Способ извлечения благородных и цветных металлов из сульфидных руд и отходов их переработки Советский патент 1993 года по МПК C22B11/00 

Изобретение относится к гидрометаллургии благородных и цветных металлов и может быть использовано при переработке сульфидных руд, лежалых и текущих хвостов их обогащения, вскрышных и отвальных пород месторождений благородных и цветных металлов.

Известен способ флотационного извлечения золота и серебра из лежалых хвостов обогащения (содержания 1,2 и 7 г/т соответственно; содержания меди и цинка 0,03%; 0,16% и 0,62% соответственно) после их измельчения до крупности 80% класса - 0,074 мм. Извлечение золота и серебра в пенный продукт по этому способу составляет 38,5 и 39,4% соответственно (извлечение без предварительного измельчения 5,4% и 8,9%),

Недостатком способа является низкое извлечение благородных металлов и потери окисленных форм цветных металлов.

Известен способ извлечения золота из лежалых хвостов золотоизвлекательных фабрик, включающий флотацию и цианиро- вание камерного продукта, извлечение по этому способу составляет 70% при исходном содержании 0,6 г/т.

Недостатком способа является относительно низкое извлечение золота, а также использование токсичного реагента (цианид).

Наиболее близким к заявляемому является способ, разработанный для лежалых хвостов обогащения, содержащих 1,2 г/т золота; 7,0 г/т серебра; 0,03% меди; 0,16% свинца и 0,62% цинка. Способ включает измельчение исходных хвостов до крупности 85% класса - 0,074 мм; цианирование измельченных хвостов при ,5; продолжительности 24 ч; содержании KCN в исходном растворе 0,02%; содержании СаО в пульпе 0,02; сульфидную флотацию кека первого цианирования без перечистки при

ел

с

VJ оо о

ел

00

, продолжительности 10 мин, расходе бутилового ксантогената 120 г/т и вспе- нивателя Т-80 40-45 г/т; цианирование камерного продукта сульфидной флотации при тех же условиях, что и первое цианиро- вание.

Способ позволяет извлекать золото на 89,4% и серебро на 66,0%. Недостатками его являются сравнительно невысокое извлечение серебра; потеря окисленных форм свинца, цинка, меди, которые по этому способу не извлекаются; многостадийность технологической схемы (одна операция измельчения исходных хвостов, две - цианид- ного выщелачивания, три - фильтрации цианидных пульп и пенного продукта флотации, одна - флотации,одна - переработки растворов); громоздкость аппаратурной схемы (при условной производительности установки 250 тыс.т. хвостов в год, вмести- мость устанавливаемой аппаратуры для проведения цианидного выщелачивания должна равняться 2500 м3); использование токсичного реагента (цианид калия).

Целью изобретения является повыше- ние извлечения серебра, утилизация окисленных форм цветных металлов, упрощение аппаратурно-технологической схемы и снижение токсичности используемых химических реагентов.

Поставленная цель достигается проведением обработки исходных лежалых хвостов обогащения раствором HaSO -NaCI, измельчая обработанные хвосты, подвергая их сульфидной флотации, извлекая цветные металлы из раствора после H2S04-NaCI, обработки и вновь используя этот раствор на стадии обработки.

Исходные хвосты, содержащие, %: меди 0,05; свинца 0,31; цинка 0,50; золота 1,6 г/т; серебра 19,6 г/т, и имеющие гранулометрический состав: 25% класса - 0,28 мм; 65% класса-0,28-0,10 мм, 2% класса - 0,10-0,074 мм; 8% класса -. 0,074 мм, обрабатывают раствором HaSCM-NaCI при

С Н2 SO4

С№С|ИСХ

t°,C

г

исх

40-50 г/дм 60-80 г/дм3 комнатной 50-60 мин 1:3

перемешивании в агитаторе.

В процессе обработки происходит растворение окисных пленок свинца, цинка и меди на поверхности сульфидных минера- лов

Cu(Pb, Zn)(OH)2+H2S04 -

(Pb,Zn)S04+2H20(1) Cu(Pb,Zn)C03+H2S04 -

(Pb,Zn)S04+H20+C02(2)

0 5 0

5 0

5

0 5

0

5

Pb(Zn)SCM+nNaCI -

- Nan-2PbCln2 n+Na2S04(3)

В результате окисные формы меди, свинца и цинка переходят в раствор в виде хлоридных комплексов свинца и цинка и сульфата меди. Поверхность же сульфидных минералов очищается для флотации. При последующем измельчении число сульфидных частиц, доступных для флотации, возрастает. Обработка хвостов раствором hteSCM-NaCI после измельчения способна обеспечить растворение окисных пленок меди, свинца и цинка по реакциям (1)-(3) в такой же степени, что при обработке до измельчения, но при более высоком расходе серной кислоты за счет вскрытия большей площади нейтрализующих кислоту щелочных агентов типа кальцита СаСОз и сидерита РеСОз.

