СПОСОБ ИЗВЛЕЧЕНИЯ ЗОЛОТА ИЗ СУЛЬФИДНОГО ФЛОТОКОНЦЕНТРАТА

Изобретение относится к горнодобывающей и гидрометаллургической промышленности, а именно к извлечению золота из упорных мышьяковистых золотосодержащих руд, методом автоклавного окисления с последующим тиомочевинного выщелачивания полученных кеков.
Сущность изобретения заключается в том, что исходная руда подается на дробление, измельчение руды до 75- 90 % содержания класса «-0,075 мм» и проведению флотации с получением сульфидного концентрата. Флотационный концентрат подвергается автоклавному окислению с последующим сорбционным выщелачиванием в водном растворе тиомочевины с добавлением активированного угля, регенерация угля и получением из золотосодержащих растворов сплава Доре

Изобретение относится к горнодобывающей и гидрометаллургической промышленности, а именно к извлечению золота из упорных мышьяковистых золотосодержащих руд, методом автоклавного окисления с последующем тиомочевинного выщелачивания полученных кеков.
В качестве прототипа выбран способ переработки упорных золотосодержащих руд методом биоокисления. Способ включает: дробление, измельчение концентрата до 75-90 % класса «-0,075 мм» с последующим бактериальнохимическим окислением сульфидов предназначенных на использование давно установленного факта, что в присутствии микроорганизмов - автотрофных бактерий типа «Тиобациллус феррооксиденс» (Thiobacillus ferroxidans, T.f.) золотосодержащие сульфиды железа окисляются до конечных химических соединений без применения высоких давлений и температур. Освобождающееся при этом золото становится доступным для выщелачивания цианистыми растворами.
Роль бактерий сводится по существу к ускорению окисления промежуточных продуктов разложения сульфидов до конечных химических соединений Fe2(S04)3 и H2S04.
Механизм биоокисления - прямой или косвенный по существу имеет ту же направленность, что и электрохимическое окисление, т.е. микроорганизмы являются катализаторами - переносчиками электронов от донора (сульфида) к акцептору (кислороду) [1].
К недостаткам процесса относится большая продолжительность от 48 до 100-120 часов, адаптированные микроорганизмов к среде, поддержание необходимой температуры.
Цель изобретения является извлечение золота и серебра из сульфидного флотоконцентрата.
Способ осуществлялся следующим образом: исходная руда подается на дробление, измельчение руды до 75- 90 % содержания класса «-0,075 мм», флотацию с получением сульфидного концентрата. Флотационный концентрат подвергается автоклавному окислению с последующим сорбционном выщелачиванием в водном растворе тиомочевине с добавлением активированного угля, регенерация угля и получением из золотосодержащих растворов сплава Доре.
Осуществимость способа подтверждена в лабораторных условиях: концентрат предварительно была измельчена до 90 % класса «-0,075 мм» и подвергался автоклавному окислению. Продукты автоклавного окисления подвергали тиомочевинному выщелачиванию при условиях: навеска концентрата 50 г, соотношение Ж:Т = 3:1, температура проведения процесса 20°С с содержание в нем Au - 49 г/т, Ag - 320 г/т и Cu – 0,4%. В таблице 1 представлены результаты процесса. Как видно из результатов опытов, извлечение благородных металлов повышается и составляет 90,5% золота и 80,8% серебра.
Проведенные исследования влияния продолжительности процесса на выщелачивание показали, что уже в течение 2 часов с момента взаимодействия с тиомочевином извлечение достигает: Au – 66,3% и Ag – 57,6%. При увеличение времени тиомочевинного выщелачивания от 2 до 10 ч степень извлечения золота и серебра увеличивается и достигает максимального значения (в %): Au – 90,2 и Ag – 80,4 (таблица 2)
Результаты исследований по установлению оптимальных условий технологического процесса тиомочевинного выщелачивания концентрата приведены в таблице 3.
Расход тиомочевины в растворе изменялся в пределах 8-20 г при постоянной концентрации серной кислоты 1,4%, рН= 1,3 и сульфата железа – 8 г. Продолжительность опытов составляла 6 ч. Как показывают результаты опытов, скорость растворения золота и серебра находится в прямой зависимости от концентрации тиомочевины. Доля переходящего в раствор золота и серебра повышается при расходе тиомочевины 8 г до Au – 74,3% и Ag – 59,6%. Оптимальным расходом тиомочевины на исследуемую пробу является 16 г, при нем достигаются следующие извлечения металлов (%): Au – 89,2 и Ag – 77,6.

Таблица 1
Извлечение металлов при тиомочевинном выщелачивании
концентрата месторождения Иккижелон
№
п/п τ, ч рН
кон. Загрузка реагентов,
г/дм3 Концентрация в растворе, мг/дм3 Степень извлечения, %
CS(NH2)2 Fe2(SO4)3 H2SO4 Au Ag Au Ag
1 8 1,1

16

8

14 14,471 83,520 88,6 78,3
2 16 1,3 14,324 84,373 87,7 79,1
3 24 1,6 14,782 83,627 90,5 78,4
4 24 1,2 14,438 86,187 88,4 80,8

Таблица 2
Степень извлечения золота и серебра из концентрата
в зависимости от продолжительности выщелачивания

τ, ч рН
кон. Загрузка реагентов,
г/дм3 Концентрация в растворе, мг/дм3 Степень извлечения, %
CS(NH2)2 Fe2(SO4)3 H2SO4 Au Ag Au Ag
2 1,3

16

8

14 10,829 61,440 66,3 57,6
4 1,4 12,920 74,987 79,1 70,3
6 1,2 14,733 84,373 90,2 79,1
8 1,2 14,440 85,760 88,4 80,4
10 1,3 14,537 85,547 89,0 80,2


Таблица 3
Зависимость растворения золота и серебра от расхода
тиомочевины в растворе CS(NH2)2

№
п/п τ, ч рН
кон. Загрузка реагентов,
г/дм3 Концентрация в растворе, мг/дм3 Степень извлечения, %
CS(NH2)2 Fe2(SO4)3 H2SO4 Au Ag Au Ag
1

6 1,8 8

8

14 12,136 63,573 74,3 59,6
2 1,5 12 13,998 71,893 85,7 67,4
3 1,3 16 14,569 82,773 89,2 77,6
4 1,3 20 14,520 83,627 88,9 78,4

По результатам проведенных исследований определена принципиальная технологическая схема автоклавного вскрытия упорного золотосодержащего концентрата который представлен на фиг.1

1 Барченков В.В. Технология гидрометал-лургической переработки золотосодержащих флотоконцентратов с приминением активных углей. Чита. Поиск, 2004