Патент на изобретение №2398903

(54) СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ УПОРНЫХ УРАНОВЫХ СОДЕРЖАЩИХ ПИРИТ И БЛАГОРОДНЫЕ МЕТАЛЛЫ МАТЕРИАЛОВ ДЛЯ ИЗВЛЕЧЕНИЯ УРАНА И ПОЛУЧЕНИЯ КОНЦЕНТРАТА БЛАГОРОДНЫХ МЕТАЛЛОВ

(57) Реферат:

Изобретение относится к области гидрометаллургии и обогащения урана и благородных металлов, в частности к способу переработки упорных урановых, содержащих пирит и благородные металлы, материалов для извлечения урана и получения концентрата благородных металлов. Способ включает сернокислотное выщелачивание урана. При этом сернокислотному выщелачиванию подвергают исходный материал крупностью минус 0,1-0,3 мм и ведут его в автоклаве до перевода более 95% урана в раствор и степени окисления пирита не менее 50%. После отделения урансодержащего раствора от твердой фазы в виде кека проводят кондиционирование кека путем флотации благородных металлов с сульфгидрильным собирателем и оксиэтилированным соединением при рН 2,5-7,0 с получением концентрата благородных металлов. Техническим результатом является высокая степень разложения упорных минералов урана и окисления пирита, ассоциирующего золото и серебро, и эффективное извлечение урана в водную фазу и благородных металлов во флотоконцентрат. 16 з.п. ф-лы, 1 ил., 7 табл.

Изобретение относится к области гидрометаллургии и обогащения урана и благородных металлов, в частности к переработке труднообогатимых упорных урановых золотосодержащих материалов месторождения Эльконское плато Эльконского урановорудного района.

Основным концентратором урана (80%) в этих рудах является браннерит – титанит урана, плохо растворимый в кислотах. Он содержит обильную вкрапленность пирита, с размером от долей до 10 мкм. Концентратором золота является пирит, содержание золота в нем находится на уровне 0,006-0,009%. Руда относится к классу упорных урановых руд и весьма упорных золотосодержащих руд, т.к. золото имеет микро- и субмикроскопическую крупность и тонко ассоциировано с пиритом. Вмещающие породы характеризуются высоким содержанием кислотоемких минералов – карбонатов, слюды и хлоритов.

Известны пирометаллургические (обжиг) и гидрометаллургические методы (агитационное, кучное, подземное, бактериальное выщелачивание) перевода урана в водную фазу, в том числе по «безреагентной» радиационно-химической технологии (Пат. РФ 16, 2008).

Опробование этих методов применительно к рудам Эльконского урановорудного района показало, что наиболее экономичной технологией, учитывающей формы нахождения в материалах урана и золота, характер их ассоциации с рудообразующими минералами, вещественный и минералогический состав, а также необходимость проведения переработки в условиях вечной мерзлоты, является прямая переработка сульфидных урановых руд в автоклавах.

Наиболее близким к заявляемому по технической сущности и достигаемым результатам является способ переработки урановых золотосодержащих материалов, включающий измельчение материала до крупности 84% класса -0,074 мм, флотацию сульфидов, сернокислотное выщелачивание урана из пиритного золото- урансодержащего концентрата, окислительный обжиг кека после выщелачивания урана, извлечение урана из водной фазы методом жидкостной экстракции, извлечение золота из огарка и хвостов сульфидной флотации цианированием (Лодейщиков В.В. Технология извлечения золота и серебра из упорных руд. В 2-х томах. – Иркутск: ОАО «Иргиредмет», 1999, т.2, с.556).

Недостатками способа являются многостадийность, низкое извлечение урана и золота, а также вредное воздействие на окружающую среду, обусловленное выделением пыли, токсичных газов при обжиге кека и необходимостью их улавливания.

Технический результат изобретения – повышение полноты и комплексности переработки упорных урановых содержащих пирит и благородные металлы материалов, повышение экономичности и экологической безопасности процесса.

Поставленная задача решается тем, что в предлагаемом способе переработки упорных урановых содержащих пирит и благородные металлы материалов, сернокислотному выщелачиванию подвергают исходный материал крупностью минус 0,1-0,3 мм и ведут его в автоклаве до перевода более 95% урана в раствор и степени окисления пирита не менее 50%, после отделения урансодержащего раствора от твердой фазы в виде кека проводят кондиционирование кека путем флотации благородных металлов с сульфгидрильным собирателем и оксиэтилированным соединением при рН 2,5-7,0 с получением концентрата благородных металлов. При этом сернокислотное выщелачивание исходного материала проводят серной кислотой при температуре 160-180°С, парциальном давлении кислорода 10-15 атм и остаточной кислотности 10-20 г/л или температуре 130-140°С, давлении воздуха 3-5 атм и остаточной кислотности 20 г/л в присутствии каталитического количества азотной кислоты. Флотацию благородных металлов осуществляют при крупности твердой фазы минус 0,1-0,3 мм и плотности пульпы 25-35% твердого или при крупности твердой фазы минус 0,3+0,044 мм и плотности пульпы 45-55% твердого. В качестве оксиэтилированного соединения используют один из реагентов:

