Изобретение относится к гидрометаллургии и может быть использовано при выщелачивании зернистых материалов.
Известен способ выщелачивания зернистых материалов путем просачивания через них выщелачивающего раствора с последующей выгрузкой материала и раствора [1]
Однако этот способ является неэффективным из-за невысокой скорости процесса и низкого извлечения золота (70-80%).
Наиболее близким по технической сущности и принятым за прототип является камир-процесс выщелачивания золота и серебра, включающий подачу выщелачивающего раствора снизу через слой руды. При этом раствор выводится сверху, а выщелоченная руда выгружается снизу [2]
Недостатками данного способа является продолжительность процесса и невысокое извлечение золота.
Задачей изобретения является устранение этих недостатков.
Сущность изобретения заключается в том, что, в известном способе выщелачивания, включающем просачивание раствора через слой материала и раздельное и непрерывное выведение продуктов из процесса, согласно изобретению выведенные из процесса просачивания раствор и материал объединяют, агитируют, затем разделяют и повторно подают в процесс просачивания. Причем на агитацию выводят 10-100 мас. в час от общего количества материала и ведут агитационное выщелачивание при Ж:T (3-10):1.
В предлагаемом изобретении часть материала (10-100 мас. от общего количества) выводят из процесса перколяционного выщелачивания (просачивания) и подвергают интенсивному агитационному выщелачиванию (в течение 1-5 с) с высокотурбулентным движением твердых частиц и раствора. Такое интенсивное перемешивание особенно эффективно при высоком отношении Ж:Т, так как разбавленные растворы (пульпы) имеют высокую активность и, кроме того, в разбавленных растворах не достигаются предельные концентрации ценных компонентов, препятствующие их растворению.
После агитации материал и раствор вновь подают на выщелачивание просачиванием, где происходит дальнейшее растворение ценных компонентов.
Общепринятое агитационное выщелачивание зернистых материалов осуществляют обычно при отношении Ж:T (0,8-2):1, так как твердые частицы поддерживаются во взвешенном состоянии за счет создания высокой плотности пульпы. Однако выщелачивание густых пульп протекает медленно и неполно вследствие низкой скорости диффузии реагентов к поверхности золота и отвода продуктов выщелачивания. В случае повышения Ж:Т (степени разбавления пульпы), во-первых, увеличивается объем аппаратуры; во-вторых, происходит расслаивание пульпы и для поддержания твердых частиц во взвешенном состоянии (для перемешивания) потребуются дополнительные затраты электроэнергии.
Поэтому для эффективного выщелачивания достаточно вывести из перколяционного процесса только часть материала, величина которой 10-100 мас. в час от общего количества материала, установлена экспериментально и подвергнуть ее интенсивному турбулентному перемешиванию. Такое агитационное выщелачивание возможно при высокой Ж:Т, равном (3-10):1, величина которого также была установлена опытным путем.
Таким образом, изобретение за счет вывода из процесса просачивания части материала на агитационное выщелачивание с последующим его возвратом в процесс перколяции позволяет, интенсифицируя процесс выщелачивания зернистых материалов, повысить извлечение ценного компонента.
П р и м е р 1 (по прототипу). В качестве исходного материала используют промпродукт доводки гравитационного золотосодержащего концентрата с содержанием золота 250 г/т. Материал в количестве 1,2 т крупностью 20% минус 0,074 мм постоянно загружают в верхнюю часть колонны и обрабатывают цианистым раствором с концентрацией 2 г/л путем пропускания раствора снизу колонны. Скорость загрузки колонны материалом равна скорости разгрузки колонны.
Раствор, просачиваясь (под гидростатическим давлением) через слой материала, растворяет золото и по окончании процесса сливается через верхнюю часть колонны. После этого золотосодержащий раствор направляют на цементацию, где происходит извлечение золота. Выщелоченный материал загружают имеющимися в колонне гребками в поддон, где его промывают водой и анализируют. В течение опыта было отобрано шесть проб хвостов для анализов. После усреднения содержание золота в хвостах цианирования составило 50 г/т, что соответствует извлечению золота 80%
Скорость разгрузки песков подбирали таким образом, что продолжительность пребывания материала в аппарате составила 48 ч.
Аналогичные опыты были проведены с продолжительностью пребывания материала в аппарате 24 и 72 ч.
Результаты представлены в табл.1.
П р и м е р 2 (по изобретению). Через непрерывно загружаемую тем же материалом колонну (но без гребков) пропускали цианистый раствор как в примере 1. При этом с нижней части колонны самотеком пески (50 мас. в час от общего количества материала, что соответствует 600 кг/ч) разгружали в зумпф насоса. Раствор, просачиваясь через слой материала, сливается через верхнюю часть колонны и также подается в зумпф, где создается необходимое отношение Ж:T 6: 1. Полученная пульпа насосом подается в гидроциклон, где разделяется на пески и раствор. В зумпфе, насосе, трубопроводе и гидроциклоне происходит интенсивное перемешивание (в течение 1-5 с) в сильно турбулизированном потоке. В трубопроводе выщелачивание происходит под давлением, что дополнительно интенсифицирует растворение золота. Быстрому растворению благородных металлов также способствует очень хорошее накислороживание цианистой пульпы, которое происходит в зумпфе, насосе, трубопроводе, гидроциклоне и верхней части колонны.
Пески попадают в верхнюю часть колонны, в которой материал вновь подвергается перколяционному выщелачиванию. При выводе 50 мас. в час от общего количества материала, что соответствует 600 кг/ч, продолжительность цикла перколяции для отдельной частички составляла 2 ч, после чего материал вновь попадал на агитационное выщелачивание и далее-снова на перколяцию.
