Содержание к диссертации
Введение
ГЛАВА I Литературный обзор
1.1. Теоретические основы процесса цианирования благородных металлов 9-16
1.2. Сорбционная технология извлечения золота из растворов 16-24
1.3. Переработка мышьяковистых золотосодержащих руд и концентратов 24-28
1.3.1.Технология бактериальной переработки мышьяксодержащих продуктов 28-32
1.3:2. Гидрохлорирование золотосодержащих руд и концентратов 32-33
1.3.3. Азотнокислотный способ переработки золотосодержащих концентратов 33-35
1.4. Кучное выщелачивание бедных золотосодержащих руд 35-42
1.5. Заключение к «Литературному обзору» 42-44
Экспериментальная часть
ГЛАВА II Краткая характеристика золотосодержащих руд и методика эксперимента
2.1. Геохимическая характеристика золотомышьяковых и бедных руд 44-54
2.2. Методика эксперимента 54-59
2.3. Физико-химические методы исследования 59-60
ГЛАВА III Кислотное выщелачивание золотомышьяковых концентратов
3.1. Цианирование руды и флотоконцентратов Чоринского месторождения 60-66
3.2. Исследования по выщелачиванию мышьяка из флотационного концентрата растворами азотной кислоты 66-75
3.2.1. Кинетика разложения сульфидно - мышьяковых концентратов месторождения Чоре 76-80
3.2.2.Утилизация мышьяксодержащих растворов 80-82
3.2.3.Физико-химическое исследование флотоконцентратов Чоринского месторождения 82-84
3.2.4. Цианирование вскрытых золотомышьяковых концентратов 84-90
3.3. Технологическая схема переработки сульфидно-мышьяковой золотосодержащей руды месторождения Чоре. 90-92
ГЛАВА IV Разработка технологии отвального выщелачивания бедных золотосодержащих руд
4.1 Исследования по колонному выщелачиванию руд 92-110
4.2. Промышленные испытания отвального выщелачивания руд 110-119
Выводы 119-120
Список литературы
- Сорбционная технология извлечения золота из растворов
- Физико-химические методы исследования
- Исследования по выщелачиванию мышьяка из флотационного концентрата растворами азотной кислоты
- Промышленные испытания отвального выщелачивания руд
Введение к работе
Высокие темпы развития народного хозяйства страны характеризуются непрерывным увеличением масштабов потребления минерального сырья.
Поэтому в основных направлениях экономического и социального развития страны предусматривается широкое внедрение в народное хозяйство принципиально новых технологий, в том числе гидрометаллургических процессов, позволяющих многократно повысить производительность труда, поднять эффективность использования минеральных ресурсов, снизить энерго- и материалоемкость производства, улучшить охрану окружающей среды.
Из научно-технических проблем, стоящих перед современной золотодобывающей промышленностью, проблема извлечения золота из технологически упорного сырья, без преувеличения, может быть отнесена к числу наиболее важных. По оценке экспертов, именно за счет более широкого вовлечения в эксплуатацию упорных золотых и комплексных золотосодержащих руд в текущем столетии планируется обеспечить основной прирост добычи золота в мире. Большинство научных разработок и публикаций последних лет в области обогащения и металлургической переработки руд благородных металлов, так или иначе, связаны с проблемами извлечения упорного золота. В их решении принимают участие научно-исследовательские организации, предприятия и фирмы всех стран, являющихся основными (или просто крупными) производителями этого металла из рудного сырья.
В России наибольший объем работ по упорным золотым (а также серебряным) рудам выполнен в институте «Иргиредмет». Анализ результатов исследований Иргиредмета, а также других научных центров страны (ЦНИГРИ, ВНИИХТ, МИСиС, ИПКОП РАН и др.) позволил сформировать четкое представление об упорных рудах золота и серебра как особой
категории минерального сырья и выработать научно - обоснованный подход к выбору рациональных способов их переработки.
Прежде всего, следует уточнить само понятие «упорные золотые руды». Под этим термином, как правило, подразумеваются труднообогатимые руды золота, переработка которых с приемлемыми технологическими показателями не может быть осуществлена по обычным (стандартным) технологиям. Однако данный вопрос требует соответствующего уточнения. Дело в том, что одна и та же золотая руда, проходя через ряд последовательных технологических операций, совершенно по-разному проявляет свои свойства. Так, например, руда, содержащая золото в тесной ассоциации с сульфидами (пиритом, арсенопиритом и др.), в принципе довольно легко подвергается флотационному обогащению. Но та же руда или получаемые из нее концентраты в случае обработки их цианированием или плавкой могут оказаться чрезвычайно упорными в технологическом отношении. Актуальность выполненной работы.