– оксиэтилированный спирт общей формулы: C_nH_2n+1O(C₂H₄O)_mH, где n=8-20, m=6-100, в том числе реагент, имеющий торговую марку «ДС-10», где n=10-18, m=8-10 или реагент, имеющий торговую марку «Препарат ОС-20», где n=14-18, m=20;

– оксиэтилированный алкилфенол общей формулы: C_nH_2n+1С₆Н₅O(С₂Н₄O)_mН, где n=8-10, m=4-20, в том числе реагент, имеющий торговую марку «Неонол АФ 9-6», где n=8-10, m=6;

– оксиэтилированную кислоту общей формулы: C_nH_2n+1COO(C₂H₄O)_mH, где n=11-20, m=5-10, в том числе реагент, имеющий торговую марку «Лаурокс-9» (Л-9), где n=11, m=9;

– полиэтиленгликоль общей формулы: – (ОС₂Н₄-)_m, где m=4-60, в том числе реагент, имеющий торговую марку «ПЭГ-1500» (m=32);

– фосфорорганическое соединение общей формулы: [RO(C₂H₄O)_m]₂P(O)OM, где R – алкил С_4-20, алкил (С_8-10)фенил, М-Н, К, HN(CH₂CH₂OH)₃, m=4-12, в том числе реагент, имеющий торговую марку Метекс (МТ, R – алкил С₉ фенил, М=К, m=10) или реагент, имеющий торговую марку металлов «Оксифос Б» (ОБ, R – алкил С_8-10, М=К, m=6).

Отличие заявляемого способа от способа-прототипа заключается прежде всего в условиях вскрытия урановых минералов и минералов золота.

В способе-прототипе сернокислотное выщелачивание урана, представленного в основном уранинитом, проводят в пачуках горячей серной кислотой. При этом извлечение урана составляет лишь 20%.

Для вскрытия упорного золота в известном способе применяют окислительный обжиг золотосодержащего пирита (кека после выщелачивания урана) с получением золотосодержащего концентрата (огарка). Обжиг кека проводят при температуре 650-750°С. Извлечение золота составляет 40%.

Недостатками обжига являются высокая энергоемкость, а также необходимость улавливания пылей и очистки серосодержащих газов, что ухудшает экологию процесса. Кроме того, в виду низкого извлечения урана требуется проведение дополнительной стадии сернокислотного выщелачивания.

В заявляемом способе выщелачивание урана и окисление пирита осуществляют в одну стадию в следующих режимах:

– серной кислотой при температуре 160-180°С, парциальном давлении кислорода 10-15 атм при остаточной кислотности 10-20 г/л;

– серной кислотой в присутствии 1% азотной кислоты (в расчете на исходный материал), при температуре 130-140°С, давлении воздуха 3-5 атм, остаточной кислотности 20 г/л.

Повышение концентрации серной кислоты приводит к увеличению нерационального ее расхода при выщелачивании, в том числе на кислотопоглощающую пустую породу. Поэтому остаточная концентрация серной кислоты ограничена значением до 20 г/дм³. При концентрации серной кислоты ниже 10 г/дм³ падает эффективность окисления и не обеспечивается требуемая степень вскрытия минералов.

Выбранная концентрация H₂SO₄ обеспечивает вскрытие браннерита и окисление пирита при температуре от 160-180°С.

Добавление каталитического количества азотной кислоты позволяет провести выщелачивание упорных минералов в более мягких условиях (при температуре 130-140°С) за счет инициирования процесса оксидами азота, образующимися в процессе реакции и окисляющимися в водной и газовой фазе с образованием азотной и азотистой кислоты по реакциям:

2NO+3/2O₂+Н₂O2HNO₃

2NO+1/2O₂+Н₂O2HNO₂+O₂2HNO₃,

При этом азотная кислота регенерируется непосредственно в автоклаве, и процесс протекает практически без выделения оксидов азота в окружающую среду.

Заявляемые границы значений температуры и давления кислорода соответствуют переводу более 95% урана в раствор и степени окисления пирита не менее 50%, с получением после фильтрования, промывки и репульпации отвальных по урану золотосодержащих кеков. В качестве окислителя применяют кислород или воздух.

