Спосіб вилучення золота з рудних концентратів

Реферат: Винахід належить до галузі металургії дорогоцінних металів, зокрема до гідрометалургійної переробки концентратів. Спосіб вилучення золота включає вилуговування металів лужними ціанистими розчинами, які вміщують 0,3 % KCN, 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. Перед вилуговуванням рудний концентрат піддають механоактивації мокрим способом протягом 30-270 хвилин з використанням як основного середовища, води активованої під дією контактної нерівноважної низькотемпературної плазми, яка містить 200-500 мг/л перекисних і надперекисних сполук та рН=9-11. В результаті використання підвищується ступінь вилучення золота. UA 101772 C2 (12) UA 101772 C2 UA 101772 C2 5 10 15 20 25 30 35 40 45 50 55 60 Спосіб вилучення дорогоцінних металів з рудних концентратів. Винахід належить до способу переробки золотовмісних концентратів (в тому числі упорних) і може бути застосовано при вилученні золота з сульфідних концентратів, переважно з вкрапленнями тонкодисперсного золота. Відомий спосіб підвищення ефективності ціанідною вилуговування благородних металів з руд за рахунок перемішування і оксегенування ціанідних розчинів шляхом періодичної подачі в розчин повітря (Пат. № 4190436 США. МПК С22В 11/08. Aіr mix agitation for the extraction of metals from leachable ores. / Hughes 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 видобування золота із пірит-арсенопіритних концентратів Дарасунського родовища шляхом їх механоактивації у кульковому млині та подальшим ціануванням. Місткість 3 млину 1 дм , подрібнюючи тіла підшипникова дріб діаметром 3-5 мм, маса куль 1,3 кт. 3 Механоактивацію 100 і концентрату виконують у присутності 0,4 дм води протягом 3-20 хвилин. Максимальний ступінь вилучення золота - 94,2 % [В.Г. Кубєкін. В.І. Молчанов та ін. Активация вскрытия минерального сырья. Новосибирск. "Наука. Сибирская издательская фирма РАН", 1999. с. 16. 29-30, таб. 5. 6]. Недоліком цього способу є низький ступінь вилучення золота, що обумовлено неоптимальними параметрами періоду часу механоактивації та потужності механічної енергії (Вт), що підводиться, до питомої поверхні активованого пірит-арсенопіритного концентрату. Відомий спосіб інтенсивного ціанування гравітаційних концентратів шляхом використання О 2 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, 78. № 6. 146-165). Використання (hзамість 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 вказаного способу є нетехнологічність 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 і срібла при розмелюванні Аu-вмісних концентратів. При введенні в пульпу ціаніду і пероксиду водню основна частина Аu і Ag переходять в розчин. Пропоновано додавати перекісні сполуки, зокрема пероксобораги, для підвищення вилучення золота і скорочення витрат ціаніду. Кількість пербората, що додається 10-60 еквівалентів ВО3 на 1 т концентрату, при цьому ступінь вилучення золота складає 65-84 %). [Пат. 4114514 ФРГ, 5 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 H2O2, що пов'язано з його токсичністю і вибухонебезпечністю; а також низький ступінь вилучення золота. Найбільш близьким за технічною суттю та досягуваному результату до винаходу, що заявляється, є спосіб вилучення золота і срібла з рудних концентратів, який включає вилуговування золота і срібла лужними піаністими розчинами, які вміщують 0,3 % KCN, 0,6 % КON, приготовленими з використанням води, активованої під дією контактної нерівноважної низькотемпературної плазми, яка містить 100-300 мг/л перекісних, надперекисних сполук, активних радикалів і часток. Ступінь вилучення золота і срібла складає 98,7, срібла 99,3 % [Пат. 6 29241. МПК С 01 G 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] (прототип). Недоліком прототипу є недостатній ступінь вилучення золота з рудних концентратів, в яких золото тонкодисперсне та знаходиться у тісній асоціації з сульфідами (упорні рудні концентрати). В основу винаходу поставлено задачу збільшення ступеня вилучення золота з рудного концентрату шляхом збільшення ступеня дисперсності та пористості сульфідних мінералів упорного рудного концентрату. 