Содержание к диссертации
Введение
1. Анализ современного состояния технологии подземного выщелачивания золота 10
1.1. Принцип подземного выщелачивания золота и сырьевая база 10
1.2. Результаты испытаний подземного выщелачивания и извлечения золота с применением различных растворителей 21
1.2.1. Термодинамическая оценка растворителей
1.2.2. Цианиды щелочных металлов 25
1.2.3. Хлорид- гипохлоритные растворители 31
1.2,4.Тиокарбамид 37
1.2.5. Тиосульфаты 39
1.3. практика технологии подземного выщелачивания золота 40
1.3.1. Цианистое выщелачивание 40
1.3.2. Тиокарбамидное выщелачивание 45
1.3.3. Оксихлоридное выщелачивание 46
1.4. Выводы 50
2. Изучение физико-химических закономерностей растворения золота в оксихлоридных растворах 53
2.1. Экспериментальная оценка эффективности оксихлоридных растворов как растворителей золота, серебра и золотосеребряных сплавов 54
2.2. Изучение кинетики растворения золота в кислых оксихлоридных растворах методом вращающегося диска 61
2.2.1. Методика проведения экспериментов 61
2.2.2. Исследования влияния различных факторов на кинетику растворения золота оксихлоридными растворами 63
2.3. Выводы 75
3. Исследование и разработка технологии оксихлоридного извлечения золота применительно к условиям подземного выщелачивания 77
3.1. Характеристика исходного сырья 77
3.2. Результаты экспериментов по выщелачиванию золота 81
3.3. Разработка технологии извлечения золота из продуктивных растворов 86
3.3.1. Результаты экспериментов по извлечению золота методом цементации. 86
3.3.2. Извлечение золота ионообменными смолами 88
3.3.3. Извлечение золота из растворов активными углями 102
3.4. Изучение условий дехлорирования продуктивных растворов 108
3.4.1.Вакуумная отгонка хлора 108
3.4.2. Дехлорирование растворов с применением ископаемых углей 110
3.4.3. Дехлорирование растворов с применением тиосульфата натрия 115
3.5. Рекомендуемая технологическая схема оксихлоридного подземного выщелачивания золота 117
3.6. Выводы 119
4. Полупромышленные испытания оксихлоридного подземного выщелачивания на месторождении «маминское» 122
4.1. Характеристика маминского месторождения 122
4.2. Результаты опытных испытаний 125
4.2.1. Испытания "базовой" технологии с использованием активированного угля 126
4.2.2. Результаты испытаний усовершенствованной технологии извлечения золота из продуктивных оксихлоридных растворов ПВ с использованием активированного угля 131
4.2.3. Извлечение золота из продуктивных растворов с применением анионообмешгой смолы 136
4.4. Выводы 140
5. Технико-экономическая оценка технологии подземного выщелачивания золота оксихлоридными растворами 142
Заключение 148
Список использованных источников 152
Приложение (выписка из акта) 162
- Результаты испытаний подземного выщелачивания и извлечения золота с применением различных растворителей
- Исследования влияния различных факторов на кинетику растворения золота оксихлоридными растворами
- Рекомендуемая технологическая схема оксихлоридного подземного выщелачивания золота
- Результаты испытаний усовершенствованной технологии извлечения золота из продуктивных оксихлоридных растворов ПВ с использованием активированного угля
Введение к работе
В последние десятилетия по ряду объективных причин (отработка богатых месторождений, удорожание добычи и переработки рудного сырья вследствие углубления карьеров и шахт, снижение содержания металла в рудах и др.) эффективность использования традиционных способов добычи полезных ископаемых неуклонно снижалась, что способствовало разработке принципиально новых геотехнологических способов, в частности, способа подземной бесшахтной добычи полезных ископаемых. К настоящему моменту разработаны и внедрены в промышленную практику: подземное растворение солей и выщелачивание металлов; подземная выплавка серы и газификация каменного и бурого угля и сланцев; подземная скважинная гидродобыча фосфоритов, строительных песков и добыча йодобромистых и других вод; подземное извлечение и использование тепла из природных парогидротерм [1-4].
