СИСТЕМНЫМ АНАЛИЗ И ЕГО ПРИЛОЖЕНИЯ
Резник Ю. Н., Шумилова Л. В.
УДК 622.342
АКТИВАЦИОННОЕ КЮВЕТНОЕ И КУЧНОЕ ВЫЩЕЛАЧИВАНИЕ ЗОЛОТА ИЗ ТРУДНООБОГАТИМЫХ РУД
Решение проблемы переработки ранее нерентабельных труднообогатимых руд возможно на основе повышения эффективности физико-химической технологии переработки минерального сырья по упрощенным вариантам и за счет наделения ее свойствами адаптации к изменяющимся горно-геологическим условиям месторождений с учетом рационального использования ресурсов и охраны окружающей среды.
Для большого разнообразия типов руд и природных рудообразующих систем, практически каждое месторождение является уникальным со 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.
Для извлечения золота из минерального сырья в настоящее время применяются технологии кюветного и кучного выщелачивания, которые не адаптированы к переработке упорных руд и концентратов и имеют ряд технологических недостатков. Недостатками кюветного выщелачивания являются:
1) низкая интенсивность массообменных процессов (по сравнению с чановым выщелачиванием) и как следствие недостаточно высокое извлечение и сорбционное переосаждение металлов из жидкой фазы пульпы на глинистые и слюдистые минералы и углисто-битумные включения в придонной части кюветы (траншеи);
2) необходимость мелкого дробления или измельчения рудной массы и как следствие значительные затраты на подготовку ее к выщелачиванию (по сравнению с кучным выщелачиванием);
3) сложность достижения эффективного соотношения контактной поверхности выщелачивающего раствора, глубины кюветы, поддержания его необходимой температуры, определяющих интенсивность массообменных процессов и баланс сорбции кислорода жидкой фазой из воздуха и его дегазации (потерей из раствора);
4) невысокое извлечение металла из-за ограниченного массообмена между реагентной средой и твердой фазой;
5) наличие практического опыта кюветного выщелачивания в районах с теплым климатом.
Недостатками кучного выщелачивания являются:
1) не достаточно полное проникновение раствора в минеральную матрицу, обусловленное относительно (измельченного материала) повышенной крупностью минеральных частиц и сложностью обеспечения соответствия скорости диффузии реагентов и скорости инфильтрационного прохождения его через штабель;
2) дегазация (потеря из раствора) кислорода, необходимого компонента для процесса цианирования золота;
3) необходимость во многих случаях агломерационной подготовки материала;
4) возможность проявления эффекта переосаждения золота, растворенного в верхней части штабеля сорбционно-активными шламовыми компонентами, постепенно накапливаемыми в его нижней части;
5) невозможность переработки ряда категорий руд: углистых, сульфид-, мышьяк-, сурьму-содержащих; руд с золотом в кварце и руд, содержащих повышенные концентрации меди, железа;
6) невысокое извлечение металла (на уровне 50-80 %) по сравнению с заводским методом, где оно составляет 85-95 %;
7) возникновение технических, технологических и организационных трудностей при отрицательных температурах воздуха;
8) наличие сегрегации кусков руды при отсыпке штабеля, неравномерной фильтрацией раствора по его сечению.
Однако, решение указанных выше проблем позволяет признать кучное и кюветное выщелачивание перспективными способами переработки упорных золотосодержащих руд. Автором разработана патентнозащищенная технологическая
ИРКУТСКИЙ ГОСУДАРСТВЕННЫЙ УНИВЕРСИТЕТ ПУТЕЙ СООБЩЕНИЯ
Рис. 1. Технологическая схема кюветно-кучного выщелачивания руд с дисперсными формами золота
схема активационного кюветного и кучного выщелачивания руд, которая представлена на рис. 1 (Патент № 2350665). Апробация технологической схемы (укрупненные лабораторные испытания) осуществлялась на шихте руд, составленной из 10 навесок проб различных типов руд месторождений Кокпатас и Даугызтау со средним содержанием золота 2,85 г/т.
Сущность комбинированной технологии АККВ заключается в том, что после рудоподго-товки обработку минеральной массы раствором выщелачивающего реагента и выделение золота осуществляют в два этапа: предварительно минеральную массу размещают в кюветах с гидроизолированными стенками и днищем, вводят раствор исходного реагента и осуществляют локальную порционную активацию полученной пульпы (в данном случае, озонированным воздухом) с образованием вторичных реагентов при периодическом удалении активированной и введении неактивированной части пульпы в зону активации.
Активные гидратированные окислители и комплексообразователи первой стадии обработки синтезируются при малом значении напряжения на электродах (в интервале 5 -20 В, в зависимости от вида применяемых исходных реагентов).
При анодной поляризации продуцируется метастабильные синильная кислота, которая при последующей катодной поляризации в щелочной среде формирует активный СК-радикал, который совместно с метастабильной перекисью водорода образует вторичный комплексный метастабиль-ный радикал, обеспечивающий при взаимодействии с золотом формирование его связи с циановыми группами.
