СПОСОБ ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ ПОЛИМЕТАЛИЧЕСКОГО РУДНОГО СЫРЬЯ

СПОСОБ ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ ПОЛИМЕТАЛИЧЕСКОГО РУДНОГО СЫРЬЯ


RU (11) 2085600 (13) C1

(51) 6 C22B3/00, C22B3/14, C22B11/00 

(12) ОПИСАНИЕ ИЗОБРЕТЕНИЯ К ПАТЕНТУ РОССИЙСКОЙ ФЕДЕРАЦИИ 
Статус: по данным на 07.12.2007 - прекратил действие 

--------------------------------------------------------------------------------

(21) Заявка: 95106535/02 
(22) Дата подачи заявки: 1995.04.24 
(45) Опубликовано: 1997.07.27 
(56) Список документов, цитированных в отчете о поиске: Масленицкий и др. Автоклавные процессы в цветной металлургии. - М.: Металлургия, 1969, с.191-193. 
(71) Заявитель(и): Спиртус Марк Аврамович; Коблов Владимир Васильевич; Ситнов Анатолий Георгиевич; Тимошенко Эльмира Мироновна; Корсунский Владимир Ильич; Цваров Анатолий Александрович 
(73) Патентообладатель(и): Спиртус Марк Аврамович; Коблов Владимир Васильевич; Ситнов Анатолий Георгиевич; Тимошенко Эльмира Мироновна; Корсунский Владимир Ильич; Цваров Анатолий Александрович 

(54) СПОСОБ ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ ПОЛИМЕТАЛИЧЕСКОГО РУДНОГО СЫРЬЯ 

Изобретение относится к цветной металлургии, а именно к получению благородных металлов методами выщелачивания из руд, содержащих золото, серебро и другие металлы. Сущность изобретения: выщелачивание ведут в окислительной среде в автоклаве раствором, содержащим аммиак и сульфат аммония при 130 - 160oC в течение 3-6 ч и отделение растворов от твердой фазы. Выщелачиванию подвергают гравитационный и флотационный концентраты, содержащие драгоценные металлы и полученные из отвальных продуктов обогатительных фабрик, и ведут его при соотношении жидкого раствора к твердой фазе равном 5 - 7 при суммарном давлении кислорода и аммиака 3 - 9 ати и концентрации аммиака в растворе равной 100 - 200 г/л и сульфата аммония равном 60 - 120 г/л. 2 табл. 


ОПИСАНИЕ ИЗОБРЕТЕНИЯ



Изобретение относится к цветной металлургии, а именно к получению благородных металлов методами выщелачивания из руд, содержащих золото, серебро и другие металлы.

Известен процесс автоклавного окисления сульфидных золотосодержащих концентратов в аммиачных растворах при повышенных температурах: Т:Ж=1:10; NH3 (50-75) г/л; (NH4)2SO4 100 г/л; температура 190-250oC; общее давление 42 атм, в том числе давление кислорода 18-22 ат, продолжительность 3-8 ч. Извлечение золота до 90% Данный процесс не нашел применения в промышленности из-за повышенной сложности (Ладейщиков В.В. Извлечение золота из упорных руд и концентратов. М. Недра, 1968, с. 104 106 аналог).

Разработана также схема аммиачной переработки медно-свинцовых концентратов и промпродуктов алтайских обогатительных фабрик, а также уральского медно-цинкового пиритного концентрата. Режим: 140 160oC, давление кислорода 5 ат, продолжительность 2-6 ч. Извлечение основных компонентов: Cu, Zn, Cd, S 94 99,5% золото и серебро 92 95% Pb, Fe, Mn, Sb, As, Bi, Ca, Mg, Al, Si практически полностью остаются в осадке. При извлечении из раствора благородных металлов при выщелачивании зыряновского концентрата: при 140 150oC, давление кислорода (Pобщ= 23 30 ат), Ж:Т 3,5:1, начальная концентрация аммиака 18% извлечение из раствора золота и серебра до 92,7 и 94,3% соответственно (Масленицкий И.Н. Доливо-Добровольский В.В. Доброхотов Г.Н. Соболь С.Н. Чугаев Л. В. Беликов В.В. Автоклавные процессы в цветной металлургии. М. Металлургия, 1969, с. 191 193 прототип).

Недостатками известного способа являются недостаточно высокое извлечение благородных металлов из гравитационных и флотационных концентратов. Технический результат повышение извлечения благородных металлов.

