CC BY
745
ДОКЛАДЫ АКАДЕМИИ НАУК РЕСПУБЛИКИ ТАДЖИКИСТАН _______________________________________2013, том 56, №4_____________________________________
ФИЗИЧЕСКАЯ ХИМИЯ
УДК 622.7/669.2.8.21.4
Ш.Р.Самихов, З.А.Зинченко, О.М.Бобомуродов
ИЗУЧЕНИЕ УСЛОВИЙ И РАЗРАБОТКА ТЕХНОЛОГИИ ТИОМОЧЕВИННОГО ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ ЗОЛОТА И СЕРЕБРА ИЗ РУДЫ МЕСТОРОЖДЕНИЯ ЧОРЕ
Институт химии им. В.И.Никитина АН Республики Таджикистан
(Представлено академиком АН Республики Таджикистан У.М.Мирсаидовым 26.02.2013 г.)
Представлены результаты исследований по тиомочевинному выщелачиванию золота и серебра из руды месторождения Чоре. Показано, что тиокарбамид эффективно извлекает металлы из предварительно обожжённой руды.
Ключевые слова: технология - тиомочевина - выщелачивание - золото - серебро - мышьяк - руда -извлечение - месторождение.
Тиокарбамидное выщелачивание предложено в 40-х годах прошлого века И.Н.Плаксиным [1]. Оно осуществляется в кислой среде при рН 2-4, при которых тиокарбамид (тиомочевина) не окисляется. В качестве окислителя обычно используется сернокислый раствор соли трёхвалентного железа Fe2(SO4)3 или перекись водорода. Скорость выщелачивания зависит от рН раствора и концентрации тиомочевины и окислителя.
Растворение золота в тиомочевине идёт по реакции:
Auo + 2CS(NH2)2 + Fe3+ = Au[CS(NH2)2]+ + Fe2+.
Процесс проходит в растворе кислоты, что вызвано необходимостью сохранения тиокарба-мидного комплекса золота, который устойчив при рН<4. Окисляющая роль Fe3+ связана с образованием комплекса Fe(ThiO2)3+ или [Fe(SO4) CS(NH2)2]2+ по реакции
Au + nThiO + [Fe(ThiO)2]3+ = [Au(ThO2)]+ + [Fe(Thi)n]2+,
где ThiO - тиокарбамид CS(NH2)2.
Eсли присутствует кислород, то тиокарбамид окисляется до дисульфатформамидина, являющегося окислителем при растворении золота. Повышение температуры вызывает разложение тиокар-бамида с образованием роданида и сероводорода.
При выщелачивании золотых руд, содержащих сульфиды меди, предпочтительнее применять вместо цианидного растворения тиокарбамидное, так как при этом растворение сульфидов меди в 6-8 раз ниже. Но в этом случае расход тиокарбамида возрастает за счёт образования тиокарбамидного комплекса меди:
2Cu2+ + 2(n+1)CS(NH2)2 = 2Cu[CS(NH2)2]+n + KCSfeNH]2*.
Адрес для корреспонденции: Зинченко Зинаида Алексеевна. 734063, Республика Таджикистан, г. Душанбе, ул. Айни, 229/2, Институт химии АН РТ. E-mail: [email protected].
Для снижения расхода тиокарбамида предварительно окисляют сульфиды железа, сурьмы, меди в кислой среде гидроксидом железа. Из тиокарбамидных растворов золото осаждают цементацией свинцом, цинком, алюминием, сорбцией на активных углях и т.д. [2].
Тиомочевинное растворение возможно при переработке глинистых углеродсодержащих руд при подземном и кучном выщелачивании. Выполненные исследования на многих типах минеральных продуктов и руд в Российской Федерации и других странах показали, что тиокарбамидное выщелачивание конкурентоспособно с процессами хлоринации, цианирования по следующим параметрам: меньше токсичность, большая скорость растворения золота, меньше чувствительность к примесным компонентам, применимость процесса к низкокачественному природному и техногенному сырью.
Большой цикл работ по тиокарбамидному выщелачиванию различных золото- и серебросодержащих продуктов проведён сотрудниками Иргиредмета [3-6], в трудах которых представлены теоретические основы и конкретные технологические процессы с использованием тиокарбамида.
