СПОСОБ ИЗВЛЕЧЕНИЯ ЗОЛОТА ИЗ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩЕГО ФЛОТАЦИОННОГО КОНЦЕНТРАТА Российский патент 2021 года по МПК C22B11/00 C22B3/10 

Изобретение относится к цветной металлургии, в частности к гидрометаллургической переработке упорного сырья, обогащенного пирит-арсенопиритными минералами, содержащего золото.

Известен способ гидрометаллургической переработки сульфидных концентратов (патент РФ № 2712160, опубл. от 24.10.2020 г.), содержащих цветные металлы, железо и драгоценные металлы, который включает автоклавное окислительное выщелачивание исходного сульфидного концентрата, переработку остатка выщелачивания по схеме обжиг-хлорирование и извлечение драгоценных металлов из растворов хлорирования.

Недостатками данного способа являются ограничение по содержанию драгоценных металлов в исходном сырье, не менее 30 г/т, проведение дополнительных операций по переработке остатка автоклавного окислительного выщелачивания, в случае повышенного содержания элементной серы в нем более 5-10%. Применение окислительного обжига при высокой температуре, характеризующегося значительными энергозатратами, возгонкой остаточной серы в газовую фазу и необходимостью введения оксида кальция для минимизации образования токсичных серосодержащих газов. Температура операции хлорирования составляет от 85 до 90°C и приближена к температуре кипения хлоридного раствора, что приводит к активному парению раствора и образованию опасных кислых аэрозолей.

Известен способ комплексной переработки пиритсодержащего сырья (Патент РФ №2651017 от 18.04.2018 г.), включающий безокислительный обжиг, обработку огарка в две последовательные стадии с растворением железа, цветных металлов, серебра и золота и получением их концентратов. Первая стадия выщелачивания проводится в течение 90-120 минут в растворе [150-200 г/л] хлорида меди (+2), включающем хлориды щелочных, щелочноземельных металлов или хлорид алюминия, хлорид цинка, хлорид железа (+3) или их смеси, при окислительно-восстановительном потенциале +480 мВ с извлечением в раствор железа (+2), цинка, свинца, меди, серебра. Вторая стадия выщелачивания выполняется при пропускании кислорода, выступающего в роли окислителя, в течение 30÷60 минут очищенным оборотным раствором [150÷250 г/л] хлорида меди (+2), содержащим хлориды щелочных, щелочноземельных металлов или хлорид алюминия, хлорид цинка, хлорид железа (+3) или их смеси, на уровне ОВП +620÷630 мВ. Процесс продолжают в присутствии сильного окислителя (газообразный хлор, озон, диоксид хлора, гипохлорит натрия) при ОВП +680÷700 мВ в течение 120-350 минут.

Недостатками данного способа являются получение значительного количества полупродуктов, например оксид железа, кусковая или гранулированная сера, концентраты цинка, свинца и меди в виде солей или металлов, концентраты золота и серебра в виде солей или металлов требующие существенной дополнительной доработки. Проведение двухстадийного выщелачивания протекает при близких значениях редокс-потенциала системы, которое обусловливает сложность селекции металлов (железо, свинец, цинк, медь, серебро), содержащихся к пиритсодержащем сырье, что приводит к усложнению извлечения их в виде товарных продуктов.

Известен способ гидрометаллургической переработки упорных руд и концентратов, содержащих золото и уран (патент РФ № 2412262, опубл. 20.02.2011 г.), включающий обработку хлором в атомарном или в молекулярном состоянии в водном растворе и комплексообразователем в виде хлорида или сульфата натрия упорных руд и концентратов с пониженным содержанием золота и урана 1,3-5 г/т и 0,05-0,5% соответственно. Выщелачивание проводят при ж:т, равном (1-1,5):1, в течение 1-2 часов при температуре 20-70°С при одновременном переходе в раствор золота и урана.

Недостатком данного способа является возможность его применения традиционными золото-урановыми рудами и концентратами, характеризующихся приуроченностью минералов золота к кварцу и низким содержанием упорных сульфидов цветных металлов и железа, а также органической составляющей.

