Способ переработки высокоуглеродистых золотоносных пород

Изобретение относится к металлургии благородных металлов, в частности к способу переработки упорных высокоуглеродистых золотоносных пород. Способ переработки включает флотацию графита и извлечение золота выщелачиванием кислыми растворами тиомочевины. При этом перед выщелачиванием хвосты флотации подвергают сухой магнитной сепарации. Сухую магнитную сепарацию осуществляют в магнитном поле 800-1000 эрстед с концентрированием золота в немагнитной фракции c содержанием 5,2-5,6 г/т золота. Выщелачиванию упомянутым кислым раствором тиомочевины подвергают немагнитную фракцию. Техническим результатом является снижение удельного расхода реагентов при переработке высокоуглеродистых золотоносных пород и, соответственно, повышение эффективности процесса в целом. 3 пр.

 

Изобретение относится к металлургии благородных металлов, в частности к способам переработки упорных углеродсодержащих золотоносных пород.

Переработка углеродсодержащих или углистых руд для извлечения золота представляет достаточно сложную задачу. Это обусловлено тем, что такого рода сырье содержит природные сорбенты благородных металлов, что препятствует применению цианистого процесса. Переработку руд с сильно выраженной сорбционной активностью рекомендовано производить путем обработки их газообразным хлором (или другими хлорсодержащими окислителями углерода) и далее - цианированием в режиме сорбционного выщелачивания (CIL). Такая технология, в частности, реализована на американских фабриках Джеррит Кэньон и Кэрлин (М.А. Меретуков, А.М. Орлов. Металлургия благородных металлов (зарубежный опыт). М.: Металлургия, 1991. 416 с).

Наиболее радикальным способом подготовки высокоуглеродистых руд (и концентратов) является окислительный обжиг с полным выгоранием углерода.

Известен способ извлечения золота из углистых руд, обладающих высокой сорбционной активностью, включающий их гравитационно-флотационное обогащение, окислительный обжиг флотоконцентрата и цианирование огарка (В.В. Лодейщиков. Техника и технология извлечения золота из руд за рубежом. М.: Металлургия, 1973, с. 219).

В данном способе окислительный обжиг концентрата, обеспечивая пассивацию углистых веществ и окисление сульфидов перед цианированием огарка, предотвращает сорбцию золота природными сорбентами и тем самым способствует снижению потерь золота с хвостами цианирования.

К недостаткам известного способа относятся высокие капитальные и энергетические затраты на пирометаллургический передел, безвозвратные потери одного из компонентов сырья, а именно углерода, загрязнение окружающей среды оксидами углерода и использование для извлечения золота высокотоксичных цианидных растворов.

Наиболее близким по технической сущности является способ переработки высокоуглеродистых (графитоносных) золотосодержащих пород, принятый за прототип (А.И. Ханчук, В.П. Молчанов, М.А., Медков, Г.Ф. Крысенко, Д.Г. Эпов, С.А. Сарин. Пути переработки графитоносных пород Приморья // Химическая технология 2010, т. 10. №1. с. 33-36), предусматривающий флотацию графита с последующим выщелачиванием золота кислыми растворами тиомочевины. Выщелачивание осуществляют раствором, содержащим 100 г/л тиомочевины, 10 г/л серной кислоты и 20 г/л персульфата аммония, при комнатной температуре в течение 5 часов при объемном отношении твердого к жидкому, равном 1 к 3.

К недостаткам способа относится высокий удельный расход реагентов, обусловленный, с одной стороны, относительно низким содержанием золота в хвостах флотации, а с другой стороны, наличием железа, на растворение которого также расходуются перечисленные выше реагенты.

Задачей заявляемого изобретения является устранение указанных недостатков, а именно снижение удельного расхода реагентов при переработке высокоуглеродистых золотоносных пород.

Поставленная задача решается предлагаемым способом переработки высокоуглеродистых золотоносных пород, включающим флотацию графита с получением хвостов флотации, извлечение золота выщелачиванием кислым раствором тиомочевины, содержащим 100 г/л тиомочевины, 10 г/л серной кислоты и 20 г/л персульфата, в котором хвосты флотации подвергают магнитной сепарации в магнитном поле 800-1000 эрстед с получением магнитной и немагнитной фракции с содержанием золота 5,2-5,6 г/т, при этом выщелачиванию упомянутым кислым раствором тиомочевины подвергают немагнитную фракцию.