Развивающимся направлением подземной (бесшахтной) добычи полезных ископаемых является подземное выщелачивание металлов из руд.
Принцип подземного выщелачивания (ПВ) достаточно прост. Как правило, в рудном теле пробуриваются две или более скважины. Выщелачивающий раствор закачивается в одни скважины, из других скважин извлекается продуктивный раствор. Рудное тело не разрабатывается.
В результате такого подхода при отработке месторождения подземным выщелачиванием, по сравнению с традиционными способами добычи и переработки руд, в несколько раз сокращаются сроки пуска месторождения в эксплуатацию и сроки его отработки; уменьшаются капитальные и эксплуатационные затраты; снижается в 1,2 - 4 раза себестоимость готовой продукции; повышается в 3-8 раз производительность труда. Земля не обезображивается карьерами, шахтами, отвалами пустой породы, забалансовых руд, хвостохранилищами. Люди избавляются от опасного тяжелого труда под землей.
В результате подземное выщелачивание дает возможность рентабельно отрабатывать месторождения, разработка которых традиционными способами невыгодна.
Скважинная технология подземного выщелачивания цветных металлов в настоящее время достаточно хорошо отлажена и апробирована в урановой и медной промышленностях, причем специалисты отмечают, что добыча урана подземным выщелачиванием развивалась с удивительной для истории горного дела быстротой.
Перспективы промышленного использования технологии подземного выщелачивания золота во многом определяются выбором эффективного растворителя, в котором бы сочетались такие качества, как достаточно высокая кинетическая активность и селективность действия по отношению к выщелачиваемым металлам, относительно невысокая стоимость и расход, наличие надежных способов выделения металлов из растворов и экологичность.
В техническом плане наиболее подготовленным для использования в условиях подземного выщелачивания золота является процесс цианирования, который одновременно представляется и наиболее дешевым способом выщелачивания золота и серебра из руд.
Однако, несмотря на преимущества, цианирование не может быть однозначно рекомендовано в настоящее время к промышленному использованию в условиях ПВ, главным образом из-за существующего «психологического барьера», связанного с укоренившимся мнением об «экологической неприемлемости» цианистого ПВ и сложностью получения в связи с этим разрешений от соответствующих инстанций на реализацию данной технологии.
Из нецианистых растворителей лучшими и перспективными на современном этапе развития работ по ПВ золота являются хлорсодержащие соединения. Примером тому является работа опытной установки оксихлоридного ПВ золота на месторождении Гагарское на протяжении 8 лет.
Актуальность диссертационной работы продиктована потребностью золотодобывающей промышленности в создании эффективной технологии,
7 позволяющей вовлекать в переработку месторождения с небольшим содержанием (запасом) золота и отвечающей современным требованиям охраны окружающей среды.
Целью диссертационной работы является совершенствование технологии подземного выщелачивания золота из руд на основе оксихлоридного растворителя.
В соответствии с поставленной целью определены основные задачи диссертационной работы:
- изучение кинетики растворения золота в оксихлоридных растворах в
условиях, близких к реальным технологическим условиям ПВ, т.е. при
пониженном температурном режиме (Т~4 С) и в области рН=3«4.
Определение оптимальных условий выщелачивания золота из окисленных
руд;
оценка способов извлечения золота из продуктивных растворов;
исследование влияния «активного» хлора на извлечение золота из растворов, разработка методов дехлорирования оксихлоридных растворов и оценка способов извлечения золота из продуктивных растворов;
разработка эффективной технологической схемы извлечения золота методом оксихлоридного подземного выщелачивания на примере руд Маминского месторождения;
апробация улучшенной технологической схемы в укрупненных испытаниях на работающем объекте ПВ;
технико-экономическая оценка процесса оксихлоридного ПВ в сопоставлении с альтернативным методом извлечения золота из бедных руд на примере кучного выщелачивания;
заключение о перспективе использования оксихлоридного ПВ на предприятиях РФ и мира.
