Способ переработки пиритных огарков
PYRITE CINDER PROCESSING METHOD

Изобретение относится к области гидрометаллургии и может быть использовано для получения чистых соединений железа, концентратов цветных и благородных металлов из пиритных огарков, являющихся отходами сернокислотного производства.
Известен способ извлечения благородных металлов из пиритных огарков, согласно которому ведут сорбционное извлечение золота и серебра из огарковых пульп. Огарок подвергают кислотной обработке, после чего отделяют жидкую фазу, извлекают медь и цинк, твердую фазу доизмельчают в присутствии извести, аэрацию проводят при повышенных температурах и давлении, после чего цианируют в присутствии сорбента [Патент RU №2034062, МПК С22В 11/00, С22В 11/08, 1995].
Недостатком известного способа является отсутствие получения железосодержащего продукта.
Наиболее близким к предлагаемому изобретению по технической сущности является способ комплексной переработки пиритных огарков, согласно которому выщелачивание железа и цветных металлов осуществляют в противоточном режиме в две стадии раствором соляной кислоты с концентрацией 150-240 г/л, при температуре ≥60°С. Нерастворенный остаток отделяют от раствора, отмывают от избыточной кислотности и направляют на извлечение благородных металлов. Солянокислые растворы после выщелачивания обрабатывают газообразным хлором, корректируют в них значение водородного показателя до значения рН=0,5, затем в них дозируют сульфиды металлов или сероводород, выделяют из растворов образующиеся осадки мышьяка. После отделения раствора от осадка осуществляют термическое разложение хлорида железа с получением чистого оксида железа. Выделяющийся хлористый водород улавливают растворами отмывки осадка после выщелачивания огарка. Полученную соляную кислоту возвращают на стадию солянокислого выщелачивания новых порций огарка [Патент RU №2623948, МПК С22В 11/00, С22В 30/04, С22В 3/10, С22В 7/00, 2017].
К недостаткам данного способа можно отнести сложность аппаратурно-технологической схемы производства и использование токсичных реагентов.
Технический результат предлагаемого способа заключается в повышении степени извлечения золота из пиритных огарков (более 70%) и возможности использования получаемого железосодержащего продукта в качестве шихты в металлургическом производстве.
Указанный технический результат достигается тем, что в способе переработки пиритных огарков, включающем солянокислотное выщелачивание железа и цветных металлов, согласно изобретению предварительно производят измельчение пиритных огарков до крупности не более 55 мкм, солянокислотное выщелачивание осуществляют в течение 75-110 мин при температуре 60-95°С, при этом количество соляной кислоты к пиритному огарку поддерживают как соотношение (2,8-3,2):(0,85-1,15), затем, полученный кек подвергают цианированию сепараторной водой в присутствии угля и оксида кальция в течение 14-25 часов при температуре 19-35°С, после чего производят отделение пульпы от угля, осуществляют разделение полученной пульпы на отработанную сепараторную воду и железосодержащий продукт, после цианирования уголь подвергают десорбции, а полученный в результате десорбции раствор отдают на электролиз с последующим переплавом катодного осадка.
Для цианирования используют уголь с сорбционной активностью не менее 90%. Применяемая сепараторная вода содержит цианиды в количестве 2,5-5 г/л. Во время цианирования поддерживают следующее соотношение компонентов соответственно:
кек : сепараторная вода : уголь : оксид кальция = (25-37):(57-75):(2-9):(0,02-0,3)
Железосодержащий продукт, полученный после цианирования, используют в качестве шихты для металлургического производства.
Сущность предложенного способа заключается в следующем.
Измельчение пиритных огарков осуществляют до крупности не более 55 мкм. В случае если использовать пиритные огарки крупностью выше 55 мкм, то будет происходить снижение степени извлечения золота.
Солянокислотное выщелачивание осуществляют в течение 75-110 мин при температуре 60-95°С. Технологически и экономически наиболее целесообразно использовать для выщелачивания соляную кислоту. При температуре ниже 60°С снижается степень выщелачивания вредных примесей. При температуре более 95°С увеличивается переход железа в фильтрат.
При продолжительности выщелачивания менее 75 мин наблюдается снижение перехода в фильтрат вредных примесей. Продолжительность выщелачивания более 110 мин экономически нецелесообразна.
Соотношение соляной кислоты к пиритному огарку определено экспериментально и обеспечивает наиболее полный переход вредных примесей в фильтрат.
В качестве цианидсодержащего реагента экономически целесообразно применять сепараторную воду бензольного отделения (отход коксохимического производства). Цианирование осуществляют в присутствии угля, с активностью более 90%, в течение 14-25 часов при температуре 19-35°С. При продолжительности цианирования менее 14 часов снижается степень извлечения золота. При продолжительности цианирования более 25 часов происходит сорбция вредных примесей углем. При температуре ниже 19°С снижается степень извлечения золота. При температуре больше 35°С возникают дополнительные затраты на подогрев, что экономически нецелесообразно.
Для цианирования используют уголь с сорбционной активностью не менее 90%. При сорбционной активности менее 90% снижается степень извлечения золота, что экономически не целесообразно.
Применяемая сепараторная вода должна содержать цианиды в количестве 2,5-5 г/л. При меньшем содержании цианидов снижается степень извлечения золота. Содержание цианидов более 5 г/л в сепараторной воде экономически не целесообразно.
Во время цианирования поддерживают следующее соотношение компонентов соответственно : кек : сепараторная вода : уголь : оксид кальция = (25-37):(57-75):(2-9):(0,02-0,3). Данное соотношение определено экспериментально. При уменьшении содержания кека снижается его выход, а при его увеличении возрастают затраты на проведение технологического процесса. При снижении количества сепараторной воды происходит возрастание затрат на проведение технологического процесса, а при увеличении ее количества снижается выход железосодержащего продукта. При увеличении содержания угля повышаются затраты на проведение технологического процесса. При уменьшении содержания угля снижается степень извлечения золота. При уменьшении количества оксида кальция происходит снижение уровня рН, что приводит к образованию летучей синильной кислоты. При увеличении количества оксида кальция происходит снижение скорости растворения золота.
Железосодержащий продукт, полученный после цианирования, используют в качестве шихты, например, в аглодоменном производстве.
Технология комплексной переработки пиритных огарков поясняется схемой.
Пример реализации способа.
Пиритный огарок измельчили до крупности не более 50 мкм. Полученный измельченный пиритный огарок выщелачивали соляной кислотой при отношении соляной кислоты к пиритному огарку 3,0:0,95 в течение 102 мин при температуре 75°С, с получением кека. Кек направили на сорбционное цианирование (в течение 17 часов, при температуре 30°С) при следующих отношениях:
кек : сепараторная вода : уголь : оксид кальция = 30:63:5:0,1.
После сорбционного цианирования получили железосодержащий продукт, который в дальнейшем был применен в качестве шихты для производства агломерата (качество полученного агломерата соответствовало требуемым нормам), при этом в уголь перешло 72% золота.
Таким образом, предложенный способ комплексной переработки пиритных огарков позволяет повысить степени извлечения золота из пиритных огарков, а получаемый железосодержащий продукт использовать в качестве шихты в металлургическом производстве.