способ выщелачивания зернистых материалов

Формула изобретения

1. СПОСОБ ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ ЗЕРНИСТЫХ МАТЕРИАЛОВ, включающий просачивание раствора через слой материала и раздельное и непрерывное выведение продуктов из процесса просачивания, отличающийся тем, что выведенные из процесса просачивания раствор и материал объединяют, агитируют, разделяют и повторно подают в процесс просачивания.

2. Способ по п.1, отличающийся тем, что на агитацию выводят 10-100% мас. /ч от общего количества материала.

3. Способ по п.1, отличающийся тем, что агитацию ведут при отношении Ж:Т равном 3-10:1.

Описание изобретения к патенту

Изобретение относится к гидрометаллургии и может быть использовано при выщелачивании зернистых материалов.

Известен способ выщелачивания зернистых материалов путем просачивания через них выщелачивающего раствора с последующей выгрузкой материала и раствора [1]

Однако этот способ является неэффективным из-за невысокой скорости процесса и низкого извлечения золота (70-80%).

Наиболее близким по технической сущности и принятым за прототип является камир-процесс выщелачивания золота и серебра, включающий подачу выщелачивающего раствора снизу через слой руды. При этом раствор выводится сверху, а выщелоченная руда выгружается снизу [2]

Недостатками данного способа является продолжительность процесса и невысокое извлечение золота.

Задачей изобретения является устранение этих недостатков.

Сущность изобретения заключается в том, что, в известном способе выщелачивания, включающем просачивание раствора через слой материала и раздельное и непрерывное выведение продуктов из процесса, согласно изобретению выведенные из процесса просачивания раствор и материал объединяют, агитируют, затем разделяют и повторно подают в процесс просачивания. Причем на агитацию выводят 10-100 мас. в час от общего количества материала и ведут агитационное выщелачивание при Ж:T (3-10):1.

В предлагаемом изобретении часть материала (10-100 мас. от общего количества) выводят из процесса перколяционного выщелачивания (просачивания) и подвергают интенсивному агитационному выщелачиванию (в течение 1-5 с) с высокотурбулентным движением твердых частиц и раствора. Такое интенсивное перемешивание особенно эффективно при высоком отношении Ж:Т, так как разбавленные растворы (пульпы) имеют высокую активность и, кроме того, в разбавленных растворах не достигаются предельные концентрации ценных компонентов, препятствующие их растворению.

После агитации материал и раствор вновь подают на выщелачивание просачиванием, где происходит дальнейшее растворение ценных компонентов.

Общепринятое агитационное выщелачивание зернистых материалов осуществляют обычно при отношении Ж:T (0,8-2):1, так как твердые частицы поддерживаются во взвешенном состоянии за счет создания высокой плотности пульпы. Однако выщелачивание густых пульп протекает медленно и неполно вследствие низкой скорости диффузии реагентов к поверхности золота и отвода продуктов выщелачивания. В случае повышения Ж:Т (степени разбавления пульпы), во-первых, увеличивается объем аппаратуры; во-вторых, происходит расслаивание пульпы и для поддержания твердых частиц во взвешенном состоянии (для перемешивания) потребуются дополнительные затраты электроэнергии.

Поэтому для эффективного выщелачивания достаточно вывести из перколяционного процесса только часть материала, величина которой 10-100 мас. в час от общего количества материала, установлена экспериментально и подвергнуть ее интенсивному турбулентному перемешиванию. Такое агитационное выщелачивание возможно при высокой Ж:Т, равном (3-10):1, величина которого также была установлена опытным путем.

Таким образом, изобретение за счет вывода из процесса просачивания части материала на агитационное выщелачивание с последующим его возвратом в процесс перколяции позволяет, интенсифицируя процесс выщелачивания зернистых материалов, повысить извлечение ценного компонента.

П р и м е р 1 (по прототипу). В качестве исходного материала используют промпродукт доводки гравитационного золотосодержащего концентрата с содержанием золота 250 г/т. Материал в количестве 1,2 т крупностью 20% минус 0,074 мм постоянно загружают в верхнюю часть колонны и обрабатывают цианистым раствором с концентрацией 2 г/л путем пропускания раствора снизу колонны. Скорость загрузки колонны материалом равна скорости разгрузки колонны.