При выполнении работы использовали следующие методы исследования: вращающегося диска, ИК-спектроскопии, локальный микро-рентгеноспектральный
8 анализ, методы математической статистики для обработки полученных результатов.
Научная новизна работы:
1. Изучен процесс оксихлоридного выщелачивания золота в условиях ПВ при низких температурах. Определены основные кинетические характеристики реакции растворения золота оксихлоридными растворами (порядок реакции и константа скорости растворения золота, энергия активации).
2.Установлено отрицательное влияние «активного» хлора на процесс извлечения золота из продуктивных растворов.
3. Разработан метод предварительного дехлорирования продуктивных растворов на защищенный патентом РФ № 2219263.
Практическая значимость работы: на основании проведенных исследований определены закономерности оксихлоридного ПВ золота в условиях, близких к реальным. Разработана усовершенствованная технологическая схема ПВ золота, позволяющая повысить эффективность извлечения золота из руд. Разработанная технология отличается высокими показателями извлечения золота из продуктивных растворов и позволяет снизить эксплуатационные затраты.
Обоснованность и достоверность научных положений, выводов и рекомендаций, изложенных в диссертации, подтверждается результатами лабораторных и полупромышленных испытаний.
В диссертационной работе защищаются:
основные положения и выводы по результатам теоретических исследований в области кинетики растворения золота оксихлоридными растворами при низких температурах и изучение влияния «активного» хлора на сорбент и процесс сорбции золота из оксихлоридных растворов;
обоснование целесообразности применения оксихлоридного выщелачивания применительно к условиям ПВ месторождения «Маминское»;
применение процесса предварительного дехлорирования продуктивных растворов;
- разработанная улучшенная схема оксихлоридного ПВ золота из месторождения «Маминское».
Работа выполнена в период с 2001 по 2005 г. в лаборатории
гидрометаллургии благородных металлов ОАО «Иргиредмет».
Полупромышленные испытания проведены на опытно-промышленном участке «Маминское».
Работа состоит из 5разделов, введения, заключения, списка использованных источников и приложений. Изложена на 178 страницах машинописного текста, включая 31 рис., 34 табл..
Апробация работы. Результаты работы изложены в 2 статьях, 3 тезисах докладов и заявке на изобретение, а также представлены на Международных совещаниях: «Плаксинские чтения - 2002» (г. Чита), «Геотехнология: нетрадиционные способы освоения месторождений полезных ископаемых» (г. Москва, 2003 г.), «Плаксинские чтения - 2004» (г. Иркутск).
Результаты испытаний подземного выщелачивания и извлечения золота с применением различных растворителей
Совокупность расположенных определенным образом технологических скважин и установленный порядок их отработки, вывода из эксплуатации, увязанный во времени и пространстве с управляемым химико-технологическим процессом перевода металла в раствор, погашения и рекультивации отработанных блоков, называется скважинной системой разработки.
Она включает следующие элементы: схему расположения скважин в плане и разрезе; гидродинамический режим отработки, создаваемый управлением дебитами откачки-закачки; геотехнологический режим подачи реагентов и окислителей во времени процесса [2].
Вопрос о разработке научно-технических предложений по опробованию ПВ иа золоторудных месторождениях СССР был поставлен на основе анализа накопленного редкометалльнои промышленностью опыта оценки и отработки урановых месторождений, имеющегося научно-технического потенциала отрасли и практических возможностей по его передаче в промышленность.
Из восьми промышленных типов месторождений, являющихся базовыми для добычи золота в мире, требованиям скважинной технологии ПВ (наличию естественной проницаемости, полной или частичной обводненности рудных тел и присутствию свободного золота) отвечают два — окисленные и россыпные месторождения золота. ,
Основные сложности в реализации поставленной задачи заключаются в подборе экологически более безвредных реагентов, обеспечивающих приемлемый (75-80%) уровень извлечения золота из недр, разработке технических решений по селективному оттаиванию мерзлых и повышению естественной проницаемости полускальных руд. К сожалению, приходится констатировать, что несмотря на более чем 100-летнюю историю изучения проблемы ПВ золота и большой объем накопленных в настоящее время научных, методических и прикладных разработок, данная технология пока еще не вышла за рамки опытно-промышленных испытаний, большинство которых к тому же завершились нерезультативно и не получили дальнейшего развития.