Измельчение обработанных хвостов проводят до крупности 80-85% класса - 0,074 мм. Последующая сульфидная флотация позволяет извлекать в пенный продукт около 9% золота (как и в прототипе) и 87% серебра. Извлечение серебра в пенный продукт возрастает по сравнению с прототипом на 21%. При флотации хвостов, подвергнутых измельчению до крупности 80% класса - 0,074 мм, но не обработанных ни до, ни после измельчения растворами HaSCM-NaCI, извлечение золота и серебра в пенный продукт, как уже отмечалось, составляет 38,5 и 39,4% соответственно (1), что значительно ниже, чем по предлагаемому способу. Это свидетельствует о снятии пленок с сульфидных минералов растворами hteSCM-NaCI не только с поверхности частиц исходных хвостов, но и внутри их (система каналов и микротрещин).

Упрощение аппаратурно-технологической схемы при переходе от прототипа к предлагаемой технологии выражается в снижении числа операций выщелачивания на всей массе хвостов с двух до одной, число фильтраций в тех же условиях с трех до двух, а также снижение объема необходимой аппаратуры для выщелачивания с 2500 до 100 м (при условной производительности установка 250 тыс,т. хвостов в год).

Замена цианида калия как выщелачивающего агента в схеме по прототипу серной кислотой и NaCI в предлагаемой схеме резко оздоровляет условия труда персонала и снижает угрозу загрязнения окружающей среды, поскольку упомянутые реагенты-заменители либо не токсичны вообще (NaCI), либо значительно менее опасны, чем KCN (H2S04).

Примеры осуществления предлагаемого способа.

П р и м е р 1. Для проведения эксперимента использовали пробу лежалых хвостов обогащения, содержащую, %: меди 0,05; свинца 0,31; цинка 0,50; золота 1,6 г/т; серебра 19,6 г/т.

Гранулометрический состав пробы характеризуется следующим содержанием классов крупности: класса +0,28 мм 25%; класса - 0,28 - +0,10 мм 65%; класса - 0,10 - +0,074 мм 2% и класса - 0,074 мм 8%. Навеску хвостов массой 500 г загружали в раствор, замывали раствором с исходным содержанием H2S04 50 г/дм и NaCI - 80 г/дм3 с рНИсх -0,05 до ТИсх:ЖИсх 1:3 и перемешивали мешалкой в течение 60 мин, при комнатной температуре раствор в конце обработки имел рН 0,15. Твердую фазу после обработки отфильтровывали, промывали водой и подвергали мокрому измельчению в шаровой мельнице до крупности 80% класса - 0,074 мм. Измельченное твердое отделяли фильтрацией, репульпировали водой до достижения отношения , вводили соду в количестве 2 кг на 1 т твердого (до рН 6,2) и флотировали сульфиды в открытом цикле в присутствии бутилового ксанто- гената (120 г/т) и вспенивателя Т-80 (25 г/т) в течение 5 мин. Пенный продукт перечистками не подвергали, из камерного продукта доизвлекали ценные компоненты, осуществляя контрольную флотацию при расходе бутилового ксантогената 80 г/т, вспенивателя Т-80 15 г/т, продолжительности 8 мин. рН пульпы на стадии основной флотации (после введения флотореагентов) равнялся 7,85. Пенный и камерный продукты, фильтрат и промывные воды HaSC -NaCI обработки подвергали химанализу. Табл.1 иллюстрирует химический состав конечных продуктов эксперимента и распределение ценных компонентов между ними. В табл.1 не приведены данные по про.мводам, поскольку они учтены в составе фильтрата (проведен пересчет содержаний Си, РЬ и Zn с учетом количеств, перешедших в промво- ды).

Получаемый в проверенном режиме камерный продукт представляет собой отвальные хвосты, подлежащие складированию или утилизации. Пенный продукт может быть переработан подключением к коллективному концентрату в процессе переработки полиметаллических руд с переводом сульфидов меди, свинца и цинка в одноименные концентраты и распределением в них благородных металлов, либо подключением в переработку неупорных золотосодержащих сульфидных руд и концентратов по схеме гравитация-цианирование, а Си, РЬ, Zn-содержащих остатков переработки в процессе обогащения полиметаллических свинцово-медно-цинковых руд.

Свинец и цинк из растворов HteSC -NaCI обработки хвостов могут быть извлечены известным сорбционным способом (сорбция анионитом ЛМП в Cl -форме с десорбцией водой и осаждением свинца и цинка из элюатов содой (3), а медь путем цементации на металлическом железе.

П р и м е р 2. Эксперимент проводили на тех же исходных хвостах и по той же методике, что и в случае примера 1, но с той

разницей, что измельчение хвостов проводили не после, а до их обработки раствором H2SCM-NaCI. Это привело к изменению некоторых промежуточных параметров (рН после обработки хвостов обогащения

раствором HaSCM-NaCI равнялся 0,85, рН на стадии флотации сульфидов 6,5) и к некоторому распределению ценных компонентов по конечным продуктам эксперимента, табл.2.