Во многих месторождениях сульфидных золотомышьяковых руд сосредоточено значительное количество мышьяка, являющегося вредной примесью.
Тесная ассоциация золота микро- и субмикроскопической крупности с сульфидами мышьяка и железа, почти полное отсутствие свободного золота, наличие в некоторых концентратах углерода, сорбционно-активного по отношению к золото - цианистому комплексу, сложный минеральный состав, делает концентраты, полученные из указанных руд, весьма упорными при извлечении из них золота цианированием.
Вскрытие подобных золотосодержащих сульфидно - мышьяковых концентратов за рубежом осуществляется в основном окислительным обжигом. Однако это связано с выделением в окружающую среду
значительных количеств сернистого газа и мышьяксодержащей пыли, что недопустимо с экологической точки зрения. Кроме того, степень извлечения благородных металлов из огарков составляет всего 75-85 %.
Вместе с тем вовлечение упорных золотосодержащих руд в промышленное производство значительно расширило бы сырьевую базу цветной металлургии.
В связи с вышеизложенным разработка эффективной гидрометаллургической технологии переработки указанных руд является актуальной проблемой.
В последние годы в области золотодобычи ведутся работы по вовлечению в переработку руд с низким исходным содержанием полезных компонентов. Особый интерес для переработки такого сырья представляет процесс кучного выщелачивания. Применение этого процесса позволяет, вовлечь в производство забалансовые руды, вскрышные породы карьеров и лежалые отвалы обогатительных фабрик. В настоящее время в мировой практике интенсивно изучается вопрос извлечения благородных металлов из низкосортных руд.
В СП «Зеравшан» скопилось большое количество бедных руд с содержанием золота менее 1,0 г/т. Ранее компанией «Bateman Engineers» был предложен проект кучного выщелачивания бедных руд с содержанием золота 1,39 г/т с объемом переработки 5 млн. т / год. Проект предусматривал дробление руды, агломерацию, штабелирование ее на площадке с последующим орошением цианидом. Капитальные затраты на проект были оценены в 55 млн.долл. США, что экономически невыгодно. Поэтому применение более дешевой технологии, способной вовлечь в переработку бедные и забалансовые руды представляет большой практический интерес.
Имеется практика применения упрощенного метода кучного выщелачивания для переработки бедных руд, так называемого «отвального
выщелачивания», которая широко распространена на многих горнодобывающих предприятиях. В этом случае такие дорогостоящие операции, как дробление агломерация и другие подготовительные работы, исключаются, и руда идет на штабелирование прямо с карьера без предварительной подготовки руды, но экономия по капитальным и производственным затратам компенсирует этот недостаток, что позволяет вести рентабельную переработку руды, которую невыгодно перерабатывать на фабрике методом чанового выщелачивания.
Общая характеристика работы
Целью настоящей работы является:
- разработка технологий переработки мышьяксодержащей золотой руды,
которая включет в себя азотнокислотный способ вскрытия
золотомышьяковых концентратов, обеспечивающий максимальное
извлечение благородных металлов, связанных с сульфидами и арсенидами, с переведением мышьяка в нетоксичные соединения с последующим цианированием кеков выщелачивания;
- разработка технологии переработки бедных золотосодержащих руд.
В связи с поставленной целью решаются следующие задачи:
исследование условий азотнокислотного выщелачивания мышьяка из концентратов .
изучение кинетики процесса выщелачивания.
изучение условий отвального выщелачивания бедных золотосодержащих руд методом цианирования.
Научная новизна работы:
-впервые исследованы условия выщелачивания мышьяка из
концентратов, полученных из руд месторождения Чоре.
-исследована кинетика разложения золотомышьяковых концентратов. На основе кинетических данных установлен механизм протекания процесса
азотнокислотного вскрытия концентрата и разработана принципиальная технологическая схема переработки золотомышьяковых руд.
-проведено физико-химическое изучение полученных концентратов.
-впервые исследованы условия отвального выщелачивания бедных руд месторождений Олимпийское, Сев.Джилау и Хирсхона.