В условиях ПВ одной из главных проблем, с которой придется сталкиваться практикам, станет проблема выхода выщелачивающего раствора из зоны выщелачивания, то есть проблема утечек растворов. Эта проблема имеет не только экологическое, но и большое экономическое значение, так как потеря продуктивных растворов неизбежно связана с ухудшением общих показателей процесса (извлечение металла, расход реагентов и т.д.). Специалистами по ПВ разработано несколько способов защиты против утечки растворов за пределы рудной зоны. Предлагается использовать гидродинамический режим, при котором объем раствора, извлекаемого из производящих скважин, несколько больше, чем объем закачиваемого раствора. В этом случае появляется «вынуждающая» сила, которая действует на жидкость в рудной зоне, и становится возможным контролировать направление ее потока [8]. К другим способам относятся: - контролирующие скважины, через которые подается вода, возвращающая раствор назад в рудную зону; - мониторинговые скважины (барометрические скважины), предупреждающие об угрозе утечки; - противофильтрационные завесы по периметру рудной зоны, физически предотвращающие утечку. Выбор способа защиты зависит от размера, формы, глубины залегания, проницаемости, пористости и минералогии рудной зоны, а также от химизма используемой системы извлечения. Распространено мнение, что ПВ следует проводить ниже уровня грунтовых вод, В действительности же, большинство разработанных рудных тел, на которых использовался данный процесс, находили выше уровня грунтовых вод. Рудные тела, находящиеся выше уровня грунтовых вод, могут разрабатываться с искусственным зеркалом воды, которое создается путем нагнетания воды в барьерные скважины по всему периметру рудного тела. Другой метод состоит в использовании полимерных материалов для образования противофильтрационной завесы вокруг рудного тела, и таким образом «заключенное в капсулу» рудное тело может выщелачиваться при искусственном зеркале вод. К настоящему времени еще только делается попытка сформулировать основные принципы формирования сырьевой базы для ПВ золота и выделены категории минерального сырья, удовлетворяющие этим принципам [9-14]. В аналитическом обзоре, подготовленном П.Чемберленом (1989 г.) [13], к перспективными объектам для подземного выщелачивания золота отнесены: месторождения с большой глубиной залегания; месторождения с малым объемом руды; месторождения с низким содержанием металла в руде месторождения, на которых при шахтной добыче возникают проблемы с грунтовыми водами или с рудничной крепью. По мнению П.Чемберлена, подземное выщелачивание - это метод эксплуатации небольших месторождений с богатой рудой или месторождений большого объема с бедной рудой, которые залегают слишком глубоко для открытой разработки и слишком малы для подземной разработки. Фактически в основу предлагаемых рекомендаций положены чисто «экономические» критерии выбора объектов ПВ, без должного учета геолого-гидрогеологических условий залегания руд. Поэтому, по П. Чемберлену подземное выщелачивание, как правило, не подходит для месторождений, залегающих у поверхности, однако с его помощью можно извлекать остаточный металл из глубоких отвалов, стен карьеров, подземных выработок и зон оседания. На Международном симпозиуме по извлечению драгоценных металлов [14] (г. Рено, Невада, США, 1985 г.) к категориям сырья, перспективным для подземного выщелачивания, в соответствии с вышеуказанным принципом, отнесены:
Исследования влияния различных факторов на кинетику растворения золота оксихлоридными растворами
Растворимость металлического золота в водных растворах тиосульфата (натрия, аммония) связана с образованием комплексного аниона Au(S203)23 , область существования которого определяется значениями рН=1-9 и Eh более О [58,71,72].
Процесс растворения золота протекает достаточно полно, согласно уравнению По аналогичной реакции происходит и растворение металлического серебра. В исследованиях изучение поведения золота и серебра в тиосульфатных растворах проводили при повышенных температурах и давлении. Однако в последнее время в литературе появились сведения о возможности применения щелочных растворов тиосульфатов (в качестве растворителя благородных металлов) при атмосферном давлении.
