Способ переработки упорных руд и концентратов

Изобретение относится к способу переработки упорных руд и концентратов, содержащих золото. Способ включает обработку их хлором в присутствии воды и комплексообразователя в виде хлорида натрия с переводом золота в раствор, отделение раствора от образовавшегося осадка, промывку осадка водой с образованием промывных вод. Обработке подвергают упорные руды или концентраты с пониженным содержанием золота и урана с дополнительным извлечением урана. При этом обработку ведут хлором в атомарном или в молекулярном состоянии. В качестве комплексообразователя берут хлорид или сульфат натрия. Обработку ведут при массовом соотношении Ж:Т, равном (1-1,5):1, в течение 1-2 часов при температуре 20-70°С при одновременном переходе в раствор золота и урана. Техническим результатом является упрощение процесса, снижение энергозатрат при сохранении высокой степени извлечения золота и урана из бедных упорных руд и концентратов. 6 з.п. ф-лы, 6 табл.

 

Изобретение относится к способу гидрометаллургической переработки упорных руд и концентратов, содержащих уран и золото при низком их содержании, и может быть использовано в производстве радиоактивных и благородных металлов.

Известны способы переработки руд и концентратов с извлечением урана и золота. Уран извлекают путем обработки его сырья растворами щелочей и кислот (например, серной) с добавками окислителей при атмосферном или повышенном (автоклав) давлении («Технология атомного сырья» - Труды Второй международной конференции по мирному использованию атомной энергии - Женева, 1958 г. - Под ред. А.П.Зефирова - «Атомиздат», М., 1959; «Химия урана» - Под ред. В.Н.Ласкорина - «Наука», М., 1981; «Химия и технология урана», - Н.С.Тураев, И.Н.Жерин - «Руда и металлы», М., 2006). Тонковкрапленное в руду золото, как правило, извлекают способами цианирования и амальгамирования (В.В.Ладейщиков. Техника и технология извлечения золота из руд за рубежом - «Металлургия», М., 1973).

Известны способы переработки упорных руд и концентратов с целью извлечения золота и урана методом хлорирования газообразным хлором при температурах 200-1000°С и методом термообработки с хлоридами щелочных и щелочноземельных металлов. Недостатками этих способов является высокий расход хлора на связывание сопутствующих «хлороемких» элементов - примесей (Si, Al и др.), высокая коррозия конструкционных материалов хлоратора, «размазывание» целевых хлоридов урана и золота и загрязнение их примесными хлоридами на разных ступенях конденсации хлоридов (А.А.Фурман. Неорганические хлориды, М., «Химия», 1990; М.Н.Зырянов и П.А.Хлебников. Хлорирование золота хлоридами натрия и кальция. - Научные труды ИРГИРЕДМЕТ′а, вып.27, Восточно-Сибирское изд., 1972).

Известен способ гидрохлорирования золотосодержащего сырья (кварц - сланцевые концентраты) с концентрацией металлического Au≥70 г/т, по которому концентрат распульповывали в воде при массовом отношении Ж:Т=3, вводили NaCl и обрабатывали газообразным (молекулярным) хлором при температуре менее 100°С. Расход хлора составил 135 кг/т концентрата при скорости подачи 90 кг/ч. Степень извлечения золота в раствор при продолжительности хлорирования 1-6 ч превышала 98%. Степень усвояемости хлора концентратом составила ~52% (или 70 кг/т). Остаточное содержание золота в отработанных кеках было не ниже 1,2 г/т. Основная масса примесей в указанном концентрате представлена полевыми шпатами, кварцем и другими минералами, которые не подвергаются хлорированию в заявленных условиях. Такой способ извлечения золота экономичен при переработке богатых по золоту концентратов, не содержащих «хлороемких» примесей - кальцита, гидратов железа и сульфидов.

Недостатками данного способа являются высокая остаточная концентрация золота в отработанных кеках (1,2 г/т) и невозможность применить его для переработки концентратов с низким содержанием золота, например 1-5 г/т, содержащих значительные количества вышеперечисленных «вредных» примесей (М.Н.Зырянов, А.В.Губейдулина «Гидрохлорирование гравитационного концентрата без предварительного обжига». Сб. «Научные труды ИРГИРЕДМЕТ′а», вып.27. «Разработка и исследование металлургических процессов извлечения благородных и редких металлов из руд и концентратов», Восточно-Сибирское изд., 1972, стр.85).

