DE69926661T2

DE69926661T2 - Verfahren zum behandeln von mineralen, die edelmatalle enthalten

Info

Publication number: DE69926661T2
Application number: DE69926661T
Authority: DE
Inventors: Matthew Michael HOURN; Ulep Rodrigo VENTURA; Anthony John WILLIS; David Winborne
Original assignee: Xstrata Queensland Ltd
Current assignee: Glencore Queensland Ltd
Priority date: 1998-09-21
Filing date: 1999-09-20
Publication date: 2006-06-08
Anticipated expiration: 2019-09-21
Also published as: WO2000017407A1; MY118964A; EP1171641B1; CA2349940C; PE20001188A1; NZ511616A; US6833021B1; EP1171641A4; DE69926661D1; PA8482201A1; AR023666A1; ES2255299T3; CA2349940A1; ATE301729T1; EP1171641A1

Description

Bereich der Erfindung
Die vorliegende Erfindung betrifft einen Prozess zum Laugen von schweraufschließbaren sulfidischen und/oder kohlenstoffhaltigen Erzen oder Konzentraten und ist insbesondere gerichtet auf ein Verfahren zum Gewinnen von in den Erzen oder Konzentraten enthaltenen Edelmetallen.
Stand der Technik
Gold wird im Allgemeinen aus goldhaltigen Erzen durch Behandlung mit einer Cyanidlösung extrahiert, die das Gold solubilisiert. In einigen Erzen ist das Gold jedoch als Mikropartikel vorhanden, die in dem Erz eingeschlossen sind. Das Gold in derartigen Erzen kann nicht durch traditionelle Cyanidlaugungstechniken extrahiert werden. Diese Erztypen sind als schweraufschließbare Erze bekannt und sind typischerweise sulfidische und/oder kohlenstoffhaltige Erze. Diese Erze können zusammen mit Sulfiden auch weitere Verbindungen von anderen Gruppe-VIA-Elementen, wie beispielsweise Selen und Tellur enthalten.
Um Gold aus schweraufschließbaren sulfidischen Erzen zu extrahieren, müssen die Erze zuerst behandelt werden, um das Gold freizusetzen, so dass es für eine Cyanidlaugung zugänglich ist. Ein schweraufschließbares Erz wird typischerweise durch Oxidieren des Erzes behandelt, was zu der chemischen Zerstörung der schweraufschließbaren Komponente des Erzes führt, wodurch Edelmetalle für eine nachfolgende Gewinnung freigesetzt werden. Bekannte Verfahren zum Oxidieren schweraufschließbarer Erze schließen ein Rösten, bakteriell unterstütztes Laugen und Laugen des Erzes bei erhöhten Temperaturen und Druck unter sauren Bedingungen.
Ein Beispiel eines derartigen Prozess zum Behandeln von sulfidischen Erzen ist als der Sherritt-Prozess bekannt, der die Schritte der Vorbereitung des Ausgangsmaterials, Druckoxidation in Anwesenheit von Säure und Sauerstoff, Fest-/Flüssig-Trennung, Flüssigkeits-Neutralisierung und Gewinnung von Gold aus den oxidierten Feststoffen durch Cyanidlaugung einschließt. Die bei diesem Prozess benötigten Betriebsbedingungen liegen bei Temperaturen zwischen etwa 150°C bis 210°C, einem Gesamtdruck von 2100 kPa, einer Stoffdichte von 20% bis 30% Feststoffe pro Masseneinheit, einer Säurekonzentration von 20–100 g/l und einer Verweildauer von zwei bis drei Stunden. Die Oxidation muss in einem Druckkessel durchgeführt werden und erfordert eine Sauerstoffquelle.
Die mit dem Bereitstellen der Druckkessel und dem Erfüllen eines hohen Sauerstoffbedarfs zusammenhängenden Kapitalkosten sind hoch und können für einen Aufbau an entlegenen Orten, für einen Betrieb im mittleren bis kleinen Maßstab und für ein minderwertiges Erz unerschwinglich sein. Es ist möglich, unter weniger aggressiven Bedingungen zu laugen, aber in diesem Fall sind die Laugungsgeschwindigkeiten und die Ausbeute zu niedrig, um wirtschaftlich durchführbar zu sein.
Es sind Versuche unternommen worden, um die aggressiven Bedingungen zu reduzieren und die erforderlichen Drücke und Temperaturen zu erniedrigen und gleichzeitig die wirtschaftliche Durchführbarkeit von Behandlungsprozessen von schweraufschließbarem Erz aufrecht zu erhalten. So beschreibt beispielsweise die australische Patentanmeldung 27182/92 das Unterwerfen eines Erzkonzentrats einer feinen Mahlung vor dem Laugen. Feines Mahlen auf eine 80%-Durchtrittsgröße von 15 μm oder weniger ermöglicht es, dass das Laugen unter weniger aggressiven Bedingungen bei Temperaturen von 95–110°C und Drücken von etwa 1000 kPa durchgeführt wird.
Obwohl somit einiger Fortschritt beim Reduzieren der Betriebsparameter erreicht wurde, wenn Sauerstoff als Oxidationsmittel verwendet wird, muss das Laugen immer noch unter Druck durchgeführt werden.
US5536480 beschreibt ebenfalls das Unterwerfen eines Erzes einem feinen Mahlen vor einer sauren Drucklaugung. In diesem Fall enthält das schweraufschließbare sulfidische Erz kohlenstoffhaltiges Material und das Erz wird auf eine Teilchengröße von 40 μm oder weniger gemahlen. Es wurden herausgefunden, dass es, um eine akzeptable Goldgewinnung zu erhalten, notwendig war, das Material bei einer Mindesttemperatur von 200°C zu oxidieren und eine Mindestschwefeloxidation von 96% zu erzielen.
Es ist auch bekannt, Mineralarten oxidativ mit Eisen(III)-Ionen unter sauren Bedingungen zu laugen. Das Eisen(III)-Ion ist typischerweise ein wirksameres Oxidationsmittel als Sauerstoff, was bedeutet, dass Oxidation mit Eisen(III)-Ionen unter weniger aggressiven Bedingungen durchgeführt werden kann. Oxidatives Laugen bei atmosphärischem Druck unter Verwendung von Eisen(III)-Ionen ist bekannt. Ein Nachteil von Laugen mit Eisen(III)-Ionen ist, dass die Eisen(III)-Ionen während der Laugungsreaktion zu Eisen(II)-Ionen reduziert werden. Da Laugungslösungen wiederverwendet werden, müssen daher Eisen(II)-Ionen durch Oxidieren der reduzierten Eisen(III)-Ionen regeneriert werden.
Ein weiterer Nachteil bei den vorerwähnten Laugungsprozessen für die Gewinnung von Edelmetall ist, dass sie unter sauren Bedingungen stattfinden. Eine Schwierigkeit beim Laugen unter sauren Bedingungen ist, dass Erze, die eine organische Kohlenstofffraktion enthalten, bekannt als kohlenstoffhaltige Erze, nicht leicht verarbeitet werden können, um akzeptable Niveaus an Edelmetallgewinnung zu erreichen. Edelmetalle wie beispielsweise Gold werden typischerweise aus einer Laugungslösung durch einen Cyanidlaugungsschritt gewonnen. Die Verringerung bei der Gewinnung beruht auf Absorption der Edelmetalle durch die organischen Inhaltsstoffe während der Cyanidstufe. Die absorbierten Metalle können nicht durch eine Cyanidlaugung ohne eine weitere Vorbehandlungsstufe gewonnen werden, die dazu bestimmt ist, das kohlenstoffhaltige Material zu zerstören.
Um das Problem von organischem Kohlenstoff anzugehen, werden kohlenstoffhaltige schweraufschließbare Erze üblicherweise durch Rösten behandelt, um kohlenstoffhaltiges Material in den Erzen in gasförmiges Kohlendioxid umzuwandeln, oder durch Behandlung mit einem starken chemischen Oxidationsmittel, wie beispielsweise Chlor, um das kohlenstoffhaltige Material zu oxidieren. Beide Verfahren sind teuer und für die Behandlung von minderwertigen Materialien nicht wirtschaftlich durchführbar.
Da Laugungsschritte, wie beispielsweise Cyanidlaugung, alkalische Bedingungen erfordern, muss weiter die Säure vor einer Cyanidlaugung entfernt werden.