В процессе тиосульфатного выщелачивания (ТСВ) особое значение имеет температурный фактор. Рекомендуемая температура ТСВ в без автоклав ном режиме составляет, как правило, 60-80 С. При таких температурах концентрация 02 в растворах, несмотря на применение активной аэрации (накислораживания), крайне низка, что тормозит процесс. Поэтому при высокотемпературном варианте тиосульфатного выщелачивания необходимо применение специальных окислителей.
Исследованиями, проведенными в Иркутском политехническом университете на различных по составу рудах и продуктах их обогащения, показано, что тиосульфатное выщелачивание может быть успешно применено при температуре 80 С с использованием растворов следующего состава, г/л: Ыа гОз 20-80;CuSo4 2-8; (NH4)2S04 15-30. В указанных условиях достигается извлечение золота (серебра) из неупорных рудных продуктов (кварцевые и глинистые руды, хвосты флотации) на уровне 94-98% [73].
К преимуществам тиосульфатного выщелачивания отнесены:-относительно высокая скорость растворения металлического золота и серебра; -более эффективное выщелачивание сульфидных форм серебра; -значительно менее выраженная токсичность растворителя. Недостатками тиосульфатного выщелачивания являются: -необходимость значительного разбавления пульпы при выщелачивании (до Ж:Т=б:1); -высокий расход тиосульфата (20-30 кг на 1т руды и более); -повышенная температура процесса. Принимая во внимание относительно низкую кинетическую активность тиосульфатных систем по отношению к золоту при пониженных и умеренных температурах, данный растворитель представляется малоперспективным для применения в условиях подземного выщелачивания. В соответствии с разработанным проектом (институт «Иргиредмет», ПО «Северовостокзолото») на участке многолетнемерзлой россыпи в пойме реки Берелях был сооружен опытно-промышленный блок скважинного выщелачивания золота, на котором в 1977-1978 гг. проведены соответствующее испытания [58, 74, 75]. Геологомерзлотные характеристики участка соответствовали предъявляемым требованиям: устойчивое мерзлое состояние торфов и песков, мощность деятельного слоя не более 1,0 м; породы плотика представлены плотными глинистыми сланцами; незначительная (6,8-7,8 м) глубина залегания пласта и отсутствие глинистого материала в зоне выщелачивания. К неблагоприятным факторам следует отнести наличие в россыпи преимущественно крупного золота (более 70% по массе частиц металла крупнее 1мм), медленно растворяющегося в цианистых растворах. Площадь опытного блока составляла 300 м , средняя мощность продуктивной пачки золотоносных песков - 1,4 м; объем золотоносных отложений в пределах блока -342 м . Для осуществления ПВ была принята кольцевая система расположения скважин (одна центральная скважина и шесть закачных по окружности блока). Диаметр рабочей зоны составлял 10 м. В скважины диаметром 250 мм пройдены на глубину 6,2 м с углублением в плотик золотосодержащей россыпи на 0,5 м. Все скважины оборудованы фильтровальными колоннами диаметром 130 мм с нижней заглушкой в виде щелевых фильтров длиной 2 м и размером щелей 60X2,5 мм (коэффициент живого сечения 10-12%). Натурные испытания ПВ были начаты с обработки пласта растворами едкого натра в течение 10 суток, до получения стабильных показателей циркулирующих растворов (рН =8-9). Выщелачивание золота цианидом натрия производили в течение 53 суток при концентрации NaCN в растворах 0,5-1,3 г/л. Растворитель подавали в реакционную зону в количестве 16 м /сут., а продуктивные золотосодержащие растворы откачивали в объеме 26 м3/сут. Таким образом, дополнительный водоприток за счет оттаивания мерзлых пород (6м /сут.) и паводковых вод (4м /сут.) составлял 10 м /сут. или 63%. Для выделения золота из растворов был применен метод ионообменной сорбции. Сорбция осуществлялась в двух секциях: каждая из 8 колонн высотой 2м и диаметром 0,15 м, заполненных ионообменной смолой АМ-2Б (по 20 л в колонну).