Заявляемый способ осуществляют следующим образом.

Графитоносную золотосодержащую породу измельчают до крупности 0,044 мм и затем флотируют в одну стадию в течение 10-30 мин. В качестве вспенивателя используют сосновое масло, а в качестве собирателя - длинноцепочечный амин, например октиламин. Основная масса графита (около 90%) и часть кремния при этих условиях флотации концентрируются в пенном продукте.

Содержание золота в образцах на различных стадиях процесса определяли на установке НАА (нейтронно-активационного анализа) с калифорниевым источником нейтронов. Наведенную активность золотосодержащих образцов измеряли гамма-спектрометром с Ge-Li детектором по гамма-линии Еγ=411,8 кэВ радионуклида 198Au.

По данным нейтронно-активационного анализа пенный продукт не содержит золота и может быть использован в качестве товарного продукта, которым является графит, соответствующий ГОСТу 8295-73 (графит для изготовления смазок, покрытий из электропроводящей резины марки П).

В свою очередь, все золото концентрируется в камерном продукте флотации. Затем камерный продукт подвергают магнитной сепарации в магнитном поле 800-1000 эрстед, вследствие чего золото концентрируется в немагнитной фракции. Для извлечения золота немагнитную фракцию выщелачивают раствором, содержащим 100 г/л тиомочевины, 10 г/л серной кислоты и 20 г/л персульфата аммония. Процесс выщелачивания ведут при комнатной температуре в течение 5 часов при объемном отношении твердого к жидкому, равном 1 к 3. Затем кек промывают в два этапа: сначала исходным раствором тиомочевины, а затем водой при объемном отношении твердого к жидкому, равном 1 к 1. Извлечение золота в раствор выщелачивания составляет около 90%. Из раствора золото извлекают известными методами, например цементацией или электролизом.

Таким образом, техническим результатом предлагаемого изобретения в сравнении с известным способом является существенное снижение удельного расхода реагентов при переработке высокоуглеродистых золотоносных пород и, соответственно, повышение эффективности процесса в целом.

Возможность осуществления изобретения подтверждается следующими примерами.

Пример 1

100 г высушенных хвостов флотации высокоуглеродистых золотоносных пород с содержанием золота 2,4 г/т подвергают магнитной сепарации в поле 800 эрстед, в результате которой получают 46 г немагнитной фракции с содержанием золота 5,2 г/т. Немагнитную фракцию выщелачивают раствором, содержащим 100 г/л тиомочевины, 10 г/л серной кислоты и 20 г/л персульфата аммония при комнатной температуре в течение 5 часов при объемном отношении твердого к жидкому, равном 1 к 3. Кек промывают в два этапа: сначала исходным раствором тиомочевины, а затем водой при объемном отношении твердого к жидкому, равном 1 к 1. Расход реагентов на 1 г золота составляет: тиомочевины - 7,7 г, серной кислоты - 0,77 г, персульфата аммония -1,54 г.

Пример 2

100 г высушенных хвостов флотации высокоуглеродистых золотоносных пород с содержанием золота 2,4 г/т подвергают магнитной сепарации в поле около 1000 эрстед, в результате которой получают 43 г немагнитной фракции с содержанием золота 5,6 г/т. Немагнитную фракцию выщелачивают раствором, содержащим 100 г/л тиомочевины, 10 г/л серной кислоты и 20 г/л персульфата аммония при комнатной температуре в течение 5 часов при объемном отношении твердого к жидкому, равном 1 к 3. Кек промывают в два этапа: сначала исходным раствором тиомочевины, а затем водой при объемном отношении твердого к жидкому, равном 1 к 1. Расход реагентов на 1 г золота составляет: тиомочевины - 7,3 г, серной кислоты - 0,72 г, персульфата аммония -1,50 г.