Практическая значимость работы:
-разработана технология переработки мышьяксодержащей золотой руды месторождения Чоре, включающая флотационное получение концентрата, выщелачивание мышьяка из концентрата азотной кислотой, с последующим извлечением из него золота методом цианирования.
Разработанный способ вскрытия концентратов отличается высокими технологическими показателями, меньшей токсичностью, чем окислительный обжиг концентрата, так как исключается вероятность выброса мышьяковистых газов в окружающую атмосферу.
- разработана и внедрена в СП «Зеравшан» технология отвального выщелачивания.
Публикации. По результатам исследований опубликовано 6 статей и 5 тезисов докладов на республиканских конференциях.
Апробация работы. Материалы диссертации докладывались и
обсуждались на конференции молодых ученых «Химия в начале XXI века»
(Душанбе 2000г.), на конференции молодых ученых (ТГНУ, Душанбе,
2003г.), на конференции молодых ученых, посвященной 80 - летию столицы
Республики Таджикистан, города Душанбе (Душанбе,2004г.);
Республиканской конференции «Прогрессивные технологии разработки месторождений и переработки полезных ископаемых, экологическое аспекты развития горнорудной промышленности» (Душанбе, 2005г.).
Структура и объем работы. Диссертация состоит из введения, четырех глав, посвященных обзору литературы, технике эксперимента и
экспериментальным исследованиям, а также выводов и списка использованной литературы. Работа изложена на 131 странице компьютерного набора, включает 27 таблиц, 25 рисунков и 120 библиографических ссылок.
Сорбционная технология извлечения золота из растворов
Осаждение благородных металлов из растворов в цианистом процессе производится металлическими и неметаллическими осадителями [20]. Наиболее распространено осаждение металлическим цинком. Действие применяемых осадителей может быть подразделено следующим образом.
Цементация металлическими осадителями, цинком и алюминием при одновременном выделении водорода. 2. Адсорбция древесным углем. 3.Осаждение электролизом цианистых растворов. При осаждении золота и серебра из цианистых растворов цинком происходит реакция цементации: 2Au(CN)-2 + Zn = Zn(CN) 4+2Au (1,16)
Одновременно с этой реакцией происходит растворение цинка в цианиде и щелочи, сопровождаемое выделением водорода и переходом цинка в раствор в форме синеродистого комплексного иона: Zn+ 4CN" Zn (CN)Y+2e (1,17) или сначала в форме цинкат иона, который затем переходит в ион синеродистой комплексной соли: Zn+ 40Н" = Zn02"+ 2Н20 + 2е (1,18) Zn02 + 4CN" + 2Н20 = Zn (CN)"4 + 40Н- (1,19)
Обычно цинк освинцовывается. Основной функцией освинцовывания является создание рыхлого свинцового осадка, который увеличивает катодную поверхность и способствует удалению водорода. На поверхности свинца или на катодных участках самого цинка происходит восстановление водорода, так как потенциал восстановления последнего значительно ниже, чем других катионов, содержащихся в растворе; 2ИҐ + 2е =2[Н] = Н2 (1,20)
Цементация вполне может протекать в диффузионной области, но иногда в первой стадии при значительных концентрациях осажденного металла она является электрохимическим процессом и рассчитывается по законам электролиза. Исследованием установлена [21] зависимость скорости осаждения от интенсивности перемешивания раствора и от температуры, указывающая на то, что при осаждении золота и серебра из цианистых растворов определяющим фактором является диффузия. Поэтому скорость осаждения при фильтрации через слой осадителя значительно выше, чем при перемешивании раствора с порошкообразным осадителем. Энергичное перемешивание раствора и в еще большей степени нагревание (до 40) интенсифицирует осаждение.
Чем тоньше цинковая стружка, тем эффективнее ее действие при соприкосновении с раствором, но весьма тонкая стружка легко ломается, что повышает ее расход.
Сорбционное выщелачивание руд, состоящее в совмещении процессов сорбции и выщелачивания, относительно новое направление в развитии процесса, позволяющее интенсифицировать технологию гидрометаллургиической переработки руд. По литературным данным совмещением по времени процесса выщелачивания и сорбции на смолах удается повысить извлечение полезного компонента из сырья при одновременном ускорении не только растворения минерала, но и сорбции полученных при этом ионов [22-23]. При оценках перспектив применения сорбционного выщелачивания необходимо учесть возможность сокращения оборудования и капитальных вложений.
