Способ восстановления драгоценного металла из углеродистых руд

 

Способ может быть использован для восстановления драгоценных металлов из углеродистой руды. Включает выщелачивание руды раствором выщелачивателя и концентрирование соединений драгоценного металла с выщелачивателем в растворе на природном углеродистом компоненте руды для последующего восстановления. Поглощающий объем природного углеродистого компонента руды может пополняться за счет добавления рециклированного углеродистого вещества или тонкоизмельченного углерода в смесь руды с выщелачивателем. После отделения углеродистого компонента руды от пустой породы материал пустой породы может быть обработан с помощью процесса горячего добавления углерода в выщелачиватель для дальнейшего увеличения восстановления драгоценного металла. 4 с. и 32 з.п.ф-лы, 16 ил., 3 табл.

Настоящее изобретение относится к восстановлению драгоценных металлов из углеродистых руд. Конкретно, настоящее изобретение касается улучшения способов выщелачивания этих руд.

Золото является одним из самых редких металлов на Земле. Золотые руды можно разделить на два типа: легко измельчаемые и трудноперерабатываемые. Легко измельчаемые руды это те, которые можно обрабатывать простыми гравитационными способами или прямым цианированием. Трудноперерабатываемые руды, наоборот, обрабатывать сложно. Залежи трудноперерабатываемых руд могут содержать сами руды, флотационные концентраты, отходы обработки и другие запасы. В прошлом трудноперерабатываемые руды для высвобождения золота требовали дополнительной обработки перед цианированием. Сложность обработки трудноперерабатываемых руд обусловлена их минералогией.

Значительное число трудноперерабатываемых руд состоит из руд, содержащих драгоценный металл, такой как золото, окклюдированный в частицах сульфида железа. Частицы сульфида железа состоят в основном из пирита и арсенопирита. Если золото остается окклюдированным даже после тонкого измельчения этих руд, то сульфиды нужно окислять для того, чтобы высвобождать связанный драгоценный металл и сделать его доступным выщелачивающему агенту (или выщелачивателю).

Углеродистые золотые руды представляют собой отдельный класс трудноперерабатываемых руд. В сернистых минералах этих руд бывает связано не только золото, эти руды также содержат углеродистое вещество, мешающее восстановлению золота цианированием. Поэтому золото в углеродистых рудах может содержаться вместе с сернистыми минералами, углеродистым веществом и/или с кремниевыми минералами. В качестве ссылки в данное описание включена работа П. Афении "Обработка углеродистых трудноперерабатываемых золотых руд" (Minerals Engineering, vol. 4, Nos. 7-11, pp. 1043-55, 1991). Распределение золота в этих группах минералов может сильно изменяться при переходе от одной руды к другой.

Исследования показали, что углеродистое вещество в этих рудах содержит : 1) активированный углеродный компонент, способный поглощать из раствора соединения хлористого золота и цианистого золота, 2) смесь гидрокарбонатов, имеющих большой молекулярный вес, обычно содержащую активированные углеродные компоненты, и 3) органическую кислоту, близкую к гуминовой кислоте, содержащую функциональные группы, способные вступать в реакции с соединениями золота и образовывать органические соединения золота (см. работы П. Афении "Обработка углеродистых трудноперерабатываемых золотых руд" (P. Afenya "Treatment of Refractory Golt Ores". Minerals Engineering, vol. 4, pp. 1043-55. 1991) и В.Гузя "Обработка углеродистых трудноперерабатываемых золотых руд, содержащих сульфиды и углеродистый материал". (W. Gnay, "Treatment of Refractory Gold Ores, Containing Carbonaceous Material and Sulfides", Sociefy of Mining Engineers of AIME, 81-34, pp. 1-4, 1981).

Поэтому углеродистое вещество может прямо или косвенно мешать выщелачиванию. Непосредственное вмешательство в выщелачивание приписывается либо окклюдированию золота углеродистым материалом, либо созданию стабильного соединения золота с углеродом, похожего на клешневидное соединение. Наиболее общей проблемой, связанной с этими рудами, является, между тем, косвенное вмешательство. Это происходит, когда соединение золота с выщелачиванием, образуемое при выщелачивании, поглощается естественным углеродистым материалом и поэтому более не может восстанавливаться из раствора. Это явление называется "сверххищническим поглощением".

Такое поглощение обычно сопутствует использованию цианида в качестве выщелачивателя, но может также иметь место и с другими соединениями золота с выщелачивателем, отличными от цианоурита.

Некоторые глиняные материалы, такие как иллит, каолин и монтморилленит, тоже могут химически поглощать соединения цианистого золота. Таким образом, степень хищнического поглощения золота рудой зависит от количества углеродистого вещества и хищнически поглощающих глиняных материалов руды. Следует понимать, что в данном случае углеродистый компонент и углеродистое вещество также относятся к химически поглощающим глинам, поскольку свойства хищнического поглощения этих материалов функционально похожи на свойства хищнического поглощения реального углеродистого вещества, содержащегося в руде.

В то время как хищническое поглощение наиболее часто связано с процессами цианирования, то, как известно, оно также происходит и с другими соединениями золота с выщелачивателем, такими как хлористое золото. Изобретатель часто сталкивается с таким хищническим поглощением соединений золота с тиомочевиной при использовании мочевины в качестве выщелачивателя.

Углеродистые руды сильно различаются по содержащемуся в них углеродистому веществу от одного месторождения к другому и даже в пределах одного месторождения. Сообщалось, что эти руды могут содержать углерод в пределах от 0,2 до 5% (P. Afenya "Treatment of Refactory Gold Ores". Minerals Engineering, vol. 4, pp. 1043-55. 1991).

Если обозначить хищнически поглощающий компонент руды буквой P, компонент полезного минерала (то есть золото, серебро, или платина) - буквой V, а материалы пустой породы руды - буквой G, то поглощение можно описать следующей общей формулой: где V₁ представляет собой драгоценный металл, соединенный с хищнически поглощающим материалом руды, V_z представляет собой драгоценный металл, соединенный с материалом пустой породы, V_x - драгоценный металл, хищнически поглощенный из выщелачивающего раствора, V_y - соединения драгоценного металла с выщелачивателем, оставшиеся в растворе, и V_z-(x+y)- количество драгоценного металла, оставшегося соединенным с материалом пустой породы после выщелачивания.

Итак, количество драгоценного металла, соединенного с химически поглощающим компонентом руды, после выщелачивания равно количеству драгоценного металла, изначально соединенному с хищнически поглощающим компонентом руды, плюс то количество, которое было хищнически поглощено из раствора выщелачивателя V_x. Количество драгоценного металла, оставшегося соединенным с материалом пустой породы V_z-(x+y), равно исходному количеству драгоценного металла V_z минус количество драгоценного металла, растворенного выщелачивателем V_x+V_y.

Разработано множество способов для обработки трудноперерабатываемых углеродистых золотых руд. Эти способы включают в себя флотацию, бланкирование, углерод в выщелачивателе, обжиг, химическое окисление и бактериальное выщелачивание. Обжиг и окисление хлорированием являются наиболее разработанными способами и применяются для обработки углеродосодержащих руд. Другие способы возможно сыграют определенную роль в будущем, но пока они хуже способов обработки углеродистых руд даже в горнодобывающей промышленности, где они на самом деле более уместны для обработки трудноперерабатываемых сернистых руд. Ниже приведено описание различных известных способов.

1. Флотация и оседание Этот способ успешно использовался, где небольшие количества золота были соединены с углеродистым веществом руды. При таких обстоятельствах углеродистое вещество может флотироваться и оседать. Оставшаяся руда затем обрабатывается традиционными способами цианирования. Этот способ, однако, не работает для руд, в которых значительные количества золота соединены с углеродистым компонентом. (T. Orlich, T. Fucstenau & D. Horne, "Column Flotation of Carbon at the Royal mt. King Mine", SME Annual Meetind, Phoenix, Az, Feb, 1992).

В процессе разработки месторождения стараются получить высококачественный концентрат для возможной перевозки в плавильную печь и отходы, которые можно отбраковывать или непосредственно цианировать (W. Guay,. "Treatment of Refractory Gold Ores, Containing Carbonaceous material and Sulfides", Society of mining Engineers of AIME, 81-84, pp 1-4, 1981). Концентраты содержат как углеродистые материалы, так и пирит, но дают низкий уровень восстановления золота.

В соответствии с процессом, раскрытым в патенте США N 4585550, углеродистая фракция, содержащая экономически значительные концентрации желаемого минерала, может быть восстановлена из углеродистой руды с помощью флотации. Однако в процессе количества золота, содержащиеся в нефлотируемых фракциях руды, теряются, следовательно, этот процесс может использоваться только, если небольшие количества золота соединены с невосстанавливаемыми фракциями.

В других месторождениях золота углеродистый компонент осаждался из руды при флотации сернистых материалов и свободного золота (P. Afenya, "Treatment of Refractory Gold Ores, minerals Engineering, vol. 4, pp. 1043-55, 1991). Однако этот способ опять же нельзя использовать, если углеродистый компонент содержит значительное количество золота.

Общей проблемой всех флотационных процессов поэтому является то, что золото, соединенное с фракцией руды, которую нужно отбраковать, теряется, поскольку его восстановление неэкономично. В результате фракция отходов должна содержать лишь очень небольшие количества золота, чтобы существующий процесс флотации мог быть удовлетворительным. Однако минералогия осадка углеродистой золотой руды постоянно изменяется. Поэтому, если количество золота, соединенного с отбраковываемой фракцией руды (то есть отходы обогащения), увеличивается, то количество золота, теряемого при флотации, также увеличивается. Современные процессы флотации не достаточно универсальны, чтобы компенсировать эти изменения минералогии углеродистых золотых руд. Настоящее изобретение преодолевает эту проблему за счет хищнического концентрирования количества золота в углеродистом компоненте руды перед флотацией.

2. Бланкирование Бланкирующие агенты используются для пассивации поверхностей активизированного углерода в углеродистых рудах. Бланкирующие агенты работают за счет селективного поглощения с поверхности активированного углерода предпочтительно выщелачивающих золото соединений из раствора. В качестве бланкирующих агентов используются керосин, топливная нефть и RV - 2 (паранитробензол азосалициловой кислоты). Этот способ неприменим, если значительные количества золота соединены с углеродистым веществом. И, как объясняется в патенте США N 3574600, бланкирование также неприменимо к рудам, которые содержат значительные количества органических кислот в качестве углеродистого вещества. Одной из целей настоящего изобретения является обеспечение возможности обработки углеродистых руд независимо от содержания природного углерода и независимо от количества золота, первоначально соединенного с углеродистым веществом.

