Содержание к диссертации
Введение
1 Современное состояние техники и технологии извлечения золота из упорных сульфидных продуктов с тонковкрапленным золотом 8
1.1 Минерально-сырьевая база золота в россии и классификация упорности руд по отношению к процессу цианирования 8
1.2 Методы переработки сульфидных продуктов стонковкрапленным золотом
1.2.1 Термохимические методы вскрытия золота 10
1.2.2 Химические методы вскрытия золота 12
1.2.3 Механические методы вскрытия тонковкрапленного золота 20
1.3 Альтернативный способ вскрытия золота из упорного сульфидного сырья на основе сверхтонкого измельчения и атмосферного окисления 26
2 Физико-химические закономерности окисления сульфидных минералов в процессе атмосферного окисления 28
2.1 Характеристика флотационного концентрата васильковского месторождения и оценка его упорности по отношению к процессу цианирования 28
2.1.1 Вещественный состав концентрата 29
2.1.2 Характеристика золота 31
2.2 Изучение процессов протекающих при сверхтонком измельчении и атмосферном окислении 34
2.3 Изменение поверхности минералов после сверхтонкого измельчения и атмосферного окисления 45
2.3.1 Методика подготовки материала к исследованиям 46
2.3.1 Микрозондовый анализ проб концентрата 46
2.4 Физико-химическая модель процесса атмосферного окисления тонкоизмельченного концентрата на основе термодинамических данных 55
2.4.1 Построение равновесной физико-химической модели процесса атмосферного окисления 58
2.4.2 Введение ограничений на неравновесные фазы 70
2.4.3 Сопоставление результатов моделирования с исследованиями процессов окисления других авторов 74
2.5 Влияние процессов сверхтонкого помола и атмосферного окисления на скорость растворения золота в цианистом растворе 77
2.5.1 Методика проведения экспериментов 78
2.5.2 Влияние состава раствора на скорость растворения золота 80
2.5.3 Влияние процессов протекающих на поверхности золота при измельчении и окислении на скорость его цианирования 82
2.6 Выводы по изучению физико-химических закономерностей окисления сульфидов 83
3 Исследование и разработка рациональной гидрометаллургической технологии извлечения золота на основе сверхтонкого помола и атмосферного окисления 86
3.1 Изучение технологических свойств исходного сырья по отношению к процессу цианирования 86
3.2 Оценка существующих методов вскрытия золота применительно к изучаемому продукту
3.2.1 Автоклавное окисление сульфидов 89
3.2.2 Сверхтонкий помол концентрата 91
3.3 Испытания процессов сверхтонкого помола и атмосферного окисления концентрата 94
3.3.1 Выбор оптимальной крупности концентрата 95
3.3.2 Изучение процесса атмосферного окисления измельчённого концентрата в различных условиях среды 99
3.3.3 Определение требуемой продолжительности процесса окисления 102
3.3.4 Оценка возможности замены чистого кислорода на кислород воздуха 105
3.4 Описание предложенной технологии и технико-экономическое обоснование ее преимуществ 106
3.4.1 Рекомендуемый режим переработки флотационного концентрата и описание предлагаемой
технологии 106 3.4.2 Технико-экономическое сравнение предлагаемой технологии с автоклавным разложением
сульфидов 112
3.5 Выводы по технологическим исследованиям процессов сверхтонкого помола и атмосферного окисления 120
4 Полупромышленные испытания процесса сверхтонкого помола и атмосферного окисления 122
4.1 Полупромышленные испытания процесса сверхтонкого измельчения и атмосферного окисления 122
4.1.1 Измельчение концентрата 122
4.1.2 Атмосферное окисление и цианирование концентрата 125
4.2 Оптимизация процесса цианирования концентрата после сверхтонкого помола и атмосферного окисления
4.2.1 Цианирование окисленного концентрата при различной плотности пульпы 131
4.2.2 Выщелачивание окисленного концентрата при различной концентрации цианида 132
4.3 Выводы по полупромышленным испытаниям 134
Заключение 136
Список литературы
- Химические методы вскрытия золота
- Изучение процессов протекающих при сверхтонком измельчении и атмосферном окислении
- Сопоставление результатов моделирования с исследованиями процессов окисления других авторов
- Выбор оптимальной крупности концентрата
Введение к работе
Актуальность работы. Перспективы развития золотодобывающей отрасли в России связаны с вовлечением в переработку упорных сульфидных руд с тонковкрапленным золотом, доля которых составляет пятую часть от общих промышленных запасов металла.