При автоклавном выщелачивании упорных урановых золотосодержащих материалов в заявляемых условиях протекают следующие процессы:

– уран (IV) окисляется до урана (VI), который переходит в раствор и далее извлекается из водной фазы известными методами;

– железо (II) окисляется до железа (III), сера сульфидная окисляется до серы сульфатной:

2FeS₂+71/2O₂+Н₂O=Fe₂(SO₄)₃+Н₂O

Образующийся сульфат трехвалентного железа подвергается гидролизу с образованием гидроксида железа и основного сульфата железа. Гидроксид железа при повышении температуры выше 130°С теряет воду и переходит в гематит:

Fe₂(SO₄)₃+(3+n)Н₂O=Fe₂O₃·nH₂O+3H₂SO₄

Fe₂(SO₄)₃+(2+2n)H₂O=2[Fe(OH)SO₄·nH₂O]+H₂SO₄

Fe₂O₃·nH₂O=Fe₂O₃+H₂O

В результате окисления золотосодержащего пирита в условиях заявляемого способа образуется вторичное золото, частицы которого имеют нанометровые размеры и тесно ассоциированы с гидроксидом железа. Золото после сернокислотного выщелачивания урана флотируют и выделяют из концентрата известными методами.

Выбор параметров автоклавного выщелачивания соответствует максимально высокой скорости процесса и степени разложения наиболее упорных минералов урана более 95% и степени окисления пирита не менее 50%, что предопределяет повышенное извлечение благородных металлов при последующем флотационном обогащении. Кеки выщелачивания являются отвальными по урану (содержание урана <0,01%) и содержат 1,0-1,5 г/т золота и 12-16 г/т серебра.

Степень раскрытия минералов урана оценивают по результатам анализа урана в водной фазе и кеке выщелачивания, степень раскрытия пирита – по результатам анализа серы сульфидной в исходном продукте и кеке выщелачивания.

Таким образом, преимуществом автоклавного варианта выщелачивания урана и окисления пирита по сравнению со способом-прототипом является высокая степень вскрытия упорных минералов урана и золота, что позволяет перевести более 95% урана в раствор и окислить пирит не менее чем на 50%. Кроме того, заявляемый способ более экономичен и экологичен.

Другое отличие заявляемого способа от способа прототипа заключается в последовательности операций флотация сульфидов – выщелачивание урана.

Флотацию сульфидов в способе-прототипе проводят до выщелачивания урана. Для переработки упорных урановых золотосодержащих руд Эльконского месторождения, когда минералы урана и золота недоступны для взаимодействия с флотореагентами, эта последовательность операций не пригодна. Флотацию благородных металлов необходимо проводить только после автоклавного выщелачивания, когда вскрыт наиболее упорный минерал урана – браннерит и окислен ассоциирующий золото и серебро пирит (заявляемый способ).

Следующее отличие заключается в крупности перерабатываемого материала. Так, флотацию сульфидов в способе-прототипе осуществляют при крупности твердой фазы 84% класса -0,074 мм.

В предлагаемом способе флотацию проводят при крупности твердой фазы минус 0,1-0,3 мм и плотности пульпы 25-35% или при крупности твердой фазы минус 0,3+0,044 мм и плотности пульпы 45-55% без дополнительного дорогостоящего измельчения. Это значительно упрощает схему гидрометаллургического передела: материал такой крупности быстро фильтруется и не требует введения дополнительных реагентов. Поэтому проведение флотации золота в условиях заявляемого способа (на более крупном материале и в более плотной пульпе) является экономически более выгодным.

Четвертое отличие состоит в проведении флотации при рН 2,5-7,0. Это технологически оправдано: не требуется глубокой отмывки кека от серной кислоты после выщелачивания урана и сгущения пульпы перед флотацией. В предлагаемом способе кек после выщелачивания урана фильтруют, промывают водой при Т:Ж=1:1 и распульповывают.

И, наконец, в способе-прототипе для извлечения золота и сульфидов применяют сульфгидрильные собиратели: меркаптобензотиазол натрия и дитиофосфат натрия.

В заявляемом способе для флотации благородных металлов из кека после выщелачивания урана совместно с сульфгидрильными собирателями (бутилксантогенатом калия и дибутилдитиофосфатом натрия) используют оксиэтилированное соединение:

– оксиэтилированный спирт общей формулы: C_nH_2n+1O(C₂H₄O)_mH, где n=8-20, m=6-100; в том числе реагент «ДС-10» (n=10-18, m=8-10) и «Препарат ОС-20» (n=14-18, m=20);

– оксиэтилированный алкил фенол общей формулы: C_nH_2n+1C₆H₅O(C₂H₄O)_mH, где n=8-10, m=4-20; в том числе оксиэтилированный алкилфенол – неонол АФ 9-6 (n=8-10, m=6);

