Способ переработки сульфидных концентратов, содержащих драгоценные металлы

Изобретение относится к области металлургии цветных и драгоценных металлов, в частности переработке сульфидных концентратов, содержащих золото и серебро.

Целевым продуктом переработки руд и песков, содержащих золото и серебро, гравитационными методами обогащения являются гравитационные концентраты. Подобные концентраты представляют собой неоднородную смесь самородных золота и серебра, золотосодержащих сульфидов, преимущественно пирита (FeS₂) и арсенопирита (FeAsS), оксидов и гидроксидов железа и группы оксидов, слагающих минералы – кремния, алюминия, кальция, магния. Содержание драгоценных металлов в богатых гравитационных концентратах, в зависимости от степени доводки, составляет, в среднем, 0,5÷5,0 % в сумме.

Известен способ переработки сульфидных концентратов гравитационного обогащения, содержащих драгоценные металлы, включающий окислительный обжиг концентрата при температуре 500÷700 °С в атмосфере кислорода воздуха и плавку полученного огарка в смеси с флюсами на шлак и лигатурное золото [1]. Недостатками способа-аналога являются высокие затраты связанные с улавливанием и утилизацией выделяющегося сернистого газа (SO₂) и триоксида мышьяка (As₂O₃) и потери драгоценных металлов с пылью операции обжига.

Известен способ переработки сульфидных концентратов, содержащих драгоценные металлы, который принят за прототип, как наиболее близкое к заявляемому техническое решение [2].

По известному способу сульфидный концентрат смешивают с кальцийсодержащим флюсом, в качестве которого используют гидроксид, оксид или карбонат кальция в количестве выше 100 % от стехиометрически необходимого для полного связывания серы в гипс, шихту обжигают в среде кислородсодержащего газа при температуре 600-750 °С, полученный огарок перерабатывают методом цианидного выщелачивания с извлечением драгоценных металлов в раствор. Недостатком способа-прототипа является снижение извлечения драгоценных металлов в раствор при наличии в исходных концентратах крупных, свыше 100 микрон, частиц золота и серебра вследствие низкой скорости их растворения при цианировании.

Задачей, на решение которой направлено заявляемое изобретение, является повышение извлечение драгоценных металлов при переработке сульфидных концентратов.

Указанный технический результат достигается тем, что в известном способе переработки сульфидных концентратов, содержащих драгоценные металлы, включающем смешивание концентрата с кальцийсодержащим флюсом, обжиг шихты в среде кислородсодержащего газа с получением огарка, цианидное выщелачивание огарка, согласно изобретению полученный огарок смешивают с водой и дезинтегрируют, пульпу огарка перерабатывают гравитационным методом с получением обогащенного концентрата и хвостового продукта, обогащённый концентрат высушивают и плавят в смеси с флюсами, хвостовой продукт гравитационного обогащения измельчают и направляют на цианидное выщелачивание.

Отличием предлагаемого технического решения от прототипа является введение новых операций дезинтеграции огарка в водной среде, гравитационное обогащение огарка, плавки гравитационного концентрата огарка с флюсами, измельчение хвостового продукта гравитационного обогащения огарка.

Физико-химическая сущность заявляемого способа основывается на окислительном разложении кислородом пирита, арсенопирита и других сульфидов при нагревании с образованием сульфата и арсената кальция, оксидов железа и цветных металлов. Разложение пирита и арсенопирита при термообработке шихты протекает по результирующим реакциям 1, 2:

2FeS₂ + 4Ca(OH)₂ + 7,5O₂ → Fe₂O₃ + 4CaSO₄ + 4H₂O (1)

2FeAsS + 5Ca(OH)₂ + 7O₂ → Fe₂O₃ + Ca₃(AsO₄)₂ + 2CaSO₄ + 5H₂O (2)

Продуктом процесса является огарок, содержащий драгоценные металлы, оксиды железа и цветных металлов, сульфат и арсенат кальция. Также в огарке содержатся оксиды кремния, алюминия, кальция и магния. Огарок дезинтегрируют смешиванием с водой в соотношении 1:(1÷2) и интенсивным перемешиванием пульпы. В процессе дезинтеграции крупные хлопьевидные агрегаты сульфата и арсената кальция разрушаются, высвобождая мелкие частицы драгоценных металлов и оксида железа. Последующая переработка пульпы огарка гравитационным методом позволяет эффективно осуществить селекцию крупных металлических частиц золота и серебра от сульфата и арсената кальция, имеющих плотность 2,96 и 3,62 г/см³. В процессе гравитационной переработки огарка, например на концентрационных столах, крупные зёрна оксида железа размером выше 0,2 мм преимущественно переходят в гравитационный концентрат огарка, а мелкие частицы Fe₂O₃ переходят в хвостовой продукт гравитации.

Получаемый гравитационный концентрат огарка, состоящий в основном из зерен оксида железа и металлических частиц золота и серебра крупностью свыше 0,05 мм, высушивают и плавят в смеси с флюсами на лигатурное золото и шлак. Хвостовой продукт гравитационного обогащения огарка на основе сульфата и арсената кальция измельчают до крупности класса менее 0,1 мм с целью разрушения мелких зёрен оксида железа и высвобождения присутствующих в них частиц золота и серебра и выщелачивают в растворе цианида натрия с извлечением в раствор драгоценных металлов.