Зачастую данный тип руд эффективно перерабатывается методами обогащения (в частности флотацией) с получением достаточно бедных по золоту (до 40 г/т) концентратов. Дальнейшая переработка таких концентратов, особенно если это касается высокомышьяковых продуктов, с целью вскрытия и извлечения тонкого золота является сложной задачей.
Применение существующих способов вскрытия золота, наиболее распространенными из которых являются автоклавное и бактериальное выщелачивание, сверхтонкий помол и окислительный обжиг, сдерживается по ряду объективных причин. Так, использование автоклавного или бактериального выщелачивания сопряжено с высокими затратами электроэнергии и реагентов (на нейтрализацию и обезвреживание кислых стоков), а применение окислительного обжига - с необходимостью улавливания агрессивных газов и складирования высокотоксичных (мышьяксодержащих) отходов. Внедрение экономически более оправданных методов сверхтонкого измельчения сталкивается с проблемой механоактивации материала при измельчении, что оказывает крайне негативное влияние на последующий процесс извлечения золота методом цианирования.
Таким образом, существует целая группа руд, переработка которых до настоящего времени остается за гранью рентабельности из-за высокой стоимости, а зачастую и малой эффективности существующих методов вскрытия тон-ковкрапленного золота из сульфидных минералов.
Целью диссертационной работы является исследование и создание прогрессивной технологии, которая позволит с высокой эффективностью и относительно низкими затратами перерабатывать упорные высокомыщьяковые сульфидные продукты с тонковкрапленным золотом.
Материалы и методы исследования. Для изучения вещественного состава исходного концентрата и получаемых на различных стадиях исследований продуктов использовали следующие методы анализа: оптико-эмиссионный, атомно-абсорбционный, масс-спектрометрический, химический, рентгенофазо-вый, минералогический, микрозондовый и фазовый. Анализы выполняли в пяти различных аккредитованных лабораториях. Для исключения ошибки большинство проб были дублированы для определения одних и тех же элементов различными методами и лабораториями.
Для изучения термодинамики процесса окисления сульфидов был использован программный комплекс «Селектор». Изучение кинетических закономерностей растворения золота проводили по методике близкой к методу вращающегося диска.
В качестве объекта для исследований выбран флотационный концентрат, полученный из руды месторождения «Васильковское».
Научная новизна работы:
Установлены закономерности поведения сульфидных минералов (механизм и степень их окисления) при атмосферном окислении на основе построенной физико-химической модели процесса и впервые проведённых исследований по сверхтонкому измельчению и атмосферному окислению.
Выявлено негативное влияние состава жидкой фазы пульпы после измельчения на скорость растворения золота при последующем цианировании, а также возможность устранения данного влияния и повышения скорости растворения золота за счёт использования стадии атмосферного окисления измельченного концентрата.
Установлена зависимость концентрации вредных примесей (мышьяка, серы, железа и др.) в жидкой фазе от уровня рН пульпы при окислении. На основании анализа полученной зависимости определён оптимальный диапазон рН пульпы (8,0-8,3), при котором следует проводить атмосферное окисление.
Экспериментально доказано, что применение атмосферного окисления позволяет устранить негативное влияние явления химической активации мате-
риала, возникающего при измельчении, на последующий процесс цианирования золота.
- Установлено явление пассивации поверхности золота при измельчении и возможность её снижения в процессе атмосферного окисления.
Практическая значимость. Предложена и разработана рациональная технология переработки высокомышьякового золотосодержащего концентрата на основе сверхтонкого помола и атмосферного окисления, способствующая значительному повышению извлечения золота по сравнению с прямым цианированием концентрата и значительно снижающая капитальные и эксплуатационные затраты по сравнению с общепринятыми способами вскрытия золота.
Разработанная технология вскрытия золота характеризуется высокой производительностью, рациональным использованием реагентов, простотой аппаратурного оформления и снижением экологической нагрузки.
Проведено технико-экономическое сопоставление технологии сверхтонкого помола и атмосферного окисления с автоклавным способом вскрытия золота, в результате которого установлена целесообразность переработки флотационного концентрата месторождения «Васильковское» по предложенной технологии.
По технологии сверхтонкого помола и атмосферного окисления проведены полупромышленные испытания. Данная технология используется в промышленности на золотоизвлекательной фабрике в Республике Казахстан для вскрытия золота из упорного высокомышьякового флотационного концентрата. Производительность фабрики 8 млн. т/год по руде или 50 т/час по флотационному концентрату.
