Способ извлечения золота из упорных серебросодержащих сульфидных руд концентратов и вторичного сырья

Изобретение относится к гидрометаллургической переработке золотосодержащих упорных материалов. Способ основан на использовании слабокислых растворов азотной кислоты и заключается в интенсификации процесса гидрометаллургического извлечения золота путем совокупного использования озона на операции окисления и бинарной комплексообразующей системы, состоящей из аминокислоты и тиокарбамида, на операции выщелачивания. Техническим результатом является повышение эффективности процесса извлечения золота за счет сокращения его длительности при полноте извлечения золота в раствор более 90%, а также уменьшения количества образующихся вторичных щелочных и солевых отходов. Изобретение может быть применено при переработке любого рудного материала. 8 з.п. ф-лы, 2 пр.

 

Изобретение относится к гидрометаллургической переработке золотосодержащих упорных материалов и может быть использовано в золотодобывающей промышленности для переработки флотационных и гравитационных концентратов, бедного золотосодержащего сырья, низкосортных руд, рудных отвалов, лежалых хвостов шлихообогатительных фабрик и других техногенных отходов. Изобретение может быть использовано также при переработке любого рудного материала, в отношении которого использование цианирования (без окислительного отжига) не обеспечивает требуемой полноты извлечения золота.

Упорные сульфидные руды в большинстве случаев по характеру минерализации относятся к арсенопирит-пиритному типу с примесью минералов сурьмы, имеют высокое содержание дисперсного и инкапсулированного золота в виде закрытых включений и срастаний в арсенопирите, а также высокое содержание (до 20%) химически инертных высокосурьмянистого золота и ауростибита. При этом, рудный материал, как правило, содержит в качестве сопутствующего ценного компонента серебро в виде примесей к золоту в подчиненном количестве, а также в виде самостоятельных минеральных форм.

Без предварительной окислительной обработки выщелачивание золота из упорного рудного материала цианидными составами оказывается неэффективным. Окислительный обжиг, традиционно используемый при переработке сульфидного материала, как способ раскрытия инкапсулированного в породообразующих минералах золота, является энергозатратным и сопровождается рисками потерь ценного компонента и загрязнения окружающей среды оксидами мышьяка. Применение известных способов биоокисления также не обеспечивает полноты раскрытия золота в упорном материале по причине устойчивости к бактериальному воздействию присутствующих в нем сурьмусодержащих минералов в виде антимонита и бертьерита, а также ауростибита. В этой связи, наибольший интерес, относительно перспективы технологического использования, представляют процессы гидрометаллургической переработки золотосодержащего материала с использованием кислотосодержащих окислительных систем, в совокупности с выщелачиванием безцианидными системами комплексообразователей.

Известен способ извлечения золота из упорных руд и концентратов путем окислительного вскрытия измельченного золотосодержащего сырья водным раствором серной и азотной кислот в присутствии кислорода [RU 2119963 С1, 10.10.1998], отличающийся тем, что одновременно с окислительным вскрытием осуществляют растворение золота, процесс проводят в водном растворе, содержащем 0,7-2,8 моль/л серной кислоты, 0,14-2,20 моль/л азотной кислоты и 0,001-0,14 моль/л соляной кислоты, при температуре 20-90°C и давлении атмосферном или повышенном до 7 атм. при непрерывном барботаже воздуха через раствор с поглощением оксидов азота, уносимых с отходящими газами, водой и возвращением их в цикл в виде азотной кислоты, при этом окислительное вскрытие руды или концентрата осуществляют до перехода в раствор 20-75 вес.% исходного золотосодержащего сырья. Сущность способа заключается в растворении золота одновременно с окислительным вскрытием рудного материала в результате получения разбавленного «царсководочного» раствора (при введении в реакционный объем соляной кислоты). Недостатками способа являются: необходимость использования дорогостоящего конструкционного материала в результате применение агрессивных кислотосодержащих смесей, сложность последующего извлечения золота из засоленных растворов переменного состава, образование значительного количества вторичных отходов.