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, 0,6 % КОН, приготовленими з використанням активованої під дією 1 UA 101772 C2 5 10 15 20 25 30 35 40 45 контактної нерівноважної низькотемпературної плазми (КНП) води, яка містить 100-300 мг/л перекісних і падперекісних сполук з подальшим розділенням золотовмісного розчину і твердого залишку в присутності комплексоутворюючого агента, згідно з винаходом, перед вилуговуванням рудний концентрат піддають механоактивації мокрим способом протягом 30270 хвилин з використанням як основного середовища, води активованої під дією контактної нерівноважної низькотемпературної плазми. Плазмохімічно активована вода в залежності від способу обробки містить 200-500 мг/л перекісних та надперекісних сполук та рН=9-11. Як комплексоутворюючий компонент для збільшення ступеня інгібітування розкладу перекісних сполук активованого розчину, під час ціанування використовують калій кислий пірофосфат K2Н2Р2О7 або калій фосфорнокислий піро K4Р2О7. Вище зазначений результат досягається внаслідок більшої здатності комплексоутворюючих агентів (КУА) до зв'язування іонів важких металів, присутніх в рудному концентраті, в комплексні іони. Внаслідок чого забезпечується доцільна концентрація перекісних сполук для здійснення ефективного процесу ціанування. При механоактивації рудного концентрату мокрим способом, з використанням як водного середовища плазмохімічно активовані розчини, завдяки дрібнокластерній структурі отриманої води та присутності в ній гідратованих електронів, радикалів і часток забезпечується проникнення молекул води в мікрощілини і пори рудного концентрату, які зазвичай недосяжні для структурних складових технологічної води. Проникаючи в зону формування мікротріщин, молекули плазмохімічно активованої води послаблюють зв'язки між поверхневими елементами кристалічної решітки часток, перешкоджаючи відновленню молекулярної взаємодії і тим самим сприяють збільшенню пористості та дисперсності матеріалу, що підтверджується даними представленими в табл. 1, 2. Аналіз представлених даних свідчить, що застосування плазмохімічних активованої води при доподрібненні рудного концентрату сприяє більш швидкому зростанню дисперсності частинок, в порівнянні зі звичайним мокрим доподрібненням. Реальний вихід фракції менше 0,01 мм після подрібнення концентрату протягом 30 хв. становить: з використанням технологічної води і активованою під дією КНП - 35,2 і 58,9 %. відповідно. Доподрібнення з використанням плазмохімічних активованої води протягом 65 хв. дозволяє отримати 85,86 % фракції менше 0,01, що в 1,5 разу перевищує аналогічні значення при традиційному мокрому доподрібненні за той же період часу. Як показали дослідження, подальше збільшення часу механоактивації з використанням технологічної води збільшує тонину помелу для фракції менше 0,01 мм з 26,16 до 69,09 %. При використанні плазмохімічно активованої води має місце аналогічне зміна тонкості помелу при досягненні часу 135 хв. з 58,97 до 88,11 %, а подальше подрібнення протягом 270 хв. призводить до зниження частки зазначеної фракції в середньому на 19 %, що, схоже, пов'язано з ефектом агрегації частинок внаслідок різко зростаючої їх поверхневої енергії. Результати вимірювання пористості вихідного концентрату доподрібненого з використанням технологічної і обробленою дією КНП води представлені в табл. 2. Аналіз даних свідчить, що в результаті подрібнення концентрату з використанням плазмохімічно активованої води пористість часток концентрату збільшується з 11,1 до 15,9 %, що свідчить про зниження їх міцності і розкритті мінеральних складових в процесі обробки. Підвищення пористості часток концентрату зі сприятливим фактором для подальшого процесу ціанування, оскільки поліпшуються умови для більш глибокого проникнення ціанистого розчину до розкритих часток золота і скорочення непродуктивних втрат як сировини, так і хімічних реагентів. Враховуючи вищесказане, для подальших досліджень використовували рудний концентрат доподрібнений з використанням плазмохімічно активованої води протягом 65 хв. Таким чином, наслідком збільшення дисперсності та пористості є підвищення ступеня вилучення благородних металів з рудного концентрату під час подальшого ціанування. 