На защиту выносятся:
- основные положения и выводы по результатам теоретических исследований в области термодинамического моделирования процессов окисления сульфидных минералов и кинетики цианирования золота в растворах различного химического состава (после измельчения и окисления).
применение сверхтонкого помола и атмосферного окисления для вскрытия золота из упорных сульфидных продуктов (на примере флотационного концентрата месторождения «Васильковское»).
результаты полупромышленных испытаний и технико-экономических расчетов.
Апробация работы. Основные результаты работы и ее отдельные положения докладывались на Всероссийской научно-практической конференции с элементами научной школы для молодежи «Инновационное развитие горнометаллургической отрасли» (Иркутстк, ИрГТУ, 1-2 декабря 2009 г.); на научно-практической конференции «Перспективы развития технологии, экологии и автоматизации химических, пищевых и металлургических производств» (Иркутск, ИрГТУ, 29-30 апреля 2008 г. и 23-24 апреля 2009 г.); на международном совещании «Инновационные процессы в технологиях комплексной переработки минерального и нетрадиционного сырья (Плаксинские чтения)» (Новосибирск, 05-10 октября 2009 г.).
Публикации. По результатам исследований опубликовано 10 работ, в том числе 2 в журналах, рекомендованных ВАК РФ.
Структура и объем работы. Диссертация состоит из введения, 4 глав, заключения, списка использованной литературы из 112 наименований и 3 приложений. Работа изложена на 149 страницах машинописного текста, включая 45 таблиц, 41 рисунок.
Химические методы вскрытия золота
В связи с тем, что химическая активность большинства золотосодержащих минералов выше, чем ассоциированного с ними золота, существует возможность селективного разложения (растворения) данных минералов с сохранением свободного металлического золота в нерастворимом остатке, легко поддающемся цианированию.
Из большого числа существующих методов химического вскрытия золота из упорных сульфидных руд и концентратов можно выделить три основных направления: 1. Автоклавное окисление. 2. Кислотно-кислородное выщелачивание. 3. Бактериально-химическое окисление. Из перечисленных вариантов вскрытия золота, в настоящее время, наименьшее промышленное применение имеет кислотно-кислородное выщелачивание, основанное на способности сульфидных минералов растворяться в азотной (азотистой) кислоте. Образующийся при этом оксид азота (NO) окисляется в присутствии воздуха или кислорода до диоксида (NO2), который хорошо растворяется в воде и может быть использован для регенерации кислоты.
Существует три варианта проведения кислотно-кислородного выщелачивания [1, 3, 17]:
1. «Nitrox» — процесс, заключающийся в растворении сульфидных ми нералов азотной кислотой в присутствии воздуха при температуре 80 - 90 С и продолжительности 1-2 часа. Данный вариант обеспечивает полное раз рушение сульфидных минералов и вскрытие ассоциированного с ними золо та.
Существует способ кислотного вскрытия золота из сульфидных продуктов [42], в котором в качестве растворителя предлагается использовать смесь серной и азотной кислот, что по мнению разработчиков данной технологии позволит сократить необходимую степень разложения продуктов до 25-35% и снизит затраты на переработку минерального сырья.
2. «Arseno» - процесс, особенностью которого является использование азотистой кислоты (HNO2) для растворения сульфидов, а также применение избыточного давления кислорода на уровне 5 кПа. Температура пульпы под держивается на уровне 80 - 90 С. При этом продолжительность выщелачива ния уменьшается до 15 минут. Следует отметить, что в обоих случаях при растворении сульфидов образуется большое количество элементарной серы, характер влияния которой на процесс выщелачивания золота в различных литературных источниках описывается противоречиво.
Лодейшиков В.В. [3] указывает на негативное влияние образующейся элементарной серы на последующее извлечение золота из кеков кислотного разложения методом цианирования. Для устранения данного влияния, кек кислотно-кислородного выщелачивания рекомендуется подвергать горячей известковой обработке или обжигу. В статье [44] отмечается, что процесс кислотного разложения протекает при температурах ниже точки плавления серы, и образующаяся элементарная сера не препятствует цианированию золота, однако может привести к повышенному расходу цианида.
Существует патент [8], в котором M/rox-процесс рекомендовано проводить при барботировании воздуха через пульпу, в результате чего образующаяся элементарная сера флотируется, захватывая при этом золото, и удаляется с поверхности пульпы. Полученный при этом концентрат, с извлечением золота до 80%, подвергается переработке во вращающейся печи с кислородным дутьем.
