Содержание к диссертации
Введение
1. Мировая практика извлечения цветных и драгоценных металлов из золото-медных Концентратов 10
1.1. Альтернативные методы гидрометаллургической переработки золото-медных концентратов. 12
1.2. Автоклавное окисление 15
1.2.1. Высокотемпературное автоклавное окисление 15
1.2.2 Среднетемпературное автоклавное окисление золото-медных концентратов 17
1.2.3 Низкотемпературное автоклавное окисление 21
1.3 Извлечение золота из кеков автоклавного окисления золото-медных концентратов 23
ВЫВОДЫ 25
2 Физико-химические закономерности процесса низкотемпературного автоклавного окисления золото-медного флотоконцентрата 28
2.1. Вещественный состав флотационного концентрата 28
2.2 Теоретические основы низкотемпературного автоклавного окисления сульфидов меди 32
2.3 Физико-химическая модель процесса низкотемпературного автоклавного окисления пирит-теннантитового флотационного концентрата 36
2.4 Методика проведения исследований по автоклавному окислению коллективного пирит-теннантитового флотоконцентрата 44
2.5 Влияние основных параметров на показатели процесса низкотемпературного автоклавного окисления золото-медного флотоконцентрата 46
2.5.1 Влияние продолжительности процесса автоклавного окисления 47
2.5.2 Влияние парциального давления кислорода на показатели процесса автоклавного окисления 48
2.5.3 Влияние свойств пульпы на показатели процесса автоклавного окисления 50
2.5.4 Сопоставление основных показателей и выбор оптимального режима автоклавного окисления 54
2.6 Вещественный состав продуктов низкотемпературного автоклавного окисления 55
ВЫВОДЫ 59
3 Гидрометаллургическая переработка продуктов автоклавного окисления 60
3.2 Исследования по извлечению золота и серебра из кеков низкотемпературного автоклавного окисления 60
3.2.1 Цианирование кеков автоклавного окисления 60
3.2.2 Определение технологической возможности растворения драгоценных металлов нецианистыми растворителями на основе серы 61
3.2.3 Сульфитное выщелачивание кеков низкотемпературного автоклавного окисления 62
3.2.4 Определение возможности извлечения драгоценных металлов из кеков низкотемпературного автоклавного окисления с использованием щелочных растворов и сернистого ангидрида 67
3.2.5 Влияние параметров автоклавного окисления на извлечение золот а 68
3.3. Извлечение драгоценных металлов из растворов сульфитного выщелачивания 70
3.4. Извлечение цветных металлов из продуктивных растворов автоклавного окисления 71
3.4.1 Очистка растворов автоклавного окисления от железа и мышьяка 72
3.4.2 Выделение меди из растворов 73
3.4.3 Выделение цинка из обезмеженных растворов 75
Выводы 75
4. Укрупненно-лабораторные испытания по низкотемпературному автоклавному окислению и металлургической переработке продуктов окисления золото-медного концентрата месторождения «березняковское» 78
4.1 Методика укрупненных испытаний технологии переработки золото-медного сульфидного флотоконцентрата 78
4.2 Автоклавное окисление золото-медного флотоконцентрата 83
4.3 Извлечение цветных металлов из растворов автоклавного окисления 84
4.4 Извлечение золота и серебра из кеков автоклавного окисления 86
Выводы 88
5 Рекомендуемая технология переработки сульфидного золото-медного флотоконцентрата месторождения «березняковское» 89
5.1 Описание технологии 89
5.2. Рекомендации по выбору оборудования 95
5.2.1 Оборудование отделения автоклавного окисления 95
5.2.2 Оборудование отделения переработки растворов автоклавного окисления 97
5.2.3 Оборудование отделения переработки кеков автоклавного окисления 100
5.3 Технико-экономическая оценка предлагаемой технологии 102
5.3.1 Исходные данные для ТЭР 102
5.3.2 Расчет себестоимости переработки одной тонны флотоконцентрата 103
5.3.3 Технико-экономическое сравнение затрат на переработку золото-медного флотоконцентрата 109
Заключение 111
Список литературы 115
Приложение а 132
Приложение Б 141
- Низкотемпературное автоклавное окисление
- Влияние основных параметров на показатели процесса низкотемпературного автоклавного окисления золото-медного флотоконцентрата
- Определение возможности извлечения драгоценных металлов из кеков низкотемпературного автоклавного окисления с использованием щелочных растворов и сернистого ангидрида
- Оборудование отделения переработки кеков автоклавного окисления
Введение к работе
Актуальность работы. Вовлечение в переработку упорных сульфидных золотосодержащих руд является актуальной проблемой для мировой и российской золотодобывающей промышленности. Особое место занимают золотосодержащие руды с повышенным содержанием меди.
