способ извлечения золота

Классы МПК:C22B11/08 цианированием 
Автор(ы):, ,
Патентообладатель(и):Читинский государственный технический университет (RU)
Приоритеты:
подача заявки:
2002-08-05
публикация патента:

Техническим результатом изобретения является повышение эффективности извлечения золота цианированием зернистого гравиконцентрата, в частности снижение расхода цианида в 4-5 раз, снижение содержания золота в хвостах выщелачивания с 12-34 до 6,5-13,6 г/т и повышение степени извлечения золота из гравиконцентрата с 90,7-94,4 до 95,2-98,7%. Он достигается за счет отделения из хвостов выщелачивания фракции крупностью более 2 мм, выход которой не превышал 10% и содержащей до 70% золота в хвостах, дроблением ее и возвращением ее для повторного выщелачивания. 2 табл., 1 ил.

Рисунок 1

Формула изобретения

Способ извлечения золота, включающий извлечение золота из гравиконцентрата выщелачиванием цианидными растворами и промывку хвостов, отличающийся тем, что в процессе промывки хвостов выделяют фракцию +2 мм, подвергают ее дроблению и повторному выщелачиванию в цианидных растворах.

Описание изобретения к патенту

Изобретение относится к области гидрометаллургии благородных металлов и может быть использовано, в частности, для извлечения золота из богатых концентратов выщелачиванием в цианидных растворах.

Известны способы выщелачивания гравиконцентратов цианированием руд, концентратов, шлихов и других промпродукгов. Недостатком способа цианирования гравиконцентратов остается недостаточно высокая степень извлечения золота из зернистого материала, достигающая 82-90%. Для увеличения степени извлечения золота перед цианированием весь гравиконцентрат подвергают измельчению на 80-100% до класса -0,043-1,5 мм. (М.А.Меретуков, А.М.Орлов. Металлургия благородных металлов. Зарубежный опыт. М.: Металлургия, 1991, с.142-143). Но и в этом случае за счет обратной адсорбции цианида золота на измельченном материале степень извлечения редко превышает 94% (там же, с.100).

В качестве прототипа взят процесс интенсивного цианирования гравиконцентратов (там же, с.145). К положительной стороне процесса следует отнести относительно высокую скорость растворения золота - выщелачивание заканчивается за 6-8 часов. К недостаткам следует отнести невысокую эффективность извлечения золота из зернистого гравиконцентрата: высокий расход цианида порядка 40 кг/т гравиконцентрата, измельчение всех хвостов выщелачивания, многократную отмывку хвостов и повышенное содержание золота в хвостах, достигающее 50 г/т и более.

Техническим результатом способа является повышение эффективности извлечения золота из зернистого гравиконцентрата, в частности снижение расхода цианида и содержания золота в хвостах выщелачивания.

Это достигается за счет того, что в способе извлечения золота из гравиконцентрата выщелачиванием цианидными растворами и промывкой хвостов в процессе промывки хвостов выделяют фракцию +2 мм, подвергают ее дроблению и повторному выщелачиванию в цианидных растворах.

Как правило, в процессе выщелачивания растворению в первую очередь подвергается свободное тонкое золото или участки вкрапленного золота, имеющие открытый доступ к реагентам в жидкой фазе. Труднодоступное золото в магнетитовой, кальцитовой, марганцевокислой "рубашке" и вкрапленное внутрь кристаллов не растворяется или растворяется с затруднениями из-за внутридиффузионных процессов. Была вскрыта доля труднорастворимого золота в хвостах после выщелачивания, достигающая 10% и более.

Для выяснения характера распределения золота в хвостах после цианидного выщелачивания были проведены опыты в атмосфере кислорода при 5 ати, отношении Ж:Т=1:1. Перемешивание происходило в аппарате барабанного типа в цианидном растворе с концентрацией NaCN=8 г/л, СаО=2 г/л, при рН 10,7 и продолжительности выщелачивания, равной 8 часам, на гравиконцентрате с содержанием золота 500-520 г/т. Хвосты после выщелачивания были рассеяны на фракции -0,2 мм; +0,2-0,5; +0,5-1; +1-2 и более 2 мм. Были проведены анализы на содержание золота в различных фракциях, полученных после выщелачивания и отмытых от цианида золота хвостах цианирования гравиконцентрата. Результаты представлены в табл.1.

