Способ комплексной переработки отходов золоторудного производства Российский патент 2025 года по МПК C22B7/00 C22B11/00 C01G49/02 C01B33/113 C01F5/28 C22B3/44 

Изобретение относится к технологии переработки техногенных отходов, полученных после извлечения благородных металлов из золотоносной руды, с получением ценных компонентов, которые могут быть использованы в химической, строительной, огнеупорной, электротехнической, металлургической, резинотехнической, стекольной и других отраслях промышленности.

Известен способ переработки сульфидных золотосодержащих концентратов и руд, включающий шихтование, обжиг, обработку газовой фазы и выщелачивание огарка с извлечением золота, серебра, цветных и редких металлов. Шихту готовят смешиванием концентрата с хлоридом аммония при массовом соотношении 1:0,3-1:3,0. При этом в шихту дополнительно вводят уголь при массовом соотношении 1:0,01-1:0,1 и подвергают обжигу при температуре не выше 300°C с получением в газовой фазе смеси сублиматов FeCl₂+FeCl₃, которые подвергают восстановлению из них железа в металлической форме высокой чистоты при температуре 550-650°С (патент RU 2607681; МПК C22B 11/06; 2017 год).

Однако, недостатком способа является ухудшение экологии окружающей среды за счет использования вредного для экологии хлора при переводе железа в газообразную фазу, загрязнения сточных вод хлоридами металлов и выделения в атмосферу газообразного HCl.

Известен способ сепарационной обработки гранитного порошка и хвостов золото-железорудного месторождения, в котором сырье после измельчения помещают в бункер-накопитель, в бункер-накопитель добавляют воду; сырье проходит через сито с сеткой 60 меш, что позволяет получать мелкие и крупнозернистые материалы; крупнозернистые материалы направляются в шаровую мельницу для измельчения после добавления воды, при этом после измельчения получаются материалы, которые проходят через цилиндрическое сито и имеют размер менее 80 меш.; мелкодисперсные материалы подаются на цилиндрическое сито для просеивания, чтобы можно было получить материалы размером менее 80 меш. Материалы размером менее 80 меш подаются в блендер для полного смешивания и дальнейшей подачи в магнитный сепаратор первого сорта для получения неочищенного железа и других компонентов; неочищенное железо подается в механизм отделения железного порошка для получения готового железного порошок; другие полученные компоненты подаются в дешламатор для обесшламливания, а затем подаются в накопитель и перекачиваются на стол для отмывки для получения полуфабрикаты слюды и фракций, которые подвергаются высокомагнитной обработке для получения калиевого полевого шпата (патент CN 104646171; МПК B03B 1/00, B03B 7/00; 2017 год).

Однако, недостатком способа является низкое извлечение железа за счет извлечения только его магнитной фракции и является актуальным только для переработки хвостов золото-железорудного месторождений.

Известен многоэлементный способ переработки отходов золотосодержащих хвостохранилищ, включающий подачу отходов в шаровую мельницу через ленточный конвейер для измельчения руды; затем остатки отходов пропускают через ковш для перемешивания, добавляют 24-26 г ксантогената и 19-20 г флотационного масла на тонну отходов золотодобычи, после полного перемешивания остатки отходов поступают во флотационную машину для флотации, в результате концентрирования получается серусодержащий концентрат, хвосты поступают в циклон через хвостовой насос и возвращаются в шаровую мельницу для повторного измельчения с помощью обратного потока; а затем хвосты поступают в спиральный желоб и из него поступают на трехступенчатую магнитную сепарацию для извлечения железа (патент CN 106000624; B03B 9/06; 2017 год).

К недостаткам способа относятся низкое извлечение железа за счет извлечения только его магнитной фракции и большое количество примесей (железа, органики) в отвальном кварце. Флотационный метод предназначен только для сульфидного сырья, для переработки окисленных материалов метод флотации не применим.

Известен способ утилизации отходов золоторудного производства с концентрацией золота путем сульфирования расплавленной соли при сверхнизкой температуре, в котором после получения золотосодержащего концентрата осуществляют многоступенчатую магнитную сепарацию остатка, содержащего железо и кремний, с получением железорудного концентрата и кремнийсодержащего шлака (патент CN 113355524; МПК B03B1/00, B03B1/04, B03B9/06, C01B33/12, C22B1/02, C22B11/02, C22B15/00, C22B7/00; 2021 год).

Недостатком способа является низкое извлечение железа за счет извлечения только его магнитной фракции. Сульфирование для концентрации золота приводит в дальнейшем к загрязнению серой железосодержащего продукта, например, замещением атома галогена на сульфогруппу, а наличие серы в железосодержащем продукте не допускает его дальнейшего использования для получения железа.