Технический результат достигается тем, что согласно способу выщелачивания полиметаллического рудного сырья, включающем выщелачивание в окислительной среде в автоклаве раствором, содержащим аммиак и сульфат аммония при 130

160oC в течение 3 6 ч и отделение раствора от твердой фазы, выщелачиванию подвергают гравитационный и флотационный концентраты, содержащие драгоценные металлы и полученные из отвальных продуктов обогатительных фабрик, и ведут его при соотношении жидкого раствора к твердой фазе равном 5 7 при суммарном давлении кислорода и аммиака 3 9 ати и концентрации аммиака в растворе, равной 100 200 г/л и сульфата аммония 60 120 г/л.

Предложенная гидрометаллургическая технология переработки золотосодержащих продуктов позволяет путем автоклавного выщелачивания разложить минералы и перевести их в раствор с последующим отделением этого раствора от обедненной твердой породы и выделением из него богатого золото-серебросодержащего продукта.

Техническая задача решается за счет автоклавного выщелачивания золото-серебросодержащих руд и концентратов в щелочной среде. Были проведены технологические исследования с использованием концентрата Бакырчикского месторождения, руды которого относятся к наиболее "упорным", трудновскрываемым. Были опробованы пробы гравитационного концентрата и исходной руды Артемовского месторождения, пробы руды Майского месторождения. Состав проб приведен в табл.1.

Исследования по автоклавному окислению исходных проб проводили с помощью аммиачного выщелачивания, которое осуществляли в режиме: температура = 130 - 160C сумма парциальных давлений кислорода и аммиака P 3 9 ати, весовое отношение жидкого к твердому в загружаемой исходной пульпе Ж:Т 5 7, концентрация аммиака в растворе 100 120 г/л, сульфата аммония 60 120 г/л. Продолжительность выщелачивания 3 6 ч. Опыты проводили в лабораторных автоклавах объемов 0,5 3,0 л в периодическом режиме с механическим перемешиванием.

Получены достаточно высокие показатели по извлечению из раствора благородных металлов, золота 90 95, серебра 80 85. При выщелачивании руды Майского месторождения (9 г/т Au) были получены кеки с остаточным содержанием золота 0,2 0,6 г/т при содержании его в растворе более 1,4 мг/л (Ж:Т 5).

Выщелачивание концентрата Артемовского месторождения (113 г/т Au) позволило снизить содержание золота в кеке до 17 г/т при 6,8 8,3 мг/л золота в растворе при Ж:Т 5; автоклавная обработка Артемовской руды (4,5 г/т Au) - до 0,5 г/т золота при его содержании в растворе более 1 мг/л при Ж:Т 5.

Аммиачное выщелачивание было осуществлено на гравитационных концентратах, полученных из материалов, перерабатываемых на Турд-Кудукской обогатительной фабрике и из руд месторождений Бестюбе. Составы использованных исходных материалов приведены в табл. 2.

Выполненные химические анализы твердых продуктов свидетельствуют о том, что за 3 6 ч автоклавного выщелачивания при 130 145oC концентрация серебра в обогащенных хвостах Турд-Кудукской обогатительной фабрики за счет перехода в раствор снизилась с 18 до 4 г/т, золота с 19,5 до 5 8 г/т. Это соответствует 80 85% извлечению благородных металлов в жидкую фазу.

Все режимы автоклавного выщелачивания по изобретению определены экспериментальным путем.

Выщелачивание богатого по благородным металлам концентрата (примерно 295 г/т золота и 53 55 г/т серебра) позволило снизить концентрации в конечном кеке золота до 30 35 г/т, т.е. практически в 10 раз и серебра до 9 20 г/т.

Таким образом, с помощью изобретения, защищающего способ выщелачивания широкого по составам спектра материалов, показана возможность глубокого извлечения из них благородных металлов. Предлагаемая технология не включает экономически вредных операций. Мышьяк при аммиачном выщелачивании в жидкую фазу практически не переходит. 


ФОРМУЛА ИЗОБРЕТЕНИЯ



Способ выщелачивания полиметаллического рудного сырья, включающий выщелачивание в окислительной среде в автоклаве раствором, содержащим аммиак и сульфат аммония при 130 160oС в течение 3-6 ч и отделение раствора от твердой фазы, отличающийся тем, что выщелачиванию подвергают гравитационный и флотационный концентраты, содержащие благородные металлы и полученные из отвальных продуктов обогатительных фабрик, и ведут его при соотношении жидкого раствора к твердой фазе, равном 5 7, при суммарном давлении кислорода и аммиака 3-9 ати и концетрации аммиака в растворе, равной 100 200 г/л и сульфата аммония 60 120 г/л.