Рекомендуемая технологическая схема оксихлоридного подземного выщелачивания золота
Кварц присутствует в виде обломков зерен, редко в виде кристаллов размером от менее 0,05 до 2,0 мм. Цвет серый, поверхность корродированная и загрязнена глинистыми частицами. Кварцевые новообразования имеют неправильные формы, очень хрупкие, легко разрушаются и переходят в глинистые фракции с размером частиц 10,0-20,0 мкм.
Полевые шпаты как породообразующие минералы гранитного состава (березитов) относятся в преобладающей массе к альбиту. Полевые шпаты обнаруживаются в Песковых фракциях в виде таблетчатых зерен, трещиноватых по плоскостям спайности. Трещиноватые, с корродированной поверхностью, замещенные вторичными соединениями кремния, алюминия, кальция, полевые шпаты в виде мелких реликтовых зерен смешиваются с глинисто-серицитовыми фракциями и также переходят в ила.
Слюды -реликтовые минералы пород гранитного состава. Мусковит имеет пластинчатую форму, перламутровый цвет. Размер зерен от менее 0,02 до 0,2 мм. Зерна обесцвечиваются, разрушаются и замещаются серицит-глинистыми агрегатами.
Золото в пробе существует в тонкодисперсном состоянии. По данным локального микрорентгеноспектрального анализа пробность обнаруженных золотин составляет 820-930. Отмечены примеси Fe - до 0,08%, Ag - от 0,3 до 0,08%, а также Si и AI. Свободные золотины характеризуются относительно чистой поверхностью. Однако имеются неясно выраженные землистые афегаты, напоминающие хрупкие скопления «горчичного золота», характерные в целом для руд коры выветривания золоторудных месторождений. Установленный характер золота в исследуемых рудах дает возможность достижения высоких показателей извлечения металла в оксихлоринационном процессе. Исходным материалом для проведения данного цикла исследований явились технологические пробы руды 15-Т-1 и 15-Т-2. Пробирным анализом установлено содержание золота в пробе 15-Т-1 - 1,1 г/т, 15-Т-2 - 0,7 г/т. Для определения показателей извлечения золота из технологической руды изучали влияние на них таких факторов, как предварительная кислотная обработка НС1, концентрация «активного» хлора, стадиальность выщелачивания и продолжительность выщелачивания. Процесс растворения золота в оксихлоридных системах контролировался путем периодического замера концентрации металла в жидкой фазе (через 1, 2, 4, 6 ч выщелачивания), а также значений рН, Eh и концентрации «активного» хлора в растворах. Опыты вели в «агитационном» режиме на бутылочном агитаторе. Конечные твердые продукты анализировали на содержание золота пробирным методом с химическим окончанием. С целью определения массовой доли кислоторастворимых примесей в исследуемых пробах руды в растворах определяли медь, цинк, железо, а также производили взвешивание твердых продуктов до и после выщелачивания. Результаты исследований представлены в табл. 3.3. Введение предварительной кислотной обработки оказывает незначительное влияние на показатели извлечения золота; потери благородного металла снижаются на 0,01-0,03 г/т. При этом расход «активного» хлора сокращается на 0,3-0,6 кг/т. Установлено, что выход кека после выщелачивания руды и выщелачивания с предварительной низкотемпературной кислотной обработкой, для обеих проб руды практически соответствует исходному (более 99%) и только после кислотного выщелачивания при повышенных температурах (90 С) снижается примерно на 6%. Концентрация металлов-примесей