Основным способом переработки данного вида сырья является
флотационное обогащение с последующей отправкой концентрата на
медеплавильные заводы (МПЗ). Пирометаллургическая переработка
сульфидных золото-медных концентратов на МПЗ включает плавку, конвертирование и электролитическое рафинирование. Драгоценные металлы извлекаются из анодных шламов в операции электрорафинирования меди. Однако переработка золото-медных концентратов на МПЗ в силу ряда причин экономического характера вызывает необходимость поиска альтернативных – гидрометаллургических процессов извлечения ценных компонентов.
Основной проблемой гидрометаллургической цианистой технологии переработки сульфидных золото-медьсодержащих концентратов является низкое извлечение металлов и высокий расход цианида.
В мировой практике разработаны различные способы вскрытия
«упорного золота». Наиболее эффективным для переработки
полиметаллического сырья является высокотемпературное автоклавное окисление (АО). Научный и практический интерес представляет разработка технологии низкотемпературного автоклавное окисление сульфидных золото-медных флотоконцентратов, позволяющая снизить стоимость автоклавного оборудования, повысить рентабельность извлечения драгоценных и цветных металлов.
Кеки низкотемпературного АО содержат серу, медь и другие цианисиды,
что делает применение цианистого процесса без вспомогательных операций
неприемлемым в связи с высоким расходом реагентов. Оценка возможности
использования элементарной серы, которая образуется в процессе
низкотемпературного АО в качестве нецианистого растворителя золота, является актуальной задачей.
Диссертационная работа выполнена в соответствии с НИР ОАО «Иргиредмет».
Цель работы. Теоретические и экспериментальные исследования и разработка технологии низкотемпературного АО золото-медного сульфидного флотоконцентрата месторождения «Березняковское».
Методы исследования. При выполнении работы использованы методы
атомно-абсорбционного, атомно-эмиссионного с индуктивно-связанной
плазмой (ICP), титриметрического анализа растворов. Состав твердых фаз
изучен пробирно-гравиметрическим, пробирно-атомно-абсорбционным,
химическим, рентгенофлуоресцентным и микро-рентгеноспектральным
методами анализа. В работе использован метод физико-химического моделирования процессов с применением программного комплекса WinSel.
Достоверность и обоснованность результатов исследований
подтверждается использованием аттестованных физических
(инструментальных) и физико-химических методов анализа, применением современных средств измерений, статистической обработки результатов исследований, сходимостью результатов лабораторных и укрупненно-лабораторных исследований.
Научная новизна. Впервые разработана физико-химическая модель процесса низкотемпературного автоклавного окисления пирит-теннантитового золотосодержащего флотоконцентрата и показана термодинамическая вероятность образования элементарной серы в кислородных системах, а также установлено, что теннантит является более упорным к процессу окисления сульфидом по сравнению с пиритом и халькопиритом.
Впервые установлены зависимости извлечения драгоценных и цветных металлов от продолжительности, давления кислорода, физических свойств пульпы и степени окисления сульфидов в процессе низкотемпературного автоклавного окисления пирит-теннантитового золотосодержащего флотоконцентрата.
Впервые доказано, что элементарная сера, образующаяся при низкотемпературном автоклавном окислении, может успешно использоваться в качестве альтернативного цианиду реагента в процессе извлечения драгоценных металлов из окисленных кеков.
Разработан новый способ извлечения золота и серебра из серосодержащих кеков низкотемпературного автоклавного окисления растворами, содержащими сульфит-ион.
