Спосіб вилучення золота з мідьвмісних сульфідних концентратів

Реферат: Винахід належить до галузі металургії дорогоцінних металів, зокрема до гідрометалургійної переробки концентратів. Спосіб вилучення золота з мідьвмісних сульфідних концентратів, який включає ціанідне вилуговування при додаванні аміачних сполук при мольному співвідношенні NH3:CN=1:1,5. Вилуговування проводять розчинами, приготовленими з використанням води, активованої під дією контактної нерівноважної низькотемпературної плазми, яка містить 200400 мг/л перекисних і падперекисних сполук, активних радикалів і часток та рН=9-11, в присутності комплексоутворюючого компонента Na5P3O10 або Na3PO4 в кількості 0,2-0,4 % для інгібування розкладу активних часток розчину. В результаті використання винаходу забезпечуються сприятливі умови для ціанування, що збільшує ступінь вилучення золота. UA 101780 C2 (12) UA 101780 C2 UA 101780 C2 5 10 15 20 25 30 35 40 45 50 55 60 Винахід належить до області металургії дорогоцінних металів, зокрема до гідрометалургійної переробки концентратів, які містять у своєму складі дорогоцінні, метали та сульфіди. Цільовим продуктом збагачувальної переробки мідистих руд, що містять золото, є концентрати, які представлені сульфідами заліза та кольорових металів (пірит, піротин, тенентин, халькопірит та ін.). Однак присутність мінералів міді ускладнює процес їх переробки, підвищуючи витрати на ціанід та знижуючи ступінь вилучення золота. Відомий спосіб переробки сульфідних золото мідних концентратів, який полягає в пірогідрометалургійній переробці на місці із використанням окислювально-сульфатизуючого випалювання, що дозволяє перевести сульфіди міді в водокислоторозчинні сполуки. Після окислювально-сульфатизуючого випалювання із недогарка вилуговують мідь (розчинник H2SO4), після вилучення міді недогарок піддають залуженню з наступним ціануванням [1]. Недоліками цього винаходу є капітальні та експлуатаційні витрати, які обумовлені тривалістю циклу, очищенням та обеззараженням великого об'єму випалювальних газів. Відомий спосіб ціанідного вилуговування в присутності аміаку лежалих хвостів флотації фабрики Періс (Австралія 1998 p.), які містять 1,2 % Сu і 6,0 г/т Au. Встановлено, що додавання аміаку в кількості 5,0 кг на 1 т хвостів зменшує витрати ціаніду з 20 до 2,5 кг/т. При цьому в розчин вилучається близько 70 % золота и 35 % міді. (Muir D.M., La Brooy S.R. and С а.о. Recovery of Gold from copper-bearing ores // Gold forum on Technology and Practices: World Gold 1989. - Littlton. Colorado, USA.-1989. - P. 363-374). Недоліками цього способу є високі витрати ціаніду, низький ступінь вилучення золота і тривалість процесу, що триває приблизно 24 год. Найбільш близьким за технічною суттю та досягуваним результатом до винаходу, що заявляється є спосіб аміачно-ціанистого вилуговування на заводі IORCO (Мавританія) для вилучення золота із хвостів флотаційного процесу, які містять 3,1 г/т золота і 0,8-1,0 % міді. Додаткове введення в пульпу 1,5 кг аміаку знизило витрати ціанистого натрію з 4,0 до 1,5 кг на 1 тонну при вилученні золота в розчин 90 %. (Hayes G.A. Corrans I.J. Leaching of gold cooper ores using ammonical cyanide// Extract. Met. and Base Metals. - Melbourne. 