14XIIIМеждународная научно-практическая конференция
УДК 54
Кузьменков Максим Андреевич Kuzmenkov Maksim Andreevich
Ассистент кафедры Горного дела Шипунов Лев Викторович Shipunov Lev Victorovich
Ассистент кафедры Горного дела Северо-Восточный государственный университет
North East state university
ТИОКАРБАМИДНОЕ ВЫЩЕЛАЧИВАНИЕ И ЕГО ПРИМЕНЕНИЕ К
ФЛОТОКОНЦЕНТРАТАМ ЗИФ
THIOCARBAMIDE LEACHING AND ITS APPLICATION TO FLOTATION
CONCENTRATES OF THE Z.I.F.
Аннотация. Технология тиокарбамидного выщелачивания долгое время изучается и предлагается к применению на различных золотоизвлекательных фабриках (ЗИФ далее). Однако применение этой технологии ограничивается многими факторами. В статье изучены отчеты о применениях технологии тиокарбамидного выщелачивания предлагаемые к применению на одной из ЗИФ для переработки богатого серебром флотоконцентрата. В ходе проведенных экспериментов и опытов было установлено несоответствие технологических параметров предлагаемой технологии тиокарбамидного выщелачивания с реальными параметрами, полученными по трем флотоконцентратам.
Abstract. The technology of thiocarbamide leaching has been studied for a long time and proposed for use at various gold recovery plants (ZIF further). However, the application of this technology is limited by many factors. The article examines reports on the application of thiocarbamide leaching technology proposed for use at one of the gold processing plants for processing silver-rich flotation concentrate. In the course of the experiments and experiments, it was found that the technological parameters of the proposed thiocarbamide leaching technology did not correspond to the real parameters obtained for the three flotation concentrates.
Ключевые слова. Тиомочевина, тиокарбамидное выщелачивание, флотоконцентрат, золото, серебро, обогащение.
Key words. Thiourea, thiocarbamide leaching, flotation concentrate, gold, silver, enrichment.
«Научные междисциплинарные исследования»
Обогатительным научным обществом посвящено много работ по изучению и внедрению процессов тиокарбамидного выщелачивания в процессы строящихся и действующих золотоизвлекательных фабрик (ЗИФ далее). И в своих работах они зачастую предлагали следующие методы сравнения процессов обогащения флотоконцентратов:
Цианирование с последующим электролитическим выделением серебра и золота из растворов;
Цианирование с последующим подкислением растворов и осаждением золота и серебра в виде цианистой соли;
Тиокарбамидное выщелачивание.
Сопоставление этих трех вариантов в различных технико-экономических обоснованиях (ТЭО далее) показывало во многих случаях около равные результаты. Большая часть из которых обеспечивала большую рентабельность процессов обогащения применяемых к флотоконцентратам.
Приводя данные по тиокарбамидному выщелачиванию концентратов, в качестве достоинств авторы отмечают его нетоксичность, простую систему регенерации растворителя и очистку отрегенерированных растворов от примесей, более высокое извлечение серебра и более высокую скорость выщелачивания по сравнению с цианированием (в 6-8 раз).
Первый пример
В качестве примера рассмотрели отчеты по двустадиальному выщелачиванию концентрата с содержанием 12,7 кг/т серебра. Расход тиомочевины составил 10,0 кг/т с учетом регенерации, расход серной кислоты 30,0 кг/т, сернокислого железного окисла 12.0 кг/т, извести (100%) 30 кг/т. Однако в этом же отчете помещен технологический регламент, где приведены результаты на ином концентрате. И уже рекомендуется четырех стадиальная схема выщелачивания (28 часов) с промежуточным обезвоживанием пульпы перед каждой стадией. Температурный режим процесса устанавливается на 35-400С. Показатели расхода были установлены следующие:
Тиомочевина - 10.0 кг/т;
XIIIМеждународная научно-практическая конференция
Серная кислота - 70 кг/т;
Показатели расхода извести и сернокислого железного окисла не установлены.
Из таких отчетов очевидно, что различные флотоконцентраты, получаемые из руд различных участков даже одного месторождения, неоднозначно поддаются тиокарбамидному выщелачиванию. Об этом говорят и цифры по извлечению серебра (от 99.5% до 96%). Причем извлечение дается суммарное по дообогащению и растворению.
Второй пример
В другом отчете по тому же месторождению приводятся результаты полупромышленных испытаний тиокарбамидного выщелачивания концентрата с содержанием серебра 4039,0 г/т, золота 11,6 г/т (после предварительного обогащения исходного концентрата). В гравиконцентрат при выходе в 3,0% перешло 16,9% серебра и 18,8% золота.
Извлечение серебра по операции в цикле четырех стадиального растворена в горячем растворе кислого тиокарбамида составило 97,3% серебра, золота -93,8%. Расход тиокарбамида составил 10 кг/т, серной кислоты - 80(100) кг/т. Расход извести не приведен, по аналогии с первым отчетом можно предположить значение порядка 96-120 кг/т эталонной извести первого сорта (активностью 8590%).
В изучении отчетов возникает вопрос о равноценном расходе тиокарбамида как для богатых (первый пример), так и для бедных концентратов (второй пример). Для проверки этого расхода, был проведен специальный сравнительный опыт по растворению концентратов этого месторождения с различным содержанием серебра и примесей в условиях, указанных в отчетах, приведенных выше в качестве примере.