Практическая значимость. Разработана комплексная технология переработки сульфидных золото-медных флотоконцентратов на основе низкотемпературного автоклавного окисления и нецианистого выщелачивания золота растворами, содержащими сульфит-ион, в результате которого извлечение меди и цинка в раствор АО составляет не менее 85 и 80 % соответственно, а извлечение золота при выщелачивании кеков АО - 94^-99 %. Показано, что данная технология является менее затратной, по сравнению со стандартной высокотемпературной технологией, и позволяет решить экологические проблемы, связанные с использованием токсичных реагентов, относящихся к сильнодействующим ядовитым веществам, таких как цианиды.
По результатам исследований получено положительное решение о выдаче патента.
Личный вклад автора заключается в постановке цели и задач исследований, выполнении экспериментов по автоклавному окислению золото-медного флотоконцентрата и извлечению драгоценных и цветных металлов из продуктов АО, выполнении теоретических расчетов физико-химических закономерностей процесса автоклавного окисления, анализе и обобщении полученных результатов, разработке технологической схемы процесса.
Апробация работы. Основные результаты работы докладывались на Всероссийской Конференции «Инновационное развитие горно-
металлургической отрасли» («Игошинские чтения-2009» г. Иркутск); на
международном совещании «Научные основы и современные процессы
комплексной переработки труднообогатимого минерального сырья»
(«Плаксинские чтения-2010» г. Казань); на международном совещании «Новые
технологии обогащения и комплексной переработки труднообогатимого
природного и техногенного минерального сырья» («Плаксинские чтения-2011»
г. Екатеринбург); на международном совещании «Современные методы
технологической минералогии в процессах комплексной и глубокой
переработки минерального сырья» («Плаксинские чтения-2012» г.
Петрозаводск); на Международном конгрессе по переработке минерального сырья «International Mineral Processing Congress» (IMPC-2012, India, New Delhi).
Публикации. По материалам выполненных исследований опубликовано 10 работ, в том числе 3 статьи в рецензируемых журналах, рекомендованных ВАК РФ, и получено 1 положительное решение о выдаче патента.
Структура и объем диссертации. Работа изложена на 131 странице машинописного текста, содержит 28 рисунков и 55 таблиц. Диссертация состоит из 5 глав и содержит введение, обзор литературы, теоретическую и экспериментальную части, заключение, список использованной литературы, включающий 164 наименования, и 2 приложения.
Низкотемпературное автоклавное окисление
Для переработки никель-медных концентратов финскими металлургами (фирма Outokumpu) внедрен ШКО-процесс, включающий автоклавное выщелачивание, очистку от примесей, экстракцию и получение разнообразных солей никеля [69].
Автоклавное окисление проводят при t = 106 С, Ро2 = 0,5 МПа, Ж:Т = 2,5 в горизонтальных 5-секционных аппаратах емкостью по 50 м3. Извлечение в раствор, %: 96 Ni, 93 Со, 66 Си, 90 Zn, 45 Mg, 3,5 Fe.
В середине 70-х годов фирмы «Шерритт» и «Коминко» (Канада) предложили [70] технологию для переработки полиметаллических халькопиритных концентратов, включающих прокалку в водороде -селективное растворение железа, и осаждение его в форме ярозита -автоклавное извлечение меди - получение элементарной серы. Попутно решалось извлечение цинка, молибдена, никеля, кобальта в форме товарных продуктов.
Технология базируется на использовании ряда автоклавных и активационных операций.
Гидротермальное рафинирование проводят в течение 1 ч при 147167 С Операция эффективна для борнит-халькозиновых материалов с пониженным содержанием пирита и крупностью не менее 80 % - 15 мкм. Из борнитов извлекается 8090 %, а из халькопирита 5070 % Fe.
Автоклавное окисление проводится в 2 стадии при t = 97107 С, Ро2 = 0,71,4 МПа. Через 23 ч извлекается 9899 % Си, Fe, Zn, при этом вся сульфидная сера окисляется до сульфатной. Интересны результаты автоклавного окисления медно-мышьяковых концентратов: t = 100 ± 3 C, Рo2 = 0,4 МПа, основными фазами в которых являлись энаргит и пирит. Исходная пульпа содержала г/л: 294 H2SO4, l,0 AgCl (катализатор). Через 6 ч в раствор извлекали до 95 % Сu и As, 21 % Fe. Особенностью технологии является количественный перевод в раствор меди и мышьяка, что достигалось за счет полного окисления сульфидов и поддержания конечной кислотности, исключающей гидролиз мышьяка [71].