3. Активированный углерод или смолы в выщелачивателе или пульпе Активированный углерод или смола могут добавляться в выщелачивающие растворы для предпочтительного поглощения цианоаурита. Этот процесс базируется на принципе использования более сильного поглощения цианоаурита, чем углеродистое вещество руды (P. Afenya, "Treatment of Refractory Gold Ores", minerals Engineering, vol. 4, pp. 1043-55, 1991). Однако этот процесс неэффективен, если руда содержит большое количество углеродистого вещества, поскольку природное углеродистое вещество имеет способность поглощать соединения цианистого золота в четыре раза быстрее, чем активированный углерод (B. J. Scheiner, "Relation of mineralogy to Treatment methods for Carbonaceous Gold Ores", Society of Mining Engineers , 87-96, pp. 1-6, 1987). Более того, процессы с содержанием углерода в выщелачивателе используют сравнительно большие частицы углерода, в то время как руда представляет собой тонкоизмельченный грунт, так что добавленный углерод и поглощенное им количество золота можно легко выделить из руды после дианирования по размеру.

В патенте США N 4188208 описан способ высокотемпературного добавления углерода в выщелачиватель. Этот способ включает в себя этап предварительного окисления водного шлама углеродистой руды. После него пульса нагревается до температуры свыше 75^oC и руда выщелачивается с помощью концентраций цианида щелочного металла свыше 0,1%. Этот способ в результате контроля по сигнальной шкале, проградуированной с помощью руды, содержащей 0,3 унций золота на тонну, показал загрузку активированного углерода только до 15 унций золота на тонну и отходы обогащения 0,045 унций золота на тонну.

Недостатки процесса высокотемпературного добавления углерода в выщелачиватель, описанного в патенте США N 4118208, таковы, что большие концентрации цианида и высокие температуры требуют использования более других гидроокисей щелочных металлов, а также дополнительных затрат на достижение больших концентраций цианида и высокой температуры. Это уменьшение загрузки активированного углерода еще более увеличивает стоимость процесса, поскольку это означает, что нужно использовать и восстанавливать большее количество углерода в пересчете на единицу получаемого золота.

4. Обжиг Обжиг представляет собой современный промышленный стандарт на одновременное разложение углеродистого вещества и окисление сернистых минералов в трудноперерабатываемых углеродистых золотых рудах. Фактически большинство недавно построенных установок предварительной обработки использует обжиг. В штате Невада с 1989 г. были сданы в эксплуатацию четыре обжигательных печи, и планируется по меньшей мере еще одна.

Современные обжигательные печи для нагрева руды используют конструкцию с псевдоожиженным слоем и традиционный источник топлива для нагрева руды. Температуры обжига составляют обычно от 600 до 700^oC. После обжига руду отделяют от пыли и отходящих газов, а поток резко охлаждают. После охлаждения окисленную руду можно обрабатывать традиционными способами выделения цианида.

При любом конкретном составе руды обжигательные печи работают с жесткими допусками. Ниже оптимальной температуры углерод в руде не окисляется и остается активно поглощающим золото. Выше оптимальной температуры золото в руде становится значительно менее доступным для цианизации или любого другого способа выделения. Из-за ухудшения восстановления золота при более высоких температурах многие обжигательные печи работают в нижней части температурного диапазона. В таком случае для пассивации любого необожженного углеродистого вещества добавляются бланкирующие агенты. Соответственно КПД обжигательной печи в заводских условиях сильно изменяется в зависимости от исходного сырья.

В течение многих лет обжиг был единственным надежным способом обработки трудноперерабатываемых углеродистых золотых руд, дающим достаточно высокое восстановление золота. В последние два десятилетия, однако, увеличивающиеся затраты, связанные с обжигом, подтолкнули к поискам альтернативных способов обработки трудноперерабатываемых углеродистых золотых руд. Стоимость обжига определяется в основном двумя факторами : экономией энергии и защитой окружающей среды. Источники энергии используются как для нагрева, так и для управления процессом, таким как инжекция кислорода. В результате этот способ особенно сильно зависит от изменений цен на топливо. Защита окружающей среды также является для работы обжигательных печей значительным и все возрастающим затратным фактором. Отходящие газы необходимо обрабатывать для отделения от них пыли и особенно токсичных ртути, мышьяковых соединений и двуокиси серы. Это часто достигается за счет использования электростатических пылеуловителей и скрубберов. Эти способы контроля загрязнения дороги и трудны в управлении.

Поскольку требования к выбросам становятся все жестче, стоимость процесса обжига значительно возрастает. Почти без исключения, как теоретические исследования, так и реальные операторы оценивают стоимость обжига диапазоном от 10 до 20 долларов на тонну руды, хотя один из источников заявляет об оценочной стоимости обжига в предлагаемой установке в 8 долларов на тонну.

5. Химическое окисление В последнее время внимание исследователей и разработчиков все более и более привлекают гидрометаллургические способы обработки трудноперерабатываемых золотых руд. При этом предпочтение отдается трем способам водного окисления : 1) хлорному окислению, 2) автоклавному выщелачиванию и 3) биовыщелачиванию. Биовыщелачивание будет рассмотрено отдельно.

а. Хлорирование Это был наиболее предпочтительный способ до тех пор, пока экономика процесса и требования охраны окружающей среды не отклонили его в пользу обжига. В последнее время работало не менее двух хлорирующих установок, хотя одна из них, возможно, уже и не работает.

В этом процессе руда представляет собой грунт, который смешивается с водой для образования шлама. Газообразный хлор закачивается в шлам под давлением со скоростью порядка 60-120 фунта на тонну в зависимости от времени пребывания, концентрации органического углерода в руде и содержания твердых частиц в шлам. Хлор окисляет углерод руды, делая ее менее поглощающей золото. После обработки образовавшуюся хлорноватистую кислоту нужно обрабатывать восстановителем, чтобы предотвратить разложение цианида, используемого в дальнейшем процессе.

Этот способ особенно чувствителен к количеству сульфида в руде, поскольку сера окисляется раньше углерода. Руды с большим содержанием сульфидов требуют большего количества газообразного хлора. Для очень трудноперерабатываемых руд использовался процесс "двойного окисления" (P. Afenya. "Treatment of Refractory Gold Ores", Minerals Engineering, vol. 4, pp. 1043, 55, 1991).

Факторы охраны окружающей среды также играют значительную роль в определении затрат. Газ, выделяющийся из резервуаров, должен перехватываться щелочными скрубберами прежде, чем высвободится и выделится содержащийся в нем хлор. Хлористый газ высокого давления чрезвычайно опасен.

Наконец, процессом трудно управлять в процессе работы, и установки страдают от коррозионного газа. В результате всех этих факторов обжиг оказывается экономически более выгодной альтернативой по сравнению с окислением на базе хлора на все обозримое будущее .

В качестве варианта хлорирования в окисляющем агенте можно заменить хлористый газ на NaOCl. Более того, NaOCl можно получать на месте электролизом NaCl. NaOCl используется точно так же, как и хлор для окисления сульфидов и углеродистого вещества в руде. Однако первоначальные капитальные затраты на этот способ довольно велики, и пока не будет радиального снижения цен на энергоносители, этот способ будет еще менее экономичен, чем хлорирование.

5. Автоклавирование под давлением.

Этот способ гораздо успешнее для окисления сернистых материалов, которые делают руду трудноперерабатываемой, чем для окисления углеродистого вещества, которое может содержаться в руде. Он приведен здесь для полноты описания. Процесс автоклавирования под давлением с последующим добавлением углерода в выщелачиватель описан в патенте США N 4552589.

6. Биовыщелачивание.

Этот последний способ, который предназначен для обработки трудноперерабатываемых сернистых и углеродистых золотых руд. Процесс использует бактерии для биологического разложения сернистых минералов и высвобождения драгоценных металлов так, чтобы их можно было восстанавливать традиционными способами. Наиболее широко используемыми и наиболее хорошо изученными бактериями для этого процесса являются ферроокисляющие тиобактерии. Однако биовыщелачивание слабо влияет на характеристики поглощения руды. Поэтому для получения удовлетворительного выхода золота из углеродистых руд наряду с биовыщелачиванием обычно использовалось добавление в выщелачиватель углерода или бланкирование. Более того, в этом способе для обработки руды требуется не несколько часов, а несколько дней.

Таким образом, поскольку добыча низкосортной углеродистой золотой руды началась более сорока лет тому назад, горнодобывающая промышленность все время продолжала искать альтернативные способы обработки углеродистой руды. Все эти способы включали в себя попытку исключить или блокировать эффект поглощения этих руд, чтобы можно было использовать для восстановления драгоценного металла традиционный процесс цианирования. Способ, предлагаемый в настоящем изобретении, представляет собой совершенно новый подход, в котором мешавшая до сих пор характеристика поглощения углеродистой руды с успехом используется для концентрации количества драгоценного металла в углеродистой руде на поглощающем компоненте руды с целью последующего восстановления.

В настоящее время имеются большие количества отложений и запасов добытой углеродистой руды, которая до сих пор не могла быть экономично обработана известными способами.

Фиг. 1 представляет собой общую диаграмму процесса, соответствующую варианту осуществления настоящего изобретения.

Фиг. 2 представляет собой график, иллюстрирующий изменение количества золота в объеме руды, обрабатываемом в соответствии с настоящим изобретением комбинацией обратной выщелачивающей флотации и процесса горячего добавления углерода в выщелачиватель.

На фиг. 3 - график, показывающий временное изменение концентрации золота в отходах обработки горячим добавлением углерода и в активированном углероде, используемом в этапе горячего добавления углерода.

На фиг. 4 - график временной зависимости концентрации золота в отходах обработки горячим добавлением углерода другой руды.

На фиг. 5 - график временной зависимости концентрации золота в отходах обработки горячим добавлением углерода высокосортной руды.

На фиг. 6 - график временной зависимости концентрации золота в отходах обработки горячим добавлением углерода и в активированном углероде, используемом в этапе горячего добавления углерода для еще одной руды.

Фиг. 7 представляет собой график количества золота, остающегося в конечных отходах, в зависимости от исходной концентрации цианида в этапе горячего добавления углерода, проводимом при 70^oC в течение 16 ч.

Фиг. 8 представляет собой график количества золота, остающегося в конечных отходах, в зависимости от конечной концентрации цианида в этапе горячего добавления углерода, проводимом при 70^oC в течение 16 ч.