Анализ данных табл.1 и 2 показывает, что вариант с измельчением хвостов после их обработки раствором H2SCM-NaCI является предпочтительным по сравнению с вариантом с измельчением после обработки,

поскольку обеспечивает меньшие потери свинца, золота и серебра. Потери свинца с отвальным камерным продуктом в варианте с измельчением после обработки составили 21,3%, а с измельчением до обработки при

одинаковом расходе серной кислоты - 37,4%. Соответствующие цифры для золота равны 10,2 и 19,2%; для серебра - 12,6 и 15,7%. Вариант с измельчением хвостов после обработки заслуживает предпочтения

еще и потому, что требует меньшего расхода серной кислоты (60 вместо 120 кг/т в варианте с измельчением до обработки раствором H2S04-NaCI).

На основании полученного вывода все

дальнейшие эксперименты выполняли в варианте с измельчением хвостов после обработки. Для оптимизации остальных параметров предлагаемой схемы в дальнейших экспериментах следили за поведением

лишь золота и серебра. Эксперименты проводили на тех же исходных хвостах, что и в случае примеров 1 и 2.

Примеры 3-11. Эксперименты про- водили по той же методике, что и в случае примера 1, но варьировали содержания H2S04 и NaCI в исходном растворе перед обработкой хвостов и продолжительность обработки (диапазон вариаций см. в табл.3). Полученные результаты приведены в табл.3.

Согласно им оптимальным является состав h SCM-NaCI раствора, при котором С н25о4исх-40-50 г/дм3

60-80 г/дм3.

Оптимальная продолжительность обработки хвостов растворами HaSCM-NaCI равняется 50-60 мин.

Согласно данным табл.1 и 3 выбранный оптимальный режим характеризуется следующими показателями.

1. Извлечение золота и серебра равняется 89-90 и 86-87% соответственно. Благородные металлы переходят исключительно лишь в сульфидный флото- концентрат.

2. Медь, свинец и цинк извлекаются в сульфидный флотоконцентрат (52-57%) и в раствор после обработки хвостов (26-29%); общее извлечение достигает 79-86%.

Сопоставление приведенных показателей предлагаемого способа и способа-прототипа показывает, что оба способа обеспечивают приблизительно одинаковое извлечение золота (89-90%). Извлечение серебра по предлагаемому способу (86- 87%) превышает аналогичный показатель для прототипа (66%) на 20-21 %, извлечение меди, свинца и цинка - на 26-29% за счет утилизации их окисных форм.

П р и м е р 12. Провели эксперимент, методика которого была полностью аналогична описанной в примере 1. В качестве исходного сырья в нем была использована сульфидная руда, содержащая, %: меди 0,45; свинца 1,35; цинка 6,60; золота 0,8 г/т, серебра 8 г/т, и по гранулометрическому

составу содержащая 80% класса - 0,074 мм. Полученные результаты по характеру аналогичны приведенным в табл.1: золото и серебро извлекались в сульфидный продукт на

90 и 85,7%; медь, свинец и цинк - в целом на 93%, в том числе в сульфидный флокон- центрат - на 77-83% и в раствор HaSCM- NaCI на 12-17%. Содержание ценных компонентов в хвостах контрольной флотации составило, %: меди 0,07; свинца 0,12; цинка 0,13; золота 0,08 г/т; серебра 1 г/т.

П р и м е р 13. Провели эксперимент, методика которого была полностью аналогична описанной в примере 1, но на отвальной горной массе месторождения, содержавшей 0,78% меди; 0,20% свинца; 0,45% цинка; 0,5 г/т золота; 5 г/т серебра с крупностью 20% класса +0,35 мм; 30% класса - 0,35-+0,28 мм; 45% класса - 0,28 +0,10 мм; 5% класса - 0,10- +0,074 мм; 10% класса - 0,074 мм.

Полученные результаты аналогичны приведенным в табл.1.

Формула изобретения

Способ извлечения благородных и цветных металлов из сульфидных руд и отходов их переработки, включающий измельчение, обработку химическими реагентами и флотацию, отличающи и с я тем, что, с целью

повышения степени извлечения серебра, утилизации окисленных форм цветных металлов, упрощения процесса и снижения его токсичности, перед измельчением осуществляют обработку водным раствором, содержащим хлорид натрия в количестве 60-80 г/дм и серную кислоту в количестве 40-50 г/дм3 в течение 50-60 мин.

Использование: касается переработки сульфидных руд, лежалых и текущих хвостов их обогащения с извлечением благородных и цветных металлов. Суть: исходный материал обрабатывают раствором, содержащим хлорид натрия и серную кислоту с получением раствора, содержащего цветные металлы. Кеки выщелачивания измельчают до крупности 80-85% класса 0,074 мм. Проводят сульфидную флотацию измельченного продукта с извлечением в пенный продукт 9% золота и 87% серебра. 3 табл.

Данные о химическом составе конечных продуктов эксперимента в примере 1 и о распределении ценных компонентов между ними

Примечание. Содержание железа я растворе после обработки равнялось 2,1 мг/дм3

Т а 6 л и ц а 1

Данные о химическом составе конечных продуктов эксперимента а примере 2 и о распределении ценных компонентов между ними

Примечание, Содержание железа в конечном растворе разно 12,| мг/дм3

Результаты экспериментов в случае примеров 3-11

Та5лица2

Таблица