Способ гидрометаллургической переработки сурьмяных золотосодержащих концентратов

Изобретение относится к гидрометаллургии цветных металлов для переработки сульфидных сурьмяных золотосодержащих концентратов. Способ включает сульфидно-щелочное выщелачивание концентрата, которое проводят в две стадии в противоточном режиме. Первую стадию выщелачивания ведут при недостатке в растворе Na2S 40-90% от стехиометрически необходимого для выщелачивания сурьмы с получением раствора первой стадии и кека первой стадии. Из полученного раствора первой стадии осаждают золото цементацией металлическим цинком с получением обеззолоченного раствора, который отправляют на электроэкстракцию сурьмы. Вторую стадию ведут путем выщелачивания кека, полученного на первой стадии выщелачивания, отработанным электролитом после электроэкстракции сурьмы при избытке Na2S 100-130% от стехиометрически необходимого для полного выщелачивания сурьмы с получением кека второй стадии и раствора второй стадии, который используют на первой стадии выщелачивания. Способ обеспечивает высокое извлечение сурьмы в раствор и одновременно позволяет сконцентрировать свыше 99% золота в твердом остатке. 2 з.п. ф-лы, 1 ил., 2 табл.

 

Изобретение относится к металлургии цветных металлов, в частности, к переработке сульфидных сурьмяных концентратов, содержащих также золото. Переработка таких концентратов возможна как пиро-, так и гидрометаллургическим способами. Преимуществом последних является возможность переработки относительного бедного сырья и меньшее загрязнение окружающей среды.

Наиболее распространенным гидрометаллургическим способом переработки сурьмяного сырья является сульфидно-щелочное выщелачивание с последующей электроэкстракцией сурьмы в виде катодного металла [Сурьма. Под ред. Мельникова С.М. Издательство «Металлургия», 1977 г.]. При выщелачивании растворами, содержащими Na2S и NaOH, сурьма переходит в раствор в виде тиоантимонита натрия:

Полученный раствор идет на электроэкстракцию, где из него осаждают катодную сурьму:

4Na3SbS3+12NaOH=4Sb0+12Na2S+3O2+6H2O.

Серьезным недостатком гидрометаллургического способа переработки сурьмяных золотосодержащих концентратов является то, что при сульфидно-щелочном выщелачивании вместе с сурьмой растворяется до 20-30% золота. Это объясняется тем, что золото образует с ионами S2- прочные комплексы и в присутствие полисульфидов S22-, являющихся окислителями, переходит в раствор:

Растворившееся золото осаждается на катоде вместе с сурьмой и может рассматриваться как потерянное, так как его извлечение из катодной сурьмы связно со значительными затратами и дополнительными потерями. По данным [Панченко А.Ф., Лодейщиков В.В., Бывальцев В.Я. Разработка и освоение и пути усовершенствования комплексной переработки золотосурьмяных руд // Развитие производительных сил Сибири и задачи ускорения научно-технического прогресса. Красноярск. 1985. т. 1.ч. П. С. 354-358], эти потери составляют 15-25% от всего находящегося в концентрате золота.

Из твердого остатка сульфидно-щелочного выщелачивания золото извлекают цианированием. Если в исходном концентрате золото находится в состоянии тонкой диспергации в сульфидах, цианированию может предшествовать автоклавное или биоокисление.

Предлагаемое изобретение предназначено для переработки сурьмяных золотосодержащих концентратов.

Известен способ переработки сурьмяных золотосодержащих концентратов, включающий выщелачивание сурьмы сульфидно-щелочными растворами с последующей электроэкстракцией сурьмы в виде катодного металла. Из раствора выщелачивания осаждают золото цементацией алюминиевым порошком [M.G. Aylmore. Alternative lixiviants to cyanide for leaching gold ores. Gold Ore Processing. Project Development and Operations /Second Edition/ Edited by Mike D. Adams 2016. p. 501-539]. Цементный золотосодержащий осадок присоединяют к твердому остатку от сульфидно-щелочного выщелачивания и направляют на извлечение золота цианированием. В соответствии с этим способом потери золота с катодной сурьмой уменьшаются. Недостатком способа является то, что часть алюминия расходуется на осаждение сурьмы, что увеличивает расход осадителя и уменьшает извлечение сурьмы в готовую продукцию.