В сравнении со способом–прототипом в заявляемом способе повышение извлечения драгоценных металлов достигается за счёт эффективного извлечения крупных частиц золота и серебра из огарка гравитационным методом и последующей плавки гравитационного концентрата огарка на лигатурное золото и шлак.

В качестве кальцийсодержащего флюса в заявляемом способе используется гидроксид, оксид и карбонат кальция Ca(OH)₂, CaO, CaCO₃. По результатам испытаний данные соединения в сравнительно одинаковой степени эффективно связывают серу и мышьяк в форму сульфата и арсената кальция в процессе окислительного обжига. Количество кальцийсодержащего флюса в смеси на окислительный обжиг берется в количестве 105-110 % от стехиометрически необходимого для связывания серы и мышьяка, присутствующих в перерабатываемом концентрате, в сульфат и арсенат кальция. Экспериментально установлено, что при указанном количестве кальцийсодержащего флюса в смеси сера и мышьяк в процессе обжига на 97-98 % переходят в форму сульфата и арсената кальция и остаются в огарке.

В заявляемом способе температурный диапазон при котором ведётся окислительный обжиг смеси выбран по результатам экспериментальных исследований и составляет 600÷750 °С. Установлено, что при температуре ниже 600 °С степень окисления сульфидов с образованием сульфата и арсената кальция снижается, а обжиг смеси при температуре выше 750 °С степень окисления сульфидов не увеличивает, но обусловлен более высокими затратами и спеканием частиц огарка.

Сопоставительный анализ заявляемого способа с прототипом показывает, что заявляемый способ отличается от известного введением новых операций дезинтеграции огарка в водной среде, гравитационного обогащения огарка, плавки гравитационного концентрата огарка с флюсами, измельчения хвостового продукта гравитационного обогащения огарка.

Для доказательства соответствия заявляемого изобретения критерию «изобретательский уровень» проводилось сравнение с другими техническими решениями, известными из источников, включенных в уровень техники.

Заявляемый способ переработки сульфидных концентратов, содержащие драгоценные металлы соответствует требованию «изобретательского уровня», так как обеспечивает повышение извлечения драгоценных металлов в целевой продукт, что не следует явным образом из известного уровня техники.

Пример использования заявляемого способа

Для экспериментальной проверки заявляемого способа использовали гравитационный концентрат класса крупности менее 2 мм, полученный при обогащении золотосодержащей руды месторождения, расположенного в Российской Федерации, на центробежных концентраторах Knelson и концентрационном столе СКО-2,0. В качестве реагентных добавок использовали известь гидратную пушонку 1 сорта ГОСТ 9179-77 и химические реагенты марки «Ч». Продукты, получаемые в экспериментах, анализировали на содержание основных компонентов с использованием атомно-абсорбционного, химического, пробирно-гравиметрического и рентгеноструктурного методов анализа. Вещественный состав гравитационного концентрата представлен в таблице 1.

Таблица 1 – Вещественный состав гравитационного концентрата

На лабораторных весах взвесили 1000,0 г гравитационного концентрата и 1170,0 г извести. Материалы смешали и тщательно усреднили. Шихту поместили в противень нержавеющей стали слоем 1,0-1,5 см. Противень с шихтой загрузили в камерную печь сопротивления. Шихту обжигали с доступом воздуха в камеру печи при температуре 600 и 750 °С продолжительности по 1,5 часа при каждой температуре и периодическом перемешивании материала. В процессе обжига шихты выделения в газовую фазу оксидов серы и мышьяка не фиксировали. По завершении обжига противень выгрузили из печи, огарок светло-серого цвета охладили и взвесили. Масса огарка гравитационного концентрата составила 2540,0 г.

Полученный огарок загрузили в лабораторный реактор со скоростной мешалкой, залили в реактор 5000 мл воды и перемешивали в течение 15 минут. По завершении операции дезинтеграции пульпу огарка выгрузили из реактора и переработали на концентрационном столе СКО-0,5 в стандартном режиме. Продукты гравитационного обогащения огарка – обогащённый гравитационный концентрат огарка и хвостовой продукт высушили, взвесили и анализировали на содержание контролируемых компонентов. Выход и состав продуктов приведён в таблице 2.

Таблица 2 – Вещественный состав продуктов гравитационного обогащения огарка

Гравитационный концентрат огарка смешали с флюсами - бурой (Na₂B₄O₇·10H₂O), известью и кварцевым песком. Смесь усреднили и поместили в шамотный тигель ШМБ-Т-0,75. Тигель с шихтой загрузили в шахтную печь сопротивления с карбидокремниевыми электронагревателями и выдержали при температуре 1170 °С в течение 30 минут. По окончании плавки тигель извлекли из печи и охладили. Продукты плавки – шлак и слиток сплава лигатурного золота извлекли из тигля, разделили по границе ликвации, взвесили и анализировали на содержание элементов пробирным и химическим методами анализа. Данные по составу шихты, выходу продуктов плавки, содержанию в них золота, серебра и железа приведены в таблице 3.