Определенное сокращение достигается за счет совмещения выщелачивания и сорбции и весьма значительное- при замене громоздких и дорогостоящих процессов сгущения и фильтрации пульп простым грохочением для отделения насыщенной смолы от отвальной пульпы. Известно, что фильтрационно - сгустительное хозяйство занимает значительную часть объема гидрометаллургических заводов. Первые исследования по сорбционному выщелачиванию золотосодержащих руд проводили И.Н.Плаксин, А.И.Синельникова и А.Ю. Бейлен [22]. Для этой цели применяли слабоосновную смолу АН-18 в гидроксильной форме крупностью 0,4-0,9 мм (в набухшем состоянии), перемешивали на мешалке бутылочного типа с пульпой золотосодержащей руды, в которую были добавлены щелочной цианид и окислитель, необходимые для растворения золота. Во все опыты вводили количество смолы, заведомо избыточное по отношению к содержанию благородных металлов в растворе.
Теория селективности анионита к цианистым комплексным анионам, впервые предложенная в работе [24], в качестве критерия сродства к аниониту применяла поляризуемость аниона, которая определялась через его ионную рефракцию.
В развитие этой теории [23] предложено оценивать сродство через эффективную рефракцию, т.е. ионную рефракцию, отнесенную к величине заряда аниона. Ряд сродства, соответствующий этой теории, записывается следующим образом : [Au ( CN )2] [Ag ( CN )2 ]" [ Cu (CN)2] [Си (CN)3]" [ Zn ( CN)4] "2 [Fe ( CN )6]4\
Исходя из теории [25] , рассматривающей селективность анионного обмена как результат взаимодействия ионов с водой в смолы, наиболее активного дожни, которые являются наибольшими по размеру, имеют наименьший заряд и слабые основные свойства.
Сорбционная технология извлечения золота из растворов в цианистом процессе с помощью активированного угля впервые была применена в Австралии, а затем в США [26].
Извлечение золота из пульп с помощью активированного угля применяется в США на золотоизвлекательной фабрике «Хоумстейк», где в 1973 году была введена в действие секция, на которой осуществлен процесс с сорбцией золота из пульпы на активированном угле [27].
Параметры сорбции на активном угле и смоле АМ-2Б приведены в работе [28]. Интересно отметить, что показатель интенсивности сорбции, полученный для угля марки ИГИ-57, совпадает по величине с показателями, полученными на смоле АМ-2Б.
Электрофизические свойства угля, исследуются в течение многих лет [28] . Был исследован целый ряд окислительно- восстановительных систем: восстановленные катионы металлов с простым понижением валентности: железо, ртуть, олово; восстановленные ионы благородных металлов: золото,серебро.
Физико-химические методы исследования
Для изучения состава и свойств флотоконцентратов и других, исследуемых продуктов осуществлялся их рентгенофазовый анализ (РФА) на установке «Дрон -2,0».
Дифрактограммы снимали с использованием медного Ка - излучения. Запись дифрактограмм проводилось со скоростью вращения 1-2/мин при U= 40кВ1 = 20мА.
Каждая фаза имеет свою спецфизическую кристаллическую решетку с определенными параметрами и ей соответствует на дифрактограмме своя система пиков, поэтому при исследовании вещества, представляющего собой смесь нескольких фаз, получается дифрактограмма, на которой присутствуют пики всех фаз, входящих в состав образца.
ИК- спектры снимали на двухлучевом инфракрасном спектрометре UR-20 в области 400-4000см"3.
Оксидную пленку тщательно растирали в вибраторе. Навеску массой 0,002,1 О 3 кг перемешивали с бромистым калием «ОСЧ» и хлоридом натрия марки «ОСЧ».
Таблетку диаметром 2:10" м прессовали в специальной вакуумной пресс-форме при непрерывном откачивании под давлением 1500 10кг/м" . Готовую таблетку вместе с обечайкой помешали в спектрометр. Полученные спектры сравнивали со спектрами стандартных образцов и таким образом определяли фазовый состав концентратов.
Основным методом переработки золотосодержащих руд в мировой практике является цианистый процесс. Селективность цианида по отношению к золоту и серебру, а также сочетание процессов растворения и осаждения благородных металлов делает технологию цианирования золотосодержащих руд весьма эффективной.
