прикладу 1 з тією відзнакою, як комплексоутворюючий агент для зв'язування іонів важких металів в комплексні з'єднання використовують ПЕГ в кількості 0,075 %. Ступінь вилучення золота 99,96 %. Приклад 9. Вилуговування рудного концентрату здійснюють відповідно до прикладу 1 з тією відзнакою, як комплексоутворюючий агент для зв'язування іонів важких металів в комплексні з'єднання використовують ПЕГ в кількості 0,1 %. Ступінь вилучення золота 99,98 %. Приклад 10. Вилуговування рудного концентрату здійснюють відповідно до прикладу 1 з тією відзнакою, як комплексоутворюючий агент для зв'язування іонів важких металів в комплексні з'єднання використовують ПЕГ в кількості 0,15 %. Ступінь вилучення золота 99,95 %. Порівняння результатів, наведених у прикладах з найближчим аналогом свідчить, що ступінь вилучення золота у заявлюваному способі (99,37-99,98 %) перевищує ступінь вилучення у найближчому аналозі (99,3 %). Таким чином, в результаті здійснення способу вилучення золота з рудних концентратів який пропонується забезпечується високий ступінь вилучення золота при зменшенні необхідної кількості комплексоутворюючого агента. Корисна модель належить до гідрометалургійної переробки рудних концентратів і може бути використана при вилученні золота з промислових рудних концентратів з відносно високим вмістом дисперсного золота, а також для переробки сировини, що характеризується переважно тонкодисперсними вкрапленнями золота. 2 UA 80444 U ФОРМУЛА КОРИСНОЇ МОДЕЛІ 5 10 Спосіб вилучення золота з рудних концентратів, який включає вилуговування металів лужними ціаністими розчинами, які вміщують 0,3 % KCN та 0,6 % КОН, приготовленими з використанням води, активованої під дією контактної нерівноважної низькотемпературної плазми, яка містить 100-300 мг/л перекисних і надперекисних сполук в присутності комплексоутворюючого агента, з подальшим розділенням золотовмісного розчину і твердого залишку, який відрізняється тим, що як комплексоутворюючий агент використовують полівініловий спирт або поліетиленгліколь в кількості 0,04-0,15 %. Комп’ютерна верстка Г. Паяльніков Державна служба інтелектуальної власності України, вул. Урицького, 45, м. Київ, МСП, 03680, Україна ДП “Український інститут промислової власності”, вул. Глазунова, 1, м. Київ – 42, 01601 3