СПОСОБ ИЗВЛЕЧЕНИЯ МЕТАЛЛОВ ИЗ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ СУЛЬФИДНО-ОКИСЛЕННЫХ МЕДНЫХ РУД Российский патент 2011 года по МПК C22B15/00 C22B11/00 C22B3/08 

Изобретение относится к металлургии цветных металлов, преимущественно к металлургии меди, серебра и золота, а именно к способам извлечения металлов из золотосодержащих сульфидно-окисленных медных руд, в которых золото не ассоциировано с сульфидами меди, а также из других минеральных продуктов.

Известен способ переработки золотосодержащих руд (RU №2096504, опубл. 20.11.1997), включающий дробление руды, гравитационное обогащение ее с получением гравитационных концентратов и хвостов гравитации, формирование рудного штабеля и последующее кучное выщелачивание цианистыми растворами.

Недостатками способа являются значительная продолжительность процесса выщелачивания и невысокое извлечение золота.

Известен способ переработки медных руд, включающий радиометрический экспресс-анализ и последующее кучное бактериально-химическое выщелачивание (RU №2051748, опубл. 10.01.1996).

Недостатками этого способа являются невысокое извлечение металлов, продолжительность выщелачивания и невозможность выщелачивания в осенний и зимний периоды.

Известны способы извлечения меди из медьсодержащих материалов, включающие выщелачивание, разделение жидкой фазы выщелачивания и твердого остатка, экстракцию меди из жидкой фазы (US №5895633, опубл. 20.04.99).

Недостатком этого способа является неполное извлечение меди, так как твердый остаток не подвергается дальнейшей переработке.

Известны методы гидрометаллургического извлечения серебра и золота из минеральных продуктов с применением щелочного цианирования (RU №2154118, опубл. 10.08.2000), сернокислотного тиокарбамидного выщелачивания (RU №2237092, опубл. 27.09.2004) или хлорного выщелачивания (RU №2137855, опубл. 20.09.1999) и др.

Недостатками способов является большая продолжительность выщелачивания и использование химически агрессивных реагентов, оказывающих негативное влияние на флору и фауну.

Известны также способы переработки руд и извлечения металлов, включающие биоокисление, автоклавное выщелачивание, осаждение меди железным скрапом и т.д. (US №5919674, US №5895633, US №5403382, SU №1721106, RU №2149709, GB №1429490 и т.д.), которые либо дороги, либо извлекают металл не полностью, либо экологически вредные.

Известен способ переработки сульфидно-окисленных медных руд (RU №2337160, опубл. 27.10.2008), включающий коллективную флотацию сульфидных и окисленных минералов меди из руды, выщелачивание концентрата раствором серной кислоты с участием озона или/и пероксида водорода и ионов трехвалентного железа, обезвоживание и промывку кека выщелачивания и экстракцию меди из растворов. Достоинствами способа являются снижение расхода серной кислоты на выщелачивание окисленных минералов меди, получение всего товарного продукта в виде катодной меди и снижение экологической напряженности металлургической переработки. Недостатками способа являются потери золота, меди и серебра при переработке руды.

Наиболее близким аналогом для заявленного способа является способ извлечения металлов из золотосодержащих медистых руд, в которых медь находится в сульфидных и окисленных минералах (Масленицкий И.Н., Чугаев Л.В. Металлургия благородных металлов. М.: Металлургия. 1972. с.268-271), заключавшийся в выщелачивании руды после дробления и измельчения серной кислотой с растворением окисленных минералов меди, цементации меди в пульпе на губчатое железо, флотационном извлечении меди и золота, цианировании хвостов флотации при наличии в них золота. Недостатком способа является недостаточная экономическая эффективность, в частности, вследствие высоких затрат на реагенты и оборудование.

Технический результат, достигаемый настоящим изобретением, заключается в повышении экономичности извлечения металлов из золотосодержащих сульфидно-окисленных медных руд.

