Содержание к диссертации
Введение
1. Анализ теории и практики сорбционного извлечения благородных металлов активными углями 10
1.1. Строение активных углей 10
1.2. Физико-химические аспекты процессов сорбции благородных металлов активными углями 12
1.3. Промышленная практика применения активных углей для извлечения благородных металлов из руд и концентратов
1.3.1. Методы сорбции 22
1.3.2. Методы десорбции 26
1.3.3. Математическое моделирование CIP и CIL процессов 29
1.3.4. Методики оценки технологических свойств активных углей 31
1.4. Выводы 31
2. Исследование закономерностей угольно сорбционных процессов 34
2.1. Методика исследований 34
2.2. Изучение равновесных характеристик сорбции цианидных комплексов металлов активными углями
2.2.1. Сорбция из монокомпонентных растворов 38
2.2.2. Сорбция из поликомпонентных растворов 43
2.2.2.1. Усовершенствование процесса угольно сорбционного извлечения золота 46
2.2.3. Влияние температуры. Теплоты сорбции 48
2.2.4. Выводы з
2.3. Исследование кинетики сорбции цианидного комплекса золота активным углем 51
2.3.1. Влияние гранулометрического состава угля 51
2.3.2. Влияние реологических свойств пульпы 55
2.3.3. Выводы 58
2.4. Исследование процессов сорбции благородных металлов активными углями из нецианидных растворов и десорбции золота из насыщенного угля 59
2.4.1. Сорбция золота из хлорид-гипохлоритных растворов 60
2.4.2. Сорбция золота из бром-бромидных растворов 62
2.4.3. Сорбция золота и серебра из тиокарбамидных растворов 63
2.4.4. Десорбция золота из угля, насыщенного в галогенидных и тиокарбамидных растворах 65
2.4.5. Выводы 69
2.5. Изучение технологических свойств активных углей 70
2.5.1. Результаты тестирования различных марок 70
2.5.2. Влияние параметров пористой структуры активных углей на их технологические свойства 71
2.5.3. Выводы 73
3. Математическое моделирование противоточных сорбционных процессов извлечения золота 74
3.1. Алгоритм модели и исходные данные для моделирован ия 74
3.2. Расчет и оптимизация процессов «уголь в пульпе» 79
3.3. Выводы 87
4. Разработка и испытания угольно-сорбционной технологии извлечения благородных металлов из различных типов золотосодержащего сырья 89
4.1. Руда месторождения «Маминское» 90
4.2. Руда месторождения «Пионерное» 93
4.3. Руда месторождения «Верхнє-Алиинское» 96
4.4. Оборотный раствор хвостохранилища ЗИФ 101
4.5. Выводы 105
Заключение 106
Список использованной литературы
- Физико-химические аспекты процессов сорбции благородных металлов активными углями
- Сорбция из монокомпонентных растворов
- Расчет и оптимизация процессов «уголь в пульпе»
- Руда месторождения «Пионерное»
Введение к работе
Актуальность работы. Цианирование широко применяется для извлечения благородных металлов из руд и концентратов. Принципиально новым этапом развития цианирования стало использование сорбентов для извлечения растворённого золота из растворов и пульп. Сорбционкая технологая позволяет перерабатывать наряду с легкоцианируемыми, также глинистые и сорбционно-активные руды; в качестве сорбентов при этом используются активные угли и ионообменные смолы. Активные угли имеют ряд преимуществ, а именно: они менее чувствительны к наличию примесей, предусматривают более простую схему десорбции, а также имеют меньшую стоимость. В настоящее время применение активных углей для извлечения золота является стандартной практикой, как в России, так и за рубежом. Вместе с тем практически неизученными остаются закономерности сорбции цианидных комплексов неблагородных металлов-спутников золота, хотя известно, что их содержание в активном угле может превышать содержание золота. Недостаточно исследованными являются процессы сорбции золота из нецианидных растворов, таких как тиокарбамидные, хлоридные, бромидные, и десорбции золота с насыщенного угля. Существующие математические модели противоточных угольно-сорбционных процессов используют в качестве исходных данных результаты полупромышленных или промышленных испытаний, проведение которых характеризуется высокой стоимостью и продолжительностью.
