Способ извлечения благородных металлов из упорных руд и концентратов

(51) 22 11/00 (2006.01) 22 3/00 (2006.01) КОМИТЕТ ПО ПРАВАМ ИНТЕЛЛЕКТУАЛЬНОЙ СОБСТВЕННОСТИ МИНИСТЕРСТВА ЮСТИЦИИ РЕСПУБЛИКИ КАЗАХСТАН ОПИСАНИЕ ИЗОБРЕТЕНИЯ К ИННОВАЦИОННОМУ ПАТЕНТУ обработки упорных руд и продуктов, содержащих сульфидные материалы,для извлечения благородных металлов, трудноизвлекаемых при использовании обычных выщелачивающих реагентов. Извлечение благородных металлов достигается наложением постоянного электрического тока,причем в качестве анода используют сераграфитовый электрод, который при наложении постоянного электрического тока выделяет в раствор, играющий роль электролита анионы,способные образовывать устойчивые растворимые комплексные соединения с благородными металлами.(72) Бейсембетов Искандер Калыбекович Кенжалиев Багдаулет Кенжалиевич Беркинбаева Айнур Нуркалиевна Захарова Наталья Анатольевна Ходарева Татьяна Анатольевна(73) Акционерное общество КазахстанскоБританский технический университет(56) Предварительный патент РК 18785, кл. С 22 В 11/00, опубл. 17.09.2007 г.(54) СПОСОБ ИЗВЛЕЧЕНИЯ БЛАГОРОДНЫХ МЕТАЛЛОВ ИЗ УПОРНЫХ РУД И КОНЦЕНТРАТОВ Изобретение относится к гидрометаллургии, а именно, к способам гидрометаллургической обработки упорных руд и продуктов, содержащих сульфидные материалы, для извлечения благородных металлов,трудноизвлекаемых при использовании обычных выщелачивающих реагентов. Упорными рудами являются такие руды, из которых традиционными выщелачивающими реагентами, такими как цианид натрия или тиомочевина, невозможно получить высокие выходы благородного металла. Наиболее традиционными из этих упорных руд являются такие, которые содержат пирит или арсенопирит в виде серосодержащих соединений, и такие, которые нелегко поддаются обработке выщелачиванием. Традиционная технология состоит в измельчении руд в серии дробилок для получения продукта размером 0,64 см. Этот продукт размером 0,64 см далее измельчают до 200 меш. (сито 0,074 мм) и предпочтительно до 270 меш. (сито 0,053 мм) для того, чтобы гарантировать хороший контакт частиц руды с обрабатывающим реагентом. На следующей стадии измельченную руду помещают в реактор с мешалкой и обрабатывают окислительным реагентом, таким как азотная кислота,при высокой температуре или высоком давлении и при сочетании обоих. В известном способе (Патент , 4647307, кл. С 01 49/00, 1987) рудный концентрат, содержащий арсенопирит или пирит, тонко измельчают, например до 60 200 меш. (сито 0,074 мм), и обрабатывают в автоклаве для разложения арсенопирита в кислом растворе в объемном пространстве путем взаимодействия с окисленными разновидностями азота, в которых валентность азота равна, по меньшей мере, 3. Реакцию проводят при высоких температурах, т.е. около 80 С, и при повышенных давлениях. Окисленные активные разновидности азота регенерируют в том же объемном пространстве при подаче кислорода и давлении выше атмосферного. Кислород вводят в автоклав и поддерживают его при парциальном давлении от 3,52 кг/см 2 до 7,03 кг/см 2. Чтобы гарантировать удовлетворительное перемешивание руды в автоклаве, мешалку обычно используют так, чтобы концентрат сохранился в суспензии, и таким образом обеспечить в автоклаве хороший контакт руды с обрабатывающими реагентами. После окисления руды образующийся шлам выделяют из жидкой фракции, которая содержит растворенные окисленные металлы, в твердый остаток,содержащий благородные металлы, такие как золото и серебро. Твердый остаток затем обрабатывают выщелачиванием стандартными, традиционными выщелачивающими реагентами,такими как тиомочевина, цианид натрия или другой подобной обработкой, хорошо известной в данной области. Растворенные золото и/или серебро затем осаждают обработкой углем, замещением цинка и т.п. Известен способ (Патент , 3793429, кл. С 22 В 3/00, 1974), включающий предварительную обработку азотной кислотой сульфидных медных руд и концентратов, содержащих значительные количества меди и железа, для извлечения меди, серебра и золота,2 содержащихся в руде. В этом способе концентрат,который содержит около 28 меди, 25 железа,серебра 132,3 г/м.т и 15,2 г/м.т золота на тонну концентрата сначала измельчают до 270 меш. (сито 0,053 мм) и затем выщелачивают азотной кислотой при 90 С. Это воздействие азотной кислоты превращает сульфид железа в водородный ярозит или эквивалентный осадок железа. После обработки азотной кислотой концентрат подвергают разделению жидкого и твердого. Жидкую порцию подвергают промежуточной очистке и нейтрализации перед направлением ее на стадию электрического выделения меди, где извлекают медь. Твердую часть, которую выделили со стадии выщелачивания азотной кислотой,обрабатывают на промежуточных стадиях для удаления серы и непрореагировавших сульфидов посредством пенной флотации и цианированием, при котором золото и серебро извлекают из нерастворимого ярозита. Эти способы трудно осуществимы, потому что требует оборудования с высоким давлением и/или высокой температурой, такого как автоклавы с перемешиванием и т.