Кюветно-кучное выщелачивание дисперсного золота из упорных сульфидных руд и концентратов Текст научной статьи по специальности «Химические технологии»

© Ю.Н. Резник, А.Г. Сскисов, Л.В. Шумилова, Т.Г. Конарёва, 2008

УДК 622.775

Ю.Н. Резник, А.Г. Секисов, Л.В. Шумилова,

Т.Г. Конарёва

КЮВЕТНО-КУЧНОЕ ВЫЩЕЛАЧИВАНИЕ ДИСПЕРСНОГО ЗОЛОТА ИЗ УПОРНЫХ СУЛЬФИДНЫХ РУД И КОНЦЕНТРАТОВ

Семинар № 22

Понятие «дисперсное золото» является одним из самых неопределенных в геологической и технологической теории и практике.

Авторы данной работы придерживаются мнения большинства отечественных и зарубежных геологов и под «дисперсным золотом» понимают только его рассеянную в кристаллах минералов или в углистом (органическом) веществе форму выделения, не обнаруживаемую современными электронно - микроскопическими методами исследования (в связи с этим понятие «дисперсное золото» может быть определено как выделения золота с относительно широким диапазоном дискретности распределения в минералах-носителях - от отдельных атомов в составе микроминералов, природных сплавов, органических соединений до моноэлементных кластеров размерами порядка нанометров).

Развитие минерально-сырьевой базы золотодобывающей промышленности на современном этапе связано, главным образом, с масштабным вовлечением в разработку руд с рассеянными (дисперсными) формами нахождения золота в кристаллической решетке минералов-носителей. В основном такими минералами являются сульфиды железа, железа и меди, свинца, висмута, а также сульфосоли,

в том числе содержащие железо и медь.

На основе проведенного авторами анализа форм нахождения дисперсного золота в минеральном и органическом веществах, можно сделать вывод о том, что оно встречается в трех принципиально различных по характеру связей с минералообразующими элементами. Это формы простых соединений (с металлами, теллуром, проявлениях с сурьмой), комбинированных соединений (с металлами и теллуром и(или) сурьмой, металлами и селеном), комплексных соединений с несколькими элементами, образующими своеобразные лиганды (с железом или алюминием, мышьяком, серой и (или) кислородом, например, в арсенопирите, скородите, алуните).

Классификационная схема форм дисперсного золота в минеральном и органическом веществе, основанная на этом признаке выделения, представлена на рис. 1.

1. Дисперсное золото в форме простых соединений с одним из элементов непосредственно:

а) металлами:

- металлами-аналогами (медь, серебро, платиноиды);

- металлами, имеющими более сложную структуру ядра атома

Рис. 1. Классификационная схема форм дисперсного золота в минеральном и органическом веществе (разработана торами с участием профессора А.И. Трубачева)

ав

(соответственно его электронной оболочки) чем у золота (ртуть, свинец, висмут);

б) неметаллами (теллуром, селеном);

в) металлоидом (сурьмой)- стибниты;

2. Дисперсное золото в форме комбинированных соединений с выделенными выше металлами, неметаллами и металлоидами:

а) селениды золота и серебра;

б) теллуриды золота и серебра, золота и меди;

в) сурьмяные соединения (стибниты) золота и серебра;

г) сурьмяно-теллуридные соединения золота;

3. Дисперсное золото в форме комплексных соединений:

а) на основе железа:

- с железом, мышьяком и серой;

- с железом, мышьяком, водородом и кислородом (в скородите);

- с железом, медью и серой;

- с железом, калием, серой, кислородом (в ярозите);

- с железом, водородом, кислородом (в гетите и гидрогетите);

б) на основе алюминия:

- с алюминием кислородом, водородом и серой;

- с алюминием, магнием, кремнием, кислородом и водородом;

в) с органическими лигандами;

г) с серой и металлами - металлосернистые:

- медью;

- свинцом;

- цинком;

- ртутью;

- висмутом;

д) с кремнием и кислородом -кремнекислородные соединения;

е) сурьмяно-теллуридно-сернис-тое соединение золота и свинца.

Проблемы низкого извлечения золота из упорных руд обусловлены следующими природными факторами:

Первая группа «причин физической упорности» включает следующие случаи:

а) золото покрыто оболочкой, состоящей из непроницаемых для циановых растворов минералов;

б) золото находится в виде сплавов;

в) золото покрыто (изначально или в процессе обработки) пленками, блокирующими доступ к нему цианидов;

г) руда содержит сорбционноактивный для золота компонент - глинистые минералы или углистое вещество, поглощающие его из раствора, быстрее, чем технологические сорбенты (активированный уголь или ионообменные смолы).