Интересным и перспективным из разработок последних лет является метод Activox [72] компании «Доминион Майнинг» (Dominion Mining Ltd) в Западной Австралии. Процесс «Активокс» разработан для пентландитовых, халькопиритовых, пиритных, арсенопиритных концентратов и другого упорного сырья. Сульфидные концентраты измельчаются в специальных мельницах до 1015 мкм, в результате чего происходит увеличение площади реакционной поверхности и разрушение кристаллической решетки минералов. Это позволяет использовать менее жесткие режимы выщелачивания и тем самым существенно уменьшить эксплуатационные затраты. Практически процесс «Активокс» использует метод механоактивации, который долгое время промышленно не мог быть реализован вследствие того, что не было достаточно надежного и экономически эффективного высокопроизводительного агрегата для ультратонкого измельчения. В последние годы такие мельницы были созданы. Например, измельчитель австралийско-африканской (ЮАР) фирмы Metrotex Pacific, имеющий производительность до 10 т измельченного концентрата в час, а также мельницы компаний Metso Minerals и XSTRATA. Согласно патенту [73] Dominion Mining Ltd, медные концентраты измельчали до крупности 100 % -15 мкм и окисляли в автоклаве при температуре менее 100120 С и парциальном давлении кислорода порядка 1,0 МПа. При этом в раствор извлекалось до 9099 % меди и не более 23 % железа. При последующем цианировании кека в раствор извлекалось до 90 % золота. Расход кислорода составил 0,99 кг на 1 кг растворенной меди, а при обработке концентрата в три стадии (измельчение - выщелачивание) - 0,35 кг на 1 тонну выщелоченной меди. В то время, как при высокотемпературном окислении расход кислорода составил 2,41 кг на 1 кг меди. 1.3 Извлечение золота из кеков автоклавного окисления золото-медных концентратов При выборе технологии извлечения золота из кеков АО золото-медных концентратов следует учитывать, что кеки АО являются кислым материалом и могут содержать медь, серу, мышьяк и другие цианисиды. Содержание меди в кеках может составлять 0,11,0 % и более. При этом медь может присутствовать как в сульфидной, так и в окисленной форме. Образование в цианистых растворах комплексных анионов меди состава Cu(CN)2 , Cu(CN)32- и Cu(CN)l показано в исследованиях [74,75]. При цианировании кеков АО, содержащих серу в элементарном состоянии, расход NaCN велик из-за образования NaSCN: NaCN + S NaSCN (1.11) Расход извести вызван ее взаимодействием с элементарной серой, возможно, с сульфатами, присутствующими в окисленных остатках. Реакция между известью и серой, как показано ниже, протекает с образованием тиосульфата и пента-сульфид иона: 3CaO+12S - CaS203+2CaS5 (1.12) Увеличение расхода цианида и извести (реакции 1.11 и 1.12) является существенным экономическим минусом данного способа извлечения драгоценных металлов, не говоря об экологических факторах, связанных с образованием высоких концентраций тиоцианатов и тиосолей в хвостовых растворах. Это касается всех процессов, которые сопровождаются образованием элементной серы. Сказанное выше объясняет необходимость изыскания других, альтернативных цианированию, методов извлечения ДМ из серосодержащих остатков. Изыскание и оценка нецианистых растворителей драгоценных металлов производится не только из экологических и экономических соображений, но также преследует цели более успешного преодоления технологической упорности руд и концентратов.