Известен способ комплексной переработки пиритсодержащего сырья (патент РФ №2627835, опубл. 11.08.2017 г.) принятый за прототип, включающий обжиг высушенного пиритсодержащего сырья при температуре 680÷725°С в токе воздуха, обедненного по содержанию кислорода добавлением азота, и три последовательных хлоридных выщелачивания: соляно кислотное, хлоридное в присутствии кислорода воздуха и хлоридное в присутствии сильных окислителей в виде гипохлорита, хлора, диоксида хлора, азотной кислоты, озона. Операция обжига пиритсодержащего сырья осуществляется при температурах 680÷725°С в токе воздуха, обедненного по содержанию кислорода добавлением азота в объемном соотношении кислород: азот от 1:40 до 1:250, и газовом потоке от 1000 до 8000 м³ на 1 тонну обжигаемого материала в час. Применение трехстадийной схемы выщелачивания золотосодержащего огарка (Au-1,45 г/т), включающей обработку соляной (20%) кислотой при ж:т=5,5:1 в течение 45 минут с получением раствора 1 и кека 1 (Au-2,9 г/т), с последующем выщелачиванием кека 1 регенерированным раствором хлоридов щелочных или щелочноземельных металлов с введением кислорода в качестве окислителя в течение 4 часов при температуре 97°С с получением раствора 2 и кека 2 (Au-3,2 г/т), с последующем выщелачиванием кека 2 в оборотном растворе хлоридов щелочных или щелочноземельных металлов в присутствии сильных окислителей в виде гипохлорита, хлора и других на протяжении 2-3 часов при температуре 20-30°С с получением раствора 3 (Au-0,28 мг/л), и кека 3 (Au-0,3 г/т). При этом процесс осуществляют с использованием замкнутых систем материальных потоков, в том числе регенерированной соляной кислоты и воды, а также использования тепла, выделяющегося на различных стадиях процесса.

Недостатками данного способа являются необходимость проведения обжига сырья в трубчатой печи в газовой фазе, обедненной по кислороду с высоким содержанием азота для выноса элементарной серы, что сопровождается усложнением аппаратурного оформления термического процесса и технологической схемы в целом. Применение трехстадийной схемы выщелачивания золотосодержащего огарка с использованием различных сред и окислителей серьезно усложняет технологию. Образование значительного количества промежуточных продуктов в различной степени обогащенных золотом, что неизбежно приводит к росту незавершенного производства, задалживанию золота внутри технологического цикла и его безвозвратным потерям.

Техническим результатом является увеличение извлечения золота упорных флотационных концентратов, исключение их предварительного термического кондиционирования и сокращение количества технологических операций.

Технический результат достигается тем, что предварительно проводят ультратонкое измельчение флотационного концентрата до содержания фракции крупностью -7 мкм от 60 до 80% класса, а выщелачивание проводят с внесением соляной кислоты концентрацией от 100 до 200 г/л и хлорида натрия концентрацией от 100 до 200 г/л при температуре от 40 до 60°С, и соотношением ж:т от 4:1 до 6:1, при непрерывной подаче в пульпу газообразного хлора достаточного для поддержания окислительного потенциала пульпы от 900 до 1000 mB относительно водородного электрода с получением жидкой фазы золотосодержащего раствора и твердой фазы - кека.

Способ осуществляется следующим образом. Проводят ультратонкое измельчение исходного золотосодержащего сырья и последующее гидрохлорирование с использованием в качестве окислителя газообразный хлор. Гидрометаллургическому вскрытию подвергают измельченный флотационный концентрат, содержащий до 70 г/т золота, характеризующийся высоким содержанием железа от 10 до 20% и сульфидной серы от 10 до 20%, представленный пирит-арсенопиритными минералами. В виде включений в зернах пирита и арсенопирита содержатся пирротин, халькопирит, галенит и сфалерит и органический углерод (до 2%). В качестве исходного сырья в работе использовали концентрат флотационного обогащения золотосодержащей руды. Исходный материал представлен следующим химическим составом: 0,09% Cu; 0,05% Zn; 16,0% Fe; 5,17% As; 0,0148% Pb; 65,2 г/т Au; 13,4 г/т Ag; 0,64 г/т Hg; 0,015г/т Sn; 1,10% С_общ; 0,143% С_орг; 11,9% S_общ; 11,9% S^2-. Перед гидрометаллургическим вскрытием золотосодержащий флотационный концентрат подвергается ультратонкому измельчению в аттриторной мельнице до содержания фракции крупностью -7 мкм от 60 до 80%. В качестве оборудования для проведения последующего выщелачивания используется реактор с расположенной внутри лопастной мешалкой, скорость вращения мешалки составляет 300 мин^-1. В пульпу, содержащую измельченный золотосодержащий концентрат, вносят соляную кислоту с концентрацией от 100 до 200 г/л и хлорид натрия с концентрацией от 100 до 200 г/л при температуре от 40 до 60°С и соотношением ж:т от 4:1 до 6:1. Для поддержания в реакторе окислительного потенциала пульпы от 900 до 1000 mB относительно водородного электрода вводится окислитель - газообразный хлор. Суммарное время выщелачивания не менее 2 часов. По окончании выщелачивания проводят фильтрацию с получением жидкой фазы - золотосодержащий раствор, и твердой фазы - кек. Жидкую фазу направляют на ионообменную технологию селективного извлечения железа и золота. Кек направляют на промывку до достижения нейтральной среды с дальнейшей утилизацией.