Диссертационная работа выполнена в соответствии с планами ПИР ОАО «Иргиредмет».
Цель работы. Исследование особенностей процесса сорбции благородных и цветных металлов из цианидных, тиокарбамидных и галогенидных растворов с целью выдачи рекомендаций по оптимизации технологии извлечения золота; разработка математической модели противоточных сорбционных процессов, использующей в качестве исходных данных только результаты лабораторных исследований, и позволяющей сократить продолжительность и стоимость стадии полупромышленных испытаний; поиск активных углей, удовлетворяющих требованиям процессов сорбционного извлечения золота из растворов и пульп; разработка и испытания угольно-сорбционной технологии извлечения благородных металлов из различных типов золотосодержащего сырья.
Методы исследования. При выполнении работы использованы методы титриметрического, потенциометрического, атомно-абсорбционного и атомно-эмиссионного (с индуктивно-связанной плазмой) анализа растворов; методы расчета пористой структуры активных углей из изотерм сорбции паров азота и бензола, методы определения механической прочности активных углей, сухого и мокрого химического разложения углей, а также рентгеновского микроанализа золота в фазе угля; метод пробирного анализа рудных материалов; методы математической статистики, использованные при обработке результатов; математические и компьютерные методы
моделирования противоточных сорбционных процессов; лабораторные и полупромышленные испытания технологии извлечения благородных металлов из различных продуктов.
Обоснованность и достоверность результатов подтверждаются использованием аттестованных физических и физико-химических методов анализа, применением современных средств измерений, статистической обработкой результатов.
Научная новизна. Определены равновесные характеристики сорбции цианидных комплексов ртути, меди, цинка, кадмия и никеля активным углем в широком диапазоне температуры, концентрации свободного цианида и металлов; установлено увеличение сорбции при уменьшении среднего координационного числа комплексов. Определены теплоты сорбции указанных металлов.
Подобраны элюенты и режимы, позволяющие эффективно проводить десорбцию золота из активных углей, насыщенных в галогенидных и тиокарбамидных растворах; показана возможность многократного использования угля в циклах «сорбция-десорбция».
Установлено, что увеличение общего объёма пор активного угля (на основе скорлупы кокосовых орехов) свыше 0,5 см /г не влияет на его сорбционные свойства по отношению к цианидному комплексу золота, однако приводит к снижению механической прочности угля. Также установлено, что активность по йоду или метиленовому голубому не могут быть использованы для оценки технологических свойств активных углей, используемых для извлечения золота.
Разработана математическая модель противоточных сорбционных процессов, использующая в качестве исходных данных результаты лабораторных исследований и позволяющая сократить сроки выдачи исходных данных для проектирования золотоизвлекателышх установок.
Практическая значимость. Предложен усовершенствованный способ кучного выщелачивания золота из медьсодержащих рудных продуктов с сорбцией его из растворов активным углем, защищенный патентом РФ.
По результатам исследований десять новых марок активных углей рекомендованы для процессов извлечения золота из цианидных растворов и пульп, две марки - для извлечения золота только из растворов.
Разработаны и испытаны в лабораторно-укрупненных либо полупромышленных условиях угольно-сорбционные технологии извлечения благородных металлов из руд и продуктов их обогащения месторождений «Маминское», «Пионерное», «Верхне-Алиинское», а также из раствора хвостохранилища одного из предприятий, работающих по ионообменной технологии. Полученные результаты использованы для разработки технологических регламентов на проектирование предприятий и выданы проектным организациям в качестве исходных данных.
Личный вклад автора заключается в постановке задач исследования, планировании и проведении лабораторных, непрерывных укрупнённых и
полупромышленных испытаний, анализе и обработке полученных результатов, выполнении расчетов.