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 +3,0 мм (песко-вую) и -3,0 мм (шламовую). Причем первую пес-ковую фракцию подвергают обезвоживанию, а из пульпы с оставшейся шламовой фракцией извлекают выщелоченный металл с помощью сорбера, который установлен в одном из торцов траншеи. Извлечение металла из отделенного от песковой фракции раствора осуществляют в сорбционных колоннах.
СИСТЕМНЫМ АНАЛИЗ И ЕГО ПРИЛОЖЕНИЯ
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 (+3,0 мм), которая размещена в штабелях на гидроизолированном основании.
Подача вторичного активного раствора, образованного в процессе выщелачивания шламово-глинистой фракции, на участок кучного выщелачивания металла (зернистой) фракций позволяет интенсифицировать процесс КВ, так как в нем имеется остаточное количество выщелоченного в кювете золота, за счет чего осуществляется активация золота, находящаяся в матрице зернистой фракции. Создается разность концентраций выщелачиваемого золота в плёночно-поровых водах и растворе реагента, что интенсифицирует процесс диффузии металла в раствор, а активно выщелачивающих и окисляющих компонентов - в твёрдую фазу. Таким образом, выщелачивание из штабеля золота осуществляется с большей полнотой и скоростью.
Экспериментально установлены граничные условия и режимные параметры технологии кю-ветно-кучного выщелачивания золота (крупность руды, отношение объема активированной пульпы к общему объему, время цикла активационного выщелачивания, оптимальная доля руды, поступающей на кучное выщелачивание).
Результаты укрупненных лабораторных испытаний представлены на рис. 2-5.
^ 100
£ 80 о § 60
го
а 40 Я
2а 20
-т1 и
ч 0
со
го 8
-20 мм -10 мм -3,5 мм -1,5 мм
1 2 3 4 5 6
Продолжительность выщелачивания золота, час
Де£, мг / г
1,5
0,5
1, 1,2 5^—« 5 1,1 7 1,1
0,1
0,2
0,3
0,4
0,5Уа
V
Рис. 3. Зависимость прироста извлечения золота на смолу от отношения объема активированной пульпы к общему объему
ДС, мг / г
л - 15 3 1 З5 ,3 ,2 1,1
1, 05__-■'
—е-
-0,5 0 0,5 1
Кюветное выщелачивание
1,5 2 2,5 3 3,5 4
ТА, час
Рис. 4. Зависимость доизвлечения (прироста) золота от времени цикла активного выщелачивания
ДеГ, мг / г
1,1 8 1,21
■
ъ.,0,76
\0,52
>•^0,24
1 п
1 0
Кюве0тн
тно-кучн выщелачивание
ое2
0,4
0,6
0,8
1 Qку ч Qобщ
Рис. 5. Зависимость доизвлечения (прироста) золота от доли руды, поступающей на кучное выщелачивание
Рис. 2. Зависимость извлечения золота в цианидный раствор от продолжительности выщелачивания: сульфидная руда после окисления: 1 - фракция крупности - 20 мм; 2 -фракция крупности - 10 мм; 3 - фракция крупности - 3,0 мм.; 4 - фракция крупности - 1,5 мм
Снизить затраты технологии можно за счет того, что перерабатывать не руды, а флотоконцен-трат.
Кучное выщелачивание «песковой» фракции хвостов первичной переработки (в траншеях) осуществляется по одному из представленных пяти вариантов в зависимости от обрабатываемой минеральной массы (рис. 6) и предполагается преимущественно производить в межсезонье, т.е. в периоды неэкстремальных летних и зимних температур.
0
0
1
Рис. 6. Варианты кучного выщелачивания золота по комбинированной технологии
При комбинировании кучного и кюветного выщелачивания, разделенный на фракции по крупности материал обрабатывается реагентами соответственно в инфильтрационном варианте и в составе пульпы.
Выщелачивание ведут в режиме циркуляции растворов до роста концентрации в них золота порядка 1 мг/л. После чего растворы начинают пропускать через электросорбер. По окончании выщелачивания производят нейтрализацию остаточных цианидных растворов гипохлоритом натрия.
К особенностям технологии кюветно-кучного выщелачивания следует отнести:
1. Периодическое порционное локальное (в торцевой части кюветы) перемешивание пульпы и насыщение ее кислородом и/или проведение предварительного окисления соответствующих компонентов материала, обеспечивающее полноценное проникновение реагентов в минеральную матрицу относительно крупных частиц и интенсивное выщелачивание золота из тонкой фракции.
2. Отсутствие необходимости дробления материала менее чем до 3,0 мм (среднее) для обеспечения возможности доизвлечения золота из крупных частиц, пропитанных активным выщелачи-
вающим раствором и/или прошедшим полноценное предокисление.
3. Существенное снижение эффекта переосаждения растворенного золота на сорбционно-активные мелкие частицы глин, слюд, углистого вещества.