Фиг. 9 представляет собой график количества золота, остающегося в отходах обработки с помощью горячего добавления углерода для высокосортной и низкосортной руды в зависимости от концентрации свежего цианила, добавляемого в фильтрат этапа флотации в процессе, соответствующем варианту осуществления настоящего изобретения.

Фиг. 10 представляет собой график количества золота, остающегося в отходах обработки с помощью горячего добавления углерода для высокосортной и низкосортной руды в зависимости от конечной концентрации цианила после процесса, соответствующего настоящему изобретению.

Фиг. 11 является графиком временной зависимости концентрации золота в отходах обработки с помощью горячего добавления углерода в соответствии с процессом настоящего изобретения для различных температур горячего добавления углерода.

Фиг. 12 является графиком временной зависимости концентрации золота в отходах обработки с помощью горячего добавления углерода в соответствии с процессом настоящего изобретения для различных температур горячего добавления углерода.

Фиг. 13 является графиком временной зависимости концентрации золота, поглощенного активированным углеродом во время обработки с помощью горячего добавления углерода в соответствии с процессом настоящего изобретения для различных температур горячего добавления углерода.

Фиг. 14 представляет собой график процентного восстановления золота в зависимости от размера измельчения руды.

Фиг. 15 представляет собой график процентного восстановления золота в высокосортной и низкосортной руде в зависимости от исходной концентрации цианида в этапе горячего добавления углерода соответствующего настоящему изобретению процесса.

Фиг. 16 представляет собой график временной зависимости количества золота, остающегося в нефлотируемой очень сильно поглощающей золото руде при обработке с помощью горячего добавления углерода при 30^oC и 70^oC в соответствии с вариантом осуществления настоящего изобретения.

Настоящее изобретение относится к способам восстановления золота из углеродистых золотых руд, за счет которых углеродистый компонент, содержащийся в углеродистой руде, используется для концентрирования золота с целью дальнейшего восстановления. Для этого используется процесс обратной выщелачивающей флотации, в ходе которого углеродистая руда контактирует с раствором выщелачивателя, вызывая образование соединений золота с выщелачиванием и растворение золота из руды. Углеродистый компонент руды поглощает и концентрирует соединения золота с выщелачивателем в растворе, а затем отделяется от массы материала пустой породы для образования концентрата. В предпочтительном варианте осуществления настоящего изобретения золото восстанавливается из углеродистого компонента. Этот процесс также применим для восстановления других драгоценных материалов, таких как серебро и пластина из содержащих их углеродистых руд.

В особенно предпочтительном варианте осуществления настоящего изобретения материал пустой породы или отходы обработки после флотации затем обрабатываются с помощью горячего добавления углерода в выщелачиватель для дальнейшего увеличения уровня восстановления. Соответствующий настоящему изобретению процесс горячего добавления углерода в выщелачиватель может также быть использован для получения хорошего восстановления из руд, содержащих углерод в виде графита без предварительного процесса обратной выщелачивающей флотации.

В соответствии с изложенным выше, первой целью настоящего изобретения является создание экономичного и эффективного способа для восстановления золота и других драгоценных металлов из углеродистых руд с помощью внутренних поглощающих возможностей этих руд для концентрации золота и других драгоценных металлов в углеродистом компоненте руды перед разделением.

Следующей целью настоящего изобретения является создание способа горячего добавления углерода в выщелачиватель, который можно использовать для увеличения восстановления золота в ходе процесса обратного выщелачивания или который можно использовать для обработки руд, содержащих углерод в виде графита.

Дополнительные и прочие цели и преимущества настоящего изобретения будут ясны из приведенного ниже подробного описания.

Исходные материалы, с которыми работает настоящее изобретение, называются "углеродистыми рудами" и представляют собой конкретный тип золотой руды, которая содержит углеродистый компонент, способный поглощать различные соединения золота с выщелачивателем, включающие в себя Au(CN)₂, Au(S₂C₂N₄H₆) и Au Cl₃. Несмотря на то, что в настоящем изобретении может использоваться любой выщелачиватель, образующий соединение с золотом, которое поглощается углеродистым компонентом руды, наиболее предпочтительным выщелачивателем является цианид.

В соответствии с настоящим способом, углеродистая руда выщелачивается раствором выщелачивателя для растворения золота из массы материала пустой породы. Далее соединения золота с выщелачивателем, образованные в процессе выщелачивания, извлекаются или сорбируются углеродистым компонентом руды. После концентрирования золота в углеродистом компоненте руды углеродистый компонент отделяется от руды, а золото восстанавливается. Можно использовать любой традиционный способ выделения известного уровня техники, включая гравитационную и пенную флотацию, причем предпочтительным способом пенной флотации является флотация в колонне.

Для практического применения настоящего изобретения предпочтительны углеродистые руды, которые могут поглощать порядка 10 микрограммов золота на грамм руды и более за 16 ч и менее из раствора цианида, содержащего четыре части золота на миллион. Углеродистые руды, которые могут хищнически поглощать около 140 миллиграммов золота на грамм руды и более за 16 ч и менее наиболее предпочтительны. Руда должна быть тонко измельчена до размера частиц по меньшей мере 200 меш (меш - число отверстий сита на квадратный дюйм) прежде, чем попадать в раствор с добавлением цианистого золота.

Способ конкретного предпочтительного варианта осуществления настоящего изобретения включает в себя: a) контактирование измельченной углеродистой руды с раствором выщелачивателя для создания шлама и вызова за счет этого образования соединений золота с выщелачивателем, что приводит к растворению золота из руды;
b) перемещение соединений золота с выщелачивателем из раствора в углеродистый компонент руды;
c) кондиционирование шлама при помощи коллектора;
d) добавление в кондиционированный шлам пенообразователя;
e) отделение золотосодержащего хищнически поглощающего золото углеродистого компонента от массы материала пустой породы пенной флотацией; и
f) восстановление золота из углеродистого компонента.

В данном варианте осуществления настоящего изобретения углеродистый компонент руды должен отделяться от массы материала пустой породы пенной флотацией. Предпочтительным способом пенной флотации является флотация в колонне. Самые большие частицы, присутствующие в массе минеральных частиц, которые должны отделяться пенной флотацией, должны быть такого размера, чтобы нужные минеральные частицы могли физически высвобождаться от ненужных минеральных частиц (или пустой породы) и чтобы масса каждой нужной минеральной частицы не превышала силу ее притяжения к пузырьку воздуха при условиях турбулентности, имеющих место в водной суспензии минеральных частиц. Поскольку углеродистый компонент руды в данном варианте осуществления настоящего изобретения должен флотироваться, то необходимо, чтобы помол углеродистой золотой руды был достаточно тонким, чтобы углеродистый компонент мог высвобождаться из пустой породы руды, и результирующие частицы углеродистого материала были достаточно малы для их отделения промышленным процессом пенной флотации. В общем случае достаточно конечного размера частиц не более 200 меш. Однако согласно патенту США N 5051199, следует избегать и слишком тонкого помола руды, поскольку мелкие углеродистые частицы, которые слишком малы (менее одного микрона), не будут флотироваться так же, как и большие.

Несмотря на то, что подходящим для флотации считается размер частиц порядка 28 меш, природа измельчаемой руды может потребовать еще более тонкого измельчения, например 200 меш, а предпочтительно - 400 меш, поскольку отделение с помощью флотации требует, чтобы углеродистое вещество и пустая порода или материалы матрицы присутствовали в виде отдельных частиц, отделяемых друг от друга.

Частицами "окисленного угля" являются те частицы угля, которые гидрофильны и плохо флотируются. Эти частицы угля гидрофильны и плохо флотируются потому, что они отличаются большим содержанием кислорода (то есть множеством кислородсодержащих функциональных групп) по меньшей мере на поверхности частиц угля. Итак, даже если углеродистые частицы в загружаемой руде уже свободны, внешние поверхности частиц угля будут наиболее окисленными местами, делая тем самым углеродистые частицы трудными для флотации. И хотя внутренность углеродистых частиц может также быть довольно окислена, они в целом менее окислены, чем внешняя поверхность. Следовательно, измельчение углеродистых частиц до такого размера может оказать значительное влияние на эффективность текущего процесса.

Поэтому, кроме снижения размера частиц руды до достаточной для флотации величины, то есть менее 28 меш, и высвобождения углеродистого вещества из других материалов матрицы (обычно кремния, глин и других силикатов), измельчение также открывает свежие поверхности углеродистого вещества.

Измельчение может достигаться любым способом, известным в обработке минералов, таким как измельчение в стержневых мельницах, шаровых мельницах, фрикционных мельницах и т.п. Предпочтительны способы измельчения, обеспечивающие меньший разброс размера частиц. Для отделения больших частиц от выхода шаровой мельницы для повторного измельчения перед цианированием и пенной флотацией могут использоваться гидроклоны. После первой флотации также могут использоваться для отделения больших частиц руды, которые все еще содержат углеродистый материал, который не был освобожден от пустой породы. Эти большие частицы могут содержать поглощенное золото и могут повторно измельчаться, цианироваться и флотироваться с целью восстановления большего количества золота.

Для достижения требуемого размера частиц можно использовать как мокрое, так и сухое измельчение. Однако при использовании процесса мокрого измельчения измельчение предпочтительно проводить в присутствии выщелачивателя.

После измельчения углеродистой руды она выщелачивается выщелачивателем. Выщелачивателем является растворитель, используемый для растворения золота из углеродистой золотой руды за счет образования растворимых соединений золота с выщелачивателем. Для практического использования настоящего изобретения предпочтительным выщелачивателем является цианид. Однако можно также использовать и другие выщелачиватели, такие как царская водка, тиомочевина, выщелачиватели на базе галоидных соединений железа и т.п.

Для разбавления концентрации твердых частиц измельченной руды по 100 - 600 г/кг, предпочтительно 400 г/кг, должно добавляться достаточное количество выщелачивателя. На самом деле, если руда представляет собой мокрый грунт, то для разбавления концентрации твердых частиц до указанной степени потребуется меньшее выщелачивание раствора или не потребуется вовсе. Необходимая концентрация выщелачивателя в выщелачивающем растворе зависит от используемого для растворения золота из руды и требуемой скорости выщелачивания. Типичные концентрации различных выщелачивателей, используемых для выщелачивания золота, хорошо известны в данной области техники.

Соединения золота с выщелачивателем, создающиеся при выщелачивании, поглощаются углеродистым компонентом, содержащимся в углеродистой руде. Это свойство углеродистого компонента руды называют "химическим поглощением".

Хищническое поглощение обусловлено как физическими, так и химическими причинами. В настоящем изобретении процесс хищнического поглощения, который традиционно считался мешающим обработке таких руд, используется для концентрирования соединений золота с выщелачивателем на углеродистом компоненте руды для последующего восстановления.

