СПОСОБ ИЗВЛЕЧЕНИЯ МЕТАЛЛОВ ИЗ МИНЕРАЛЬНОГО СЫРЬЯ

Изобретение относится к гидрометаллургии цветных, редких и благородных металлов, в том числе, меди, цинка, никеля, кобальта, молибдена, серебра, золота и других цветных, металлов, к чановому химическому и бактериально-химическому выщелачиванию измельченного минерального сырья, в частности, концентратов, промпродуктов и хвостов обогащения, техногенных продуктов, шламов, шлаков, огарков, руд. В частности, изобретение может быть использовано для бактериального вскрытия благородных металлов в упорном сульфидном минеральном сырье, в том числе, в упорных золотомышьяковых концентратах обогащения, кроме того, быть использовано для выщелачивания золота цианидами, тиокарбамидом, хлорными и другими реагентами, в условиях атмосферного и автоклавного выщелачивания.

Эффективность и продолжительность выщелачивания минерального сырья в значительной степени зависит от крупности частиц минерального сырья, которые при измельчении распределяются по крупности в зависимости от состава и механических свойств минерального сырья, применяемого оборудования, схемы и режима рудоподготовки.

Повышение извлечения металлов при выщелачивании и снижение продолжительности выщелачивания обеспечивает тонкое измельчение минерального материала, например до крупности 20 микрон и менее (WO 96/29439 А1, 26.09.1996 г.). Однако при снижении крупности частиц материала возрастают энергетические затраты на переработку и после выщелачивания продолжительность разделения твердой и жидкой фаз.

Известен способ извлечения золота из арсенопиритных руд (US №4822413, опублик. 18.04.1989 г.), заключающийся в бактериальном выщелачивании сульфидов и последующем растворении золота из кека выщелачивания цианированием. Известны способы выщелачивания минерального сырья трехвалентным железом в сернокислой среде с регенерацией окислителя железоокисляющими мезофильными бактериями при температуре 28-35°С (СА 2282848, С22В 3/18, опублик. 20.03.2001) и при температуре от 45 до 68°С термофильными бактериями (WO 0071763, С22В 3/18, опублик. 30.11.2000).

Известны способы бактериального выщелачивания сульфидного минерального сырья «BIOX» (Dew D.W. et al. The BIOX process for biooxidation of goldbearing ores or concentrates. Biomining: Theory, Microbes and Industrial processes, Ed. D.E.Rawlings, Chapter 3. Berlin: Springer-Verlag, 1997) и способ «BacTech» (AU 652231 В, опублик. 18.08.1994 г.).

Недостатками этих способов являются недостаточная эффективность и значительная продолжительность выщелачивания минеральных продуктов, большие затраты электроэнергии на перемешивание и аэрацию.

Известен способ переработки сульфидных медно-цинковых продуктов (RU 2203336, опублик. 05.03.2002), включающий выщелачивание ионами трехвалентного железа в сернокислой среде при интенсивном перемешивании до накопления иловой фракции -10 мкм до 40-60% от массы выщелачиваемого продукта, отделение фракции +10 мкм и возврат ее на первую стадию, довыщелачивание иловой фракции при аэрации воздухом до накопления иона трехвалентного железа до концентрации 12-15 г/дм³ и возврат продукта на выщелачивание с промежуточным выделением цветных металлов.

Способ технологически трудно реализуем, так как потоки между аппаратами определяются нестабильными, сложно контролируемыми условиями как накопление иловой фракции, обеспечение определенной концентрации иона трехвалентного железа, и недостаточно эффективен, так как ограничены температура и концентрации действующих реагентов и культура бактерий для окисления железа.

Наиболее близким аналогом заявленного изобретения является способ биоокисления сернистых полезных ископаемых для извлечения золота, серебра, металлов платиновой группы, цинка, кобальта, меди (US 005948375, С22В 11/00, С22В 15/00, С22В 23/00, приор. 10.07.1997). Способ включает биоокисление сульфидов металлов в одном реакторе, выделение из кека биоокисления гравитацией окисленной части сульфидов, в данном случае легкой фракции, биоокисление тяжелой фракции в последовательных реакторах, извлечение металлов из твердой или жидкой фаз легкой фракции.

