гидрометаллургический способ вскрытия упорных медно-золотых сульфидных концентратов
| Классы МПК: | C22B11/00 Получение благородных металлов C22B3/08 серная кислота |
| Автор(ы): | Жерин И.И., Стародубцев Н.П., Решетников М.П., Маслов А.А., Ложкомоев С.Н., Гордиенко В.В., Рогазинский В.Г. |
| Патентообладатель(и): | Томский политехнический университет |
| Приоритеты: |
подача заявки:
2002-10-31 публикация патента:
10.05.2004 |
Изобретение относится к гидрометаллургии благородных и цветных металлов, в частности к гидрометаллургической обработке рудного концентрата для извлечения благородных металлов, трудноизвлекаемых при использовании обычных выщелачивающих реагентов. Способ гидрометаллургического вскрытия упорных медно-золотых сульфидных концентратов включает добавление к концентрату серной кислоты, перемешивание и нагрев полученной пульпы, выщелачивание растворимых сульфатов. Для вскрытия используют концентрированную серную кислоту с концентрацией 80-93% в количестве из расчета соотношения 1:3<Т:Ж<1:5, где Т - масса концентрата, Ж - масса концентрированной серной кислоты, нагрев полученной пульпы ведут до температуры 200-250
С и выдерживают при атмосферном давлении и перемешивании в течение 5-6 часов. Выщелачивание растворимых сульфатов проводят путем добавления воды до достижения соотношения 1:3<Т:Ж1<1:5, где Т1 - масса пульпы, Ж1 - масса воды, при постоянном перемешивании. В твердых остатках после вскрытия медно-золотых концентратов по данному способу концентрация меди снизилась с 16 до 0,15-0,20 мас.%, а концентрация золота возросла с 183 до 280-450 г/т. Технический результат заключается в повышении эффективности вскрытия упорных медно-золотых сульфидных концентратов. 4 табл.
С и выдерживают при атмосферном давлении и перемешивании в течение 5-6 часов. Выщелачивание растворимых сульфатов проводят путем добавления воды до достижения соотношения 1:3<ТФормула изобретения
Способ гидрометаллургического вскрытия упорных медно-золотых сульфидных концентратов, включающий добавление к концентрату серной кислоты, перемешивание и нагрев полученной пульпы, выщелачивание растворимых сульфатов, отличающийся тем, что для вскрытия используют концентрированную серную кислоту с концентрацией 80-93% в количестве из расчета соотношения 1:3<Т:Ж<1:5, где Т - масса концентрата, Ж - масса концентрированной серной кислоты, нагрев полученной пульпы ведут до температуры 200-250С и выдерживают ее при атмосферном давлении и перемешивании в течение 5-6 ч, а выщелачивание растворимых сульфатов проводят путем добавления воды до достижения соотношения 1:3<TОписание изобретения к патенту
Изобретение относится к гидрометаллургии благородных и цветных металлов, в частности к гидрометаллургической обработке рудного концентрата для извлечения благородных металлов, трудноизвлекаемых при использовании обычных выщелачивающих реагентов.Известен пирометаллургический способ переработки медно-золотых концентратов, по которому медно-золотой концентрат примешивают к концентратам медных руд и плавят в рудно-термических печах при температуре 1400-1600С. Благородные металлы в процессе плавки переходят в медный штейн. Штейн далее либо рафинируют с выплавкой черновой меди, либо разлагают сернокислым раствором окисленного железа с переводом меди в раствор. Благородные металлы в обоих случаях извлекают из твердых остатков известным способом цианирования [И.Н. Масляницкий, Л.В. Чугуев, В.Ф. Борбат, М.В. Никитин, Л.С. Стрижко. Металлургия благородных металлов. - М.: Металлургия, 1987, с.68].К основным недостаткам пирометаллургического способа относятся сложность технологической схемы переработки при высоких энергетических затратах, особенно на стадиях плавки концентратов и рафинирования штейна, сравнительно высокие потери благородных металлов со шлаком плавки в виде мелких корольков, экранированных компонентами шлака.