п. и тяжело управляемы при непрерывных процессах. Наиболее близким к предлагаемому техническому решению является способ извлечения золота из сульфидных руд путем обработки измельченной руды в растворе хлорида натрия постоянным током(Предварительный патент РК 18785, МПК С 22 В 11/00, он. 17.09.2007, бюл. 9). Процесс осуществляют в стандартной электролитической ванне при анодной плотности тока - 600 - 1000 А/м 2. Концентрация раствора хлорида натрия составляет 2535 мас., температура процесса - 80-95 С. При этом окисление сульфидсодержащей руды в присутствии атомарного хлора, образующегося при электролизе, приводит к переходу их в соли железа, арсенаты и соляную кислоту, а освободившееся из кристаллической решетки золото в виде трехвалентного комплекса переходит в раствор, откуда извлекается известными методами. Как видно из указанных значений плотностей тока,процесс по указанному способу достаточно энергоемкий. Задачей предлагаемого изобретения является повышение эффективности и экономичности способа. Это достигается тем, что в качестве анода используют сера-графитовый электрод (Способы изготовления сера-графитового электрода описаны в предпатенте 17771, опубл. 15.09.2006, бюл. 9 и инновационном патенте 21223, оп. 15.05.2009, бюл. 5). Сущность предлагаемого изобретения заключается в следующем. При наложении постоянного электрического тока сера-графитовый электрод выделяет в раствор, играющий роль электролита,серосодержащие анионы, такие как тиосульфат-,сульфит-, сульфат-, полисульфид-, гидросульфид- и сульфид-ионы. Эти анионы, кроме сульфат-иона, в большей или меньшей степени, могут образовывать комплексные соединения с большинством металлов,включенных в упорные сульфидные руды. Наиболее устойчивыми являются тиосульфатные комплексы благородных металлов,комплексообразование которых способствует переходу в раствор благородных металлов. Для осуществления способа в электрохимическую ячейку с 0,1 М растворес железным катодом и серо-графитовым анодом помещают измельченную руду. На электроды подают постоянный ток напряжением 4,5 В с анодной плотностью 170-200 А/м 2. Обработку руды ведут в течение 2-3 часов при комнатной температуре. Дальнейшее извлечение и разделение благородных металлов из раствора осуществляется известными способами, например, адсорбцией ионообменными смолами или активированным углем. Примеры осуществления способа Пример 1 В стеклянную ячейку заливали 250 мл 0,1 М раствора гидроксида натрия,устанавливали углеродный или железный и серографитовый электроды, примерно одинаковые по площади,загружали 25 г упорной сульфидной руды месторождения Жаналык. Состав руды, определенный с помощью рентгеновского флуоресцентного спектрометра - и методов химического анализа приведен ниже. Содержание компонентов вР-12,37,- 11,75, - 6,99, С 1- 2,99,- 10, К -0,73, Ва - 5,88, С -1,00,М - 0,38,-3,62, С - 0,05,- 0,08, ,-0,02,0,60,- 0,20,- 0,33,- 0,02 Содержание компонентов в г/т- 0,0766,2,31,- 30,50. В центр ячейки устанавливали стеклянную механическую мешалку и пропускали постоянный электрический ток в течение 2-3 х часов до достижения постоянного значения выхода металлов в раствор. Затем кеки выщелачивания промывали дистиллированной водой, сушили в сушильном шкафу, взвешивали и с помощью рентгеновского флуоресцентного спектрометра - и методов химического анализа определяли содержание металлических компонентов и затем рассчитывали степень их извлечения из руды. Таблица 1 Степень извлечения металлических компонентов руды при электровыщелачивании. Из приведенных данных видно, что наиболее селективное извлечение благородных металлов в раствор происходит при постоянном токе напряжением 4,5-5,0 В с анодной плотностью 179-198 А/м 2. Пример 2 Опыт проводили по примеру 1, но вместо руды загружали 25 г концентрата сульфидной руды месторождения Жаналык. Ниже приведен состав концентрата. Содержание компонентов вР-10,08,1,95,Со - 0,12, К -0,7327, Ва 10, С-0,55, М - 0,10, 10, С - 1,16,- 0,25, ,-0,06,- 3,49,0,08,- 0,06 Содержание компонентов в г/т- 10,0,- 24,0, 50,0. Таблица 2. Степень извлечения металлических компонентов из концентратов при электровыщелачивании. Сравнивая результаты электровыщелачивания в двух примерах, можно констатировать, что использование сера-графитового электрода для извлечения благородных металлов весьма эффективно. Максимальная степень извлечения достигается при постоянном токе напряжением 4,5 В, когда анодная плотность тока составляет 180190 А/м 2. Способ электрохимического извлечения благородных металлов из упорных руд и концентратов, включающий обработку измельченной руды или концентрата постоянным током,отличающийся тем, что обработку ведут при постоянном токе напряжением 4,5 В с анодной плотностью 180-190 А/м 2 в 0,1 М растворе гидроксида натрия в присутствии серо-графитового электрода. ФОРМУЛА ИЗОБРЕТЕНИЯ Верстка А. Сарсекеева Корректор Е. Барч 3