Вторая «химическая» группа причин упорности:

а) руда содержит нерастворимые в циановых растворах теллуриды;

б) руда включает минералы и органические соединения, активно взаимодействующие с компонентами технологического раствора и золотоциановым комплексом - сульфидные минералы, продуцирующие роданиды и поглощающие растворенный кислород, гуминовые кислоты, функциональные группы которых взаимодействуют с золотосодержащими соединениями.

Рассмотренная классификация причин упорности руд с дисперсным золотом, предложенная американскими геологами, безусловно, является научно обоснованной и практически применимой. Вместе с тем учитывая все многообразие генетических типов месторождений руд, содержащих дисперсное золото в различных формах, использование многоступенчатых технологических схем их переработки, необходимо ориентируясь на выделенные причины упорности, проводить геолого-технологи-

ческую оценку руд исходя из конкретных условий.

Вместе с тем следует отметить, что есть причины упорности, которые часто не учитываются:

1) в процессе цианирования при кучном выщелачивании идут конкурирующие процессы сорбции кислорода каплями реагента при эммитер-ном (капельном) орошении и его дегазации при фильтрации раствора в материале кучи;

2) наличие покровных плёнок («рубашек», «наклёпок» и т.п., которые сорбируют реагент и останавливают процесс диффузии его в минеральной матрице).

В тоже время применение кювет-ного выщелачивания позволяет уменьшить степень проявления перечисленных причин упорности. Но этот метод имеет ограниченное применение из-за следующих недостатков: 1) низкое извлечение, обусловленное недостаточной интенсивностью массообменных процессов и потерями выщелоченных металлов за счет их переосаждения из жидкой фазы пульп на глинистые и слюдистые минералы и углисто-битумные включения; 2) необходимость мелкого дробления и даже измельчения.

Известная цианидная технология методом кучного выщелачивания (КВ) также имеет ряд недостатков: 1) невысокое извлечение металла (на уровне 50-80 %); 2) сравнительно высокая продолжительность процесса (от 30 суток до 1-2 лет); 3) необходимость значительных площадей; 4) отрицательное воздействие атмосферных явлений и сложность эксплуатации в суровых климатических условиях; 5) не все известные типы золотосодержащих руд пригодны для цианирования в условиях КВ и т.д.

В связи с этим возникает идея объединения этих двух технологий с це-

лью использования преимуществ каждой и снижения имеющихся у них недостатков.

Но сама технология, даже в комбинации, не решает проблемы упорности золота. Для извлечения дисперсного золота необходимо получить достаточную степень окисленно-сти поверхности сульфидных минералов с развитой контактной поверхностью. Прежде всего, необходимо решить проблему окисления сульфидных минералов. Сложносульфидные и сульфидно-сульфосолевые руды возможно окислить с использованием биоокисления.

Назрела необходимость изыскания новых экологически безопасных и энергосберегающих методов вскрытия золотосодержащих сульфидов.

В последние годы в ИПКОН РАН и РГГРУ проводят исследования по использованию энергетических воздействий для интенсификации вскрытия золотосодержащих сульфидных руд (электрохимические, энергия ускоренных электронов и СВЧ-нагрев).

Если ранее эти методы казались экзотическими, то в настоящее время в связи с промышленным выпуском электрохимических кондиционеров, линейных ускорителей и СВЧ-плаз-мотронов появилась возможность реализации новых технологий в промышленности. Упомянутые методы могут успешно сочетаться с кучным выщелачиванием благородных металлов, вследствие этого повышается экономическая эффективность.

Физические и химические методы электроактивационного выщелачивания, в частности электроразрядного и электроимпульсного, проводились во ВНИИХТ под руководством акад. А.Н. СССР Б.Н. Ласкорина, работы, выполненные Ё.И. Юткиным, в бывшем Средназгипроцветмете в лаборатории Г.П. Федотова, в ИГД Казахстана.

Хорошие результаты в данном направлении получены при проведении исследований в ИПКОН РАН совместно с институтом радиоэлектроники (В.А. Чантурия, И.Ж. Бунин, В.Д. Лунин) и компании в Санкт-Петербурге (Н.И. Глинин и др.), а также несколькими частыми компаниями в США.

