Патент на изобретение №2256712

(54) СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ ПЕРВИЧНЫХ ЗОЛОТОСУЛЬФИДНЫХ РУД

(57) Реферат:

Изобретение относится к горнодобывающей и металлургической промышленности и может быть использовано для извлечения золота из золотосульфидных руд различного минерального состава. Способ включает крупное дробление руды, ее измельчение с классификацией, флотационное обогащение, бактериальное выщелачивание сульфидного флотоконцентрата, нейтрализацию продуктов бактериального выщелачивания сульфидного флотоконцентрата, сорбционное выщелачивание нейтрализованных продуктов бактериального выщелачивания сульфидного флотоконцентрата, совместное сорбционное выщелачивание хвостов сорбционного выщелачивания нейтрализованных продуктов бактериального выщелачивания сульфидного флотоконцентрата и хвостов флотации, десорбцию золота с насыщенного сорбента, электролитическое выделение золота из элюатов, плавку катодных осадков на слиток сплава Доре. Бактериальное выщелачивание сульфидного флотоконцентрата проводят стадийно при температуре 37-45°С, с использованием отличающихся сообществ бактерий на каждой стадии, с повышением температуры на последних стадиях. Нейтрализацию продуктов бактериального выщелачивания сульфидного флотоконцентрата проводят при аэрации пульпы сжатым воздухом, а после аэрации производят окисление пульпы кислородом и ее цианирование. Сорбционное выщелачивание нейтрализованных продуктов бактериального выщелачивания сульфидного флотоконцентрата ведут при дробной дозировке цианида. Техническим результатом изобретения является увеличение извлечения золота при снижении расхода цианида. 4 з.п. ф-лы, 3 ил., 5 табл.

Изобретение относится к горнодобывающей промышленности и может быть использовано при переработке полезных ископаемых для извлечения золота из первичных золотосульфидных руд, в которых мелкие частицы золота диспергированы в сульфидных минералах, представленных в основном пиритом, арсенопиритом, пирротином, а также антимонитом, с незначительным количеством галенита, сфалерита и халькопирита, и недоступны для растворения цианидами.

Для вскрытия тонкодисперсного золота из сульфидных минералов в промышленности применяются пирометаллургические процессы (обжиг, плавка), автоклавное выщелачивание, бактериальное выщелачивание. Преимущества бактериального выщелачивания перед указанными процессами заключаются в отсутствии пыле-газовыбросов, более низких капитальных и эксплуатационных затратах, не требуются высокие температуры и давления.

Известен способ извлечения благородных металлов из упорных золотомышьяковых руд, включающий стадию бактериального окисления и последующее растворение золота при помощи хлора, гипохлоритов или тиомочевины (патент GB №2180829, 1987г.).

Известен также способ выделения золота из арсенопиритных руд, предусматривающий биоокисление сульфидов и цианидное выщелачивание золота (патент US №4822413, 1989 г.). Однако данные способы недостаточно экономичны, а степень извлечения золота при этом недостаточно высока.

Известны технологии, применяющие процессы ВIOХ^R (Dew, D.W., et al. The BlOX^R process for biooxidanion of goldbearing ores of concentrates. Biomining: Theory, Microbes and Industrial processes, ed. D.E.Rawlings, Chapter 3. Berlin: Springer-Verlag, 1997) и Вас Tech (Miller P.С. The desing and operating practice of bacterial oxidation plant using moderate thermophilles (the Вас Tech process). Biomining: Theory, Microbes and Industrial processes, ed. D.E.Rawlings, Chapter 4. Berlin: Springer-Verlag, 1997) для биоокисления сульфидных концентратов, получаемых при обогащении упорных золотомышьяковых руд.

Способ переработки руд с применением этих процессов включает рудоподготовку, обогащение (гравитационное с флотационным или только флотационное), биоокисление полученного концентрата, отделение бактериальных растворов от твердых остатков биоокисления, в которых концентрируются золото и серебро, нейтрализацию растворов в две стадии с применением известняка на первой стадии, извести на второй стадии, сорбционное цианирование твердых продуктов биоокисления, десорбцию металлов и регенерацию сорбента, возвращаемого в процесс цианирования, электролиз золотосодержащего раствора-элюата и плавку катодных осадков с получением сплава золота и серебра – сплава Доре.