Объектом исследования явилась золотомышьяковая руда месторождения Чоре. Исследованию этой руды был посвящен ряд работ [88-89]. Прямое цианирование руды месторождения Чоре, как и следовало ожидать, не дает положительных результатов. В таблице (3.1.1.) представлены основные параметры выщелачивания руды.
Как видно из рисунка, за 8 часов в раствор выщелачивается около 25,23 % золота. В последующий период времени скорость выщелачивания уменьшается и за 30 часов всего 32,29 % золота извлекается в раствор. Причиной этого является тесная ассоциация тонкодисперсного золота с пиритом и арсенопиритом, что делает невозможным перерабатывать ее методом цианирования.
Одним из возможных способов обогащения такой руды может быть флотационный с получением золотого мышьяксодержащего концентрата с дальнейшей его переработкой.
Исходя из результатов исследований, для получения концентрата нами была принята упрощенная схема, включающая в себя основную сульфидную флотацию, концентрат которой подвергался двум перечисткам, и контрольную флотацию, (рис.3.1.2.).
В качестве реагентов использовались медный купорос, который подавался в голову флотации, бутиловый ксантогенат и вспениватель Т-80. Степень измельчения руды составила 90 % класса - «0,074мм».
Полученный флотоконцентрат был подвергнут цианированию. Принимая во внимание имеющиеся условия для лабораторных исследований на фабрике (бутыли для выщелачивания руды навеской ЮООгр.), трудность наработки концентратов и их обработки в лабораторных условиях в больших количествах, имеющиеся программы по цианированию для объектов руды, перерабатываемых на фабрике с содержанием золота 1,0-1,5г/т, было решено создать для исследований по цианированию искусственную смесь, в которой количество концентрата, подвергаемого выщелачиванию, составляло 10-15 грамм, а остальным балластом были хвосты цианирования фабрики с содержанием золота 0,09г/т, которое уже не извлекалось цианированием, и количество которых в навеске было 985-990гр.
Основные параметры и результаты выщелачивания концентрата Чоре приведены в таблице 3.1.4. На рис. 3.1.3. представлены кинетические кривые выщелачивания золота.
Как видно из рисунка, после 4 часов выщелачивания в раствор переходит 16,38 % и за 24 часа в раствор извлекается только 18,4 % золота. В последующее время скорость выщелачивания уменьшается, увеличение времени выщелачивания до 30 часов практически не увеличивает содержание золота в растворе.
Таким образом, цианированием исследуемого золотосодержащего концентрата без специальной предварительной обработки не удается получить удовлетворительные результаты.
Дальнейшая переработка золотых мышьяксодержащих концентратов цианированием невозможна без предварительного вскрытия. Вскрытие подобных золотосодержащих сульфидных концентратов, содержащих мышьяк, за рубежом осуществляется, в основном, окислительным обжигом [91]. Однако, это может быть связано с выделением в окружающую среду значительных количеств сернистого газа и мышьяксодержащих пылей, что недопустимо с экологической точки зрения.
В связи с вышеизложенным разработка гидрометаллургической технологии переработки таких концентратов представляет определенный интерес.
Одним из перспективных методов вскрытия упорных золото -сульфидных концентратов является гидросульфатизация в растворе азотной кислоты. Азотнокислотный способ позволяет переводить мышьяк, серу и железо в раствор в виде мышьяковистой и серной кислот, а железо в виде нитрата и сульфата железа.
Исследования по выщелачиванию мышьяка из флотационного концентрата растворами азотной кислоты
В настоящее время мышьяк выводится из технологических процессов в виде осадка, состоящего из смеси сульфата и арсената кальция, содержащих 5-15% мышьяка, который из-за токсичности требует дорогостоящего захоронения [ 89].
В нашей работе кислый раствор, насыщенный ионами, подвергался очистке от мышьяка и железа путем обработки определенным количеством известкового молока и раствора сернистого натрия. Сначала в фильтрат загружалось порциями и перемешивалось известковое молоко, затем раствор сернистого натрия. Пульпа перемешивалась в течение 15 минут и фильтровалась. Осадок представлял собой сложную смесь, состоящую из сульфата кальция, сульфата железа, арсената кальция, арсената железа, сульфида мышьяка, сульфида железа, гидрата окиси железа и других соединений.
Согласно проведенным исследованиям, при очистке маточника, возможно, происходят следующие реакции: Fe2(S04)3+2H3As04= 2FeAs04 + 3H2S04; H2S04 + Са(ОН)2 = CaS04 + 2Н20; 2H3As04 + ЗСа(ОН)2 = Ca3(As04)2 + 6Н20; Fe2(S04)3+3Ca(OH)2=3CaS04+2Fe(OH)3Hflp.
