Способ извлечения благородных и цветных металлов из сульфидных руд и отходов их переработки

Способ извлечения благородных и цветных металлов из сульфидных руд и отходов их переработки

Иллюстрации

Показать все

Реферат

 

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.

СО!ОЗ СОВЕТСКИХ

СОЦИАЛИСТИЧЕСКИХ

РЕСПУБЛИК (st)s С 22 В 11/00

ГОСУДАРСТВЕННОЕ ПАТЕНТНОЕ

ВЕДОМСТВО СССР (ГОСПАТЕНТ СССР) ОПИСАНИЕ ИЗОБРЕТЕНИЯ

К АВТОРСКОМУ СВИДЕТЕЛЬСТВУ (21) 4834140/02 (22) 02,04,90 (46) 07,01,93, Бюл. NÜ 1 (71) Государствен н ый научно-исследовательский и проектно-конструкторский институт гидрометаллургии цветных металлов

"Гидро цветмет" (72) Л.Н.Кузнецов, И,И.Думанов, В.P.Вульферт, Л,К.Чучалин, P.È.Íoâoñåëoâ, Л,М.Соловьева, Т,Г.Гетман, Н.H,Áåðêoâñêèé, Г.ПЛяшенко, Г,Н.Романова, Л.Ф.Атеева и

Е. В,Макотченко (56) Технология извлечения драгоценных металлов из лежалых хвостов и продуктов обогащения Ленинградского полиметаллического комбината. Отчет Гиналмаззолото, Тема 9-879 — 21-1, М,, 1989, 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, „„ЫЛÄÄ 1786158 А1 (54) СПОСОБ ИЗВЛЕЧЕНИЯ БЛАГОРОДНЫХ И ЦВЕТНЫХ МЕТАЛЛОВ ИЗ СУЛЬФИДНЫХ РУД И ОТХОДОВ ИХ

ПЕРЕРАБОТКИ (57) 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.

Известен способ извлечения золота из лежалых хвостов золотоизвлекательных фабрик, включающий флотацию и цианирование 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 Т:Ж=1;1,5; продолжительности 24 ч; содержании KCN в исходном растворе 0,02%; содержании СаО в пульпе 0,02; сульфидную флотацию кека первого цианирования без перечистки при

1786158

Т:Ж=1;3, продолжительности 10 мин, расходе бутилового ксантогената 120 г/т и аспенивателя T — 80 40 — 45 г/т; цианирование камерного продукта сульфидной флотации при тех же условиях, что и первое цианирова н ие.

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 — цианидного 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, вместимость устанавливаемой аппаратуры для проведения цианидного выщелачивания должна равняться 2500 мз); использование токсичного реагента (цианид калия).

Целью изобретения является повышение 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 Н2Я04 — NaCI, измельчая обработанные хвосты, подвергая их сульфидной флотации, извлекая цветные металлы из раствора после Н Я04 — 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, обрабаты ва ют раствором H2S04 — Na CI n pu

С н2 so4 40 — 50 г/дм

Cxaci 60-80 rr/ з с, С комнатной

t 50 — 60 мин

Тисх:Жисх 1:3 перемешивании в агитаторе.

В процессе обработки происходит растворение окисных пленок свинца, цинка и меди на поверхности сульфидных минералов

Cu(Pb, Zn)(0H}z+HzS04—

- Cu(Pb,Zn)S04+2 Н20 (1)

Cu(Pb,Zn}Ñ0ç+H2S04 +

- Cu(Pb,Zn)S04+H20+C02 (2) 5

Pb(Zn)S04+nNaCI—

"Nan-2PbCIn +1Ча2Я04 (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

HzS04 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

HzS04 — NaCl, 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 Н2Я04 — NaCI ке 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 обьема необходимой annapaòóðû 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) 1786158

Примеры осуществления предлагаемого способа.