Пример 3 (по прототипу)

Графитоносную золотосодержащую породу, содержащую 30% графита, измельчают до крупности - 0,044 мм и затем флотируют в одну стадию в течение 10-30 мин. В качестве вспенивателя используют сосновое масло, а в качестве собирателя - длинноцепочечный амин, например октиламин. 100 г хвостов флотации высокоуглеродистых золотоносных пород с содержанием золота 2,4 г/т выщелачивают раствором, содержащим 100 г/л тиомочевины, 10 г/л серной кислоты и 20 г/л персульфата аммония при комнатной температуре в течение 5 часов при объемном отношении твердого к жидкому, равном 1 к 3. Далее кек промывают дважды: первый раз исходным раствором тиомочевины, второй раз водой при объемном отношении, равном 1 к 1. Расход реагентов на 1 г золота на стадии выщелачивания составляет: тиомочевины - 16,7 г, серной кислоты - 1,67 г, персульфата аммония - 3,3 г.

Таким образом, из результатов примеров следует, что расход реагентов на 1 г золота на стадии выщелачивания по примерам 1 и 2 составляет в 2,2-2,3 раз меньше, чем в сравнении с примером 3 по способу-прототипу.

Способ переработки высокоуглеродистых золотоносных пород, включающий флотацию графита с получением хвостов флотации, извлечение золота выщелачиванием кислым раствором, содержащим 100 г/л тиомочевины, 10 г/л серной кислоты и 20 г/л персульфата, отличающийся тем, что хвосты флотации подвергают магнитной сепарации в магнитном поле 800-1000 эрстед с концентрированием золота в немагнитной фракции c содержанием 5,2-5,6 г/т золота, при этом выщелачиванию упомянутым кислым раствором тиомочевины подвергают немагнитную фракцию.



 

Похожие патенты:

Изобретения (варианты) относятся к переработке высокомагнезиальных сидеритовых руд. Способы включают дробление и грохочение исходной руды, магнетизирующий обжиг в условиях без поступления атмосферного кислорода для разложения карбонатов железа и магния, сухую магнитную сепарацию, доизмельчение извлеченной магнитной фракции и выщелачивание из нее оксида магния раствором угольной кислоты.

Изобретение относится к металлургии благородных металлов, в частности к способу аффинажа серебра. Способ включает химическое растворение исходного сырья, очистку раствора от примесей и получение чистого серебра из очищенного раствора.

Изобретение относится к способу переработки окисленных никелевых руд. Предварительно подготовленное исходное сырье выщелачивают азотной кислотой, полученную пульпу фильтруют, разделяя на осадок и фильтрат.

Изобретение относится к переработке фосфатного редкоземельного концентрата (ФРЗК), полученного при азотно-кислотной переработке апатита. Способ переработки ФРЗК, выделенного при нейтрализации азотно-фосфорнокислого раствора, полученного после вскрытия апатита азотной кислотой, включает обработку ФРЗК азотной кислотой и отделение нерастворимого остатка из полученного нитратно-фосфатного раствора редкоземельных элементов (РЗЭ).

Предложен способ для извлечения вольфрама из шеелита. Осуществляют введение кислотной смеси, содержащей серную кислоту и ортофосфорную кислоту, в реактор разложения, нагрев до 70-100°C и добавление шеелита при контроле соотношения жидкой и твердой фаз на уровне 3:1-8:1 л/кг.

Изобретение относится к способу комплексной переработки апатита с извлечением и получением концентрата редкоземельных металлов (РЗМ) и строительного гипса из фосфогипса - отхода сернокислотной технологии получения фосфорной кислоты из апатита.
Изобретение относится к способу извлечения редкоземельных металлов (РЗМ) и строительного гипса из фосфогипса - отхода сернокислотной технологии получения фосфорной кислоты из апатита.