Основными недостатками известного способа являются: повышенный выход концентратов (до 15%), направляемых на бактериальное окисление, что приводит к необходимости увеличивать объем биореакторов, расход реагентов и, в конечном итоге, приводит к увеличению затрат и удорожанию переработки руд; увеличенный расход серной кислоты для поддержания рН пульпы в оптимальных пределах при биоокислении концентратов с большим содержанием карбонатов и пирротина при увеличении объема пульпы, большой расход реагентов (цианида) на цианирование; наличие дорогостоящей системы отделения твердого от жидкого в продуктах биоокисления (операции декантации в сгустителях), и неизбежной потере тонкого золота с взвесями в сливах сгустителей.

Известен способ переработки золото- и серебросодержащих руд, включающий измельчение, гравитационное и/или флотационное обогащение, бактериальное выщелачивание и цианирование, которое проводят перед бактериальным выщелачиванием, а кеки бактериального выщелачивания подвергают флотации совместно с исходной рудой или продуктами обогащения (патент РФ № 2023734, кл. С 22 В 11/00, 11/08, опубл.30.11.1994).

Недостаток известного способа заключается в его невысокой экономичности и неполном извлечении золота.

Наиболее близким к предложенному способу переработки золотосульфидной руды является способ переработки сульфидных руд, включающий крупное дробление руды, ее измельчение с классификацией, флотационное обогащение, бактериальное выщелачивание сульфидного флотоконцентрата, нейтрализацию продуктов бактериального выщелачивания сульфидного флотоконцентрата, сорбционное выщелачивание нейтрализованных продуктов бактериального выщелачивания сульфидного флотоконцентрата, совместное сорбционное выщелачивание хвостов сорбционного выщелачивания нейтрализованных продуктов бактериального выщелачивания сульфидного флотоконцентрата и хвостов флотации, десорбцию золота с насыщенного сорбента, электролитическое выделение золота из элюатов, плавку катодных осадков на слиток сплава Доре (патент РФ № 2234544, кл. С 22 В11/08, С 22 В 3/18, опубл.2004.08.20). Согласно ему, бактериальное выщелачивание ведут в две стадии при температуре 34-36°С с оборотом пульпы из второй стадии на первую, а пульпу продуктов бактериального выщелачивания после двухстадийной нейтрализации направляют на сорбционное выщелачивание.

Основным недостатком наиболее близкого аналога является относительно низкое извлечение золота из сульфидной руды по ряду причин:

недостаточно полное окисление сульфидной и элементной серы, образующейся в процессе бактериального выщелачивания (до 4-5,5%), из-за пониженного числа стадий, что на последующей операции сорбционного выщелачивания резко увеличивает расход цианида в результате образования роданидов и ухудшает процесс сорбции золота, так как роданиды являются десорбентами цианистых комплексов с ионообменных смол;

нейтрализация хвостами флотации приводит к сильному вспениванию из-за наличия в пульпе флотореагентов и выделения углекислого газа, что приводит к ухудшению распределения сорбента в пульпе и нарушению процесса сорбции;

растворившиеся при бактериальном выщелачивании соли тяжелых металлов осаждаются при нейтрализации, а затем растворяются при взаимодействии с цианидом, увеличивая его расход и также ухудшают сорбцию золота, снижая его извлечение.

Задачей изобретения является повышение экономичности процесса переработки сульфидных упорных руд.

Технический результат, достигаемый изобретением, заключается в увеличении полноты извлечения золота при снижении расхода цианида.