Недостатками способа являются:

- гравитационное разделение кека биоокисления сульфидов не позволяет качественно выделить из кека окисленную фракцию, так как плотность частиц не определяет степень окисленности сульфидов, так как сульфиды металлов при окислении растворяются с образованием сульфатов и коллоидной элементной серы, частицы состоящие из сростков минералов различной плотности или содержащих металлы высокой плотности, например золото, имеют плотность не соответствующую степени окисленности отдельных минералов. В легкую фракцию попадают частицы вмещающей породы, имеющие небольшое количество сростков с не окислившимися сульфидами исходного материала, а в тяжелую фракцию возвращающуюся на биоокисление - имеющие высокую плотность вскрытые частицы золота;

- извлечение полезных металлов из легкой фракции приводит к потерям извлечения металлов высокой плотности, например золота;

- биоокисление при перемешивании в одном реакторе в непрерывном режиме не обеспечивает достаточное время пребывания и окисление всех поступающих частиц, так как вновь поступившая в реактор частица имеет высокую вероятность сразу выйти из реактора;

- не определена продолжительность биоокисления сульфидов металлов до гравитационного разделения, которая определяет долю окисленных сульфидов, в частности полученного результата 50% окисления всех частиц сульфидов в первом реакторе.

Технический результат, достигаемый настоящим изобретением, заключается в повышении извлечения металлов из минерального сырья.

Дополнительный результат, достигаемый изобретением, заключается в снижении энергетических затрат на переработку, уменьшением объемов реакторов, повышении производительности переработки.

Указанный технический результат достигается способом извлечения металлов из минерального сырья, включающим выщелачивание измельченного исходного материала не менее чем в 2-х последовательно соединенных реакторах при перемешивании, классификацию продукта выщелачивания по крупности на песковую и шламовую фракции, выщелачивание песковой фракции не менее чем в 2-х последовательно соединенных реакторах при перемешивании, извлечение металлов из фаз шламовой фракции и продукта выщелачивания песковой фракции.

Частные случаи использования изобретения характеризуются тем, что при крупности поступающего на выщелачивание исходного материала 60-100% класса минус 0,071-0,074 мм, классификацию продукта выщелачивания производят на фракции минус 0,044 мм и плюс 0,044 мм.

Предпочтительно, классификацию продуктов выщелачивания по крупности осуществлять в гидроциклоне.

Кроме того, предпочтительно песковую фракция перед выщелачиванием доизмельчать.

Также, выщелачивание песковой фракции проводят в отдельных реакторах и в реакторах и в реакторах выщелачивания исходного материала.

Кроме того, жидкая фаза после выщелачивания исходного сырья используют для выщелачивания песковой фракции в отдельных реакторах и для выщелачивания исходного материала.

Также, жидкая фаза после выщелачивания песковой фракции используют для выщелачивания исходного материала и для выщелачивания песковой фракции.

Кроме того, после выщелачивания в отдельных ректорах песковой фракции проводят классификацию по крупности продукта выщелачивания песковой фракции, с возвратом крупной фракции на выщелачивание.

В частном случае, шламовую фракцию подвергают выщелачиванию, продолжительностью меньше, чем выщелачивание песковой фракции.

Также, перед выщелачиванием проводят классификацию исходного материала по крупности и фракции выщелачивают в различных режимах.

При выщелачивании измельченного минерального сырья в одном реакторе с перемешиванием в непрерывном режиме только поступившие в реактор частицы имеют большую вероятность сразу выйти из реактора, не успев достаточное время взаимодействовать с реагентами. При выщелачивании в нескольких последовательных реакторах вероятность выхода частиц из реактора снижается. Выщелачивание не менее чем в 2-х последовательно соединенных реакторах с перемешиванием в непрерывном режиме позволяет обеспечить большее время пребывания всех поступающих частиц в зоне реакции.

Перемешивание при выщелачивании в реакторах обеспечивает повышение скорости массообменных физико-химических процессов, что увеличивает эффективность и уменьшает продолжительность процесса.

Минеральное сырье имеют многокомпонентный состав, включающий различные минералы металлов, вмещающие породы, благородные металлы - золото, серебро, которые отличаются по плотности, скорости выщелачивания, часто находятся в срастании друг с другом или вкраплены друг в друга. При выщелачивании измельченного минерального сырья сначала растворяются наиболее быстро выщелачиваемые минералы, причем сначала те, которые находятся на поверхности, при этом размер частиц уменьшается, поэтому крупность частиц в основном определяет степень их взаимодействия с реагентами.

Например, при окислительном бактериальном выщелачивании упорных золотосодержащих сульфидных концентратов практически все сульфиды растворяются, крупность частиц уменьшается, и определяет степень окисленности, при этом содержащиеся в сульфидах благородные металлы вскрываются и, в зависимости от минерального состава, плотность частиц может как повыситься, так и снизиться, и не определяет степень окисленности сульфидов. Также, размер частиц золота, поступающих на цианирование или хлорирование, определяет продолжительность и эффективность процесса.