50 2 UA 101772 C2 Таблиця 1 Вплив доподрібнення мокрим способом із застосуванням активованої води на зміну дисперсності рудного концентрату Умови до подрібнення рудного Розмір часток, мм концентрату Пористість, 0,25- 0,05Час >0,25 11 KН2РО4 0,4 99,81 4 5 200 500 9 11 KН2РО4 KН2РО4 0,4 0,4 Економічно не доцільно, т. я. тягне за собою підвищені виграти на активацію води 99,55 99,95 135 6 500 11 K2Н2Р2О7 0,1 99,81 7 500 11 K2Н2Р2О7 0,2 Недостатня кількість комплексоутворюючого компонента для стабілізації перекісних сполук активованого розчину 99,97 8 500 11 K2Н2Р2О7 0,6 99,80 9 10 11 12 13 5 Примітки 500 500 500 500 500 11 11 11 11 11 K2Н2Р2О7 K4Р2О7 K4Р2О7 K4Р2О7 K4Р2О7 0,4 0,1 0,2 0,6 0,4 Введення в розчин більше 0.6 % технічно не доцільно 99,96 99,83 99,98 99,57 99,98 Суть винаходу пояснюється подальшими прикладами. Приклад 1. Вихідний матеріал у вигляді рудного концентрату, заздалегідь доподрібнюють у лабораторному млині шарового типу МШ-250×160, з частотою обертів 64 об/хв. подрібнюючі тіла - кульки діаметром 12 мм, що виготовлені з фарфору, при оптимальному часі 4 UA 101772 C2 5 10 15 20 25 30 35 40 45 50 55 доподрібнення 65 хв. і співвідношенні тверде:рідке 2:1. Як водне середовище при доподрібненні рудного концентрату використовували плазмохімічно активовану воду, яка містить перекісних сполук СН2О2=100 мг/л та рН=8,0. Одразу після завершення механоактивації матеріал завантажують, у скляний реактор діаметром 0,08 м і висотою 0,15 м. який містить 0,2 л плазмохімічно активованого водного розчину з вмістом перекісних і падперекісних сполук - 300 мг/л і загальним відсотковим складом компонентів 0,3 % KCN, 0,6 % КОН та комплексоутворюючий компонент 0,4 % KН2РО4, при постійному перемішуванні і температурі 323 К. Після закінчення процесу (через 3 години) твердий залишок відокремлюють від розчину. Ступінь вилучення золота 99,93 %. Приклад 2. Обробку вихідного матеріалу здійснювали згідно з прикладом 1, з тією відзнакою, що як водне середовище при доподрібненні рудного концентрату використовували плазмохімічно активовану воду, яка містить СН2О2=350 мг/л та рН=9,5. Ступінь вилучення золота 99,73 %. Приклад 3. Обробку вихідного матеріалу здійснювали згідно з прикладом 1, з тією відзнакою, що як водне середовище при доподрібненні рудного концентрату використовували плазмохімічно активовану воду, яка містить СН2О2=600 мг/л та рН>11. Ступінь вилучення золота 99,81 %, але треба зазначити, обробка води для досягнення таких показників є економічно недоцільною, і тягне за собою підвищені витрати для активації води. Приклад 4. Обробку вихідного матеріалу здійснювали згідно з прикладом 1, з тією відзнакою, що як водне середовище при доподрібненні рудного концентрату використовували плазмохімічно активовану воду, яка містить СН2О2=200 мг/л та рН=9,0. Ступінь вилучення золота 99,55 %. Приклад 5. Обробку вихідного матеріалу здійснювали згідно з прикладом 1,. з тією відзнакою, що як водне середовище при доподрібненні рудного концентрату використовували плазмохімічно активовану воду, яка містить СН2О2=500 мі/л та рН=11. Ступінь вилучення золота 99,95 %. Такі показники плазмохімічно активованої води при доподрібненні рудного концентрату є раціонально прийнятним, для отримання ступеня вилуговування золота на високому рівні. Приклад 6. Обробку вихідного матеріалу здійснювали згідно з прикладом 5, з тією відзнакою, що як комплексоутворюючий агент для зв'язування іонів важких металів в комплексні з'єднання використовували K2Н2Р2О7 в концентрації 0,1 %. Ступінь вилучення золота 99,81 %. Слід зазначити, що така концентрація комплексоутворюючого компонента не є достатньою для стабілізації перекісних сполук плазмохімічно активованого розчину. Приклад 7. Обробку вихідного матеріалу здійснювали згідно з прикладом 