Указанный технический результат достигается дроблением и измельчением золотосодержащей сульфидно-окисленной медной руды, гравитационном обогащении измельченной руды с получением кондиционного золотосодержащего концентрата и хвостов, коллективной флотации сульфидных и окисленных минералов меди из хвостов гравитационного обогащения с выделением коллективного медного концентрата, чановом выщелачивании коллективного медного концентрата при перемешивании водным раствором серной кислоты при концентрации не менее 2 г/л при подаче озона концентрацией в озоно-кислородной газовой смеси более 85 г/л, пероксида водорода и ионов трехвалентного железа концентрацией не менее 2 г/л, обезвоживании и промывке твердой фазы выщелачивания концентрата, экстракции меди из медьсодержащих растворов, флотационном извлечении меди и серебра из твердой фазы выщелачивания концентрата.

Частные случаи использования изобретения характеризуются тем, что гравитационному обогащению руды подвергают руду, измельченную до крупности 60% класса минус 0,063 мм, и проводят его в центробежных концентраторах с последующей доводкой выделяемого чернового золотосодержащего концентрата на концентрационных столах с получением кондиционного золотосодержащего концентрата.

Кроме того, выщелачивание коллективного медного концентрата осуществляют при температуре 50°С, соотношении озона и пероксида водорода 1:1.

Предпочтительно, флотационное извлечение меди и серебра из твердой фазы выщелачивания концентрата проводят при значении pH 6-8 реагентом DSP017, состоящим из изобутилового дитиофосфата и тионокарбамата, без применения пенообразователя.

Также, флотационное извлечение меди и серебра из твердой фазы выщелачивания концентрата состоит из основной операции флотации, одной контрольной и одной перечистной операции флотации.

Кроме того, экстракцию меди из медьсодержащих растворов проводят методом жидкостной экстракции и последующей электроэкстракции с использованием образующегося при жидкостной экстракции рафината для выщелачивания коллективного медного концентрата и промывки твердой фазы выщелачивания.

Основным способом переработки окисленных медных руд является сернокислотное выщелачивание и экстракция меди из растворов. Для переработки сульфидных медных руд применяется флотационное обогащение с получением сульфидного медного концентрата. Часто золото в руде не ассоциировано с минералами меди, поэтому теряется с хвостами флотации и твердой фазой выщелачивания.

При гравитационном обогащении золотосодержащей сульфидно-окисленной руды, в которой золото находится во вмещающей породе - песчанике, по представленной технологической схеме (фиг.1) в концентрат извлекается только золото.

Коллективная флотация сульфидных и окисленных минералов меди из хвостов гравитационного обогащения проводится до выделения отвальных хвостов с целью максимального извлечения меди в концентрат, так как концентрат направляется на выщелачивание, качество его не имеет существенного значения. При флотации медных минералов серебро из руды вместе с сульфидами меди переходит в концентрат.

Извлечение сульфидных и окисленных минералов меди в коллективный концентрат проводится флотационным обогащением хвостов гравитационного обогащения, имеющих флотационную крупность, обеспечивающую раскрытие поверхности минералов меди и их флотацию.

При содержании меди в хвостах флотации единицы процентов объем минерального сырья флотационным обогащением сокращается в десятки раз, при этом большая часть кислотопоглощающих минералов вмещающей породы остается в хвостах флотации, не поступает на последующее выщелачивание, что позволяет снизить расход серной кислоты и размеры аппаратов для выщелачивания по сравнению с применением сернокислотной обработки перед флотацией.

Для извлечения меди окисленных и сульфидных минералов из коллективного концентрата в раствор применяется чановое выщелачивание раствором серной кислоты с участием экологически безопасных, имеющих высокий окислительный потенциал окислителей как озон и пероксид водорода и ионы оксидного железа.