Известен процесс гидрометаллургического извлечения золота и серебра из арсенопиритных или пиритных руд и концентратов [US 4647307, 03.10.1987], заключающийся в автоклавной обработке рудного материала смесью азотной и серной кислот. В результате окисления арсенопирита или пирита азотной кислотой, оделяющийся тем, что из зоны реакции монооксид азота отделяется в газовую фазу реактора, где регенерируется непрерывно подаваемым кислородом до реакционно-активных форм, и возвращается в зону реакции в абсорбированном виде. Процесс проводят при температуре 60-180°C, давление кислорода 3,6-7,03 атм., при соотношении Ж : Т - 8:1 в течение 2-60 мин из материала с размером частиц 0,04-0,07 мм. Процесс ведут до перевода в раствор не менее 90% мышьяка и железа и не менее 60% серы, после чего из суспензии отделяют количественно содержащий золото твердый остаток, а раствор направляют на следующий цикл обработки. Золото из нерастворимого остатка извлекают цианированием. Сущность способа заключается в интенсификации проводимого при избыточном давлении окислительного процесса посредством ведения в сернокислые растворы активатора окисления породообразующих минералов - азотной кислоты, при ее регенерации в реакционном объеме кислородом. Недостатками способа являются: низкая производительность, необходимость использования автоклавного оборудования, высокие требования к конструкционному материалу оборудования, сложность организации процесса доокисления монооксида азота, необходимость использования чистого кислорода, значительное количество образующихся вторичных отходов в результате количественного растворения породообразующих минералов, использование цианидов при выщелачивании.

Известен способ извлечения благородных металлов из руды, концентратов, отвалов и шламов [RU 2269581 С1, 10.02.2006] включающий двухстадийную гидрометаллургическую обработку: в первую стадию измельченный материал смешивают с раствором минеральной кислоты и подвергают механическому перемешиванию, после чего раствор сливают, а во вторую стадию материал, содержащий благородные металлы, смешивают с раствором минеральной кислоты и смесью реагентов, содержащей окислитель и комплексообразователь -тиокарбамид, и подвергают механическому перемешиванию с переводом благородных металлов в раствор, извлекают благородные металлы из раствора, отличающийся тем, что гидрометаллургическую обработку проводят при вращении емкости со скоростью 1-20 об/мин вокруг оси, имеющей угол отклонения относительно вертикали, в первую стадию осуществляют смешивание измельченного материала в растворе серной кислоты в смеси с солями железа (III), во вторую стадию осуществляют смешивание материала, содержащего благородные металлы, с раствором серной кислоты, содержащим в качестве окислителя активный хлор, образующийся в результате взаимодействия диоксида марганца с хлорид-ионами в кислой среде, и ионы кобальта (III), и при поддержании концентрации тиокарбамида 40-100 г/дм3 раствора. Сущность способа заключается в двухстадийном выщелачивании при совокупности использования химических реагентов - диоксида марганца, хлорида натрия, тиокарбамида, сульфатов кобальта (III) и железа (III) и механоактивации реакционного объема путем вращения. Недостатками способа являются: использование хлорсодержащих коррозионно-активных агентов, введение в реакционный объем дополнительных солеобразующих агентов, использование дорогостоящих агентов в значительных концентрациях.

Известен способ извлечения благородных металлов из руд и концентратов [RU 2070 588, 27.12.1993], включающий сернокислотное растворение примесей и последующее выщелачивание благородных металлов кислым раствором тиокарбамида в присутствии сернокислого железа, отличающийся тем, что выщелачивание проводят с дополнительным введением в раствор тиоцианата. Применение смеси комплексообразующих растворителей позволяет более полно использовать окислительные способности ионов железа (III), в результате чего снижается вероятность образования побочных продуктов, тормозящих скорость перевода металлов в раствор. Сущность способа заключается в использовании системы комплексообразователей на основе тиокарбамида. Недостатками способа являются: низкая эффективность процесса при извлечении золота из упорных руд и концентратов без предварительного окисления породообразующих минералов, необходимость дополнительного введения компонентов, увеличивающих солевой состав растворов (солей трехвалентного железа). Способ не позволяет количественно выщелачивать золото при наличии его в золотосодержащем материале в инкапсулированной форме, в том числе в виде срастаний с породообразующими минералами и включений в сульфиды.

Известен способ извлечения золота из концентратов, полученных от переработки упорных золото-содержащих руд [KZ А4 20557, 28.10.2007] включающий биохимическое выщелачивание культуральной жидкостью гетеротрофных бактерий Pseudomonas aureofaciens, при этом выщелачивание проводят с добавлением одной аминокислоты, выбранной из группы: цистеин, лейцин, серии, аспарагин, лизин, фенилаланин в пределах концентраций 0,001-0,1 г-экв./л, при температуре 15-50°C и скорости перемешивания 20-500 об./мин. Сущность способа заключается в использовании отдельных аминокислот, активизированных с их индивидуальными характеристиками, в сочетании с известным способом биологического выщелачивания. Недостатками способа являются: использование в составе растворов в качестве основного комплексообразователя цианида натрия, необходимость использования только щелочных сред.