Раствор, просачиваясь (под гидростатическим давлением) через слой материала, растворяет золото и по окончании процесса сливается через верхнюю часть колонны. После этого золотосодержащий раствор направляют на цементацию, где происходит извлечение золота. Выщелоченный материал загружают имеющимися в колонне гребками в поддон, где его промывают водой и анализируют. В течение опыта было отобрано шесть проб хвостов для анализов. После усреднения содержание золота в хвостах цианирования составило 50 г/т, что соответствует извлечению золота 80%

Скорость разгрузки песков подбирали таким образом, что продолжительность пребывания материала в аппарате составила 48 ч.

Аналогичные опыты были проведены с продолжительностью пребывания материала в аппарате 24 и 72 ч.

Результаты представлены в табл.1.

П р и м е р 2 (по изобретению). Через непрерывно загружаемую тем же материалом колонну (но без гребков) пропускали цианистый раствор как в примере 1. При этом с нижней части колонны самотеком пески (50 мас. в час от общего количества материала, что соответствует 600 кг/ч) разгружали в зумпф насоса. Раствор, просачиваясь через слой материала, сливается через верхнюю часть колонны и также подается в зумпф, где создается необходимое отношение Ж:T 6: 1. Полученная пульпа насосом подается в гидроциклон, где разделяется на пески и раствор. В зумпфе, насосе, трубопроводе и гидроциклоне происходит интенсивное перемешивание (в течение 1-5 с) в сильно турбулизированном потоке. В трубопроводе выщелачивание происходит под давлением, что дополнительно интенсифицирует растворение золота. Быстрому растворению благородных металлов также способствует очень хорошее накислороживание цианистой пульпы, которое происходит в зумпфе, насосе, трубопроводе, гидроциклоне и верхней части колонны.

Пески попадают в верхнюю часть колонны, в которой материал вновь подвергается перколяционному выщелачиванию. При выводе 50 мас. в час от общего количества материала, что соответствует 600 кг/ч, продолжительность цикла перколяции для отдельной частички составляла 2 ч, после чего материал вновь попадал на агитационное выщелачивание и далее-снова на перколяцию.

Всего проведено 24 оборота материала, т. е. пески 24 раза выгружались в зумпф, агитировались, попадали в гидроциклон и, далее-в колонну на перколяционное выщелачивание. Суммарная продолжительность процесса выщелачивания составила 48 ч, из них на перколяционное выщелачивание затрачено практически 48 ч, на агитационное 70-80 с.

Раствор после гидроциклонирования через промежуточную емкость поступает в нижнюю часть колонны под небольшим гидростатическим давлением 0,5-1,0 атм в процесс перколяционного выщелачивания.

После окончания выщелачивания золотосодержащий раствор слили из колонны, промежуточных емкостей и магистралей. Выщелоченные пески промыли в колонне водой, подаваемой в нижнюю часть колонны. Промытые хвосты цианирования выгрузили самотеком в бункер. После усреднения были отобраны пробы на анализ. Содержание золота в хвостах цианирования составило 22 г/т, что соответствует извлечению золота 91,2%

Аналогичные опыты были проведены с продолжительностью процесса выщелачивания 24 и 72 ч.

Влияние продолжительности выщелачивания на извлечение золота представлено в табл.1.

Золотосодержащие растворы объединяли с промрастворами; из объединенного раствора золото извлекали цементацией.

Как видно из табл.1, предлагаемый способ выщелачивания зернистых материалов по сравнению с прототипом позволяет значительно интенсифицировать процесс и повысить извлечение золота при практически равных затратах электроэнергии.

Зависимость извлечения золота от параметров процесса представлена в табл.2.

Из табл.2 следует, что оптимальными условиями проведения процесса являются количество материала, выводимого на агитацию в час и соответствующее 10-100 мас. и отношение Ж:Т при агитации, равное (3-10):1. При выведении на агитацию больше 100 мас. в час от общего количества материала возрастают затраты электроэнергии (необходима установка более мощного насоса), не приводящих к адекватному повышению извлечения золота; при выведении меньше 10 мас. в час от общего количества материала падает извлечение золота.

При плотной пульпе (Ж:T < 3:1) сложно организовать ее транспортировку из-за запесочивания оборудования; кроме того, при плотных пульпах становится неэффективным процесс гидроклассификации. Для агитации слишком разбавленных пульп (Ж: T > 10:1) требуются дополнительные затраты электроэнергии, увеличение объемов оборудования (из-за возрастания объемов пульпы), что снижает экономичность заявленного процесса.

Таким образом, предлагаемый способ выщелачивания зернистых материалов позволяет интенсифицировать процесс и повысить извлечение ценных компонентов (например, золота и серебра).