В гидрометаллургическом способе перед цианированием руды и концентраты подвергают окислительной обработке с целью разрушения сульфидной матрицы минералов. В качестве окислителя часто используют азотную кислоту.Известен способ [Патент США № 5236492. Извлечение благородных металлов из упорных руд], по которому руду измельчают до величины 10 мм, обрабатывают крепкой минеральной кислотой (предпочтительно серной) при рН<2 для превращения кислотопоглощающих минералов в водорастворимые соли сульфатов, затем руду обрабатывают азотной кислотой в количестве, на 5-200% превышающем стехиометрически необходимое, и утилизируют выделяющиеся оксиды азота. Можно добавить стойкое к азотной кислоте связующее для образования более прочного агломерата руды, который выщелачивают раствором азотной кислоты, подаваемым непрерывно или периодически.В другом подобном способе [Патент США № 5425800, МПК5 С 22 В 11/00, 20.06.95. Извлечение благородных металлов из упорных руд. - РЖ “Металлургия”, 1996, 11Г 148П] руду, дробленую до 6,4 мм, обрабатывают при 45-85С в закрытом сосуде в течение 1-12 часов раствором азотной кислоты НNО3 для растворения сульфидных минералов. Выделяющийся при этом оксид азота регенерируют в азотную кислоту. Концентрация используемого раствора 20-70%-ной азотной кислоты, количество 100-300% от стехиометрического. Промытую водой руду обрабатывают какой-либо щелочью до рН>10 и подвергают кучному выщелачиванию цианидными растворами.В одном из других известных способов [Патент США № 4647307, МПК С 01 G 49/00, 1987] пиритный или арсенопиритный рудный концентрат окисляют азотной кислотой в автоклаве при температуре 80С в присутствии кислорода и непрерывном механическом перемешивании. После разложения пирита или арсенопирита из твердого остатка можно извлекать благородные металлы, такие как золото, традиционными способами: цианированием, обработкой тиомочевиной и т.п.Еще один известный способ [Патент США № 3793429, МПК С 22 В 3/00, 1974] включает предварительную обработку азотной кислотой сульфидных медных руд и концентратов, содержащих около 28% меди, 25% железа, серебра 145,8 г и золота 16,7 г на 1 тонну концентрата.Концентрат сначала измельчают до <0,053 мм и затем выщелачивают азотной кислотой при 90С. После обработки азотной кислотой пульпу подвергают разделению на твердую и жидкую фракции. Твердый остаток обрабатывают на промежуточных стадиях для удаления серы и непрореагировавших сульфидов посредством пенной флотации и затем обрабатывают цианистыми растворами для извлечения золота и серебра в раствор. Жидкую фракцию пульпы подвергают промежуточной очистке и нейтрализации перед направлением ее на стадию электролитического выделения меди.Основной недостаток, характерный для перечисленных способов, - это применение дорогостоящей азотной кислоты. Недостаточная полнота разложения минералов азотной кислотой при атмосферном давлении вызывает необходимость проведения процесса в автоклаве с перемешиванием, что еще более удорожает и усложняет процесс извлечения благородных металлов.Известен гидрометаллургический способ автоклавного окислительного выщелачивания серной кислотой пиритного концентрата (см. РЖ "Металлургия", 1Г173, 1994, №1, с.27. Sulphuric acid pressure oxidation of pyrite concentrate from Vaal Reef East Gold mine/TopKava V.A.//Proc.Ist.Int.Conf/Mod.Process Miner.And Miner. Process. Beijing, Sept. 22-25, 1992. - Beijing, 1992, s.630-635). В данном способе применяется легкодоступная недорогая серная кислота. Измельченный до 90% <0,075 мм концентрат, содержащий, мас.