Наиболее близким к заявляемому способу является способ извлечения золота из упорных руд, концентратов и вторичного сырья [RU 2120486, 20.10.1998] путем окислительного вскрытия измельченного золотосодержащего сырья водным раствором серной и азотной кислот в присутствии кислорода, включающий отделение твердого золотосодержащего кека от реакционного раствора с дальнейшим переводом золота из кека в раствор, отличающийся тем, что процесс окислительного вскрытия проводят в водном растворе, содержащем 0,7-4,5 моль/л серной кислоты и 0,14-2,8 моль/л азотной кислоты при 20-90°C и давлении атмосферном или повышенном до 7 атм. при непрерывном барботаже воздуха через раствор с извлечением золота из твердого кека экстракцией смесью диметилсульфоксида и соляной кислоты при соотношении ДМСО : HCl = 1:4 и с поглощением оксидов азота, уносимых с отходящим газом, водой и возвращением их в цикл в виде азотной кислоты, при этом окислительное вскрытие осуществляют до перехода в раствор 20-75 мас. % исходного сырья при размере частиц исходного сырья 0,07-10,00 мм. Сущность способа-прототипа заключается в последовательном проведении операций проведении окислительной трансформации золотосодержащего материала кислородонасыщенной смесью азотной и серной кислот, сушке нерастворимого остатка и извлечения из него золота солянокислой экстракционной системой. Недостатками способа-прототипа являются: воздействие на конструкционный материал коррозионно-активных сред, предполагающих последовательное использование растворов серной, азотной и соляной кислот, необходимость полного удаления влаги из твердого остатка перед экстракционным выделением золота, существенное изменение свойств экстракционной системы при накоплении в ней воды, образование значительного объема органических отходов и отсутствие способа обращения с ними. Примеры, иллюстрирующие способ-прототип, предполагают использование автоклавного оборудования.

Задачей изобретения является разработка технологически пригодного способа переработки золотосодержащего сырья, являющегося альтернативным традиционно используемому (без применения цианистых соединений), исключающего образование высокотоксичных отходов, не требующего использования дорогостоящего оборудования, а также коррозионно-агрессивных сред.

Задача решается использованием слабокислых растворов азотной кислоты при проведении последовательно выполняемых операций окисления золотосодержащего материала и выщелачивания из нерастворимого остатка золота составами на основе тиокарбамида.

Техническим результатом является повышение эффективности процесса извлечения золота за счет сокращения его длительности при полноте извлечения золота в раствор более 90%, а также уменьшения количества образующихся солевых отходов. Технический результат позволяет использовать емкостное оборудование без избыточного давления и применять нержавеющую сталь в качестве конструкционного материала.

Для достижения технического результата золотосодержащий материал суспендируют в воде и обрабатывают потоком озоно-воздушной смеси при непрерывном дозировании в реакционный объем азотной кислоты, выщелачивание ведут раствором, содержащим аминокислоту и тиокарбамид при барботаже реакционного объема потоком воздуха.

Сущность изобретения заключается в интенсификации процесса гидрометаллургического извлечения золота в слабокислых растворах азотной кислоты путем совокупного использования озона на операции окисления и бинарной комплексообразующей системы, состоящей из аминокислоты и тиокарбамида, на операции выщелачивания.

Интенсификация окислительного процесса достигается получением непрерывно генерируемой под воздействием озона системой окислителей, представляющей собой нитратные формы серебра (II) и железа (III) (которые в виде серебра (I) и железа (II) поступают в раствор из золотосодержащего материала в результате воздействия азотной кислоты). Действие получаемой гетерофазной окислительной системы направлено на дезинтеграцию кристаллических структур породообразующих минералов с раскрытием части поверхности инкапсулированного золота, что, в свою очередь, обеспечивает доступ реагентов к зонам локализации сростков при выщелачивании безцианидной комплексообразующей системой.

Окислительное действие озона обусловлено образованием в кислых растворах в процессе его распада окислительных радикалов. Распад озона сопровождается генерированием HO3, O3-, HO2, O2- и OH-радикалов. По наиболее вероятному механизму цепь распада озона инициируется в результате образования слабого комплекса молекулы воды с молекулой озона с последующим отрывом атома водорода от молекулы воды и далее распадом HO3:

O+H2O↔О3...НОН→HO3+ОН→2OH+O2;

гидроксил-радикалы расходуются в быстрой реакции:

O3+ОН→HO2+O2,

а образующиеся HO2-радикалы, взаимодействуя с молекулой озона, генерируют ОН-радикалы:

O3+HO2→ОН+2O2;

В результате воздействия окислительной системы на переведенное в раствор серебро происходит его окисление до двухвалентного состояния:

2Ag++O3+2H++4NO3-→2Ag2++H2O+O2+4NO3-.

В озоносодержащей окислительной системе серебро, не являясь макрокомпонентом, выступает в качестве медиатора окислительного процесса, что позволяет, при его наличии в золотосодержащем материале 0,7-200 г/т, использовать для увеличения скорости окисления породообразующих минералов получаемую в реакционном объеме концентрацию серебра (II).