Апробация работы. Основные материалы работы изложены и обсуждены на международных совещаниях «Прогрессивные методы обогащения и технологии глубокой переработки руд цветных, редких и платиновых металлов» (Плаксинские чтения, Красноярск, 2006), «Современные проблемы обогащения и глубокой комплексной переработки минерального сырья» (Плаксинские чтения, Владивосток, 2008), «Инновационные процессы в технологиях комплексной экологически безопасной переработки минерального и нетрадициошюго сырья» (Плаксинские чтения, Новосибирск, 2009), «Научные основы и современные процессы комплексной переработки труднообогатимого минерального сырья» (Плаксинские чтения, Казань, 2010), на международном конгрессе «The XXIV International Mineral Processing Congress» (IMPC, Пекин, 2008).
Публикации. По материалам выполненных исследований имеется 10 публикаций, в частности статья в научном журнале, рекомендованном ВАК, патент РФ, тезисы доклада и доклад на международном конгрессе, б тезисов докладов на международных совещаниях.
Структура и объем диссертации. Работа изложена на 140 страницах, содержит 34 рисунка, 18 таблиц, и состоит из введения, 4 глав, заключения, списка литературы из 141 наименования, и 4 приложений.
Физико-химические аспекты процессов сорбции благородных металлов активными углями
Активные угли - пористые углеродные сорбенты. Их получают карбонизацией из различного органического сырья: древесины, бурых и каменных углей, антрацита, костей животных, торфа, нефтяного кокса, соломы, тростника, скорлупы орехов и косточек плодов, полимерных смол и др. [1-3]. Получающийся уголь-сырец имеет крупно-пористую структуру и поэтому обладает невысокими сорбционными свойствами. Для получения микропористой структуры его активируют обработкой диоксидом углерода или водяным паром при температуре 800-900 С. Часть угля выгорает: С + С02 = 2СО; С + Н20 = СО + Н2, а оставшийся уголь приобретает ажурную микропористую структуру.
Другой вид активации заключается в обработке угля некоторыми солями или кислотами при высокой температуре. Активация происходит вследствии выгорания части угля под действием выделяющихся газов-окислителей. Получаемые таким образом активные угли имеют высокоразвитую удельную поверхность (400-1000 м2/г) [4].
Активные угли и графит имеют близкую базисную структуру. Микрокристаллиты графита представляют собой пакеты плоских слоев, образованных конденсированными гексагональными ароматическими кольцами атомов углерода. В этих слоях каждый атом углерода связан с соседними гибридизированной зр2-связью, вследствие чего расстояние между ними равно 0,1415 нм. Слои гексагональных углеродных колец между собой связаны дисперсионными силами и расстояние между ближайшими слоями (при 15С) равно 0,3354 нм. Отдельные слои смещены друг относительно друга таким образом, что половина атомов углерода одного слоя расположена над центрами гексагональных углеродных колец соседнего слоя. Структура активных углей образована аналогичными микрокристаллитами углерода. Размеры их плоскостей находятся в пределах 1-3 нм, т.е. они образованы 13-20 конденсированными гексагональными кольцами атомов углерода. Ориентация отдельных плоскостей в микрокристаллитах углерода, образующих структуру активных углей, не так регулярно воспроизводится как в микрокристаллитах графита, а довольно часто нарушена и отдельные слои беспорядочно сдвинуты относительно друг друга, не всегда сохраняя при этом взаимное параллельное расположение. Такая структура получила название турбостратной.
Многие исследователи полагают, что кристаллиты и аморфные фракции углерода связаны ковалентно, и в целом активный уголь представляет собой высокоуглеродный полимер [5].
Окисление радикалов и части функциональных групп карбонизованного органического материала (древесного угля, торфяного или каменноугольного полукокса) приводит к образованию относительно крупных пор.
В процессе активации угля пары воды и диоксид углерода диффундируют в поры карбонизованного материала и вступают в реакции окисления. При этом прежде всего окисляется до газообразных продуктов наименее плотная часть материала зоны аморфного углерода и образуются поры молекулярных размеров нерегулярного строения. Вследствие низкой плотности аморфного углерода выгорание относительно небольшой его массы приводит к возникновению значительного объема таких пор. На следующей стадии активации углей частично выгорают плоскости конденсированных ароматических колец в углеродных кристаллитах. При этом образуются щелевидные поры как между стенками кристаллитов, так и в теле самих кристаллитов. Ширина такой щелевидной поры обычно находится в пределах от 0,8 нм до 1,6-2,4 нм в зависимости от количества выгоревших углеродных плоскостей.