Из растворов выщелачивания извлекаются перешедшие из минералов исходного минерального сырья металлы, например из сульфидных минералов медь, цинк, сурьма, мышьяк.

Крупность частиц материала подвергающегося выщелачиванию в реакторах с перемешиванием определяет скорость и эффективность процесса, поэтому на выщелачивание направляются измельченные материалы. Концентраты флотации имеют крупность 60-100% класса минус 0,071-0,074 мм, или смесь гравитационного концентрата после доизмельчения и флотационного концентратов, а также концентраты обогащения после доизмельчения до крупности 60-100% класса минус 0,044 мм.

Классификацию кека выщелачивания материала измельченного до крупности 60-100% класса минус 0,071-0,074 мм рационально проводить на фракции минус 0,044 мм и плюс 0,044 мм. Классификацию кека выщелачивания исходного материала измельченного до крупности 60-100% класса минус 0,044 мм рационально проводить на фракции меньшей крупности, например, минус 0,02 мм и плюс 0,02 мм.

Разделение частиц по крупности гидроциклоне происходит быстро и эффективно, размеры гидроциклона небольшие, производительность высокая, при этом не нужно производить значительные изменения расположения работающих реакторов выщелачивания. Работа гидроциклона не требует высоких затрат энергии и не представляет проблем в обслуживании.

Продолжительность выщелачивания материала в реакторах и крупность классификации кека выщелачивания определяются из требований высокого извлечения металлов из твердой или/и жидкой фаз после выщелачивания, зависящего от содержания в достаточной степени выщелоченных частиц в шламовой фракции после классификации и/или в песковой фракции после довыщелачивания. В основном эти параметры оцениваются экспериментальным путем. Например, из твердой фазы шламовой фракции биоокисления упорного сульфидного золотосодержащего концентрата обогащения, и из песковой фракции после доокисления извлечение золота цианированием должно быть не менее 90%.

Песковую фракцию после классификации подвергают довыщелачиванию, продолжительность которого должна быть достаточна для экономически целесообразного растворения минералов или металлов. Для повышения интенсивности и эффективности процесса перед довыщелачиванием песковая фракция доизмельчается. После классификации масса выщелачиваемого материала значительно сокращается, по результатам экспериментов в 2-3 раза, что позволяет повысить продолжительность и глубину переработки оставшейся фракции.

Выщелачивание песковой фракции после классификации можно осуществлять в отдельных реакторах или/и в реакторах, где проводят выщелачивание исходного материала.

В частных случаях, жидкая фаза после выщелачивания материала имеет высокую концентрацию реагентов, участвующих в выщелачивании, поэтому рационально ее использовать для выщелачивания, например, направляя в реакторы выщелачивания исходного сырья или песковой фракции. Например, при бактериальном выщелачивании упорных золотосодержащих сульфидных концентратов жидкая фаза содержит ионы трехвалентного железа и активные железо- и серуокисляющие бактерии, которые способны обеспечить окисление сульфидов.

Аналогично вышесказанному жидкую фазу после выщелачивания песковой фракции рационально использовать для выщелачивания исходного материала и песковой фракции.

При наличии крупной фракции после выщелачивания песковой фракции возможно проведение повторной классификации продукта выщелачивания песковой фракции по крупности на шламовую и песковую фракции, направление выделенной шламовой фракции на извлечение металлов и песковой фракции на довыщелачивание.

В частном случае, шламовая фракция содержит полезные металлы, для извлечения которых ее выщелачивают продолжительностью меньше, чем песковую фракцию.

В отдельных случаях, минеральное сырье рационально классификацировать по крупности перед выщелачиванием, а полученные фракции по крупности выщелачивать в различных режимах.

Изобретение иллюстрируется примерами реализации способа.

Пример 1.

Проведено извлечение металлов из пирротин-арсенопирит-антимонит-пиритного золотосодержащего концентрата флотационного обогащения, содержащего 21,3% пирротина, 10,4% арсенопирита, 15% пирита, 7% антимонита, золота 57 г/т с целью вскрытия упорного тонковкрапленного в сульфидных минералах золота для последующего его извлечения из твердой фазы планированием и растворения антимонита для последующего извлечения сурьмы из раствора.