– оксиэтилированная кислота общей формулы: C_nH_2n+1COO(C₂H₄O)_mH, где n=11-20, m=5-10; в том числе реагент «Лаурокс-9» (n=11, m=9);

– полиэтиленгликоль общей формулы: – (ОС₂Н₄-)_m, где m=4-60; в том числе полиэтиленгликоль «ПЭГ-1500» (m=32);

– фосфорорганическое соединение общей формулы: [RO(C₂H₄O)_m]₂P(O)OM, где R – алкил С_4-20, алкил (С_8-10)фенил, М=Н, К, HN(CH₂CH₂OH)₃, m=4-12; в том числе Метекс (МТ, R – алкил С₉ фенил, М=К, m=10) и Оксифос Б (ОБ, R – алкил С_8-10, М=К, m=6).

Введение ОЭС к сульфгидрильным собирателям повышает извлечение благородных металлов и устойчивость их в кислых средах.

По-видимому, при флотации индивидуальными сульфгидрильными собирателями извлекается золото, находящееся в недоокисленных сульфидах и обособленной форме, а при совместном применении их с ОЭС дополнительно сорбируются наночастицы благородных металлов, освобожденные из решетки пирита и ассоциированные с оксидом и гидроксидом железа. Вероятно, это является одной из причин повышения извлечения благородных металлов в концентрат.

БКК и БТФ применяют в количестве 0,1 и 0,3 кг/т соответственно. Расход ОЭС составляет 0,1 кг/т.

Все использованные в заявляемом способе оксиэтилированные соединения производятся отечественной промышленностью и широко применяются в различных областях народного хозяйства.

Известно применение оксиэтилированных соединений, описанных в предлагаемом способе, для обогащения полезных ископаемых. Так оксиэтилированные спирты и оксиэтилированные жирные кислоты рекомендуют использовать для переработки карналлитовых руд (Пат. РФ

Неонолы применяют в качестве:

– диспергатора при флотации полевых шпатов, магнезита и фосфатов с использованием в качестве основных собирателей аспарала Ф или олеиновой кислоты [Mining Chemicals Flotation Reagents. Фирма Clariant, 1997, р.19];

– эмульгатора при флотации фосфатных руд [Пат. США 4732666, МКИ В03D 1/02, НКИ 209-166, 1986].

– регулятора флотации флюорита и кальцита [Пат. ГДР 140712, В03D 1/02, 1977].

Оксифос рекомендован для флотации руд редких металлов и олова [А.с. 16, Пат. 1451194 (Великобритания), В2Н, 1976].

Фосфорсодержащие реагенты (Фосфенокс (ФН 6Б), Метекс (МТ), Фосфол 10, Фосфол 10Т) заявлены как собиратели для флотации флюоритовых руд (Патент РФ 2319550, 2008 г. Собиратель для флотации флюоритовых руд Б.И. 8, 2008. Авторы: Курков А.В., Пастухова И.В. Б.И. 8, 2008,).

Получено положительное решение от 19.08.09 г. по заявке 2008133081 от 11.08. 2008 г. Способ флотации руд редких металлов и олова. Авторы: Курков А.В., Пастухова И.В. (те же реагенты и Оксифос).

О применении оксиэтилированных спиртов, оксиэтилированных кислот, оксиэтилированных алкилфенолов, полиэтиленгликолей и оксиэтилированных фосфорорганических соединений для переработки упорных урановых, содержащих пирит и благородные металлы материалов, неизвестно.

Таким образом, отличительными особенностями заявляемого способа являются:

– реализация степени перевода минералов урана в раствор более 95% и степени окисления пирита не менее 50%, что обеспечивается условиями проведения автоклавного выщелачивания;

– проведение флотации после автоклавного выщелачивания;

– проведение флотации при значениях рН 2,5-7,0;

– проведение флотации при крупности твердой фазы минус 0,1-0,3 мм и плотности пульпы 25-35%о твердого или при крупности твердой фазы минус 0,3+0,044 мм и плотности пульпы 45-55% твердого;

– совместное применение для флотации благородных металлов сульфгидрильного собирателя и оксиэтилированного соединения.

Заявленный способ может быть применим к руде после измельчения ее до крупности минус 0,1-0,3 мм (пример 1) или товарному продукту радиометрической сортировки (РМС), включающему концентрат, промпродукт сортировки и несортируемый класс -25 мм (пример 2). Предварительная радиометрическая сортировка руды позволяет перевести в отвальный по содержанию урана продукт порядка 30% перерабатываемого материала и снизить нагрузку на оборудование и расход реагентов.