Технический результат достигается способом переработки первичных золотосульфидных упорных руд, включающий крупное дробление руды, ее измельчение с классификацией, флотационное обогащение с получением сульфидного флотоконцентрата и хвостов, бактериальное выщелачивание, сульфидного флотоконцентрата, нейтрализацию продуктов бактериального выщелачивания, сорбционное выщелачивание нейтрализованных продуктов, совместное сорбционное выщелачивание хвостов сорбционного выщелачивания нейтрализованных продуктов и хвостов флотационного обогащения, десорбцию золота с насыщенного сорбента, электролитическое выделение золота из элюатов, плавку катодных осадков на слиток сплава Доре, согласно изобретению, бактериальное выщелачивание сульфидного флотоконцентрата проводят постадийно при температуре 37-45°С, с использованием отличающихся сообществ бактерий на каждой стадии, с повышением температуры на последних стадиях, нейтрализацию продуктов бактериального выщелачивания сульфидного флотоконцентрата проводят при аэрации пульпы сжатым воздухом, а после аэрации производят окисление пульпы кислородом и ее цианирование, при этом сорбционное выщелачивание нейтрализованных продуктов ведут при дробной подаче цианида.

Данная совокупность признаков содержит признаки, каждый из которых необходим для достижения заявленного технического результата во всех случаях использования изобретения, на которые испрашивается объем правовой охраны.

В частных случаях использования изобретение характеризуется тем, что цианирование и сорбционное выщелачивание нейтрализованных продуктов бактериального выщелачивания сульфидного флотоконцентрата осуществляют при насыщении пульпы кислородом 10 мг/м³.

А также тем, что аэрацию пульпы сжатым воздухом осуществляют с удельным расходом воздуха 0,5 м³/м³.

Кроме того, тем, что сорбционное выщелачивание нейтрализованных продуктов бактериального выщелачивания сульфидного флотоконцентрата ведут с поддержанием концентрации цианида в жидкой фазе пульпы на уровне 300 мг/л.

И, наконец, тем, что окисление пульпы кислородом ведут с насыщением до 20 мг/м³.

В упорном сульфидном сырье золото находится в мелкодисперсном состоянии, входит в структуру зерен сульфидов и может быть извлечено лишь после разрушения этой структуры. Вскрытие тонковкрапленного золота в процессе бактериального выщелачивания осуществляется сообществом бактерий. Наряду с широко распространенными железоокисляющими микроорганизмами (Thiobacillus ferrooxidans) используются и другие виды бактерий. При окислении пирротинсодержащих золотомышьяковых концентратов используются, как ассоциация железо – и сульфидоокисляющих бактерий T.ferrooxidans, Leptospirillum ferrooxidans, Sulfobacillus thermosulfidooxidans и Ferroplasma asidiphilum, так и сероокисляющие бактерии (Thiobacillus thiooxidans).

Формирующиеся сообщества бактерий зависят от температуры, при которой проводится биопроцесс. Железоокисляющие бактерии активно развиваются при температуре 26-30°С и рН=1,5-2,0. В условиях более высоких температур – около 45°С доминируют термофильные бактерии-сообщества, включающие Thiobacillus caldis (окисляет S°) и L.ferrooxidans (окисляет Fe²⁺).

Процесс окисления происходит в системе “среда (электролит) – минерал” и осуществляется по законам электрохимической коррозии. Бактерии окисляют Fe²⁺ до Fe³⁺, а образующуюся элементную серу до серной кислоты. Бактерии в первую очередь окисляют сульфиды с более низким электродным потенциалом. Например, в смеси пирротин-арсенопирит-пирит наиболее активно окисляется пирротин, затем арсенопирит и труднее всего пирит [Каравайко Г.И. и др. Биогидрометаллургия золота и серебра, “Цветные металлы”. 2000. № 8].

Поэтому важно при проведении процесса бактериального выщелачивания сульфидного концентрата, содержащего смесь сульфидов, для более полного их окисления иметь достаточное количество стадий, чтобы обеспечить температурный режим и оптимальный видовой состав бактерий для каждой стадии процесса.

Предлагаемый температурный режим 37-45°С с увеличением температуры в последних стадиях позволяет достичь высокой степени окисления сульфидов до 96-98% и снизить остаточное содержание элементной серы с 4-5,5% до 1-1,5%.

При проведении бактериального выщелачивания, как предлагается в ближайшем аналоге (способ БИОС), формируется сообщество бактерий, которые активно окисляют преимущественно пирротин и арсенопирит, не затрагивая пирит и элементную серу.