В настоящее время выявлен достаточно широкий круг растворителей, которые рассматриваются в качестве альтернативы цианистым солям. Альтернативными гидрометаллургическими вариантами переработки указанных материалов могут являться галидное [76-78] (хлор, бром, йод или их комбинации), кислотно-тиоцианатное [79-82], тиокарбамидное или аммиачное выщелачивание [83-85]. Однако первоочередным для рассмотрения следует считать процесс тиосульфатного выщелачивания [86], имея ввиду, что тиосульфат может быть образован путем простой добавки извести к серосодержащим остаткам (реакция 1.12). Тиосульфатное выщелачивание применимо к упорному для цианистого процесса медистому сырью. Установлено, что для повышения скорости растворения золота рекомендуется вводить в систему элементарную серу, поэтому образование элементарной серы при автоклавном окислении превращается из отрицательного момента в положительный. В качестве стабилизатора растворов предложено использование сульфит-иона [87]. Содержание S0 в кеках автоклавного вскрытия может достигать более 10 % (массовых). При наличии сульфит-иона происходит окисление элементарной серы до тиосульфат-иона: SO32- + S0 S2O32- (1.13) Элементарная сера, образующаяся в процессе АО сульфидных минералов, имеет очень высокую активность, что способствует образованию тиосульфат-ионов. В виду вышесказанного применение сульфит 25 тиосульфатных растворителей к кекам автоклавного окисления выглядит весьма привлекательным. Кроме тиосульфатов и сульфитов для извлечения драгоценных металлов возможно использование и других растворителей на основе серы [88]. Такими растворителями являются гидро- и полисульфиды щелочных металлов [89-93], которые могут быть получены при растворении элементарной серы в растворах щелочей. При этом образуются серо-щелочные растворы (СЩР) сложного состава[94,95].
Влияние основных параметров на показатели процесса низкотемпературного автоклавного окисления золото-медного флотоконцентрата
Процесс автоклавного окисления относится к гетерогенным химическим процессам. Поэтому данный процесс состоит из трех последовательных стадий: подвод растворителя и окислителя к поверхности минерала; химическая реакция; отвод от реакционной поверхности продуктов реакции.
Эффективность автоклавного окисления сульфидных продуктов существенно зависит от температуры, продолжительности, давления кислорода и свойств пульпы. 2.5.1 Влияние продолжительности процесса автоклавного окисления
Исследования по определению влияния продолжительности процесса на показатели АО проводились на материале крупностью 90 % класса минус 10 мкм на навесках массой 100 г при общем давлении кислорода 1,5 МПа и при Ж:Т=5:1.
При определении оптимальной продолжительности процесса АО были проведены опыты, продолжительностью от 1 до 7 часов.
Конечный состав жидкой фазы в опытах по определению оптимальной продолжительности АО представлен в таблице 2.7. Содержание основных компонентов в кеках АО представлено в таблице 2.8.
Зависимости извлечения меди и цинка в раствор автоклавного окисления и степени окисления сульфидов от продолжительности процесса показаны на рисунке 2.11.
Анализ продуктов низкотемпературного АО показал, что с увеличением продолжительности процесса концентрация меди, цинка, железа и мышьяка в растворе АО возрастает, так же увеличивается и кислотность раствора. Максимальная концентрация меди и цинка в растворе АО – 13,9 г/л и 1,21 г/л соответственно была достигнута при продолжительности выщелачивания 7 часов при остаточном содержании в кеке: меди – 0,5 % и цинка – 0,06 %. Максимальное извлечение меди и цинка составило 95 и 93 % соответственно (рисунок 2.11-а).
Так же с увеличением продолжительности АО увеличивается содержание элементарной серы в кеках АО. При продолжительности АО 57 часов содержание элементарной серы в кеках составляет 8,58,6 %. Остаточное содержание сульфидной серы составляет 2,92,23 %, что соответствует степени окисления сульфидов 8789 % (рисунок 2.11-б).
В качестве окислителя чаще всего применяют кислородсодержащий газ (воздух, кислородно-воздушная смесь, технологический кислород). Воздух считается наиболее доступным и дешевым реагентом, однако в связи с невысоким содержанием кислорода (0,21 об. долей) для обеспечения требуемого давления кислорода необходимо использовать воздух под давлением почти в 5 раз большим, чем при использовании кислорода; в результате возрастает общее давление в автоклаве. Указанные недостатки устраняются при использовании технологического (9294 % О2) кислорода, однако высокая его стоимость ограничивает масштабы применения. Исследования по определению влияния давления кислорода на показатели АО проводили на флотоконцентрате, измельченном до крупности 90 % класса минус 10 мкм, при соотношении Ж:Т=5:1. Продолжительность АО составляла 5 часов.