Заявляемый способ переработки упорных урановых золотосодержащих материалов позволяет:

– повысить полноту и комплексность переработки упорных урановых содержащих пирит и благородные металлы материалов за счет осуществления выщелачивание урана и окисления пирита в одну стадию с переводом более 95% урана в водную фазу и не менее 50% золота в концентрат;

– повысить экономичность и экологическую безопасность процесса за счет исключения стадии обжига кека после выщелачивания урана;

– в 10 раз сократить объем перерабатываемого материала включением в технологическую схему флотации, осуществляемой после выщелачивания урана и окисления пирита;

– упростить операцию измельчения материала, не додрабливая его до крупности -0,074 мм;

– заменить глубокую отмывку кека после выщелачивания урана до нейтральной среды с последующим сгущением пульпы на операции отмывки кека водой при Т:Ж=1:1 с последующей распульповкой. Это позволяет сократить количество промывных и сточных вод и обеспечить экономичность и экологичность способа в целом;

– повысить извлечение благородных металлов в концентрат введением к сульфгидрильным собирателям дополнительно оксиэтилированных соединений.

Таким образом, в изобретении минимальным количеством операций достигается максимальный технический результат – высокое извлечение урана в водную фазу и благородных металлов во флотационный концентрат.

Конкретные примеры реализации способа.

Пример 1. Извлечение благородных металлов из кека после выщелачивания урана из руды с использованием СС и МТ при рН 2,8, крупности материала -0,1 мм и плотности пульпы 28% твердого.

Для проведения опытов была использована проба руды, химический и минеральный состав которой представлен в табл.1 и 2.

Таблица 1
Результаты химического анализа пробы руды Эльконского месторождения, %
SiO2	TiO2	Аl2O3	Fe2O3	FeO	MnO	MgO	CaO	Na2O	K2O	P2O5	П.п.п.	Сумма
57,55	1,50	12,12	4,34	1,15	0,03	1,80	5,16	1,08	7,03	0,22	5,79	97,77
Au, г/т	Ag, г/т	U	SO4	Sобщ.	CaF2	СаСО3	Mo
0,90	11,5	0,144	0,15	2,07	1,22	7,65	0,002

Таблица 2
Минеральный состав пробы руды Эльконского месторождения
Минерал	Содержание, %	Минерал	Содержание, %
Калишпат	37,87	Апатит	0,52
Кварц	22,27	Флюорит	1,22
Плагиоклаз	10,2	Гранат	Ед. зн.
Карбонаты	8,57	Волластонит
Амфиболы,	4,0	Пирит, марказит	3,13
пироксены
Биотит,	3,0	Магнетит,	2,27
флогопит,		титаномагнетит,
хлорит		ильменит, гидроксиды Fe
Серицит,	5,0	Минералы Ti	1,1
гидрослюда
Барит	0,6	Минералы U	0,25

Технологическая схема заявляемого способа приведена на чертеже.

Руду крупностью 95% класса -0,1 мм в виде водной пульпы подвергали автоклавной окислительной обработке, осуществляемой в кислотоупорном горизонтальном автоклаве, оборудованном механической мешалкой и системами регулирования температуры и давления. Для окисления использовали кислород.

Условия автоклавного выщелачивания: крупность материала -0,1 мм, температура 160-180°С, парциальное давление кислорода 10-15 атм, остаточная концентрация серной кислоты 10-20 г/л, время выщелачивания – 4 часа.

Кек после выщелачивания урана, фильтрования, отмывки и репульпации при Ж:Т=1:1 кондиционировали с СС и ОЭС, водный раствор направляли на сорбционное выделение урана.

Кек выщелачивания является отвальным по урану (содержание U 0,017%) и содержит 1,3 г/т золота и 16 г/т серебра.

Флотацию проводили в лабораторной флотомашине механического типа (Механобр) объемом 3,9 л с навесками массой 1,25 кг по схеме, включающей основную, контрольную и перечистную операцию. Продолжительность основной и контрольной флотации – 20 мин, перечистной операции – 5 мин. Крупность материала -0,1 мм. Плотность пульпы 28% твердого.

В качестве сульфгидрильного собирателя применяли смесь БКК – 0,1 кг/т и БТФ – 0,3 кг/т, в качестве оксиэтилированного соединения – МТ – 0,1 кг/т.

Проведение опыта в условиях примера 1 обеспечивает степень раскрытия минералов урана (в основном, браннерита) 97,0%, извлечение Au из руды, характеризующее степень раскрытия пирита, составляет 56,5%.

В табл.3 представлены результаты по флотации благородных металлов из кека после выщелачивания урана из руды.

Таблица 3

Показатели флотации урана и благородных металлов из кека после выщелачивания урана из руды, %

Крупность материала -0,1 мм. Плотность пульпы 28% твердого. рН 2,8. БКК – 0,1 кг/т, БТФ – 0,3 кг/т

Результаты исследований, приведенные в табл.3, показывают, что при флотации благородных металлов из кека после выщелачивания урана из руды с использованием сульфгидрильных собирателей получен концентрат, содержащий 4,47 г/т золота и 61,3 г/т серебра при извлечении золота 46,8% и серебра 52,1%.

