Способ извлечения золота из упорных глинистых руд
Владельцы патента RU 2431689:
ООО "Научно-производственное предприятие "АЛМИКО-ЭКО" (RU)
Изобретение относится к области гидрометаллургии благородных металлов и может быть использовано в горнообогатительной промышленности. Способ извлечения золота из упорных глинистых руд включает их измельчение, классификацию, доизмельчение и цианирование. При этом классифицированную руду с фракцией 0,5 мм подвергают повторному измельчению. Повторное измельчение ведут в растворе неионогенного ПАВ до образования иловой фракции 0,02-0,05 мм, которую подвергают цианированию. В качестве ПАВ при повторном измельчении используют 1,2-2,3 мас.% раствор, включающий полиспирты и смесь синтетических жирных кислот СЖК С12-С30. Гидравлическую классификацию ведут при температурах 13-75°С. Техническим результатом является интенсификация процесса и снижение потерь золота. 2 з.п. ф-лы, 2 ил., 2 табл.
Изобретение относится к области гидрометаллургии благородных металлов (технология кучного цианидного выщелачивания золота и серебра из упорных руд) и может быть использовано в горнообогатительной промышленности.
Известны и широко применяются способы кучного выщелачивания с использованием растворов цианидов. Избирательность извлечения металлов достигается слабой концентрацией раствора цианида (0,03÷0,3%), что заметно снижает долю конкурирующих реакций, или сопутствующими, не целевыми металлами. Одновременное наличие раствора щелочи (0,005÷0,02%) стабилизирует подаваемый раствор цианида, а воздушно-кислородная аэрация интенсифицирует процесс растворения целевых металлов из исходного сырья.
Все это вместе позволяет достаточно стабильно и относительно эффективно извлекать благородные металлы, переводить их в соответствующие комплексы с последующим осаждением целевых металлов из цианистых растворов цинковой пылью, сорбцией на углях и/или анионитах.
В промышленности используют два метода цианирования:
- перколяция (просачивание рабочего раствора через слой диспергированной руды или песка) при интенсивной продувке (I способ);
- сорбционное цианирование (совмещенный процесс выщелачивания и извлечения растворенных металлов из пульпы сорбцией на углероде) (II способ);
- эти методы давно и хорошо известны (1843 г. П.Р.Багратион, 1856 г. М.Фарадей, 1887-1888 гг. Дж.Мак-Артур и братья Р. и У.Форест).
Предлагаемое изобретение относится к гидрометаллургии благородных металлов, в частности к способу извлечения золота цианидным выщелачиванием из глинистых руд по I и II способам.
Задачей настоящего изобретения является оптимизация и итенсификация процесса извлечения золота за счет:
- химического вскрытия руды (I способ);
- гидравлической классификации сырья с химическим вскрытием руды (II способ).
Оба этих приема интенсифицируют процесс извлечения золота и снижают потери последнего с хвостами кристаллических фракций.
Наиболее близким к предлагаемому изобретению по способу I (прототип 1) является способ переработки золотосодержащих руд (RU 2096504 С1, заявка 9619975/02 от 1996.05.17).
Сущность изобретения сводится к следующему.
Технический результат достигается тем, что в известном способе переработки золотосодержащих руд, включающем дробление руды, формирование рудного штабеля и последующее кучное выщелачивание цианистыми растворами, перед формированием рудного штабеля руду подвергают гравитационному обогащению с получением гравиоконцентратов и хвостов гравитации, причем хвосты гравитации направляют на формирование рудного штабеля, а гравиоконцентраты цианируют в отдельном цикле с получением товарных золотосодержащих осадков, кеков цианирования и обеззолоченных растворов. При этом кеки цианирования гравиоконцентратов направляют на формирование рудного штабеля совместно с хвостами гравитации, а обеззолоченные растворы цианирования гравиоконцентратов направляют на кучное выщелачивание.
Отличием предлагаемого решения является обработка дробленой руды раствором неионогенного ПАВ (1,2÷2,3 мас.% водный раствор).
Наиболее близким к предлагаемому изобретению по способу II (прототип 2) является способ извлечения золота из глинистых руд (RU 1616159 от 1989 01.12).
Сущность изобретения состоит в следующем.
Задачей изобретения является интенсификация процесса и снижение потерь золота с хвостами кристаллической фракции. Для этого руду, содержащую 3,8 г/л золота и 35% глины, подвергают мокрому измельчению и классифицируют. Слив и пески классификатора перерабатывают раздельно. Из слива гидроциклонированием и грохочением выделют фракцию - 0,071 мм, которую направляют на сорбцию золота, а насыщенную смолу - на электролиз. Извлекают золота 49,8%. Пески классификатора доизмельчают и повторно классифицируют из слива классификатора, после гидроциклонирования и грохочения выделяют фракцию 0,16÷0,071 мм, которую подвергают сорбционному цианированию с последующим электролитическим выделением золота. Извлечение золота из кристаллической фазы 37,7%. Суммарное извлечение золота составляет 86,6%, что на 1,6% выше известных способов. Число ступеней на стадии сорбционного цианирования сокращается с 9 до 6.
