CC BY
82
----------------------------------- © А.Е. Воробьёв, Т.В. Чскушина,
А.А. Фёдоров, А.Н. Попов, 2007
УДК 622.7
А.Е. Воробьёв, Т.В. Чекушина, А.А. Фёдоров,
А.Н. Попов
ОСОБЕННОСТИ РАСКИСЛЕНИЯ РУДНОЙ МАССЫ ПРИ ОКСИХЛОРИДНОМ ВЫЩЕЛАЧИВАНИИ ЗОЛОТА
Семинар № 24
Проблемой целого ряда горно-обогатительных предприятий по добыче и переработке полиметаллических руд является накопление многотоннажного количества лежалых пиритовых хвостов, способы, утилизации которых практически не разработаны. Проведённое химикоминералогическое обследование некоторых подобных отвалов показало, что содержание в них золота в несколько раз превышает качество коренных золотосодержащих руд текущей добычи. Тонкодисперсное золото ассоциировано с сульфидами, главным образом, частично окисленным пиритом, и может быть достаточно эффективно извлечено традиционными методами физико-химической геотехнологии. Проблема вовлечения лежалых пиритовых хвостов в переработку осложнена фактом их расположения в экологически заповедных регионах (Алтайского края, республики Хакассия и ряда других), что практически исключает применение цианидной технологии выщелачивания золота.
В настоящее время наиболее эффективным и экологически щадящим методом выщелачивания золота является обработка минерального сырья оксихлоридными композитами. Ис-
следования по выщелачиванию золота молекулярным хлором показали, что скорость его растворения зависит как
от исходной концентрации С1 - в растворе, так и от типа и концентрации кислот: азотная и серная кислота повышают скорость растворения золота в меньшее степени, чем соляная. Кинетика растворения золота в подкисленных растворах хлорной извести также зависит от ее исходной концентрации и содержания кислот [1].
В случае уменьшения расходного коэффициента по хлору оксихлорид-ное выщелачивание весьма эффективно при переработке ряда упорных (для цианирования) золотосодержащих медистых руд и концентратов, кварцевых и марганцовистых руд (где золото обычно покрыто оксидами железа). Так, при оксихлоридном выщелачивании марганцовистых золотосодержащих руд, благодаря высокому окислительно-восстановительному потенциалу оксидов марганца, растворение золота возможно, с его переводом в хлоридные комплексы.
Выщелачивание в системе Н2804 -ЫаС1 - Мп02 - Н20 позволяет осуществить извлечение из них золота, за счет образования растворимых комплексов, а также снизить расходные коэффициенты по хлору [2]. Наи-
большее влияние на извлечение благородных металлов ассоциированных с оксидами марганца (блокирующими поверхность золотин) имеет концентрация соляной кислоты: с повышением содержания ионов водорода значительно ускоряется их растворимость на поверхности частиц золота. Высокая концентрация хлор-ионов (>100 г/дм3) необходима для создания в растворах устойчивых хлоридных комплексов благородных металлов.
Помимо более щадящего воздействия на объекты природной среды ок-сихлоридное выщелачивание имеет ряд дополнительных преимуществ перед цианированием:
• отсутствие образования пассивирующих оксидных пленок, т.к. потенциал процесса Аи + 3е - + ЗОН- = Аи(ОН)3 равен +0,53 В;
• более высокая, по сравнению с кислородом, растворимость хлора в воде (что обеспечивает достижение значительных скоростей растворения);
• совместное с золотом выщелачивание платины и палладия, остающихся при цианировании в хвостах выщелачивания;
• меньшая, по сравнению с цианидами, стоимость хлора и хлорной извести;
• более простого осаждения золота и обезвреживания пром. стоков.
К достоинству технологии выщелачивания золота хлорсодержащими реагентами относится и то, что процесс можно довести практически до полного исчерпывания активного
хлора с получением на заключительной стадии малотоксичных растворов ЫаС1. Кроме того, извлечение золота из продуктивных растворов проходит достаточно селективно как на углях, так и на ионообменных смолах (при высоких емкостях сорбентов).
Промышленный опыт геотехнологии показывает, что практически всегда при осуществлении процессов выщелачивания полезных компонентов из золоторудной массы необходима ее предварительная кислотная обработка. Эта операция (получившая наименование "закисление") служит для устранения влияния депрессантов
- железа, меди, органического вещества и др., предварительное растворение которых существенно облегчает последующий процесс выщелачивания золота [3,4]. Так, снижение эффективности выщелачивания золота при наличии растворимого железа обусловлено низким окислительновосстановительным потенциалом среды, равным +700-800 мВ, при котором не обеспечивается устойчивость комплексных ионов золота (АиС14)-. И только после удаления (в результате закисления) растворимого железа происходит скачок потенциала до + 1100-1300 мВ, при котором ион (АиС14)- становится более устойчивым.