в растворах оксихлоридного выщелачивания пробы 15-Т-] (без предварительной кислотной обработки) составила мг/л: Си - 1,4; Fe - менее 0,1 и Zn - 13,4; в растворах кислотного выщелачивания той же пробы - соответственно, мг/л: 5,6, 62,3 и 49. Такие концентрации металлов представляются столь незначительными, что оказать заметного влияния на показатели оксихлоридного выщелачивания золота не могут. Из полученных данных (табл. 3.3) следует, что обе исследуемые пробы руды могут быть обработаны оксихлоридным выщелачиванием с высокими показателями извлечения золота (92-95%), при умеренных расходах «активного» хлора и кислоты: соответственно 1,4-1,5 и 1,4-2,8 кг/т. Оптимальной концентрацией «активного» хлора является величина, соответствующая 1 г/л. Увеличение концентрации «активного» хлора до 2 г/л практически не оказывает влияния на показатели извлечения золота из исследованных проб руды, но вызывает повышенный расход «активного» хлора на 0,1-0,2 кг/т. Введение второй стадии выщелачивания вызывает повышенный расход «активного» хлора при показателях извлечения золота, аналогичных полученным при одностадиальной агитации (табл.3,3, опыт 3 и 5). Кинетические кривые на рис. 3.1 (кривая 2) свидетельствуют о достаточно высокой скорости растворения золота. Процесс фактически завершается за 2-4 ч выщелачивания: концентрация золота в растворах во всех опытах находится на уровне 0,5-0,7 мг/л. Из приведенных в табл. 3.3 данных можно судить о весьма высокой степени извлечения золота в растворы. Остатки оксихлоридного выщелачивания руды по результатам комбинированного пробирно-химического анализа проб содержат менее 0,1 г/т золота и довольно близко соответствуют остаткам выщелачивания. Достижению высоких показателей извлечения золота в данном случае способствует установленная минералогическими исследованиями чрезвычайно благоприятная характеристика золота в руде (преобладание мелких и весьма мелких частиц металла, отсутствие прочной связи золота с минеральными компонентами).
Результаты испытаний усовершенствованной технологии извлечения золота из продуктивных оксихлоридных растворов ПВ с использованием активированного угля
На первом этапе исследований была проведена экспериментальная оценка процесса цементации золота из относительно бедных по содержанию металла оксихлоридных растворов с использованием металлических порошков, цинка, алюминия, меди и железа.
Опыты проводили на растворах следующего состава: Аи - 2,7-4,1 мг/л, С1акт -70-106 мг/л, NaCl - 10 г/л, рН = 3,8. Загрузка цементата во всех случаях являлась постоянной и составляла 0,4 г/л. Продолжительность обработки (бутылочный агитатор) варьировали в пределах от 1 до 4 ч. В процессе осаждения контролировали следующие параметры: массовую концентрацию в растворах золота и металла-цементатора, рН среды, а также остаточную концентрацию « активного» хлора в отработанном растворе.
В экспериментах по цементации с цинком и алюминием использовали порошок металлов двух классов крупности минус 0,25+0,125, минус 0,5 +0,25 мм, а для меди и железа только класс крупностью минус 0,25 +0,125 мм.
Данные опытов показывают (табл. 3.5), что для достижения полного выделения золота (остаточное содержание золота менее 0,1 мг/л) продолжительность контакта раствора с цементатом должна составлять: для железа не более 1 ч., алюминия - не менее 4 ч. Тогда как за 4 ч. на цинк извлекается всего 65,9 и на медь - 69,7 % золота.