При сернокислотном выщелачивании сульфидного медного концентрата в присутствии озона, пероксида водорода и трехвалентного железа происходит разложение озона (окислительный потенциал 2,07 В), разложение пероксида водорода (окислительный потенциал 1,77 В), в том числе при взаимодействии с ионами железа (реактив Фентона) и при взаимодействии с озоном (реактив пероксон). Эти реакции происходят с образованием активных окислителей с более высоким окислительным потенциалом - атомарного кислорода (окислительный потенциал 2,42 В), гидроксильных ОН (2,80 В) и гидроперекисных радикалов НО₂ (1,70 В). Реакции разложения инициируются повышением температуры, присутствием ионов меди, железа и твердых частиц - сульфидов меди и серы.

На разложение озона значительное влияние оказывает присутствие акцепторов, радикалов и пероксида водорода. Каждое взаимодействие молекулы озона с образовавшимися радикалами приводит к разложению еще двух молекул озона по цепным реакциям. Взаимодействие пероксида водорода с радикалами также развивает цепной механизм образования активных окислителей, а взаимодействие озона с ионами металлов происходит с образованием активного атомарного кислорода.

Окисление сульфидов меди и образующейся при этом элементной серы происходит атомарным кислородом и радикалами. При окислении элементной серы образуется серная кислота, в результате снижается ее расход на выщелачивание.

Ионы меди и железа являются инициаторами образования цепных реакций разложения озона и пероксида водорода, ионы оксидного железа, кроме того, участвуют в окислении сульфидов, и непрерывно регенерируются озоном и пероксидом водорода.

При повышении концентрации серной кислоты возрастает скорость растворения оксидных и вторичных сульфидных минералов меди из коллективного концентрата. Концентрация серной кислоты 2 г/л обеспечивает нахождение участвующих в окислении ионов трехвалентного железа в растворенном состоянии.

При увеличении концентрации озона в озоно-кислородной газовой смеси (ОКС) повышается скорость выщелачивания сульфидных медных концентратов и снижается расход озона на извлеченную медь. Так, увеличение концентрации озона в 2,1 раза с 85 мг/дм³ до 180 мг/дм³ приводит к повышению средней скорости извлечения меди почти в 3 раза, снижению продолжительности процесса и уменьшению удельного расхода озона на единицу массы извлеченной меди в 1,5 раза.

При повышении концентрации озона в подаваемой на выщелачивание медного концентрата озоно-кислородной газовой смеси более 85 г/л снижается удельный расход озона на извлеченную медь и повышается кинетика выщелачивания меди.

По результатам исследований наибольшая скорость извлечения меди из концентрата озоном соответствует температуре около 50°С (таблица 1), при которой, как известно, он начинает интенсивно разлагаться, а растворимость его снижается, что подтверждает - окисление сульфидных медных концентратов осуществляется в основном продуктами разложения озона, а не растворенным озоном.

Таблица 1 - Влияние температуры на выщелачивание сульфидного медного концентрата озоном ([H₂SO₄]=0,8 М, расход озоно-кислородной газовой смеси (G_окс)=2,0 мл/с, [O₃]=180 мт/г, Т:Ж=1:5) Температура, °С Удельный расход озона на извлекаемую медь, грамм озона /грамм меди Средняя скорость извлечения меди, % извлечения меди в час 20 0,65 0,176 40 0,74 0,218 50 0,80 0,255 60 1,52 0,153

Извлечение меди из концентрата за 5-7 часов достигает 87,0-97,3% и зависит от состава минералов меди и режимов выщелачивания.

Серебро при выщелачивании концентрата раствором серной кислоты с окислителями остается в твердой фазе - в кеке выщелачивания. Извлечение серебра и меди из кеков выщелачивания флотационным способом позволяет достичь высоких технико-экономических показателей обогащения реагентами изобутиловый дитиофосфат (аэрофлот) при значении pH 6÷8 или реагента DSP017 производства «Orica», состоящего из изобутилового дитиофосфата и тионокарбамата без использования пенообразователя. Схема флотационного обогащения простая, включает основную флотацию, одну контрольную и одну перечистную операции флотации (фиг.2). Извлечение серебра и меди из кека выщелачивания концентрата при флотационном обогащении достигает 98,0÷99,0%.