Выщелачивание проводится до тех пор, пока не будет достигнуто полное или по существу полное равновесие между золотом в растворе и золотом, поглощенным частицами углеродистого вещества руды. Время достижения равновесия изменяется в зависимости от таких факторов, как размер частиц, температура, концентрация выщелачивателя и скорость перемешивания или взбалтывания.

На самом деле, золото, окклюдированное активированным углеродным компонентом углеродистого вещества или химически связанное в виде клешневидного соединения компонентом органической кислоты углеродистого вещества, также восстанавливается, когда углеродистое вещество последовательно отделяется от массы материала пустой породы.

После выщелачивания шлам можно подавать из резервуара для выщелачивания в сгуститель, чтобы сгущать шлам для последующей флотации. В процессе флотации могут использоваться уровни содержания твердых частиц свыше 100 г/кг, предпочтительно около 300 г/кг. Однако эти уровни некритичны, и часто можно использовать более высокие или более низкие уровни.

Если углеродистая золотая руда не содержит достаточно поглощающего золото углеродистого вещества для полного поглощения соединений золота с выщелачивателем, то декантированный выщелачиватель, полученный из сгустителя, может быть обработан пропусканием через колонну с активированным углеродом для поглощения оставшихся в растворе соединений золота с выщелачивателем.

В другом предпочтительном варианте осуществления настоящего изобретения рециркулированное углеродистое вещество из обработанной руды или тонкоизмельченного углерода может добавляться для пополнения поглощающего золото объема природного углеродистого вещества. В качестве тонкоизмельченного углерода могут использоваться такие вещества, как уголь, активированный древесный уголь, превращенная в золу деревянная стружка, синтетические смолы и т.п.

Если тонкоизмельченный углерод используется для пополнения поглощающего золото объема природного углеродистого вещества руды, предпочтительно, чтобы тонкоизмельченный углерод и природное углеродистое вещество имели одинаковые размеры частиц.

Преимущество пополнения природного хищнически поглощающего золото объема руды заключается в том, что концентрация соединений золота с выщелачивателем в растворе снижается, проводя вперед реакцию растворения и улучшая кинетику поглощения, таким образом, больше золота растворяется и затем концентрируется в углеродистом компоненте руды. Более того, пополнение гарантирует, что достаточное количество углерода будет флотироваться из руды и что полное извлечение золота из пульпы руды будет достаточно эффективно, чтобы быть экономически выгодным.

В другом варианте осуществления настоящего способа после выщелачивания в шлам руды и выщелачивателя добавляется NaCl, (NH₄)₂SO₄ или соль Na₂SO₄. Предпочтительно добавлять (NH₄)₂SO₄ или Na₂SO₄, поскольку NaCl может вызвать избыточную коррозию обрабатывающего оборудования. Предпочтительная концентрация соли составляет порядка 5% по весу. Добавки соли увеличивают полярность воды в выщелачивателе. Итак, соль делает гидрофобный углеродистый компонент руды менее притягиваемым водой и более притягиваемым воздухом во флотационной камере.

Если в качестве выщелачивателя используется раствор цианида, то после цианирования руды его можно удалить. Затем руда может быть повторно взвешена в растворе 0,1 H NaOH с добавлением 5% (NH₄)₂SO₄ или соли Na₂SO₄. Конечная плотность пульпы шлама настраивается так, чтобы уровень содержания твердых частиц был не менее 100 г/кг, а предпочтительно не менее 300 г/кг, как говорилось выше. Замена раствора цианида на 0,1 H раствор NaOH минимизирует вероятность образования газообразного цианистого водорода в процессе последующего этапа флотации. В указанных растворах NaOH можно заменить на Ca(OH)₂.

Перед фильтрацией водный шлам можно концентрировать с помощью коллектора. Коллектор является химическим соединением, улучшающим гидрофобную природу поверхности углеродистых частиц, так что эти частицы лучше притягиваются воздухом, чем водой.

Коллектор, который используется для обеспечения гидрофобности углеродистого компонента руды, может быть любым из коллекторов, традиционно используемых в обогащении углеродистого вещества пенной флотации. Некоторые из используемых традиционных коллекторов включают в себя: моторное масло, высокоочищенное масло для вакуумных насосов, керосин, разбавитель для краски, нефтяное топливо, растительное масло, и т.д. Кроме того, можно использовать ароматические масла (K. Han et. al., "Separation of Carbonaceous Material from Carbon ore by Flotation", Conference proceedings: Advances in Gold and Silver Processing, Reno, New., Sept. 10 - 12, 1990, Society for mining Metallurgy, and Explotation, Inc., p. 121).

Предпочтительными коллекторами для настоящего процесса являются масло хохобы и масло Meadowfoam.

Совместно с используемыми в настоящем процессе коллекторами можно также использовать активаторы, флоккулянты, кондиционирующие реагенты, диспергирующие агенты, ослабляющие реагенты и т.д.

Дозы коллектора составляют от 0,1 до 10 фунтов на тонну руды, но предпочтительно не менее 0,5 фунтов на тонну.

Контакт шлама с коллектором, используемый в соответствии с настоящим изобретением, предпочтительно осуществляется после того, как pH шлам будет доведен до 9,0 - 12,0. Если естественный pH шлама попадает в эти пределы, доводки не требуется.

Когда коллектор добавляется в шлам, проводится перемешивание в течение примерно 0,1 - 30 мин, предпочтительно 1 - 10 мин, для гарантии контакта между капельками коллектора и золотосодержащими углеродистыми частицами, которые должны флотироваться. Время кондиционирования зависит от многих переменных, включая состав коллектора и концентрацию, степень окисления углеродистого вещества руды и концентрацию твердых частиц. Кондиционирование может осуществляться в флотационной камере или в отдельном перемешивающем сосуде. Кондиционер можно также добавлять к руде в процессе ее измельчения до нужного размера.

Пенообразователь добавляется в водный шлам, а затем углеродистая руда флотируется в подходящей флотационной камере. Перед флотацией, однако, шлам снова кондиционируется в течение примерно 0,1 - 30 мин, предпочтительно от 1 до 10 мин. Пенообразователь позволяет получить пену необходимой стабильности во время последующей флотации водного шлама. Предпочтительными пенообразующими агентами являются Dowfroth 250 (эфир полипропиленгликольметиловой кислоты). MIBC или Aerofroth 88, Dowfroth 250 выпускается фирмой Dow Chemical г. Мидленд, шт. Миннесота, а Aerofroth 88 можно приобрести у фирмы American Cyanamid Co. г. Боунтифул, шт. Юта, США.

Во время флотации водного шлама из золотосодержащего углеродистого вещества образуется пена. Пена снимается, отделяя золотосодержащее углеродистое вещество от массы материала пустой породы. Все нефлотируемые частицы подаются в сгуститель, куда может добавляться флоккулянт, а выщелачиватель восстанавливаться для повторного использования. Перед повторным использованием, если руда содержит недостаточное количество углеродистого материала для поглощения в растворе по существу всех соединений золота с выщелачивателем, а его хищнически поглощающий объем не пополняется рециклированным углеродистым веществом или тонкоизмельченным углеродом, выщелачиватель может быть отделен от любых количеств золота с помощью пропускания через колонну с активированным углеродом.

Чтобы получить более чистый концентрат, флотационный концентрат из более грязной флотационной камеры можно флотировать еще раз в более чистой флотационной камере. Концентрат из более чистой флотационной камеры является конечным концентратом золотосодержащего углеродистого вещества.

Золото может восстанавливаться из золотосодержащего углеродистого вещества, либо за счет превращения в золу в обжигательной печи, либо за счет удаления с помощью элюента, такого как горячий цианид. Такой процесс удаления раскрыт в патенте США N 4118208. Процесс, раскрытый в патенте США N 3979205, также может использоваться для восстановления золота из флотированного углеродистого компонента руды.

В другой отличительной особенности настоящего изобретения процесс, кроме того, включает в себя способ обработки углеродистых золотых руд, которые содержат окклюдированное золото в сернистом минеральном компоненте. Если после тонкого измельчения в сернистом компоненте руды остаются экономически значительные количества окклюдированного золота, то сульфиды можно окислять для высвобождения связанного золота и делать его доступным для выщелачивания. Окисляющая предварительная обработка выполняется перед планированием и может являться любой из известных традиционных окисляющих предварительных обработок, используемых для сернистых минералов. Однако выбранная предварительная обработка должна быть достаточно мягкой, чтобы исключить окисление углеродистого компонента руды. Такие окисляющие предварительные обработки включают в себя автоклавирование и биовыщелачивание с помощью ферроокисляющих тиобактерий. Автоклавирование описано в патенте США N 4610724. Процесс биовыщелачивания, который можно использовать в настоящем изобретении, описали Натчинс и др. (Natchins et. al., "Microbiol Pretreatment of Refractory Sulfide and Carbonaceous ores Improves the Economies of Gold Recovery", mining Engineering, April 1988, at. 294).

И наоборот, сернистый компонент руды может отделяться от углеродистой руды флотацией, а потом обрабатываться отдельно с помощью хорошо известных способов, таких как обжиг для восстановления окклюдированного золота.

Приведенные ниже примеры предназначены только для демонстрации настоящего изобретения, их нельзя расценивать как его ограничения, которые определены прилагаемой формулой изобретения. Все части и проценты, если не отмечено особо, приведены в весовом отношении. Все углеродистые руды, использованные в примерах, имеют объем извлечения хищнически поглощенного золота порядка 140 мкг на грамм руды за 16 ч и менее из раствора цианида с добавлением 4 частей золота на миллион.

Пример 1.

Проба углеродистой руды из Восточной Невады, содержащая примерно 0,15 унций золота на тонну, была отмечена в шаровой мельнице при содержании твердых частиц порядка 60 - 70%. После 1,25 ч при 72 оборотах в минуту пульпа разводилась водой и пропускалась через сито с размером ячеек 400 меш. Руда, которая не прошла через сито, была взвешена и составила примерно 5% от общего веса. Руда, прошедшая через сито, превращалась в пульпу, содержащую порядка 40% твердых частиц, 1000 частей CN на миллион (1,73 г KCN на литр) и 0,1 N NaOH. Конечный pH пульпы был свыше 12,0. Пульпа цианида углеродистой руды перемешивалась в течение 72 ч при комнатной температуре. Затем раствор удалялся с помощью фильтрации, а влажная руда переводилась во взвесь в 0,05 N NaOH и 3% (по весу) NaCl. Затем обработанная цианидом руда кондиционировалась при плотности пульпы 10% в 600-грамовой флотационной камере коллектором из масла хохобы с концентрацией 0,04 мл/л. После 5 мин перемешивания добавлялся такой же объем Dowfroth 250 и снова проводилось перемешивание в течение 5 мин. Затем вводился воздух для образования черного углерода, содержащего пену, которая собиралась в течение 5 мин. Процесс флотации повторялся более четырех раз, причем каждый раз добавлялись коллектор и пенообразователь. Пробы флотированного концентрата, руды, оставшейся в камере после флотации, и измельченной руды в начале эксперимента анализировались на содержание золота одним и тем же способом. Восстановление золота вычислялось, исходя из веса золота в руде. Концентрат в примере 1 имел 76% всего восстановленного золота в 20% всего веса руды.