Наиболее близким к предлагаемому является способ переработки упорных серебро-золотосодержащих материалов, руд и концентратов, включающий измельчение материалов, обработку материалов минеральной кислотой, содержащей комплексообразователь с концентрацией 70-150 г/дм3, при введении или поддержании марганецсодержащего окислителя в пересчете на MnO2 3-6% мас. от веса обрабатываемого материала; обработку ведут при Т:Ж, равном 1:(4-5),температуре 343-363K (70-90°С) в течение 30-90 мин; в качестве минеральной кислоты берут хлористоводородную, серную, азотную, бромистоводородную или иодистоводородную кислоту, в качестве комплексообразователя берут хлор-, бром- или иод-ион; в качестве окислителя берут пиролюзит или другие природные или синтезированные соединения марганца со степенью окисления выше 3-х. Если исходные материалы содержат минералы марганца со степенью окисления менее 3-х, их подвергают окислительному обжигу при температуре 800-825K. Но и в этом случае дополнительно вводят соединения марганца в качестве окислителя. Согласно примерам описания в качестве одного из источников комплексообразователя (Cl-иона) берут хлористый натрий, который вводят в процесс вместе с серной или азотной кислотой. Согласно примерам степень извлечения золота и серебра в раствор составила 98-99,4% и 86,4-97,85% соответственно. Перерабатываемые серебро-золотосодержащие материалы содержат от 8,9 г/т до 8,6 кг/т золота и от 124 г/т до 177 кг/т серебра. Данный способ полезен при переработке материалов, содержащих повышенные количества золота и серебра, а также марганец (Патент РФ 2033446, кл. С22В 11/00, 1995 г.).

Недостатками известного способа являются повышенные энергозатраты, обусловленные необходимостью окислительного обжига и гидрометаллургической переработкой исходного сырья.

Техническим результатом предлагаемого изобретения является упрощение процесса, снижение энергозатрат при сохранении высокой степени извлечения золота, а также урана из бедных упорных руд и концентратов, в которых золото ассоциировано с сульфидами, а уран представлен упорным минералом браннеритом.

Это достигается тем, что в известном способе переработки упорных руд или концентратов, содержащих золото, включающем обработку их хлором в присутствии воды и комплексообразователя в виде хлорида натрия с переводом золота в раствор, отделение раствора от образовавшегося осадка. Промывку осадка водой с образованием промывных вод. Обработке подвергают упорные руды или концентраты с пониженным содержанием золота и урана с дополнительным извлечением урана. Обработку ведут хлором в атомарном или молекулярном состоянии. В качестве комплексообразователя берут хлорид или сульфат натрия. Обработку ведут при массовом соотношении воды или водного раствора и руди или концентрата, равном (1-1,5):1, в течение 1-2 часов при температуре 20-70°С, при этом в раствор переводят одновременно золото и уран.

Атомарный хлор получают действием окислителя на соляную кислоту, которую берут в количестве 31,6-63,2 кг/т руды или концентрата. В качестве окислителя берут пиролюзит или перманганат калия в количестве 0,2-2,6 кг/т руды или концентрата, причем соляную кислоту подают на окислитель в течение 1-2 часов.

Молекулярный хлор берут в количестве 57,5-110,0 кг/т руды или концентрата, комплексообразователь берут в количестве 150-200% от стехиометрии на золото. В качестве водного раствора берут промывные воды.

Сущность способа заключается в том, что при действии на соляную кислоту соединений марганца выделяется атомарный хлор, который является сильным окислителем. Он окисляет металлическое золото, мелковкрапленное в упорные минералы, и разрушает упорный урансодержащий минерал - браннерит, переводя золото и уран в раствор. Комплексообразователи - хлорид или сульфат натрия - облегчают эту задачу в случае золота, образуя хлораураты натрия. Молекулярный газообразный хлор также является сильным окислителем для перевода золота и урана в раствор.

Взаимодействие атомарного хлора с элементами сырья происходит во времени (постепенно). Поэтому соляную кислоту вводят в процесс также постепенно, таким образом, чтобы выделение атомарного хлора соответствовало его взаимодействию с сырьем.

Предлагаемый способ позволяет упростить процесс, исключив обжиг сырья. В то же время снижаются энергозатраты за счет снижения температуры и времени взаимодействия при сохранении высокой степени извлечения золота и урана.