3. «Redox» - процесс, представляющий собой автоклавный вариант Аг-яеио-процесса, при котором выщелачивание сульфидных минералов производится с участием оксидов азота при температуре 180 С и выше, благодаря чему не происходит образование элементарной серы. Для удаления из растворов мышьяка и сульфатной серы в реактор выщелачивания рекомендуется вводить известняк.
Хотя указанные методы кислотно-кислородного выщелачивания были широко испытаны на различных типах руд и технико-экономические расчёты показывают на определенную перспективность данных процессов, их промышленное использование было внедрено только на одной фабрике (Сино-ла), перерабатывающей кварцевые руды с рассеянными в кварце золотосодержащими сульфидами железа.
Широкое промышленное применение кислотно-кислородного выщелачивания сдерживается тем, что осуществление данных процессов связано с большим расходом реагентов на выщелачивание, нейтрализацию, обезвреживание стоков и, в связи с этим, экономической нецелесообразностью использования их для переработки относительно бедных по золоту концентратов с высоким содержанием мышьяка и серы. Кроме того, данные процессы характеризуются сложной системой газоулавливания и регенерации кислоты из газовой фазы, что также сдерживает их промышленное применение. Данные недостатки частично могут быть решены при использовании автоклавного окисления [1,3, 98, 101], заключающегося в разложении золотосодержащих сульфидных минералов при температуре от 180 (фабрика «Мак-Лафлин») до 225 С (фабрика «Гоулдстрайк») в атмосфере воздуха или кислорода и давлении, превосходящем упругость пара раствора (процесс «Шеррит-Гордон»). При этом за 1 - 3 часа достигается практически полное разложение сульфидных (пиритных и арсенопиритных) упорных руд или концентратов.
Механизм разложения сульфидов (на примере.пирита и арсенопирита) описывается уравнениями [3]: 2FeS2 + 2Н20 + 702 = 2FeS04 + 2H2S04, (1.3) 2FeAsS + 6,502 + 3H20 = 2H3As04 + 2FeS04 (1.4) железо при этом окисляется до трехвалентного состояния по реакции: 2FeS04 + 1/202 + H2S04 = Fe2(S04)3 + Н20. (1.5) Образующийся сульфат трехвалентного железа осаждается в виде нерастворимого основного сульфата железа (Fe(OH)S04) или ярозита (MeFe3(OH)6(S04)2, где Me - Н30, Ag или 1/2РЬ2+). Значительная часть мышьяковой кислоты взаимодействует с железом и осаждается в виде стабильных арсенатов железа.
При наличии в материале значительного количества карбонатов кальция или магния, отрицательно сказывающихся на скорости окисления сульфидов, требуется проведение предварительной обработки концентрата серной кислотой. В зависимости от баланса серной кислоты в процессе окисления, предварительную обработку концентрата можно производить либо добавлением свежей кислоты, либо оборотными растворами автоклавного окисления. Концентрацию кислоты в растворе поддерживают в пределах 20 — 60 г/л, увеличение её концентрации более 100 г/л может привести к образованию элементарной серы, негативно влияющей на процесс цианирования.
При очень высоком содержании карбонатов в рудном материале, возможно проведение автоклавного выщелачивания в щелочной среде (фабрика «Меркур», США). Скорость окисления сульфидов в данном случае будет несколько ниже, чем в кислой и для достижения эквивалентного вскрытия золота потребуются более высокие температуры и большая продолжительность процесса.
Предварительный нагрев подаваемого в автоклав материала осуществляют, утилизируя тепло при разгрузке автоклава в батарее теплообменников. Для переработки золотосодержащих мышьяковистых руд разработан процесс «Кэшмен» («Caschman»), заключающийся в обработке смеси тонко измельченного рудного материала с известью и водой при температуре 100 120 С и давлении 200 - 300 кПа в течение 0,5 - 2 часов. В качестве окисли теля используется кислород. Процесс окисления основан на разложении ар сенопирита (присутствующий в материале пирит не разлагается) по реакции: 2FeAsS + 702 + 2СаО = 2FeAs04 + 2CaS04. (1.6)
Изучение процессов протекающих при сверхтонком измельчении и атмосферном окислении
Из приведённых уравнений реакций следует, что взаимодействие пирита с цианистыми растворами приводит к образованию железистосинероди-стой соли и сульфид-иона. Сульфид-ион, в свою очередь, поглощает растворённый кислород и свободный цианид, в результате чего образуется тиосульфат- или роданид-ион.