Результаты очистки кислого маточника приведены в таб.3.2.2.1, из которой видно, что содержание мышьяка в растворе можно снизить до 0,024 -0,021мг/мл, железа-до 0,18мг/мл. Таблица 3.2.2.1.
Как показали расчеты, общий расход азотной кислоты в пересчете на 50-процентную при переработке 1 тонны концентрата составляет 1450 литров. Расход сернистого натрия (в пересчете на 30-процентный технический) составляет бОкг/т, а извести -80кг/т исходного концентрата. 3.2.3 Физико-химическое исследование флотоконцентратов Чоринского месторождения.
Рентгенофазовый анализ флотоконцентрата. Для получения информации о составе фаз в полученных флотоконцентратов использовали рентгенофазовый анализ (РФА).
Каждая фаза имеет свою спецфизическую кристаллическую решетку с определенными параметрами и ей соответствует на дифрактограмме своя система пиков. Поэтому при исследовании вещества, представляющего собой смесь нескольких фаз, получается дифрактограмма, на которой присутствуют пики всех фаз, входящих в состав образца.
Определение линий дифрактограммы и расчет позволяют получать точные данные о качественном фазовом составе исследуемого образца. На дифрактофаммах интенсивность линий различных фаз зависит от многих факторов, в том числе и от количества той или иной фазы. С увеличением содержания фазы в смеси интенсивность принадлежавших ей линий возрастает.
Проведены рентгенофазовые исследования концентратов месторождения Чоре до и после выщелачивания азотной кислотой от 20 до 90С. Во всех пробах наблюдается аморфизация структуры минерала пирита, арсенопирита и сфалерита входящих в состав концентратов с сохранением характерных рефлексов кварца.
Данные, результатов химического анализа подтверждаются рентгенофафическим исследованием исходного флотоконцентрата и концентрата после выщелачивания. Для наглядности на рисунках (3.2.3.1.1) представлены рентгенофаммы исходного флотоконцентрата и концентрата после выщелачивания азотной кислотой. На рентгенофамме концентрата после выщелачивания линии арсенопирита и пирита практический отсутствуют.
ИК- спектроскопический метод основан на способности поглощения энергии лучей инфракрасной области спектра, характерной для каждого вещества.
В ИК- спектре исходного концентрата присутствуют интенсивные полосы поглощения при 470, 520, 700, 795, 810, 1090, 1175см"1, относящиеся к (у) -Si02; 452, 610,655,770, 835, 1075см"1 к А1203; 934см"1 относящиеся к Ті02; 1147см 1; к S02; 672, 1156см " к SSO; 1712, 1614, 1485, 1604 см"1 к оксиду состава Ре20з.
Из ИК- спектров образцов, подвергнутых процессу выщелачивания в течение 120 мин. при Т-80С, видно, что полосы поглощения при 672, 1156, 1147, 1712, 1614, 1485 и 1604см"1 не проявляются (рис.3.2.3.2.1). Это прежде всего связано с тем, что при взаимодействии азотной кислоты с минералами последние разлагаются.
В результате тонкодисперсное золото высвобождается и может быть пригодно для цианирования. Полученные результатьг подтверждают тот факт, что в процессе азотно-кислотного выщелачивания железосодержащие минералы разлагаются и переходят в раствор.
Промышленные испытания отвального выщелачивания руд
В (табл.4.1.2. и рис.4.1.1.) представлены результаты и кинетические кривые выщелачивания золота и серебра из руды месторождения Хирсхона -200мм, с содержанием золота 0,60г/т, а серебра 0,84г/т.
В первые сутки в раствор выщелачивается 14,8 % золота и 8,0 % серебра. В последующие сутки извлечение золота в раствор составило 11,4%. Затем прирост извлечения уменьшился до 5,2%. В последующее время переход золота в раствор замедляется. Для выщелачивания 49,2 % золота и 30,3 % серебра для этой пробы руды потребовалось 35 суток. Расход выщелачивающего раствора составил 2,81т/т руды. Для набора статистических данных были проведены испытания еще на одной пробе этого месторождения.
