Способ переработки упорных углистых золотосодержащих концентратов
PROCESSING METHOD OF REFRACTORY CARBONACEOUS GOLD-CONTAINING CONCENTRATES

Изобретение относится к области металлургии цветных и драгоценных металлов, в частности, переработке упорных углистых концентратов, содержащих золото и серебро.
2
‾
Золотосодержащие руды, имеющие в своем составе природное рассеянное углеродистое вещество со средним содержанием 1-5%, относятся к группе упорных углистых руд, трудно перерабатываемых по технологии цианидного выщелачивания. Сложность переработки таких руд и продуктов их обогащения выражается в том, что присутствующее в них рудное углеродистое вещество обладает высокой сорбционной активностью к растворенным комплексам золота и серебра, в том числе к основному цианидному комплексу золота – дицианаурату Au(CN). Вследствие этого часть растворившегося золота сорбируется обратно на углистое вещество, которое входит в состав концентрата и обладает очень развитой поверхностью, активно адсорбирующей золото-цианистый комплекс. В результате, доля золота, которое можно извлечь в готовый продукт из упорных углистых золотосодержаних концентратов и других продуктов обогащения, является невысокой, что делает переработку таких упорных концентратов экономически не выгодной.
Цианидное выщелачивание сорбционно-активных углистых золотосодержащих концентратов обычно проводят по сорбционной технологии, при которой в цианируемую пульпу дополнительно вводят конкурирующий сорбент - активированный уголь или ионообменную смолу. За счет более высокой сорбционной активности добавляемого сорбента снижается доля цианидных комплексов золота и серебра, сорбируемых на природное углистое вещество, в результате чего повышается извлечение золота из концентрата. Получаемый насыщенный драгоценными металлами сорбент отделяют от пульпы и перерабатывают с извлечением золота и серебра. Хвостовую пульпу процесса направляют на обезвреживание.
Однако, полностью нейтрализовать высокую сорбционную активность природного углистого вещества не удается, с хвостами переработки упорных углистых концентратов теряется существенная доля драгоценных металлов, извлечение золота остается относительно низкими, иногда не выше 30-40%.
Для снижения сорбционной активности золотосодержащих руд и концентратов и повышения извлечения золота используют различные технологические приемы, такие как предварительное удаление углистого вещества методом флотации или гидроклассификации, введение добавок керосина и поверхностно-активных веществ, понижающих сорбционную активность природного углистого вещества.
Известен способ извлечения драгоценных металлов из упорных углеродсодержащих руд, включающий прямое цианидное выщелачивание руды с концентрированием золота на природном углистом веществе, с последующим отделением золотосодержащего углистого вещества от рудной массы методом пенной флотации. Хвосты угольной флотации руды подвергают сорбционному цианированию при температуре около 70°С с последующим отделением насыщенного угольного сорбента от хвостов цианирования, а полученные золотосодержащие продукты: углистый флотационный концентрат и насыщенный угольный сорбент перерабатывают известными способами с извлечением драгоценных металлов в готовую продукцию [1].
Недостатком данного способа являются повышенные затраты на переработку золотосодержащей руды, обусловленные проведением операций флотационного отделения золотосодержащего углистого вещества от рудной массы и специальной переработки полученного углистого концентрата флотации и низкое извлечение.
Известен способ переработки углистых сорбционно-активных руд и концентратов, содержащих драгоценные металлы, который принят за прототип, как наиболее близкое к заявляемому способу техническое решение [2].
По известному способу руду или концентрат подвергают прямому или сорбционному цианидному выщелачиванию, пульпу хвостов цианирования нагревают и фильтруют на фильтр-прессах при температуре 70-130°С и давлении 0,2-0,6 МПа, полученный после фильтрации кек промывают на фильтре предварительно нагретыми оборотными цианистыми растворами либо водой при температуре 70-130°С и давлении 0,2-0,6 МПа, основной и промывной фильтраты объединяют, охлаждают и извлекают золото из продуктивных растворов сорбцией или цементацией.
