Патент на изобретение №2307181

(54) СПОСОБ ИЗВЛЕЧЕНИЯ ЗОЛОТА ИЗ СУЛЬФИДНЫХ РУД И КОНЦЕНТРАТОВ

(57) Реферат:

Изобретение относится к металлургии, в частности к извлечению золота из сульфидных руд и концентратов. Золотосодержащие сульфидные руды и концентраты смешивают с кальцийсодержащими добавками при расходе 100-120% от стехиометрически необходимого для полного связывания серы в гипс и обжигают при температуре выше 550°С. В качестве кальцийсодержащей добавки используют карбонат кальция. Золото из полученного огарка извлекают флотацией. Перед флотацией в огарок можно добавлять исходный концентрат в количестве 1-5% от массы огарка. Техническим результатом является то, что при осуществлении способа исключается выделение SO₂ и обеспечивается повышение извлечения золота на 5-8%. 3 табл.

Изобретение относится к металлургии благородных металлов, в частности к способам извлечения и концентрирования, и может быть использовано при переработке руд, концентратов и технологических продуктов, в которых частицы золота вкраплены в сульфидные минералы.

Концентраты, в которых золото тесно связано, вкраплено в частицы сульфидных минералов (пирит, арсенопирит и др.), относятся к упорным видам золотосодержащего сырья. Их переработка традиционными методами цианирования не позволяет достичь приемлемых технико-экономическими показателей, поэтому чаще всего сульфидные концентраты подвергают плавке на медный или свинцовый коллектор на металлургических заводах. В тех случаях, когда извлечение золота проводят гидрометаллургическими методами, для разрушения минеральных зерен сульфидов и вскрытия золотинок используют особо тонкое измельчение, автоклавное, бактериальное и др. методы предварительной обработки концентрата.

Самый эффективный способ подготовки упорных сульфидных концентратов перед цианированием золота – окислительный обжиг. Процесс протекает быстро, с минимальными энергетическими затратами, а извлечение золота в итоге достигает 95-97%. [1. Масленицкий И.Н., Чугаев Л.В. и др. Металлургия благородных металлов. – М.: Металлургия, 1987]. [2. Меретуков М.А., Орлов A.M. Металлургия благородных металлов. Зарубежный опыт. – М.: Металлургия, 1991]. Главным недостатком данного варианта обжига является выделение серы и мышьяка в газовую фазу и необходимость установки дорогостоящего оборудования для утилизации токсичных газов. Дополнительные затраты на данные операции резко снижают эффективность технологии в целом.

Наиболее близким по технической сущности является способ извлечения благородных металлов из сульфидных руд и концентратов [3. RU 2078146 C1, МПК С22В 11/02, опубл. 27.04.1997], включающий их смешивание с карбонатом кальция при расходе СаСО₃ свыше 100% от стехиомстрически необходимого для связывания серы в гипс, нагревание до температуры выше 500-800°С и последующее извлечение золота из огарка, например цианированием.

Основным недостатком этого способа, выбранного прототипом, является недостаточно высокое извлечение золота. По способу прототипа огарок подвергают цианированию, при котором золото переходит в раствор. Далее золотосодержащий раствор отделяют от твердого остатка (хвостов цианирования) фильтрованием. Из растворов золото извлекают известными методами. Наличие в огарке мелкодисперсного сульфата кальция (гипса) обусловливает уплотнение структуры осадков при фильтровании. Плохая фильтруемость кеков приводит, в свою очередь, к потерям неотмытого при фильтровании золота.

Настоящее изобретение направлено на устранение указанного недостатка и имеет задачей увеличение извлечения золота.

Указанный технический результат достигается способом извлечения золота из сульфидных руд и концентратов, включающим их смешивание с карбонатом кальция при расходе СаСО₃ 100-120% от стехиометрически необходимого для полного связывания серы в гипс, нагревание до температуры 550-650°С и последующее извлечение золота из огарка, согласно изобретению для извлечения золота из огарка в него добавляют исходный концентрат в количестве 1-5% от массы огарка и подвергают флотации.

Сущность предлагаемого изобретения заключается в том, что золото из огарка, полученного при обжиге смеси исходных концентратов и кальциевого флюса, извлекают флотацией. Задача обжига в любом варианте переработки упорных руд и концентратов – вскрыть частицы золота, вкрапленные в зерна сульфидных минералов и сделать их доступными для последующего извлечения.

