способ извлечения золота и серебра из бедного забалансового сырья

Формула изобретения

1. Способ извлечения золота и серебра из бедного забалансового сырья, включающий выщелачивание растворами цианистых солей и сорбцию растворенного золота, отличающийся тем, что перед выщелачиванием исходный материал подвергают измельчению до крупности -0,1 ... -0,15 мм, затем проводят флотационное обогащение с получением обедненных по золоту и серебру хвостов, направляемых в отвал, и обогащенного концентрата, золото и серебро из которого извлекают выщелачиванием растворами цианистых солей в присутствии синтетического анионита.

2. Способ по п.1, отличающийся тем, что, с целью обеспечения получения отвальных по золоту и серебру хвостов, флотационное обогащение проводят с выходом концентрата не менее 15%.

Описание изобретения к патенту

Широкое применение для переработки золота и золотосеребросодержащих руд имеют гидрометаллургические методы и среди них - метод цианирования, в котором в качестве выщелачивающего агента используют растворы цианистых солей или его разновидность - сорбционное выщелачивание, когда цианирование проводят в присутствии сорбентов (активированных углей или синтетической смолы).

Использование цианистых металлов выщелачивания руды, измельченной до 0,1 мм, обеспечивает высокое (80 - 90%) извлечение золота и серебра из окисленных руд. Однако в ряде случаев главным образом при переработке первичных руд с повышенным содержанием сульфидом и арсенидов, эффективность цианирования значительно снижается, и для достижения высоких показателей перед цианированием проводят флотацию с получением богатого по содержанию золота сульфидного концентрата и обедненных хвостов. Хвосты флотации направляются на цианидное выщелачивание или в отвал, а для переработки концентрата флотации, выход которого обычно составляет 3 - 10% [1, 2], применяют схемы с цианидным выщелачиванием его в более жестком режиме или с цианидным выщелачиванием продуктов его предварительного обжига или автоклавного высокотемпературного выщелачивания.

Однако для переработки бедных забалансовых руд этот способ не применяется, т.к. из-за крайне низкого (менее 1,5-2,0 г/т) содержания золота использование таких сложных схем нерентабельно.

В мировой практике для извлечения золота из забалансовых руд широкое распространение получил способ кучного выщелачивания. По этому способу руду формируют в кучу на специально подготовленных площадках, обеспечивающих надежную гидроизоляцию, и орошают растворами цианистых солей. Выходящий из кучи продуктивный раствор направляют на выделение золота и серебра. Выделение золота и серебра из продуктивных растворов может осуществляться осадительными методами. В сорбционных методах для извлечения ценных элементов обычно используют активированный уголь [3, 4].

Способ обработки бедных забалансовых золотосеребросодержащих руд,включающий выщелачивание их растворами цианистых солей, приводимое по методу кучного выщелачивания, и последующее сорбционное извлечение ценных элементов из продуктивных растворов на синтетическом сорбенте, и принят за прототип изобретения.

Основными недостатками этого способа являются низкое извлечение золота и серебра, которое обычно не превышает 30 - 40% [4], и длительность процесса (1 - 3 мес.).

Предлагаемый способ заключается в том, что бедную забалансовую руду, измельченную до крупности - 0,1 - 0,15 мм, подвергают обогащению с выходом концентрата не менее 15% и сбросных по золоту и серебру хвостов. Ценные элементы из концентрата извлекают методом сорбционного выщелачивания, проводимого с использованием растворов цианистых солей в присутствии селективного по золоту и серебру синтетического анионита.

Осуществление такой схемы позволяет в несколько раз сократить объем материалов, поступающего на стадию сорбционного выщелачивания, и делает возможным применение способа, обеспечивающего высокое (более 70-75%) извлечение золота из крайне бедных забалансовых руд, переработка которых до последнего времени считалась нерентабельной.

Пример. Провели переработку бедной кварцевой руды, содержащей золота 1,4 г/т, серебра 0,9 г/т, серы сульфидной 0,4%, SiO₂ 75,86%, по методу кучного выщелачивания и по предлагаемому способу.

Переработку методом кучного выщелачивания проводили в аппарате, моделирующем процесс кучного выщелачивания, в следующих условиях: исходную руду крупностью 1-5 и 5-10 мм орошали раствором KCN с концентрацией 1 г/л. Выходящий раствор накапливали для последующего выделения из него ценных элементов сорбций на синтетическом сорбенте. Окончание опыта по выщелачиванию золота из руды определяли по результатам анализа выходящего из кучи раствора.

По предлагаемому способу исходную руду после измельчения до крупности 70 - 75% класса - 0,074 мм (94 - 96% класса - 0,1 мм) подвергали обогащению с использованием стандартных реагентов. Выход концентрата составлял 8 - 17%. Полученный концентрат направляли на сорбционное выщелачивание. Сорбционное выщелачивание проводили щелочным раствором цианистой соли в присутствии сорбента. Концентрация цианистой соли в растворе составляла 1 г/л, продолжительность выщелачивания - 24 ч. Полученные результаты приведены в табл. 1 - 4.

Как видно, переработка руды по методу кучного выщелачивания обеспечивает извлечение золота не выше 50%. При этом продолжительность процесса составляет более 1,5 мес.

Осуществление предлагаемого способа позволило улучшить основные показатели процесса при значительном сокращении продолжительности переработки. Так, извлечение золота по предлагаемой схеме возросло до 65 - 80% при продолжительности переработки менее суток.

Сопоставление данных табл. 2 - 4, полученных при осуществлении флотационного обогащения исходного материала в разных режимах, показывает, что лучшие результаты достигаются при выходе концентрата не менее 15% - общее извлечение золота и серебра по схеме в этом случае составило 75 - 80% и 50% соответственно.

Проведение флотации с меньшим, обычно принятым при флотационном обогащении выходом флотоконцентрата 8%, приводит к снижению показателей - общее извлечение по схеме составило: 65% для золота и 38% для серебра.

Использование предлагаемого способа для переработки бедных забалансовых руд позволит:

на 30 - 40% повысить извлечение золота;

сократить в 5 - 6 раз объем рудного сырья, подвергаемого цианидному выщелачиванию;

в 1,5 - 2 раза сократить расход KCN;

повысить в 5 - 7 раз емкость насыщенного сорбента;

уменьшить в 5 - 7 раз объем товарного регенерата;

повысить в 5 - 10 раз содержание золота в товарном регенерате;

сократить в 3 - 5 раз расход реагентов на переработку товарного регенерата. .