СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ ПИРИТ-ПИРРОТИНСОДЕРЖАЩИХ ЗОЛОТОСУЛЬФИДНЫХ КОНЦЕНТРАТОВ
METHOD OF PROCESSING PYRIT-PYRROTIN-CONTAINING GOLD-SULFIDE CONCENTRATES

Изобретение относится к гидрометаллургии благородных металлов и может быть использовано для извлечения благородных металлов из пирит-пирротинсодержащих золотосульфидных концентратов.
Известен способ переработки золотосодержащих сульфидных концентратов, являющийся наиболее близким к предлагаемому способу (Патент №2434953 РФ, МПК С22В 11/00. Способ переработки золотосодержащих сульфидных концентратов / Дементьев В.Е., Панченко Г.М., Муллов В.М., Хмельницкая О.Д. - Заявл. 21.06.2010; Опубл. 27.11.2011). Способ включает двухстадийную магнитную сепарацию при величине магнитной индукции 0,02-0,6 Тл, известковую обработку немагнитной фракции с ее последующим цианированием. Благодаря проведению операции магнитной сепарации способ позволяет кратно сократить операционный расход NaCN за счет выведения из процесса цианирования бедной по золоту магнитной фракции, обогащенной пирротином, который в первую очередь вызывает нецелевой расход NaCN.
К недостаткам способа относится не полное удаление пирротина из концентрата, подлежащего цианированию, вследствие хотя и достаточно высоких, но все же ограниченных возможностей селекции, достигаемых при магнитной сепарации. Не извлеченный в ходе сепарации пирротин, а кроме того немагнитные сульфидные минералы, попадают в цикл гидрометаллургической переработки, вызывая нецелевой расход NaCN при цианировании.
Задачей, на решение которой направлено заявляемое изобретение, является снижение расхода NaCN на цианирование немагнитной фракции концентрата за счет удаления из пульпы растворимых соединений серы, образуемых в процессе предварительной известковой обработки, а также за счет возврата цианистых растворов в цикл выщелачивания золота.
Указанный технический результат достигается тем, что в способе переработки пирит-пирротинсодержащих золотосульфидных концентратов, включающем магнитную сепарацию, известковую обработку немагнитной фракции и последующее цианирование, пульпу после известковой обработки подвергают фильтрации с промывкой кека на фильтре водой, фильтрат, содержащий вредные для процесса цианирования серосодержащие примеси, направляют в процесс рудоподготовки, либо обезвреживают и сбрасывают в хвостохранилище, а отмытый от вредных примесей кек распульповывают оборотным цианистым раствором, планируют и фильтруют с последующим возвратом фильтрата в цикл цианирования.
Сущность способа заключается в том, что введение операций фильтрации (с промывкой) концентрата до и после процесса цианирования позволяет изменить состав жидкой фазы пульпы после известковой обработки, содержащей вредные для процесса цианирования полисульфидные соли (и продукты их частичного окисления), а также посредством оборота цианистых растворов в цикле выщелачивания золота.
Положительный эффект достигается вследствие отмывки концентрата перед цианированием от растворимых серосодержащих примесей, вызывающих существенный расход NaCN; другими словами - в снижении химического нецелевого расхода NaCN, а также в сокращении расхода NaCN за счет физического возврата в цикл выщелачивания остаточного непрореагировавшего свободного цианида, содержащегося в жидкой фазе хвостов цианирования.
Как следствие, снижение удельного расхода NaCN приводит к снижению расхода гипохлорита кальция на обезвреживание цианистых отходов производства.
Предлагаемое изобретение не ограничивает оптимальные условия проведения основных технологических операций (таких как крупность концентрата, величина магнитной индукции при сепарации, продолжительность известковой обработки и цианирования, рабочие концентрации и расходы реагентов, температура и отношение Ж:Т, параметры фильтрации, промывки кека и др.), так как они определяются вещественным составом и технологическими свойствами конкретного пирит-пирротинсодержащего золотосульфидного концентрата и могут варьироваться в широких пределах.