Das Problem der Entfernung von Säure vor Cyanidlaugung kann durch Laugen unter alkalischen Bedingungen überwunden werden. Laugen von Nickel und Kobalt unter alkalischen Bedingungen unter Verwendung von Ammoniak/Ammoniumsalzen ist gut bekannt. Ein größerer Nachteil von alkalischem Laugen ist jedoch, dass wenn eisenhaltige Erze, wie beispielsweise Pyrit oxidiert werden, sich das gelaugte Eisen als eine passive Eisenoxidschicht auf dem Mineralteilchen niederschlägt. Diese Schicht verhindert weitere Oxidation mit dem Ergebnis, dass das Ausmaß an Laugung unter alkalischen Bedingungen geringer ist als unter sauren Bedingungen. Dies führt zu in einer niedrigeren Ausbeute an Edelmetallen.
Des Weiteren erfordert alkalisches Laugen von schweraufschließbaren Materialien einen erhöhten Druck und erhöhte Temperaturen und ein Oxidationsmittel, damit das Laugen stattfindet. Selbst unter aggressiven alkalischen Bedingungen ist jedoch die Ausbeute an Edelmetallen oft geringer als jene bei saurer Laugung. Des Weiteren sind unedle Metalle wie beispielsweise Kupfer und Zink bei einem hohen pH unlöslich. Somit ist alkalisches Laugen nicht geeignet zum Laugen von Erzen oder Konzentraten, bei denen die Gewinnung von unedlen Metallen aus Sulfiden unedler Metalle, wie beispielsweise Chalkosin, Sphalerit oder Chalkopyrit erforderlich ist. Aus diesen Gründen ist das wirtschaftliche und akademische Interesse auf das saure Laugen gerichtet gewesen.
Die meiste Literatur, die sich auf alkalisches Laugen bezieht, ist auf die Verwendung von wasserlöslichen Alkalien, wie beispielsweise Natrium- oder Kaliumhydroxid und Ammoniak, gerichtet. Ein Nachteil dieser Reagenzien ist, dass Eisen hauptsächlich als Jarosit ausgefällt wird. Jarosit blockiert die Goldgewinnung und ist auch ein unter Umweltgesichtspunkten nicht akzeptabler Abfall. Hydroxid-Reagenzien und insbesondere Natriumhydroxid sind auch unerschwinglich teuer.
Es ist die Verwendung von preiswerteren Alkalien, wie beispielsweise Kalk, vorgeschlagen worden. Bis heute jedoch ist das Laugen von Eisensulfidmaterialien mit Kalk nicht erfolgreich gewesen, da das Laugen unvollständig und die nachfolgende Ausbeute an Edelmetall gering ist. Beispielsweise erzielte eine frühere Studie einer alkalischen Oxidation von Pyrit zur Goldgewinnung unter Verwendung von Kalk nur 30–40% Goldausbeute, was nur eine geringe Verbesserung gegenüber einer direkten Cyanidlaugung des Pyrits bot. Es wird angenommen, dass dies auf einer Passivierung des Minerals durch Abscheidung einer Gips/Eisenoxidschicht beruht.
Kalkstein ist ein weiteres Alkali, das relativ preiswert ist. Kalkstein wird typischerweise bei der Neutralisierung von sauren Laugungslösungen verwendet. Kalkstein gilt jedoch als unzureichend reaktiv und/oder löslich in alkalischen Systemen, um für alkalisches Laugen verwendet werden zu können.
Unter einem wirtschaftlichen Gesichtspunkt wäre es wünschenswert, wenn schweraufschließbare Materialien zur Gewinnung von Edelmetall unter milden alkalischen Bedingungen und unter Verwendung von anderen Reagenzien als den teuren Hydroxiden gelaugt werden könnten.
Wie oben erwähnt wurde ist es bekannt, dass die Oxidationsgeschwindigkeit unter sauren Bedingungen durch feines Mahlen zur Vergrößerung der Oberfläche der Mineralteilchen erhöht werden kann. Eine solche Erhöhung kann vorhergesagt werden, da eine größere Oberfläche gegeben ist, die den Oxidationsmitteln ausgesetzt ist. In alkalischen Systemen ist diese Wirkung jedoch im Hinblick auf die Ausbildung der passiven Eisenoxidschicht auf den Teilchen in hohem Maße reduziert. Es wird angenommen, dass die geschwindigkeitsbestimmenden Faktoren in den alkalischen Systemen mit der Bildung der passivierenden Eisenoxidschicht und der Diffusion von Sauerstoff durch die Schicht zusammenhängen. Somit haben sich Forscher auf diesem Gebiet darauf konzentriert, das Ausmaß an alkalischer Laugung durch Verwendung von starken, löslichen Alkalien, durch Modifizieren der Laugungsbedingungen zu vergrößern, um so die Bildung der passiven Schicht zu minimieren und/oder die Diffusionsgeschwindigkeit durch die Schicht zu beeinflussen.
Eine Studie schlägt Laugen bei höheren Temperaturen oder mit relativ konzentrierten Reagenzienlösungen vor. Der Grund dafür ist, rasch eine passive Schicht zu produzieren, die instabil ist und aufgebrochen werden kann. Es wird angenommen, dass die Schichten bei niedrigeren Temperaturen langsamer wachsen und stabiler sind. Ein weiterer Vorschlag ging dahin, Additive zu verwenden, die reagieren können, um die Schicht aufzulösen oder um die Schicht durchlässiger zu machen.
Bis heute ist jedoch kein Verfahren vorgeschlagen worden, das in der Lage ist, wirtschaftlich eisenhaltige schweraufschließbare Erze und Konzentrate unter alkalischen Bedingungen zu laugen und das auch eine gute Ausbeute an Edelmetallen aus dem Erz oder den Konzentraten ermöglicht.
Die vorliegende Erfindung basiert auf der überraschenden und unerwarteten Entdeckung, dass Laugen von schweraufschließbaren sulfidischen und/oder kohlenstoffhaltigen Materialien unter alkalischen Bedingungen erfolgreich erzielt werden kann durch sorgfältige Auswahl der Teilchengröße des zu laugenden Materials. Noch überraschender wurde entdeckt, dass nicht nur die Laugungseffizienz verbessert werden kann, sondern dass das Laugen auch unter relativ milden Bedingungen erfolgreich durchgeführt werden kann. Des Weiteren wurde noch entdeckt, dass die Aktivität von irgendeinem kohlenstoffhaltigen Material in dem Ausgangsmaterial als Teil des Oxidationsprozesses in hohem Maße reduziert werden kann, bis zu einem Punkt, bei dem es nicht mit der Aktivkohle konkurriert, die kommerziellen Gold/Silber-Gewinnungsprozessen zugegeben wird, bei denen Cyanid zum Laugen der Edelmetalle verwendet wird.
Gemäß einer ersten breiten Form der Erfindung wird ein Verfahren zum Gewinnen eines Edelmetalls aus einem schweraufschließbaren Material zur Verfügung gestellt, das das Edelmetall enthält, wobei das Verfahren ein Verarbeiten des schweraufschließbaren Materials vor dem Laugen beinhaltet, um das Edelmetall zu gewinnen, wobei das Verfahren beinhaltet: Mahlen des Materials auf eine Partikelgröße von P₈₀ von weniger als 25 μm und Laugen des Materials bei atmosphärischem Druck mit einer Lösung, die Kalk und/oder Kalkstein enthält, in Anwesenheit eines sauerstoffhaltigen Gases, wobei das Laugen bei einem pH zwischen etwa 6 bis 10 durchgeführt wird, um ein behandeltes Material zu bilden; und Unterziehen des behandelten Materials einem separaten Laugungsschritt, um das Edelmetall zu gewinnen.
In der vorliegenden Beschreibung und den Ansprüchen schließt der Ausdruck "schweraufschließbares Material" schweraufschließbare Sulfide, wie beispielsweise Pyrit ein, in denen Edelmetalle eingeschlossen sind, Erze, die kohlenstoffhaltiges Material enthalten, und Tellurid- oder Selenid-Materialien. In der vorliegenden Beschreibung und den Ansprüchen schließt die Verwendung des Ausdrucks "Erz" zu nicht nur Erz an sich ein, sondern schließt auch Konzentrate, Schlämme, Abgänge, Abraum und Abfallmaterialien ein, die eine abbauwürdige Menge an Edelmetallwerten enthalten können. Kohlenstoffhaltiges Material bezieht sich auf Materialien, die eine organische Kohlenstofffraktion aufweisen, die Graphit, bituminöses oder teilweise bituminöses Material einschließen kann.