Всего проведено 24 оборота материала, т. е. пески 24 раза выгружались в зумпф, агитировались, попадали в гидроциклон и, далее-в колонну на перколяционное выщелачивание. Суммарная продолжительность процесса выщелачивания составила 48 ч, из них на перколяционное выщелачивание затрачено практически 48 ч, на агитационное 70-80 с.
Раствор после гидроциклонирования через промежуточную емкость поступает в нижнюю часть колонны под небольшим гидростатическим давлением 0,5-1,0 атм в процесс перколяционного выщелачивания.
После окончания выщелачивания золотосодержащий раствор слили из колонны, промежуточных емкостей и магистралей. Выщелоченные пески промыли в колонне водой, подаваемой в нижнюю часть колонны. Промытые хвосты цианирования выгрузили самотеком в бункер. После усреднения были отобраны пробы на анализ. Содержание золота в хвостах цианирования составило 22 г/т, что соответствует извлечению золота 91,2%
Аналогичные опыты были проведены с продолжительностью процесса выщелачивания 24 и 72 ч.
Влияние продолжительности выщелачивания на извлечение золота представлено в табл.1.
Золотосодержащие растворы объединяли с промрастворами; из объединенного раствора золото извлекали цементацией.
Как видно из табл.1, предлагаемый способ выщелачивания зернистых материалов по сравнению с прототипом позволяет значительно интенсифицировать процесс и повысить извлечение золота при практически равных затратах электроэнергии.
Зависимость извлечения золота от параметров процесса представлена в табл.2.
Из табл.2 следует, что оптимальными условиями проведения процесса являются количество материала, выводимого на агитацию в час и соответствующее 10-100 мас. и отношение Ж:Т при агитации, равное (3-10):1. При выведении на агитацию больше 100 мас. в час от общего количества материала возрастают затраты электроэнергии (необходима установка более мощного насоса), не приводящих к адекватному повышению извлечения золота; при выведении меньше 10 мас. в час от общего количества материала падает извлечение золота.
При плотной пульпе (Ж:T < 3:1) сложно организовать ее транспортировку из-за запесочивания оборудования; кроме того, при плотных пульпах становится неэффективным процесс гидроклассификации. Для агитации слишком разбавленных пульп (Ж: T > 10:1) требуются дополнительные затраты электроэнергии, увеличение объемов оборудования (из-за возрастания объемов пульпы), что снижает экономичность заявленного процесса.
Таким образом, предлагаемый способ выщелачивания зернистых материалов позволяет интенсифицировать процесс и повысить извлечение ценных компонентов (например, золота и серебра).
название | год | авторы | номер документа |
---|---|---|---|
СПОСОБ ИЗВЛЕЧЕНИЯ ЗОЛОТА ИЗ СУЛЬФИДНЫХ РУД И ПРОДУКТОВ ИХ ПЕРЕРАБОТКИ | 1990 |
|
RU1743200C |
СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ ЗОЛОТО- И СЕРЕБРОСОДЕРЖАЩИХ РУД | 1992 |
|
RU2023734C1 |
СПОСОБ ПОДГОТОВКИ СУЛЬФИДНЫХ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ КОНЦЕНТРАТОВ К ИЗВЛЕЧЕНИЮ ЗОЛОТА ЦИАНИРОВАНИЕМ | 1990 |
|
RU1767900C |
СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ СУЛЬФИДНЫХ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ МАТЕРИАЛОВ | 1991 |
|
RU2031157C1 |
СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ УПОРНОГО ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩЕГО СЫРЬЯ | 1992 |
|
RU2033444C1 |
СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ РУД И КОНЦЕНТРАТОВ | 1988 |
|
RU1593250C |
СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ СУЛЬФИДНЫХ КОНЦЕНТРАТОВ | 1992 |
|
RU2023729C1 |
СПОСОБ ИЗВЛЕЧЕНИЯ ЗОЛОТА ИЗ ПРОДУКТОВ АФФИНАЖА | 1991 |
|
RU2039097C1 |
СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ СУЛЬФИДНЫХ СЕРЕБРЯНЫХ РУД | 1992 |
|
RU2035519C1 |
СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ ПРОДУКТОВ ФЛОТАЦИОННОГО ОБОГАЩЕНИЯ, СОДЕРЖАЩИХ ЗОЛОТО | 1992 |
|
RU2034065C1 |
Использование: касается выщелачивания зернистых материалов. Суть: в способе выщелачивания зернистых материалов, включающем просачивание раствора через слой материала и раздельное выведение продуктов из процесса, выведенные из процесса просачивания раствор и материал объединяют, агитируют, затем разделяют и повторно подают в процесс просачивания. При этом на агитацию выводят 10-100 мас. в час от общего количества материала и ведут агитационное выщелачивание при Ж: Т= (3-10): 1. Изобретение позволяет интенсифицировать процесс выщелачивания и повысить извлечение ценных компонентов. 2 з.п. ф-лы, 2 табл.
Аппарат для очищения воды при помощи химических реактивов | 1917 |
|
SU2A1 |
Пыжов С.С., Красовицкий С.Я | |||
Новые процессы извлечения благородных металлов | |||
Экспресс-информация | |||
Серия: Производство тяжелых цветных металлов, вып.1, М.: ЦНИИцветмет экономики и информации, 1985, с.5-7. |
Авторы
Даты
1995-09-20—Публикация
1993-05-11—Подача