Таким образом, перед авторами стояла задача повысить степень универсальности способа комплексной переработки отходов золоторудного производства за счет обеспечения извлечения всех фракций железа (магнитных и немагнитных) наряду с извлечением ряда других макроэлементов.

Поставленная задача решена в предлагаемом способе комплексной переработке отходов золоторудного производства, включающем последовательное извлечение из отходов ценных макроэлементов, в котором к отходам в виде кека добавляют 38%-ную соляную кислоту при соотношении твердого к жидкому Т : Ж = 1 : 2-2,5 и выдерживают при постоянном перемешивании и комнатной температуре в течение 48 – 72 часов, фильтруют, к полученному фильтрату добавляют 50%-ную плавиковую кислоту в количестве 0,5-0,6 л/л фильтрата и выдерживают при постоянном перемешивании и комнатной температуре в течение 30-40 мин, фильтруют, полученный твердый осадок является готовым продуктом, фильтрат направляют в сточные воды, при этом к твердому осадку, полученному фильтрацией раствора после обработки 50%-ной соляной кислотой, добавляют 20%-ный гидроксид натрия при соотношении твердого к жидкому Т : Ж = 1 : 5-5,5 и помещают в автоклав с выдержкой при постоянном перемешивании и температуре 210-220^оС в течение 1,5 – 2 часов, после чего фильтруют, твердый осадок направляют в отвал, а к фильтрату медленно добавляют 38%-ную соляную кислоту до получения рН = 1-2 и выдерживают при постоянном перемешивании и комнатной температуре в течение 2-3 часов, фильтруют, твердый осадок после промывания дистиллированной водой и высушивания является готовым продуктом, а к фильтрату медленно добавляют 25%-ный раствор аммиака до получения рН = 10-11 и выдерживают при постоянном перемешивании и комнатной температуре в течение 30-40 мин, фильтруют, твердый осадок после промывания дистиллированной водой и высушивания является готовым продуктом, а фильтрат направляют в сточные воды.

В настоящее время из патентной и научно-технической литературы не известен способ комплексной переработке отходов золоторудного производства путем последовательного извлечения из отходов золоторудного производства ценных макроэлементов с использованием ряда химических реагентов, обеспечивающих получение готовых продуктов, в предлагаемых авторами условиях проведения процесса химического взаимодействия.

В ходе исследований, проведенных авторами, ими был разработан универсальный способ комплексной переработки отходов золоторудного производства, обеспечивающий высокую степень извлечения железа, кремния и магния для дальнейшего возможного их использования в различных областях промышленности. Предлагаемый способ включает постадийное взаимодействие комплекса химических реагентов с отходами с образованием на каждой стадии твердого осадка(готового продукта) и фильтрата с последовательной дальнейшей его обработкой. На первой стадии добавление к отходам в виде кека соляной кислоты обеспечивает разложение кремниймагниевых соединений с переводом магния в жидкую фазу в соответствии с реакцией MgO+2HCl=MgCl₂+H₂O. Дальнейшее добавление плавиковой кислоты позволяет получить в твердом осадке фторид магния (MgF₂), который является готовым продуктом. Автоклавная обработка полученного после обработки кека соляной кислотой твердого осадка в присутствии гидроксда натрия позволяет перевести содержащийся в осадке кремний в жидкую фазу в соотвествии с реакцией 2NaOH + SiO₂ → Na₂SiO₃ + H2O, а обработка полученного щелочного раствора соляной кислотой при определенном значении рН способствует выделению в осадок кремниевой кислоты в соотвествии с реакцией Na₂SiO₃ + 2HCl → H₂SiO₃↓ + 2NaCl, которая после промывания дистиллированной водой и сушки является готовым продуктом (SiO₂·H₂O). Дальнейшее добавление к полученному после фильтрования кислотному раствору 25%-ного раствора аммиака до получения рН, равного 10, способствует выпадению твердого осадка, который после фильтрации, промывания дистиллированной водой и сушки является готовым продуктом (Fe(OH)₃), фильтрат направляют в сточные воды.