Пример 2.

Проба такой же золотой руды, что и в примере 1, измельчалась в шаровой мельнице при содержании твердых частиц 60 - 70% в течение 1,25 ч при 72 оборотах в минуту для пропускания через сито размером 400 меш. Руда, прошедшая через сито, выщелачивалась 1000 частями CN на миллион (2,73 г KCN на литр) и 0,1N NaOH при содержании твердых частиц 40%. Пульпа цианида углеродистой руды перемешивалась в течение 72 ч при комнатной температуре. Затем раствор цианида удалялся с помощью фильтрации, а влажная руда переводилась на взвесь в 0,1N NaOH и 3% NaCl (по весу) NaCl. Затем обработанная цианидом руда кондиционировалась при плотности пульпы 10% коллектором из масла Meadowfoam с концентрацией 0,04 мл/л. После 5 мин перемешивания добавлялся такой же объем Dowfroth 250 и снова проводилось перемешивание. Затем вводился воздух и в течение 5 мин собиралась пена. Процесс повторялся более четырех раз. Пробы анализировались на содержание золота, а концентрат содержал 74,7% всего золота в 14,4% веса всей руды.

Пример 3.

Проба такой же золотой руды, что и в примерах 1 и 2, измельчалась таким же способом и затем выщелачивалась 1000 частями CN на миллион (1,7 г KCN на литр) и 0,1N NaOH при содержании твердых частиц 40% в течение 48 ч при открытом перемешивании при комнатной температуре. Затем цианид удалялся с помощью флотации, а влажная руда переводилась во взвесь в 0,1N NaOH и 3% NaCl. Затем руда кондиционировалась при плотности пульпы 10% коллектором из масла Meadowfoam с концентрацией 0,04 мл/л. Концентрат собирался как раньше, анализировался на содержание золота и содержал 78,3% всего восстановленного золота в 14,4% веса всей руды.

Пример 4.

Тот же самый эксперимент проводился с рудой, выщелачиваемой в течение 48 ч с помощью 5 флотаций и сборов с использованием 0,04 мл/л масла хохобы и Dowfroth 250. Концентрат содержал 81,4% всего восстановленного золота в 16% всего веса руды.

Пример 5.

Тот же самый эксперимент проводился с рудой, выщелачиваемой в течение 24 ч. Было выполнено 5 флотаций с использованием 0,04 мл/л масла хохобы и Dowfroth 250. Концентрат содержал 78% всего восстановленного золота в 17,8% всего веса руды.

Пример 6.

Тот же самый эксперимент проводился с рудой, выщелачиваемой в течение 16 ч. Отфильтрованная руда переводилась во взвесь в 0,1N NaOH, 5% (NH₃)₃ SO₄ и затем флотировалась 5 раз использованным в примерах 2, 3 и 5 способом Meadowfoam Dowfroth 250. Концентрат содержал 84,4% всего восстановленного золота в 23,4% всего веса руды.

Пример 7.

Проба углеродистой золотой руды с содержанием золота 0,009 унций на тонну и органического углерода порядка 1% измельчалась в шаровой мельнице в течение 30 мин для пропускания через сито размером 200 меш. Руда, прошедшая через сито, выщелачивалась 1000 частями CN на миллион и раствором 0,1N NaOH в течение 16 ч. Затем цианид удалялся, а руда кондиционировалась в растворе 0,1N NaOH и 5% (по весу) NaCl с добавлением коллектора из масла Meadowfoam с концентрацией 0,04 мл/л в течение 5 мин. Затем добавлялся Dowfroth 250 (0,04 мл/л) и шлам снова кондиционировался в течение 5 мин. Затем вводился воздух и черная пена собиралась в течение 20 мин. Процесс повторялся более двух раз со сбором каждый раз в течение 10 мин. Пробы флотированных концентратов и отходов обработки высушивались и взвешивались, а потом анализировались на содержание золота тем же способом. Концентрат содержал 65% всего золота в 14,4% веса всей руды. Отходы содержали 1,25 частей золота на миллион или 0,036 унций на тонну, или 34,5% золота в 86% веса.

Пример 8.

Проба такой же руды, что и в примере 7, была приготовлена аналогично за исключением того, что руда не выщелачивалась цианидом. Руда флотировалась с 3 добавлениями масла Meadowfoam (0,04 мл/л) и Dowfroth 250 (0,04 мл/л). Времена кондиционирования были те же, что и в примере 7. Концентрат содержал 43% золота в 18% веса руды. Отходы содержали 2,0 частей золота на миллион или 0,058 унций на тонну, или 57% золота в 82% веса.

Поэтому сравнение данного примера с примером 7 иллюстрирует способность настоящего изобретения концентрировать золото с помощью компонента руды, хищнически поглощающего его.

Пример 9.

Проба углеродистой золотой руды с содержанием золота 0.085 унций на тонну и органического углеродистого вещества порядка 1% измельчалась в шаровой мельнице в течение 15 мин. Измельченная руда пропускалась через сито размером 400 меш. Руда, не прошедшая через сито, снова измельчалась в шаровой мельнице в течение 15 мин и снова пропускалась через сито размером 400 меш. Процесс повторялся до тех пор, пока по меньшей мере 90% руды не проходило через сито. Руда, прошедшая через сито, выщелачивалась 1000 частями цианида на миллион и раствором 0,1N NaOH в течение 16 ч. Затем цианид удалялся, а руда кондиционировалась в растворе 0,1N NaOH и 5% NaCl и флотировалась с добавлением коллектора из масла Meadowfoam и пенообразователя Dowfroth 250, как в примерах 7 и 8. Пробы флотированных концентратов высушивались и взвешивались, а потом анализировались на содержание золота. Концентрат содержал 71% золота в 24% веса руды. Проба отходов также испытывалась в лабораторной флотационной колонне с камерой размером 40 см · 5 см и пористым стеклянным дном, через которое вводился воздух для образования маленьких пузырьков. Спустя примерно 30 мин черный концентрат собирался и анализировался на содержание золота. Оказалось, что флотация в колонне способна извлекать дополнительно 25% золота, содержащегося в отходах обработки с помощью флотации в камере Wemco, удаляя при этом всего 5% пустой породы.

Пример 10.

Проба углеродистой золотой руды с содержанием золота 0,085 унций на тонну измельчалась в шаровой мельнице в течение 30 мин. Измельченная руда отстаивалась в течение 10 мин, затем руда, которая не осела ниже 36 см от верхнего начального уровня воды, удалялась. Этот способ отстаивания использовался для получения руды с размером частиц не более 20 мкм. Процесс повторялся трижды с повторным измельчением руды с размером частиц свыше 20 мкм в течение 30 мин. После того, как более 90% руды было измельчено до размера частиц менее 200 мкм, руда выщелачивалась 1000 частями цианида на миллион и раствором 0,1N NaOH в течение 16 ч. Затем цианид не удалялся, а раствор разбавлялся до 500 частей цианида на миллион и 0,1N NaOH с добавлением 55 Na₂SO₄ и масла Meadowfoam (0,04 мл/л) для кондиционирования. Шлам кондиционировали с маслом Meadowfoam (0,04 мл/л), на предыдущем примере. Флотация проводилась как и прежде с пенообразователем Dowfroth. Флотация и сбор проводилась трижды во флотационной камере Wemco, затем отбиралась проба отходов обработки для флотации в колонне. После сушки и взвешивания отходов флотации в камере Wemco, также отбора пробы для анализа остальная проба весом 283 г снова выщелачивалась в 1000 частях цианида на миллион при плотности 30% с добавлением 5% Na₂SO₄ 0,1N NaOH и 25 г/л активированного углерода. Спустя 24 ч углерод удалялся фильтрацией, и из него и из оставшейся руды отбирались пробы для анализа на содержание золота. Результаты приведены в табл. 1 и 2.

Сравнение результатов табл. 1 и 2 говорит о том, что флотация в колонне и добавление углерода в выщелачиватель флотационной камеры Wemco снижают содержание золота в конечных отходах примерно до 0,85 частей на миллион или 0,025 унции на тонну руды, что позволяет восстанавливать дополнительно 255 золота, содержащегося в отходах флотации в камере Wemco.

Рассмотрим особенно предпочтительный способ применения настоящего изобретения на примере фиг. 1, на котором приведена диаграмма процесса, соответствующего данному варианту осуществления настоящего изобретения. Согласно фиг. 1, процесс включает в себя процесс обратной выщелачивающей флотации, описанный выше, в комбинации с обработкой отходов флотации горячим добавлением углерода в выщелачиватель.

Процесс можно разделить на три главных этапа: 1) измельчение и выщелачивание, 2) флотация природного углерода, содержащего золото, 3) горячее выщелачивание отходов флотации с добавлением углерода.

Преимущество объединения соответствующего настоящему изобретению этапа выщелачивания с добавлением углерода с процессом обратной выщелачивающей флотации, описанным выше, заключается в том, что полное восстановление золота для всего процесса улучшено. Это обусловлено тем, что после этапа флотации с помощью описанного выше процесса обратной выщелачивающей флотации в отходах остается некоторое количество золота и углеродистого материала. Это содержащееся в отходах количество углеродистого материала зависит от того, сколько углерода было высвобождено из пустой породы при измельчении, и от эффективного процесса флотации. Количество углерода, оставшегося в отходах после флотации углерода, однако, гораздо меньше количества углерода, нормально использующегося для добавления в процессе выщелачивания или создания пульпы. Поэтому за счет использования отходов процесса обратной выщелачивающей флотации в процессе горячего добавления углерода в выщелачиватель значительная часть золота, оставшегося в отходах процесса обратной выщелачивающей флотации, может быть восстановлена. Это показано графически на фиг. 2.