Идеология поиска вариантов сочетания различных процессов активации строится авторами работы таким образом, чтобы получить максимальный эффект при извлечении золота.

Модель переработки сульфидных золотосодержащих руд с комбинированными методами окисления представлена на рис. 2.

Биоокисление (биовыщелачивание

- БВ) - передовая технология, она опробирована в производственных условиях, но пока дорогостоящая и процесс идет достаточно экстенсивно, а также при окислении образуется сложный вещественный состав продуктов БВ, значительное количество вторичных соединений Ре, Дэ и недо-окислившихся сульфидов.

Устранить эти недостатки можно увеличением контактной поверхности, а также за счет формирования элементарной серы, как компонента питательной среды для тионовых бактерий на основе предварительного физико- химического или фотоэлек-трохимического окисления.

Кюветно - активационное выщелачивание с двойным окислением и сорбцией в зависимости от вещественного состава руды осуществляется с применением различных полиреа-гентных комплексов.

Для интенсификации БВ авторами предложено производить предварительное окисление поверхности минеральной матрицы группой перок-сидных соединений и активация водной фазы окисляющих растворов пу-

тем насыщения воздухом, облученным УФ - лучами.

Первый вариант. Сульфидную (пирит-халькопиритовую) золотосодержащую руду дробят и дезинтегрируют. Полученную минеральную смесь подвергают двойному (комбинированному) окислению.

Растворение золота из минерального сырья в любом случае происходит при наличии двух процессов -окисления и комплексообразования.

Первый этап окисления (предокис-ление) - активационное электрохимическое окисление с барботажем озонированным воздухом при рН=3,5-5 (закисление сернокислотное), т.е. используется первичный окисляющий раствор, полученный в результате фотохимического и электрохимического синтеза из первичных газов (воздуха), раствора серной кислоты и воды. Полиреагентные комплексы также могут быть образованы облучением прианодной зоны в ультрафиолетовом диапазоне. При этом формируется перекись водорода и метастабильные комплексы активных ион-радикальных соединений кислорода и водорода. Полученным по-лиреагентным раствором, который является в совокупности активным окислителем и комплексообразова-телем, обрабатывают минеральную массу.

После фотоэлектроактивационной обработки руды проводят второй этап окисления - биоокисление. Бактерии вводят на шламовом носителе, который формируется в процессе дробления. Развитие бактерий на шламовом носителе происходит относительно быстро ив то же время позволяет сконцентрировать бактерии до ввода в основную выщелачиваемую массу, что приводит к быстрому развитию очагов роста бактерий в минеральной массе.

Ли

Рис. 2. Модель переработки различных типов сульфидных золотосодержащих руд с комбинированными методами окис^ пения

Применение двухступенчатого окисления позволяет существенно увеличить, более чем на 20 %, извлечение золота.

Второй вариант комбинированного окисления заключается в предварительном окислении углистобитумных микровключений хлорид-ными комплексами, также полученными фотоэлектрохимическим методом.

При этом параллельно происходит рост активной поверхности сульфидных минералов и выщелачивание части золота (в форме микронных включений и интерстиций). Выщелоченное золото извлекается сорбентом. Затем осуществляют отмывку минеральной массы от остаточного хлора и производят биоокисление сульфидов в сернокислой среде. После окисления идет отмывка, щелочное кондиционирование и цианидное выщелачивание.

Технология кюветно-кучного выщелачивания со сменными активационными блоками применяется для повышения эффективности извлечения дисперсного золота из упорных руд за счет сокращения времени выщелачивания и повышения извлечения.

Так процессы окисления сульфидов в разных вариантах, следующие:

а) при кучном выщелачивании они длятся несколько месяцев;

б) при кюветном варианте - 10 суток;

в) при траншейном физико-химическом предокислении - время последующего бактериального доокис-ления - всего 3,5 суток.

Авторами предложена гибкая технологическая схема кюветно-кучного выщелачивания руд с дисперсными формами золота.

Приведенные активационные блоки окисления применяются в зависимости от технологического типа руды.

Кюветное активационное выщелачивание осуществляют следующим образом. Золотосодержащую руду из зоны окисления подвергают крупному, среднему и мелкому дроблению до выхода класса - 3 мм порядка 70 %. Дробленую руду направляют на кюветное активационное выщелачивание. Кювета имеет гидроизалирован-ную внутреннюю поверхность (днище и стенки). Торцевые части кюветы оборудованы аэролифтами. Аэролифты соединены наклонным трубопроводом с противоположным концом траншеи. Аэролифт также выполняет функцию электроактиватора (циркуляционный электрохимический или фотоэлектрохимический реактор).

