CC BY
129
УДК 543
ХИМИЧЕСКАЯ ПЕРФОРАЦИЯ УПОРНЫХ ЗОЛОТОНОСНЫХ РУД
© В. Ф. Мухамадиев*, Л. Р. Усманова, К. Ю. Прочухан, Ю. А. Прочухан
Башкирский государственный университет Россия, Республика Башкортостан, 450074 г. Уфа, ул. Фрунзе, 32.
E-mail: [email protected]
Для повышения степени извлечения благородных металлов методом цианидного кучного выщелачивания предложен метод подготовки упорной руды, включающий в себя первичную обработку руды раствором ПАВ и удаления из состава руды солей Al, Fe, Ca и др. с формированием развитой пористой структуры.
Ключевые слова: упорные руды, подготовка упорных руд, цианидное кучное выщелачивание.
В настоящее время одной из основных проблем развития мировой золотодобывающей промышленности, так же как и других отраслей цветной металлургии, является неизбежное снижение качества перерабатываемого сырья. Это тенденция проявляется в снижении общего содержания золота в исходных рудах и в увеличении доли «упорного» золота. Золотосодержащие руды и концентраты, обработка которых в обычных условиях цианидно-го процесса (в сочетании с гравитационными и амальгамационными методами извлечения крупного золота) не обеспечивает достаточно высокого извлечения золота или сопровождается повышенными затратами на отдельные технологические операции (измельчение, цианирование, обезвоживание, осаждения золота из растворов и т.д.) называют упорными. Основную проблему при этом создают пиритные и арсенопиритные руды с золотом, тесно-ассоциированных с сульфидами железа. Очень часто такие руды содержат сорбционноактивное углистое вещество, что еще в большей степени повышает их упорность [1].
Доля технологически упорных руд составляет примерно 30-40 % от общих мировых запасов золота в недрах земли. Поэтому, даже в условиях постоянно растущей цены на золото проблема рационального использования руд данного типа продолжается оставаться одной из наиболее актуальных.
Принципиальный подход к решению проблемы переработки упорных руд состоит в предварительной обработке, обеспечивающей вскрытие золота, перед цианидным кучным выщелачиванием.
В мировой практике наметились три основных способа решения этой задачи:
1. Термохимическое вскрытие сульфидов путем обжига. В основном, это автоклавное окисление (всего 9 установок в мире), окислительный обжиг, окислительно-хлорирующий обжиг [2];
2. Гидрохимическое вскрытие путем обработки концентратов кислотами или щелочами, обеспечивающее разложение пирита или/и арсенопирита [3];
3. Бактериальное выщелачивание, обеспечивающее разложение сульфидных минералов за счет
жизнедеятельности бактерий. В результате, проходят окислительные процессы, в ходе которых нерастворимые сульфиды железа переходят в растворимые сульфаты. В основном используются ацидофильные бактерии. Например: ааШШюЬасШш Гег-гох1ёаш и ааШШюЬасШш Шюох1ёаш [4].
При термохимическом обжиге золотосодержащих сульфидных концентратов для их полного вскрытия обязателен окислительный обжиг, который приводит к выделению значительных количеств сернистого ангидрида и оксидов мышьяка. Так же неизбежны значительные энергозатраты, сложность аппаратурного оформления и образование на поверхности золота пленки легкоплавких соединений во время обжига, которая препятствует взаимодействию с цианидным раствором.
Прямое гидрометаллургическое извлечение золота из сульфидных руд и концентратов является неэффективным, поскольку значительная часть золота содержится в виде включений в сульфидные минералы и практически недоступна для контакта с растворителем. Дополнительные трудности при извлечении золота из упорных руд возникают в тех случаях, когда порода содержит угольную составляющую типа шунгитов, обладающею сорбционной активностью. В этом случае, потери золота связаны не только с его труднодоступностью при цианировании, но и с конкурирующей сорбцией угольной составляющей руды при извлечении золота из цианистых растворов активированным углем или ионообменной смолой.
К недостаткам биовыщелачивания можно отнести сравнительно маленькую скорость извлечения металлов в биологических процессах, по сравнению с пирометаллургией и усилением дренажа кислых вод. Последнее, особенно в сочетании с добавлением выщелачивающего раствора с серной (или иной минеральной кислотой) ведет к зачислению окружающего грунта, а в случае утечек и к загрязнению его солями сопутствующих тяжелых металлов.
В данной работе предлагается метод подготовки упорной руды в ходе, которого руда подвергается обработкой синергической смесью катионо-
* автор, ответственный за переписку
анионо активных ПАВ с полиспиртами в слабощелочной среде.
Были проведены эксперименты по определению влияния данного реагента на процесс цианидного кучного выщелачивания. В ходе экспериментов проба была перемешена, усреднена согласно существующим методикам в лаборатории. Отобраны 2 навески по 1200 г для определения исходного содержания золота. Исходное содержание золота по результатам пробирного анализа составило 0.88 г/т.
Далее провели агломерацию руды на лабораторном агломераторе по 8 кг с расходом цемента 16 кг/т, время окомкования - 2 мин. Влажность полученных окатышей - 7.3 %.
Готовые окатыши и камни уложены «вперемешку» в две колонны для перколяционного выщелачивания и выдержаны в течение 72 часа. Размеры перколяционных колонн: площадь сечения колонны - 0.149 м2; диаметр колонны - 0.44 м. В табл. 1, приводятся данные по загрузке колонны и характеристика выщелачиваемого материала.