При содержании серебра в золотосодержащем материале менее 0,3 г/т, оно может быть дополнительно добавлено в реакционный объем в концентрации 0,1-50 мг/л.

В интервале используемой температуры 60-98°С окисление железа до трехвалентного происходит системой окислителей с участием азотной кислоты, кислорода, пероксида водорода (образующегося в результате взаимодействия озона с азотнокислым раствором) по реакциям:

Fe2++H2O2+H++3NO3-→Fe3+1,5H2O+0,25O2+3NO3-;

3Fe2++NO3-→3Fe3++NO+H2O;

с доокислением монооксида азота (в составе потока отходящих газов)

В получаемой окислительной системе железо(III) относится к макрокомпонентам. Скорость его генерирования обеспечивается поддержанием необходимой кислотности путем непрерывного, либо периодического дозирования в реакционный объем раствора азотной кислоты. При скорости накопления в реакционном объеме азотной кислоты 0,05-0,2 моль/л за час концентрация генерируемого железа (III) составляет 5,2-27,5 г/л.

С целью поддержания на требуемом уровне концентрации окисленных форм металлов переменной валентности, суспензию золотосодержащего материала барботируют озоно-воздушной смесью с концентрацией озона 2-180 мг/л при скорости потока от 0,1 до 1,5 аппаратных объемов в минуту. При этом обеспечивают соотношение Ж : Т = 1:1÷10:1 и геометрию аппарата-реактора таким образом, чтобы получить необходимую интенсивность взаимодействие газового потока с реакционной средой. В частном случае используют в качестве реактора аппарат колонного типа при отношении высоты к диаметру рабочего объема 3:1-15:1 с рассеиванием газового потока на перегородке по всему сечению в донной части аппарата.

При мольном отношении между одновременно вводимыми в реакционный объем количествами азотной кислоты и озона в диапазоне 1:8,5-1:820 воздействие окислительной системы в течение 0,5-4,5 часов при температуре 60-98°C обеспечивает переведение в раствор 5-18% от исходного количества золотосодержащего материала. Окисление основных породообразующих минералов протекает по наиболее вероятным реакциям:

2FeS2+2Fe(NO3)3+O3+6O2+4H2O→Fe2(SO4)3+Fe2O3+H2SO4+6HNO3;

3FeAsS+Fe(NO3)3+O3+9O2+3H2O→Fe2(SO4)3+FeAsO4+H3AsO4+3HNO3;

Sb2S3+4Fe(NO3)3+2O3+4O2+6H2O→Fe2(SO4)3+2FeSbO4+12HNO3.

Непрерывное введение реагентов в реакционную среду обеспечивает стабильность окислительной системы, что позволяет получить необходимую для последующего выщелачивания степень раскрытия золота, как по периметру, так и по площади свободных зерен.

Использование на операции окисления суспендированного в воде золотосодержащего материала в соотношении Ж : Т=1:1÷10:1 позволяет направлять получаемые после гравитационного либо флотационного обогащения концентраты с крупностью зерна менее 70 мкм непосредственно на переработку в виде пульпы, сокращая либо исключая операции концентрирования и сгущения.

Последующее за окислением породообразующих минералов выщелачивание золота не требует количественного отделения нерастворимого остатка от раствора, что позволяет удалять декантацией от 40% до 75% раствора, а обработку золотосодержащего материала проводить системой комплексообразователей непосредственно из сконцентрированной суспензии. Допускается также введение системы комплексообразователей в виде концентрата непосредственно в получаемую после окисления суспензию (без отделения осветленной части раствора). Присутствующее в сконцентрированной суспензии после операции окисления железо(III) в концентрации 3,0-11,2 г/л используется в качестве окислителя на операции выщелачивания золота.

Интенсификация процесса выщелачивания достигается использованием двух комплесообразующих агентов, тиокарбамида и глицина, в слабокислой среде. Бинарная система комлексообразователей представляет собой азотнокислый раствор, содержащий 0,05-0,45 моль/л аминокислоты, предпочтительно глицина, и тиокарбамида 0,05-0,45 моль/л при их мольном отношении в диапазоне 1:1-1:3. Аминокислоту и тиокарбамид вносят совместно (в одном растворе), либо первоначально вносят раствор аминокислоты, а затем тиокарбамида. Использование при выщелачивании азотной кислоты и глицина в присутствии барботажного кислорода позволяет предотвратить образование экранирующих железистых пленок на центрах локализации золота. Реакция комплексообразования с аминокислотой является конкурентной, по отношению к процессу копплексообразования железа с тиокарбамидом. Это позволяет более полно использовать окислительную способность железа(III) без существенного участия тиокарбамида.