Рудную массу, уложенную в кювету (траншею), заливают щелочным раствором до соотношения Ж : Т=1,2:1.

Плотность пульпы зависит от конкретных минеролого-технологических параметров рудной массы. Затем осуществляют локальную порционную активацию полученной пульпы в зоне действия аэролифта озонированным воздухом. Активация пульпы осуществляется периодически через каждый час. Также периодически осуществляется удаление активированной и введение неактивированной части пульпы в зону активации. Для достижения этого аэролифт-активатор переводят в транспортный режим функционирования. Активированная часть пульпы по трубопроводу перемещается в дальнюю часть траншеи.

После завершения активации всего объема пульпы в траншее, вводится раствор цианида натрия до концентрации 500-750 мг/л. Затем осуществляется цикл порционной электроактивации с подачей в аэролифт обычного воздуха с периодичностью 15 минут.

По достижении концентрации золота в растворе порядка 1-1,5 мг/л, пульпу с помощью насоса подают на гидроциклоны и производят разделение на фракции +3 мм (песковую) и -3 мм (шламовую). Причем первую песковую фракцию подвергают обезвоживанию, а из пульпы с оставшейся шламовой фракцией извлекают выщелоченный металл с помощью электро-сорбера, устанавливаемого в одном из торцов траншеи. Извлечение металла из отделенного от песковой фракции раствора осуществляют в сорбционных колоннах.

Отработанную пульпу декантируют. Отделенную жидкую фазу пропускают через песчаные фильтры, насыщают активным кислородом, корректируют рН до 10.5, доукрепляют цианидом до концентрации 700-800 мг/л и подают в систему циркуляционного орошения зернистой фракции (+ 3 мм), которая предварительно размещена в штабелях на гидроизолированном основании.

Выщелачивание ведут в режиме циркуляции растворов до роста концентрации в них золота порядка 1 мг/л. После чего растворы начинают пропускать через электросорбер.

По завершении выщелачивания производят нейтрализацию остаточных цианидных растворов, например, раствором гипохлорита натрия.

Разработанная авторами технология фотоэлектроактивационного выщелачивания послужила основой предложения по выбору комплексной экологически чистой технологической схемы первичной и вторичной добычи и переработки руд месторождений Yellow Jacket, шт. Невада, округ Кларк) и техногенных россыпей Забайкалья, состоящей из следующих процессов:

1. Добыча руды открытым способом.

2. Руды (по выделяемым геологотехнологическим типам) складируются (после грохочения) в специально подготовленные траншеи с гидроизолированной внутренней поверхностью и подвергается локальному фотоэлек-троактивационному выщелачиванию

3. Обработанная порция пульпы перекачивается в дальнюю часть траншеи.

Таким образом, исключается главный недостаток кюветного выщелачивания - ограниченный массообмен между реагентной средой и твердой фазой.

После завершения цикла выщелачивания в приямке устанавливают блоки электросорбции и извлекают в проточном режиме растворенные ценные металлы.

4. Первично выщелоченная пульпа откачивается по пульпопроводу на участок кучного выщелачивания, где подвергается обезвоживанию (отработанные растворы после доукрепле-ния возвращают в процесс). Причем до обезвоживания на гидроциклонах отделяют наименее выщелоченную «песковую» фракцию от глинистой. Последняя, учитывая ее высокие сорбционные свойства и низкие остаточные содержания ценных и сопутствующих металлов, складируется в хвостохранилище.

«Песковая» фракция укладывается в штабели на предварительно сформированное основание со специальным многослойным покрытием и дренажной системой и после временной консервации подвергается ороше-

нию с поверхности активированным раствором. Циклы периодически повторяются.

Растворы через дренаж, т.е. после контакта с выщелачиваемым материалом, откачиваются и возвращаются в процесс, до достижения требуемых (по условиям активированной сорб-

ции) концентраций. Перед электросорбцией растворы подвергают фильтрации.

Предлагаемая технология имеет большие перспективы применения на золотодобывающих предприятиях Забайкалья. Так, например, в Забайкалье открыто и в различной степени изучено более 1000 месторождений и рудопроявлений коренного и россыпного золота. Причем доля коренного золота составляет около 90 %.