Пример 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 ; 10 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 Н $0 50 г/дм и NaCI — 15

80 г/дм с рНисх=0,05 до Тисх .Жисх=1:3 и з перемешивали мешалкой в течение 60 мин, при комнатной температуре раствор в конце обработки имел рН 0,15. Твердую фазу после обработки отфильтровывали, промы- 20 вали водой и подвергали мокрому измельчению в шаровой мельнице до крупности 80 класса — 0,074 мм. Измельченное твердое отделяли фильтрацией, репульпировали водой до достижения отношения Т:Ж=1:3, вво- 25 дили соду в количестве 2 кг на 1 т твердого (до рН 6,2) и флотировали сульфиды в открытом цикле в присутствии бутилового ксантогената (120 г/т) и вспенивателя Т-80 (25 г/т) в течение 5 мин, Пенный продукт перечист- 30 ками 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. 35 рН пульпы на стадии основной флотации (после введения флотореагентов) равнялся

7,85. Пенный и камерный продукты, фильтрат и промывные воды Нг$0д-NaCI обработки подвергали химанализу. Табл,1 40 иллюстрирует химический состав конечных продуктов эксперимента и распределение ценных компонентов между ними, В табл.1 не приведены данные по промводам, поскольку они учтены в составе фильтрата 45 (проведен пересчет содержаний Cu, Pb u Zn с учетом количеств, перешедших в промводы).

Получаемый в проверенном режиме камерный продукт представляет собой от- 50 вальные хвосты, подлежащие складированию или утилизации. Пенный п родукт может быть переработан подключением к коллективному концентрату в процессе переработки полиметаллических руд 55 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 Cu, Pb, Zn-содержащих остатков переработки в процессе обогащения полиметаллических свинцово-медно-цинковых руд.

Свинец и цинк из растворов Н $04 — NaCI обработки хвостов могут быть извлечены известным сорбционным способом (сорбция анионитом ЛМП в Cl форме с десорбцией

I водой и осаждением свинца и цинка иэ элюатов содой (3), а медь путем цементации на металлическом железе.

Пример 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

HzS04 — NaCl. Это привело к изменению некоторых и ромежуточных параметров (р Н после обработки хвостов обогащения раствором HzS04 — 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 Н2$04 — 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 HzS04 — 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.

Пример ы 3 — 11, Эксперименты проводили по той же методике, что и в случае примера 1, но варьировали содержания

HzSO< и NaCI в исходном растворе перед обработкой хвостов и продолжительность обработки (диапазон вариаций см. в табл.3), Полученные результаты приведены в табл,3, 1786158

Т а бл и ц а 1

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

Виды материалов Выход и распределений ()"), г/днз

r), распределение (6,4) эленантов ((Е (Содержание (Д количество золота серебра

Р(a (Е Л )4 неди г f,»

Р (, ) Я (Е

Загружено: с исходными 500 хвостами

19,6 9,8 г/т мг

9,8 мг

1,6 0,80 г/т мг

0,80 мг

100, 0

100, О

100,0 0,50 2,50 100,0

100,0 2,50 100,0

100,0

100,0

0,05 0,25 100,0

0,25 100,0

0,31

1,55

Получено; с пеннын 80 продуктом

89 8

107 8,57 г/т мг

9,0 0,718 г/т нг

0,2 0,082 г/т нг

1,43 57,2

018 014 560 101 0„81 523179

87,4

12,6

0,011 0,045 18,0 0,80 0,33 21,3 С,083 0,34 13,6.3,0 1,23 г/т мг с камерным 410 продуктом

10,2

0,01 с0,02 мг/дн- 3 мг

0,80 с раствором после оора- 1,5 ботки

0,043 0,065 26,0 0,275 0,41 26,4 0,488 0,73 2"„2

<О,1 <0,15 мг/дм 3 мг

100,0 9,8 9 8

100

2,50 IОС,Q

1, 55 1. 10, 0

0,25 100, С

Итого

П р и м е ч а н и е. Содержание железа в растворе после обработки равнялось 42,1 мг/дм

Согласно им оптимальным является состав

H2S04 — NaCI раствора, при котором

С Hz so4 "" =- 40 — 50 г/дм

С)ЧЗС) X "= 60 80 г/дм .