Fe3++3NO3-+2+NH3RCOO-→[Fe(NH2RCOO)2]++2H++3NO3-

Действие аминокислоты в бинарной комплексообразующей системе с тиокарбамидом направлено на связывание в комплекс трехвалентного железа и увеличение общего содержания комплексообразователя с получением как катионных, так и анионных комплексов золота. Тиокарбамид при совместном действии с аминокислотой обеспечивает более полное извлечение золота из включений, ассоциированных с окисленными минералами железа, мышьяка, сурьмы. Синергетический эффект от использования системы из двух комплексообразователей (в присутствии аминокислотных комплексных соединений железа(III) и барботажного кислорода) позволяет увеличить скорость растворения золота в результате образования смешанных тиокарбамид-аминокислотных комплексов по наиболее вероятной реакций:

2Au+(NH)2CS+2+NH3RCOO-+[Fe(NH2RCOO)2]++NO3-+0,25O2→ [Au((NH)2CS)2]++[Au(NH2RCOO)2]-+[Fe(NH2RCOO)2]0+H++NO3-+0,5H2O

Введение в реакционный объем в качестве второго окислителя барботажного кислорода со скоростью пропускания через реакционный объем потока воздуха от 0,01 до 0,9 аппаратных объемов в минуту позволяет достигнуть полноты извлечения золота в раствор при длительности обработки 0,4-2,5 часа.

В частном случае в процессе выщелачивания проводят механоактивацию реакционного объема посредством ультразвуковой обработки с подачей суспензии восходящим потоком через проточный ультразвуковой диспергатор одновременно с барботажом однонаправленным потоком воздуха. При скорости подачи суспензии в рабочий объем диспергатора 0,5-2,4 аппаратных объемов за час кратность ультразвуковой обработки суспензии в системе последовательно подключенных диспергаторов составляет от 1 до 4. Ультразвуковая обработка суспензии может проводиться как с использованием одного, так и нескольких последовательно подключенных диспергаторов в диапазоне температуры 25-70°C. Для равномерного прохождения твердой фазы (в составе суспензии) рабочего объема диспергатора используют пульсационный режим подачи с частотой 3-30 импульсов в мин.

Пример 1

Использовали упорный флотоконцентрат Олимпиадинского месторождения со средним размером зерна менее 40 мкм, содержанием основных минеральных компонентов: пирита 10-12% масс; арсенопирита 10-11% масс; антимонита 5-6% масс; пирротина 21-25% масс, при содержании золота 60 г/т и серебра 0,7 г/т

В аппарате-смесителе исходный флотоконцентрат распульповывали с водой в соотношении Ж : Т = 1,5:1. Полученную суспензию мембранным насосом передавали в оснащенный внешней греющей рубашкой аппарат-реактор колонного типа, имеющий соотношение высоты к диаметру 15:1.

Конструкция аппарата-реактора предусматривала по всему сечению в донной его части металлокерамическую перегородку с размером пор 1,5 мкм, представляющую собой ложное дно. Объем между конусом слива и ложным дном при этом составлял 7% от рабочего объема аппарата-реактора. Передаваемая из аппарата-смесителя суспензия поступала на металлокерамическую перегородку с заполнением 40% от рабочего объема. Озоно-воздушную смесь подавали в донную часть аппарата-реактора, где на металлокерамической перегородке происходило рассеивание восходящего потока с образованием движущегося фронта диспергированной в суспензии газовой фазы. Для получения взвешенного слоя твердой фазы регулировали скорость потока озоно-воздушной смеси в диапазоне 0,7-1,4 аппаратных объемов в минуту. Концентрация озона в газовом потоке составляла 48 мг/л. Одновременно с загрузкой аппарата-реактора проводили его нагрев до 95°C.

При достижении заданной температуры в реакционный объем на металлокерамическую перегородку подавали раствор азотной кислоты с концентрацией 8 моль/л путем ее дозирования перистальтическим насосом. Скорость дозирования азотной кислоты выбирали таким образом, чтобы скорость ее накопления в реакционном объеме составляла 0,2 моль/л за час. Отходящий поток газовой фазы направляли в дефлегматор, термостатируемый при температуре 12°C. Объем дефлегматора составлял 1,5 объема аппарата-реактора. Избыточное давление в аппарате-реакторе не превышало 0,02 МПа. Операцию окисления проводили в течение 2,5 часа. В результате окислительной обработки убыль массы твердой фазы составила 12,5%.