Das Verfahren der vorliegenden Erfindung ist insbesondere anwendbar bei einer Zusammensetzung, die ein eisenhaltiges schweraufschließbares Sulfid-, Selenid- oder Telluridmaterial einschließt oder eine Mischung von derartigen Materialien, mit Telluridmaterial oder einer Mischung von derartigen Materialien, mit oder ohne vorhandenem kohlenstoffhaltigen Material. Beispiele für derartige Materialien schließen ein Pyrit, Marcasit, Arsenopyrit und arsenhaltiges Pyrit, Troilit und Pyrrhotin.
Die Mineralzusammensetzung kann ein eisenhaltiges schweraufschließbares Material enthalten.
Weitere Nicht-Eisen oder nur wenig Eisen enthaltende Materialien können auch in der Zusammensetzung vorhanden sein, Beispiele davon schließen ein Stibnit, Tetrahedrit, Argentopyrit, Calaverit, Altait, goldhaltige Selenide, Tennantit und Pentlandit. Das Verfahren der vorliegenden Erfindung ist auch anwendbar auf eine Zusammensetzung, die kohlenstoffhaltiges Material einschließt, wobei das kohlenstoffhaltige Material sonst den Edelmetallgewinnungsprozess stört. Geeigneterweise schließt die Zusammensetzung keine wirtschaftlichen Mengen an Sulfiden von unedlen Metallen ein, die Kupfer oder Zink enthalten. Im Allgemeinen wird eine Zusammensetzung, die nennenswerte Mengen dieser unedlen Metalle enthält, nicht direkt durch das Verfahren der vorliegenden Erfindung behandelt. Der Grund dafür ist ein rein wirtschaftlicher, da Kupfer und Zink bei alkalischen Bedingungen ausfallen und daher nicht leicht gewonnen werden können. Unter sauren Laugungsbedingungen werden Kupfer und Zink solubilisiert und können durch konventionelle SX/EW-Techniken (Anm. des Übersetzers: SX = Solventextraktion, EW = Gewinnungselektrolyse) gewonnen werden. Die Verwendung von Flotation und anderen Trenntechniken zum Erzeugen eines Konzentrats mit unedlem Metall und einem getrennten schweraufschließbaren Eisensulfidkonzentrat sind für einen Fachmann als eine Möglichkeit zur Behandlung dieser Materialien nahe liegend.
Das Verfahren der vorliegenden Erfindung ist insbesondere auf die Behandlung von schweraufschließbaren Materialien gerichtet, die Edelmetalle wie Gold, Silber und Platin enthalten. Geeigneterweise liegen die schweraufschließbaren Materialien in der Form von Flotationskonzentraten vor, obwohl das Verfahren auch für Erze geeignet ist, wenn die wirtschaftlichen Aspekte günstig sind.
Bei dem Verfahren der vorliegenden Erfindung wird die Zusammensetzung auf eine Teilchengröße fein gemahlen, bei der 80 Masse-% weniger als 25 μm passieren. Ein typischer Teilchengrößenbereich liegt zwischen 80%, die 2–25 μm passieren und bevorzugt zwischen 80%, die 5–15 μm passieren.
Eine bevorzugte Apparatur zum Herstellen eines fein gemahlenen Materials ist eine Kugelmühle. Es ist jedoch selbstverständlich, dass verschiedene andere geeignete Zerkleinerungsapparaturen ebenfalls verwendet werden können.
Das Laugen wird unter Verwenden von Kalk und/oder Kalkstein als das alkalische Reagenz durchgeführt. Es kann Kalk, Kalkstein oder eine Mischung davon verwendet werden. Vorzugsweise wird eine Mischung im Bereich von 40–95% Kalkstein verwendet. Der Kalk und/oder Kalkstein wird in einer solchen Menge zugegeben, dass der pH des Systems zwischen etwa 6–12 und vorzugsweise etwa 6–9 liegt.
Typischerweise werden etwa 100 bis etwa 1200 kg Kalk und/oder Kalkstein pro Tonne Feststoffe zugegeben. Die Menge an Kalk und/oder Kalkstein, die zugegeben werden muss, um einen gewünschten pH aufrecht zu erhalten, variiert im Allgemeinen entsprechend der Menge (sofern überhaupt) an durch Sulfidoxidation erzeugter Schwefelsäure. Im Allgemeinen werden etwa 800 kg Kalk und/oder Kalkstein zugegeben.
Die Erfinder der vorliegenden Erfindung haben überraschenderweise auch entdeckt, dass nicht nur das Gesamtausmaß an Laugung vergrößert werden kann, sondern dass eine solche Vergrößerung auch durch Laugung unter milderen Bedingungen erreicht werden kann, als dies bis jetzt möglich gewesen ist. In geeigneter Weise kann das Verfahren der vorliegenden Erfindung bei einem Umgebungsdruck durchgeführt werden. Dadurch wird die Verwendung von teuren Druckreaktoren und Autoklaven-Gerätschaften vermieden.
Die bevorzugte Betriebstemperatur liegt zwischen etwa 50°C bis hinauf zum Siedepunkt der Mischung. Typischerweise beträgt die Maximaltemperatur etwa 95°C.
Die Laugungsreaktion kann somit in offenen Behälterbecken durchgeführt werden. Überschüssige Wärme wird durch Verdunstung der Lösung abgeführt. Dadurch werden kostspielige Wärmetauscher vermieden. Wärme kann leicht durch bekannte Verfahren eingeführt werden, wie beispielsweise die Injektion von Dampf.
Die Laugungsreaktion wird in Anwesenheit eines sauerstoffhaltigen Gases durchgeführt. Wenn die Reaktion in einem offenen Behälterbecken durchgeführt wird, wird das Gas typischerweise durch Durchblasen eingeführt. Das Gas kann Sauerstoff, Luft oder mit Sauerstoff angereicherte Luft sein. Der Gasstrom hängt von der Menge an Sauerstoff ab, die benötigt wird, um die Laugungsreaktion aufrecht zu erhalten und beträgt typischerweise etwa 0,01–0,5 vvm ("vessel volumes per minute" = Behältervolumen pro Minute). Der Sauerstoffbedarf des Prozesses beträgt typischerweise zwischen etwa 200–1000 kg Sauerstoff pro Tonne Feststoffe.
Nachdem die Zusammensetzung gelaugt worden ist, kann die Mischung weiter durch bekannte Verfahren behandelt werden, um Edelmetalle zu gewinnen, hauptsächlich durch Cyanidlaugung.
Cyanidlaugung findet unter alkalischen Bedingungen statt. Da die Laugungslösung bereits alkalisch ist, kann die Lösung direkt einer Cyanidlaugung unterzogen werden. Sofern erwünscht, kann der Schlamm vor der Cyanidlaugung eingedickt werden. Ein weiterer Vorteil der vorliegenden Erfindung ist, dass die in dem alkalischen Laugungssystem gebildeten Verbindungen nicht mit Cyanid reagieren und keine großen Mengen an Cyanid in der Goldgewinnungsstufe verbrauchen. Unter sauren Laugungsbedingungen gebildete Verbindungen verbrauchen oft signifikante Mengen an Cyanid in der Goldgewinnungsstufe, was die Prozesskosten erhöht.
Das Verfahren kann weiter den Schritt des Eindickens des behandelten Materials beinhalten, der dem verarbeitenden Laugungsschritt vor dem separaten Laugungsschritt folgt.
In den beigefügten Zeichnungen ist 1 ein Ablaufdiagramm eines bevorzugten Verfahrens der vorliegenden Erfindung und 2 ist ein Ablaufdiagramm eines weiteren bevorzugten Verfahrens der vorliegenden Erfindung.
Beste Art und Weise
Unter Bezugnahme auf 1 wird das Erz oder Konzentrat 10 zu einem Schlamm mit etwa 50% Feststoffen gemacht und in eine Kugelmühle 11 eingebracht und auf eine Teilchengröße gemahlen, bei der 80% 25 μm oder weniger passieren. Das gemahlene Material wird dann in einen nicht unter Druck stehenden Reaktor 12 eingebracht. Sauerstoff oder Luft 14 wird in den Reaktor 12 eingeführt und Laugen wird bei atmosphärischem Druck bei einer Temperatur von zwischen etwa 50 bis etwa 95°C durchgeführt. Kalk und/oder Kalkstein 13 werden dem Reaktor 12 zugegeben, um den pH so zu steuern, dass er zwischen etwa 6 und etwa 12 liegt. Das gelaugte Material wird dann einer Metallgewinnung 14 unterworfen.