Способ поясняется следующими примерами.

Пример 1. Крупность концентрата составляла -74 мкм содержание фракции - 80%. Флотационный концентрат подвергался ультратонкому измельчению в аттриторной мельнице с получением отдельных продуктов с вариантным содержанием 60÷80% фракции - 7 мкм. При выщелачивании в пульпу с отношением ж:т=5:1, содержащую 50 г концентрата заданной крупности, 150 г/л соляной кислоты, 150 г/л хлорида натрия, при температуре 50°С непрерывно вводился диспергированный газообразный хлор, обеспечивающий поддержание окислительного потенциала системы от 991 до 998 мВ. При содержании 70% фракции -7мкм во флотоконцентрате достигается извлечение золота в хлоридный раствор 95,7% (табл. 1).

Предельное значение содержания фракции -7 мкм 60% при измельчении флотоконцентрата определяет тот минимум, при котором обеспечивается освобождение дисперсных частиц золота от вмещающих пирит-арсенопиритных минералов и изменение их структуры на молекулярном уровне, в частности увеличение концентрации дефектов и аморфизацию кристаллов с повышением химической активности, запредельное значение фракции -7 мкм 80% определяет тот максимум, при котором исключаются потери золота, связанные с переизмельчением материала, при центральном значении содержания фракции -7 мкм 70% обеспечивается полное извлечение золота из флотоконцентрата.

Пример 2. В пульпу с вариантным отношением ж:т=4:1÷6:1, содержащую 50 г концентрата крупности 70% фракции - 7 мкм, 150 г/л соляной кислоты, 150 г/л хлорида натрия, при температуре 50°С непрерывно вводился хлор для поддержания редокс-потенциала системы от 985 до 979 мВ. При ж:т=6:1 извлечение золота в хлоридный раствор составило 95,4% (табл. 1).

Предельное значение отношения жидкого к твердому ж:т=4:1 определяет тот минимум, при котором обеспечивается полный контакт частиц золота с хлоридным раствором и окислителем и исключаются трудности при последующей фильтрации густой пульпы; верхний предел отношении жидкого к твердому ж:т=6:1 определяет тот максимум, при котором обеспечивается полное извлечение золота из флотоконцентрата и не образуется излишнего количества бедных по золоту растворов.

Пример 3. В пульпу с вариантным содержанием соляной кислоты от 100 до 200 г/л, 50 г концентрата крупности 70% фракции - 7 мкм, 150 г/л хлорида натрия, при температуре 50°С непрерывно вводился хлор для поддержания редокс-потенциала на уровне от 985 до 996 мВ. При 100 г/л соляной кислоты извлечение золота в хлоридный раствор составило 94,9% (табл. 1).

Предельное значение концентрации соляной кислоты 100 г/л определяет тот минимум, при котором обеспечивается необходимая кислотность среды для комплексообразования золота, запредельное значение концентрации соляной кислоты 200 г/л определяет тот максимум, при котором обеспечивается полное извлечение золота из флотоконцентрата.

Пример 4. В пульпу с вариантным содержанием хлорида натрия от 100 до 200 г/л, 50 г концентрата крупности 70% фракции - 7 мкм, 150 г/л соляной кислоты при температуре 50°С непрерывно вводился хлор для поддержания редокс-потенциала на уровне от 965 до 986 мВ. При 100 г/л хлорида натрия извлечение золота в раствор составило 95,9% (табл. 1).

Предельное значение концентрации хлорида натрия 100 г/л определяет тот минимум, при котором обеспечивается образование устойчивых растворимых координационных соединений золота, запредельное значение концентрации хлорида натрия 200 г/л определяет тот максимум, при котором обеспечивается полное извлечение золота в раствор пригодный для последующей очистки и выделения товарного золота известными способами.

Пример 5. В пульпу с содержанием хлорида натрия 150 г/л, 50 г концентрата крупности 70% фракции - 7 мкм, 150 г/л соляной кислоты при вариантной температуре от 40 до 60°С непрерывно вводился хлор для поддержания редокс-потенциала на уровне от 955 до 987 мВ. При температуре 60°С извлечение золота в раствор составило 96,1% (табл. 1).

Предельное значение температуры 40°С определяет тот минимум, при котором обеспечивается высокая скорость и полнота перехода золота в раствор, запредельное значение температуры 60°С определяет тот максимум, при котором предотвращается парение раствора с образование кислых аэрозолей.