Предлагаемый способ может быть осуществлен следующим образом. К отходам золоторудного производства в виде кека добавляют 50%-ную соляную кислоту при соотношении твердого к жидкому Т : Ж = 1 : 2-2,5 и выдерживают при постоянном перемешивании и комнатной температуре в течение 48 – 72 часов, фильтруют, к полученному фильтрату добавляют 50%-ную плавиковую кислоту в количестве 0,5-0,6 л/л фильтрата и выдерживают при постоянном перемешивании и комнатной температуре в течение 30-40 мин., фильтруют, полученный твердый осадок является готовым продуктом (MgF₂), фильтрат направляют в сточные воды, при этом к твердому осадку, полученному фильтрацией раствора после обработки 50%-ной соляной кислотой, полученному после обработки исходного кека соляной кислотой, добавляют 20%-ный гидроксид натрия при соотношении твердого к жидкому Т : Ж = 1 : 5-5,5 и помещают в автоклав с выдержкой при постоянном перемешивании и температуре 210-220^оС в течение 1,5 – 2 часов, после чего фильтруют, твердый осадок, полученный после обработки в автоклаве, направляют в отвал, а к фильтрату, полученному фильтрацией раствора после автоклавной обработки, медленно добавляют 38%-ную соляную кислоту до получения рН = 1-2 с постоянным контролем рН и выдерживают при постоянном перемешивании и комнатной температуре в течение 2-3 часа, фильтруют, твердый осадок после промывания дистиллированной водой и высушивания является готовым продуктом – кремниевой кислотой, а к фильтрату – жидкому кислотному раствору медленно добавляют 25%-ный раствор аммиака до получения рН = 10-11 и выдерживают при постоянном перемешивании и комнатной температуре в течение 30-40 мин., фильтруют, твердый осадок после промывания дистиллированной водой и высушивания является готовым продуктом (Fe(OH)₃, а фильтрат направляют в сточные воды. Полученные продукты аттестованы рентгенофазовым анализом.

Предлагаемый способ иллюстрируется следующими примерами.

Пример 1. Отходы золоторудного производства в виде кека, содержащие 62,9% SiO₂, 2,2% Al₂O₃, 18,46% Fe₂O₃, 15,4% MgO, 0,99% CaO в количестве 50г смешивают с 100мл. 50% HCl, что соответствует соотношению Т:Ж=1:2 и выдерживают при постоянном перемешивании и температуре 25°С в течение 48ч. Затем фильтруют. К полученному после обработки соляной кислотой фильтрату добавляют 50%-ную плавиковую кислоту в количестве 35 мл, что соответствует 0,5 л/л фильтрата, и выдерживают при постоянном перемешивании и комнатной температуре в течение 30мин, фильтруют, получают твердый осадок в виде белого порошка в количестве 6,4 г. По данным РФА продукт является MgF₂ с процентом извлечения 68%, фильтрат направляют в сточные воды, при этом к твердому осадку, полученному после обработки соляной кислотой, в количестве 44г. смешивают с 220 мл. 20% NaOH, что соотвествует соотношению Т:Ж=1:5, и помещают в автоклав, выдерживают при постоянном перемешивании и температуре 220°С в течение 1,5ч. Автоклав остужают, раствор фильтруют. Твердый осадок в количестве 11,9г. отправляют в отвал, а в фильтрат - жидкий щелочной раствор добавляют 38% -ную HCl до получения рН=1 с постоянным контролем рН-метром и выдерживают при постоянном перемешивании и комнатной температуре в течение 2 часов. Получают твердый осадок, который отфильтровывают, промывают дистиллированной водой, сушат. Получают белый порошок в количестве 17,5 г. По результатам РФА осадок представляет собой фазу SiO₂·H₂O(H₂SiO₃) c процентом извлечения 85 %. В жидкий кислотный раствор с рН= 1 добавляют 25%-ный раствор NH₃ до получения рН=10 с постоянным контролем рН-метром и выдерживают при постоянном перемешивании и комнатной температуре в течение 30мин. Раствор фильтруют, твердый осадок промывают дистиллированной водой, сушат. Получают бурый порошок в количестве 3,5г. По результатам РФА осадок представляет собой фазу Fe(OH)₃ c процентом извлечения 64 %. Фильтрат направляют в сточные воды.