Заявленный способ применим к сырью с пониженным содержанием золота и урана: 1,3-5 г/т и 0,05-0,5% соответственно. Получающиеся растворы имеют низкую концентрацию золота, до 5 мг/л. Золото из таких растворов извлекают сорбционным методом. Процесс не представляет сложности. Концентрация урана значительно выше - до 5 г/л. В этом случае используют экстракционный или сорбционный методы извлечения и дальнейшего концентрирования урана.

Заявленное массовое соотношение воды (водного раствора) и руды или концентрата (Ж:Т), равное (1-1,5):1, является оптимальным и позволяет исключить обводнения процесса. Этому же способствует использование промывных вод для создания водной пульпы сырья.

Время процесса менее одного часа недостаточного для наиболее полного извлечения золота и урана из сырья. Время более 2-х часов не повышает степень извлечения золота и урана.

Температура процесса 20°С является комнатной. Понижать ее путем искусственного охлаждения не имеет смысла. При температуре более 70°С степень извлечения не повышается.

Расходы соляной кислоты (в пересчете на 100%-ный HCl), окислителей, молекулярного хлора и комплексообразователей являются оптимальными для достижения поставленных целей, а именно: сохранение высокой степени извлечения золота и урана из руды или концентрата в раствор. При более низких расходах степень извлечения золота и урана понижается, более высокие расходы реагентов не приводят к повышению степени извлечения.

Пример 1. 100 г концентрата, содержащего, %: 0,033 U (330 г/т), 0,0005 Au (5 г/т); TiO2 - 0,86; Al2O3 - 19,51; Fe2O3 - 8,45; Na2O - 1,08; MgO - 0,07; SiO2 - 51,15; K2O - 10,36; CaO - 3,86, помещают в коническую колбу, туда же наливают 100 мл воды (Т:Ж=1:1), вносят 0,03 г (0,3 кг/т) диоксида марганца, 0,08 г (0,8 кг/т или 150% от стехиометрии) хлорида натрия, и металлическую мешалку в полиэтиленовой оболочке.

Колбу закрывают пробкой, в которую вставлены термометр, носик делительной воронки и трубка для отвода газов. Колбу ставят на магнитную мешалку, включают перемешивание и нагрев. Трубку для отвода газов присоединяют к системе для улавливания и нейтрализации отходящих газов; система содержит раствор щелочи и воду. В процесс нагрева водяной пульпы в делительную воронку наливают концентрированную соляную кислоту (~36% HCl) - 7,5 мл (3,16% 100%-й HCl от массы навески). По достижении 70°С в пульпе соляную кислоту начинают небольшими порциями приливать в колбу. Время подачи всего объема кислоты 1 час. Пульпу фильтруют на вакуум-фильтре. Нерастворимый осадок (кек) промывают 100 мл воды. Промытый осадок сушат. Маточник (105 мл), промывные воды (100 мл) и кек анализируют на уран и золото. Вес сухого кека 92 г. Концентрации элементов в продуктах следующие (табл.1):

Таблица 1
U Au
Маточник 105 мл 0,25 г/л 4,5 мг/л
Промывные воды 100 мл 0,065 г/л 0,5 мг/л
Кек 92 г 0,0007%
Извлечение из концентрата, % 98 99

Пример 2. 100 г концентрата (пример 1) помещают в колбу, куда наливают 150 мл воды (Т:Ж=1:1,5), вносят 0,02 г KMnO4 (200 г/т); 0,12 г Na2SO4 (1,2 кг/т или 200% от стехиометрии). Включают перемешивание. В делительную воронку наливают 11 мл концентрированной соляной кислоты (36% мас.; 46,72 кг/т концентрата). Реакция идет без внешнего нагрева. Время подачи кислоты 1 час. Далее поступают, как в примере 1. Получены следующие результаты (табл.2):

Таблица 2
U Au
Маточник 108 мл 0,238 г/л 4,5 мг/л
Промывные воды 100 мл 0,111 г/л 0,99 мг/л
Кек 93 г 0,0009%
Извлечение из концентрата, % 97,5 98,5