Таблица 3 – Результаты плавки гравитационного концентрата огарка

Результаты, приведенные в таблице 3, и расчеты, показывают, что при плавке гравитационного концентрата огарка по заявляемому способу получен целевой сплав лигатурного золота с суммарным содержанием драгоценных металлов 96,46 %. В сплав извлекается 97,85 % золота и 78,70 % серебра, содержащихся в исходном гравитационном концентрате.

Хвостовой продукт гравитационного обогащения огарка массой 2349,0 г загрузили в лабораторную шаровую мельницу, добавили 1300 мл воды и измельчили продукт до крупности менее 0,1 мм. Пульпу измельчённого хвостового продукта перегрузили в лабораторный реактор, прилили к пульпе 5700 мл воды и при температуре 60 ºС с перемешиванием, в течение 24 часов вели цианидное выщелачивание, периодически вводя в пульпу гидроксид натрия и раствор цианида натрия с поддержанием в пульпе С_NaOH ≈ 0,2 % и C_NaCN ≈ 2,0 %. По завершении операции пульпу фильтровали. Получили раствор объемом 7000 мл и кек цианирования хвостового продукта, сухой массы 2267,0 г. Данные анализов по содержанию контролируемых элементов в продуктах операции приведены в таблице 4.

Таблица 4 – Данные цианидного выщелачивания хвостового продукта

гравитационного обогащения огарка

Расчеты на основе данных таблицы 4 показывают, что в процессе цианирования измельчённого хвостового продукта гравитационного обогащения огарка в цианидный раствор из этого материала извлекается 90,35 % золота и 67,83 % серебра.

В целом, при переработке исходного сульфидного гравитационного концентрата заявляемым способом в целевые продукты – сплав лигатурного золота и цианидный раствор извлекается 99,59 % золота и 91,44 % серебра. Переработка цианистого раствора с получением лигатурного золота и серебра осуществляется известными способами. Кек цианирования хвостового продукта и шлаки, в которых задолжено 0,41 % золота и 8,56 % серебра являются оборотными промпродуктами и направляются на переработку с исходной рудой.

Пример использования способа-прототипа

Навески исходного гравитационного концентрата массой 1000,0 г и извести пушонки 1170,0 г смешали и тщательно усреднили. Шихту поместили в противень нержавеющей стали слоем 1,0-1,5 см. Противень с шихтой загрузили в камерную печь сопротивления. При периодическом перемешивании шихту обжигали с доступом воздуха в камеру печи по 1,5 часа при температуре 600 и 750 °С. По завершении обжига противень выгрузили из печи, огарок охладили и взвесили. Масса огарка гравитационного концентрата светло-серого цвета составила 2543,0 г.

Огарок перегрузили в лабораторный реактор, прилили к пульпе 7500 мл воды и при температуре 60 ºС с перемешиванием, в течение 24 часов вели цианидное выщелачивание, периодически вводя в пульпу гидроксид натрия и раствор цианида натрия с поддержанием в пульпе С_NaOH ≈ 0,2 % и C_NaCN ≈ 2,0 %. По завершении операции выщелачивания пульпу фильтровали. Получили раствор объемом 7500 мл и кек цианирования огарка, сухой массы 2385,0 г. Данные анализов по содержанию контролируемых элементов в продуктах выщелачивания огарка приведены в таблице 5.

Таблица 5 – Данные цианидного выщелачивания огарка гравитационного концентрата

Расчеты на основе данных таблицы 5 показывают, что в процессе цианидного выщелачивания огарка гравитационного концентрата в цианидный раствор из этого материала извлекается 79,19 % золота и 58,94 % серебра.

Сравнение полученных результатов показывает, что при переработке сульфидных концентратов заявляемым способом в целевые продукты – сплав лигатурного золота и цианистый раствор золота извлекается на 20,4 %, а серебра на 32,5 % выше, чем при использовании способа-прототипа.

Для доказательства критерия «промышленное применение» заявленный способ испытан в укрупненном масштабе на базе ООО НИИПИ «ТОМС».

ИСТОЧНИКИ ИНФОРМАЦИИ

1. Патент РФ № 1649815 МКИ С22В 11/02. Способ извлечения благородных металлов из гравитационных концентратов / С.В. Баликов, Н.А. Дубинин, А.П. Манохин (Россия) – № 4749419/02; Заявл. 11.10.1989. (Авторское свидетельство СССР переоформлено на патент РФ и зарегистрировано в Государственном реестре изобретений 13 апреля 1993 года).

2. Патент RU № 2078146 C1, МПК C22B 11/02. Способ обжига металлосодержащих сульфидно-мышьяковистых или сульфидно-золотосодержащих руд или концентратов / Уиллем П.С.Дюивестейн [US], Мануэль Р.Ластра [US] – опубликовано 27.04. 1997 г – прототип.