Тогда как в заявляемом способе, максимальное снижение содержания сульфидной составляющей в твердой фазе достигается уже в аппаратах первой стадии, с 18% до 6,3-7,8%. Образование элементной серы достигает максимума в первых двух стадиях до 4,35% и только потом начинает снижаться, достигая 1,62% в четвертой стадии.

Влияние роданид-иона на извлечение золота было исследовано при изучении сорбционного выщелачивания продуктов бактериального выщелачивания флотоконцентратов. Состав жидкой фазы хвостовой пульпы приведен в табл.1.

Высокие концентрации роданид-иона являются следствием неполного окисления сульфидной и элементной серы на стадии бактериального выщелачивания, что привело к наличию в поступающем на сорбционный передел материале элементной серы и соединений серы промежуточных валентностей, которые реагируют с цианидом с образованием роданид-иона:

CN^1-+S⁰=CNS^1-

Влияние роданид-иона на сорбцию золота показано в табл.2. Как видно из приведенных данных, роданид-ион даже при невысоких концентрациях оказывает заметное отрицательное влияние. Так уже при концентрации CNS^1- 2,3 г/л емкость смолы снижается в 3 раза.

Исследования по аэрации пульпы при проведении процесса нейтрализации и известкования показали во всех случаях положительное влияние. Как видно из табл.3, сорбционное выщелачивание золота после нейтрализации и активного воздушного перемешивания пульпы происходит с меньшим расходом цианистого натрия и лучшими показателями по извлечению золота и составу жидкой фазы пульпы – концентрация роданид-иона на 20-30% ниже.

В твердой фазе нейтрализованных продуктов биоокисления содержатся значительные количества вторичных осадков гидроокислов тяжелых металлов, остаточных недоразложившихся сульфидов, элементной серы и других продуктов, которые при цианировании в щелочных средах хорошо растворяются с образованием цианидных и роданидных комплексов. Содержание роданид-иона достигает 6-12 г/л. Все это приводит к перерасходу цианида натрия, снижению емкости смолы по золоту из-за протекания конкурирующей сорбции, снижению извлечения золота из жидкой и твердой фаз, замедлению процесса.

Перед цианированием производят предварительное окисление пульпы кислородом с насыщением 20 мг/м³ с целью снижения количества цианопоглощающих веществ, улучшению состава пульпы и повышению извлечения золота на сорбционном выщелачивании, а процессы цианирования и сорбционного выщелачивания осуществляют при насыщении кислородом 10 мг/м³. Предварительное окисление пульпы кислородом со степенью насыщения 20 мг/м³ позволяет стабилизировать ионный состав пульпы, снизить количество поглотителей цианида, улучшить растворение золота в твердой фазе и процесс сорбции золота из жидкой фазы, а в конечном итоге, снизить содержание золота в хвостах и повысить извлечение золота из руды. Содержание роданидов в пульпе снижается более чем в 2 раза, расход цианида натрия снижается в 2,5 раза, содержание золота в хвостах снижается в 2,4 раза, извлечение увеличивается более чем на 20% (табл.4).

Дробная подача цианида в процесс сорбционного выщелачивания нейтрализованных продуктов бактериального выщелачивания сульфидного флотоконцентрата позволяет снизить исходную концентрацию цианида в головных аппаратах и, соответственно, уменьшить расход цианида на побочные реакции с цианопоглащающими веществами. Вместо подачи в головные аппараты всего необходимого количества цианида и создания исходной концентрации 400-500 мг/л (как в прототипе), применяют дробную подачу цианида на сорбционном выщелачивании нейтрализованных продуктов бактериального выщелачивания сульфидного флотоконцентрата по ступеням процесса с поддержанием низкой концентрации цианида в жидкой фазе пульпы на уровне 300 мг/л. Это позволяет сократить расход цианида на образование побочных продуктов в 1,5 раза и улучшить условия сорбции золота (табл.5).