5, з тією відзнакою, що як комплексоутворюючий агент для зв'язування іонів важких металів в комплексні з'єднання використовували K2Н2Р2О7 в концентрації 0,2 %. Ступінь вилучення золота 99,97 %. Слід зазначити, що така концентрація комплексоутворюючого компонента не є оптимальною для стабілізації перекісних сполук плазмохімічно активованого розчину. Приклад 8. Обробку вихідного матеріалу здійснювали згідно з прикладом 5, з тією відзнакою, що як комплексоутворюючий агент для зв'язування іонів важких металів в комплексні з'єднання використовували K2Н2Р2О7 в концентрації 0,6 %. Ступінь вилучення золота 99,80 %. Слід зазначити, що така концентрація комплексоутворюючого компонента є надлишковою, так як в порівнянні з прикладом 7 призводить до зниження ступеня вилучення золота. Приклад 9. Обробку вихідного матеріалу здійснювали згідно з прикладом 5, з тією відзнакою, що як комплексоутворюючий агент для зв'язування іонів важких металів в комплексні з'єднання використовували K2Н2Р2О7 в концентрації 0,4 %. Ступінь вилучення золота 99,96 %. Приклад 10. Обробку вихідного матеріалу здійснювали згідно з прикладом 5, з тією відзнакою, що як комплексоутворюючий агент для зв'язування іонів важких металів в комплексні з'єднання використовували К4Р2О7 в концентрації 0,1 %. Ступінь вилучення золота 99,83 %. Приклад 11. Обробку вихідного матеріалу здійснювали згідно з прикладом 5, з тією відзнакою, що як комплексоутворюючий агент для зв'язування іонів важких металів в комплексні з'єднання використовували K4Р2О7 в концентрації 0,2 %. Ступінь вилучення золота 99,98 %. 5 UA 101772 C2 5 10 15 20 25 30 35 Слід зазначити, що така концентрація комплексоутворюючого компонента також не є оптимальною для достатньої стабілізації перекісних сполук плазмохімічно активованого розчину. Приклад 12. Обробку вихідного матеріалу здійснювали згідно з прикладом 5, з тією відзнакою, що як комплексоутворюючий агент для зв'язування іонів важких металів в комплексні з'єднання використовували K4Р2О7 в концентрації 0,6 %. Ступінь вилучення золота 99,57 %. Слід зазначити, що така концентрація комплексоутворюючого компонента є надлишковою так як в порівнянні з прикладом 11 призводить до зниження ступеня вилучення золота. Приклад 13. Обробку вихідного матеріалу здійснювали згідно з прикладом 5, з тією відзнакою, що як комплексоутворюючий агент для зв'язування іонів важких металів в комплексні з'єднання використовували K4Р2О7 в концентрації 0,4 %. Ступінь вилучення золота 99,98 %. З порівняння результатів, наведених у прикладах, а також способу - найближчому аналогу слідує, що ступінь вилучення золота у цьому винаході (99,39-99,96 %) перевищує ступінь вилучення золота у способі - найближчому аналізі (99,30 %). Таким чином, в результаті здійснення способу вилучення золота з рудних концентратів по технології, яка пропонується, забезпечується високий ступінь вилучення золота (в тому числі і дисперсного) з упорного рудного концентрату, висока швидкість і селективність процесу. Спосіб, що пропонується, при реалізації має такі переваги: - забезпечується ефективне вилучення золота (в тому числі і дисперсного) з рудних концентратів; - досягається значна інтенсифікація процесу вилуговування золота з рудних концентратів; ФОРМУЛА ВИНАХОДУ 1. Спосіб вилучення золота з рудних концентратів, який включає вилуговування металів лужними ціанистими розчинами, які вміщують 0,3 % KCN, 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 перед вилуговуванням рудний концентрат піддають механоактивації мокрим способом протягом 30-270 хвилин з використанням як основного середовища активованої під дією контактної низькотемпературної плазми води, яка містить 200500 мг/л перекісних і надперекісних сполук та pН=9-11. 2. Спосіб за п. 1, який відрізняється тим, що як комплексоутворюючий компонент для збільшення ступеня інгібітування розкладу перекисних сполук активованого розчину, під час ціанування, використовують 0,2-0,4 % K4Р2О7 або K2Н2Р2О7. Комп’ютерна верстка Л. Бурлак 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 6