Предложена классификация пор сорбентов по размерам. Все поры сорбента были подразделены на три существенно различающихся по свойствам класса. В настоящее время в соответствии с нормами Международного союза чистой и прикладной химии поры радиусом до 0,2 нм называют субмикропорами, поры радиусом 0,2-1,0 нм - микропорами, поры радиусом 1-25 нм - мезопорами, поры радиусом более 25 нм -макропорами [7].
В работе [8] предложена модель строения активных углей как системы микропор. Такие системы, как следует из данных по равновесиям и кинетике сорбции, состоят из ряда микропористых зон, связанных между собой переходными порами. Совокупность сросшихся и контактирующих между собой углеродных кристаллитов образует микропористые зоны. Между кристаллитами существуют пустоты, размер которых значительно меньше размеров самих кристаллитов. Для наиболее вероятных размеров кристаллитов 1,5 нм размеры межкристаллитных пор не превышают максимальных размеров микропор, т. е. полуширина их менее 1 нм.
Сорбция из монокомпонентных растворов
На основании полученных результатов был разработан и запатентован способ переработки золото-медистых руд, позволяющий селективно извлекать золото из рудных продуктов, в которых содержание золота на 2-3 порядка меньше, чем содержание меди [128].
Задачей изобретения является улучшение качества золотосодержащих катодных осадков за счет снижения сорбции меди активным углем. Это достигается тем, что в способе переработки золото-медистых руд, включающем кучное выщелачивание золота цианидным раствором с использованием оборотного раствора прохождением раствора через рудный штабель, сорбцию золота из продуктивного раствора активным углем, десорбцию золота с насыщенного угля, электролиз элюатов и подкрепление по цианиду оборотного раствора, согласно изобретению, подкрепление оборотного растворов по цианиду осуществляют после прохождения раствора через рудный штабель перед сорбцией до концентрации цианида натрия, необходимой для выщелачивания.
Сущность способа заключается в следующем. Подкрепление оборотных растворов по цианиду осуществляют перед сорбцией, вследствие этого концентрация цианида натрия в растворах, поступающих на сорбцию, повышается, благодаря чему увеличивается среднее координационное число меди, связанной в цианидных комплексах. При повышении среднего координационного числа меди в цианидных растворах происходит снижение ее сорбции активным углем. Это влечет снижение ёмкости угля по меди, ее концентрации в золотосодержащих элюатах и в катодных осадках. Таким образом, способ позволяет улучшить качество катодных осадков без дополнительных расходов, путем переноса точки подкрепления оборотных растворов цианидом натрия, то есть, изменяя последовательность операций.
Эффективность способа проверена следующими экспериментами. Имитировали процесс кучного выщелачивания золота из окисленной медистой руды оборотным раствором, содержащим 0,45 г/л NaCN. Получен продуктивный раствор, содержащий 1,4 мг/г золота, 185 мг/л меди и 0,23 г/л NaCN. Имитируя предлагаемый способ, часть продуктивного раствора доукрепили до исходной концентрации NaCN — 0,45 г/л и пропустили через колонку размером 150 16 мм, наполненную активным углем марки JX-102, масса угля в колонке 16,5 г, УН=10 ч"1. Другую часть раствора без доукрепления пропускали через идентичную колонку с активным углем, имитируя прототип. При увеличении концентрации золота в растворах, выходящих из колонок, выше 0,1 мг/л уголь подвергали щелочной десорбции десятью объемами раствора 4 г/л NaOH в автоклаве при температуре 165 С и давлении 0,7 МПа, элюаты подвергали электролизу в лабораторном сетчатом электролизере при плотности тока 100 А/м2 и напряжении 2 В. Результаты экспериментов представлены в таблице 2.4.
Содержание в катодном осадке, % Аи 31 Си 69 29 Анализ полученных данных показывает, что изменение последовательности операции подкрепления оборотных растворов по цианиду в данном случае позволяет снизить содержание меди в катодных осадках с 69 % до 29 %.