Тиосульфат-ион, образующийся в результате протекания реакций 2.16 и 2.19, также взаимодействует с растворенным кислородом и свободным цианидом с образованием сульфатов и роданидов (реакции 2.9-2.11).
На основании представленной информации можно заключить, что при сверхтонком измельчении концентрата образуется целый ряд соединений, активно взаимодействующих с цианидом, защитной щёлочью и растворенным кислородом. Процесс цианирования измельчённого концентрата будет сопровождаться значительным расходом реагентов и низкой скоростью растворения золота.
Для устранения негативного влияния указанных соединений требуется проведение специальной обработки пульпы методом атмосферного окисления. Применение данной операции, помимо пассивации поверхности сульфидов, позволит перевести большую часть примесей, находящихся в жидкой фазе пульпы, в инертную по отношению к цианистым растворам форму. Ме ханизм протекающих при этом процессов может быть представлен следующими уравнениями реакций.
Двухвалентное железо, находящееся в растворе, в процессе атмосферного окисления переходит в трёхвалентное и осаждается в виде гетита: 4Fe2++302+2H20=4FeOOH (2.21) Тиосульфат-ион и элементарная сера окисляются кислородом до сульфатов (реакции 2.11 и 2.16). Практически полный перевод всех растворенных соединений серы в сульфаты подтверждается данными таблицы 2.8. Сульфат-ион, в свою очередь, в присутствии гидроксида кальция (образующегося за счёт добавляемой в процесс извести) связывается в малорастворимый гипс: S042-+Ca(OH)2+2H20=CaSOr2H20+20H . (2.22)
Следует отметить, что по данным таблицы 2.8 после окончания окисления в растворе отмечается повышенная концентрация сульфат-иона и кальция. Указанный факт свидетельствует о том, что скорость образования гипса по реакции 2.22 относительно медленная и в условиях протекания атмосферного окисления полного связывания сульфат-иона в гипс не наблюдается.
Растворенные соединения мышьяка окисляются до арсенатов. Приэтом основная их часть осаждается в виде соединений с железом или арсената кальция {Cai(As04)2).
Сульфидные минералы (пирит и арсенопирит) в процессе атмосферного окисления подвергаются частичному окислению с образованием в качестве конечных продуктов гетита и гипса: 4FeS2+ 15O2+10H2O+8Ca(OH)2=4FeOOH+8CaSOr2H2O, (2.23) 4FeAsS+1702+6H20+4Ca(OH)2=4FeOOH+4CaSOr2H20+4AsO/.(224) Учитывая, что в условиях атмосферного окисления равновесия реакции образования гипса не наступает, вследствие низкой скорости указанной стадии, то реакции окисления сульфидов могут иметь следующий вид: 4FeS2+1502+8Ca(OH)2=4FeOOH+8Ca2"+8S042-+6H20 (2.23) 4FeAsS+1702+4Ca(OH)2=4FeOOH+4Ca2++4S042-+2H20+4As043\ (2.24) Образующийся при этом арсенат-ион также осаждается из растворов в виде соединений с железом или арсената кальция {Ca3(As04)2) Таким образом, применение атмосферного окисления тонкоизмельчен-ного концентрата позволяет до стадии цианирования перевести большую часть примесей, негативно влияющих на процесс растворения золота, в нерастворимую или малорастворимую форму. Частичное окисление сульфидов позволяет дополнительно вскрыть часть вкрапленного в них золота и пассивировать поверхность благодаря образованию нерастворимых продуктов реакции, покрывающих зерна минералов.