Было установлено, что более 60-70% всего золота, содержащегося в хвостах цианидного выщелачивания, сосредоточено в самой крупной фракции более 2 мм, выход которой не превышал 5-10%. Эта крупная фракция была выделена из основной массы хвостов, раздроблена до класса меньше 1 мм и вновь подвергнута выщелачиванию при условиях выщелачивания исходного гравиконцентрата. Степень извлечения золота из дробленой фракции хвостов гравиконцентрата была достигнута равной 92-94%.

Таким образом, общая степень извлечения золота из гравиконцентрата была повышена с 90,7-94,4 до 95,2-98,7%.

На чертеже показана гистограмма распределения золота по фракциям хвостов цианидного выщелачивания.

Примеры работы способа

Для выщелачивания использовались гравиконцентраты, полученные путем предварительного обогащения и доводки на гравитационных столах или магнитной сепарацией эфелевых шлихов, с содержанием золота 400-600 г/т. В работу брались малосульфидные (до 15-20%) кварцевые гравиконцентраты с содержанием золота порядка 600-620 г/т; сульфидные гравиконцентраты с содержанием золота порядка 450-470 г/т; магнетитовые концентраты с содержанием золота 270-320 г/т и кварц-магнетитовые гравиконцентраты с содержанием золота 120-150 г/т.

Выщелачивание исходного гравиконцентрата проводили в атмосфере кислорода при 5 ати, при отношении Ж:Т=1:1, при перемешивании в аппарате барабанного типа в цианидном растворе с концентрацией NaCN=8 г/л, СаО=2 г/л, при рН 10,7 и продолжительности выщелачивания, равной 8 часам. После выщелачивания и слива декантацией продукционных растворов хвосты выщелачивания подвергались трем стадиям отмывки от цианидов золота. 3-ю стадию отмывки проводили в барабанном сите с отверстиями 2 мм. В этой стадии промывки на сите выделялась крупная фракция в количестве от 5 до 10% от веса исходных гравиконцентратов. Эта крупная фракция хвостов была подвержена измельчению до класса минус 1 мм и направлялась на повторное цианидное выщелачивание в атмосфере кислорода при 5 ати, отношении Ж:Т=1:1, при перемешивании в аппарате барабанного типа в цианидном растворе с концентрацией NaCN=8 г/л, СаО=2 г/л, при рН 10,7 и продолжительности выщелачивания, равной 8 часам (см. табл.2).

способ извлечения золота, патент № 2233896способ извлечения золота, патент № 2233896

Класс C22B11/08 цианированием 

способ извлечения золота из руд и концентратов -  патент 2522921 (20.07.2014)
способ переработки сульфидных концентратов, содержащих благородные металлы -  патент 2506329 (10.02.2014)
комбинированный способ кучного выщелачивания золота из упорных сульфидных руд -  патент 2502814 (27.12.2013)
способ переработки золотосодержащих руд с примесью ртути -  патент 2497963 (10.11.2013)
способ извлечения золота из хвостов цианирования углистых сорбционно-активных руд и продуктов обогащения -  патент 2493277 (20.09.2013)
способ извлечения дисперсного золота из упорных руд и техногенного минерального сырья -  патент 2490345 (20.08.2013)
способ извлечения золота из руд и продуктов их переработки -  патент 2490344 (20.08.2013)
линия извлечения благородных металлов из цианистых растворов и/или пульп по угольно-сорбционной технологии -  патент 2489508 (10.08.2013)
способ переработки упорной золотосодержащей пирротин-арсенопиритной руды -  патент 2483127 (27.05.2013)
способ извлечения золота из минерального сырья -  патент 2475547 (20.02.2013)
Наверх