Для выявления влияния температурного фактора на равновесные характеристики сорбции Au, Ag, Hg, Ni, Си, Zn данные по сорбции при комнатной температуре были дополнены изотермами сорбции этих металлов из индивидуальных синтетических растворов при концентрации NaCN - 14 ммоль/л и температуре 40 С и 60 С. Результаты экспериментов приведены в таблице 2.5. 1. Исследована сорбция цианидных комплексов Au, Ag, Си, Hg, Zn, Cd, Fe, Ni, Co активными углями. Получены изотермы сорбции в широком диапазоне концентрации металлов и свободного цианида. Для большинства изотерм определены коэффициенты уравнения изотермы Фрейндлиха, при коэффициенте достоверности аппроксимации более 0,95. 2. Увеличение концентрации свободного цианида оказывает обратное влияние на величину сорбции серебра, ртути, меди, цинка, кадмия, и практически не оказывает влияния на сорбцию золота. Величина сорбции металла является функцией координационного числа комплекса. В условиях проведенных экспериментов не обнаружено сорбции железа и кобальта. 3. Получены ряды селективности сорбции металлов при варьировании концентрации NaCN : Au » Ag » Hg Ni Zn Си Cd при 4,1 ммоль/л NaCN Au » Ag » Hg Ni Zn Cd Си при 14 ммоль/л NaCN Au » Ag » Ni Hg Zn я Cd Си при 41 ммоль/л NaCN Ряды селективности проверены экспериментально путем сорбции из растворов, содержащих все указанные металлы в равномольных концентрациях. Отмечено, что наиболее селективно сорбируются комплексы с координационным числом 2, имеющие линейную структуру, такие как [Au(CN)2]-, [Ag(CN)2]\ [Cu(CN)2]", Hg(CN)2. 4. На основании полученных результатов запатентован способ переработки золото-медистых руд методом кучного выщелачивания с последующим извлечением золота из раствора на уголь, позволяющий минимизировать сорбцию меди активным углем, путём переноса точки подачи цианида натрия. 5. Выявлено отрицательное влияние температуры на сорбцию цианидных комплексов Hg, Ni, Си, Zn. Изостерические теплоты сорбции для указанных металлов не превышают 70 кДж/моль и уменьшаются по мере увеличения ёмкости угля, что свидетельствует о неравномерном распределении поверхности угля по теплотам сорбции.
Расчет и оптимизация процессов «уголь в пульпе»
Математическое моделирование может быть экономически оправданным инструментом для оценки влияния эксплуатационных показателей на эффективность проектируемых или действующих сорбционных установок [39, 96-100, 134-135]. Существующие математические модели CIP и CIL процессов основаны на различных подходах к учету кинетических факторов. В качестве исходных данных в этих моделях, так или иначе используются результаты полупромышленных или промышленных испытаний [99, 101-102], проведение которых характеризуется высокой продолжительностью и стоимостью.
Проведены исследования по математическому моделированию и оптимизации противоточных сорбционных процессов на примере процесса «уголь в пульпе» по извлечению золота из хвостов гравитационного обогащения окисленной руды простого вещественного состава с содержанием золота 6,1 г/т.