Пример 6. В пульпу с содержанием 150 г/л соляной кислоты, 150 г/л хлорида натрия, 50 г концентрата крупности 70% фракции - 7 мкм, при вариантной температуре 50°С непрерывно вводился хлор в вариантном количестве для поддержания редокс-потенциала в интервале 905÷1002 мВ. При стабильном редокс-потенциале системе 1002 мВ извлечение золота в раствор составило 97,2% (табл. 1).

Предельное значение окислительного потенциала пульпы 900 mB определяет тот минимум в количестве хлора, при котором обеспечивается высокая скорость и полнота перехода золота в раствор, запредельное значение окислительного потенциала пульпы 1000 mB определяет тот максимум, при котором исключаются не эффективное расходование окислителя и его потери.

Таблица 1 - параметры экспериментов и результаты гидрохлорирования флотационного золотосодержащего концентрата

Пример № Содержание
фракции -7 мкм, % ж:т [HCI],
г/л [NaCI],
г/л t⁰C Редокс-потенциал пульпы, мВ Извлечение Au в раствор, % 1 1 60 5:1 150 150 50 981 94,7 2 70 5:1 150 150 50 992 95,7 3 80 5:1 150 150 50 998 95,1 2 4 70 4:1 150 150 50 985 94,3 5 70 6:1 150 150 50 979 95,4 3 6 70 5:1 100 150 50 985 94,9 7 70 5:1 200 150 50 996 96,8 4 8 70 5:1 150 100 50 965 95,9 9 70 5:1 150 200 50 986 96,8 5 10 70 5:1 150 150 40 955 93,9 11 70 5:1 150 150 60 987 96,1 6 12 70 5:1 150 150 50 905 94,2 13 70 5:1 150 150 50 968 96,5 14 70 5:1 150 150 50 1002 97,2 7*) 15 87,3

*) сравнение с прототипом

Использование указанных параметров измельчения и последующего выщелачивания с введением газообразного хлора приводит к полному извлечению золота в хлоридный солянокислый раствор, образующийся после отделения твердой части пульпы. Существенным обстоятельством, обусловливающим целесообразность применения солянокислой хлоридной среды и хлора в качестве окислителя является то, что методы выделения золота из таких растворов хорошо известны и широко применяются в металлургии и аффинаже благородных металлов.

Изменение схемы переработки упорного золотосодержащего сырья, обогащенного пирит-арсенопиритными минералами, позволило повысить извлечение в раствор золота с 93,0 до 98,5%. Применение газообразного хлора в качестве окислителя в процессе гидрохлорирования обеспечивает полный переход золота в раствор в форме комплексных анионов [AuCl₄]^-, что способствует получению золотосодержащих растворов пригодных для последующей сорбционной переработки и выделения товарного золота.

Изобретение относится к цветной металлургии, в частности к гидрометаллургической переработке упорного сырья, содержащего золото. Способ включает обработку концентрата выщелачиванием в хлоридном растворе в присутствии окислителя с извлечением золота в раствор. При этом предварительно проводят ультратонкое измельчение флотационного концентрата до содержания фракции крупностью -7 мкм от 60 до 80% с получением пульпы. Выщелачивание пульпы проводят с внесением соляной кислоты концентрацией от 100 до 200 г/л и хлорида натрия концентрацией от 100 до 200 г/л при температуре от 40 до 60 °С и соотношении ж:т от 4:1 до 6:1, в пульпу непрерывно подают в качестве окислителя газообразный хлор для поддержания окислительного потенциала пульпы от 900 до 1000 мВ относительно водородного электрода с получением жидкой фазы золотосодержащего раствора, и твердой фазы – кека. Обеспечивается увеличение извлечения золота упорных флотационных концентратов, исключение их предварительного термического кондиционирования и сокращение количества технологических операций. 1 табл., 6 пр.

Способ извлечения золота из золотосодержащего флотационного концентрата, включающий обработку концентрата выщелачиванием в хлоридном растворе в присутствии окислителя с извлечением золота в раствор, отличающийся тем, что предварительно проводят ультратонкое измельчение флотационного концентрата до содержания фракции крупностью -7 мкм от 60 до 80% с получением пульпы, а ее выщелачивание проводят с внесением соляной кислоты концентрацией от 100 до 200 г/л и хлорида натрия концентрацией от 100 до 200 г/л при температуре от 40 до 60 °С и соотношением ж:т от 4:1 до 6:1 при непрерывной подаче в пульпу в качестве окислителя газообразного хлора, достаточного для поддержания окислительного потенциала пульпы от 900 до 1000 мВ относительно водородного электрода с получением жидкой фазы золотосодержащего раствора и твердой фазы – кека.