Аппарат-реактор охлаждали и до температуры 40°C. В реакционный объем аппарата вносили раствор аминоуксусной кислоты с концентрацией 1,2 моль/л до заполнения 70% рабочего объема аппарата-реактора. Через 15 минут после введения аминоуксусной кислоты в реакционный объем вносили раствор тиокарбамида с концентрацией 1,5 моль/л до заполнения 100% рабочего объема аппарата. При введении раствора комплексообразователей рабочий объем барботировали воздухом со скоростью 0,3 аппаратных объемов в минуту. Концентрации аминоуксусной кислоты и тиокарбамида в рабочем объеме составили 0,36 моль/л и 0,45 моль/л, соответственно, при концентрации железа(III) 9,5 г/л и азотной кислоты 0,1 моль/л. На операции выщелачивания соотношение Ж : Т составило 3,8:1. Операцию выщелачивания проводили при температуре 60°C в течение 2,5 часов при скорости барботажа 0,3 аппаратных объемов в минуту. Золотосодержащий раствор от нерастворимого остатка фильтровали через металлокерамическую перегородку аппарата реактора под разряжение 0,8 кгс/см2 с пятикратной замывкой нерастворимого остатка раствором азотной кислоты 0,05 моль/л в объеме каждой порции 12% от рабочего объема аппарата-реактора. Извлечение золота в раствор составило 91,8%. Нерастворимый остаток распульповывали с помощью барботажного воздуха водой при заполнении рабочего объема аппарата на 40%. Пульпу выдавали из аппарата-реактора с поверхности металлокерамической перегородки через донную трубку и далее отправляли на операции сгущения и сушки.

Пример 2

Использовали тот же золотосодержащий материал и оборудование, что и в примере 1, с тем отличаем, что исходное сырье распульповывали водой в соотношении Ж : Т = 3,75:1, полученной суспензией заполняли 100% рабочего объема аппарата-реактора. Окислительную операцию проводили при температуре 80°C при скорости потока озоно-воздушной смеси 0,4-0,8 аппаратных объемов в минуту при концентрации озона в газовом потоке 110 мг/л при длительности обработки 4,5 часа. Скорость дозирования азотной кислоты выбирали таким образом, чтобы скорость ее накопления в реакционном объеме составляла 0,08 моль/л за час. В результате окислительной обработки убыль массы твердой фазы составила 17,3%.

Одновременно с отстаиванием нерастворимого остатка в течение 1 часа аппарат-реактор охлаждали до температуры 50°C и затем проводили отделение части осветленного раствора, составляющее 60% от рабочего объема аппарата. При постоянном барботаже оставшейся частью раствора распульповывали нерастворимый остаток и доводили содержимое аппарата-реактора до 80% рабочего объема раствором, содержащим 0,3 моль/л аминоуксусной кислоты 0,9 моль/л и тиокарбамида. Концентрации аминоуксусной кислоты и тиокарбамида в рабочем объеме составили 0,15 моль/л и 0,45 моль/л, соответственно, при концентрации железа(III) 4,2 г/л и азотной кислоты 0,1 моль/л.

С помощью пульсационного насоса полученную суспензию выдавали из аппарата-реактора через донную трубку и дискретным потоком при частоте импульсов 10 импульсов в минуту пропускали через ультразвуковой диспергатор проточного типа со скоростью 1,2 аппаратных объемов за час. Однонаправленным потоком при температуре 50-70°C через рабочий объем ультразвукового диспергатора пропускали воздух со скоростью 0,05-0,1 аппаратных объемов в минуту. Обработанную суспензию направляли в аппарат-накопитель, аналогичный по конструкции аппарату-реактору, где в течение 1,5 часа проводили ее обработку аналогично примеру 1. Извлечение золота в раствор составило 96,1%.

Предлагаемый способ позволяет проводить все операции процесса извлечения золота в однородных по анионному составу средах, не требует промежуточной нейтрализации и щелочной обработки нерастворимого остатка после гидрометаллургического окисления. При этом на опррациях окисления и выщелачивания золотосодержащего материала давление в реакционном объеме отличается от атмосферного менее чем на 0,05 МПа, что позволяет исключить из аппаратурной схемы автоклавируемые аппараты. Интенсификация операций окисления и выщелачивания обеспечивает сокращение общей продолжительности процесса (составляющей менее 7 часов) и увеличивает производительность.

В сравнении со способом-прототипом предлагаемый способ позволяет снизить количество используемой при гидрометаллургическом растворении кислоты, сократить количество переходящей в раствор при окислительной обработке твердой фазы исходного сырья с 20-75% масс, до 5-18% масс, исключить операцию сушки нерастворимого остатка, поскольку не предполагает применение чувствительных к содержанию в них воды органических растворителей. Извлечение золота из упорных материалов предлагаемым способом не вызывает генерирования вторичных органических отходов. Исключению хлорсодержащих реагентов из состава применяемых растворов позволяет изготавливать емкостное оборудование, запорную арматуру и коммуникации из нержавеющей стали.

Предлагаемый способ представляет собой технологически пригодное решение в качестве альтернативы процессам бактериального окисления и выщелачивания цианистые растворами.