В процессе, соответствующем данному варианту осуществления настоящего изобретения, после флотации водного шлама руды оставшаяся руда, или отходы обработки, обрабатываются цианидом или другим выщелачивателем в процессе добавления углерода в выщелачиватель или в процессе добавления углерода в пульпу. В целях раскрытия настоящего изобретения добавление углерода в выщелачиватель должно включать в себя оба процесса: процесс добавления углерода в выщелачиватель и процесс добавления углерода в пульпу. Оставшегося в пульпе цианида после этапа обратной выщелачивающей флотации может быть достаточно для растворения или перевода оставшегося золота из руды в активированный углерод, добавленный во время этапа добавления углерода в выщелачиватель. И наоборот, дополнительный цианид может потребоваться для увеличения его концентрации в пульпе до достаточного уровня, чтобы растворить оставшееся золото, способное растворяться.

Этап добавления углерода в выщелачиватель должен проводиться при температуре между температурой окружающей среды и 80^oC в зависимости от конкретной руды и экономических требований. Если добавление углерода в выщелачиватель проводить при температуре окружающей среды, соединение золота с цианидом или другое соединение золота с выщелачивателем будет стремиться остаться с природным углеродом и лишь очень медленно передаваться добавленному активированному углероду. Нагревание пульпы увеличивает скорость, с которой соединение золота с цианидом передается из оставшегося в руде природного углеродистого материала в добавленный активированный углерод.

Золотая руда, которая содержит лишь небольшие, порядка микрона, свободные частицы золота, должна позволить достаточно быстрое растворение золота, чтобы большая часть выщелачивания прошла к тому времени, когда пульпа достигнет в процессе этапа горячего добавления углерода в выщелачиватель. Поэтому, поскольку для передачи золота из природного углеродистого материала, который уже присутствует в качестве соединений золота с цианидом, добавленному активированному углероду не требуется высоких уровней цианида, то концентрацию цианида в принципе не нужно сохранять на высоком уровне. Если, однако, в руде содержаться частицы золота большого размера, этот процесс может занимать больше времени.

Поскольку нагревание выщелачивающего раствора цианида может выделять цианид, а также кислород, который будет снижать скорость окисления золота или выщелачивание, то может быть лучше проводить выщелачивание дольше при температуре окружающей среды прежде, чем повышать температуру. Это лучше всего определяется экспериментально. После этапа флотации отходы, оставшиеся в результате обратной выщелачивающей флотации, которые все еще содержат некоторый остаточный цианид, доводятся до необходимой для этапа горячего добавления углерода в выщелачиватель плотности. Это можно делать двумя способами. Выщелачиватель может отделяться от отходов и от отходов, репульпированных перед этапом горячего добавления углерода в выщелачиватель, или отходы можно просто сгущать после флотации до необходимой плотности пульпы. Предпочтительный диапазон плотности пульпы для этапа горячего добавления углерода в выщелачиватель составляет приблизительно от 30 до 40%, но может быть и другим. При пульпировании отходов используется раствор, содержащий известь (Ca(OH)₂ для сохранения щелочного pH, и дополнительный цианид, если необходимо увеличить его концентрацию. Предпочтительная конечная концентрация цианида пульпы составляет от 50 до 500 частей CN^- на миллион, что эквивалентно 0,5 - 3 фунтам NaCN на тонну руды.

После достижения соответствующей плотности пульпы в нее добавляется активированный углерод. Количество добавляемого активированного углерода составляет предпочтительно от 20 до 25 г/л. Затем смесь перемешивается или взбалтывается при повышенной температуре. Температурный диапазон для процесса горячего добавления углерода в выщелачиватель составляет предпочтительно от 30 до 83^oC, а наиболее предпочтительно от 30 до 70^oC. Еще более предпочтительно, чтобы температура, при которой проводится процесс горячего добавления углерода в выщелачиватель, находилась в диапазоне от 50 до 70^oC, но наиболее предпочтительно этот процесс проводить при температуре порядка 70^oC.

Фиг. 2 показывает концентрации золота в руде в ходе объединенных процессов обратной выщелачивающей флотации и горячего добавления углерода в выщелачиватель. Данные, использованные в фиг. 2, приведены в табличной форме в табл. 3. Они показывают, что этап горячего добавления углерода в вщелачиватель экстрагировал дополнительно 0,96 частей золота на миллион из отходов 24-часовой флотации (или 68,3% оставшегося в отходах золота), следовательно, значительная часть оставшегося в отходах после флотации золота была восстановлена с помощью этапа горячего добавления углерода в выщелачиватель. Это увеличило общее восстановление процесса с 56,4 до 86,2%.

Данные табл. 3 получены для низкосортной руды, содержащей 3,22 части золота на миллион частей руды, взятой в качестве исходного материала. 500 г руды было измельчено до 98%-ного прохождения через сито с размером ячеек 400 меш с помощью малой шаровой мельницы в течение 75 мин. Руды измельчалась влажной после добавления 250 мл воды и 0,25 мл масла Meadowfoam. Цианид в шаровую мельницу не добавлялся. После измельчения руда с помощью фильтрации превращалась в лепешку, которая делилась на равные части, каждая из которых весила около 50 г. Затем эти пробы выщелачивались в растворе, содержащем 500 частей CN^- на миллион и 2,5 г/л (Ca(OH)₂. Выщелачивание проводилось при 50^oC в течение различных периодов времени от 10 мин до 24 ч. По истечении показанных на фиг. 2 и табл. 3 периодов к каждой пробе весом 50 г, добавлялось дополнительно 150 мл воды, содержащей 5 мас. % Na₂SO₄ i 20 mkl Dowfroth 250. После тщательного перемешивания каждая проба флотировалась в камере флотационной колонны, использованной в примере 9 в течение не менее 20 мин. Полученный концентрат и отходы флотации высушивались, взвешивались и анализировались на содержание золота. На фиг. 2 графически показано содержание золота в пробах в частях на миллион для пробы исходной руды, пробы отходов флотации в колонне без добавления цианида и проб, выщелаченных в течение 10 мин, 12 ч. и 24 ч. Последняя точка на фиг. 2 представляет собой результат количественного анализа на содержание золота с помощью сжигания для конечных отходов всего процесса, использующего как цианидное выщелачивание перед флотацией, так и процесс горячего добавления углерода в выщелачиватель, проводимый после флотации в течение 16 ч. при температуре 70^oC.

В ходе этапа горячего добавления углерода в выщелачиваель золото, остающееся в руде, сначала уменьшается быстро, затем медленнее и, наконец, совсем медленно. Это графически показано на фиг. 3-6. Этот подход можно использовать для определения оптимального времени проведения этапа горячего добавления углерода в выщелачиватель для любой углеродистой руды, которую необходимо обработать в соответствии с настоящим изобретением.

Проба руды, использованная для фиг. 3, сначала измельчалась с добавлением цианида и коллектора в течение периода времени, необходимого для получения требуемого размера частиц. Затем проба руды флотировалась для получения концентрата и отходов флотации. Отходы флотации, как показано на фиг. 1, представляют собой исходный материал для процесса горячего добавления углерода в выщелачиватель. Время, необходимое для этого этапа, определялось экспериментально с помощью анализа отходов руды после различного времени пребывания в горячем цианиде с добавлением активированного углерода.

Фиг. 4 является примером другой руды, которая испытывалась для определения времени, необходимого для обработки отходов флотации на этапе горячего добавления углерода в выщелачиватель с целью получения достаточно низкой концентрации золота в отходах, чтобы процесс был экономичным.

Фиг. 5 является примером другой пробы руды, которая была подготовлена с помощью флотации, а затем обрабатывалась горячим добавлением углерода в выщелачиватель. Руда, использованная для получения данных фиг. 5, была углеродистой рудой из Невады и являлась более высокосортной, чем руды, использованные для фиг. 3 и 4. Она показала резкий спад концентрации золота после приблизительно 3 ч. Извлечение золота из руды при этом занимало от 3 до 16 ч.

График на фиг. 6 показывает графически не только извлечение золота из руды во время этапа горячего добавления углерода в выщелачиватель, но и количество золота, поглощаемого активированным углеродом, добавляемым в ходе этого процесса. Кривая, представляющая собой загрузку углерода во времени, является зеркальным отражением кривой, представляющей собой извлечение золота из отходов во времени.

Приведены несколько примеров для дальнейшей иллюстрации изобретения в соответствии с данным вариантом его осуществления.

Пример 11.

Скорость передачи золота из отходов добавленному активированному углероду будет некоторым образом зависеть от количества цианида, используемого на этапе горячего добавления углерода в выщелачиватель. Фиг. 7 показывает количество золота, остающегося в конечных отходах процесса, в зависимости от исходной концентрации цианида в процессе горячего добавления углерода в выщелачиватель, проводимом при 70^oC в течение 6 ч.

Для получения графика, показанного на фиг. 7, проба руды весом 500 г была измельчена так, что более 90% ее прошло через сито с размером ячеек 200 меш в растворе, содержащем Ca(OH)₂ и цианид. Концентрация Ca(OH)₂ в растворе измельченной руды и выщелачивателя составляла 2,5 г/л, а цианид добавлялся в виде KCN в количестве, равном приблизительно 2,0 фунтам NaCN на тонну руды. Затем к измельченному раствору в качестве коллектора добавлялось масло Meadowfoam в количестве 0,5 мл/кг. После измельчения плотность пульпы руды составляла порядка 67%. Затем руда выщелачивалась в течение примерно 30 мин. После выщелачивания руда разбавлялась до плотности пульпы порядка 20% раствором 2,5 г Ca(OH)₂/л и 5 мас.% Na₂SO₄. Затем руда кондиционировалась 0,1 мл Dowfroth 250 в течение 5 мин и флотировалась. После примерно 25 мин флотации отходы фильтровались для получения руды в виде лепешки. Влажная руда делилась на равные части, содержащие примерно по 50 г сухого вещества. Каждая проба соединялась в растворе с 2,5 г активированного углерода (25 г/л) и с 80 мл 2,5 г/л Ca(OH)₂, содержащем различные количества концентрированного KCN. Наконец, после 16 ч встряхивания при 70^oC каждая проба разделялась на углерод, руду и жидкость. Жидкость анализировалась на содержание цианида, а руда и углерод - на содержание золота. На фиг. 8 показано конечное содержание золота в отходах в зависимости от конечной концентрации цианида в частях на миллион.