На руду в колонне №1 с помощью перистальтического насоса подавали сверху вниз выщелачивающий раствор с добавкой ПАВ. По приложенному к реагенту паспорту рабочая концентрация раствора может варьироваться от 0.005% до 2.5%. Для орошения колонны была выбрана концентрация, равная 0.03 % (0.3 г/л). Орошение проводили одновременно и цианистым раствором, и раствором реагента (рассчитанный объем реагента, для получения рабочей концентрации, добавляли в бочку с цианистым раствором и орошали как при обычном выщелачивании). РН выщелачивающего раствора составил 10.6 и СКа™ = 0.28 г/л. Скорость орошения руды в колонне 12 мл/мин, которая соответствует плотности орошения 110 л/сут-м2. За период выщелачивания через руду пропущено ~320 л свежеприготовленного выщелачивающего раствора.
На руду в колонне №6 с помощью перистальтического насоса подавали сверху вниз выщелачивающий раствор с рН~10.4 и СКаСч~0.25 г/л. Скорость орошения руды в колонне 12 мл/мин, которая соответствует плотности орошения 110 л/сут-м2. За
период выщелачивания через руду пропущено 330 л свежеприготовленного выщелачивающего раствора.
Через определенные промежутки времени замеряли объемы продуктивных растворов, вышедших из колонны. Растворы анализировали на содержание цианида натрия и защитной щелочи тит-риметрическим методом, рН - потенциометрическим методом, золота - атомно - абсорбционном методом. Результаты представлены в графическом ввиде.
На рис. 1 приведена динамика растворения золота пробы с применением и без применения реагента.
Видно, что наличие ПАВ приводит к резкому увеличению выхода Аи. Причем эффекта стандартной глубины извлечения можно достичь уже на вторые сутки. Г лубина извлечения увеличивается в 2 раза. Столь неожиданный эффект связан с химическим взаимодействием компонентов ПАВ с сопутствующими элементами в руде (А1, Бе, Са и т.д.), образующие мелкодисперсные гидроксиды.
Подтверждено, что реагент взаимодействует с сопутствующими металлами в руде, о чем свидетельствует наличие сухого осадка после выпаривания фильтрата. Результаты представлены в графическом виде. На рис. 2 показано изменение количества сухого остатка при обработке золотосодержащего остатка.
На первой кривой идет обработка исходной глины сначала водой, а потом реагентом. Из-за набухания породы реагент не может проникнуть через руду, о чем свидетельствует малое количество вымываемого сухого остатка.
На второй - обработка реагентом и самой оптимальной концентрацией вымывания оказался интервал от 12 до 17%. При дальнейшей обработке водой количество сухого остатка увеличивается, что показано на третьей кривой.
Ультрамикроскопическое исследование (рис. 3) четко показывает изменение структуры после обработки и формирование свободных полостей, обеспечивающих доступность регентов цианирования к извлекаемому элементу.
Данные по загрузке колонн и характеристика выщелачиваемого материала
Таблица 1
Характеристика выщелачиваемого материала Колонна №1 Колонна №2
масса загруженной руды в пересчете на сухой вес, кг 52 52
среднее содержание золота в пробе, г/т 0.88 0.88
высота колонны (Н), м 1.34 1.34
высота от слоя руды до верха колонны (Ь), м 1.02 1.03
объем руды в колонне, м3 0.043 0.042
Насыпной вес, т/м3 1.21 1.24
пористость, % 58.4 57.4
Времи, сутки
♦ Концентрация золота в продуктивныхратворах без применения ПАВ
ЯКонцентрация золота в продуктивных растворах с применением ПАВ
А Суммарное извлечение золота в раствор с применением ПАВ
X Суммарное извлечение золота без применения ПАВ
Рис. 1. Зависимости концентрации золота в продуктивных растворах и суммарного извлечения золота в раствор от времени перколяционного выщелачивания.
Рис. 2. Зависимость пропускающей способности упорных глин от порядка их обработки. 1. ПАВ после Н2О; 2. ПАВ; 3. Н2О после ПАВ.
Суммарное извлечение зодота , %
Исходная глина
После обработки Н20
После обработки ПАВ
*
W
Рис. 3 Изменение структуры упорных глин в зависимости от обработки.
Таким образом, применение ПАВ ингибирует процесс разбухания глин за счет взаимодействия преимущественно с алюминием и железом. При этом формируется развитая сеть каппилярных каналов, что резко увеличивает проницаемость породы. Извлечение золота по хвостам увеличивается с 42% до 77%. Содержание золота в хвостах составило 0.51 г/т (без использования реагента) и 0.20 г/т (при использовании ПАВ). Расход реагента при приготовлении рабочей концентрации 0.3г/л составил 67.3 л/т руды.
ЛИТЕРАТУРА
Лодейщиков В. В. Некоторые возможности переработки упорных золотых руд. Золотодобыча. Иркутск: Изд-во ОАО Иргиредмет. №117. Август, 2008. 64 с.
Лодейщиков В. В. Технология извлечения золота и серебра из упорных руд: В 2х томах. Иркутск: Изд-во ОАО Иргиредмет. 1999. 788 с.
Царьков В. А. Опыт работы золотоизвлекательных предприятий мира. М. Руда и металлы. 2004. 112 с.
Каравайко Г. И., Седельникова Г. В., Аслануков Р. Я. и др. Биогидрометаллургия золота и серебра // Цветные металлы. 2000. №8. 69 с.
1.
2
3.
4
Поступила в редакцию 21.02.2012 г. После доработки - 01.06.2012 г.