%: серы Sобщ 36,6; железа Fe 36,8; оксида кремния SiO2 20,75; оксида алюминия Al2O3 6,0 и золота 8,26 г на 1 тонну концентрата, обрабатывают в автоклаве раствором серной кислоты Н2SO4 концентрацией 53-64 г/л в присутствии кислорода. Оптимальные условия выщелачивания: температура t=190С; парциальное давление кислорода 750 кПа; соотношение твердой Т и жидкой Ж фракции составляло Т:Ж=1:4; время выщелачивания 3 часа. Пульпу, образующуюся при выщелачивании, направляют из автоклава в испаритель для быстрого охлаждения до температуры ниже 100С и далее в сборник пульпы, откуда насосом ее подают на фильтрацию для разделения твердой и жидкой фазы. Нерастворимый остаток - твердую фракцию - подвергают репульпации водой для отмывки от растворимых сульфатов и непрореагировавшей серной кислоты.Извлечение золота из нерастворимого остатка проводили традиционным способом - цианированием в опрокидывающихся колбах. Расход NaCN 2,5 кг/т, щелочи 225-363 кг/т. Температура цианирования - комнатная, продолжительность 24 часа. При этом достигают высокое извлечение золота из упорного пиритного концентрата. Данный способ выбран за прототип.Основные недостатки этого способа заключаются в сложности аппаратурного оформления процесса, поскольку использованы автоклав, работающий под давлением, значительно превышающим атмосферное, теплообменник-самоиспаритель для быстрого охлаждения пульпы, насосы и арматура высокого давления. Кроме того, для проведения более полного разложения сульфидов необходимо использование окислителя - кислорода под давлением 750 кПа. Это приводит к существенному удорожанию процесса вскрытия концентратов.Задачей изобретения является упрощение способа с одновременным достижением более высокого технического результата – повышение эффективности вскрытия упорных медно-золотых сульфидных концентратов.Технический результат достигается способом гидрометаллургического вскрытия упорных медно-золотых сульфидных концентратов, включающим добавление к концентрату серной кислоты, перемешивание и нагрев полученной пульпы, выщелачивание растворимых сульфатов, согласно изобретению для вскрытия используют концентрированную серную кислоту с концентрацией 80-93% в количестве из расчета соотношения 1:3<Т:Ж<1:5, где Т - масса концентрата, Ж - масса концентрированной серной кислоты, нагрев полученной пульпы ведут до температуры 200-250С и выдерживают при атмосферном давлении и перемешивании в течение 5-6 часов, а выщелачивание растворимых сульфатов проводят путем добавления воды до достижения соотношения 1:3<TС. Верхний предел ограничен температурой кипения серной кислоты определенной концентрации, например, для 80% это 210,2С, а для 93% - 263С [А.Г. Амелин. Производство серной кислоты. - М.: "Химия", 1967, с.19]. При температуре более 200С концентрированная серная кислота проявляет окислительные свойства, механизм которых рассматривается как действие кислорода, выделяющегося при частичном разложении серной кислоты последовательно до серного (SO3), а затем сернистого (SO2) ангидрида [Хабаши Ф. Основы прикладной металлургии. Т.II. - М.: Металлургия, 1975, с.102]. Ниже 200С эти процессы протекают менее интенсивно.Соотношение 1:3<Т:Ж<1:5 выбрано из условия обеспечения избытка серной кислоты в пульпе с учетом частичного испарения и ее разложения, а также достижения вязкости пульпы, обеспечивающей достаточную скорость массообмена в пульпе. При соотношении Т:Ж=1:3 пульпа становится вязкой, что отрицательно сказывается на скорости массообмена. Увеличение соотношения до 1:6 приводит к лишнему расходу серной кислоты.В результате действия концентрированной серной кислоты при высокой температуре и непрерывном помешивании пульпы сульфидные минералы концентрата разлагаются с образованием растворимых сульфатов металлов и выделением сернистого ангидрида, причем процесс разложения минералов, в отличие от прототипа, осуществляется при атмосферном давлении без применения автоклава и сопутствующего ему оборудования и без дополнительного подвода кислорода. Время 5-6 часов выбрано из условия наиболее полного разложения сульфидных минералов.