Фиг. 7 показывает, что при снижении начальной концентрации цианида по меньшей мере до исходной концентрации порядка 250 частей CN^- на миллион концентрация золота в конечных отходах также снижается. Аналогично фиг. 8 показывает, что при снижении начальной концентрации цианида по меньшей мере до исходной концентрации порядка 50 частей CN^- на миллион концентрация золота в конечных отходах также снижается. Фиг. 15 показывает, что процент восстановления полотна во время одного лишь процесса горячего добавления углерода в выщелачиватель имеет пик при исходной концентрации цианида порядка 150 частей на миллион как для высокосортной, так и для низкосортной руды.

Пример 12.

В примере 12 проба высокосортной углеродистой руды весом 500 г (12,6 частей золота на миллион частей руды) и проба низкосортной углеродистой руды весом 500 г (3,6 частей золота на миллион частей руды) были измельчены в растворе гидроокиси кальция и цианида. Концентрация Ca(OH)₂ в выщелачивающем растворе с измельченной рудой составляла 2,5 г/л, а цианид добавлялся в виде KCN в количестве, равном приблизительно 1,0 фунта NaCN на тонну руды, что дало концентрацию цианида порядка 500 частей на миллион. Затем к раствору в качестве коллектора добавлялось масло Meadowfoam в количестве 0,5 мл/кг. После измельчения в течение 15 мин примерно 90% руды прошло через сито с размером ячеек 200 меш. Плотность пульпы измельченной руды составляла порядка 67%. Эта пульпа разбавлялась до плотности порядка 20% раствором 2,5 г Ca(OH)₂ и 5 мас.% Na₂SO₄. Затем руда кондиционировалась в флотационной камере Wemco 0,1 мл Dowfroth 250 в течение 5 мин. Затем во флотационную камеру подавался воздух, а получившаяся пена собиралась в течение 20 мин. После 20 мин флотации отходы снова превращались в лепешку и делились на части. Фильтрат добавлялся снова в каждую из частей, и повышенные количества свежего цианида добавлялись в фильтрат каждой пробы, как показано на фиг. 9. После встряхивания в течение 16 ч при 70^oC каждая проба анализировалась. На фиг. 9 и 10 показано конечное содержание золота в отходах горячего добавления углерода в выщелачиватель в зависимости от начального и конечного содержания цианида соответственно. Эксперимент показал, что наилучшие результаты получаются, когда начальная концентрация цианида для процесса горячего добавления углерода в выщелачиватель составляет от 50 до 100 частей миллион. Фиг. 9 и 10 показывают также, что наилучшее восстановление достигается как для высокосортной (12,6 частей на миллион), так и для низкосортной руды (3,5 частей на миллион) в том же самом диапазоне концентрации цианида.

Пример 13.

Скорость передачи золота из отходов обратной выщелачивающей флотации активированному углероду будет зависеть от температуры выщелачивающего раствора во время этапа добавления углерода в выщелачиватель и может быть определена экспериментально. Для иллюстрации этого принципа проба низкосортной (3,5 части золота на миллион частей руды) была измельчена в растворе, содержащем цианид и 2,5 г Ca(OH)₂ на литр. Цианид добавлялся в виде KCN в количестве, равном приблизительно 1,0 фунта NaCN на тонну руды, что дало концентрацию цианида порядка 500 частей на миллион. Затем к раствору в качестве коллектора добавлялось масло Meadowfoam в количестве 0,5 мл на кг руды. После измельчения в течение 75 мин примерно 98% руды прошло через сито с размером ячеек 400 меш. Плотность пульпы измельченной руды составляла порядка 20%. Эта пульпа разбавлялась до плотности порядка 20% раствором 2,5 г Ca(OH)₂ и 5 мас.% Na₂SO₄. После подбора плотности пульпы руда флотировалась как раньше в течение 25 мин после кондиционирования 0,1 мл Dowfroth 250 на 500 г руды. Отходы флотации с помощью фильтрации превращались в лепешку, и примерно 30-граммовые пробы отходов обрабатывались цианистым выщелачивателем с концентрацией 500 частей CN^- на миллион и 2,5 Ca(OH)₂/л. Плотность пульпы на этапе горячего добавления углерода в выщелачиватель составляла примерно 30%. Более того, пульпа содержала примерно 25 г активированного углерода на литр. Пробы отходов испытывались на содержание золота в течение 3, 6 и 24 ч для следующих температур горячего добавления углерода в выщелачиватель: 30^oC, 50^oC, 70^oC и 83^oC. Кроме того, одна проба отходов флотации была испытана в течение 36 ч для температуры выщелачивания 83^oC. Результаты показаны на фиг. 11, 12 и 13.

На фиг. 11 - 13 показано, что оптимальная температура для экстракции при горячем добавлении углерода в выщелачиватель составляет порядка 70^oC. Действительно, из фиг. 12 и 13 видно, что из отходов флотации извлекается меньше золота при 83^oC, чем при 70^oC, и что меньше золота поглощается активированным углеродом на единицу веса при 83^oC, чем при 70^oC.

Пример 14.

Углеродистая руда должна быть измельчена достаточно тонко, чтобы высвободить природный углерод из пустой породы или матрицы, так чтобы он мог впоследствии отделяться с помощью флотации. Однако очень тонкое измельчение требуется не для всех руд. Руды с низким содержанием золота могут не оправдывать затрат на тонкое измельчение. Оптимальное время измельчения конкретной руды может быть определено с помощью ряда экспериментов по измельчению, в которых измельченная руда обрабатывается с помощью объединенных процессов обратной выщелачивающей флотации и горячего добавления углерода в выщелачиватель.

Низкосортная углеродистая руда (3,5 части золота на миллион частей руды), использованная в примерах 11, 12 и 13, была измельчена в растворе, содержащем цианид и Ca(OH)₂. Концентрация Ca(OH)₂ в выщелачиваемом растворе измельченной руды составляла 2,5 г/л, а концентрация цианида - 1000 частей на миллион. Кроме того, к раствору в качестве коллектора добавлялось масло Meadowfoam в количестве 0,5 мл на кг руды. Плотность пульпы измельченной руды составляла порядка 67%. Эта процедура одинаково выполнялась для пяти различных времен измельчения в диапазоне от 5 до 60 мин.

После измельчения каждая проба разбавлялась примерно до 20% плотности пульпы раствором, содержащим масло Dowfrofh 250, 2,5 г Ca(OH)₂/л и 5 мас.% Na₂SO₄. После этого проводилась флотация проб.

После флотации все отходы испытывались с помощью теста горячего добавления углерода в выщелачиватель. Руда превращалась в пульпу менее, чем 30%-ной плотности, с помощью раствора, содержащего 500 частей CN^- на миллион и 2,5 г Ca(OH)₂/л. Конечная пульпа содержала около 25 г/л активированного углерода, который также добавлялся. После 16 ч. при температуре 70^oC активированный углерод удалялся фильтрацией через сито с размером ячеек 60 меш. Активированный углерод промывался холодной водой, а затем прогревался в течение 24 ч. при температуре 500^oC. Содержание золота в активированном углероде определялось кислотным вывариванием с последующим анализом на содержание золота с помощью атомного поглощения.

Флотационные концентраты природного углерода взвешивались после сушки и обжигались при 450-500^oC в течение по меньшей мере 48 ч. При этом окислялся как природный углерод, так и сульфиды в концентрате руды. Более того, этот процесс кажется похожим на крупномасштабный процесс восстановления золота из концентрата данного процесса. Окисленный концентрат затем выщелачивается цианидом в течение не менее 16 ч., после чего концентрат природного углерода анализировался на содержание золота, как описано выше.

Процент восстановления золота, вычисленный по результатам анализа отходов с помощью сжигания и обжига, показан на фиг. 14 в зависимости от примерного размера ячеек сита, через которое должно проходить 80% руды. Информация о размере частиц получена с помощью сухого просеивания фракций через сита с размерами ячеек 100, 140, 200, 270, 400, 500 меш и взвешивания.

Ниже следует описание другого варианта осуществления настоящего изобретения.

Соответствующий настоящему изобретению процесс горячего добавления углерода в выщелачиватель наиболее эффективен для углеродистой руды, прошедшей этап обратной вышелачивающей флотации так, что по существу весь ее поглощающий золото углеродистый материал и золото, которое он поглощает после обработки цианидом, удален на этапе флотации. Это происходит из-за того, что равновесное распределение золота между добавленным активированным углеродом и собственным углеродистым материалом руды достигается более быстро на этапе горячего добавления углерода в выщелачиватель, поскольку количество собственного углеродистого материала в отходах флотации уменьшается. Следовательно, чем больше количество хищнически поглощающего золото углеродистого материала удаляется, тем меньше его остается в руде для связывания золота при достижении конечного равновесия или при приближении к нему. По той же самой причине, чем больше золота поглощено собственным углеродом руды во время выщелачивания в цианиде и перед отделением, тем меньше золота остается в конечном процессе горячего добавления углерода в выщелачиватель, это также способствует эффективности конечного горячего добавления углерода в выщелачиватель за счет снижения количества активированного углерода, необходимого для достижения достаточно низкого содержания золота в конечных отходах, чтобы сделать процесс экономически выгодным.

Другие золотые руды могут содержать не так много хищнически поглощающего золото углеродистого материала, но все-таки содержать его и значительное количество связанного им золота. Такой тип руды может высвобождать золото из углерода за счет одной обработки добавлением углерода в выщелачиватель при повышенной температуре. Предпочтительный способ обработки такой руды заключается в том, чтобы сначала флотировать золотосодержащий углерод, как концентрат, а затем проводить обработку отходов горячим добавлением углерода в выщелачиватель. Альтернативно руда может обрабатываться простой обработкой с помощью процесса горячего добавления углерода в выщелачиватель без предварительного отделения золотосодержащего углерода. Приведенные ниже примеры иллюстрируют процесс, соответствующий данному варианту осуществления настоящего изобретения.

Пример 15.

