Способ выщелачивания золотосодержащих комплексных руд

 

Изобретение относится к горной промышленности и может быть использовано для выщелачивания золотосодержащих руд. Способ включает обработку руды вместе с выщелачивающим раствором в виде пульпы электровоздействием. Новым является то, что электровоздействие осуществляют с помощью ортогональноориентированных электродов, подачей на которые создают локальные зоны интенсивного образования окислителя на аноде и переводят окислитель в основную часть раствора. При этом формируют каналированные области повышенной проводимости и концентрации анионов реагента. Вихревыми восходящими потоками пульпы выводят образующиеся на аноде атомы окилителя в основной объем пульпы. 2 з. п. ф-лы, 1 табл, 1 ил.

Изобретение относится к горной промышленности и может быть использовано для выщелачивания золотосодержащих комплексных руд.

Известен способ выщелачивания с электролитическим окислением золотомышьяковистых сульфидных руд (Ласкорин Б.Н. "Гидрометаллургия золота", М. Недра, 1980, с.160-164), включающий измельчение руды и ее электролиз в растворе NaCl по схеме 14Cl^- 7Cl₂ 14H⁺ 7H₂ FeAs S + 8 H₂O FeAsO₄ + 6 H₂ При электролизе раствора хлорида натрия на аноде образуется хлор, который растворяется в кислотном растворе. На катоде параллельно протекает процесс восстановления катионов водорода. При этом с процессом выделения водорода на катоде происходит также образование гидроокисла в растворе электролита. Молекулярный хлор, присутствующий в растворе, взаимодействует с сульфидом, который находится в растворе в виде суспензии. Арсенопирит окисляется хлором с образованием солей железа, серной кислоты и арсенал иона. Молекулярный хлор в этом случае восстанавливается в хлорид. Хлорид натрия не расходуется в процессе электролитического окисления сульфидов, и поэтому не входит в суммарное уравнение реакции. Хлорид постоянно регенерируется на аноде в хлор и, таким образом, является переносчиком электронов при окислении сульфидов. Процесс окисления проходит оптимально по объемной плотности тока 10 А/л; при 20 А/л процесс окисления замедляется.

К недостаткам известного способа относятся: низкая интенсивность электролитического окисления в присутствии восстановителей (двухвалентное железо, сульфиды, органика) и выделение газообразного хлорида; необходимость второй стадии переработки руды сорбционного цианирования для перевода золота в растворенное состояние.

Известен способ выщелачивания руд (авт.св. СССР N 1098324, кл. E 21 B 43/28), включающий подачу выщелачивающих растворов, воздействия на комплекс руда-раствор электроискровым разрядом и сбор продуктивных растворов, отличающийся тем, что с целью повышения эффективности выщелачивания за счет установления режима саморегулирования, электроискровой разряд создают во внутреннем слое руды, а температуру выщелачивающего слоя поддерживают ниже температуры внутреннего слоя. Во внутренний, предварительно орошенный выщелачивающим раствором слой руды с помощью электродов подают ток промышленной частоты напряженностью 20-25 В/см. При этом в обрабатываемом объеме руды возникает искра. За счет воздействия искры возникают механические повреждения минералов, усиливаются процессы диффузии и окисления. При включении тока промышленной частоты происходит разогрев гетерогенной системы руда-раствор, сопровождающийся испарением части влаги и ее конденсацией в верхних необрабатываемых (поэтому и более холодных) слоях руды, где жидкость, как бы, зависает, а в гетерогенной системе руда-раствор на поверхности твердой фазы образуется пленка жидкости, которая способствует образованию искрового разряда. Процесс можно производить сколь угодно долго при условии подпитки раствором сверху.

Недостатками данного способа являются: низкая эффективность при выщелачивании тонкодисперсных руд; загрязнение атмосферы вредными летучими соединениями, которые не успевают сконденсироваться в верхнем холодном слое руды.