2 stellt ein weiteres Ablaufdiagramm dar. Dieses Diagramm ist jenem von 1 ähnlich und die gleichen Bezugszeichen wurden verwendet, um die gleichen Schritte oder Reagenzien zu bezeichnen. Der in diesem Diagramm dargestellte Prozess enthält weiter einen Eindicker 15, der den Schlamm nach der Laugungsstufe im Reaktor 12 vor der Metallgewinnung 14 eindickt. Die überschüssige Lösung 16 wird zur Wiederverwendung zu der Mühle 11 zurückgeführt.
Die vorliegende Erfindung wird nun in Bezug auf die folgenden Beispiele beschrieben.
Beispiel Nr. 1. Laugung eines pyrithaltigen Erzes mit einer 50:50-Mischung von Kalkstein und Kalk, wobei Sauerstoff als das Oxidationsmittel verwendet wurde.
Alkalische Laugung
Die Erzprobe wurde in Leitungswasser auf 50% Feststoffe aufgeschlämmt und in einer Labor-Stabmühle über einen Zeitraum von 20 Minuten gemahlen, um einen gemahlenen Schlamm zu erhalten, von dem 80% 106 μm passieren. Der Schlamm wurde dann auf 60% Feststoffe eingedickt und in einer horizontal gerührten Netzsch Labor-Perlmühle gemahlen. Das verwendete Medium waren 0,8–1,1 mm-Stahlkugeln. Der Schlamm wurde nacheinander durch die Mühle geführt, um die erforderliche Korngröße zu erzielen, von der 80% 14 μm passieren. Die endgültige Teilchengrößenverteilung wurde mit einer Klassiervorrichtung mit Laserstrahl (orig.: "lasersizer") bestimmt.
Der Laugungstest wurde in einem zylindrischen Reaktor aus rostfreiem Stahl durchgeführt, der mit vier Ablenkflächen (orig.: "baffles") ausgestattet war, die in gleichen Abständen entlang der Ränder des Gefäßes angeordnet waren. Eine 1000 g Probe der gemahlenen Feststoffe wurde zusammen mit 20 l Leitungswasser in das Laugungsgefäß gegeben. Der Schlamm wurde durch einen 6-flügeligen Rührflügel vom Rushton-Typ bewegt. Sauerstoff wurde in den Reaktor durch eine Luftlanze eingeführt, die unterhalb des Rührflügels endete. Durch einen Rotamesser wurde der Sauerstofffluss auf 2000 Kubikzentimeter pro Minute (0,1 wm) eingestellt (orig: "controlled").
Der pH in dem Gefäß wurde durch einen automatisierten pH-Analysator und -Regler bei einem Soll-Wert von 10 gehalten. Eine Kombinationsglas-pH-Sonde wurde durch eine Öffnung in dem Deckel des Reaktionsgefäßes in den Schlamm eingetaucht. Ein Kalkstein/Kalk-Schlamm wurde kontinuierlich aus einem gerührten Becher durch eine Ringleitung unter Verwendung einer peristaltischen Pumpe umgewälzt. Der Kalkstein/Kalk-Schlamm bestand aus 50% Kalk und 50% Kalkstein bei einer Schlammdichte von 35 Gew.-% Feststoffen. Ein Magnetventil war an der Ringleitung befestigt, mit einem Auslass, der zu dem Reaktionsgefäß gerichtet war. Der Regler betätigte das Magnetventil, wenn der pH in dem Gefäß unter den Soll-Wert sank.
Das Gefäß wurde durch Dampfinjektion in einen Mantel, der das Gefäß umgab, erwärmt. Die Dampfinjektion wurde durch ein Magnetventil gesteuert, das durch einen automatischen Temperaturregler gesteuert wurde. Die Gefäßtemperatur wurde auf 85°C eingestellt (orig.: "controlled"). Das Äußere des Gefäßes war mit isolierendem Schaum umhüllt, um einen Wärmeverlust zu vermeiden.
Nach Beendigung des Tests wurde der Schlamm filtriert und der Filterkuchen getrocknet und gewogen. Eine Probe des Filterkuchens wurde auf restliches Sulfid durch Säureentwicklung analysiert. Eine weitere Probe des Kuchens wurde zur XRD-Analyse (Anm. des Übersetzers: XRD = Röntgendiffraktion) gesandt, um die Sulfidanalyse zu bestätigen. Das Trockengewicht des Filterkuchens betrug 1150 g. Die Ergebnisse des Sulfidoxidationsschritts sind nachfolgend in Tabelle 1 aufgelistet.
Tabelle 1 Ausmaß an Sulfidoxidation, erhalten durch Laugung des gesamten Erzes
Beispiel Nr. 2. Vergleichslaugung eines pyrithaltigen Konzentrats mit einer 80:20-Mischung aus Kalkstein und Kalk und Säure, wobei Sauerstoff als das Oxidationsmittel verwendet wurde.
Alkalische Laugung
Die Konzentratprobe wurde entsprechend der Prozedur gemahlen, die in Beispiel 1 skizziert wurde, um die erforderliche Korngröße zu erhalten, von der 80% 9,6 μm passieren.
Der Laugungstest wurde in einem zylindrischen 10 l Reaktor aus rostfreiem Stahl durchgeführt, der mit vier Ablenkflächen ausgestattet war, die in gleichen Abständen entlang der Ränder des Gefäß angeordnet waren. Eine 2000 g Probe der gemahlenen Feststoffe wurde zusammen mit 10 l Leitungswasser in das Laugungsgefäß gegeben.
Der Schlamm wurde durch einen 6-flügeligen Rührflügel vom Rushton-Typ bewegt. Sauerstoff wurde in den Reaktor durch eine Luftlanze eingeführt, die unterhalb des Rührflügels endete. Der Sauerstofffluss wurde durch einen Rotamesser auf 800 Kubikzentimeter pro Minute (0,08 wm) eingestellt.
Beim Start des Tests wurde dem Gefäß eine einmalige Zugabe von 2100 g Kalkstein und 380 g gelöschtem Kalk zugegeben.
Das Gefäß wurde auf eine durch ein Thermoelement geregelte Heizplatte platziert, wobei das Thermoelement durch eine Umhüllung aus rostfreiem Stahl in den Schlamm eintauchte. Durch den Thermoelementregler wurde das Gefäß auf der erforderlichen Temperatur gehalten. Die Temperatur wurde auf 82°C eingestellt.
Nach Beendigung des Tests wurde der Schlamm filtriert und der Filterkuchen getrocknet und gewogen. Eine Probe des Filterkuchens wurde auf restliches Sulfid hin analysiert. Das Trockengewicht des Filterkuchens betrug 4230 g.
Saure Laugung
Die Konzentratprobe wurde entsprechend der Prozedur gemahlen, die im Beispiel 1 skizziert ist, um ein Endprodukt zu erzeugen, bei dem 80% 9,6 μm passieren. Der Laugungstest wurde in einem zylindrischen 10 l Reaktor aus rostfreiem Stahl durchgeführt, bei dem vier Ablenkflächen in gleichen Abständen entlang der Ränder des Gefäßes angeordnet waren. Eine 1400 g Probe der gemahlenen Feststoffe wurde zusammen mit 10 l Leitungswasser dem Laugungsgefäß zugegeben. Der Schlamm wurde durch einen 6-flügeligen Rührflügel vom Rushton-Typ bewegt. Sauerstoff wurde dem Reaktor durch eine Sauerstofflanze zugeführt, die unterhalb des Rührflügels endete. Der Sauerstofffluss wurde durch einen Rotamesser auf 800 Kubikzentimeter pro Minute (0,08 wm) eingestellt (orig: "controlled").
Zum Beginn des Tests wurde eine einmalige Zugabe von 100 g Schwefelsäure und 250 g Eisen(III)-Sulfat-Hexahydrat zu dem Gefäß zugegeben. Die Gefäßtemperatur wurde auf 82°C eingestellt (orig: "controlled"). Nach Beendigung des Tests wurde der Schlamm filtriert und der Filterkuchen getrocknet und gewogen. Eine Probe des Filterkuchens wurde auf restliches Sulfid hin analysiert. Das Trockengewicht des Filterkuchens betrug 1812 g.
Die Ergebnisse der Sulfidoxidationsstufen sind in der nachfolgenden Tabelle 2 aufgelistet.
Tabelle 2 Ausmaß an Sulfidoxidation erzielt bei Pyrit-Konzentrat
Cyanidlaugung