Недостатком этого способа является недоизвлечение золота. Задачей настоящего изобретения является оптимизация и интенсификация процесса извлечения золота за счет дополнительного химического вскрытия руды, а также дополнительной гидравлической классификации, приводящих к снижению потерь золота с хвостами кристаллических фракций.
Сказанное иллюстрируется примерами.
Пример 1.
Дробленая руда в количестве 100 кг (минус 2 мм) укладывалась в колонну 1 (модель фрагмента рудного штабеля) и обрабатывалась неионогенным ПАВ (смесь полиспиртов и СЖК С12-С30, 1:1). Выщелачивание проводили в режиме просачивания цианида натрия 0,5-0,7 г/л. Золота извлекали цементацией на цинковой стружке. Раствор цианида после стабилизации концентрации возвращали на рецикл. Результаты опыта представлены в табл.1 и фиг.1.
Таким образом, использование ПАВ обеспечивает стабилизацию рН раствора на уровне более 8 и увеличивает выход золота на 5÷6,8%, в несколько раз сокращая время процесса (с 2 до 0,5 суток).
Пример 2.
Исходную руду подвергали дроблению и классификации на ситах. Фракцию - 0,5 мм подвергали повторному измельчению в растворе ПАВ при температуре 20°С и выше. Полученную пульпу подвергали гидроциклонированию. Слив гидроциклонов содержал 83÷87% иловой фракции 0,02÷0,05 мм и 10÷17% фракции 0,05÷0,07 мм.
Более крупная фракция подвергалась повторному гидравлическому доизмельчению.
Слив гидроциклонов I и II ступеней объединяли и подвергали декантации и цианированию при интенсивном перемешивании в течение 4 часов.
Растворенное золото отделяли декантацией и промывали с последующей цементацией металлическим цинком на углеродном материале. Цементный осадок обрабатывался по существующим технологиям.
Основные результаты представлены в табл.2 и на фиг.2. Основной эффект достигается за счет того, что после обработки ПАВ из сырья частично уходят Са, Ва, Mg, Fe, Al и др. металлы.
Таким образом, применение неионогенного ПАВ приводит к дополнительному химическому вскрытию руды за счет извлечения из породы ряда металлов, что в свою очередь увеличивает выход целевого продукта с 86,6 до 89,7%, сокращая время технологического процесса до 4 часов.
При этом оптимальной температурой обработки руд следует считать Т≥13°С. Увеличение температуры выше 75°С нежелательно, т.к. резко повышает требования к технике безопасности.
Фиг.1. Зависимость влияния концентрации и общего количества ПАВ на эффективность извлечения золота. Условия нормальные.
Из Фиг.1 видно, что оптимальным количеством ПАВ, приводящим к максимальному выходу золота, является 30 л/т при концентрации его в растворе от 1,2% до 2,3%. Дальнейшее увеличение концентрации ПАВ приводит даже к незначительному снижению выхода целевого продукта (золота), а увеличение его количества не дает сколько-либо заметных изменений в технологии процесса извлечения, лишь незначительно удорожая процесс в целом.
Фиг.2. Зависимость эффективности процесса золотоизвлечения от температуры.
На Фиг.2 видно, что при относительно низких температурах (Т°=10°С и ниже) эффективность ПАВ сводится к нулю. В диапазоне 10-20°С происходит резкий качественный скачок, сохраняющийся вплоть до 75°С.
| Табл.1 | ||||
| Выход основного продукта и время выщелачивания | ||||
| № | Показатели | Традиционный метод | По прототипу | Предлагаемый |
| 1 | Выход золота, % | 69,0 | 75,5 | 82,3 |
| 2 | Время выщелачивания, сутки | 70,0 | 2-3 | 0,5 |
| Табл.2 | ||||
| Результаты извлечения золота из глинистой руды | ||||
| № | Показатели | Обычное кучное выщелачивание | Прототип фр.0,070,÷16 | Предлагаемый способ фр.0,02÷0,05 |
| 1 | Выход продукта после классификации, % | 100 | 100 | 96* |
| 2 | Содержание золота в хвостах, | 0,6 | 0,45 | 0,40 |
| 3 | Извлечение золота, % | 85,0 | 86,6 | 89,7 |
| 4 | Время планирования | до 70 суток | 6 часов | 4-6 часов |
1. Способ извлечения золота из упорных глинистых руд, включающий их измельчение, классификацию, доизмельчение и цианирование, отличающийся тем, что для интенсификации процесса и снижения потерь золота, классифицированную руду с фракцией 0,5 мм подвергают повторному измельчению, которое ведут в растворе неиногенного ПАВ до образования иловой фракции 0,02-0,05 мм, которую подвергают цианированию.
2. Способ по п.1, отличающийся тем, что в качестве ПАВ при повторном измельчении используют 1,2-2,3 мас.% раствора, включающего полиспирты и смесь синтетических жирных кислот СЖК С12-С30.
3. Способ по п.1 или 2, отличающийся тем, что гидравлическую классификацию ведут при температурах 13-75°С.