Недостатком способа-прототипа является низкое извлечение драгоценных металлов из хвостов цианирования вследствие недостаточной продолжительности контакта нагретого раствора с рудным углистым веществом кека и адсорбированным на нем в процессе нагрева и фильтрации пульпы на фильтр-прессе цианидным комплексом золота и трудоемкость реализации.
Задачей, на решение которой направлено заявляемое изобретение, является увеличение извлечения драгоценных металлов на целевой угольный сорбент при переработке упорных углистых золотосодержащих концентратов с повышенной сорбционной активностью.
Указанный технический результат достигается тем, что в предлагаемом способе переработки упорных углистых концентратов, содержащих драгоценные металлы, включающем сорбционное цианирование концентрата с отделением насыщенного угольного сорбента от хвостовой пульпы и его переработку с извлечением золота и серебра, согласно изобретению отделенную хвостовую пульпу подвергают сорбционной обработке в агитационном режиме в две стадии – в нагретом состоянии при температуре 70-90°С и в охлажденном при 20-30°С, продолжительностью не менее 6 часов для каждой стадии, причем на каждой стадии сорбционной обработки  в пульпу вводят свежий или регенерированный угольный сорбент, который затем перерабатывают известными способами с извлечением золота и серебра.
Отличием предлагаемого технического решения от прототипа является введение новых операций сорбционной обработки, нагретой и охлажденной хвостовой пульпы в агитационном режиме с применением свежего или регенерированного угольного сорбента.
Физико-химический механизм заявляемого способа заключается в снижении сорбционной активности природного углистого вещества к цианидному комплексу золота с повышением температуры пульпы, конкурентном сорбционном преимуществе к этому комплексу вводимого в пульпу угольного сорбента и уменьшении равновесного содержания золота в жидкой фазе пульпы с понижением температуры.
В заявляемом способе хвостовая пульпа подвергается сорбционной обработке в две стадии - в нагретом состоянии при температуре 70-90°С и в охлажденном состоянии при 20-30°С продолжительностью по 6 часов для каждой операции или 12 часов суммарно. На каждую стадию обработки в пульпу вводится угольный сорбент, который затем выводится раздельно для извлечения золота и серебра в конечный продукт.
Специальными исследованиями установлено, что обработка хвостовой пульпы сорбционного цианирования упорных углистых золотосодержащих концентратов в указанной последовательности операций позволяет эффективно извлекать золото, адсорбированное на природном углистом веществе с осаждением его на угольный сорбент, достигать равновесия между содержанием золота в растворе и угольным сорбентом при минимальном остаточном содержании золота в жидкой фазе пульпы.
В процессе разработки заявляемого способа установлено, что сорбционная активность упорных углистых руд и концентратов различных месторождений может существенно различаться, что в основном, определяется физико-химическими характеристиками конкретного природного рудного углистого вещества.
2
‾
Сорбционные свойства рудного органического углистого вещества определяются свойствами поверхностных соединений углерода – карбоксильными (R-COOH), гидроксильными (R-OH), карбонильными (R-C=O). Поверхностный заряд углерода определяется способностью этих функциональных групп к кислотно-основным реакциям. За счет энергии специфической адсорбции, определяемой сольватацией или хемосорбцией происходит закрепление цианидного комплекса золота Au(CN) на поверхности природного углистого вещества [3]. Энергия специфической адсорбции является важной характеристикой упорных углистых золотосодержащих руд и для каждого месторождения имеет свою величину.
Экспериментальными исследованиями доказано, что на процесс десорбции комплекса золота с рудного углистого вещества, кроме температуры пульпы и длительности обработки, влияет содержание едкого натра NaOH и цианида натрия NaCN в жидкой фазе пульпы. Объясняется это тем, что ионный состав жидкой фазы существенно влияет на энергию разрыва связи комплекса золота с функциональной группой природного углерода.
Установлено, что для переработки текущих хвостов сорбции действующих золотоизвлекательных фабрик или лежалых хвостов сорбции, заскладированных в хвостохранилище, оптимальное содержание реагентов в жидкой фазе пульпы составляет 0,02-40,0 г/л NaOH и 0,1-2,0 г/л NaCN.