Математическая модель базируется на следующих допущениях. В общем случае сорбция золота активным углем описывается следующим уравнением материального баланса: да, дс да 4-W— = 0 дт дт дх где (ЗЛ) I = Ас) с — концентрация золота в растворе, мг/л; а — ёмкость сорбента по золоту, мг/г; т — время, ч; х - вертикальная координата сорбционного аппарата, м а = f(c) - уравнение изотермы сорбции; w - коэффициент пропорциональности, определяется как отношение продолжительности пребывания угля на сорбции (ч) к продолжительности сорбционного цианирования (ч). В начальный момент времени концентрация золота в сорбенте: а(х,0) = а0 (3.2) На первой ступени сорбции концентрация золота в жидкой фазе питания сорбции практически постоянна, таким образом, первое краевое условие определяется из следующей зависимости: а(0,т) = кть (3.3) где к и Ь- параметры, определяемые из кинетической кривой. На последней ступени, на нижней границе концентрация золота в сорбенте определяется следующим образом: а(1,т) = ах (3.4) где / - предельное значение вертикальной координаты сорбционного аппарата, м Для решения системы уравнений 3.1-3.4 используется численный метод конечных разностей, состоящий в дискретизации каждого из уравнений и решения полученной системы линейных уравнений методом прогонки. Для приведения уравнения материального баланса к виду, удобному для аппроксимации, необходимо продифференцировать уравнение изотермы сорбции по времени: дт дт Ъ) Исходя из того, что изотерма сорбции на основании лабораторных исследований, представляется в виде дискретных значений, зависимость изменения ёмкости угля от изменения концентрации золота в растворе (t), определятся как отношение: t = _ M/+i a - a; см - ci (3.6) Где / — номер экспериментальной точки Уравнение 3.5 принимает вид: да дс еГ э7 (3-7 Выполняя замену в уравнении материального баланса, получено следующее уравнение: Л О да да 1 + \-w— = 0 8т дх W Для расчета концентрации золота в жидкой фазе пульпы используется уравнение материального баланса в следующем виде: (л \ОС I ос (1 + 0—+ -—= (3.9) дс 1 дс дт w дх Для аппроксимации уравнений материального баланса 3.8, 3.9 используется неявная схема [136], которая является абсолютно устойчивой и позволяет выбирать более крупный шаг по времени. Выбирается равномерная сетка: / т 1 прогноза WhT={(xnTJ)J = 0,Nl,j = 0,N2Ji = ,y = - } (злО) где Тпропюза время прогнозирования, ч N — шаг расчёта, определяющий его точность Производные входящие в дифференциальную задачу аппроксимируются разностными соотношениями. Индексная форма разностной схемы имеет вид: 1+— \— l- = -W-J±± ! I ti) У h xCJ+x-cJ l c/+i_cv+i (ЗЛІ) у w h где a(x,,Tj) = a\;c(xt, r,) = C\ . Процесс счёта выглядит следующим образом: 1. Вычисляются значения с(х,х), а(х,х) лежащие на оси х при t=0. af = а0 с- = с і max о_ (3.12) 2. Используя граничные условия, определяется значение функций С(х,х), а(х,х) в узлах, лежащих на прямых х=0, х=/. ai=k-yjb (З.із) 3. Уравнения материального баланса приводятся к трех диагональному виду: A cj+x - Pcj+X + В ci+x = -F А дУ+» _ р а;+і + в д/+і = _/г (ЗЛ4) Где Л, Р, В, F— коэффициенты. 4. Так как ёмкость угля зависит от концентрации золота в растворе, расчет проводится параллельно: п &і+\ = — —,/ — l,Z,...,7Vj — 1, A.B.+F. (3.15) /І =а,-+і//+і +Рм,і = М1 -INX -2,...,1,0. (3.16) где это а,-, с„ в соответствующих уравнениях. Стрелки сверху указывают направление счета: (— ) — от і к і+1, ( —) - от і+l к і. 5. Определяются значения ог Д из соответствующих первых граничных условий. 6. Определяются значения aN, cN из соответствующих вторых граничных условий. 7. По формулам 3.15 определяется прямой прогонкой все коэффициенты aM,J3l+l. 8. Концентрация золота в растворе и ёмкость угля находятся по рекуррентной формуле 3.8. Расчет начинается с определения значения ёмкости угля. 9. Далее рассчитывается коэффициент зависимости tt по изотерме сорбции, исходя из полученных значений ёмкости угля. 10. По рекуррентной формуле 3.16 определяются значения концентрации в золота в растворе. 11. Если шаг расчёта соответствует времени передвижки, то значения ёмкости угля, корректируется: ос лт = а; . „ , Ni iJ L ,ГДе/ = -1, ... , 2/ X (3.17) о 1 at=a ,Tpfii = Nl-i,...,Ni--2r (3.18) 12. Полученные данные по стадии сорбции усредняются. 13. Расчет повторяется с шага 2 на все время прогноза. Достаточные условия, при которых формулы 3.13, 3.14 имеют смысл: \f,\ \Ai\ + \Bi\,i = L.Nl-l, Ы+Ш 2 (ЗЛ9) Где х- сумма коэффициентов в уравнении 3.14
Руда месторождения «Пионерное»
Руда Верхнее-Алиинского месторождения относится к золото-кварцевому умеренно-сульфидному типу. Химический состав руды, приведенный в таблице 4.1., характеризуется относительно высоким содержанием железа, мышьяка, свинца и меди. По степени окисления относится к неокисленному типу руд. Денным компонентом, представляющий промышленный интерес, является золото. Серебро извлекается попутно.