1992. - P. 349-353). (прототип). Однак, як свідчать дані при подальшому застосування даного способу при переробці більш високосортної сировини, яка характеризується присутністю окислених мінералів ступінь вилучення золота склав 75,9 %. Показники вилучення золота підвищили за рахунок введення О2 на різних стадіях ціанування до 87,6 %. Недоліком прототипу є недостатній ступінь вилучення золота при значних експлуатаційних втратах, а також нетехнологічність процесу, внаслідок значних витрат при використання газоподібного кисню. В основу винаходу поставлено задачу збільшення ступеня вилучення золота з мідьвмісних сульфідних концентратів при зменшенні витрат реагента - окислювача при ціануванні. Поставлена задача вирішується тим, що в відомому способі переробки сульфідних золото мідних концентратів із вилученням золота, який включає ціанідне вилуговування з додаванням аміачних сполук при мольному співвідношенні NH3:CN=1:1.5, згідно з винаходом, вилуговування проводять з використанням розчинів активованих, під дією контактної нерівноважної плазми (КНП), з додаванням комплексоутворюючого агента для інгібування розкладу активних часток плазмохімічно активованого розчину. Суть способу полягає в тому, що процес вилуговування відбувається в більш високому окислювальному середовищі, що забезпечує сприятливі умови для процесу ціанування. Високі окислювальні характеристики системи вилуговування забезпечуються за рахунок використання води, активованої під дією КНП, що в залежності від способу обробки містить 200-500 мг/л перекисних та надперекисних сполук та рН=9-11, гідратовані радикали та частки, які під час ціанування виступають як окислювальні компоненти та створюють комплексний окислювальний ефект. До того ж, слід відзначити, що комплексна дія окислювальних компонентів посилюється дрібнокластерною структурою отриманої води, що забезпечує більш інтенсивне проникнення молекул води і реагентів, розчинених в ній, у мікрощілини і пори рудного концентрату, які, зазвичай, не досяжні для структурних складових технологічної води. З метою попередження розкладу перекисних і надперекисних сполук плазмохімічно активованого розчину іонами важких металів, які присутні у флотаційних концентратах, необхідне введення комплексоутворюючого агента (КУА). В якості комплексоутворюючого компоненту для інгібітування розкладу активуючих компонентів, під час ціанування використовують натрій триполіфосфат (Na5P3O10) або натрій фосфорнокислий (орто) 2-х заміщений (Na3PO4). Вище зазначений результат досягається внаслідок здатності комплексоутворюючих агентів (КУА) до зв'язування іонів важких металів, присутніх в рудному 1 UA 101780 C2 5 10 15 20 25 30 35 40 45 50 55 60 концентраті, в комплексні іони. Внаслідок чого забезпечується доцільна концентрація перекисних сполук для здійснення ефективного процесу ціанування. Для експериментальної перевірки способу, що заявляється, використовували флотаційний концентрат, хімічний склад якого наведений в табл. 1. Суть винаходу пояснюють приклади. Приклад 1 Вихідний матеріал у вигляді рудного концентрату завантажували в скляний реактор діаметром 0,08 м і висотою 0,15 м, в який додавали плазмохімічно активований водний розчин із вмістом перекислих і надперекисних сполук - СH2O2=100 мг/л та рH=8,0 в пропорції тверде:розчин - 1:5. Потім у пульпу роздільно додавали ціанід калію та гідрооксид амонію до заданої концентрації, в пропорції KCN:NH4OH-1:1,5, з наступним додаванням в реагуючу систему комплексоутворюючого компонента Na5P3O10 в кількості 0,4 %, при постійному перемішуванні і температурі 323 K. Після закінчення процесу (через 6 години) твердий залишок відокремлюють від розчину. Ступінь вилучення золота 89,5 %. Приклад 2 Процес ціанування вихідного матеріалу здійснювали