Пример 3. 100 г концентрата, содержащего, %: U - 0,48 (4800 г/т); Au - 0,00013 (1,3 г/т); TiO2 - 0,83: Al2O3 - 11,9; Fe2O3 - 4,20; Na2O - 1,4; MgO - 2,70; SiO2 - 52,5; K2O - 7,2; CaO - 5,96, помещают в колбу (пример 1), туда же вливают 100 мл воды (Т:Ж=1:1), 0,26 г MnO2 (2,6 кг/т), 1,2 г Na2SO4 (12 кг/т; 200% от стехиометрии), включают мешалку. В делительную воронку вливают 11,5 мл 36%-й HCl (48,14 кг/т 100% HCl). Колбу ставят на магнитную мешалку, включают перемешивание и обогрев. По достижении в пульпе 50°С порциями в течение 2 ч подают соляную кислоту. Далее поступают, как в примере 1. Получают следующие результаты (табл.3):

Таблица 3
U Au
Маточник 110 мл 3,15 г/л 0,85 мг/л
Промывные воды 100 мл 0,61 г/л 0,17 мг/л
Кек 94 г 0,077%
Извлечение из концентрата, % 85 92

Пример 4. 100 г концентрата (пример 1) помещают в колбу, в которую наливают 100 мл воды (Т:Ж=1:1) и вносят 0,74 г NaCl (0,74 кг/т или 150% от стехиометрии). Колбу закрывают пробкой с тремя отверстиями, в одно из которых вводят газообразный Cl2 из баллона через ротаметр, в другое отверстие вставлен термометр, из третьего - выводят отходящие газы в систему улавливания и нейтрализации. Колбу ставят на магнитную мешалку, включают нагрев и перемешивание. По достижении 70°С включают подачу газообразного хлора с расходом 1,8 л/ч. Время подачи хлора 1 ч, расход хлора составил 5,75 г/100 г концентрата или 57,5 кг/т. Затем отключают подачу хлора, систему промывают аргоном, пульпу фильтруют, кек промывают на фильтре водой (100 мл). Получают следующие результаты (табл.4):

Таблица 4
U Au
Маточник 105 мл 0,245 г/л 4,2 мг/л
Промывные воды 100 мл 0,064 г/л 0,49 мг/л
Кек 95 г 0,0009%
Извлечение из концентрата, % 97,5 98

Пример 5. 100 г концентрата (пример 3) смешивают со 100 мл промывной воды (пример 4) и 50 мл воды (Т:Ж=1:1,5) и помещают в колбу (пример 4), туда же вносят 1,2 г Na2SO4 (12 кг/т; 200% от стехиометрии). При перемешивании нагревают пульпу до 70ºС, включают подачу хлора с расходом 1,8 л/ч. Через 2 ч отключают подачу хлора. Расход хлора составил 3,6 л. Результаты показаны в табл.5

Таблица 5
U Au
Маточник 155 мл 2,47 г/л 1,0 мг/л
Промывные воды 100 мл 0,96 г/л 0,2 мг/л
Кек 93 г 0,008%
Извлечение из концентрата, % 98,5 99

Пример 6. 100 г концентрата (пример 4) смешивают со 100 мл промывной воды (пример 5) и помещают в колбу (Т:Ж=1:1,) туда же вносят 0,98 г NaCl (9,8 кг/т или 200% от стехиометрии). При перемешивании нагревают пульпу до 50°С, включают подачу хлора с расходом 1,8 л/ч. Через 79 мин отключают подачу хлора и далее поступают, как в примере 4. Расход хлора составил 74,7 кг/т концентрата. Получают следующие результаты (табл.6):

Таблица 6
U Au
Маточник 100 мл 4,4 г/л 1,3 мг/л
Промывные воды 100 мл 1,1 г/л 0,15 мг/л
Кек 96 г 0,025%
Извлечение из концентрата, % 95 96

Таким образом, данный способ позволяет извлекать уран при высокой степени извлечения золота.

1. Способ переработки упорных руд или концентратов, содержащих золото, включающий обработку их хлором в присутствии воды и комплексообразователя в виде хлорида натрия с переводом золота в раствор, отделение раствора от образовавшегося осадка, промывку осадка водой с образованием промывных вод, отличающийся тем, что обработке подвергают упорные руды или концентраты с пониженным содержанием золота и урана с дополнительным извлечением урана, при этом обработку ведут хлором в атомарном или в молекулярном состоянии, в качестве комплексообразователя берут хлорид или сульфат натрия, обработку ведут при массовом соотношении Ж:Т, равном (1-1,5):1, в течение 1-2 ч при температуре 20-70°С при одновременном переходе в раствор золота и урана.