При совместном применении сульфгидрильных собирателей и МТ извлечение золота в концентрат повышается на 15,5%, серебра на 12,2%.

Пример 2. Извлечение благородных металлов из кека после выщелачивания урана из товарного продукта РМС с использованием СС и МТ при рН 6,8, крупности материала -0,15 мм и плотности пульпы 30% твердого.

Для проведения опытов была использована проба товарного продукта РМС, которая содержит 0,35% U, 2,25% S_общ., 1,2 г/т Au и 12 г/т Ag.

Материал крупностью 90% класса -0,15 мм в виде водной пульпы подвергали автоклавной окислительной обработке, осуществляемой в кислотоупорном вертикальном автоклаве с пневматическим перемешиванием, снабженном системами регулирования температуры и давления. Для окисления использовали воздух.

Условия автоклавного выщелачивания: крупность материала -0,15 мм, расход азотной кислоты – 1% в расчете на товарный продукт, температура 130-140°С, парциальное давление кислорода 3-5 атм, остаточная концентрация серной кислоты 20 г/л, время выщелачивания – 4 часа.

Проведение опыта в условиях примера 2 обеспечивает степень раскрытия минералов урана (в основном, браннерита) 96,8%. Извлечение Au из руды, характеризующее степень раскрытия пирита, составляет 60,4%.

Кек выщелачивания является отвальным по урану (содержание U 0,019%) и содержит 1,3 г/т золота и 11,7 г/т серебра.

Кек после выщелачивания урана, фильтрования, отмывки и репульпации до плотности пульпы 30% твердого без доизмельчения кондиционировали с СС и ОЭС и флотировали благородные металлы при рН 6,8; водный раствор направляли на сорбционное выделение урана.

Условия и оборудование при проведении флотации такие же, как в примере 1. Отличие состоит в том, что флотацию проводили на материале крупностью -0,15 мм при плотности пульпы 30% твердого, при рН 6,8.

В табл.4 приведены результаты опытов по извлечению золота и серебра из кека после выщелачивания урана из товарного продукта РМС с использованием только сульфгидрильных собирателей (СС) и совместного применения СС и МТ.

Таблица 4

Показатели флотации золота и серебра из кека после выщелачивания урана из товарного продукта РМС,%

Крупность материала -0,15 мм. Плотность пульпы 30% твердого. рН 6,8. БКК – 0,1 кг/т; БТФ – 0,3 кг/т

Результаты табл.4 показывают, что в присутствии МТ извлечение золота из кека после выщелачивания урана из товарного продукта РМС выше на 7,5%, серебра – на 3,3% по сравнению с извлечением золота и серебра смесью БКК и БТФ при близком содержании благородных металлов в концентрате.

Пример 3. Извлечение благородных металлов из кека после выщелачивания урана из товарного продукта РМС с использованием СС и ОЭС при рН 6,0, крупности материала -0,3 мм и плотности пульпы 35% твердого.

Условия и оборудование при проведении автоклавного выщелачивания и флотации такие же, как в примере 1. Отличие состоит в том, что на автоклавное выщелачивание поступал материал крупностью -0,3 мм, флотацию проводили при рН 6,0 на материале той же крупности (-0,3 мм) при плотности пульпы 35% твердого, а вместо МТ применяли другие оксиэтилированные реагенты.

В табл.5 приведены результаты опытов по извлечению золота и серебра из кека после выщелачивания урана из товарного продукта РМС с использованием СС и оксиэтилированных соединений (ОЭС).

Таблица 5

Показатели флотации золота и серебра из кека после выщелачивания урана из товарного продукта РМС при использовании СС и ОЭС

Крупность материала -0,3 мм. Плотность пульпы 35% твердого. рН 6,0; БКК – 0,1 кг/т; БТФ – 0,3 кг/т

Результаты табл.5 показывают, что при совместном использовании сульфгидрильных собирателей и ОЭС извлечение золота в концентрат при флотации благородных металлов из кека после выщелачивания урана из товарного продукта РМС находится на уровне 50-62%, серебра – 60-72%, т.е. на 3,7-5,4% выше по золоту и на 7,7-19,8% выше по серебру, чем без ОЭС. При этом максимальное извлечение золота наблюдается при использовании реагентов МТ и ОС-20, а серебро лучше извлекается при добавлении к сульфгидрильным собирателям Оксифоса Б.