Пульпу после сернокислотной обработки подвергают выщелачиванию растворимых сульфатов и избытка серной кислоты. При этом выщелачивание проводят при постоянном перемешивании путем добавления воды до достижения соотношения 1:3<TС. В сосуд вводят мешалку, электропривод которой находится вне печи. При непрерывном перемешивании и постоянной температуре сосуд с реакционной массой выдерживают в течение 5 часов. После этого выключают электрообогрев печи и осторожно, небольшими порциями при перемешивании, в сосуд заливают воду (или промывную воду от репульпации твердого остатка) из расчета T1:Ж1=1:5, где T1 - масса пульпы, Ж1 - масса промывной воды. Затем разъединяют мешалку с валом электропривода, сосуд извлекают из печи, разделяют твердый остаток и раствор на нутч-фильтре.Во всех опытах, отраженных в табл.1-4, объем фильтрата после нутч-фильтра доводят до 0,5 л и измеряют концентрацию в нем меди химическим и атомно-сорбционным методами [Г. Шарло. Методы аналитической химии. - М.: Химия, 1969], рассчитывают количество меди в фильтрате и степень извлечения ее из концентрата.Твердый остаток от разделения пульпы на нутч-фильтре подвергают репульпации водой, высушивают при температуре 110-115С и отбирают навеску для анализа на остаточное содержание в нем меди и золота. Содержание золота в твердых остатках возросло с 183 до 450 г/т.Результаты опытов вскрытия концентрата в зависимости от концентрации серной кислоты, времени, температуры и отношения Т:Ж представлены в табл.1-4.В табл.1 отражено влияние концентрации серной кислоты на степень вскрытия концентрата. Условия опытов: Т:Ж=1:5; температура нагрева пульпы - выше 200С; время сульфатизации 5 часов.В табл.2 показано влияние времени сульфатизации на степень вскрытия концентрата. Условия опытов: концентрация серной кислоты 90%; Т:Ж=1:5; температура нагрева пульпы - свыше 200С.В табл.3 показано влияние температуры сульфатизации на степень вскрытия концентрата. Условия опытов: концентрация серной кислоты 90%; Т:Ж=1:5; время сульфатизации 5 часов.В табл.4 показано влияние отношения Т:Ж в пульпе на степень вскрытия концентрата. Условия опытов: концентрация серной кислоты 90%; температура нагрева пульпы - свыше 200С; время сульфатизации 5 часов.Из приведенных в табл.1-4 результатов можно сделать следующие выводы:1. Концентрация серной кислоты для вскрытия медно-золотых концентратов должна быть близкой к “купоросному” маслу - 90-93%.2. Время процесса сульфатизации с применением 90%-ной серной кислоты составляет 5-6 часов, когда степень вскрытия высокая, а содержание меди в твердом остатке наименьшее. Увеличение времени до 7 часов существенного влияния на процесс вскрытия не оказывает.3. При соотношении Т:Ж=1:3 реакционная масса становится вязкой, что отрицательно сказывается на скорости массообмена. Увеличение соотношения до 1:6 приводит к лишнему расходу серной кислоты, не оправдывающему увеличения степени вскрытия концентрата.4. Процесс сульфатизации целесообразно проводить при температурах 200 - 250С.Полученные результаты извлечения благородных металлов из твердых остатков гидрометаллургического вскрытия медно-золотого сульфидного концентрата методом цианирования показали, что в обычных условиях цианирования (расход цианида натрия 2,5 кг/т, соотношение твердой и жидкой фракции 1:2, температура - комнатная, время цианирования 24 часа) среднее извлечение золота составило 95,7%, серебра 93,5%. Эти данные также показали, что тот же результат, что и в прототипе, достигнут более простым и с меньшими затратами способом.Таким образом, предлагаемый способ благодаря отличительным признакам, выполненным согласно изобретению, обеспечивает перевод меди медно-золотого сульфидного концентрата в растворимое состояние, что позволяет перевести с высокой степенью извлечения благородные металлы из твердого остатка в раствор цианированием в обычных условиях, а сернокислые растворы, после осаждения электролитического порошка меди и укрепления олеумом, использовать повторно на стадии сульфатизации. 
Класс C22B11/00 Получение благородных металлов