Проведенными испытаниями показано, что переработка хвостов сорбции заявляемым способом может осуществляться за счет использования едкого натра и цианида натрия, содержащихся в хвостовой пульпе действующего производства на уровне нижней (минимальной) границе диапазона указанных параметров, что не требует дополнительного введения указанных реагентов в процесс.
Сопоставительный анализ заявляемого способа с прототипом показывает, что заявляемый способ отличается от известного способа наличием новых операций агитационной обработки нагретой и охлажденной хвостовой пульпы углистого концентрата с введением свежего или регенерированного угольного сорбента.
Для доказательства соответствия заявляемого изобретения критерию «изобретательский уровень» проводилось сравнение с другими техническими решениями, известными из источников, включенных в уровень техники.
Заявляемый способ переработки упорных углистых концентратов, содержащих драгоценные металлы, соответствует требованию «изобретательского уровня», так как обеспечивает повышение извлечения драгоценных металлов на целевой сорбент, что не следует явным образом из известного уровня техники.
Пример использования заявляемого способа
Для экспериментальной проверки заявляемого способа использовали флотационный концентрат крупностью 91,6% - 0,045 мкм, полученный при обогащении золотосодержащей руды месторождения, расположенного в Российской Федерации. Продукты, получаемые в экспериментах, анализировали на содержание основных компонентов с использованием атомно-абсорбционного, химического, пробирно-гравиметрического и рентгенофазового методов анализа. Вещественный состав флотационного концентрата представлен в таблице 1.
Таблица 1 – Вещественный состав флотационного концентрата
Содержание компонентов: массовая доля%; г/т<sup>*</sup>
Au<sup>*</sup>
Ag<sup>*</sup>
FeS<sub>2</sub>
FeAsS
SiO<sub>2</sub>
Al<sub>2</sub>O<sub>3</sub>
C<sub>общ</sub>
CO<sub>2</sub>
C<sub>орг</sub>
28,6
9,0
13,8
1,74
53,6
14,2
5,53
0,68
5,34
NaCN
Флотационный концентрат массой 4 кг перерабатывали по технологической схеме, применяемой на действующей ЗИФ, с предварительной гидроклассификацией и раздельным цианированием песков и слива. Продолжительность цианирования песков составила 73 часа, слива 24 часа. При перемешивании в исходную пульпу с температурой 20°С вводили гидроксид кальция с достижением в среде pH равное 10,5-11,0, добавляли в пульпу угольный сорбент и раствор цианида натрия для поддержанием в пульпе концентрации C ≈ 0,2%. Щелочность пульпы на уровне pH не менее 10,5 поддерживалась введением извести. По завершении операции сорбент отделили от пульпы на сите с ячейкой 0,2×0,2 мм и отобрали пробы для производства анализа на содержание драгоценных металлов в твердой и жидкой фазе. Оставшуюся пульпу на делителе разделили на две равные части.
По данным анализов, кек сорбционного цианирования флотационного концентрата содержал 14,2 г/т золота и 6,8 г/т серебра, в жидкой фазе пульпы содержалось 0,05 мг/л золота и 0,1 мг/л серебра. В соответствие с расчетами извлечение драгоценных металлов на целевой угольный сорбент в процессе цианидного выщелачивания концентрата составило 50,4% золота и 24,4% серебра.
Часть полученной хвостовой пульпы объемом 4,3 л для окончательной переработки загрузили в лабораторный реактор с рабочим объемом 6 л и механическим перемешиванием в режиме поддержания постоянной температуры. В пульпу с перемешиванием добавили угольный сорбент и кристаллическую щелочь NaOH, пульпу нагрели до температуры 80°С, закрыли крышку реактора и провели при этой температуре сорбционную обработку в течение 6 часов. По завершении операции горячей обработки сорбент отделили от горячей пульпы на сите, от горячей пульпы отобрали пробу и в горячем виде пробу фильтровали. Оставшуюся пульпу охладили до температуры 20°С. По данным пробирного анализа кек хвостовой пульпы после горячей сорбционной обработки содержал 8,9 г/т золота и 5,1 г/т серебра.