В табл.4.1.3. и рис.4.1.2. представлены результаты и кинетические кривые выщелачивания золота месторождения Хирсхона крупностью -200мм., с содержанием золота 0,78г/т, а серебра 0,82г/т.
Как видно из рисунка, в первые дни в раствор выщелачивается около 1,57% золота, а 0,97% серебра. В последующие сутки скорость выщелачивания увеличивается, давая прирост извлечения, около 4 %. На седьмые сутки извлечение золота в раствор достигает 40,5 % и 14,7% серебра. На всем протяжении цикла, достигается извлечение золота около 61,0 % и 31,3% серебра; общее время переработки составляет 33 суток.
При выщелачивании руды Сев.Джилау крупностью «-50 мм», с содержанием золота 0,80г/т, а серебра 1,05г/т., наблюдается равномерное растворение золота на всем протяжении цикла, (таблица 4.1.4. и рис. 4.1.3.). Как видно из представленных данных, уже в первые два дня в раствор выщелачивается около 25,2 % золота. В последующие сутки скорость выщелачивания уменьшается, давая прирост извлечения около 14,6 %. На седьмые сутки извлечение золота в раствор достигает 64,8 %. На всем протяжении цикла, равном 26суток, достигается извлечение золота 87,3 % и серебра 13,6%.
В табл.4.1.5. и рис.4.1.4. представлены результаты и кинетические кривые выщелачивания золота этого же месторождения крупностью -200мм, с содержанием золота 0,55г/т, а серебра 0,71 г/т.
Как видно из рисунка, в первые дни в раствор выщелачивается около 6,81 % золота и 1,85 % серебра. В последующие сутки скорость выщелачивания увеличивается, давая прирост извлечения, около 4 %. На седьмые сутки извлечение золота в раствор достигает 24,1 % и 6,9 % серебра. На пробе руды этой крупности за 36 суток удается извлечь только 43,2 % золота и 13,2% серебра.
В табл.4.1.6. и рис.4.1.5. представлены результаты и кинетические кривые выщелачивания золота и серебра месторождения Олимпийское крупностью «-50мм», с содержанием золота 0,71 г/т а серебра 1,11г/т. Скорость растворения, как и в предыдущем случае, -высокая, уже в первые два дня в раствор выщелачивается 32,2 % золота и 5,1 % серебра. В последующие сутки скорость выщелачивания уменьшается, давая прирост извлечения, около 18,5 %. На седьмые сутки извлечение золота в раствор достигает 69,8 % и серебра 12,4 %. За 26 суток извлечение золота в раствор составило 86,1 % и серебра 16,7 %.
При увеличении крупности кусков руды до «-200мм» интенсивность выщелачивания резко уменьшается (табл.4.1.7. и рис.4.1.6.). За 5 дней и раствор переходит только 2,91 %золота. В последующие сутки растворение золота активизируется, достигая извлечения 14,15%. Высокая степень растворения сохраняется в последующие двое суток. В дальнейшем скорость растворения замедляется, давая прирост перешедшего в раствор золота вначале 3-2%, а затем 1-1,5%. На 48 сутки выщелачивания растворение золота заканчивается, достигнув извлечения в раствор 59,91% золота, а серебра 28,9%. Увеличение продолжительности выщелачивания еще на 9 суток не увеличивает количество перешедшего в раствор золота.
Таким образом, анализируя полученные данные, можно видеть, что при колонном выщелачивании руд крупностью (-50мм) удается получить извлечение золота в раствор до 87,3%. С увеличением крупности кусков до «-200мм» степень извлечения золота уменьшается до 43-74% (таблица 4.1.8.).
Обобщив результаты вышеприведенных исследований, можно констатировать следующие основные факты: общее время выщелачивания составляет от 20 до 45 суток для разных руд; расход цианида для руды месторождения Хирсхона - 0,24 - 0,42 кг/т, Сев. Джилау - 0,3-0,58 кг/т, Олимпийского 0,3 - 0,52 кг/т; степень извлечения золота в раствор с уменьшением размера кусков руды увеличивается. Эти результаты показывают, что отвальным выщелачиванием можно извлечь более 50% золота, содержащегося в различных типах бедных руд. Согласно практике, расход цианида в производстве обычно примерно на 40% ниже, чем в лабораторных колоннах. Таким образом, следует ожидать, что расход цианида в промышленных условиях будет в пределах 100 - 200 г/т. Результаты лабораторных исследований по колонному выщелачиванию легли в основу промышленных испытаний.