Результаты опытов по автоклавному окислению при различном давлении кислорода представлены в таблицах 2.9 и 2.10. Таблица 2.9 – Состав жидкой фазы АО при различном давлении кислорода
Видно, что при увеличении давления кислорода окисление сульфидной и образование элементарной серы протекает интенсивнее. Степень окисления сульфидов при этом увеличивается (рисунок 2.12-а).
На графике видно, что при проведении процесса АО при давлении от 0,4 до 1,5 МПа степень окисления сульфидов возрастает в среднем на 34 %, что говорит о возможности проведения процесса при относительно низких давлениях кислорода.
Извлечение металлов в растворы АО в большей степени зависит от давления. Так, извлечение цинка в исследуемом интервале давлений возрастает с 71 до 90 %, а меди с 84 до 93 % (рисунок 2.12-б).
Следует отметить, что растворы содержат значительное количество мышьяка и железа во всем интервале давлений.
Обработка этих результатов показывает, что с увеличением давления кислорода возрастает эффективность окислительных процессов, что обеспечивает более полное извлечение цветных металлов в раствор. Однако возрастает общее давление в автоклаве, а значит требуются более сложная аппаратура и соответственно большие затраты.
Определение возможности извлечения драгоценных металлов из кеков низкотемпературного автоклавного окисления с использованием щелочных растворов и сернистого ангидрида
Из литературных источников [145] известно, что драгоценные металлы хорошо растворяются в растворе едкого натра с барботированием so2.
Исследования по выщелачиванию золота из кеков АО щелочными растворами с продувкой сернистого ангидрида проводили в реакторах закрытого типа. Раствор гидроксида натрия определенной концентрации нагревали при перемешивании до температуры 80 С. В разогретый раствор через трубку подавали сернистый ангидрид, получаемый в закрытой колбе путем разложения сульфита натрия концентрированной серной кислотой: В образующийся при взаимодействии сернистого ангидрида с щелочью раствор сульфита натрия подавали кек АО, содержащий элементарную серу. При взаимодействии серы, содержащейся в кеке, с раствором образуется тиосульфат натрия по уравнению 1.13. Растворение золота тиосульфат-ионом происходит по реакции, описанной уравнением 1.6. Так же растворение золота может протекать по реакциям: Выщелачивание проводили при начальном значении рН = 9,09,5. Момент загрузки окисленного концентрата в реактор считали началом опыта. Результаты проведенных исследований представлены в таблице 3.7. Проведенные исследования показали, что золото хорошо извлекается в щелочные растворы при продувке сернистого газа, извлечение серебра составляет 1521 %. Данный метод позволит значительно сократить эксплуатационные расходы на реагенты. С учетом того, что для получения сернистого ангидрида можно использовать часть образующейся при АО серы, данная технология может оказаться весьма привлекательной.
По данному способу переработки сульфидных золотосодержащих концентратов получено положительное решение на выдачу патента [146].
На кеках, полученных в опытах по определению влияния параметров процесса на показатели АО (раздел 2.5), проведены исследования по извлечению золота сульфитными растворами при Ж:Т=10:1, концентрации Na2SO3=100 г/л, температуре 25 С в течение 96 ч.
Из представленных данных (таблица 3.8) видно, что для извлечения золота свыше 90 %, продолжительность АО должна быть не менее 3 и не более 5 часов (опыты 3-5). При продолжительности окисления 45 часов извлечение золота составляет более 98 %.
Снижение извлечения золота при продолжительности процесса АО менее 3 часов можно объяснить недоокислением сульфидных минералов и, как следствие, «недовскрытием упорного золота».
Падение величины извлечения золота при продолжительности АО более 5 часов вероятно связано с пассивацией поверхности золотин оксидными пленками (опыты 6-7).
Исследованиями по выщелачиванию кеков АО показано, что извлечение золота и серебра увеличивается с повышением давления кислорода. При давлении кислорода 1,01,5 МПа извлечение золота составляет 95,399,1 %. При давлении ниже 1,0 МПа извлечение золота в раствор снижается.