Технологическими исследованиями [141] показано, что рациональной схемой рудоподготовки и обогащения руды является схема, включающая двухстадиальное дробление руды» вг замкнутом? цикле,, двухстадиальное измельчение руды в шаровых мельницах,, классификацию? в гидроциклонах. Гравитационное обогащение песков гидррцйклона предусматривается? на центробежном, концентраторе, гравиоконцентрат направляется на интенсивное цианирование, а хвосты гравитации на флотационное обогащение, которое включает две основные стадии, перечистку концентрата и контрольную флотацию; Проведены лабораторные исследования по оптимизации условий цианирования гравио- и флотоконцентратов обогащения руды месторождения Верхне Алиинское. Интенсивное цианирование гравиоконцентрата исходной крупности рекомендуется проводить при концентрации NaCN 5 г/л, отношении Ж:Т=2:1 и продолжительности 24 ч, при расходе СаО - 3 кг/т. При этом извлечение золота составляет 84,4 %. Доизмельчение гравиоконцентрата до крупности 80 % класса минус 0,074 мм позволяет повысить извлечение золота на 5,5 %. Для цианирования флотоконцентрата рекомендованы следующие условия: предварительная известковая обработка 4 ч, концентрация NaCN 2 г/л, Ж:Т=2:1, продолжительность 24 ч, расход СаО 4 кг/т. Извлечение золота в этих условиях составило 79,2 %. Рекомендуемая схема гидрометаллургической переработки продуктов обогащения приведена на рисунке 4.3. Флотоконцентрат смешивается с доизмельченным кеком интенсивного цианирования! гравиоконцентрата и смесь поступает на гидрометаллургическую переработку. Хвосты, флотации; направляются в отвал. Проведены укрупненные непрерывные испытания процесса извлечения благородных метал ЛОВІ из смеси флотоконцентрата и доизмельченного кека интенсивного цианирования гравиоконцентрата: В1 качестве сорбента, использовался: активный? уголь, марки Ж-102 (КНР). Основные параметры показатели процесса «уголь в пульпе» отображены в таблице 4.3; Для извлечения золота из фазы насыщенного угля рекомендован процесс автоклавной щелочной десорбции, параметры и показатели которого приведены в таблице 4.2. Дяя обезвреживания хвостов сорбции рекомендован процесс хлорирования со складированием в наливном, либо намывном хвостохранилище.
Разработанная технология гравитационно-флотационного обогащения с последующим цианированием концентратов обогащения обеспечивает сквозное извлечение золота из руды на уровне 86,1 %, серебра - 66,4 %. Результаты полупромышленных испытаний использованы для разработки технологического регламента для проектирования ЗИФ.