Оптимальная продолжительность обработки хвостов растворами HzS04 — 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 флотоконцентрат.

2, Медь, свинец и цинк извлекаются в сульфидный флотоконцентрат (52 — 57 ) и B 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 (8687 /) превышает аналогичный показатель для прототипа (66 ) на 20 — 21, извлечение меди, свинца и цинка — на 26 — 29 за счет утилизации их окисных форм.

Пример 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

5 90 и 85,7 ;медь, свинец и цинк — в целом на 93, в том числе в сульфидный флоконцентрат — на 77-83 и в раствор HzS04—

NaCI на 12 — 17 . Содержание ценных компонентов в хвостах контрольной флота10 ции составило, : меди 0,07; свинца 0,12; цинка 0,13; золота 0,08 г/т; серебра 1 г/т.

Пример 13. Провели эксперимент, методика которого была полностью аналогична описанной в примере 1, но на отваль15 ной 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—

20 +0,10 мм; 5 класса — 0,10 — +0,074 мм; 10 класса — 0,074 мм.

Полученные результаты аналогичны приведенным в табл.1.

Формула изобретения

25 Способ извлечения благородных и цветных металлов из сульфидных руд и отходов их переработки, включающий иэмельчение, обработку химическими реагентами и флотацию, о тл и ч а ю шийся тем, что, с целью

30 повышения степени извлечения серебра, утилизации окисленных форм цветных металлов, упрощения процесса и снижения его токсичности, перед измельчением осуществляют обработку водным раствором, содер35 жащим хламид натрия в количестве

60-80 г!дм и серную кислоту в количестве

40 — 50 г/дм в течение 50 — 60 мин.

1786158

Таблица2

Данные о химическон составе конечных продуктов эксперимента в примере 2 и о расгределении ценных компонентов между ними

Содержание (Я,4, г/дмз), количество (q,ã) и распределение (E,-") элементов

Выход

Виды материалов и распределений

l ?

Г цинка золота серебра г/дмз меди

Ч

}. ,0 (ч ) Е с )В ч 1 8 ()В (ч (1,6 г/т

1о 6 г/т

2,50 100,0

0,25 100,0

1,55 100,0

Итого: мг

Получено:

6,6 г/т

0,646 80,8 мг с пенным продуктом с камерным про уv.òàí

385 0,01 0,04 16,0 0,15 0,58 37,4

0,4 г/т

0,154 19,2 нг

0,09 0,35 14,0 мг

1,5 0,0004 0,01

0,056 0,08 5,2

0,266 0,40 16,0 с0,01 мг/дмз

О,1 мг/дмз

С,SG 100,0

0,25 100,0 1,55 100,0

2,50 1СС,O

9,8 100,0

Итого:

П р и и е ч а н и е. Содержание железа в конечном растворе равно 12,4 нг/дмз

Таблица .

Результаты экспериментов в случае примеров 3 — 11

35

Сост;- вител ь М. Ди цент

Техред М.Моргентал Корректор Т. Вашкович

Редактор

Заказ 232 Тираж Подписное

ВНИИПИ Государственного комитета по изобретениям и открытиям при ГКНТ СССР

113035, Москва, Ж-35, Раушская наб., 4/5

Производственно-издательский комбинат "Патент", г. Ужгород, ул,Гагарина, 101

Загружено: с исходными хвостами с раствором после обработки

500 0 05 0 25 100,0 0,31 1,55 100,0 0,50 2,5С 100,0

98 021 021 Вчб 091 089 574 179 175 700

0,80 100,0

0,80 100,0

84 г/т

4,0 г/т

9,8 100,0 мг

9,8 100,0 мг

8,26 84,3 мг

I,54 15,7