Условия проведения опыта
По данным полупромышленных испытаний регенерации тиокарбамида осуществляется при электролизе, а также при известковании растворов после электролиза. После известкования раствор должен быть отфильтрован. Было
«Научные междисциплинарные исследования» исследовано пять циклов использования растворов, причем извлечение серебра на пятом цикле уже на 1,0% ниже, чем в первом цикле. В выводе к отчету указано, что на нейтрализацию будут поступать растворы тиокарбамидного выщелачивания после 8-10 циклов обработки концентратов. При этом в отчете прямо указано, что нужно выводить лишь два объема раствора на тонну твердого.
Для этих двух объемов предусматривает сорбция на активированный уголь. После известкования и центрифугирования предусмотрено упаривание растворов в два раза и возвращения после подкрепления в цикл выщелачивания. Конденсат идет на промывку кеков выщелачивания. Потери тиомочевины складываются как из потерь при разложении, так и потерь с влагой кеков. Как показали результаты испытаний после промывки кеки тиокарбамидного выщелачивания содержат только 0,2% неотмытого растворителя. То есть, с влагой кеков теряется только 2,0 кг/т тиомочевины. Если же общий расход 10,0 кг/т, следовательно, 80% тиомочевины теряется разложением при выщелачивании. Безусловно, эта часть расхода тиокарбамида должна зависеть от содержания в концентрате не только серебра и тяжелых цветных металлов, но и окисленных минералов марганца (4), которые присутствуют в рудах месторождения.
Некая часть тиокарбамида теряется с осадками, полученными при известковании части растворов после электролиза. Кроме того, известно, что при воздействии щелочи на тимочевенные комплексы тяжелых металлов происходит деструкция части тиомочевины (ист).
Окисление тиомочевины может иметь место в процессе растворения концентратов в результате перемешивания воздухом, а также при электролитическом осаждении серебра и золота даже при наличии мембраны, защищающей анодное пространство, поскольку продукты окисления серной кислоты на аноде становятся сильными окислителями и при проникновении в раствор окисляют тиомочевину.
XIIIМеждународная научно-практическая конференция Нами были проведены дополнительные исследования по тиакарбамидному
растворению. Цель этих опытов - провести расчет баланса по тиомочевине,
чтобы выяснить основные причины потерь ее в ходе осуществления технологии
тиокарбамидного выщелачивания.
Регламент проведения опытов и режим был установлен строго в
соответствии с отчетами по применению технологии выщелачивания
тиомочевинной:
- Четырехстадиальное выщелачивание с оборотом растворов;
- Осаждение серебра на электролизере с углеграфитовыми анодами;
- Вывод части растворов для очистки известкованием;
- Концентрации контрольный реагентов установлены по значениям отчетов.
Таблица 1.
Вещество Концентрат 1 (межцикловая флотация) Концентрат 2 (перечистной флотация) Концентрат 3 (перечистной флотация)
SiO2 69,45 56,70 49,04
Al2O3 10,64 10,77 4,64
Fe2O3 4,35 8,9 17,6
FeO 2,02 4,85 5,55
CaO 1,67 1,39 2,92
MgO 0,5 1,40 4,19
MnO 1,76 0,78 7,44
Sn н\о сл н\о
As 0,02 0,03 0,03
Sоб 0,59 3,44 0,87
^ 0,12 1,04 0,12
Pb 0,84 3,04 5,96
Sb 0,01 0,02 0,01
Zn 0,36 2,60 0,4
Ag (г/т) 5600,00 13800,00 18000,00
Au (г/т) 8,90 60,00 58,00
Как видно из анализов, третий концентрат отличается высоким содержанием марганца, что может повлиять на расход тиомочевины за счет ее окисления.
Расход тиокарбамида только за счет подкрепления растворов составил по концентрату №1 - 13.4 кг/т; №2 - 19.4 кг/т; №3 - 28.9 кг/т.
«Научные междисциплинарные исследования»
Общий расход тиокарбамида в каждом случае на 2 кг/т больше за счет неотмытого раствора после четвертой стадии растворения при фильтрации кека. Влияние повышенного содержания марганца вполне очевидно. Таким образом на рядовых концентратах в лабораторных условиях получены значительно больше расходы тиокарбамида (в среднем на 15-20 кг/т) чем это указано в отчетах. Расход серной кислоты составил более 100 кг/т, расход извести 65-85 кг/т эталонного первого сорта.
Вопреки ожиданиям при электролизе и известковании растворов увеличения концентрации тиокарбамида в растворе не происходит.
Таким образом, теряется преимущество тиокарбамидной технологии перед цианистой в аспекте расходов на реагенты, поскольку тиокарбамид в 3.4 раза дороже цианида.
Выводы
Принципиальное решение о реализации цианирования или тиокарбамидной технологии должно определяться следующими факторами:
- Стоимость реагентов на осуществление технологии;
- Капитальными затратами на осуществление технологии;
- Состав парка реакторов и вспомогательного оборудования;
- Показатели по извлечению благородных и цветных металлов.
Библиографический список:
1. Плаксин И.П. металлургия благородных металлов, М., 1987.