С уменьшением крупности зернистой фракции цементата результаты выделения золота улудшаются, что согласуется с теорией о влиянии поверхности осадителя на кинетику процесса. Отмечено, что в процессе цементации происходит изменение рН системы в сторону защелачивания (от 3,76 в исходном до 6,9 для цинка, 5,7 для меди, 5,5 для железа и 4,8 для алюминия). Результаты экспериментов показали, что осаждение золота наиболее полно (96 %) и быстро (1 ч.) происходит при использовании металлического железа. Для алюминия та же степень осаждения достигается только после 4 ч. перемешивания. За этот же период времени медь и цинк извлекают из раствора 70 и 66 % золота соответственно. Расход цементата в проведенных экспериментах составил г/м3: Fe 79; А1 - 126; Си - 77 и Zn - 101. В случае применения цинкового порошка, предварительно обработанного 10 % раствором азотнокислого свинца, степень осаждения золота за 2 ч перемешивания возросла с 50 до 86 %. Характерно, что при использовании цинка и железа «активный» хлор в растворах практически не обнаруживается уже после 1-го часа перемешивания, в то время как в случае применения в качестве цементатора алюминия и меди до 50 % свободного «активного» хлора остается в отработанных растворах. В следующей серии экспериментов был испытан вариант цементации золота железом в фильтрационном режиме. Через колонку, с загруженным в нее стальным ватином (2 г), было пропущено 10 л слабокислого (рН=3,5-3,б) оксихлоридного раствора, содержащего 0,9-1,1 мг/л золота и 100-120 мг/л «активного» хлора. Удельная скорость просачивания раствора 50-100 мл/ч на 1 г ватина. Извлечение золота в указанных условиях получено на уровне 91 % при остаточной концентрации металла менее ОД мг/л. Расчетное содержание золота в цементном осадке в конце операции составило немногим более 0,45 %. С целью донасыщения осадка золотом через него дополнительно было пропущено еще 5 л раствора с концентрацией золота 31,2 мг/л и «активного» хлора 22 мг/л. В результате содержание золота в цементате повысилось до 7,5 % при высокой степени извлечения металла из раствора - 97-98 %. В процессе дальнейшей обработки стального ватина бедным (Ли 0,3- 0,7 мг/л) раствором, удалось донасытить осадок золотом до 10 %, однако извлечение металла из раствора оказалось на уровне всего лишь 45-50 %. Резкое снижение цементационной активности стального ватина при достижении им "емкости" по золоту 7-8 % (70-80 кг на 1 т) однозначно может быть объяснено образованием осадка гидрооксида железа, покрывающим значительную часть поверхности ватина. Гидрооксид железа образуется вследствие взаимодействия металлического железа со свободным «активным» хлором и присутствующей в растворах соляной кислотой. Это подтверждается данными опробования растворов на содержание Fe, CI2 и НС1. В период активной фазы цементационного процесса концентрация «активного» хлора в них снижается со 100-120 до 20-30 мг/л, а величина рН возрастает с 3,5 до 4,5. Процесс сопровождается переходом значительной части железа в раствор в виде хлорида (концентрация железа в растворах 45-50 мг/л), который при данном значении рН подвергается гидролизу с образованием бурого осадка Fe(OH)3. п Н20. В целом результаты проведенных экспериментов показывают, что цементационный метод извлечения золота из оксихлоридных растворов металлическим железом (в агитационном или фильтрационном режиме) представляется достаточно эффективным. В случае применения данного способа к бедным по золоту оксихлоридным растворам следует ориентироваться на получение цементационных осадков с содержанием золота порядка 1,0 масс.%, для которых должна быть предложена специальная технология металлургической переработки, включающая операцию кислотного выщелачивания железа и плавку остатка на металл Доре. Одним из недостатков данного технологического варианта, применительно к условиям ПВ золота, является загрязнение выщелачивающих растворов осадком гидрооксидов железа. Это может явиться существенным препятствием к использованию обеззолоченных растворов в оборотном технологическом цикле и потребовать специальных приемов кондиционирования растворов перед поступлением их на повторное выщелачивание (например, путем дополнительного подкисления или фильтрации). Исследования закономерностей ионообменной сорбции золота из оксихлоридных растворов проводили на образцах анионита АМ-2Б крупностью минус 0,8+0,5 мм. Кинетику сорбции золота изучали на монокомпонентном растворе с концентрацией 1,8 мг/л золота, 100 мг/л "активного" хлора, 10 г/л хлорида натрия рН=3,7, в течение 2, 4, 8, 12, 24, 48, 72 ч (рис. 3.2). Полученные результаты по исследованию зависимости емкости сорбента по золоту от продолжительности контакта с раствором показали, что АМ-2Б имеет довольно низкую скорость обмена, вследствие кинетических затруднений. В отсутствии «активного» хлора скорость улучшается (рис. 3.2, кривая 2).