Исследованиями установлено, что для предотвращения выделения диоксида серы и полного перевода серы в сульфат кальция, что является общей задачей прототипа и предлагаемого изобретения, можно использовать в качестве кальцийсодержащего флюса гидроксид Са(ОН)₂, оксид СаО, а также карбонат кальция СаСО₃. Опыты показали также, что при использовании известняка СаСО₃ за счет выделяющегося при обжиге диоксида углерода CO₂, структура частиц образующегося огарка более рыхлая, частицы золота вскрываются в большей степени. Цианистое выщелачивание золота из таких огарков протекает легко и полно. С другой стороны, наличие гипса в огарке, как и в случае прототипа, создает проблемы при фильтровании и обусловливает недостаточно высокое извлечение золота.

Более рыхлая структура огарка и большая освобожденность частиц золота позволяет применить для их извлечения флотацию. При использовании традиционных условий (собиратель – ксантогенат, вспениватель Т-66) [1] в концентрат переходит металлическое золото и недоокисленные сульфиды. Теоретически содержание золота в концентрате может достигать нескольких процентов, но на практике концентрат содержит не более 1000-5000 г/т. Столь богатый материал с минимальными затратами перерабатывают известными методами [1]. Как показали опыты, суммарная степень извлечения золота при этом возрастает на 5-8% в сравнении с прототипом.

Расход карбоната кальция определяется минимально необходимым количеством для полного связывания серы гипс и составляет 100-120% от стехиометрического. При меньшем расходе на стадии обжига выделяется диоксид серы, а больший чем 120% положительного эффекта не дает, кроме этого происходит дополнительное разубоживание огарка.

В идеале, когда все сульфидные минералы при обжиге окисляются, на стадии флотации в концентрат переходит только металлическое золото. Очень небольшое его количество, определяемое содержанием в исходном концентрате (как правило, 30-100 г/т), не позволяет получить устойчивую флотационную пенную фазу, которую можно полностью снять с поверхности пульпы. При этом неизбежны потери золота от возврата в объем пульпы и далее в хвосты флотации. Для устранения недостатка перед флотацией в огарок целесообразно добавить исходный флотоконцентрат (1-5% от массы огарка), который флотируется вместе с золотом и обеспечивает стабильность пены.

Реализация предложенного способа рассмотрена в следующих примерах.

Пример 1. Золотосодержащие пиритный концентрат (63% пирита, 50 г/т золота) и богатую руду (7,5% пирита, 12 г/т золота) смешивали с карбонатом кальция СаСО₃. Расход составлял 120% от стехиометрического. Смесь обжигали в печи при температуре 650°С в течение 1 часа. Отходящие газы анализировали на содержание SO₂ и рассчитывали степень сульфатизации (степень перевода серы в гипс).

Огарки делили на две части; половину подвергали цианированию при стандартных условиях, золотосодержащий раствор отфильтровывали с 2-кратной промывкой кека, из раствора золото извлекали цементацией (способ прототипа) и оценивали суммарную степень извлечения. Другую часть каждого из огарков подвергали флотации и также рассчитывали степень извлечения золота. Результаты приведены в таблице 1.

Пример 2. Отличается тем, что при извлечении золота из концентрата по предлагаемому способу варьировали расходом известняка СаСО₃. Результаты приведены в таблице 2.

Пример 3. Отличается тем, что перед флотацией в огарок добавляли исходный флотоконцентрат (таблица 3).

При расходе СаСО₃ 90% от стехиометрии при обжиге наблюдалось выделение SO₂.

Сопоставительный анализ известных технических решений, в том числе способа, выбранного в качестве прототипа, и предполагаемого изобретения позволяют сделать вывод, что именно совокупность заявленных признаков обеспечивает достижение усматриваемого технического результата. Реализация предложенного технического решения дает возможность повысить извлечение золота из упорных сульфидных концентратов в сравнении с применяемыми на практике методами на 5-8%. Использование в качестве кальциевого флюса известняка и последующая флотация вместо цианирования, позволяет также снизить затраты на извлечение.

Формула изобретения

Способ извлечения золота из сульфидных руд и концентратов, включающий их смешивание с карбонатом кальция при расходе СаСО₃ 100-120% от стехиометрически необходимого для полного связывания серы в гипс, нагревание до температуры 550-650°С и последующее извлечение золота из огарка, отличающийся тем, что для извлечения золота из огарка в него добавляют исходный концентрат в количестве 1-5% от массы огарка и подвергают флотации.

MM4A – Досрочное прекращение действия патента СССР или патента Российской Федерации на изобретение из-за неуплаты в установленный срок пошлины за поддержание патента в силе

Дата прекращения действия патента: 14.04.2008

Извещение опубликовано: 27.12.2009 БИ: 36/2009