Известен способ переработки сурьмяных золотосодержащих концентратов, включающий выщелачивание сурьмы сульфидно-щелочными растворами с последующей электроэкстракцией сурьмы в виде катодного металла, принятый за ближайший аналог (прототип). В этом способе золото из раствора выщелачивания осаждают цементацией цинковым порошком [Anderson, C.G., Dahlgren, E., Huang, H.H., Miranda, P.J., Stacey, D. Jeffrey, M. and Chandra, I. (2005). Fundamentals and applications of alkaline sulfide leaching and recovery of gold. Gold Symposium. Canadian Institute of Mining, Metallurgy and Petroleum, Montreal, pp. 110-125]. Цементный золотосодержащий осадок присоединяют к твердому остатку от сульфидно-щелочного выщелачивания и направляют на извлечение золота цианированием. В соответствии с этим способом потери золота с катодной сурьмой уменьшаются. Так как цинк слабо цементирует сурьму, расход осадителя сокращается. Недостатком способа является не полное осаждение золота.

Задачей предлагаемого изобретения является устранение отмеченного недостатка прототипа. Заявленный технический результат достигается тем, что в предлагаемом способе гидрометаллургической переработки сурьмяного золотосодержащего концентрата, включающем сульфидно-щелочное выщелачивание концентрата, цементацию перешедшего в раствор золота металлическим цинком, осаждение сурьмы из полученного раствора электроэкстракцией и оборот отработанного сульфидно-щелочного электролита на выщелачивание, согласно изобретению сульфидно-щелочное выщелачивание концентрата проводят в две стадии в противоточном режиме, при этом первую стадию выщелачивания ведут при недостатке в растворе Na2S 40-90% от стехиометрически необходимого для выщелачивания сурьмы с получением раствора первой стадии и кека первой стадии, затем из полученного раствора первой стадии осаждают золото цементацией металлическим цинком с получением обеззолоченного раствора, который отправляют на электроэкстракцию сурьмы, вторую стадию ведут путем выщелачивания кека, полученного на первой стадии выщелачивания, отработанным электролитом после электроэкстракции сурьмы при избытке Na2S 100-130% от стехиометрически необходимого для полного выщелачивания сурьмы с получением кека второй стадии и раствора второй стадии, который используют на первой стадии выщелачивания. Первую и вторую стадии сульфидно-щелочного выщелачивания проводят при температуре 50-70°С в течение 1-3 ч при концентрации Na2S 40-80г/л и NaOH 10-30 г/л. Осаждение золота ведут цементацией металлическим цинком в виде цинкового порошка, содержащим не более 10% фракции +0,2 мм, при температуре 50-80°С в течение 20-180мин, при этом расход цинкового порошка составляет 1-5% от массы концентрата.

Как показали исследования, цементация золота цинком идет достаточно быстро и полно только в том случае, если в растворе отсутствует сульфид Na2S. В предлагаемом способе такой раствор получают на первой стадии выщелачивания, которую проводят при недостатке в растворе Na2S. После цементации золота этот раствор идет на электроэкстракцию. Твердый остаток после первой стадии содержит еще много сурьмы, поэтому он поступает на вторую стадию, которую проводят оборотным электролитом при избытке Na2S, что обеспечивает максимально полное извлечение сурьмы. Твердый остаток второй стадии совместно с цементным золотосодержащим осадком поступает на извлечение золота известными методами. Технологическая схема переработки сурьмяных золотосодержащих концентратов по предлагаемой технологии показана на рисунке 1.

Примеры реализации предлагаемого способа

Высказанное подтверждается, но не ограничивается примерами реализации предлагаемого способа в сравнении со способом-прототипом.

Экспериментальная проверка предлагаемого способа и его сравнение с прототипом осуществлялась на пробе флотационного сурьмяного золотосодержащего концентрата, полученного при флотационном обогащении руды одного из отечественных месторождений. Состав концентрата показан в таблице 1, (%).

Концентрат содержит 75% класса минус 71 мкм. Сурьма в концентрате представлена минералом антимонитом Sb2S3. Из других сульфидов присутствуют пирит и арсенопирит. Около половины золота находится в концентрате в тонко диспергированном состоянии ("невидимое золото") и не поддается прямому цианированию.