Пример 2. Отходы золоторудного производства в виде кека, содержащие 62,9% SiO₂, 2,2% Al₂O₃, 18,46% Fe₂O₃, 15,4% MgO, 0,99% CaO, в количестве 50г смешивают с 125мл. 50% HCl, что соответствует соотношению Т:Ж=1:2,5 и выдерживают при постоянном перемешивании и температуре 25°С в течение 72 ч. Затем фильтруют. К полученному после обработки соляной кислотой фильтрату (1) добавляют 50%-ную плавиковую кислоту в количестве 39 мл, что соответствует 0,6 л/л фильтрата, и выдерживают при постоянном перемешивании и комнатной температуре в течение 40мин., фильтруют, получают твердый осадок в виде белого порошка в количестве 6,7 г. По данным РФА продукт является MgF₂ с процентом извлечения 72%, фильтрат направляют в сточные воды, при этом к твердому осадку, полученному после обработки соляной кислотой, в количестве 42г. смешивают с 231 мл. 20% NaOH, что соотвествует соотношению Т:Ж=1:5,5, и помещают в автоклав, выдерживают при постоянном перемешивании и температуре 220°С в течение 2 ч. Автоклав остужают, раствор фильтруют. Твердый осадок в количестве 11,7г. отправляют в отвал, а в фильтрат - жидкий щелочной раствор добавляют 38% -ную HCl до получения рН=2 с постоянным контролем рН-метром и выдерживают при постоянном перемешивании и комнатной температуре в течение 3 часов. Получают твердый осадок, который отфильтровывают, промывают дистиллированной водой, сушат. Получают белый порошок в количестве 18,3 г. По результатам РФА осадок представляет собой фазу SiO₂·H₂O(H₂SiO₃) c процентом извлечения 87%. В жидкий кислотный раствор с рН= 1 добавляют 25%-ный раствор NH₃ до получения рН=11 с постоянным контролем рН-метром и выдерживают при постоянном перемешивании и комнатной температуре в течение 40мин. Раствор фильтруют, твердый осадок промывают дистиллированной водой, сушат. Получабт бурый порошок в количестве 4,2 г. По результатам РФА осадок представляет собой фазу Fe(OH)₃ c процентом извлечения 68 %. Фильтрат направляют в сточные воды.

Таким образом, авторами предлагается универсальный способ комплексной переработки отходов золоторудного производства, обеспечивающий извлечение всех фракций железа (магнитных и немагнитных) наряду с извлечением кремния и магния.

Изобретение относится к комплексной переработке отходов золоторудного производства с получением ценных компонентов, которые могут быть использованы в химической, строительной, огнеупорной, электротехнической, металлургической, резинотехнической, стекольной и других отраслях промышленности. Способ включает последовательное извлечение из упомянутых отходов магния, кремния и железа. К отходам в виде кека добавляют 38% соляную кислоту при соотношении Т:Ж=1:2-2,5 и выдерживают в течение 48-72 ч, фильтруют. К фильтрату добавляют 50% плавиковую кислоту в количестве 0,5-0,6 л/л фильтрата и выдерживают 30-40 мин, фильтруют. Полученный твердый осадок является готовым продуктом - фторидом магния (MgF₂). К твердому осадку, полученному фильтрацией раствора после обработки 50%-ной соляной кислотой, добавляют 20%-ный гидроксид натрия при соотношении Т:Ж=1:5-5,5 и помещают в автоклав с выдержкой при 210-220°С в течение 1,5-2 ч, после чего фильтруют. К фильтрату добавляют 38% соляную кислоту до получения рН=1-2, выдерживают 2-3 ч и фильтруют. Твердый осадок после промывания дистиллированной водой и высушивания является готовым продуктом - кремниевой кислотой. К фильтрату добавляют 25% раствор аммиака до получения рН=10-11 и выдерживают 30-40 мин, фильтруют. Твердый осадок после промывания дистиллированной водой и высушивания является готовым продуктом - Fe(OH)₃. Способ обеспечивает высокую степень извлечения железа, кремния и магния для дальнейшего их использования в промышленности. 2 пр.

Способ комплексной переработки отходов золоторудного производства, включающий последовательное извлечение из упомянутых отходов магния, кремния и железа, в котором к упомянутым отходам в виде кека добавляют 38% соляную кислоту при соотношении твердого к жидкому Т:Ж=1:2-2,5 и выдерживают при постоянном перемешивании и комнатной температуре в течение 48-72 ч, фильтруют, к полученному фильтрату добавляют 50% плавиковую кислоту в количестве 0,5-0,6 л/л фильтрата и выдерживают при постоянном перемешивании и комнатной температуре в течение 30-40 мин, фильтруют, полученный твердый осадок является готовым продуктом - фторидом магния (MgF₂), фильтрат направляют в сточные воды, при этом к твердому осадку, полученному фильтрацией раствора после обработки 50%-ной соляной кислотой, добавляют 20%-ный гидроксид натрия при соотношении твердого к жидкому Т:Ж=1:5-5,5 и помещают в автоклав с выдержкой при постоянном перемешивании и температуре 210-220°С в течение 1,5-2 ч, после чего фильтруют, твердый осадок направляют в отвал, а к фильтрату медленно добавляют 38% соляную кислоту до получения рН=1-2 и выдерживают при постоянном перемешивании и комнатной температуре в течение 2-3 ч, фильтруют, твердый осадок после промывания дистиллированной водой и высушивания является готовым продуктом - кремниевой кислотой, а к фильтрату медленно добавляют 25% раствор аммиака до получения р=10-11 и выдерживают при постоянном перемешивании и комнатной температуре в течение 30-40 мин, фильтруют, твердый осадок после промывания дистиллированной водой и высушивания является готовым продуктом - Fe(OH)₃, а фильтрат направляют в сточные воды.