Концентрат крупностью 80% класса минус 0,074 мм выщелачивали при перемешивании, аэрации воздухом, температуре 42°С, концентрации серной кислоты поддерживаемой на уровне 1,5-3,0 г/л, содержании твердой фазы 12%, ассоциацией железо- и серуокисляющих бактерий при добавлении минеральных солей общей продолжительностью 80 часов последовательно сначала в трех параллельных реакторах, затем объединенного из них потока в одном реакторе. Классификацию продукта выщелачивания проводили на фракции плюс 0,044 мм и минус 0,044 мм в гидроциклоне при соотношении диаметров насадок гидроциклона 0,3. В результате классификации выход шламовой фракции составил 65,1%, в которой степень окисления сульфидов 92%, извлечение золота цианированием из этой фракции составило 93,6%. Степень биоокисления выделенной классификацией песковой фракции составила 56%, извлечение золота из нее цианированием 67%. Выщелачиванием песковой фракции в 2-х последовательно соединенных реакторах с перемешиванием продолжительностью 80 часов с использованием жидкой фазы, выходящей из реакторов выщелачивания исходного концентрата, позволило повысить степень окисления сульфидов до 91,4%, и извлечение золота цианированием до 92,1%. При доизмельчении песковой фракции до 90% класса минус 0,044 мм перед биоокислением и продолжительности биоокисления 80 часов степень окисления сульфидов составила 93,4%, извлечение золота цианированием - 95,2%.

Суммарная степень биоокисления сульфидов концентрата в реакторах общей продолжительностью 126 часов составила 86,4%, извлечение сурьмы из антимонита в раствор 84,5%. Извлечение золота цианированием из биокека составило 89,2%. Сурьма из растворов выщелачивания извлекалась известными методами как осаждение или сорбция.

Реализация способа приводит к повышению степени выщелачивания сульфидов в концентрате за счет выделения окисленной части, что позволяет повысить продолжительность и соответственно степень выщелачивания крупной фракции. Снижение объема перерабатываемого материала позволяет повысить производительность переработки, увеличить продолжительность и глубину выщелачивания песковой фракции. Применение способа позволяет повысить извлечение металлов при переработке.

Пример 2.

Проведено извлечение металлов из кеков пероксон-солевого выщелачивания сульфидного медного концентрата флотационного обогащения крупностью 60% класса минус 0,044 мм, содержащего 230 г/т серебра и 1,6% меди.

Выщелачивание исходного сырья осуществлено в растворе серной кислоты концентрацией 20 г/л в присутствии трехвалентного железа концентрацией ионов 3 г/л и тиокарбамида концентрацией 15 г/л, при температуре 20°С, содержании твердой фазы 30%, в двух последовательно соединенных реакторах при перемешивании продолжительностью 12 часов. Классификация продукта выщелачивания проведена в батарее гидроциклонов диаметром 25 мм на песковую фракцию крупностью плюс 0,02 мм (выход фракции составил 52,6%), и шламовую фракцию крупностью минус 0,02 мм (выход фракции 47,2%). По результатам анализа содержания металлов во фракциях после выщелачивания из шламовой фракции серебро извлеклось на 79,3%, медь на 45%, из песковой фракции извлечение серебра 61%, меди 22%. После выщелачивания песковой фракции раствором серной кислоты концентрацией 20 г/л в присутствии трехвалентного железа концентрацией ионов 3 г/л и тиокарбамида концентрацией 15 г/л, при температуре 20°С отдельных в 2-х последовательно соединенных реакторах при перемешивании продолжительностью 12 часов серебро растворилось до 82,2% от исходного содержания, медь до 39%.

Продукт после выщелачивания песковой фракции классифицирован по крупности в батарее гидроциклонов на фракции крупностью минус 0,02 мм (шламовая-2, выход 32%) и плюс 0,02 мм (песковая-2, выход 68%). Из шламовой фракции серебро извлеклось на 84,5%, медь на 41,4%. Песковая-2 фракция возвращена в первый из последовательно соединенных реакторов выщелачивания песковой фракции.

Выщелачивание кека пероксон-солевого серной кислотой концентрацией 20 г/л в присутствии трехвалентного железа концентрацией ионов 3 г/л и тиокарбамида концентрацией 15 г/л, температуре 20°С, содержании твердой фазы 30%, продолжительностью 18 часов, в одном реакторе при перемешивании в раствор извлекается серебра не более 71%, меди 38%.

Применение способа позволило повысить суммарное извлечение серебра и меди из исходного сырья, при этом объемы перерабатываемого материала снижены, что позволяет повысить производительность переработки, а также уменьшить затраты энергии на перемешивание.