В процессе закисления золоторудной массы серная кислота не только растворяет значительную часть примесей, но и частично абсорбируясь в порах породы при последующем выщелачивании золота растворами ок-сихлорида натрия способствует генерации в выщелачивающий раствор активного хлора, что положительно сказывается на скорости растворения золота, а также на экологической составляющей процесса.
Использование химической (кислотной) обработки приводит как к фазовым, так и структурным изменениям мономинеральных фракций вмещающих золото сульфидных минералов. Разупрочнение золотосодержащего агрегата в условиях химического вскрытия протекает как за счет выщелачивания, так и за счет об-
разования новых фаз и микротрещин в кристаллической решетке сульфида, что в комплексе обеспечивает увеличение проницаемости от 2 до 6 раз. Происходящие фазовые и структурные изменения обеспечивают прирост извлечения золота при последующем выщелачивании золотосодержащих руд и концентратов типа в среднем на 30 %.
Объектами исследований для выявления механизма химического вскрытия являлись пиритовый флотационный концентрат, два гравитационных концентрата с различным содержанием пирита и золотоносная руда текущей добычи. Установлено, что дезинтеграция содержащихся в них крупных минеральных агрегатов пирита и развитие структурных несовершенств сопровождается изменением формы частиц. Данный процесс связан с частичным растворением золотосодержащих сульфидов за счет сернокислотного раствора, подаваемого в процесс вскрытия. Однако, для разных рудообразующих сульфидов, процесс выщелачивания протекает с разной интенсивностью и различными продуктами, как в жидкой фазе, так и на поверхности минерала. Разупрочнение мономинеральных агрегатов пирита при химическом вскрытии сопровождается следующими процессами:
- растворением поверхности пирита;
- образованием гидроксида железа (II) в жидкой фазе и на поверхности;
- окислением двухвалентного железа до трехвалентного в жидкой фазе;
- образование гидроксида железа (III) в жидкой фазе и, возможно, его частичное осаждение на поверхности минерала.
На первой стадии растворения в жидкой фазе рабочего раствора про-
исходит увеличение концентрации железа в ионной форме, затем его незначительное снижение за счет образования гидроксида железа (II) и более значительное снижение за счет образования гидроксида железа (III): ПРре(ои) 2 и ПРре(0И) 3 соответственно
10-16 и 10-38 . Изменение во времени содержания растворенного железа также объясняется известным фактом, что свежеобразованный аморфный гидроксид железа (III) сорбирует катионы металлов, но через определенное время с процессом его "старения" и кристаллизации происходит их десорбция.
Оптимизация химического вскрытия упорных золотосодержащих продуктов осуществлена методом факторного планирования Бокса-Уилсона. Оценивалось влияние следующих параметров: объема рудной массы (У,м3), продолжительности обработки (1, мин), концентрации раствора едкого натра, подаваемого в процесс (с, %). Данные параметры обозначены в матрице факторного планирования соответственно как х1, х2 и х3. Эффективность параметров оценивалась по извлечению золота при последующем выщелачивании (£ди, %), растворимости основного рудного минерала
- пирита (рру, мкг/г) и соотношению крупного и мелкого материала ( у -/у+). Данные факторы отклика обозначены соответственно у1, у2 и у3.
При обработке результатов выведены линейные уравнения, связывающие отдельные факторы отклика с набором варьируемых параметров:
У1 =46,7 + 3,25 х1-1,75х2+2,25х3 (1)
у2 = 7,0 + 1,9 х1+ 0,5х2- 0,5х3 (2)
У3 = 1,6 +0,02 х1 +0,15х2-0,03х3 (3)
Из анализа полученных уравнений следует, что на процесс растворения (уравнение 2) основное влияние ока-
Рис. 1. Зависимость кислотоёмкости рудной массы от концентрации Н2804 в растворе
зывает объем рудной массы (значимый коэффициент при переменной х, составляет 1,9). Процесс дезинтеграции обрабатываемого материала (уравнение 3) определяется преимущественно продолжительностью химической обработки (значимый коэффициент при переменной х2 = 0,15). Формализация параметров обработки по извлечению золота (уравнение 1) выявила, что на интенсивность вскрытия основное влияние оказывает объем рудной массы и концентрация кислоты. Фактор продолжительности обработки имеет отрицательный значимый коэффициент, что свидетельствует о том, что уменьшение размера частиц с продолжительностью обработки (в соответствии с уравнением 3) для данного упорного материала оказывает отрицательное влияние на процесс последующего выщелачивания. Вероятно, это связано с плохой проницаемостью тонкодисперсного материала. Напротив, существует четкая корреляция между
увеличением растворимости концентрата (уравнение 2) и ростом извлечения золота при последующем выщелачивании (уравнение 1).
