СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ ВЫСОКОУГЛЕРОДИСТЫХ ЗОЛОТОНОСНЫХ ПОРОД
PROCESSING OF HIGH-CARBON GOLD-BEARING ROCK

Изобретение относится к металлургии благородных металлов, в частности к способам переработки упорных углеродсодержащих золотоносных пород.
Переработка углеродсодержащих или углистых руд для извлечения золота представляет достаточно сложную задачу. Это обусловлено тем, что такого рода сырье содержит природные сорбенты благородных металлов, что препятствует применению цианистого процесса. Переработку руд с сильно выраженной сорбционной активностью рекомендовано производить путем обработки их газообразным хлором (или другими хлорсодержащими окислителями углерода) и далее - цианированием в режиме сорбционного выщелачивания (CIL). Такая технология, в частности, реализована на американских фабриках Джеррит Кэньон и Кэрлин (М.А. Меретуков, А.М. Орлов. Металлургия благородных металлов (зарубежный опыт). М.: Металлургия, 1991. 416 с).
Наиболее радикальным способом подготовки высокоуглеродистых руд (и концентратов) является окислительный обжиг с полным выгоранием углерода.
Известен способ извлечения золота из углистых руд, обладающих высокой сорбционной активностью, включающий их гравитационно-флотационное обогащение, окислительный обжиг флотоконцентрата и цианирование огарка (В.В. Лодейщиков. Техника и технология извлечения золота из руд за рубежом. М.: Металлургия, 1973, с. 219).
В данном способе окислительный обжиг концентрата, обеспечивая пассивацию углистых веществ и окисление сульфидов перед цианированием огарка, предотвращает сорбцию золота природными сорбентами и тем самым способствует снижению потерь золота с хвостами цианирования.
К недостаткам известного способа относятся высокие капитальные и энергетические затраты на пирометаллургический передел, безвозвратные потери одного из компонентов сырья, а именно углерода, загрязнение окружающей среды оксидами углерода и использование для извлечения золота высокотоксичных цианидных растворов.
Наиболее близким по технической сущности является способ переработки высокоуглеродистых (графитоносных) золотосодержащих пород, принятый за прототип (А.И. Ханчук, В.П. Молчанов, М.А., Медков, Г.Ф. Крысенко, Д.Г. Эпов, С.А. Сарин. Пути переработки графитоносных пород Приморья // Химическая технология 2010, т. 10. №1. с. 33-36), предусматривающий флотацию графита с последующим выщелачиванием золота кислыми растворами тиомочевины. Выщелачивание осуществляют раствором, содержащим 100 г/л тиомочевины, 10 г/л серной кислоты и 20 г/л персульфата аммония, при комнатной температуре в течение 5 часов при объемном отношении твердого к жидкому, равном 1 к 3.
К недостаткам способа относится высокий удельный расход реагентов, обусловленный, с одной стороны, относительно низким содержанием золота в хвостах флотации, а с другой стороны, наличием железа, на растворение которого также расходуются перечисленные выше реагенты.
Задачей заявляемого изобретения является устранение указанных недостатков, а именно снижение удельного расхода реагентов при переработке высокоуглеродистых золотоносных пород.
Поставленная задача решается предлагаемым способом переработки высокоуглеродистых золотоносных пород, включающим флотацию графита с получением хвостов флотации, извлечение золота выщелачиванием кислым раствором тиомочевины, содержащим 100 г/л тиомочевины, 10 г/л серной кислоты и 20 г/л персульфата, в котором хвосты флотации подвергают магнитной сепарации в магнитном поле 800-1000 эрстед с получением магнитной и немагнитной фракции с содержанием золота 5,2-5,6 г/т, при этом выщелачиванию упомянутым кислым раствором тиомочевины подвергают немагнитную фракцию.
Заявляемый способ осуществляют следующим образом.
Графитоносную золотосодержащую породу измельчают до крупности 0,044 мм и затем флотируют в одну стадию в течение 10-30 мин. В качестве вспенивателя используют сосновое масло, а в качестве собирателя - длинноцепочечный амин, например октиламин. Основная масса графита (около 90%) и часть кремния при этих условиях флотации концентрируются в пенном продукте.
Содержание золота в образцах на различных стадиях процесса определяли на установке НАА (нейтронно-активационного анализа) с калифорниевым источником нейтронов. Наведенную активность золотосодержащих образцов измеряли гамма-спектрометром с Ge-Li детектором по гамма-линии Еγ=411,8 кэВ радионуклида 198Au.