Je eine Probe des Laugungsrückstands und des nicht-oxidierten Ausgangsmaterials wurden in Leitungswasser auf eine Schlammdichte von 40 Gew.-% Feststoffen in einem mit Ablenkflächen versehenen Glasreaktor (orig.: "baffled glas reactor") aufgeschlämmt. Das Volumen des Reaktors betrug drei Liter. Der Schlamm wurde durch einen 6-flügeligen Fallstrom-Rührflügel vom Rushton-Typ bewegt. Luft wurde in den Reaktor durch die Wirkung des Fallstrom-Rührflügels eingeführt.
Der pH des Schlamms wurde durch Verwendung von Kalk auf einen pH von 10 eingestellt und aufrechterhalten, und Natriumcyanid wurde dem Schlamm zugegeben, um einen freien Cyanidgehalt von 500 ppm aufrecht zu erhalten. Der Test wurde über eine Zeitdauer von 24 Stunden durchgeführt. Nach Beendigung des Tests wurde der Schlamm filtriert und der Filterkuchen mit deionisiertem Wasser gewaschen.
Für die Analyse wurden das Filtrat und die Waschlösungen vereint. Der feste Filterkuchen wurde in einem Ofen getrocknet und analysiert, um die Edelmetallausbeute festzustellen. Die Ergebnisse der Cyanidlaugung sind in Tabelle 3 aufgelistet.
Tabelle 3 Ergebnisse der Cyanidlaugung für oxidiertes Pyrit-Konzentrat
Die Edelmetallextraktionen wurden durch Anfangs- und Schluss-Brandproben ermittelt.
Beispiel Nr. 3. Laugung eines pyrithaltigen Konzentrats, mit einer 80:20-Mischung aus Kalkstein und Kalk, wobei Luft als das Oxidationsmittel verwendet wurde.
Alkalische Laugung
Die Konzentratprobe wurde entsprechend der Prozedur gemahlen, die in Beispiel 1 skizziert ist, um die benötigte Korngröße zu erhalten, von der 80% 12 μm passieren. Die endgültige Teilchengrößenverteilung wurde durch eine Klassiervorrichtung mit Laserstrahl bestimmt.
Der Laugungstest wurde in einem zylindrischen Reaktor aus rostfreiem Stahl durchgeführt, der mit 4 Ablenkflächen ausgestattet war, die in gleichen Abständen entlang der Ränder des Gefäßes angeordnet waren. Eine 200 g Probe der gemahlenen Feststoffe wurde zusammen mit 2000 ml Leitungswasser in das Laugungsgefäß gegeben. Das nutzbare Volumen (orig.: "live volume") des Reaktors betrug 2,5 l.
Das Gefäß war mit einem Deckel auf rostfreiem Stahl ausgestattet, um Verdampfungsverluste von dem Reaktor zu verhindern. Der Schlamm wurde durch einen 6-flügeligen Rührflügel vom Rushton-Typ bewegt. Luft wurde in den Reaktor durch eine Luftlanze eingeführt, die unterhalb des Rührflügels endete. Der Luftfluss wurde durch einen Rotamesser auf 200 Kubikzentimeter pro Minute (0,1 wm) eingestellt.
Durch Verwenden des gleichen Systems, wie es im Beispiel 1 beschrieben ist, wurde der pH in dem Gefäß aufrecht erhalten, mit der Ausnahme, dass der Kalkstein/Kalk-Schlamm aus 20% Kalk und 80% Kalkstein bestand, mit einer Schlammdichte von 35 Gew.-% Feststoffen.
Das Gefäß wurde auf eine mit einem Thermoelement geregelte Heizplatte platziert, wobei das Thermoelement mittels einer Umhüllung aus rostfreiem Stahl in den Schlamm eintauchte. Das Gefäß wurde durch den Thermoelementregler bei 85°C gehalten.
Nach Beendigung des Tests wurde der Schlamm filtriert und der Filterkuchen getrocknet und gewogen. Eine Probe des Filterkuchens wurde auf restliches Sulfid durch Säureentwicklung analysiert. Das Trockengewicht des Filterkuchens betrug 469 g. Die Ergebnisse des Sulfidoxidationsschritts sind in der nachfolgenden Tabelle 4 aufgelistet.
Tabelle 4 Ausmaß an Sulfidoxidation, die für Pyrit-Konzentrat erzielt wurde, wenn es mit Luft als das Oxidationsmittel oxidiert wurde
Beispiel Nr. 4. Laugung eines arsenopyrithaltigen Konzentrats mit einer 50:50 Mischung aus Kalkstein und Kalk, wobei Sauerstoff als das Oxidationsmittel verwendet wurde.
Alkalische Laugung
Ein Arsenopyrit-Konzentrat mit 10,73% Arsen und 32% Schwefel wurde auf Goldgewinnung getestet. Die Konzentratprobe wurde entsprechend der in Beispiel 1 skizzierten Prozedur gemahlen, um die erforderliche Korngröße von 80% zu erhalten, die 14 μm passieren. Die endgültige Teilchengrößenverteilung wurde durch eine Klassiervorrichtung mit Laserstrahl festgestellt.
Der Laugungstest wurde entsprechend der im Beispiel 1 skizzierten Prozedur durchgeführt. Eine 1500 g Probe der gemahlenen Feststoffe wurde in das Laugungsgefäß gegeben. Der pH in dem Gefäß wurde entsprechend dem in Beispiel 1 skizzierten Verfahren aufrecht erhalten.
Nach Beendigung des Tests wurde der Schlamm filtriert und der Filterkuchen getrocknet und gewogen. Eine Probe des Filterkuchens wurde auf restliches Sulfid durch Säureentwicklung analysiert. Eine weitere Probe des Kuchens wurde zur XRD-Analyse gesandt, um die Sulfidanalyse zu bestätigen. Das Trockengewicht des Filterkuchens betrug 2965 g. Die Ergebnisse des Sulfidoxidationsschritts sind nachfolgende in Tabelle 5 aufgelistet.
Tabelle 5 Ausmaß an Sulfidoxidation, die bei Arsenopyrit-Konzentrat erzielt wurde
Die Anwesenheit von Arsen als Eisen(III)-Arsenat in dem Laugungsrückstand wurde durch XRD bestätigt.
Cyanidlaugung
Die Cyanidlaugungsprozedur war die gleiche, wie sie im Beispiel 2 skizziert wurde. Die Ergebnisse der Cyanidlaugung sind in Tabelle 6 aufgelistet.
Tabelle 6 Ergebnisse von Cyanidlaugung für oxidiertes Pyrit- und Arsenopyrit-Konzentrat
Die Edelmetallextraktionen wurden durch Anfangs- und End-Brandproben bestimmt.
Beispiel Nr. 5. Die Auswirkungen einer Variation der Alkalimischungen auf das Ausmaß an Sulfidoxidation
Alkalische Laugung
Ungefähr 5 kg Pyrit-Konzentrat wurden entsprechend der in Beispiel 1 skizzierten Prozedur gemahlen, um die erforderliche Korngröße zu erhalten, bei der 80% 8,6 μm passieren. Die endgültige Teilchengrößenverteilung wurde durch eine Klassiervorrichtung mit Laserstrahl bestimmt. Nach Beendigung des Mahlens wurde der gemahlene Schlamm in 500 g Unterproben für den Laugungstest aufgeteilt und jede Unterprobe getrennt filtriert. Alle Unterproben wurden gefroren aufbewahrt, um eine Oxidation des Pyrits zu verhindern.
Eine 200 g Probe wurde von jeder Unterprobe für den Laugungstest abgezweigt. Der Laugungstest wurde entsprechend der in Beispiel 3 skizzierten Prozedur durchgeführt. Eine 200 g Probe der gemahlenen Feststoffe wurde für den Test verwendet. Der pH in dem Gefäß wurde unter Verwendung des gleichen Systems aufrecht erhalten, das in Beispiel 1 beschrieben ist.
Die Kalkstein/Kalk-Schlammzusammensetzung wurde für die drei Laugungstests entsprechend den folgenden Verhältnissen variiert: 100% Kalk, 50% Kalk 50% Kalkstein, 10% Kalk 90% Kalkstein. Die Behältertemperatur wurde auf 85°C eingestellt. Nach Beendigung des Tests wurde der Schlamm filtriert und der Filterkuchen getrocknet und gewogen. Eine Probe des Kuchens wurde zur XRD-Analyse gesandt, um das Ausmaß an Pyritlaugung zu bestimmen. Das Trockengewicht des Filterkuchens wurde aufgezeichnet.
Die Ergebnisse sind nachfolgend in Tabelle 7 aufgelistet.
Tabelle 7. Die Auswirkungen einer Variation von Kalk/Kalkstein-Mischungen auf das Ausmaß an Pyritoxidation von Pyritflotations-Konzentrat
Beispiel Nr. 6. Die Auswirkungen einer Variation der Korngröße auf das Ausmaß an Sulfidoxidation.
Alkalische Laugung
Ungefähr 4 kg einer Pyrit-Konzentratprobe wurde gemäß der in Beispiel 1 skizzierten Prozedur gemahlen, um 6 individuelle Proben mit den erforderlichen Korngrößen herzustellen, von den 80% passieren:

Pass1 51,9 μm

Pass2 32,04 μm

Pass3 17,94 μm

Pass4 13,64 μm

Pass5 11,71 μm

Pass6 8,6 μm
Nach Beendigung des Mahlens wurde der gemahlene Schlamm in 500 g Unterproben für den Laugungstest aufgeteilt und jede Unterprobe wurde getrennt filtriert. Alle Unterproben wurden gefroren aufbewahrt, um Oxidation des Pyrits zu verhindern.
Eine 200 g Probe wurde von jeder Unterprobe für den Laugungstest abgetrennt. Die Laugungstests wurden entsprechend der in Beispiel 3 skizzierten Prozedur durchgeführt. Der pH in dem Gefäß wurde unter Verwendung des in Beispiel 1 beschriebenen Systems aufrechterhalten. Die Gefäßtemperatur wurde auf 80°C eingestellt (orig.: "controlled"). Nach Beendigung des Tests wurde der Schlamm filtriert und der Filterkuchen getrocknet und gewogen. Eine Probe des Kuchens wurde zur XRD-Analyse gesandt, um das Ausmaß an Pyritlaugung zu bestimmen. Das Trockengewicht des Filterkuchens wurde aufgezeichnet.
Die Ergebnisse sind nachfolgend in Tabelle 8 aufgelistet.
Tabelle 8. Die Auswirkungen einer Variation der Korngröße auf das Ausmaß an Pyritoxidation von Pyritflotations-Konzentrat
Beispiel Nr. 7. Laugung eines pyrithaltigen Konzentrats mit einer 50:50-Mischung aus Kalkstein und Kalk, wobei Sauerstoff als das Oxidationsmittel verwendet wurde, bei variierendem pH.
Alkalische Laugung
Die Konzentratprobe wurde entsprechend der in Beispiel 1 skizzierten Prozedur gemahlen, um die erforderliche Korngröße zu erhalten, bei der 80% 12 μm passieren. Alle Laugungstests wurden entsprechend der in Beispiel 2 skizzierten Prozedur durchgeführt.
Der pH in dem Gefäß wurde durch einen automatisierten pH-Analysator und -Regler aufrechterhalten. Insgesamt wurden drei Tests durchgeführt, jeder bei einem anderen pH. Die verwendeten pH-Einstellpunkte waren