Минеральные объекты золотодобычи имеют различный вещественный состав и представлены 41 месторождением, из которых 22 собственно золоторудных и 19 комплексных с доминированием пирита, галенита, сфалерита.

Таким образом, Забайкальский регион обладает значительными запасами рудного и россыпного золота, природные и техногенные источники которого характеризуются рядом ми-нералого-геохимических особенностей. В первую очередь такими особенностями являются комплексный характер и сложный вещественный состав руд, содержащих золото и его преимущественно дисперсная форма нахождения.

Для россыпных месторождений, гале-эфельных отвалов, хвостов ШОУ, характерно тонкое и чешуйчатое золото, золото в «рубашке» и также его дисперсные включения в окислы железа и сульфидные шлиховые минералы. Углубленные исследования форм нахождения дисперсного золота, выделенных по типам химических связей с минералообразующими элементами и акцессориями, позволяют считать, что промышленный потенциал природных и техногенных золотосодержащих минеральных образований может быть значительно выше оцениваемого.

Например, в пиритах некоторых золоторудных месторождений не только установлена его геохимическая связь с теллуром и серебром, но и удалось обнаружить его в составе микроминерала, конкретно петцита Дд3ДиТе2.

Было отмечено, что в халькопирите дисперсное золото и серебро наиболее вероятно находится в форме селенидов (поскольку в рудах медномолибденовой формации устанавливалась корреляция между содержанием золота, серебра и селена), но самое важное, были выделены как самостоятельные минералы некоторые соединения золота.

Для большого разнообразия типов руд и природных рудообразующих систем, практически каждое месторождение является уникальным по своим минералого-геохимическим особенностям и не имеет полных аналогов. По этой причине технологическая схема извлечения золота универсальной быть не может, но гибкий подход при ее обосновании вполне осуществим.

Технология кюветно-кучного выщелачивания золота со сменными активационными блоками на взгляд авторов таким критериям отвечает, поскольку адаптируется к типу руды и её технологической упорности. При этом увеличивается извлечение дисперсного золота более, чем на 20 % и повышается эффективность и интенсивность процесса выщелачивания, что решает важную задачу золотодобычи на современном этапе - рациональное использование бедных и упорных руд.

В ЧФ ИГД СО РАН, создана творческая группа, которая будет проводить полупромышленные испытания на эфельных отвалах и техногенных скоплениях месторождений группы «Баунт» (Бурятия) по техноло-

гии активационного фотоэлектрохи-мического выщелачивания.

Реализация варианта активационного выщелачивания также планируется на горном предприятии в Забай-

1. Лодейщиков В. В. Технология извлечения золота и серебра из упорных руд. Том 1. - Иркутск: Иргиредмет, 1999. - 120 с.

2. Аренс В.Ж. Физико-химическая геотехнология. - М: МГГУ, 2001.-С. 541558.

калье при вторичной разработке эфельных отвалов после доизвлече-ния свободного тонкого и пластинчатого золота магнитоэлектрофлокуля-ционным способом.

-------------- СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

3. Yannopoulos J. C. The extractive

metallurgy of gold. - New York: Van Nostrand Reinhold, 1991, 280. ШИЗ

— Коротко об авторах

Резник Ю.Н. - доктор технических наук, профессор, ректор ЧитГУ,

Секисов А.Г. - доктор технических наук, директор Читинского филиала ИГДСОРАН, Шумилова Ё.В. - кандидат технических наук, докторант ЧитГУ, зам. директора ЗабГК,

Конарёва Т.Г. - зав.отделением экологической лаборатории Северного рудоуправления Новоийского ГМК.

Доклад рекомендован к опубликованию семинаром № 22 симпозиума «Неделя горняка-2008». Рецензент д-р техн. наук, проф. В.М. Авдохин.

---------------------------------- ДИССЕРТАЦИИ

ТЕКУЩАЯ ИНФОРМАЦИЯ О ЗАЩИТАХ ДИССЕРТАЦИЙ ПО ГОРНОМУ ДЕЛУ И СМЕЖНЫМ ВОПРОСАМ

Автор Название работы Специальность Ученая степень

МОСКОВСКИЙ ГОСУДАРСТВЕННЫЙ ГОРНЫЙ УНИВЕРСИТЕТ

КУЗИЕВ Дильшад Алишерович Обоснование и выбор параметров гидроимпульсного привода шнекофрезерного рабочего органа карьерного комбайна G5.G5.G6 к.т.н.