Пример 4. Извлечение благородных металлов из кека после выщелачивания урана из товарного продукта РМС с использованием СС и ОС-20 при рН 6,0, крупности материала -0,3+0,044 мм и плотности пульпы 50% твердого (флэш-флотация).

Для проведения опытов была использована проба товарного продукта РМС, которая содержит 0,35% U, 2,25% S_общ., 1,2 г/т Au и 12 г/т Ag.

Материал крупностью 95% класса – 0,3 мм в виде водной пульпы подвергали автоклавной окислительной обработке в условиях примера 2.

Окисленный продукт классифицируют на песковую и шламовую части. Пески (материал крупностью -0,3+0,044 мм) после фильтрования (кек), отмывки и репульпации до плотности 50% твердого кондиционируют с СС и ОС-20 и проводят флэш-флотацию благородных материалов с последующим выделением их из концентрата известными методами. Шлам после классификации продукта выщелачивания (материал крупностью -0,044 мм) и водный раствор после фильтрования отправляют на сорбционное выделение урана.

Условия флотации: рН 6,0, материал крупностью -0,3+0,044 мм при плотности пульпы 50% твердого. Расход реагентов, кг/т: БКК – 0,05; БТФ – 0,15, ОС-20 – 0,05. Продолжительность основной и контрольной флотации – 10 мин, перечистной операции – 3 мин.

В табл.6 приведены результаты опытов по извлечению золота и серебра из кека после выщелачивания урана из товарного продукта РМС с использованием СС и ОС-20.

Результаты табл.6 показывают, что проведение флотации благородных металлов из кека после выщелачивания урана из товарного продукта РМС при использовании СС и ОС-20 в плотной пульпе позволяет получить высокие технологические показатели по извлечению золота и серебра при снижении расхода реагентов и времени флотации в 2 раза. Кроме того, флотация в плотной пульпе протекает более селективно: содержание золота в концентрате в 1,9 раз выше, чем при плотности пульпы 35%.

Пример 5. Извлечение платины и палладия из кека после выщелачивания урана из товарного продукта РМС.

Для проведения опытов был использован кек после выщелачивания урана из товарного продукта РМС, имеющий следующий состав, г/т: Pt – 0,03; Pd – 0,042; Au – 1,15; Ag – 16,0; U – 0,018%; S_{сульфидная} – 1,35%.

Условия и оборудование при проведении автоклавного выщелачивания и флотации такие же, как в примере 2. Из кека после выщелачивания урана, фильтрования, отмывки и репульпации до плотности пульпы 30% твердого флотировали платину и палладий. Результаты флотации приведены в табл.7.

Таблица 7

Показатели флотации платины и палладия из кека после выщелачивания урана из товарного продукта РМС при рН 6,8 и использовании СС и МТ

Крупность материала -0,15 мм. Плотность пульпы 30% твердого.

Результаты табл.7 показывают, что заявляемый способ позволяет эффективно извлекать из кека после выщелачивания урана из товарного продукта РМС не только золото и серебро (табл.4 и 5), но также платину и палладий. В присутствии ОЭС (например, МТ) извлечение платины и палладия на 7,6 и 6,7% выше, а содержание этих металлов в концентрате выше на 0,04 и 0,08 г/т, соответственно, чем в их отсутствие.

Таким образом, заявляемый способ дает возможность вовлекать в переработку и производство урана и золота дополнительные источники сырья – упорные руды нетрадиционных месторождений Эльконского золотоуранового района.

В качестве исходных материалов могут быть: руда, товарный продукт РМС и др. продукты ее обогащения.

Приведенные примеры свидетельствуют о том, что предлагаемый способ независимо от характера использованных исходных урановых золотосодержащих материалов обеспечивает высокое извлечение урана в водную фазу и благородных металлов в коллективный концентрат.

Дополнительное введение к традиционно применяемым сульфгидрильным собирателям оксиэтилированных соединений при флотации благородных металлов из кеков после выщелачивания урана из товарного продукта РМС позволяет повысить извлечение золота в концентрат на 3,7-7,5%; серебра на 7,7-19,8%, платины на 7,6% и палладия на 6,7%.

Совместное использование сульфгидрильных собирателей и МТ при флотации благородных металлов из кеков после выщелачивания урана из руды приводит к повышению извлечения золота в концентрат на 15,5%, серебра – на 12,2%.

Применяемые в заявляемом способе реагенты производятся отечественной промышленностью в значительных объемах, они не токсичны и не взрывоопасны.

Проведение флотации благородных металлов из кека после выщелачивания урана из товарного продукта РМС в плотной пульпе (при плотности пульпы 45-55% твердого) при совместном использовании СС и ОЭС позволяет получить более высокие технологические показатели по извлечению золота и серебра при снижении расхода реагентов и времени флотации в 2 раза.