2. Способ по п.1, отличающийся тем, что при обработке руды или концентрата атомарным хлором его получают действием окислителей на соляную кислоту, которую берут в количестве 31,6-63,2 кг/т руды или концентрата.

3. Способ по п.2, отличающийся тем, что в качестве окислителей берут пиролюзит или перманганат калия в количестве 0,20-2,6 кг/т руды или концентрата.

4. Способ по п.2, отличающийся тем, что атомарный хлор при обработке получают путем подачи соляной кислоты на окислитель в течение 1-2 ч.

5. Способ по п.1, отличающийся тем, что молекулярный хлор берут в количестве 57,5-110,0 кг/т руды или концентрата,

6. Способ по п.1, отличающийся тем, что комплексообразователь берут в количестве 150-200% от стехиометрии на золото.

7. Способ по п.1, отличающийся тем, что в качестве воды берут промывные воды.



 

Похожие патенты:

Изобретение относится к способу разделения урана и молибдена из карбонатных солевых уран-молибденовых водных растворов. .

Изобретение относится к области гидрометаллургии и обогащения урана и благородных металлов, в частности к способу переработки упорных урановых, содержащих пирит и благородные металлы, материалов для извлечения урана и получения концентрата благородных металлов.
Изобретение относится к способам переработки химического концентрата природного урана. .
Изобретение относится к атомной промышленности и может найти применение в технологических процессах получения тетрафторида урана и по изготовлению металлического урана.

Изобретение относится к способу извлечения урана из рудного сырья. .
Изобретение относится к способу переработки урановой руды. .
Изобретение относится к гидрометаллургии, в частности к способу извлечения урана и молибдена из карбонатных руд. .
Изобретение относится к технологии редких металлов, к процессам переработки ванадийсодержащего сырья: ванадиевых руд, вандийсодержащих шлаков металлургического производства, отработанных ванадиевых катализаторов и, в частности, к комплексной переработке кварцитов Каратау гидрометаллургическим способом.
Изобретение относится к извлечению ценных компонентов из первичных и смешанных руд и может быть использовано для способа извлечения урана и сопутствующих металлов из трудновскрываемых руд.

Изобретение относится к области неорганической химии, в частности термосолянокислотной обработки железомагнезиальных серпентинизированных ультраосновных пород для получения двуокиси кремния, хлорида магния, пигмента, а также тонкодисперсного кремнезема, которые могут использоваться в синтезе нанокомпозитных материалов, особых и оптических стекол, в качестве наполнителя в резине и пластмассах, силикагельных сорбентов, носителей катализаторов, формовочного вещества в металлургии, составной части в лакокрасках, пластмассах, линолеуме, эмалях, в высокотемпературных огнестойких красках, в производстве тонкокерамических и огнеупорных веществ, в качестве исходного вещества для кремния, магния и его оксида и т.д.

Изобретение относится к способам выделения благородных металлов из отходов, в том числе аффинажного производства. .

Изобретение относится к способу выщелачивания ценного металла из руды, содержащей указанный ценный металл. .

Изобретение относится к переработке титаномагнетитового концентрата, содержащего ванадий, и может быть использовано для получения титановых продуктов, чистого оксида железа и железованадиевого концентрата, пригодного для легирования чугунов, сталей и сплавов.
Изобретение относится к способам извлечения благородных металлов из сырья, содержащего хлориды щелочных металлов, например шламов. .
Изобретение относится к способам извлечения благородных металлов и может быть использовано для извлечения благородных металлов из минерального сырья, содержащего хлориды щелочных и щелочно-земельных металлов, например шламов калийного производства.

Изобретение относится к области цветной металлургии, в частности к аффинажному производству металлов платиновой группы (МПГ). .

Изобретение относится к способу переработки сурьмянистого золотосодержащего сплава Au-Sb. .

Изобретение относится к способу переработки сурьмянистых сплавов с содержанием благородных металлов более 0,1%. .

Изобретение относится к области металлургии драгоценных металлов, в частности к способам вскрытия концентратов, содержащих платиновые металлы (ПМ) и золото. .

Изобретение относится к способу извлечения золота из щелочных цианидных растворов. .

Изобретение относится к способу переработки упорных руд и концентратов, содержащих золото

Наверх