Способ переработки сульфидного концентрата, содержащего драгоценные металлы

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

Целевым продуктом обогащения золотосодержащих руд с использованием метода флотации являются флотационные концентраты. Типичные флотационные золотосодержащие концентраты представляют собой смесь сульфидов, преимущественно пирита (FeS₂) и арсенопирита (FeAsS) и группу оксидов, слагающих минералы – кремния, алюминия, кальция, магния. Содержание золота в концентратах в среднем составляет 30-70 г/т, пирита и арсенопирита в сумме 40-60 %, силикатных минералов 30-50 %. Нередко в концентратах присутствует органическое углистое вещество в количестве от 1 до 5 %, обладающее сорбционной активностью по отношению к цианидному комплексу золота.

Тонкая диспергация золота в сульфидах и наличие в концентратах сорбционно активного углистого вещества обуславливают высокую упорность таких флотационных концентратов к процессу извлечения золота методом цианидного выщелачивания. Технологическим приёмом, позволяющим эффективно перерабатывать упорные золотосодержащие сульфидные концентраты по цианидной технологии, является предварительная окислительная обработка концентратов с разрушением сульфидных компонентов.

Известен способ переработки упорных золотосодержащих сульфидных концентратов включающий кислотную обработку измельчённого концентрата, отмывку пульпы, автоклавное выщелачивание пульпы концентрата при температуре 225-235 °С и давлении кислорода, охлаждение выщелоченной пульпы, кондиционирование пульпы, её обезвоживание с промывкой и последующее сорбционное цианирование автоклавного остатка [1]. Недостатками способа-аналога являются значительные капитальные и текущие затраты на переработку концентратов.

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 класса крупности 100 % минус 200 меш (минус 75 мкм) 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 сульфат кальция. Шихту обжигают в среде кислородсодержащего газа при температуре 600-750 °С, полученный огарок в дальнейшем перерабатывают с целью извлечения золота и серебра известными способами. В процессе окислительного обжига шихты органическое углистое вещество концентрата сгорает, а сульфиды разлагаются с образованием пористых золотосодержащих частиц гематита Fe₂O₃, что в результате обеспечивает более эффективное извлечение драгоценных металлов из огарка при цианидном выщелачивании.

Недостатком способа-прототипа является снижение извлечения драгоценных металлов в раствор при нахождении значительной доли золота и серебра в сульфидных зёрнах концентрата в виде тонкодисперсных включений крупностью менее 1 мкм.

Техническим результатом, на решение которой направлено заявляемое изобретение, является повышение извлечения драгоценных металлов при переработке сульфидных золотосодержащих концентратов.

Указанный технический результат достигается тем, что при переработке сульфидного концентрата, содержащего драгоценные металлы, включающей стадии смешивания сульфидного концентрата, содержащего драгоценные металлы, с кальцийсодержащим флюсом с получением шихты, обжиг шихты в среде кислородсодержащего газа при температуре 600-750 °С с получением огарка, в шихту до обжига вводят дополнительно хлорид кальция в количестве 2-6 % от массы сульфидов, содержащихся в сульфидном концентрате, а полученный огарок после обжига измельчают до крупности класса менее 30 мкм.

Отличием предлагаемого технического решения от прототипа является изменённый состав шихты на обжиг концентрата и введение новой операции измельчения огарка.

Физико-химическая сущность заявляемого способа основывается на окислительном разложении сульфидных компонентов концентрата кислородом при нагревании шихты 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)

В качестве кальцийсодержащего флюса в заявляемом способе используется гидроксид, оксид или 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 110-115 % 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 в состав шихты на обжиг сульфидного концентрата дополнительно вводится хлорсодержащий реагент – хлорид кальция. Назначение добавки CaCl₂ заключается в усилении эффекта термохимического разрушения зёрен оксида железа за счёт образования промежуточных соединений хлорида железа по реакциям 3, 4:

FeS₂ + CaCl₂ + 3O₂ → FeCl₂ + CaSO₄ + SO₂ (3)

2FeCl₂ + 1,5O₂ → Fe₂O₃ + 2Cl₂ (4)

Выделяющийся хлор создает также более агрессивную окислительную среду в реакционном объёме обжигаемого материала, взаимодействует с цветными металлами и серебром, образуя хлорид серебра AgCl и способствует повышению извлечения серебра и золота при цианидном выщелачивании огарка.

Необходимый и достаточный расход хлорида кальция, вводимого в шихту на окислительный обжиг выбран по результатам экспериментальных исследований и составляет 2-6 % от массы сульфидов FeS₂, FeAsS, содержащихся в концентрате. Установлено, что при расходе CaCl₂ ниже 2 % добавка этого реагента не оказывает заметного влияния на повышение извлечения драгоценных металлов при цианировании огарка, а расход выше 6 % при максимально возможном увеличении извлечения золота и серебра сопровождается коррозионным разрушением стальных частей обжиговой установки.

Лабораторные исследования и испытания показали, что весьма эффективным фактором повышения извлечения драгоценных металлов при цианировании огарков является их предварительное измельчение до класса крупности менее 30 мкм. Установлено, что в процессе окислительного обжига концентрата образующиеся зёрна гематита Fe₂O₃ в значительной степени наследуют форму и размер исходных зёрен пирита и арсенопирита и, соответственно, включения, содержащихся в них дисперсных частиц драгоценных металлов. В процессе измельчения огарка зёрна гематита разрушаются, что сопровождается высвобождением находящихся в них мелких золотосодержащих частиц размером менее микрона, которые становятся доступны для последующего цианидного выщелачивания.