Сопоставительный анализ заявляемого способа с прототипом показывает, что заявляемый способ отличается от известного введением операции фильтрации.
Совокупность отличительных признаков заявляемого способа обеспечивает достижение поставленной задачи и технического результата, а именно сокращения расхода цианида.
Способ иллюстрируется следующими примерами.
Пример №1, по прототипу. Пирит-пирротинсодержащий золотосульфидный концентрат крупностью 94-95% класса минус 0,071 мм с массовой долей сульфидной серы 10,3% и содержанием золота 22,7 г/т подвергали двухстадийной магнитной сепарации при величине магнитной индукции на первой стадии 0,03 Тл, на второй - 0,25 Тл. Выход выделенной пирротиновой фракции составил 25,3% от массы исходного концентрата, содержание золота в ней - 2,42 г/т, что соответствует операционным потерям металла 2,7%. Массовая доля сульфидной серы в перечищенном золотосульфидном концентрате составила 9,2%, содержание золота - 29,6 г/т. Перечищенный концентрат подвергали известковой обработке при отношении Ж:Т=1,3:1 и продолжительности 24 ч. Значение рН пульпы в ходе обработки поддерживали на уровне 11,0-11,5, путем добавок извести (100% СаО), суммарный расход которой составил 12,8 кг/т.
После известковой обработки пульпу цианировали в сорбционном режиме при загрузке активного угля 7 об.%, отношении Ж:Т=1,3:1, значении рН пульпы на уровне 11,1-11,3 и продолжительности 24 ч. Концентрацию NaCN в жидкой фазе пульпы поддерживали на уровне 1,0 г/л, путем добавок реагента (100% NaCN), суммарный расход которого составил 9,8 кг/т. Содержание золота в твердой фазе хвостов цианирования по данным пробирного анализа составило 2,1 г/т, что соответствует сквозному извлечению золота на искусственный сорбент 90,4% от исходного пирит-пирротин-содержащего концентрата.
Пример №2, по предлагаемому способу. Тот же пирит-пирротинсодержащий золотосульфидный концентрат подвергали двухстадийной магнитной сепарации с последующей известковой обработкой перечищенного концентрата аналогично примеру №1.
После известковой обработки пульпу фильтровали на пресс-фильтре и промывали кек свежей водой при ее расходе 1,0 л на 1 кг твердой фазы. Фильтрат складировали, а промытый кек распульповывали оборотным цианистым раствором (либо свежей водой) до отношения Ж:Т=1,3:1 и цианировали аналогично примеру №1, то есть при загрузке активного угля 7 об.%, продолжительности 24 ч и концентрации NaCN в жидкой фазе пульпы 1,0 г/л. Значение рН пульпы при цианировании составляло 10,5-10,7, поэтому известь дополнительно не расходовали.
После цианирования пульпу фильтровали на пресс-фильтре и полученный фильтрат с концентрацией NaCN 0,8-1,0 г/л использовали в обороте для распульповки следующей порции продукта известковой обработки.
Всего проведено 5 циклов «известковая обработка - фильтрация - распульповка кека оборотным цианистым раствором - цианирование - фильтрация» (5 оборотов). Условия проведения операций известковой обработки и цианирования в каждом цикле соблюдали аналогично примеру №1.
-
-
связанный
На 3-4 цикле соленакопление в оборотных растворах пришло к динамическому равновесию - концентрация примесей (СN и CNS) установилась на приблизительно постоянном уровне. Сквозное извлечение золота во всех циклах находилось практически на одинаковом уровне 90,1-90,7%, что свидетельствует о возможности и целесообразности использования цианистых растворов в обороте. Расход NaCN на переработку концентрата по предлагаемому способу составил в среднем 4,2 кг/т, что в 2,3 раза меньше, чем по прототипу при тех же показателях извлечения золота.
Результаты примеров представлены в таблице.