На основании описанного механизма, протекающих при атмосферном окислении процессов, и состава жидкой фазы пульпы после окисления (таблица 2.8) выполнен укрупненный расчёт степени окисления сульфидных минералов в процессе их сверхтонкого помола и атмосферного окисления. При расчёте введён ряд допущений, аналогичных расчёту степени окисления сульфидных минералов при сверхтонком помоле. В связи с этим, приведённые в таблице 2.10 результаты расчёта носят ориентировочный характер. Таблица 2.10 - Ориентировочная степень окисления арсенопирита и пирита в процессе сверхтонкого измельчения; и атмосферного окисления Параметр Единицы измерения Минерал Пирит Арсенопирит Атмосс ерное окисление Исходное содержание минерала в измельченном концентрате % 11,163 60,625 Содержание минерала после атмосферного окисления % 9,52-10,69 59,35-60,625 Количество окисленного минерала % 0,473-1,643 0-1,28 Доля минерала подвергнутого окислению % от исходного содержания 4,19-14,56 0-2,10 Сверхтонкое измельчение и атмосфе рное окисление Исходное содержание минерала в концентрате % 11,28 60,66 Содержание минерала после измельчения и окисления % 9,52-10,69 59,35-60,625 Количество окисленного минерала % 0,59-1,76 0,035-1,31 Доля минерала подвергнутого окислению % от исходного содержания 5,23-15,6 0,06-2,16 -указанные данные пересчитаны на исходную навеску концентрата с учётом выхода измельчённого продукта Из данных таблицы следует, что степень окисления пирита (5,02-15,6%) при атмосферном окислении больше степени окисления арсенопирита (0,06-2,16%). Данный факт хорошо согласуется с исследованиями других авторов [71], которые изучали процесс окисления сульфидов при температуре 90-95С и пришли к выводу о том, что в щелочной среде происходит преимущественное окисление пирита над арсенопиритом. При увеличении кислотности пульпы скорость окисления арсенопирита увеличивается, а пирита — замедляется
Низкая степень окисления сульфидных минералов в процессе сверхтонкого помола и атмосферного окисления (7-16%) свидетельствует о том, что основная часть минералов концентрата остаётся в исходной химической форме, а окислению подвергается только их поверхность. Незначительное изменение состава концентрата (зачастую входящее в погрешность пробоот-бора и анализа) в процессе измельчения и окисления затрудняет детальное изучение механизма протекающих при этом химических процессов.
В связи с этим, дальнейшие исследования процессов сверхтонкого измельчения и атмосферного окисления должны быть направлены на изучение изменения поверхности минералов и построение физико-химической модели процесса.
Сопоставление результатов моделирования с исследованиями процессов окисления других авторов
По результатам изучения физико-химических закономерностей окисления сульфидных минералов в процессе атмосферного окисления в рамках диссертационных исследований выполнена разработка рациональной технологии извлечения золота на основе сверхтонкого помола, атмосферного окисления и последующего цианирования обработанного материала. Работа проводилась в несколько этапов.
На первом этапе выполнена общая оценка технологических свойств флотационного концентрата месторождения «Васильковское», по результатам которой сделан вывод о степени упорности исследуемого продукта по отношению к процессу цианирования.
На основании полученной информации проведено детальное исследование и оптимизация процессов сверхтонкого помола, атмосферного окисления и последующего цианирования. Также выполнено испытание общепринятых способов вскрытия тонковкрапленного золота из сульфидного сырья:
В результате проведённых технологических исследований предложена новая технология переработки упорного сульфидного концентрата на основе сверхтонкого помола и атмосферного окисления. Дана технико-экономическая оценка предложенной технологии по сравнению с общепринятыми методами переработки аналогичного сырья.
Для оценки технологических свойств исследуемого флотационного концентрата по отношению к процессу цианирования выполнены тесты по его выщелачиванию в стандартном (фильтрационном) и сорбционном режиме. Цианирование проводили на исходной крупности материала (80% -25,0 мкм) в стакане с механическим перемешиванием (скорость вращения мешалки — 600-650 об/мин). В качестве защитной щёлочи в тестах использовали известь (СаО) или едкий натр (NaOH). Концентрацию цианида при выщелачивании приняли равной 0,2%, защитной щёлочи - 0,02%. Тесты проводили при плотности пульпы — 40% твёрдого. Продолжительность выщелачивания - 48 часов. В качестве сорбента золота при сорбционном выщелачивании использовали активированный уголь марки Norit RO 3520. Загрузку угля в процесс приняли равной 10% от объёма жидкой фазы.
В ходе тестов вели периодический контроль концентрации цианида и защитной щёлочи в жидкой фазе пульпы. Отслеживали динамику перехода золота в раствор при стандартном цианировании.
Результаты тестов по выщелачиванию флотационного концентрата на исходной крупности приведены в таблице 3.1. На рисунке 3.1 представлена динамика растворения золота при стандартном цианировании.