Использованная литература

1. Труды РАДИЕВОГО ИНСТИТУТА им. В.Г. ХЛОПИНА, ТОМ XVI.

1. Способ извлечения золота из упорных серебросодержащих сульфидных руд, концентратов и вторичного сырья, включающий последовательно выполняемые в азотнокислой среде операции окисления и выщелачивания, отличающийся тем, что окисление ведут путем суспендирования золотосодержащего материала в воде и обработки потоком озоно-воздушной смеси при непрерывном дозировании в реакционный объем азотной кислоты, а выщелачивание ведут раствором, содержащим аминокислоту и тиокарбамид, при барботаже реакционного объема потоком воздуха.

2. Способ по п. 1, отличающийся тем, что золотосодержащий материал суспендируют в воде в соотношении Ж:Т=1:1÷10:1 и обрабатывают потоком озоно-воздушной смеси при температуре 60-98°С.

3. Способ по п. 1, отличающийся тем, что на операции окисления золотосодержащего материала азотную кислоту вводят в реакционный объем до получения ее концентрации в растворе 0,1-0,7 моль/л.

4. Способ по п. 1, отличающийся тем, что на операции окисления золотосодержащего материала концентрация озона в озоно-воздушной смеси составляет 5-180 мг/л.

5. Способ по п. 1, отличающийся тем, что на операции окисления золотосодержащего материала скорость подачи озоно-воздушной смеси в реакционный объем составляет от 0,1 до 1,5 аппаратных объемов в минуту.

6. Способ по п. 1, отличающийся тем, что на операции окисления золотосодержащего материала скорость накопления азотной кислоты в реакционном объеме составляет 0,05-0,2 моль/л/час.

7. Способ по п. 1, отличающийся тем, что выщелачивание твердого остатка проводят раствором, содержащим 0,05-0,45 моль/л аминокислоты, предпочтительно глицина, 0,05-0,45 моль/л тиокарбамида и 0,01-0,1 моль/л свободной азотной кислоты.

8. Способ по п. 1, отличающийся тем, что операцию выщелачивания золота из твердого остатка проводят при температуре 30-60°С и соотношении Ж:Т=2:1÷10:1.

9. Способ по п. 1, отличающийся тем, что операцию выщелачивания проводят при механоактивации реакционного объема ультразвуком.



 

Похожие патенты:

Изобретение относится к металлургии благородных металлов, в частности к переработке сульфидных концентратов, содержащих благородные металлы. Проводят гидрохимическую доводку сульфидного концентрата в растворе азотной кислоты с отделением раствора-маточника.

Изобретение относится к металлургии благородных металлов, в частности к переработке сульфидных концентратов, содержащих благородные металлы. Проводят гидрохимическую доводку сульфидного концентрата в растворе азотной кислоты с отделением раствора-маточника.

Изобретение относится к извлечению редкоземельных металлов из сырьевых материалов, содержащих эти элементы. Селективное извлечение осуществляют из насыщенных маточных растворов в виде оксалатов РЗЭ.

Изобретение относится к металлургии и может быть применено для комплексной переработки пиритсодержащего сырья. Осуществляют безокислительный обжиг, обработку огарка с растворением железа, цветных металлов, серебра и золота и получение их концентратов.
Изобретение может быть использовано в химической промышленности для получения фосфорной кислоты, концентрата редкоземельных элементов (РЗЭ), карбонатов щелочноземельных металлов и соединений фтора.

Способ извлечения благородных металлов из анодного шлама, полученного при электролизе меди, включает: (a) выщелачивание анодного шлама в водном растворе серной кислоты для удаления выщелачиваемых хлоридов и с получением первого остатка выщелачивания, обедненного хлоридами.

Изобретение касается гидрометаллургического извлечения лития, никеля и кобальта из фракции использованных гальванических элементов. При реализации способа фракцию, содержащую смешанный оксид лития, причем переходные металлы, вхдящие в состав указанного смешанного оксида лития, представляют собой никель, кобальт и/или марганец, с содержанием алюминия до 5 мас.% или таковым металлов никеля, кобальта и/или алюминия и размером частиц до 500 мкм вводят в серную кислоту или соляную кислоту с добавлением пероксида водорода, переводят металлы в растворимую форму при температурах в пределах от 35 до 70°C.

Изобретение относится к способу получения ванадия из нефтяного кокса процессом выщелачивания. Способ включает измельчение нефтяного кокса и последующее выщелачивание из него ванадия смесью концентрированных серной и азотной кислот.

Настоящее изобретение относится к химической промышленности, технологии переработки минерального сырья, в частности переработке серпентинита с получением товарных продуктов нитрата магния.