Test1 pH 8

Test2 pH 9

Test3 pH 10
Der Kalkstein/Kalk-Schlamm bestand auf 50% Kalk und 50% Kalkstein mit einer Schlammdichte von 35 Gew.-% Feststoffen. Die Gefäßtemperatur wurde auf 85°C eingestellt.
Nach Beendigung des Tests wurde jeder Schlamm filtriert und der Filterkuchen getrocknet und gewogen.
Tabelle 9. Ausmaß an Oxidation von Pyrit bei variierendem pH
Cyanidlaugung
Die Cyanidlaugungsprozedur war die gleiche, wie sie bei Beispiel 2 skizziert ist. Die Ergebnisse der Cyanidlaugung sind in Tabelle 10 aufgelistet.
Tabelle 10. Goldgewinnungen aus oxidiertem Pyrit-Konzentrat bei variierendem pH
Die Edelmetallextraktionen wurden durch Anfang- und Schluss-Brandproben bestimmt.
Beispiel Nr. 8. Laugung eines Pyrit-Konzentrats, das hohe Niveaus an kohlenstoffhaltigem Material enthält.
Alkalische Laugung
Eine 1200 g Probe eines Konzentrats, das ungefähr 18 Gew.-% Pyrit und 21,8 Gew.-% organischen Kohlenstoff enthält wurde erzeugt durch Flotation einer kohlenstoffhaltigen Erzprobe mit Diesel. Die Konzentratprobe wurde entsprechend der in Beispiel 1 skizzierten Prozedur gemahlen, um die erforderliche Korngröße zu erhalten, bei der 80% 9 μm passieren.
Der Laugungstest wurde entsprechend der in Beispiel 3 skizzierten Prozedur durchgeführt unter Verwenden einer 120 g Probe des gemahlenen Konzentrats. Beim Start des Laugungstests wurde eine einmalige Zugabe von 40 g gelöschtem Kalk und 160 g Kalkstein zu der Laugung zugegeben und man ließ dem Schlamm über 24 Stunden reagieren. Die Gefäßtemperatur wurde auf 85°C eingestellt. Nach Beendigung des Tests wurde der Schlamm filtriert und der Filterkuchen getrocknet und gewogen.
Goldadsorptionstests
Eine Lösung mit 20 ppm Gold in Cyanid wurde in deionisiertem Wasser angesetzt. Das Maß an freiem Cyanid in der Lösung betrug 500 ppm.
Eine 20 g Probe des oxidierten Konzentrats wurde zu 500 ml der Goldcyanidlösung zugegeben und die Lösung wurde durch einen Magnetrührer bewegt. Von der Lösung wurden über einen Zeitraum von 75 Minuten regelmäßig Proben entnommen. Eine 20 g Probe des gemahlenen Konzentrats, das nicht einer oxidativen Laugung unterworfen worden war, wurde ebenfalls zu 500 ml Goldcyanidlösung zugegeben und die Lösung wurde durch einen Magnetrührer bewegt. Auch von dieser Lösung wurden über einen Zeitraum von 70 Minuten regelmäßig Proben entnommen.
Alle Lösungsproben wurden durch DIBK-Extrakt/AAS auf Gold analysiert. Die Ergebnisse der Goldadsorptionstests sind nachfolgend in Tabelle 11 aufgelistet.
Tabelle 11 Auswirkung von oxidativem alkalischem Laugen auf die Aktivität von kohlenstoffhaltigem Material.
Beispiel Nr. 9. Laugung von elektrolytischen Kupfer-Raffinerieschlämmen, die Gold- und Silber-Selenide und -Telluride enthalten.
Alkalische Laugung
Eine 1500 g Probe von elektrolytischen Kupfer-Raffinerieschlämmen, in der 16,2% Cu, 8400 g/t Au, 7,8% Ag, 0,24% Te, 2,45% Se nachgewiesen wurden, wurde entsprechend der in Beispiel 1 skizzierten Prozedur gemahlen, so dass 80% davon 9 μm passieren. Kupfer-Raffinerieschlämme enthalten Gold und Silber in der Form von Tellurid und Seleniden. Typische Bestandteile der Schlämme schließen Phasen mit der Zusammensetzung (Cu,Ag)₂Se und (Cu,Ag)₂Te ein. Diese Phasen laugen nicht in konventionellen Cyanidlaugungszyklen aus.
Der Laugungstest wurde entsprechend der in Beispiel 2 skizzierten Prozedur durchgeführt. Eine 570 g Probe der gemahlenen Schlämme wurde zusammen mit 8 Liter Leitungswasser in das Laugungsgefäß gegeben. Am Start des Laugungstests wurde eine einmalige Zugabe von 380 g gelöschtem Kalk und 1520 g Kalkstein zu der Laugung vorgenommen, und man ließ den Schlamm über 24 Stunden reagieren. Die Gefäßtemperatur wurde auf 85°C eingestellt. Nach Beendigung des Tests wurde der Schlamm filtriert und der Filterkuchen getrocknet und gewogen.
Cyanidlaugungstests
Es wurden zwei Cyanidlaugungstests durchgeführt. Die Cyanidlaugungsprozedur war die gleiche wie die, die bei Beispiel 2 skizziert wurde. Die Ergebnisse der Cyanidlaugung sind in Tabelle 12 aufgelistet.
Tabelle 12. Goldgewinnungen aus Kupfer-Raffinerieschlämmen
Goldausbeute aus alkalisch gelaugten Schlämmen war signifikant höher als aus den frischen Schlämmen, was anzeigt, dass die in den Schlämmen vorhandenen goldhaltigen Selenid- und Tellurid-Phasen in der alkalischen Laugung aufgeschlossen wurden.
Beispiel Nr.10. Laugung von Stibnit-(Sb₂S₃)-Konzentrat
Alkalische Laugung
Eine 250 g Probe eines Konzentrats, das 40 Gew.-% Sb₂S₃ und 60 Gew.-% siliciumhaltiges Gangmaterial enthielt, wurde in Leitungswasser zu 60% Feststoffen aufgeschlämmt und in einer vertikal gerührten ECC-Labormühle gemahlen. Der Schlamm wurde gemahlen, um die erforderliche Korngröße zu erhalten, bei der 80% 12 μm passieren. Die endgültige Teilchengrößenverteilung wurde durch eine Klassiervorrichtung mit Laserstrahl ermittelt.
Der Laugungstest wurde entsprechend der in Beispiel 3 skizzierten Prozedur durchgeführt. Eine 200 g Probe des gemahlenen Konzentrats wurde in dem Test verwendet.
Zu Beginn des Laugungstests wurde eine einmalige Zugabe von 30 g gelöschtem Kalk und 120 g Kalkstein zu der Laugung vorgenommen, und man lies den Schlamm über 24 Stunden reagieren. Die Gefäßtemperatur wurde auf 85°C eingestellt. Nach Beendigung des Tests wurde der Schlamm filtriert und der Filterkuchen getrocknet und gewogen. Die Ergebnisse des Oxidationstests sind nachfolgend in Tabelle 12 aufgelistet.
Tabelle 12 Oxidation von fein gemahlenem Stibnit (Sb₂S₃) mit Kalk/Kalkstein unter alkalischen Bedingungen
Es ist erkennbar, dass durch Mahlen auf 25 μm oder weniger und Laugen unter alkalischen Bedingungen mit Kalk und/oder Kalkstein, 90% oder mehr der schweraufschließbaren Komponenten des Ausgangsmaterials oxidiert werden können. Ein hohes Oxidationsniveau wirkt sich typischerweise auf eine hohe Edelmetallgewinnung aus. Bei einigen Erzen oder Konzentraten kann ein hohes Niveau an Goldgewinnung jedoch mit vergleichsweise niedrigen Niveaus an Sulfidoxidation erzielt werden. Wenn derartige Erze oder Konzentrate erfindungsgemäß bearbeitet werden, typischerweise ausschließlich, wird so viel Schwefel wie notwendig oxidiert, um eine gewünschtes Niveau an Goldgewinnung zu erhalten.
Das hohe Maß an Oxidation der Mineralien, das als Ergebnis der vorliegenden Erfindung erzielt werden kann, hebt sie aus anderen Prozessen hervor, bei denen Luft und Kalk zu sulfidischen Schlämmen vor Cyanidlaugung zugegeben werden. Bei diesen anderen Prozessen ist die Zugabe von Luft bis zu einem Niveau von etwa 10–20 kg/Tonne Feststoffe und von Kalk bis zu einem Niveau von nur 5–20 kg/Tonne Feststoffe dazu gedacht, lösliches Eisen aus der Lösungsphase des Schlamms zu entfernen, das einen nachteiligen Einfluss auf die Cyanidlaugungsstufe haben könnte. Die vorliegende Erfindung andererseits schließt die feste Phase des Schlammes in hohem Maße auf, befreit das eingeschlossene Gold zur Gewinnung durch Cyanidlaugung, mit einem viel höheren Verbrauch an Kalk und Kalkstein.
Die Verfahren der vorliegenden Erfindung bieten eine Reihe von Vorteilen gegenüber bestehenden Verfahren. Erstens können eisenhaltige schweraufschließbare Erze, wie beispielsweise Pyrit und Arsenopyrit unter alkalischen Bedingungen in hohen Maßen unter Verwenden von Kalk und/oder Kalkstein als Alkaliquelle oxidiert werden. In diesen Ausgangsmaterialien enthaltene Selenide und Telluride werden in dem Prozess aufgeschlossen und die Aktivität von kohlenstoffhaltigem Material in dem Ausgangsmaterial wird wesentlich reduziert. Kalk und Kalkstein bieten signifikante wirtschaftliche Vorteile gegenüber den bekannten Agenzien, wie beispielsweise Ätzalkalien. Beispielsweise betragen die Kosten für Ätzalkali gegenwärtig etwa AUD$ 440 pro Tonne, bei auf Ammoniak basierenden Salzen etwa AUD$ 450 pro Tonne, bei Kalk AUD$ 100–200 und bei Kalkstein AUD$ 15–41/Tonne.
Des weiteren braucht die Laugung nicht unter Druck durchgeführt zu werden, was sich signifikant auf die Kapital- und Betriebskosten auswirkt. Die Kosten können weiter reduziert werden, da die Laugung unter Verwendung von Luft anstatt von Sauerstoff durchgeführt werden kann. Dies bedeutet, dass Sauerstoff weder gekauft noch hergestellt werden muss. Weitere wirtschaftliche Vorteile können realisiert werden, da der Cyanidverbrauch von Rückständen, die durch die vorliegende Erfindung gelaugt wurden, niedriger ist als jener von Rückständen, die unter sauren Bedingungen gelaugt wurden.
Die Laugungs-Verweilzeiten für die bevorzugten Verfahren der vorliegenden Erfindung betragen typischerweise etwa 12–30 Stunden. Diese Verweilzeiten sind günstig im Vergleich zu oxidativer Laugung unter sauren Bedingungen und sind in der Tat besser als atmosphärische Eisen(III)-Laugung.
Weiter inaktiviert Laugen unter der Bedingung der vorliegenden Erfindung kohlenstoffhaltiges Material, was es ermöglicht, dass Edelmetalle durch Cyanidlaugung gewonnen werden.
Während der Laugung fällt Eisen als Goethit und Hämatit aus, anstatt als Jarosit, wie es unter sauren Bedingungen der Fall ist. Jarosit verhindert eine nachfolgende Edelmetallgewinnung, da es den Rückstand schwierig absetzbar und filtrierbar macht. Des weiteren ist Jarosit kein unter Umweltgesichtspunkten akzeptabler Abfall.
Während der Laugung wird auch Gips gebildet und fällt aus. Ein Vorteil von Gips ist, dass er die Filtrierbarkeit des Rückstands verbessert. Gips wird nicht gebildet, wenn übliche alkalische Reagenzien verwendet werden.
Ein weiter Vorteil gegenüber der Verwendung von in Wasser löslichen alkalischen Reagenzien ist, dass bei der vorliegenden Erfindung in dem schweraufschließbaren Material vorhandenes Arsen als Eisen(III)-Arsenat ausfällt. Das Ausmaß an Arsen in der Laugungslösung liegt typischerweise unterhalb von nachweisbaren Grenzen. Wenn übliche lösliche Alkalien verwendet werden, ist Arsen in der Laugungslösung vorhanden.
Der Prozess der vorliegenden Erfindung hat die Gewinnung von Edelmetallen aus sulfidischen und/oder kohlenstoffhaltigen Erzen ermöglicht unter (1) Bedingungen von Temperatur und Druck, von denen bisher angenommen wurde, dass sie nicht ausreichend reaktiv sind für derartige Erzmaterialien, (2) der Verwendung von alkalischen Reagenzien, von denen bisher ebenfalls angenommen worden ist, dass sie nicht ausreichend reaktiv und/oder löslich sind, und (3) unter pH-Bedingungen, von denen bisher angenommen worden ist, dass sie zur Passivierung und unvollständiger Oxidation der Erzteilchen führen.
In der vorliegenden Beschreibung und den Ansprüchen sind der Ausdruck "beinhalten" und Variationen davon, wie beispielsweise "beinhaltet" und "beinhaltend", oder der Ausdruck "einschließen" oder Variationen davon so zu verstehen, dass sie den Einschluss eines angegebenen Elements oder einer angegebenen Zahl oder einer Gruppe von Zahlen oder Elementen bedeuten, aber nicht den Ausschluss von irgendeinem anderen Element oder Zahl oder Gruppe von Elementen oder Zahlen.