Полученные результаты (таблица 3.1) свидетельствуют о наличии у исследуемого концентрата упорности по отношению к процессу цианирования. Извлечение золота при стандартном цианировании с использованием извести составляет 71,75%, расход цианида - 5,63 кг/т, извести - 4,35 кг/т. Относительно низкое извлечение золота из флотационного концентрата связано с наличием в материале тонкого золота вкрапленного в сульфидных минералах (в частности в арсенопирите). Сравнительный анализ результатов стандартного и сорбционного цианирования свидетельствует об отсутствии у концентрата сорбционной активности по отношению к золоту на исходной крупности материала. Некоторое увеличение расхода цианида при сорбционном выщелачивании объясняется сорбцией иона CN активированным углем.
При использовании в качестве защитной щёлочи едкого натра по сравнению с известью наблюдается снижение извлечения золота на 7,76% (до 63,99%). Данное явление предположительно связано с большей химической активностью едкого натра, который при взаимодействии с концентратом приводит к растворению (образованию) примесей, являющихся депрессорами золота, препятствующими его растворению. Кроме того, при использовании едкого натра наблюдается резкое ухудшение свойств пульпы после цианирования в отношении сгущаемости. 80 .« 60
Динамика стандартного цианирования концентрата исходной крупности без предварительной обработки Характер кривых на рисунке 3.1 свидетельствует о том, что в первые 8 часов агитации динамика выщелачивания концентрата с использованием в качестве защитной щёлочи едкого натра и извести близка друг к другу. Далее при использовании едкого натра происходит значительное замедление скорости растворения золота, которое полностью прекращается к 32 часам цианирования. При использовании в качестве защитной щёлочи извести требуемая продолжительность агитационного цианирования концентрата должна составлять не менее 40-42 часов.
Для оценки возможности повышения извлечения золота из исследуемого флотационного концентрата выполнено испытание общепринятых (традиционных) методов вскрытия тонковкрапленного золота: автоклавное окисление и сверхтонкий помол концентрата.
С целью окисления сульфидов и вскрытия вкрапленного в них золота с сохранением его в нерастворимом остатке проведены тесты по автоклавному окислению флотоконцентрата.
Разложение сульфидов при автоклавном окислении может быть выполнено в кислотном или щелочном режиме. В настоящих исследованиях испытан только более распространенный кислотный режим окисления.
Материал перед окислением подвергали сернокислотной обработке для удаления карбонатов и предотвращения «запирания» автоклава за счёт образования углекислого газа. Обработку концентрата серной кислотой вели на исходной крупности материала (80% -25,0 мкм) при нагревании до температуры 80 С и плотности пульпы 33% твёрдого. Добавку серной кислоты проводили из расчёта конечного значения рН пульпы на уровне 0,9-1,6. После окончания обработки пульпу направляли на автоклавное окисление.
Для изучения влияния температурного режима автоклавного окисления на извлечение золота при последующем цианировании выполнены тесты по окислению концентрата при температуре 180 и 200 С и давлении 30 и 35 ат мосфер соответственно. Продолжительность окисления — 2 часа. Плотность пульпы при окислении приняли равной 10% твёрдого.
Кек автоклавного выщелачивания подвергали отмывке водой с последующей его фильтрацией и дополнительной промывкой на фильтре.
Подготовленный таким образом материал, подвергали агитации в присутствии извести до стабилизации рН на уровне 10,5. После чего проводили сорбционное цианирование пульпы в режиме указанном в таблице 3.2. В ходе выщелачивания вели контроль концентрации цианистого натрия в растворе, уровень рН пульпы регулировали добавкой извести. Результаты тестов представлены в таблице 3.3. Таблица 3.2 - Режим выщелачивания кека автоклава
Выбор оптимальной крупности концентрата
Динамика цианирования окисленного концентрата Следует отметить, что приведённый на рисунке 4.5 график концентрации кислорода в растворе является условным, так как используемый датчик кислорода имеет предел измерения 20,6 мг/л. Расход кислорода в испытаниях составил 37,12 кг/т. Относительно низкий расход кислорода свидетельствует о незначительной степени окисления сульфидов. В связи с этим, увеличение температуры пульпы в процессе окисления связано, прежде всего, с её нагревом за счёт работы насоса, а не с окислением сульфидных минералов.
Исследования по сорбционному выщелачиванию окисленного концентрата показали, что применение атмосферного окисления в течение 5-6 часов позволяет повысить извлечение золота на 43,78% по сравнению с цианированием тонкоизмельчённого концентрата без окисления. Полный расход цианида на выщелачивание при этом составил 12,1 кг/т, извести — 6,8 кг/т. Продолжительность выщелачивания — 12 часов. .