В первой серии опытов концентрат перерабатывали по способу-прототипу. Выщелачивание концентрата вели сульфидно-щелочными растворами в одну стадию. Условия выщелачивания были следующими: Ж:Т=2, температура 60°С, время 2 часа, концентрация NaOH 20 г/л.

Стехиометрически необходимое количество Na2S рассчитывали по реакции (1). После разделения твердого и жидкого определяли содержание сурьмы в кеке и золота в растворе. Цементацию золота из полученного раствора проводили при температуре 60°С в течение 1 часа, расход цинкового порошка составлял 30 граммов на 1 кг концентрата. В жидкой фазе после ее отделения от цементата определяли остаточную концентрацию золота.

Полученные результаты (таблица 2) подтверждают, что при сульфидно-щелочном выщелачивании в раствор переходит не только сурьма, но и значительная часть золото. В условиях повышенного расхода Na2S (110-143% от стехиометрически необходимого) растворяется 18% золота. Видно также, что при уменьшении расхода Na2S ниже стехиометрического переход золота в раствор уменьшается, а цементация его цинком позволяет практически полностью его осадить. Однако, как и следовало ожидать, при этом уменьшается извлечение в раствор сурьмы. Таким образом, способ-прототип не позволяет предотвратить потери золота без снижения извлечения сурьмы.

Во второй серии опытов провели переработку концентрата по предлагаемому способу. Исходный концентрат подвергли противоточному выщелачиванию. На первой стадии исходный концентрат выщелачивали в течение 2 ч при Ж:Т=2 и температуре 60°С оборотным сульфидно-щелочным раствором, содержащим 70 г/л Na2S (65% от стехиометрически необходимого для выщелачивания сурьмы, содержащейся в исходном концентрате), 20 г/л NaOH, 30 г/л Sb и 2,5 мг/л Au. Полученный кек содержал 6% Sb, что соответствовало извлечению Sb в раствор 82%. Содержание Au в полученном растворе составило 5,3 мг/л. Из этого раствора Au осадили цементацией, которую провели при, температуре 60°С в течение 1 часа и расходе цинкового порошка 30 г на 1 кг исходного концентрата. Остаточное содержание Au в растворе составило 0,02 мг/л. Кек первой стадии, подвергли выщелачиванию (Ж:Т=2, 2 ч температура 60°С) раствором, содержащим 80 г/л Na2S в количестве 120% от стехиометрически необходимого для выщелачивания сурьмы, содержащейся в кеке первой стадии) и Sb 20 г/л. Остаточное содержание Sb в полученном твердом остатке составило 0,6%, концентрация золота в растворе 2,8 мг/л. Общее извлечение сурьмы в раствор составило 98%, а золота в кек второй стадии 99%. Таким образом, в отличие от прототипа предлагаемый способ обеспечивает высокое извлечение сурьмы в раствор и одновременно позволяет сконцентрировать свыше 99% золота в твердых золотосодержащих продуктах, из которых оно может быть извлечено традиционными методами.

1. Способ гидрометаллургической переработки сурьмяного золотосодержащего концентрата, включающий сульфидно-щелочное выщелачивание концентрата, отличающийся тем, что сульфидно-щелочное выщелачивание концентрата проводят в две стадии в противоточном режиме, при этом первую стадию выщелачивания ведут при недостатке в растворе Na2S 40-90% от стехиометрически необходимого для выщелачивания сурьмы с получением раствора первой стадии и кека первой стадии, затем из полученного раствора первой стадии осаждают золото цементацией металлическим цинком с получением обеззолоченного раствора, который отправляют на электроэкстракцию сурьмы, вторую стадию ведут путем выщелачивания кека, полученного на первой стадии выщелачивания, отработанным электролитом после электроэкстракции сурьмы при избытке Na2S 100-130% от стехиометрически необходимого для полного выщелачивания сурьмы с получением кека второй стадии и раствора второй стадии, который используют на первой стадии выщелачивания.