Параметры и показатели автоклавной щелочной десорбции благородных металлов из угля насыщенного в ходе полупромышленных испытаний Параметры и показатели процесса автоклавной щелочной десорбции Маминское Пионерное Верхнее-Алиинское Состав элюента 4 г/л NaOH 4 г/л NaOH 4 г/л NaOH Температура, С 160 170 170 Давление, МПа 0,7 0,7 0,7 Продолжительность, ч 1 1 1 Удельная нагрузка по раствору, 10 10 10 Извлечение золота вцикледесорбции, % Аи 96,0 98,3 99,0 Ag - 92,7 94,6 Прогнозируемое содержаниеблагородных металлов в катодных осадках получаемых в ходе электролиза элюатов, % 85 85 Руда NaCN, NaOH
Гравиоконцентрат Интенсивное цианирование Рудоподготовка и обогащение Хвосты обогащения в отвал Богатые растворы Кек интенсивного цианирования Флото-концентрат Электролиз Доизмельчение I СаО Обезмста ленные растворы Катодные осадки на плавку и Известковая обработка Пульпа Предварительное цианирование NaCN Пульпа Сорбционное выщелачивание Хвосты сорбции на обезвреживание Насыщенный уголь NaOH І і f Десорбция Обеззоло-ченный уголь Элюаты Реактивация Электролиз Регенерированный уголь Катодные осадки на плавку Обезметаленные растворы Рисунок 4.3. Технологическая месторождения Верхне-Алиинское схема переработки руды t 100 Таблица 4.3. Параметры и показатели полупромышленных испытаний процессов «уголь в пульпе» Параметры и показатели Маминское Пионерное Верхне-Алиинское Содержание в питании предварительного цианирования, г/т Аи 1,76 4,6 37,5 Ag - 31 15Г Поток пульпы, г/ч 413 405 492 Массовая доля твердого в пульпе, % 45 40 40 Массовая доля класса минус 0,074 мм в твердом, % 85 87 95 рН пульпы питания сорбции 10,5 10,6 11,0 Продолжительность предварительного цианирования, ч 12 7,6 14 Извлечение на стадии предварительного цианирования, % Ли 83,5 73,7 61,0 Ag - 49,3 44,9 Продолжительность сорбционного цианирования, ч 10 16,4 10 Концентрация в жидкой фазе питания сорбции, мг/л Аи 1,24 2,38 15,9 Ag - 10,4 47,1 NaCN 440 480 2330 Поток сорбента, г/ч 0,092 0,289 1,4 Общая загрузка сорбента, г 18,5 56 280 Число ступеней сорбции 6 10 8 Объем одного аппарата сорбции, л 0,50 0,50 0,50 Периодичность противотока сорбента, ч 6,0 6,0 6,0 Ёмкость регенерированного угля, мг/г Аи 0,02 0,05 0,11 Ag - 0,66 0,39 Ёмкость насыщенного угля, мг/г Аи 1,93 2,67 3,89 Ag - 10,1 11,0 Продолжительность пребывания угля на сорбции, ч 200 194 200 Содержание в твердой фазе хвостов сорбции, г/т Аи 0,12 0,93 8,38 Ag - 12,6 72,2 Концентрация в жидкой фазе хвостов сорбции, мг/л Аи 0,041 0,039 0,043 Ag - 0,421 1,01 NaCN 0,18 230 1150 рН хвостовой пульпы 9,9 10,2 10,5 Расход реагентов на процесс «уголь в пульпе», кг/т NaCN 0,6 1,05 2,64 CaO 1,0 1,25 1,64 Извлечение в процессе «уголь в пульпе», % Аи 90,3 78,5 77,5 Ag - 57,3 51,1 Извлечение по всей схеме, % Au 90,3 89,2 86,1 Ag - 62,2 66, Действующая золотоизвлекательная фабрика использует ионообменную технологию извлечения золота из золото-серебряной руды с применением процесса «смола в пульпе». На фабрике имеет место значительное превышение нормы потерь растворенного золота с хвостами сорбции (0,15-0,25 мг/л). Хвостовая пульпа сбрасывается в хвостохранилище, которое является основным источником водоснабжения фабрики. Учет возвращаемого с оборотной водой металла показывает, что в хвостохранилище продолжается процесс дорастворения золота. Естественно, не все растворившееся в хвостохранилище золото возвращается на фабрику. Величина общих безвозвратных потерь растворенного золота составляет на уровне 20-30 % от количества золота, возвращаемого на фабрику с оборотной водой.
Другим недостатком существующей технологии является низкий уровень извлечения серебра на фабрике. Большая часть растворимого серебра сбрасывается с хвостами сорбции в хвостохранилище, где продолжается выщелачивание, вследствие чего концентрация серебра в оборотной воде достигает 5-6 мг/л. Извлечение серебра на смолу малоэффективно, и растворенное серебро накапливается в циркулирующих между фабрикой и хвостохранилищем растворах. При фактическом соотношении мольных концентраций Au:Ag в хвостовом пачуке 1:40 возможность достижения остаточной концентрации золота ниже 0,1 мг/л представляется весьма проблематичной.