Для обезвоживания продуктов обогащения минерального сырья и продуктов выщелачивания концентрата применяется фильтровальное оборудование, например ленточные или вакуум-фильтры, а также центрифуги (фильтрующие и осадительные) и т.д.

Для наиболее полного извлечения меди кек выщелачивания промывается водной фазой, промывка может осуществляться одновременно с обезвоживанием кека выщелачивания, в частном случае на фильтрах.

Медьсодержащие растворы выщелачивания концентратов и промывные воды объединяются для экстракции меди. При необходимости медьсодержащие растворы освобождаются от твердых взвесей, так как они ухудшают условия экстракции меди и снижают качество получаемой катодной меди, особенно при использовании процесса жидкостной экстракции органическим экстрагентом. Освобождение от взвесей может проводиться наиболее простым способом - осветлением, а также дополнительным фильтрованием. Из объединенных растворов проводится экстракция меди из медьсодержащих растворов с получением катодной меди.

Использование метода жидкостной экстракции органическим катионообменным экстрагентом позволяет селективно извлекать и концентрировать медь из раствора выщелачивания. После реэкстракции меди из органического экстрагента проводится электроэкстракция с получением катодной меди. Образующийся при жидкостной экстракции меди из сернокислых растворов рафинат экстракции содержит серную кислоту и остаточное количество меди, который с целью рационального водооборота и снижения потерь меди используют для выщелачивания концентратов, а также промывки кеков выщелачивания концентратов.

Изобретение поясняется примером реализации способа.

Сульфидно-окисленная медная руда Удоканского месторождения, содержащая 25,80 г/т серебра, 0,04 г/т золота и 2,60% меди, из которых 44% находится в окисленных минералах меди, дробилась, затем измельчалась до крупности 60% класса минус 0,063 мм.

Измельченная руда подвергалась обогащению на центробежных концентраторах с получением чернового золотосодержащего концентрата. Выход концентрата составил 1,60%, содержание 121,23 г/т серебра, 1,90 г/т золота, 6,57% меди, извлечение в концентрат составило 7,47% серебра, 75,48% золота и 4,02% меди.

Черновой золотосодержащий концентрат доводился на концентрационных столах с получением кондиционного золотосодержащего концентрата. Выход концентрата составил 3,14%, содержание 1216,20 г/т серебра, 59,46 г/т золота, 5,72% меди, извлечение в концентрат составило 31,55% серебра, 98,47% золота и 2,74% меди.

Хвосты гравитации с содержанием 25,22 г/т серебра, 0,01 г/т золота, 2,60% меди флотировались при Т:Ж=1:3, значении pH 7,5÷8,5, с использованием пенообразователя Т-80, собирателя бутилового ксантогената натрия и сульфидизатора сернистого натрия. Выход концентрата составил 6,20%, содержание 347,45 г/т серебра и 35,80% меди, извлечение в концентрат составило 85,40% меди и 94,50% серебра.

Концентрат коллективной флотации обезвоживался на пресс-фильтре, промывался водой и выщелачивался в батарее чанов с перемешиванием при Т:Ж=1:5 водным раствором серной кислоты с поддержанием концентрации около 20 г/дм³ при температуре 50°С, концентрации ионов трехвалентного железа 5 г/дм³ с непрерывной подачей озона концентрацией в озоно-кислородной смеси 180 г/дм³ и пероксида водорода концентрацией 38%. Извлечение меди из концентрата за 5 часов выщелачивания составило 95,40%, содержание меди в кеке составило 2,06%, серебро полностью остается в твердой фазе, его содержание повысилось и составило 434,31 г/т.

Кек выщелачивания концентрата обезвоживался на пресс-фильтре и промывался сначала рафинатом экстракции и затем промводой.

Жидкая фаза выщелачивания концентрата и промывные воды объединялись, осветлялись сгущением и направлялись на жидкостную экстракцию меди и очистку от ионов железа и электроэкстракцию с получением катодной меди. Извлечение меди в катоды составляет 90,20%.