згідно з прикладом 1, з тією різницею, що як водне середовище при вилуговуванні рудного концентрату використовували плазмохімічно активовану воду, яка містить СH2O2=350 мг/л та рH=9,5. Ступінь вилучення золота 98,85 %. Приклад 3 Процес ціанування вихідного матеріалу здійснювали згідно з прикладом 1, з тією різницею, що як водне середовище при вилуговуванні рудного концентрату використовували плазмохімічно активовану воду, яка містить СH2O2=600 мг/л та рH>11. Ступінь вилучення золота 99,87 %, але треба зазначити, обробка води для досягнення таких показників є економічно недоцільною і тягне за собою підвищені витрати для активації води. Приклад 4 Процес ціанування вихідного матеріалу здійснювали згідно з прикладом 1, з тією різницею, що як водне середовище при ціануванні рудного концентрату використовували плазмохімічно активовану воду, яка містить СH2O2=200 мг/л та рН=9,0. Ступінь вилучення золота 92,61 %. Приклад 5 Процес ціанування вихідного матеріалу здійснювали згідно з прикладом 1, з тією різницею, що як водне середовище при ціануванні рудного концентрату використовували плазмохімічно активовану воду, яка містить СH2O2=400 мг/л та рH=11, Ступінь вилучення золота 99,86 %. Такі показники плазмохімічно активованої води при доціануванні рудного концентрату є раціонально типово, для отримання ступеня вилуговування золота на високому рівні. Приклад 6 Процес ціанування вихідного матеріалу здійснювали згідно з прикладом 5, з тією різницею, що як комплексоутворюючий агент для зв'язування іонів важких металів в комплексні з'єднання використовували Na5P3O10 в концентрації 0,1 %. Ступінь вилучення золота 90,5 %. Слід зазначити, що така концентрація комплексоутворюючого компонента не є достатньою для стабілізації перекисних сполук плазмохімічно активованого розчину. Приклад 7 Процес ціанування вихідного матеріалу здійснювали згідно з прикладом 5, з тією різницею, що як комплексоутворюючий агент для зв'язування іонів важких металів в комплексні з'єднання використовували Na5P3O10 в концентрації 0,2 %. Ступінь вилучення золота 94,63 %. Слід зазначити, що така концентрація комплексоутворюючого компонента не є оптимальною для стабілізації перекисних сполук плазмохімічно активованого розчину. Приклад 8 Процес ціанування вихідного матеріалу здійснювали згідно з прикладом 5, з тією різницею, що як комплексоутворюючий агент для зв'язування іонів важких металів в комплексні з'єднання використовували Na5P3O10 в концентрації 0,6 %. Ступінь вилучення золота 97,71 %. Приклад 9 (аналогічний прикладу 5) Приклад 10 Процес ціанування вихідного матеріалу здійснювали згідно з прикладом 5, з тією різницею, що як комплексоутворюючий агент для зв'язування іонів важких металів в комплексні з'єднання використовували Na3PO4 в концентрації 0,1 %. Ступінь вилучення золота 91,35 %. Приклад 11 Процес ціанування вихідного матеріалу здійснювали згідно з прикладом 5, з тією різницею, що як комплексоутворюючий агент для зв'язування іонів важких металів в комплексні з'єднання використовували Na3PO4 із концентрації 0,2 %. Ступінь вилучення золота 95,88 %. Слід 2 UA 101780 C2 5 10 15 20 зазначити, що така концентрація комплексоутворюючого компонента також не є оптимальною для достатньої стабілізації перекисних сполук плазмохімічно активованого розчину. Приклад 12 Процес ціанування матеріалу здійснювали згідно з прикладом 5, з тією різницею, що як комплексоутворюючий агент для зв'язування іонів важких металів в комплексні з'єднання використовували