2. Способ по п.1, отличающийся тем, что первую и вторую стадии сульфидно-щелочного выщелачивания проводят при концентрации Na2S 40-80 г/л и NaOH 10-30 г/л в течение 1-3 ч при температуре 50-70°С.

3. Способ по п.1, отличающийся тем, что осаждение золота ведут цементацией металлическим цинком в виде цинкового порошка, содержащего не более 10% фракции + 0,2 мм при температуре 50-80°С в течение 20-180 мин, при этом расход цинкового порошка составляет 1-5% от массы концентрата.



 

Похожие патенты:
Изобретение относится к области цветной металлургии и может быть использовано при переработке бокситов с извлечением основных макрокомпонентов – алюминия и железа.
Изобретение относится к получению высокочистого пентоксида ванадия. Стадия А включает добавление ванадийсодержащего продукта выщелачивания, полученного в результате кальцинирующего обжига ванадиевого шлака и кислотного выщелачивания, в смешанный раствор, содержащий карбонат-ионы, ионы аммония и водный раствор аммиака, перемешивание для образования осадка и отделение жидкости от твердого вещества с получением технического ванадийсодержащего продукта выщелачивания.

Изобретение относится к технологии извлечения и концентрирования скандия, и может быть использовано при производстве скандия из различных видов скандий-содержащих материалов, в частности, красных шламов глиноземного производства и отходов, образующихся при переработке титан-, цирконий-, вольфрам-, никель-, ниобий- и танталсодержащего сырья.
Изобретение относится к способу выделения ванадия и хрома из ванадиево-хромового шлака. Способ включает равномерное смешивание ванадиево-хромового шлака, карбоната натрия и клинкера с их последующим обжигом с получением клинкера, полученного в результате натрирующего обжига.

Изобретение относится к металлургии меди и может быть использовано для восстановления меди из ее сульфидных природных соединений и соединений, присутствующих в технологических продуктах, например в штейнах и сульфидных шламах.
Изобретение может быть использовано в цветной металлургии для переработки бокситов гидрохимическим способом. К бокситу добавляют оборотный раствор и обожженную при 1200-1300°С известь в количестве 12-14% от массы боксита.

Изобретение относится к области цветной металлургии, в частности к извлечению молибдена и рения из сульфидных молибденсодержащих концентратов. Способ переработки молибденитовых концентратов включает предварительное смешивание концентрата с одной из дешевых магнийсодержащих минеральных пород - магнезитом MgCO3 или бруситом Mg(ОН)2 в количестве 110% от стехиометрически необходимого для полного связывания молибдена, рения и серы в нелетучие соединения.

Изобретение относится к способу извлечения скандия из красных шламов - отходов глиноземного производства. Извлечение скандия включает стадии распульповки красного шлама, сорбционного ступенчатого выщелачивания скандия из пульпы с использованием ионообменного сорбента с получением насыщенного по скандию ионита и обедненной по скандию пульпы, десорбцию скандия раствором карбоната натрия с получением десорбированного ионита, который повторно направляют на сорбционное выщелачивание скандия, и раствора товарного регенерата скандия, который направляют на получение скандиевого концентрата.
Изобретение относится к переработке сульфидного концентрата, содержащего драгоценные металлы. Способ включает смешивание сульфидного концентрата, содержащего драгоценные металлы, и кальцийсодержащего флюса с получением шихты, обжиг шихты в среде кислородсодержащего газа при температуре 600-750°С с получением огарка.
Изобретение может быть использовано при переработке отвальных красных шламов глиноземного производства в частности из красного шлама в процессе Байера. Способ извлечения оксида алюминия из отходов глиноземного производства включает автоклавное выщелачивание отходов при повышенных температуре и давлении в присутствии извести в щелочном растворе с последующим охлаждением пульпы после выщелачивания, добавлением воды, перемешиванием и фильтрованием.

Изобретение относится к металлургии цветных металлов и может быть использовано для выделения и концентрирования олова из As-Sb-Pb-Sn сплава. Способ осуществляют путем последовательных стадий вакуумной возгонки мышьяка в течение 3 ч при температуре дистилляции мышьяка 681-759К и давлении 20-50Ра с получением конденсата мышьяка, в котором содержание сурьмы, свинца и олова составляет 0,056-0,296 мол.
Наверх