Изобретение касается способа гидрометаллургического обратного извлечения лития из содержащей фосфат лития и железа фракции использованных гальванических батарей.

Изобретение относится к переработке полиметаллического сырья для извлечения цветных металлов. Способ включает анодное выщелачивание сырья водным раствором, содержащим соляную кислоту, и катодное осаждение электроположительных металлов в диафрагменном электролизере с анодным и катодным пространствами, разделенными катионообменными мембранами.
Изобретение относится к извлечению палладия из кислых медьсодержащих растворов. Проводят обработку исходного раствора экстрагентом оксимного типа в виде 20-40 об.

Изобретение относится к металлургии благородных металлов, в частности к переработке сульфидных концентратов, содержащих благородные металлы. Проводят гидрохимическую доводку сульфидного концентрата в растворе азотной кислоты с отделением раствора-маточника.
Изобретение относится к гидрометаллургии благородных металлов. Электрохимическая переработка золотосодержащего сплава включает его анодное растворение с последующим восстановлением золота на катоде с использованием электролита.

Изобретение относится к переработке сульфидных концентратов, содержащих благородные металлы, с использованием микроорганизмов. Технологическая линия содержит узел приготовления пульпы, состоящий из разгрузочного лотка и контактного чана, емкость технологической воды и агитационный чан приготовления питательных веществ для бактериальной культуры, основной ферментер и каскад дополнительных ферментеров, систему аэрации пульпы, приемный чан выщелоченных продуктов.

Изобретение относится к металлургии благородных металлов и может быть использовано для экстракционного выделения золота (III) с высокой селективностью из растворов.

Настоящее изобретение относится к способу извлечения содержащего сульфид меди концентрата путем пенной флотации из руды, содержащей сульфид железа. Способ извлечения содержащего сульфид меди концентрата из руды, содержащей сульфид железа, включает следующие стадии: a) мокрого размола руды с использованием мелющих тел с получением минеральной пульпы, b) кондиционирования минеральной пульпы с использованием соединения-собирателя с получением кондиционированной минеральной пульпы, и c) пенной флотации кондиционированной минеральной пульпы с получением флотационной пены и флотационных хвостов, отделения флотационной пены от флотационных хвостов для извлечения содержащего сульфид меди концентрата.

Изобретение относится к металлургии и может быть применено для комплексной переработки пиритсодержащего сырья. Осуществляют безокислительный обжиг, обработку огарка с растворением железа, цветных металлов, серебра и золота и получение их концентратов.

Способ извлечения благородных металлов из анодного шлама, полученного при электролизе меди, включает: (a) выщелачивание анодного шлама в водном растворе серной кислоты для удаления выщелачиваемых хлоридов и с получением первого остатка выщелачивания, обедненного хлоридами.

Способ управления процессом окисления сульфидов окислительным выщелачиванием сульфидсодержащей руды или концентрата в водной пульпе в многосекционном автоклаве кислородсодержащим газом при постоянной температуре, поддерживаемой путем отвода охлаждающей водой тепла, выделившегося при окислении, предусматривает измерение и регулирование технологических параметров, оценку степени окисления сульфидов в автоклаве и ее корректировку по количеству тепла, выделенного в процессе окисления и переданного охлаждающей воде в секциях автоклава.
Изобретение относится к переработке азотнокислого актиноидсодержащего раствора. Способ включает очистку исходного азотнокислого актиноидсодержащего раствора от серебра путем восстановления в растворе серебра до металла в виде осадка дигидразидом угольной кислоты, отделение полученного осадка от осветленного раствора, количественное разложение восстановителя в осветленном растворе и сорбционное выделение актиноидов из осветленного раствора. Восстановление серебра из раствора дигидразидом угольной кислоты проводят при концентрации азотной кислоты 0,4-0,7 моль/л и температуре 81-92°С, при этом осветленный раствор корректируют азотной кислотой до концентрации 6-8 моль/л и нагревают до температуры 93-98°С. Обеспечивается очистка растворов от серебра до концентрации менее 100 мкг/л. 2 з.п. ф-лы, 2 пр.

Изобретение относится к гидрометаллургической переработке золотосодержащих упорных материалов. Способ основан на использовании слабокислых растворов азотной кислоты и заключается в интенсификации процесса гидрометаллургического извлечения золота путем совокупного использования озона на операции окисления и бинарной комплексообразующей системы, состоящей из аминокислоты и тиокарбамида, на операции выщелачивания. Техническим результатом является повышение эффективности процесса извлечения золота за счет сокращения его длительности при полноте извлечения золота в раствор более 90, а также уменьшения количества образующихся вторичных щелочных и солевых отходов. Изобретение может быть применено при переработке любого рудного материала. 8 з.п. ф-лы, 2 пр.

Наверх