Целью предлагаемого изобретения является повышение интенсивности процесса за счет каналированного движения анионов хлора в межэлектродном пространстве от вершины катодов, расположенных ортогонально к аноду, чем обеспечивается интенсивное локальное выделение атомарного хлора в соответствующих зонах анода и интенсивный вынос его вновь поступающими молекулами воды и плотным потоком очередных анионов в канале, то есть атомы хлора не успевают объединиться, и молекулярный хлор при этом практически не успевает образоваться. Кроме того, гидратные оболочки минеральных частиц в момент удара последних о поверхность анода интенсивно насыщаются за счет адсорбции атомарным хлором и кислородом и за счет конической формы реактора при переходе в верхнюю часть конуса перемещаются по вихревой траектории, быстро удаляя реагент от анода и предельно насыщает им пульпу, что приводит к максимальной эффективности выщелачивания золота и других полезных элементов методом хлоризации в верхней части конуса.

Изобретение поясняется чертежом.

Способ осуществляется следующим образом.

Подготовленная пульпа вместе с реагентами подается в реактор внутренняя часть которого является анодом 2, а по оси ортогонально к анодной поверхности устанавливаются катоды. Движение пульпы от оси реактора к аноду обеспечивается мешалкой 5. На катоде 1 выделяется газообразный водород, чем создается щелочная среда. При движении вдоль катодов пульпа локально насыщается гидроксил-ионами и другими анионами (в первую очередь хлора), структурируется в потоки, ориентированные перпендикулярно анодной поверхности. В межэлектродном пространстве, имеющем благодаря форме и ориентировке катодов вид канала, происходит насыщение (из-за разницы потенциалов) анионами хлора. Последние под действием электрического поля и импульсов, передаваемых молекулами воды, перемещаются к аноду, при соприкосновении с анодной поверхностью окисляются анионами и переходят преимущественно в атомарное состояние. Образующиеся атомы хлора интенсивно выводятся из прианодной зоны вновь прибывающими плотными потоками ионов и минеральными частицами, вступая в реакцию (за счет направленного движения к поверхности анода). Поэтому атомы хлора практически не успевают объединиться в молекулы и, попадая (за счет адсорбции) в гидратные оболочки минеральных частиц, вступают с ними в химическое взаимодействие, то есть происходит процесс выщелачивания.

П р и м е р. Сульфидные золотосодержащие руды, измельченные до крупности 60% класса 74 мкм загружались в реактор одновременно с водным раствором NaCl и водным раствором HCl (кислотный раствор использовался для корректировки рН). Соотношение Ж:Т в серии опытов изменялось в пределах 1-5:1. Растворсодержащая пульпа в реакторе подвергалась перемешиванию пропеллерной мешалкой. На электроды реактора подавалось постоянное напряжение 10-220 В. При этом обеспечивался максимальный ток объемной плотности не менее 0,5 А/л. Время выщелачивания устанавливалось от 2 до 6 ч. Сравнительные результаты выщелачивания руды приведены в таблице.

Формула изобретения

1. СПОСОБ ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ КОМПЛЕКСНЫХ РУД, включающий обработку руды выщелачивающим раствором с одновременной подачей руды и выщелачивающего раствора в виде пульпы в зону электровоздействия, отличающийся тем, что электровоздействие осуществляют с помощью ортогональноориентированных электродов, подачей на которые электрического напряжения создают локальные зоны интенсивного образования окислителя на аноде и переводят окислитель в основную часть раствора, при этом формируют каналированные области повышенной проводимости и концентрации анионов реагента, а вихревыми восходящими потоками пульпы выводят образующиеся на аноде атомы окислителя в основной объем пульпы.

2. Способ по п.1, отличающийся тем, что электровоздействие на пульпу осуществляют в двух режимах: основном мягком электролизном с выделением химически активных газов на аноде и вспомогательном электроискровом, осуществляющим образование локальных плазменных каналов для разрушения кристаллической решетки золотосодержащих минералов и общей активации химических процессов.

3. Способ по п.1, отличающийся тем, что электроактивацию процесса осуществляют в малогабаритном электрореакторе, размещаемомом в основном реакторе выщелачивания с совмещенной системой подачи пульпы.

РИСУНКИ

Рисунок 1, Рисунок 2