Промытый кек выщелачивания концентрата флотировался с использованием реагента DSP017 без применения пенообразователя, 5 мин составляла основная флотация (100 г/т реагента), 7 мин контрольная (50 г/т реагента) и 3 мин перечистная флотации с выделением серебряно-медного концентрата с содержанием 5498,50 г/т серебра и 26,00% меди, а также хвостов с содержанием 23,70 г/т серебра и 0,12% меди. Извлечение серебра в концентрат флотации составило 94,95%, меди 94,75%.

Изобретение относится к металлургии цветных металлов, преимущественно к металлургии меди, серебра и золота, а именно к способу извлечения металлов из золотосодержащих сульфидно-окисленных медных руд, в которых золото не ассоциировано с сульфидами меди, а также из других минеральных продуктов. Способ включает дробление и измельчение золотосодержащей руды до крупности 60% класса минус 0,063 мм, гравитационное обогащение в центробежных концентраторах с последующей доводкой выделяемого чернового золотосодержащего концентрата на концентрационных столах с получением кондиционного золотосодержащего концентрата. Коллективной флотацией сульфидных и окисленных минералов меди из хвостов гравитации выделяют коллективный медный концентрат. Подвергают его чановому выщелачиванию при перемешивании водным раствором серной кислоты при концентрации не менее 2 г/л с участием озона концентрацией в озоно-кислородной газовой смеси более 85 г/л, пероксида водорода и ионов оксидного железа концентрацией не менее 2 г/л. Затем обезвоживают и промывают твердую фазу выщелачивания концентрата, экстрагируют медь из медьсодержащих растворов и извлекают флотацией медь и серебро из твердой фазы выщелачивания концентрата. Технический результат заключается в повышении извлечения металлов из золотосодержащих сульфидно-окисленных медных руд. 5 з.п. ф-лы, 2 ил., 1 табл.

1. Способ извлечения металлов из золотосодержащей сульфидно-окисленной медной руды, заключающийся в дроблении и измельчении золотосодержащей сульфидно-окисленной медной руды, гравитационном обогащении измельченной руды с получением кондиционного золотосодержащего концентрата и хвостов, коллективной флотации сульфидных и окисленных минералов меди из хвостов гравитационного обогащения с выделением коллективного медного концентрата, чановом выщелачивании коллективного медного концентрата при перемешивании водным раствором серной кислоты при концентрации не менее 2 г/л при подаче озона концентрацией в озоно-кислородной газовой смеси более 85 г/л, пероксида водорода и ионов трехвалентного железа концентрацией не менее 2 г/л, обезвоживании и промывке твердой фазы выщелачивания концентрата, экстракции меди из медьсодержащих растворов, флотационном извлечении меди и серебра из твердой фазы выщелачивания концентрата.

2. Способ по п.1, в котором гравитационному обогащению подвергают руду, измельченную до крупности 60% класса минус 0,063 мм и проводят его в центробежных концентраторах с последующей доводкой выделяемого чернового золотосодержащего концентрата на концентрационных столах с получением кондиционного золотосодержащего концентрата.

3. Способ по п.1, в котором выщелачивание коллективного медного концентрата осуществляют при температуре 50°С, соотношении озона и пероксида водорода 1:1.

4. Способ по п.1, в котором флотационное извлечение меди и серебра из твердой фазы выщелачивания концентрата проводят при значении pH 6-8 реагентом DSP017, состоящим из изобутилового дитиофосфата и тионокарбамата, без применения пенообразователя.

5. Способ по п.1, в котором флотационное извлечение меди и серебра из твердой фазы выщелачивания концентрата состоит из основной операции флотации, одной контрольной и одной перечистной операций флотации.

6. Способ по п.1, в котором экстракцию меди из медьсодержащих растворов производят методом жидкостной экстракции и последующей электроэкстракции с использованием образующегося при жидкостной экстракции рафината для выщелачивания коллективного медного концентрата и промывки твердой фазы выщелачивания.