Нами в лабораторных условиях проведены исследования по тиомочевинному выщелачиванию золота и серебра из руды месторождения Чоре. Месторождение Чоре представлено малосульфидными золотомышьяковыми рудами, причём преимущественное развитие имеют первичные (не-окисленные) руды (95%). Основными минералами первичных руд являются пирит и арсенопирит. Нерудная часть представлена кварцем, полевыми шпатами и карбонатами. Содержание золота в руде
- 2.8-8.2 г/т. Всё золото тонкодисперсное и пылевидное (размер золотин 3-12 мкм), на 50-65% золото связано с сульфидами (пиритом и арсенопиритом). В окисленной руде золото на 80% концентрируется в сростках. Самородное золото встречается редко, в основном в пирите и иногда в арсенопирите. Золото очень мелкое, наблюдать его можно только при сильном увеличении. Выделения золота имеют удлинённую форму размером 0.003-0.012 мм, реже образуют волосовидные прожилки, встречаются также в виде зёрен (размер не превышает 6 мкм) округлой, комковатой, реже неправильной формы. Основная же масса золота - это коллоидно-дисперсные включения, сингенетичные с пиритом и арсенопиритом. Подобные руды трудно поддаются цианированию [7].
Руда предварительно была измельчена до 80% класса «- 0.074 мм». Опыты по выщелачиванию проводились в стеклянных стаканах ёмкостью 500 мл, мешалки применялись стеклянные с двумя лопастями. Навески руды для исследований - 100 г. Отношение ^Ж - 1:2. Навеска руды загружалась в склянку, приливался раствор тиомочевины и серная кислота, добавлялся окислитель и производилось перемешивание в течение определённого промежутка времени. Через 2; 4; 8 ч после начала опыта мешалку останавливали и производился отбор аликвоты для определения рН и концентрации золота.
В растворах золото, серебро и мышьяк определялись методом атомно-абсорбционной спектроскопии.
Предварительные опыты проводили в 0.5%-ном растворе тиомочевины при концентрации серной кислоты 1.8 и 0.33% перекиси водорода, рН раствора был равен 4.3. Продолжительность опытов составляла 6 ч. При этом только 30.6% золота переходит в раствор (табл. 1).
Таблица 1
Извлечение металлов при тиомочевинном выщелачивании руды месторождения Чоре
№ опыта Концентрация Н2О2 (30%) ,% рН Предварительная обработка Извлечение, %
Аи АИ Ає
1 0.3 4.3 без обработки 30.60 41.17 4.76
2 0.3 3.2 ^04 1.2% 42.27 51.41 4.85
3 0.3 4.2 обжиг 200°С 31.52 42.08 4.79
4 0.3 2.9 обжиг 400°С 35.93 45.50 3.5
5 0.3 2.5 обжиг 600°С 89.0 98.09 80.18
6 0.3 1.5 обжиг 600°С + кислотная обработка 91.21 96.94 81.09
С целью снижения рН раствора при выщелачивании руда первоначально была обработана серной кислотой при её расходе 36.8 кг/т и времени обработки 2 ч. Был достигнут рН раствора, равный 3.2. Но и при этом извлечение золота осталось невысоким - 42.27%.
С целью улучшения процесса тиомочевинного выщелачивания пробы руды подверглись обжигу при температурах 200... 600°С в течение 2 ч.
Окисление пирита начинается при температуре 450-500°С. Процесс протекает с образованием в качестве промежуточного продукта пирротина FeS2 + О2 = Бе8 + 802, который окисляется до магнетита 3FeS + 502 = Fез04 + 3802 и далее до гематита 2FезО4 + %О2= ЗFе2Оз.
При температурах выше 600°С окислению пирита предшествует его диссоциация с образованием пирротина 2FeS2 = 2Бе8 + 82, который затем окисляется также до гематита.
Поведение арсенопирита при окислительном обжиге во многом аналогично поведению пирита. Интенсивное окисление арсенопирита начинается при температуре примерно 450°С и протекает с образованием в качестве промежуточных продуктов пирротина и магнетита [8]:
2БеЛ88 + 1.502= 2Бе8 + Л8203 (газ),
3Бе8 + 502 = Бе304 + 3802,
2Бе304 + 0.502= ЗБе2О3.