Установлено, что плотность пульпы при АО не оказывает влияния на извлечение золота из кеков. Установлено, что измельчение флотоконцентрата перед АО оказывает значительное влияние на извлечение золота из кеков. При крупности исходного материала более 10 мкм ( 15 мкм) извлечение золота падает с 99 до 85 %.
Извлечение драгоценных металлов из растворов сульфитного выщелачивания Из литературных источников [144, 147,148] известно, что золото из сульфит-тиосульфатных растворов практически не осаждается на активированные угли и большинство ионообменных смол. Исключения составляют сильноосновные иониты, имеющие сродство к тиосульфатному комплексу золота [87,149, 150]. Однако их использование связано со сложной схемой элюирования золота. В работе [144] при проведении цементации золота и серебра из сульфит-тиосульфатных растворов на цинковую стружку показано, что извлечение золота происходит недостаточно полно. Концентрация золота и серебра в растворах после цементации составила 0,80,9 и 0,10,5 мг/л соответственно. Кроме того, использование оборотных растворов после цементации золота снижает его извлечение при последующем выщелачивании, что вызывает необходимость замены данных растворов на свежие или их очистки от примесей перед выщелачиванием. Проведены исследования по химическому осаждению золота из растворов, полученных при выщелачивании кеков АО раствором гидроксида натрия с продувкой SO2. Раствор содержал 5,3 мг/л золота. Для осаждения золота исследовали влияние понижения и повышения рН раствора, относительно исходного значения. При понижении рН использовали сернистый ангидрит, при повышении – гидроксид натрия. После внесения реагента раствор агитировали в течение 35 минут, затем фильтровали. Раствор подвергали анализу на золото (табл. 3.9)
Оборудование отделения переработки кеков автоклавного окисления
На рисунке 5.5 представлена аппаратурная схема узла переработки кеков автоклавного окисления. Спецификация оборудования отделения переработки кеков автоклавного окисления представлена в таблице 5.4 В соответствии с технологической схемой окисленные и отмытые от меди кеки с влажностью 20 % поступают в отделение выщелачивания золота. Кеки распульповываются в первом агитаторе для выщелачивания оборотными сульфитными растворами. Соотношение Ж:Т в первом реакторе должно составлять 3,54,0:1. Далее пульпа самотеком перетекает в следующие 7 реакторов, при этом температура процесса выщелачивания поддерживается на уровне 75 С при помощи нагревателей.
Свежие выщелачивающие растворы непрерывно подаются дозирующими насосами (7) в 1, 3, 5 и 7 реакторы. В последнем 8 реакторе соотношение Ж:Т достигает 8,08,5:1.
Пульпа выщелачивания разгружается на ленточный фильтр (2). Отфильтрованные кеки промываются оборотными сульфитными растворами, при этом происходит частичное дорастворение драгоценных металлов.
Промывные и маточные золотосодержащие растворы объединяются в накопительной емкости (3), из которой подаются в реактор (4) для осаждения драгоценных металлов гидроксидом натрия.
Образующиеся при осаждении золота и серебра осадки отфильтровываются на нутч-фильтре (5) и транспортируются в обжиговую печь (6) для выжигания элементарной серы (содержание S0 в осадке 5060%). Сернистый газ, образующийся при горении серы, улавливается системой улавливания газов и продувается через щелочной обеззолоченный фильтрат в реакторе (8). При продувке горячего газа через щелочные растворы происходит регенерация сульфита натрия и частичный разогрев растворов. Регенерированные сульфитные растворы направляются на выщелачивание золота и промывку кеков после фильтрации. Огарки, полученные при обжиге золотосодержащих осадков, плавятся с получением слитков золота лигатурного. Технико-экономическая оценка предлагаемой технологии 5.3.1 Исходные данные для ТЭР В соответствии с Технологическим регламентом [157] технико-экономическая оценка технологии проводилась на производительность фабрики 41700 тонн золото-медного флотоконцентрата в год. Технико-экономические расчеты выполнены по затратам, связанным только с гидрометаллургической переработкой флотоконцентрата. В основание расчетов положено:
1. Количество рабочих дней в году – 330.