Результаты исследований позволили доказать, что технология активационного кюветного и кучного выщелачивания со сменными активацион-ными блоками позволила повысить эффективность извлечения дисперсного золота из руд за счет сокращения времени последующего бактериального доокисления до 2-х суток (вместо 4-х) и получить извлечение золота 92 %, что на 25 % выше по сравнению с классическим способом кучного выщелачивания.
В зависимости от вещественного состава руды применяют различные полиреагентные комплексы, которые образуются в процессе пероксид-но-цианидной и хлоридно-пироксидной подготовке минеральной массы перед цианированием (см. табл. 1).
Идеология технологии ККВ золота из минеральной массы также применима для эффективно-
го комбинированного окисления сульфидных и сульфидно-сульфосолевых руд со сменными акти-вационными блоками выщелачивания по ранее представленным вариантам. При переработке данных типов руд после активации всего объёма пульпы соответствующими полиреагентными комплексами в кювете, добавляют на шламовом носителе бактерии и осуществляют в реакторе биоокисления.
Таким образом доказано, что технология ак-тивационного кюветного и кучного выщелачивания золота со сменными активационными блоками адаптируется к типу руды и её технологической упорности.
Разработанная технология АККВ имеет большие перспективы применения на золотодобывающих предприятиях России и, в частности, Забайкалья. В Забайкалье открыто и в различной степени изучено более 1000 месторождений и ру-допроявлений 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, золота в упорной форме.
Первоочередными объектами освоения являются месторождений Бугдаинского, Култумин-ского, Лугоканского, Акатуевского, Аленгуйского, Гурулевского, Право-Зоргольского, Погромного, рудопроявлений Горы Бугдаи, Бильбичанского, Корокандинского, Ново-Ируновского и др.
Но в связи с тем, что проблема переработки сульфидных руд, в том числе с упорными формами золота до настоящего времени в промышленной реализации не решена, поэтому можно считать, что все золоторудные месторождения являются объектами АККВ.
Кроме того, для АККВ могут быть использованы техногенные отходы, представленные отвалами бедных и забалансовых руд, техногенными хвостами. Автором подсчитаны потенциальные запасы золота из бедных руд и техногенных отходов на основании опубликованных материалов и установлено, что по 19 техногенным золотосодержащим объектам общей массой 234 млн т запасы золота для АККВ составляют 147 т при предельных их содержаниях 0,189-6,2 г/т и среднем значении - 0,63 г/т.
Для эффективной переработки упорного минерального сырья различного вещественного состава как текущей добычи, так и техногенных отходов с большим периодом консервации, материалы складируются на спец.площадках и классифицируются на промышленные типы и сорта в соответствии с разработанной классификацией (рис. 3, 4) и отрабатываются по гибкой перестраивающейся технологии.
Следует подчеркнуть, что по экологическим параметрам (содержание токсичных реагентов и тяжелых металлов в жидкой фазе хвостов и их миграционная активность), предлагаемая схема АККВ является более предпочтительной и эколо-гощадящей по сравнению с классическими методами кюветного и кучного выщелачивания.
БИБЛИОГРАФИЯ
1. Пат. 2283879. Способ кучного выщелачивания руд / А. В. Рашкин, П. Б. Авдеев, Ю. Н. Резник, Л. В. Шумилова, И. А. Яшкин ; заявка № 2004133306 ; опубл. 20.09.2006, приоритет 15.11.2004, Бюл. № 26.
2. Пат. 2283883. Способ рудоподготовки техногенных отходов к кучному выщелачиванию золота / Л. В. Шумилова, Ю. Н. Резник, Ю. И. Рубцов ; заявка № 2005106006 ; опубл.
20.09.2006, приоритет 03.03.2005, Бюл. № 26.
3. Пат. 2361937. Способ подготовки упорных сульфидных руд и концентратов к выщелачиванию / А. Г. Секисов, Ю. Н. Резник, Л. В. Шумилова, Н. В. Зыков, А. Ю. Лавров, В. С. Королев, Т. Г. Конарева ; заявка № 2007145306/02 (049635), приоритет 06.12.2007.
4. Пат. 2350665. Способ кюветно-кучного выщелачивания металлов из минеральной массы / А. Г. Секисов, Ю. Н. Резник, Н. В. Зыков, Л. В. Шумилова, А. Ю. Лавров, Д. В. Манзырев., С. С. Климов, В. С. Королев, Т. Г. Конарева ; заявка № 2007118333/03 (019956), приоритет
16.05.2007.
5. Пат. 2351664. Способ кучного выщелачивания руд / И. А. Яшкин, А. В. Рашкин, Л. В. Шумилова ; заявка № 2007121403/02 (023300), приоритет от 07.06.2007.
6. Заявка на пат. № 2007145307/03 (049636). Способ кучного выщелачивания золота из окисленных и смешанных руд / Шумилова Л. В., Резник Ю. Н., Зыков Н. В., Добромыслов Ю. П., Конарева Т. Г. Приоритет от 06.12.2007