Результаты исследований свидетельствуют о высокой эффективности и универсальности предлагаемого способа для обогащения упорных урановых золотосодержащих материалов.

Заявляемый способ может быть рекомендован для промышленной переработки упорных урановых золотосодержащих материалов на обогатительных фабриках, в том числе для переработки руд Алданского рудного поля и других проб руд Эльконского золотоуранового района (зона Южная – участки Элькон, Курунг).

Вовлечение в промышленную эксплуатацию упорных комплексных урановых золотосодержащих руд Эльконского месторождения позволит обеспечить основной прирост добычи урана в РФ при комплексном извлечения урана, золота, серебра, платины и палладия.

Формула изобретения

1. Способ переработки упорных урановых содержащих пирит и благородные металлы материалов для извлечения урана и получения концентрата благородных металлов, включающий сернокислотное выщелачивание урана, отличающийся тем, что сернокислотному выщелачиванию подвергают исходный материал крупностью минус 0,1-0,3 мм и ведут его в автоклаве до перевода более 95% урана в раствор и степени окисления пирита не менее 50%, после отделения урансодержащего раствора от твердой фазы в виде кека проводят кондиционирование кека путем флотации благородных металлов с сульфгидрильным собирателем и оксиэтилированным соединением при рН 2,5-7,0 с получением концентрата благородных металлов.

2. Способ по п.1, отличающийся тем, что сернокислотное выщелачивание исходного материала проводят серной кислотой при температуре 130-140°С, давлении воздуха 3-5 атм и остаточной кислотности 20 г/л в присутствии каталитического количества азотной кислоты.

3. Способ по п.1, отличающийся тем, что выщелачивание исходного материала проводят серной кислотой при температуре 160-180°С, парциальном давлении кислорода 10-15 атм и остаточной кислотности 10-20 г/л.

4. Способ по п.1, отличающийся тем, что в качестве оксиэтилированного соединения используют оксиэтилированный спирт общей формулы:
C_nH_2n+1O(C₂H₄O)_mH, где n=8-20, m=6-100.

5. Способ по п.4, отличающийся тем, что в качестве оксиэтилированного спирта применяют реагент, имеющий торговую марку «ДС-10», где n=10-18, m=8-10.

6. Способ по п.4, отличающийся тем, что в качестве оксиэтилированного спирта применяют реагент, имеющий торговую марку «Препарат ОС-20», где n=14-18, m=20.

7. Способ по п.1, отличающийся тем, что в качестве оксиэтилированного соединения используют алкилфенол общей формулы: С_nН_2n+1С₆Н₅O(С₂Н₄O)_mН, где n=8-10, m=4-20.

8. Способ по п.7, отличающийся тем, что в качестве оксиэтилированного алкилфенола применяют реагент, имеющий торговую марку «Неонол АФ 9-6», где n=8-10, m=6.

9. Способ по п.1, отличающийся тем, что в качестве оксиэтилированного соединения используют оксиэтилированную кислоту общей формулы:
C_nH_2n+1COO(C₂H₄O)_mH, где n=11-20, m=5-10.

10. Способ по п.9, отличающийся тем, что в качестве оксиэтилированной кислоты применяют реагент, имеющий торговую марку «Лаурокс-9» (Л-9), где n=11, m=9.

11. Способ по п.1, отличающийся тем, что в качестве оксиэтилированного соединения используют полиэтиленгликоль общей формулы: -(ОС₂Н₄-)_m, где m=4-60.

12. Способ по п.11, отличающийся тем, что в качестве полиэтиленгликоля применяют реагент, имеющий торговую марку «ПЭГ-1500», где m=32.

13. Способ по п.1, отличающийся тем, что в качестве оксиэтилированного соединения используют фосфорорганическое соединение общей формулы: [RO(C₂H₄O)_m]₂P(O)OM, где R – алкил С_4-20, алкил (С_8-10)фенил, где М – Н, К, HN(CH₂CH₂OH)₃, m=4-12.

14. Способ по п.13, отличающийся тем, что в качестве фосфорорганического соединения применяют реагент, имеющий торговую марку «Метекс» (МТ), где R – алкил С₉ фенил, М=К, m=10.

15. Способ по п.13, отличающийся тем, что в качестве фосфорорганического соединения применяют реагент, имеющий торговую марку «Оксифос Б» (ОБ), где R – алкил C_8-10, М=К, m=6.

16. Способ по п.1, отличающийся тем, что флотацию благородных металлов проводят при крупности твердой фазы минус 0,1-0,3 мм и плотности пульпы 25-35% твердого.

17. Способ по п.1, отличающийся тем, что флотацию благородных металлов проводят при крупности твердой фазы (-0,3) – (+0,044) мм и плотности пульпы 45-55% твердого.

РИСУНКИ