Обжиг руды проводили в муфельной печи, после разогрева печи до установленной температуры в неё загружали фарфоровый тигель с навеской руды, выдерживали тигель в печи в течение заданного времени, периодически перемешивая руду. В процессе обжига происходит вскрытие упорных золото-сульфидных руд, при этом минералы пирит и арсенопирит окисляются, что приводит к вскрытию содержащегося в них золота.
Как видно из таблицы, при температуре обжига 600°С с последующим выщелачиванием тио-мочевиной в раствор переходит Ли - 89%; Л§- 98.09% и Л8 - 80.18%. Последующая кислотная обработка в течение двух часов даёт возможность повысить эти показатели. При этом извлечение металлов составляет: Ли - 91.21%; Л§- 96.94% и Л8 - 81.09%.
Образующаяся трёхокись мышьяка обладает высокой летучестью. При температуре 465°С упругость пара Аs2О3 равна 1 ат. Поэтому мышьяк, окисленный до Аs2О3, переходит в газовую фазу. Однако при избытке кислорода трёхокись мышьяка может окислиться до пятиокиси: Аs2О3 + О2 =
Л§2°5.
Был проведён цикл исследований для установления оптимальных условий выщелачивания руды, а именно, концентрации тиомочевины, серной кислоты, длительности процесса, разжижения пульпы. Причём в опытах использовалась обожжённая при 600°С руда.
Влияние длительности процесса на процесс тиокарбамидного выщелачивания исследовали при концентрации тиомочевины 0.5%, серной кислоты 1.8% и перекиси водорода 0.33% (рис.1). Как показали результаты, в течение двух часов в раствор переходит: Аи - 68.77%; Л§- 76.17% и Лб -61.77%. Установлено, что при увеличении времени выщелачивания от двух до шести часов степень извлечения всех компонентов увеличивается и достигает максимального значения (в %): Ли - 89.19; А§- 96.63 и Лб - 78.83. Дальнейшее увеличение длительности процесса не повышает степень выщелачивания золота, серебра и мышьяка.
О4
,е
е
ч
е
Ч
в
Ли
ЛБ
Лб
Продолжительность, час
Рис.1. Зависимость степени выщелачивания золота, серебра и мышьяка в раствор тиомочевины
от продолжительности процесса.
Влияние концентрация тиомочевины. Концентрация в растворе тиомочевины изменялась в пределах 0.25-2% при постоянной концентрации серной кислоты 1.8% и перекиси водорода 0.33%. Продолжительность опытов составляла 6 ч. Как показывают результаты опытов, представленные на рис. 2а, скорость растворения золота, серебра и мышьяка находится в прямой зависимости от концентрации тиомочевины. Количество перешедшего в раствор золота, серебра и мышьяка повышается от Ли - 77.16%; Ag - 79.31% и Лб - 71.64% при концентрации тиомочевины 0.25% до своего максимального значения: Ли - 88.81%; Ag - 94.15% и Лб - 76.37% при увеличении концентрации тиомоче-вины до 2%. Дальнейшие увеличение концентрации тиомочевины не влияет на степень извлечения.
Влияние концентрации серной кислоты. Изучалось влияние кислой среды на скорость растворения золота и серебра в тиомочевине. Серная кислота вводилась в раствор в количестве 0.9-2.8%. Опыты проводились в 0.5%-ном растворе тиомочевины в присутствии 0.33% перекиси водорода при перемешивании в течение 6 ч.
Как следует из кривых растворения (рис. 2б), по мере повышения концентрации серной кислоты до 1.8% скорость растворения золота, серебра и мышьяка возрастает и при указанной концентрации кислоты составляет: Ли - 88.62%; Ag - 95.60% и Лб - 77.45%, при этом рН = 2.0. Дальнейшее
повышение концентрации кислоты не улучшает показатели выщелачивания. Таким образом, выщелачивание следует вести при 1.8%-ной концентрации серной кислоты в растворе.
Влияние соотношения твёрдого к жидкому на процесс тиокарбамидного выщелачивания (рис.2в) исследовали при концентрации тиомочевины 0.5%, серной кислоты 1.8% и перекиси водорода 0.33% при продолжительности процесса 6 ч. Как видно из графика, оптимальным соотношением является Т:Ж = 1:2, при этом степень извлечения достигла: Au - 87.49%; Ag- 92.08% и As - 77.82%. При дальнейшем увеличении разжижения пульпы степень извлечения золота, серебра и мышьяка практически не меняется.