По данным нейтронно-активационного анализа пенный продукт не содержит золота и может быть использован в качестве товарного продукта, которым является графит, соответствующий ГОСТу 8295-73 (графит для изготовления смазок, покрытий из электропроводящей резины марки П).
В свою очередь, все золото концентрируется в камерном продукте флотации. Затем камерный продукт подвергают магнитной сепарации в магнитном поле 800-1000 эрстед, вследствие чего золото концентрируется в немагнитной фракции. Для извлечения золота немагнитную фракцию выщелачивают раствором, содержащим 100 г/л тиомочевины, 10 г/л серной кислоты и 20 г/л персульфата аммония. Процесс выщелачивания ведут при комнатной температуре в течение 5 часов при объемном отношении твердого к жидкому, равном 1 к 3. Затем кек промывают в два этапа: сначала исходным раствором тиомочевины, а затем водой при объемном отношении твердого к жидкому, равном 1 к 1. Извлечение золота в раствор выщелачивания составляет около 90%. Из раствора золото извлекают известными методами, например цементацией или электролизом.
Таким образом, техническим результатом предлагаемого изобретения в сравнении с известным способом является существенное снижение удельного расхода реагентов при переработке высокоуглеродистых золотоносных пород и, соответственно, повышение эффективности процесса в целом.
Возможность осуществления изобретения подтверждается следующими примерами.
Пример 1
100 г высушенных хвостов флотации высокоуглеродистых золотоносных пород с содержанием золота 2,4 г/т подвергают магнитной сепарации в поле 800 эрстед, в результате которой получают 46 г немагнитной фракции с содержанием золота 5,2 г/т. Немагнитную фракцию выщелачивают раствором, содержащим 100 г/л тиомочевины, 10 г/л серной кислоты и 20 г/л персульфата аммония при комнатной температуре в течение 5 часов при объемном отношении твердого к жидкому, равном 1 к 3. Кек промывают в два этапа: сначала исходным раствором тиомочевины, а затем водой при объемном отношении твердого к жидкому, равном 1 к 1. Расход реагентов на 1 г золота составляет: тиомочевины - 7,7 г, серной кислоты - 0,77 г, персульфата аммония -1,54 г.
Пример 2
100 г высушенных хвостов флотации высокоуглеродистых золотоносных пород с содержанием золота 2,4 г/т подвергают магнитной сепарации в поле около 1000 эрстед, в результате которой получают 43 г немагнитной фракции с содержанием золота 5,6 г/т. Немагнитную фракцию выщелачивают раствором, содержащим 100 г/л тиомочевины, 10 г/л серной кислоты и 20 г/л персульфата аммония при комнатной температуре в течение 5 часов при объемном отношении твердого к жидкому, равном 1 к 3. Кек промывают в два этапа: сначала исходным раствором тиомочевины, а затем водой при объемном отношении твердого к жидкому, равном 1 к 1. Расход реагентов на 1 г золота составляет: тиомочевины - 7,3 г, серной кислоты - 0,72 г, персульфата аммония -1,50 г.
Пример 3 (по прототипу)
Графитоносную золотосодержащую породу, содержащую 30% графита, измельчают до крупности - 0,044 мм и затем флотируют в одну стадию в течение 10-30 мин. В качестве вспенивателя используют сосновое масло, а в качестве собирателя - длинноцепочечный амин, например октиламин. 100 г хвостов флотации высокоуглеродистых золотоносных пород с содержанием золота 2,4 г/т выщелачивают раствором, содержащим 100 г/л тиомочевины, 10 г/л серной кислоты и 20 г/л персульфата аммония при комнатной температуре в течение 5 часов при объемном отношении твердого к жидкому, равном 1 к 3. Далее кек промывают дважды: первый раз исходным раствором тиомочевины, второй раз водой при объемном отношении, равном 1 к 1. Расход реагентов на 1 г золота на стадии выщелачивания составляет: тиомочевины - 16,7 г, серной кислоты - 1,67 г, персульфата аммония - 3,3 г.
Таким образом, из результатов примеров следует, что расход реагентов на 1 г золота на стадии выщелачивания по примерам 1 и 2 составляет в 2,2-2,3 раз меньше, чем в сравнении с примером 3 по способу-прототипу.