Проведённые полупромышленные испытания подтвердили полученный при технологических исследованиях эффект увеличения извлечения золота. В-связи с этим, предложенная технология,сверхтонкого измельчения и атмосферного окисления может быть использована в промышленности для вскрытия золота из флотационного концентрата месторождения «Васильков-ское».
4.2 Оптимизация процесса цианирования концентрата после сверхтонкого помола и атмосферного окисления
Для выбора оптимальных параметров процесса цианирования концентрата после сверхтонкого помола и атмосферного окисления проведены тесты по цианированию окисленного концентрата с использованием различной плотности пульпы и концентрации цианида.
Исследования по цианированию проводили на окисленном концентрате, оставшемся после полупромышленных испытаний.
Для изучения влияния плотности пульпы при цианировании на извлечение золота выполнены тесты по выщелачиванию окисленного концентрата при отношении Ж:Т = 4:1, 3:1, 2:1, 1,5:1 и 1:1. Концентрацию цианида в растворе приняли равной 0,2%, извести - 0,02%. Продолжительность выщелачи 131 вания - 12 часов: В таблице 4.5 приведены результаты тесов по выщелачиванию окисленного концентрата при различной плотности пульпы. Таблица 4.5 - Цианирование окисленного флотоконцентрата при различной плотности пульпы
Полученные данные свидетельствуют о том, что извлечение золота в диапазоне плотностей пульпы 20-40% твёрдого составляет 92,7-93,2% и не зависит от содержания твёрдого в пульпе.
При увеличении плотности пульпы до 50% твёрдого наблюдается сильное структурирование, вплоть до образования «сметанообразной» массы. В результате чего нарушается режим перемешивания пульпы и ухудшается массообмен между твёрдой фазой и раствором, вследствие этого происходит неполное растворение золота и снижение его извлечения до 89,3%. Использование данного режима в промышленном масштабе не представляется возможным.
В тоже время, на плотности 40% твёрдого из-за тонкого помола концентрата наблюдается повышенная вязкость пульпы, которая может способствовать равномерности распределения угля во всем объёме пульпы аппаратах сорбционного цианирования и стабильности процесса.
С целью изучения влияния концентрации цианида в растворе на извлечение золота выполнена серия тестов по выщелачиванию окисленной пульпы тонкоизмельчённого флотоконцентрата с концентрацией цианида 0,25%, 0,2%, 0,15% и 0,1%. Плотность пульпы при выщелачивании приняли равной 40% твердого, концентрацию извести - на уровне 0,02%. Продолжительность выщелачивания - 12 часов. Полученные данные представлены в таблице 4.6 и на рисунке 4.9.
Цианирование концентрата при различной концентрации NaCN Данные экспериментов показывают снижение извлечения золота в раствор при переходе к более низким концентрациям цианида. Так, при переходе с концентрации цианида 0,2% на 0,15% извлечение золота снижается на 1,98%, на концентрацию 0,10% - ещё на 1,69%. При этом расход цианида меняется от 11,8 до 8,3 кг/т. Увеличение концентрации цианистого натрия до 0,25% не приводит к повышению извлечения. При этом его расход увеличивается до 14,6 кг/т.
Таким образом, процесс атмосферного окисления тонкоизмельченного концентрата целесообразно проводить с концентрацией цианида 0,2%. Данный режим обеспечит высокий уровень извлечения золота при умеренном расходе цианида на выщелачивание.
Полупромышленные испытания подтвердили полученный на стадии технологических исследований эффект увеличения извлечения золота при цианировании за счет применения технологии сверхтонкого помола и атмосферного окисления. В связи с этим, предложенная технология является наиболее целесообразной для вскрытия золота при промышленной переработке флотационного концентрата месторождения «Васильковское».
Исследованиями по цианированию окисленного концентрата при различных параметрах установлен следующий оптимальный режим выщелачивания золота: плотность пульпы - 40% твердого; концентрация NaCN— 0,2%; концентрация СаО- 0,02%; продолжительность процесса- 12 часов.
Проведённый комплекс исследований показал, что промышленное использование технологии атмосферного окисления тонкоизмельченного фло-токонцентрата с целью вскрытия тонковкрапленного золота позволит получить извлечение золота при последующем цианировании на уровне 92,9-93,2%.
В промышленном масштабе разработанная технология применяется на «Васильковском ГОКе» для вскрытия золота из упорного коллективного концентрата и подготовки материала к последующему цианированию (приложение В). Проектный выпуск золота по данной технологии составляет 8,59 т/год.