Изобретение поясняется чертежами, где на фиг.1 представлен график поведения сульфидной серы в твердой фазе пульпы в процессе биоокисления, на фиг.2 представлен график поведения элементной серы в твердой фазе пульпы в процессе биоокисления, на фиг.3 представлена схема цепи аппаратов, обеспечивающих осуществление заявленного способа переработки сульфидных руд.

Способ переработки сульфидных руд осуществляется следующим образом.

Пример

Руда из карьера или со склада руды автосамосвалами подается в приемный бункер 1 дробилки крупного дробления. Крупное дробление производится до крупности 300-400 мм. Крупнодробленая руда конвейерами 2 через промежуточный бункер 3 подается на измельчение.

Измельчение проводится в две стадии на одной линии. Первая стадия измельчения осуществляется в мельнице полусамоизмельчения 4, работающей в открытом цикле. Вторая стадия измельчения – в шаровой мельнице 5, работающей в замкнутом цикле с гидроциклонами 6. Верхний слив гидроциклонов с крупностью частиц 85-90% кл.-0,074 мм направляется на сульфидную флотацию.

Флотация производится в пневмомеханических машинах в одну стадию с двумя перечистками флотоконцентрата 7. Сульфидный флотоконцентрат направляется на бактериальное выщелачивание, а хвосты флотации после сгущения в радиальных сгустителях 8 направляются на сорбционное выщелачивание.

Бактериальное выщелачивание сульфидного флотоконцентрата осуществляется в четыре стадии при температуре 37-45°С в каскадах пневмомеханических аппаратов 9, оборудованных теплообменниками для отвода выделяющегося при окислении тепла. При этом на каждой стадии используются отличающиеся сообщества бактерий. Процесс ведут с повышением температуры на 3 и 4 стадиях с уменьшением содержания элементной серы до 1-1,5%. Это позволяет достичь более полного окисления сульфидов и снижения содержание элементной серы с 4-5,5% до 1%.

Максимальное снижение содержания сульфидной составляющей в твердой фазе достигается уже в аппаратах первой стадии, с 18% до 6,3-7,8% и плавное небольшое снижение в последующих. Образование элементной серы достигает максимума в первых двух стадиях до 4,35% и только потом начинает снижаться, достигая 1,62% в четвертой стадии (см. фиг.1 и 2).

Далее окисленный концентрат поступает на нейтрализацию. При нейтрализации и известковании пульпы бактериального выщелачивания проводят интенсивную аэрацию пульпы сжатым воздухом с удельным расходом воздуха 0,5 м³/м³ и доведением щелочности пульпы до рН=11-12, Дополнительный приток кислорода позволяет предотвратить вспенивание пульпы, что в дальнейшем улучшает процесс цианирования.

Окисленный концентрат, в виде слабосернокислой пульпы, после нейтрализации и аэрации в каскаде пнвмомеханических аппаратов 10, направляется на предварительное окисление кислородом в каскаде аппаратов 11 с механическим перемешиванием и насыщением до 20 мг/м³ для снижения количества цианопоглощающих веществ и стабилизации ионного состава пульпы. Это приводит к повышению извлечения золота при сорбционном выщелачивании, позволяет снизить количество поглотителей цианидов и, как следствие, в 4-6 раз снизить их расход.

Обработанная кислородом нейтрализованная пульпа подается на предварительное цианирование в каскад аппаратов 12, а затем поступает на каскад аппаратов сорбционного выщелачивания нейтрализованных продуктов бактериального выщелачивания сульфидного флотоконцентрата (сорбция-1). Для выщелачивания применяется цианид натрия, который подается дробной дозировкой по ступеням каскада, с поддержанием концентрации 300 мг/л, чтобы снизить расход цианида на образование вредных побочных веществ, мешающих процессу сорбции, и для поддержания постоянной концентрации в процессе.

Сорбция проводится на анионообменную смолу в режиме противотока: сорбент-пульпа. Цианирование и сорбционное выщелачивание нейтрализованных продуктов бактериального выщелачивания сульфидного флотоконцентрата осуществляют при насыщении пульпы кислородом 10 мг/м³.

Совместное сорбционное выщелачивание хвостов сорбционного выщелачивания нейтрализованных продуктов бактериального выщелачивания сульфидного флотоконцентрата и хвостов флотации (сорбция-2) осуществляется в колонных аппаратах 13 с тарелками, организованных в несколько параллельных линий.