Изобретение относится к способу вскрытия перовскитовых концентратов. Способ включает предварительную механообработку перовскитовых концентратов и последующую обработку активированных концентратов раствором азотной кислоты HNO3.
Изобретение относится к способу переработки эвдиалитового концентрата. Способ включает разложение концентрата минеральной кислотой с получением геля, термическую обработку геля, регенерацию кислоты, водное выщелачивание геля с переводом в раствор редкоземельных элементов (РЗЭ), а в нерастворимый остаток - соединения циркония.
Изобретение относится к горно-перерабатывающей промышленности и может быть использовано при утилизации отходов добычи и обогащения магнезитовых руд. Способ переработки магнезитодоломитового сырья включает измельчение сырья, классификацию и последующее выщелачивание магния кислотой.
Изобретение относится к способу извлечения редкоземельных и благородных металлов из золошлаков энергетических предприятий. Способ включает подготовку золошлаков, смешение их с выщелачивающим раствором, накопление биомассы микроорганизмов, бактериальное выщелачивание редкоземельных и благородных металлов, разделение полученной суспензии на осадок и осветленную жидкость с выделением из последней редкоземельных и благородных металлов.

Изобретение относится к металлургии. Устройство для выщелачивания благородных металлов включает конический реактор с крышкой, патрубками ввода и вывода реакционной смеси, узел для принудительной циркуляции, состоящий из насоса и соединительных труб.

Изобретение относится к металлургии благородных металлов, в частности к способу аффинажа серебра. Способ включает химическое растворение исходного сырья, очистку раствора от примесей и получение чистого серебра из очищенного раствора.
Изобретение относится к пирометаллургии. Отработанные автомобильные катализаторы измельчают с получением фракции 3-5 мм, готовят шихту путем перемешивания измельченных катализаторов с металлической стружкой на основе меди или железа и негашеной известью в качестве флюса, наплавляют в дуговой печи коллектор из металлического лома или металлической стружки на основе меди или железа, осуществляют плавку шихты в дуговой печи с нагревом шихты до температуры плавления, затем проводят нагрев до температуры 1600-1700 ºС и выдержку при этой температуре для осаждения капель металлической фазы на подине дуговой печи с получением концентрата металлов платиновой группы, сливают пустой шлак, а затем сливают концентрат металлов платиновой группы.

Изобретение относится к способам получения коллективного концентрата для извлечения благородных металлов из глинисто-солевых отходов предприятий, перерабатывающих калийно-магниевые руды и каменную соль.

Изобретение относится к химико-металлургическому производству металлов платиновой группы (МПГ) и их соединений. Cпособ получения тетраоксида осмия включает загрузку контейнера с порошком металлического осмия в кварцевую трубу, помещенную в электрическую печь.

Изобретение относится к области гидрометаллургии драгоценных металлов. Способ переработки сульфидного сырья, содержащего драгоценные металлы, включает измельчение сырья до крупности не более 90 % класса минус 10 мкм, автоклавное окисление при подаче кислорода при температуре 100-110°C и парциальном давлении кислорода 1,0÷1,5 МПа с получением пульпы.

Изобретение относится к разделению и концентрированию металлов и может быть использовано для разделения платины, родия и никеля. Способ отделения платины (II, IV) и родия (III) от никеля (II) в хлоридных растворах, включает сорбцию платины (II, IV) и родия (III) и последующую десорбцию этих металлов.

Изобретение относится к химии и гидрометаллургии, в частности к устройству для выщелачивания металлов и их соединений. Устройство содержит конический реактор с крышкой, нижним патрубком ввода и верхним патрубком вывода реакционной смеси.
Изобретение относится к пирометаллургии. Способ переработки золотосодержащих неорганических материалов включает расплавление исходного сырья с флюсом, содержащим 3-15 мас.% обезвоженной буры, 0,5-3 мас.% оксида кальция и 0,4-3 мас.% кварцевого песка относительно суммы масс примесей в исходном продукте.
Изобретение относится к металлургической отрасли, в частности к способу выделения серебра из медного серебросодержащего сплава в процессе электролитического получения меди. Способ включает проведение электролиза с анодным растворением медной основы сплава и с переводом серебра в шлам. Перед электролизом электролит предварительно дегазируют. Исходный сплав помещают в кассету. В процессе электролиза кассету с исходным серебросодержащим медным сплавом периодически подвергают действию ультразвука с плотностью энергии, превышающей порог кавитации в электролите, приводящего к очистке поверхности гранул серебросодержащего сплава. Техническим результатом является снижение удельного расхода электроэнергии и повышение концентрации серебра в шламе. 1 табл., 2 пр.
Наверх