Na3PO4 в концентрації 0.6 %. Ступінь вилучення золота 96,69 %. Приклад 13 Процес ціанування вихідного матеріалу здійснювали згідно з прикладом 5, з тією різницею, що як комплексоутворюючий агент для зв'язування іонів важких металів в комплексні з'єднання використовували Na3PO4 в концентрації 0,4 %. Ступінь вилучення золота 09,89 %. З порівняння результатів, наведених у прикладах, а також способу – найближчого аналога слідує, що ступінь вилучення золота у цьому винаході (89,5-99,89 %) перевищує ступінь вилучення золота у способі - найближчому аналізі (87,6 %). Таким чином, в результаті здійснення способу вилучення золота з рудних мідьвмісних сульфідних концентратів по способу, який пропонується, забезпечується високий ступінь вилучення золота з рудного концентрату при зменшенні необхідної кількості реагенту окислювача. Спосіб, що пропонується, при реалізації має наступні переваги: забезпечується ефективне вилучення золота із мідьвмісних сульфідних концентратів; досягається значне зниженні необхідної кількості реагенту-окислювача; досягаються високі показники вилуговування золота з рудних концентратів. Таблиця 1 Хімічний склад флотаційного концентрату Сu 50 Feобщ 51 Вміст елементів, % 10 As Zn >1 50 Sобщ 7,34 -3 Мn 150 -6 Ag 6000 Au 2 Результати досліджень представлені в табл. 2. Таблиця 2 Показники вилучення золота при ціануванні рудного концентрату з використанням плазмо хімічно активованих розчинів Умови ціанування № прикладу Характеристика водного середовища Технологічна вода 0 Параметри плазмохімічно активованого Комплексорозчину, в утворюючий залежності від агент (КУА) умов обробки СH2O2 мг/л рН 1 100 2 350 8 Витрати реагенту (кг/т) Вилучення Au в розчин. Окислювач % KCN NH4OH (О2) 87,6 0,98 1,49 Концентрація комплексоутворюючого агента, мг/л 1,16 Примітки 3 використанням як окислювача кисню (прототип) Окислювач (H2О2) Na5P3O10 0,4 89,5 0,98 1,49 0,16 9,5 Na5P3O10 0,4 98,85 0,98 1,49 0,58 25 3 Результати близькі до прототипу, внаслідок недостатньої кількості кисню в розчині UA 101780 C2 Продовження таблиця 2 3 600 >11 Na5P3O10 0,4 99,87 0,98 1,49 1,0 4 5 200 400 9 >11 0,4 0,4 92,61 99,86 0,98 0,98 1,49 1,49 Економічно недоцільно, т.я. тягне за собою і підвищені витрати на активацію води 0,33 0,66 Na5P3O10 Na5P3O10 6 400 11 Na5P3O10 0,1 90,5 0,98 1,49 0,66 7 400 11 Na5P3O10 0,2 94,63 0,98 1,49 He достатня кількість комплексоутворюючого компонента для стабілізації перекисних сполук активованого розчину 0,66 8 400 11 Na5P3O10 0,6 97,71 0,98 1,49 0,66 9 10 11 12 13 400 400 400 400 400 11 11 11 11 11 Na5P3O10 Na3PO4 Na3PO4 Na3PO4 Na3PO4 0,4 0,1 0,2 0,6 0,4 99,86 91,35 95,88 96,69 99,89 0,98 0,98 0,98 0,98 0,98 1,49 1,49 1,49 1,49 1,49 Введення в розчин більше 0,6 % технічно недоцільно 0,66 0,66 0,66 0,66 0,66 ФОРМУЛА ВИНАХОДУ 5 10 Спосіб вилучення золота з мідьвмісних сульфідних концентратів, який включає ціанідне вилуговування при додаванні аміачних сполук при мольному співвідношенні NH3:CN=1:1,5, який відрізняється тим, що вилуговування проводять розчинами, приготовленими з використанням води, активованої під дією контактної нерівноважної низькотемпературної плазми, яка містить 200-400 мг/л перекисних і надперекисних сполук, активних радикалів і часток та рH=9-11, в присутності комплексоутворюючого компонента Na5P3O10 або Na3PO4 в кількості 0,2-0,4 % для інгібування розкладу активних часток плазмохімічно активованого розчину. Комп’ютерна верстка С. Чулій 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 4