Охлажденную до 20°С пульпу загрузили в лабораторный реактор, добавили угольный сорбент, закрыли крышку реактора и провели при этой температуре сорбционную обработку в течение 6 часов. По завершении операции холодной обработки сорбент отделили от пульпы на сите, пульпу фильтровали, кек высушили, полученная масса кека составила 1840,0 г. По данным пробирного анализа, отвальный кек после стадии пульпы холодной сорбционной обработки содержал 6,3 г/т золота и 4,0 г/т серебра, а раствор содержал 0,01 мг/л золота и менее 0,05 мг/л серебра.
Пример использования способа-прототипа
Вторую часть пульпы, полученной после сорбционного цианирования исходного флотационного концентрата объемом 4,3 л загрузили в лабораторный реактор с рабочим объемом 6 л механическим перемешиванием и поддержании постоянной температуры. Пульпу с перемешиванием нагрели до температуры 90°С в течение 50 минут, при этом продолжительность нагрева пульпы от 70°С до 90°С составила 12 минут. Разогретую пульпу фильтровали на лабораторном фильтр-прессе, нагретом до температуры 85-90°С, размером фторопластовой фильтровальной плиты 15×15 см. Давление фильтрации составляло 0,4 МПа. Объем полученного основного фильтрата составил 2,4 л. Кек на фильтре промыли водой объемом 1,6 л нагретой до 90°С. Основной и промывной фильтраты объединили, общий объем раствора составил 4,0 л, в растворе содержалось 2,71 мг/л золота и 0,59 мг/л серебра. Длительность операции фильтрации пульпы и промывки кека составила 10 минут. Кек сняли с фильтра и высушили при 105°С. Масса кека составила 1920,0 г. По данным пробирного анализа в кеке содержалось 9,2 г/т золота и 5,6 г/т серебра.
Сравнение достигнутых показателей от использования заявляемого и известного способов переработки упорного углистого флотационного концентрата представлено в таблице 2.
Таблица 2 – Сравнительные данные переработки упорного углеродистого
концентрата
Показатель
Достигнутая величина при использовании способа
Прототипа
Заявленного
Продолжительность операций окончательной переработки пульпы сорбционного цианирования, час
0,17
12
Содержание драгоценных металлов в конечном кеке концентрата, г/т:                       - золото                                                             - серебро
9,25,6
6,34,0
Степень извлечения драгоценных металлов из концентрата на целевой угольный сорбент,%:                                                             - золото                                                             - серебро
68,4          38,9
78,256,1
Сравнительные данные показывают, что использование заявляемого способа переработки упорного углистого золотосодержащего концентрата позволяет в сравнении со способом-прототипом повысить извлечение на целевой угольный сорбент на 9,8% золота и 17,2% серебра. В отличие от способа-прототипа в заявленном способе процессы реализуются в типовом сорбционном оборудовании. В способе-прототипе фильтрация разогретой до 70-130°С пульпы на фильтр-прессе с достаточно частой разгрузкой кека требует специального дорогостоящего конструктивного исполнения фильтр-пресса, операции выполняются под давлением до 0,2-0,6 МПа, что создает тяжелые условия труда обслуживающего персонала.
Для доказательства критерия «промышленное применение» заявленный способ испытан в укрупненном масштабе на базе ООО НИИПИ «ТОМС».
ИСТОЧНИКИ ИНФОРМАЦИИ
1. Патент RU № 2108402 C1, МПК C22B 11/00. Способ восстановления драгоценного металла из углеродистых руд / Вильям Дж.Кохр [US] – опубликовано 10.04.1998 г.
2. Патент RU № 2493277 C1, МПК C22B 11/08. Способ извлечения золота из хвостов цианирования углистых сорбционно-активных руд и продуктов обогащения / В.М. Муллов, А.В. Бывальцев, О.Д. Хмельницкая (Россия) – опубликовано 20.09. 2013 г. – прототип.
3. Захаров Б.А., Меретуков М.А. Золото: упорные руды. – М.: Издательский дом «Руда и Металлы», 2013, с. 136-145.