Claims

Verfahren zur Gewinnung von Edelmetall aus einem schweraufschließbaren Material, das das Edelmetall enthält, wobei das Verfahren beinhaltet, das schweraufschließbare Material vor dem Laugen zu bearbeiten, um das Edelmetall zu gewinnen, wobei das Verfahren beinhaltet: das Material zu einer Partikelgröße P₈₀ von weniger als 25 μm zu mahlen und das Material bei atmosphärischem Druck in Anwesenheit eines sauerstoffhaltigen Gases mit einer Lösung zu laugen, die Kalk und/oder Kalkstein beinhaltet, wobei das Laugen bei einem pH-Wert zwischen etwa 6 bis 10 durchgeführt wird, um ein behandeltes Material auszubilden; und das behandelte Material einem separaten Laugungsschritt zu unterwerfen, um das Edelmetall zu gewinnen.
Verfahren nach Anspruch 1, wobei das schweraufschließbare Material ausgewählt ist aus der Gruppe beinhaltend ein eisenhaltiges sulfidisches Erz, einen Raffinerieschlamm, ein kohlenstoffhaltiges Erz, ein Selenid und ein Tellurid.
Verfahren nach Anspruch 1, wobei das schweraufschließbare Material ausgewählt ist aus der Gruppe bestehend aus Pyrit, Marcasit, Arsenopyrit, Troilit, Pyrrhotin, Stibnit, Tetrahedrit, Argentopyrit, Calaverit, Altait, goldhaltigen Seleniden, Tennantit und Pentlandit.
Verfahren nach Anspruch 3, wobei das schweraufschließbare Material Pyrit oder Arsenopyrit ist.
Verfahren nach einem der vorhergehenden Ansprüche, wobei das Material in einem offenen Behälterbecken gelaugt wird.
Verfahren nach einem der vorhergehenden Ansprüche, wobei das Material bei einer Temperatur von etwa 50°C bis zu etwa dem Siedepunkt der Lösung gelaugt wird.
Verfahren nach einem der vorhergehenden Ansprüche, wobei das sauerstoffhaltige Gas Sauerstoff ist und der Sauerstoff bis zu einer Menge von etwa 200 bis etwa 1000 kg pro Tonne Feststoffe in die Laugungslösung eingebracht wird.
Verfahren nach Anspruch 7, wobei der Sauerstoff mit einer Durchflussgeschwindigkeit von etwa 0,01 bis etwa 0,5 wm eingebracht wird.
Verfahren nach einem der vorhergehenden Ansprüche, wobei die Teilchengröße zwischen etwa 2 und etwa 25 Mikrometer liegt.
Verfahren nach einem der vorhergehenden Ansprüche, wobei die Teilchengröße zwischen etwa 5 und 15 Mikrometer liegt.
Verfahren nach einem der vorhergehenden Ansprüche, wobei die Laugungslösung eine Mischung von Kalk und Kalkstein enthält und die Gew.-% des Kalksteins in der Mischung zwischen etwa 40 und etwa 95% liegen.
Verfahren nach Anspruch 11, wobei die Menge an Kalk und/oder Kalkstein, die der Laugungslösung hinzugefügt wird, etwa 100 bis etwa 1200 kg pro Tonne Feststoffe in der Lösung beträgt.
Verfahren nach Anspruch 12, wobei die Menge etwa 800 kg pro Tonne beträgt.
Verfahren nach Anspruch 1, wobei das schweraufschließbare Material ein schweraufschließbares Sulfidmaterial ist, das Gold, Silber oder Platin enthält.
Verfahren nach Anspruch 14, wobei das schweraufschließbare Material eine kohlenstoffhaltige Fraktion enthält.
Verfahren nach einem der vorhergehenden Ansprüche, wobei der separate Laugungsschritt Cyanid als ein Laugungsmittel verwendet.
Verfahren nach einem der vorhergehenden Ansprüche, weiter den Schritt beinhaltend, das behandelte Material nach dem verarbeitenden Laugungsschritt vor dem separaten Laugungsschritt einzudicken.