2. Стоимость основного технологического оборудования с учетом НДС взята по данным заводов-изготовителей РФ, КНР и др. на конец 2013 года. Стоимость СМР и транспортные расходы приняты в размере 30 % от стоимости оборудования. Резервная сумма на прочие и непредвиденные расходы принята в размере 20 %.
3. Стоимость производственных помещений принята в размере 5000 рублей за 1 м3. Транспортные расходы, связанные с постройкой сооружений, приняты в размере 10 %, СМР – 30 % от стоимости зданий.
4. Амортизационные отчисления приняты по средним нормам: по оборудованию - 10 %, по зданиям и сооружениям - 5 %. Затраты на текущий ремонт приняты в размере 2 % от балансовой стоимости оборудования и зданий.
5. Стоимость материалов и реагентов принята по данным заводов-поставщиков. Расходы реагентов определены экспериментально в лабораторных условиях. Резервная сумма на непредвиденные расходы принята в размере 5 % от общих затрат на материалы и реагенты.
6. Численность трудящихся определена расстановкой по нормам обслуживания оборудования. Заработная плата рабочих основных профессий принята в размере 45 тыс. руб., ИТР – 90 тыс. руб. Отчисления от фонда оплаты труда приняты в размере 30,0 %
7. Стоимость 1 кВт электроэнергии принята 3,1425 руб. Резервная сумма на прочие и непредвиденные расходы электроэнергии принята в размере 10%.
Расчет себестоимости переработки флотоконцентрата проведен в соответствии c методиками и на примере ранее выполненных работ [158-160].Расчет капитальных затрат на оборудование гидрометаллургической переработки флотоконцентрата представлен в таблице 5.6, затраты, связанные с постройкой зданий и сооружений, представлены в таблице 5.7.
Согласно расчетам, балансовая стоимость оборудования отделения гидрометаллургии составляет 673776 тысяч рублей. С учетом расходов, связанных с транспортировкой и монтажом, капитальные затраты на технологическое оборудование составят 875909 тысяч рублей.Стоимость зданий с учетом расходов, связанных с транспортировкой и монтажом металлоконструкций, составит 213581 тысяч рублей.
Суммарные капитальные затраты на отделение гидрометаллургической переработки флотоконцентрата составят 1065894,6 тысяч рублей.
Расчет эксплуатационных затрат на предлагаемую технологию приведен в таблицах 5.8-5.10.
По данным расчетов, приведенных в таблице 5.10, видно, что себестоимость переработки одной тонны золото-медного флотоконцентрата месторождения «Березняковское» по предлагаемой технологии составляет 9950,46 рублей, что эквивалентно 6,23 грамма золота (1596,65 рублей за один грамм по курсу ЦБ РФ).
Технико-экономическое сравнение затрат на переработку золото-медного флотоконцентрата
При сопоставлении затрат рассматривались два варианта переработки золото-медного флотоконцентрата:
- высокотемпературное автоклавное окисление - цианирование кеков АО (вариант I) [157, 161,162]; низкотемпературное автоклавное окисление - сульфитное выщелачивание кеков АО (вариант II).
Технико-экономическое сравнение основных показателей двух технологий выполнено на примере работ [33, 34, 163].
Согласно Технологическому регламенту [157] сгущенный флотоконцентрат (по варианту I) подвергается высокотемпературному АО (200 С; 2,0 МПа) с последующей фильтрацией окисленной пульпы и переработкой медьсодержащих растворов по экстракционной технологии с получением катодной меди. Кеки АО отмываются от окисленной меди, защелачиваются известью и перерабатываются по угольно-сорбционной технологии, продуктом которой являются золотосодержащие катодные осадки. Далее катодные осадки переплавляются в слитки золота лигатурного.
При расчете себестоимости переработки 1 тонны флотоконцентрата с применением высокотемпературного АО некоторые данные были взяты из работ [157, 160, 164].
Результаты технико-экономического сравнения вариантов переработки золото-медного флотоконцентрата представлены в табл. 5.12.
Расчетная себестоимость переработки одной тонны золото-медного флотоконцентрата по технологии высокотемпературного автоклавного окисления составляет 17106,3 рублей, что эквивалентно 10,71 грамма золота (1596,65 рублей за один грамм по курсу ЦБ РФ).