Рис. 2. Зависимость степени тиокарбамидного выщелачивания золота, серебра и мышьяка в раствор от: а) концентрации С8(КН2)2, %; б) концентрации Н2804, %; в) соотношения Т :Ж; г) концентрации окислителя Н2О2, %.
Влияние окислителя. В качестве окислителя при выщелачивании руды тиомочевиной изучалась перекись водорода.
Концентрация тиомочевины в опытах составляла 0.5%, серной кислоты 1.8%, соотношение Т:Ж 1:2, рН = 2.0 и продолжительность опытов 6 ч.
Результаты данной серии опытов, графически представленные на рис.2г, показывают, что в присутствии перекиси водорода при её концентрации 0.16% степень извлечения составила: Au -69.38%; Ag- 75.40% и As - 64.28%. При повышении концентрации окислителя до 0.33% степень извлечения золота, серебра и мышьяка в раствор достигла: Au - 89.57%; Ag- 91.74% и As - 74.27%.
Таким образом, на основании проведённых исследований найдены следующие оптимальные условия тиокарбамидного выщелачивания руды месторождения Чоре: концентрация тиомочевины -
0.5., серной кислоты - 1.8%, перекиси водорода - 0.33%, соотношение Т:Ж = 1:2, продолжительность выщелачивания - 6 ч.
Поступило 27.02.2013 г.
ЛИТЕРАТУРА
1. Каковский И.А., Поташникова Ю.М. Кинетика процессов растворения. - М.: Металлургия, 1975, 224 с.
2. Бочаров В.А., Игнаткина В.А., Абрютин Д.В. Технология переработки золотосодержащего сырья.
- М.:Изд. Дом МИСиС, 2011, 328 с.
3. Анастасов В.В., Зайцев Р.В., Покидин УВ. - Горный журнал, 1993, №3, с. 30-36.
4. Аренс В.Ж., Черняк А.С. - Горный журнал, 1994, №12, с. 5-7.
5. Каравайко Г.И., Панин В.В., Крылова Л.Н. - Горный журнал, 1996, №1-2, с. 120-122.
6. Лодейщиков В.В. - Золотодобыча, 2012, №8(165), с. 5-8.
7. Самихов Ш.Р., Зинченко З.А., Азизкулов Ю.Б. - Изв. АН РТ. Отд. физ.-мат., хим., геол. и техн. наук, 2009, №4(141), с. 72-77.
8. Севрюков Н.Н., Сергиевская Е.М. - ЖПХ, 1961, №1, с. 59.
Ш.Р.Самихов, З.А.Зинченко, О.М.Бобомуродов ОМУЗИШИ ШАРОИТ ВА КОРКАРДИ ТЕХНОЛОГИЯИ ИШЦОРОНИИ ТИЛЛО ВА НУЦРА БО ТИОМОЧЕВИНА АЗ МАЪДАНИ КОНИ ЧОРЕ
Институти химияи ба номи В.И.Никитини Академияи илмх;ои Цум^урии Тоцикистон
Дар маколаи мазкур натичаи омузиши ишкоронии тилло ва нукра бо тиомочевина аз маъдани кони Чоре оварда шудааст. Нишон дода шуда аст, ки бо истифодаи тиокарбамид металлх,о аз маъданх,ои пешакй сухташуда бо самар чудо мешаванд.
Калима^ои калидй: технология - тиомочевина - ишцоронй - тилло - нукра - арсен - маъдан -цудошавй - кони тилло.
Sh.R.Samikhov, Z.A.Zinchenko, O.M.BobomurodoB
STUDY OF THE LEACHING TECHNOLOGY CONDITIONS GOLD AND SILVER BY THIOUREA FROM ORES OF CHORE DEPOSIT
V.I.Nikitin Institute of Chemistry, Academy of Sciences of the Republic of Tajikistan The results of the leaching technology conditions study of gold and silver from ores of Chore deposit are presented. It is shown that thiourea extracts the metals from preparatory roasting ore effectively.
Key words: technology - thiourea - leaching - gold - silver - arsenic - ores - extraction - dissolution.