Сорбция-1 и сорбция-2 проводятся раздельно. Хвосты сорбции-1 могут направляться в голову сорбции-2. Хвосты сорбции после обезвреживания от остаточного цианида гипохлоритом кальция в каскаде аппаратов с перемешивающими устройствами 14 сбрасываются в хвостохранилище. Насыщенная анионообменная смола из головных аппаратов обеих сорбций отделяется от пульпы и направляется на десорбцию и регенерацию.

Десорбция золота производится сернокислыми растворами тиомочевины. Регенерация насыщенной смолы проводится в колонных аппаратах 15 растворами серной кислоты и натриевой щелочи. Отрегенерированная смола возвращается на сорбцию, а золотосодержащие регенераты направляются на электролиз.

Электролитическое выделение золота из элюатов осуществляется в электролизерах со стальными катодами 16. Катодные осадки (золотосодержащий шлам) отфильтровываются и после сушки и обжига направляются на плавку.

Плавка производится в индукционных печах 16. Конечной продукцией являются слитки золота (сплав Доре), которые отправляются на аффинаж на другое предприятие.

Таким образом заявляемый способ позволяет увеличить полноту извлечения золота и уменьшить расход цианида в процессе переработки сульфидных упорных руд, что в конечном случае приводит к повышению экономичности процесса. Сквозное извлечение золота из сульфидной упорной руды с содержанием золота 3,5 г/т возрастает до 90,4%, а из руды с содержанием 5,04 г/т (аналог) до 96,1 г/т.

Формула изобретения

1. Способ переработки первичных золотосульфидных упорных руд, включающий крупное дробление руды, ее измельчение с классификацией, флотационное обогащение с получением сульфидного флотоконцентрата и хвостов, бактериальное выщелачивание сульфидного флотоконцентрата, нейтрализацию продуктов бактериального выщелачивания, сорбционное выщелачивание нейтрализованных продуктов, совместное сорбционное выщелачивание хвостов сорбционного выщелачивания нейтрализованных продуктов и хвостов флотационного обогащения, десорбцию золота с насыщенного сорбента, электролитическое выделение золота из элюатов, плавку катодных осадков на слиток сплава Доре, отличающийся тем, что бактериальное выщелачивание сульфидного флотоконцентрата проводят постадийно при температуре 37-45°С с использованием отличающихся сообществ бактерий на каждой стадии, с повышением температуры на последних стадиях, нейтрализацию продуктов бактериального выщелачивания сульфидного флотоконцентрата проводят при аэрации пульпы сжатым воздухом, а после аэрации производят окисление пульпы кислородом и ее цианирование, при этом сорбционное выщелачивание нейтрализованных продуктов ведут при дробной подаче цианида.

2. Способ по п.1, отличающийся тем, что планирование и сорбционное выщелачивание нейтрализованных продуктов осуществляют при насыщении пульпы кислородом 10 мг/м³.

3. Способ по п.1, отличающийся тем, что аэрацию пульпы сжатым воздухом осуществляют с удельным расходом воздуха 0,5 м³/м³.

4. Способ по п.1, отличающийся тем, что сорбционное выщелачивание нейтрализованных продуктов ведут с поддержанием концентрации цианида в жидкой фазе пульпы на уровне 300 мг/л.

5. Способ по п.1, отличающийся тем, что окисление пульпы кислородом ведут с насыщением до 20 мг/м³.

РИСУНКИ

TK4A – Поправки к публикациям сведений об изобретениях в бюллетенях “Изобретения (заявки и патенты)” и “Изобретения. Полезные модели”

Страница: 569

Напечатано: (57) 2. Способ по п.1, отличающийся тем, что планирование и … выщелачивание … осуществляют…

Следует читать: (57) 2. Способ по п.1, отличающийся тем, что цианирование и … выщелачивание … осуществляют…

Номер и год публикации бюллетеня: 20-2005

Код раздела: FG4A

Извещение опубликовано: 27.08.2005 БИ: 24/2005