Предварительное измельчение огарка обеспечивает также разрушение крупных частиц сульфата и арсената кальция, что способствует качественному отделению насыщенного сорбента от пульпы при использовании варианта сорбционного цианидного выщелачивания огарка.

Сопоставительный анализ заявляемого способа с прототипом показывает, что заявляемый способ отличается от известного составом шихты на окислительный обжиг концентрата и введением новой операции измельчения 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 флотационный концентрат класса крупности 80 % минус 71 мкм, полученный при обогащении золотосодержащей руды месторождения, расположенного в Российской Федерации. В качестве реагентов использовали известь гидратную пушонку 1 сорта ГОСТ 9179-77 и хлорид кальция марки «Ч» крупностью менее 100 мкм. Продукты, получаемые в экспериментах, анализировали на содержание основных компонентов с использованием атомно-абсорбционного, химического, пробирно-гравиметрического и рентгеноструктурного методов анализа. Вещественный состав флотационного концентрата представлен в таблице 1.

Таблица 1 – Вещественный состав флотационного концентрата

На лабораторных весах взвесили 1000,0 г флотационного концентрата, 740,0 г извести и 27,0 г хлорида кальция. Материалы смешали и тщательно усреднили. Шихту поместили в противень жаростойкой нержавеющей стали слоем 1,5-2,0 см. Противень с шихтой загрузили в камерную печь сопротивления. Шихту обжигали при температуре 650 ºС в течение 60 минут с доступом воздуха в камеру печи и периодическом перемешиванием материала. В процессе обжига шихты выделения в газовую фазу оксидов серы и мышьяка не фиксировали. По завершении обжига противень с огарком выгрузили из печи, охладили, огарок взвесили. Масса огарка флотационного концентрата составила 1920,0 г. По данным рентгеноструктурного анализа огарок содержал, в масс. %: 53,6 CaSO₄; 17,0 Fe₂O₃; 5,2 Ca₃(AsO₄)₂; 13,3 SiO₂; 5,1 Al₂O₃; 5,8 CaO.

Огарок флотационного концентрата загрузили в лабораторную бисерную мельницу, добавили 3200 мл воды и измельчили продукт до класса крупности менее 30 мкм. Пульпу измельчённого огарка перегрузили в лабораторный реактор, добавили в пульпу 160,0 г угольного сорбента Norit RO 3515 и при температуре 20 ºС с перемешиванием, в течение 36 часов провели цианидное выщелачивание огарка, периодически вводя в пульпу раствор цианида натрия с поддержанием в пульпе C_NaCN ≈ 0,3 %. Щелочность пульпы pH > 12,0 поддерживалась за счет свободной CaO, содержащейся в огарке. По завершении операции сорбент отделили от пульпы на сите, пульпу фильтровали, кек цианирования огарка высушили. Масса кека огарка флотационного концентрата составила 1729,0 г. По данным пробирного анализа кек цианирования огарка содержал 4,0 г/т золота и 22,9 г/т серебра. В соответствие с расчетами извлечение драгоценных металлов на сорбент в процессе цианидного выщелачивания огарка составило 81,3 % золота и 64,7 % серебра.

Пример использования способа-прототипа:

На лабораторных весах взвесили 1000,0 г флотационного концентрата и 740,0 г извести. Материалы смешали и тщательно усреднили. Шихту поместили в противень жаростойкой нержавеющей стали слоем 1,5-2,0 см. Противень с шихтой загрузили в камерную печь сопротивления. Шихту обжигали при температуре 650 ºС в течение 60 минут с доступом воздуха в камеру печи и периодическом перемешиванием материала. В процессе обжига шихты выделения в газовую фазу оксидов серы и мышьяка не фиксировали. По завершении обжига противень выгрузили из печи, огарок охладили и взвесили. Масса огарка флотационного концентрата составила 1896,0 г.

Огарок загрузили в лабораторный реактор, залили в реактор 3200 мл воды и добавили в пульпу 160,0 г угольного сорбента Norit RO 3515. При температуре 20 ºС с перемешиванием, в течение 36 часов провели цианидное выщелачивание огарка, периодически вводя в пульпу раствор цианида натрия с поддержанием в пульпе C_NaCN ≈ 0,3 %. Щелочность пульпы pH > 12,0 поддерживалась за счет свободной CaO, содержащейся в огарке. По завершении операции сорбент отделили от пульпы на сите, пульпу фильтровали, кек цианирования огарка высушили. Масса кека огарка флотационного концентрата составила 1708,0 г. По данным пробирного анализа кек цианирования огарка содержал 5,6 г/т золота и 33,1 г/т серебра. В соответствие с расчетами извлечение драгоценных металлов на сорбент в процессе цианидного выщелачивания огарка составило 74,2 % золота и 49,5 % серебра.

Сравнение полученных результатов показывает, что при переработке сульфидных концентратов заявляемым способом при цианидном выщелачивании огарка на угольный сорбент золота извлекается на 7,1 %, а серебра на 15,2 % 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 № 2514900 МКИ C22B 11/00. Способ переработки золотосодержащих концентратов двойной упорности / Я.М. Шнеерсон, Л.В. Чугаев, В.К. Фёдоров, А.Ю. Лапин, П.В. Зайцев, М.А. Плешков, М.В. Клементьев (Россия) – опубликовано 10.05. 2014 г.

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.