Проба низкосортной углеродистой руды из месторождения в Неваде, которая использовалась в примерах 11-14, весом 500 г (3,5 частей золота на миллион частей руды) была измельчена в шаровой мельнице с добавлением 250 мл воды без добавления масла и цианида. Эта проба оказалась очень сильно поглощающей золото, содержала около 1% органического углерода и практически не содержала углерода в виде графита. Руда превращалась в лепешку и делилась на одинаковые части весом около 70 г (мокрый вес), так чтобы каждую из них можно было высушить до 50 г. Проба снова превращалась в пульпу с плотностью 30% с помощью раствора, содержащего 500 частей CN^- на миллион и 2,5 г Ca(OH)₂/л (2,5 г/100 мл пробы). Пробы перемешивались со скоростью 200 оборотов в минуту в колбах по 250 мл, нагреваемых либо до 30^oC, либо до 70^oC. Пробы, нагреваемые до 70^oC, извлекались из водяной бани через 3,5, 21 и 69 ч. активированный углерод отделялся с помощью сита с размером ячеек 60 меш. Углерод и отходы руды анализировались на содержание золота. Две пробы перемешивались при температуре 30^oC. Одну пробу просеивали в течение 21 ч., другую - в течение 69 ч. На фиг. 16 показано количество золота, оставшегося в руде в зависимости от длительности процесса добавления углерода в выщелачиватель для проб с температурами 30^oC и 70^oC. Однако при длительности процесса 69 ч. оба температурных эксперимента стремятся к одной равновесной точке. Это равновесное содержание золота в отходах руды гораздо выше равновесного содержания, достигаемого в объединенном процессе обратной выщелачивающей флотации и горячего добавления углерода в выщелачиватель, использованного в примерах 11-14, но меньше, чем равновесное содержание, достигаемое в традиционном процессе добавления углерода в выщелачиватель, проводимого при температуре окружающей среды. Несмотря на то, что настоящее изобретение описано со ссылками на предпочтительные варианты его осуществления и конкретные примеры, специалистам в данной области техники должно быть понятно, что возможны различные его изменения и модификации в пределах его существа и объема, изложенных в прилагаемой формуле изобретения. Например, хотя соответствующий настоящему изобретению процесс и описан в терминах восстановления золота из углеродистых руд, он в равной степени применим к другим драгоценным металлам, содержащимся в углеродистых рудах, таким как серебро и платина.

Формула изобретения

1. Способ извлечения драгоценного металла из углеродистой руды, включающий выщелачивание руды раствором выщелачивателя, сорбцию соединений драгоценного металла с выщелачивателем из раствора на природный углеродистый компонент руды, отличающийся тем, что проводят отделение содержащего драгоценный металл углеродистого компонента из массы материала рудной породы с получением концентрата, содержащего драгоценный металл на природном углеродистом сорбенте, и отходов.

2. Способ по п.1, отличающийся тем, что проводят выделение драгоценного металла из содержащего драгоценный металл природного углеродистого компонента концентрата.

3. Способ по п.2, отличающийся тем, что дополнительно включает обработку отходов выщелачивающим реагентом при добавлении в него углерода при температуре выщелачивающего раствора 30 - 83^oС с отделением полученного активированного углерода, содержащего драгоценный металл, от полученных отходов и выделением драгоценного металла из активированного углерода.

4. Способ по любому из пп.1 - 3, отличающийся тем, что отделение содержащего драгоценный металл углеродистого компонента из массы рудной породы осуществляют путем пенной флотации.

5. Способ по п.3, отличающийся тем, что температура выщелачивающего раствора при добавлении углерода в выщелачиватель поддерживается в пределах 30 - 70^oС.

6. Способ по п.3, отличающийся тем, что температура выщелачивающего раствора при добавлении углерода в выщелачиватель поддерживается в пределах 50 - 70^oС.

7. Способ по п.3, отличающийся тем, что температура выщелачивающего раствора при добавлении углерода в выщелачиватель составляет около 70^oС.

8. Способ по любому из пп.1 - 7, отличающийся тем, что используют углеродистую руду, содержащую сернистый минеральный компонент, включающий окклюдированный драгоценный металл с предварительной окислительной обработкой сернистого минерального компонента углеродистой руды до контакта измельченной углеродистой руды с выщелачивателем.

9. Способ по любому из пп.1 - 8, отличающийся тем, что драгоценным металлом, восстанавливаемым из углеродистой руды, является по меньшей мере один элемент, выбранный из группы, состоящей из золота, платины и серебра.

10. Способ по любому из пп.1 - 9, отличающийся тем, что дополнительно увеличивают поглощающую способность природного углеродистого компонента добавлением мелко измельченного углерода.

11. Способ по любому из пп.1 - 10, отличающийся тем, что дополнительно увеличивают поглощающую способность природного углеродистого компонента добавлением сорбирующего углеродистого материала.

12. Способ по любому из пп.1 - 11, отличающийся тем, что в качестве выщелачивателя используют элемент, выбираемый из группы, состоящей из цианида, царской водки и тиомочевины.

13. Способ извлечения драгоценных металлов из углеродистой руды, включающий контактирование измельченной, содержащей драгоценный металл, углеродистой руды, содержащей природный углеродистый компонент и компонент материала рудной породы, с раствором выщелачивателя, вызывая таким образом растворение драгоценного металла из руды путем образования соединений драгоценного металла с выщелачивателем, извлечение драгоценного металла из раствора путем сорбции, отличающийся тем, что контактирование измельченной содержащей драгоценный металл углеродистой руды, содержащий природный углеродистый компонент и компонент материала пустой породы, с раствором выщелачивателя проводят с получением шлама, извлечение драгоценного металла из раствора ведут путем сорбции соединений драгоценного металла с выщелачивателем на природный углеродистый компонент руды, осуществляют кондиционирование шлама при помощи коллектора с добавлением в кондиционированный шлам пенообразователя с отделением содержащего драгоценный металл углеродистого компонента от массы материала рудной породы пенной флотации и выделением драгоценного металла из углеродистого компонента.

14. Способ по п.13, отличающийся тем, что используют углеродистую руду, которая содержит минеральный компонент, включающий окклюдированный драгоценный металл, и осуществляют предварительно окисление сернистого минерального компонента этой углеродистой руды до контакта измельченной углеродистой руды с выщелачивателем.

15. Способ по п.13, отличающийся тем, что измельченная углеродистая руда имеет размер частиц менее 28 меш, углеродистая руда включает в себя сернистый минеральный компонент, содержащий окклюдированный драгоценный металл, сернистый минеральный компонент дополнительно подвергают окислительной обработке.

16. Способ по п.14 или 15, отличающийся тем, что окислительная обработка сернистого минерального компонента осуществляется автоклавированием.

17. Способ по п.14 или 15, отличающийся тем, что окислительная обработка сернистого минерального компонента осуществляется с помощью биологического окисляющего агента.

18. Способ по п.17, отличающийся тем, что биологическим окисляющим агентом является ферроокисляющие тиобактерии.

19. Способ по п.13 или 15, отличающийся тем, что коллектором является по меньшей мере один элемент, выбранный из группы, состоящей из масла жожоба и масла мидоформ.

20. Способ по п.13 или 15, отличающийся тем, что этап пенной флотации дополнительно включает грубую флотацию и чистую флотацию, причем концентрат, полученный в результате грубой флотации, подвергают чистой флотации.

21. Способ по любому из пп.13 - 20, отличающийся тем, что драгоценным металлом, восстанавливаемым из углеродистой руды, является по меньшей мере один элемент, выбранный из группы, состоящей из золота, платины и серебра.

22. Способ по любому из пп.13 - 21, отличающийся тем, что дополнительно увеличивают поглощающую способность природного углеродистого компонента добавлением мелко измельченного углерода.

23. Способ по любому из пп.13 - 22, отличающийся тем, что дополнительно увеличивают поглощающую способность природного углеродистого компонента добавлением рециклированного сорбирующего углеродистого материала.

24. Способ по любому из пп.13 - 23, отличающийся тем, что в качестве выщелачивателя используют элемент, выбранный из группы, состоящей из цианида, царской водки и тиомочевины.

25. Способ концентрирования драгоценных металлов, содержащихся в сорбирующих драгоценные металлы рудах, включающий выщелачивание руды выщелачивателем, извлечение драгоценных металлов путем сорбции соединений драгоценных металлов с выщелачивателем из выщелачивателя на природный сорбент драгоценных металлов в руде, отличающийся тем, что осуществляют отделение сорбента, содержащего драгоценный металл, от массы материала рудной породы с образованием концентрата, содержащего драгоценный металл, сорбированный на природном сорбенте драгоценных металлов.

26. Способ по п.25, отличающийся тем, что сорбирующий драгоценные металлы компонент руды является по меньшей мере одним из элементов, выбранных из группы, состоящей из активированного углерода, органической кислоты и поглощающей драгоценные металлы глины.

27. Способ по п.25 или 26, отличающийся тем, что драгоценным металлом, восстанавливаемым из углеродистой руды является по меньшей мере один элемент, выбранный из группы, состоящей из золота, платины и серебра.

28. Способ по любому из пп.25 - 27, отличающийся тем, что дополнительно увеличивают поглощающую способность природного углеродистого компонента добавлением мелко измельченного углерода.

29. Способ по любому из пп.25 - 28, отличающийся тем, что дополнительно увеличивают поглощающую способность природного углеродистого компонента добавлением рециклированного сорбирующего углеродистого материала.

30. Способ по любому из пп.25 - 29, отличающийся тем, что в качестве выщелачивателя используют элемент, выбранный из группы, состоящей из цианида, царской водки и тиомочевины.

31. Способ извлечения драгоценных металлов из углеродистой руды, включающий добавление активированного углерода в цианистую пульпу, абсорбирование цианистых соединений драгоценных металлов на активированный углерод, отличающийся тем, что перед добавлением активированного углерода в пульпу проводят образование водяной пульпы измельченной углеродистой руды, осуществляют регулирование концентрации цианида водяной пульпы в диапазоне от 50 до 500 ppm цианида, перед абсорбцией проводят нагрев водяной пульпы до температуры от 30 до 83^oС, а после абсорбции ведут отделение активированного углерода от водяной пульпы и выделение драгоценных металлов из активированного углерода.

32. Способ по п.31, отличающийся тем, что водяную пульпу нагревают до температуры от 30 до 70^oС.

33. Способ по п.31, отличающийся тем, что водяную пульпу нагревают до температуры от 50 до 70^oС.

34. Способ по п.31, отличающийся тем, что водяную пульпу нагревают до температуры около 70^oС.

35. Способ по п.31, отличающийся тем, что драгоценный металл, восстанавливаемый из углеродистой руды, является, по меньшей мере, одним из элементов, выбираемых из группы, состоящей из золота, платины и серебра.

36. Способ по п.31, отличающийся тем, что плотность водяной пульпы устанавливают в диапазоне от 30 до 40%.

Приоритет по пунктам:
22.09.92 по пп.1,2,4,8 - 30;
03.05.93 по пп.3,5 - 7,31 - 36.

РИСУНКИ

Рисунок 1, Рисунок 2, Рисунок 3, Рисунок 4, Рисунок 5, Рисунок 6, Рисунок 7, Рисунок 8, Рисунок 9, Рисунок 10, Рисунок 11, Рисунок 12, Рисунок 13, Рисунок 14, Рисунок 15, Рисунок 16, Рисунок 17