Также исследовано изменение морфометрических характеристик рудообразующих минералов золотосодержащих концентратов и руды в процессе химической обработки в среде 2 % раствора Н2804. При анализе исходных аншлифов было определены следующие морфометрические параметры, характеризующие форму и геометрию обломков минеральных зерен: форм-фактор, кривизна поверхности, а также ситовая характеристика. Основная часть сульфидов исследованного золотосодержащего материала была сосредоточена в классе -2,5 мм и представлена в виде зерен неправильной формы (форм-фактор 1,54, кривизна поверхности 0,19).
Установлено, что произошедшие изменения носят тот же характер, что и при обработке мономинеральных
СН2БО4, г/л
1:1
1:2
:3
Т:Ж
Рис. 2. Зависимость концентрации Н2Б04 от соотношения Т:Ж
фракций пирита [5]. Вместе с тем интенсивность изменения формы зёрен со временем замедлялась.
При химической обработке сульфидной золотосодержащей руды отмечено выраженное изменение мор-фометрии зерен, причём происходит оно в основном у сульфидных минералов. Величина изменений зависит от продолжительности обработки, интенсивность изменений со временем снижается. В процессе осуществления химического вскрытия упорных продуктов с различным вещественным составом наибольший прирост извлечения при последующем выщелачивании золота отмечен для продукта, имеющего максимальную сульфидную составляющую.
Моделирование процесса сернокислотной обработки перед выщелачиванием золота, проведено совместно с технологическими экспериментами.
В ходе экспериментов была установлена зависимость кислотоемкости
породы от концентрации серной кислоты, имеющая практически линейный характер (рис. 1). Увеличение кислотоемкости горной массы объясняется двумя факторами - повышением сорбируемости Н2БО4 с ростом ее концентрации и более полным растворением гидроксидов железа, окисленных форм пирита, халькопирита и т.д.
Анализ содержания серной кислоты при закислении золотосодержащей пробы с часовым интервалом также подтверждает, что оптимальное время закисления горной массы в статике составляет не более 4 часов.
Если в системе закисляющего раствора имеется равновесие между концентрациями серной кислоты, железа и других примесей, то остаточная концентрация железа в исходном растворе должна составлять не менее 28 -30 г/л и закислять золотосодержащую горную массу можно только при постоянной концентрации Н2БО4 равной 30 г/л. С целью проверки этого предположения была поставле-
0
Месторождение Концентрация, И2804 г/л Бе мг/л Си мг/л А1 мг/л Ав мг/л
Валунный 10 221 1,35 160
20 432 3,54 245 < 09
30 456 1,46 234
Мурунтау 25 1940 4,80 750 180
на серия опытов по обработке породы закисляющим раствором без его подпитки свежей серной кислотой. Исходный раствор с концентрацией серной кислоты равной 30 г/л в режиме циркуляции пропускался через слой руды со скоростью 0,5 м/сутки.
По данным закисления (рис. 2) видно, что остаточная концентрация Н2804 может достигать 5 г/л при такой же кислотоёмкости породы, что и при ее закислении при постоянной концентрации Н2804.
1. Минеев Г.Г. О кучном выщелачивании золотосодержащего сырья. Цветные металлы, 1985, № 1, с. 77-80
2. Бубнов В.К., Голик В.И., Воробьев А.Е., Руденко Н.К., Чекушина ТВ. Актуальные вопросы добычи цветных, редких и благородных металлов. Акмола: Жана-Арка, 1995. - 602 с.
3. Водолазов ЛИ., Дробаденко В.П., Лобанов Д.П. и др. Геотехнология, кучное выщелачивание бедного минерального сырья. М., МГГА, 1999, 300с.
4. Воробьев А.Е., Хабиров В.В. Целесообразность предварительного закисления золотосодержащих руд в штабелях кучного
Проведенные эксперименты (таблица) позволяют сделать вывод о перспективности и целесообразности предварительного закисления золотосодержащей массы растворами серной кислоты, обеспечивающего при оптимизацией геотехнологических процессов снижение расхода реагентов.
Применение выбранных режимов раскисления позволит подготовить лежалые пиритовые хвосты к экологически щадящему извлечению из них золота оксихлоридными композитами.
-------------- СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
выщелачивания. //В сб.: Совершенствование технологии обогащения комплексных полезных ископаемых. М., МГГУ, 1996. с.90-95.
5. Фёдоров А.А., Зубенко А.В. Влияние энергетических воздействий на геометрические характеристики пиритов различных месторождений. ГИАБ №7, 2001. с.123.
6. Воробьёв А.Е., Чекушина Т.В., Кар-гинов К. Г., Погодин М. Л. Технологии выщелачивания золота при отрицательной температуре окружающей среды. Москва, Издательство РУДН, 2003. И
— Коротко об авторах---------------------------------------------------------------
Воробьёв А.Е., Чекушина Т.В., Фёдоров А.А., Попов А.Н. - РУДН.
Доклад рекомендован к опубликованию семинаром № 24 симпозиума «Неделя горняка-2006». Рецензент д-р техн. наук, проф. В.М. Авдохин.
