CC BY
148
УДК 669.21/8
УКРУПНЕННЫЕ ИСПЫТАНИЯ АММИАЧНО-ЦИАНИСТОЙ ТЕХНОЛОГИИ ИЗВЛЕЧЕНИЯ ЗОЛОТА ИЗ МЕДИСТОЙ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩЕЙ РУДЫ
В.М.Лодейщиков1
ОАО «Иргиредмет»,
664025, г. Иркутск, бульвар Гагарина, 38.
Представлены результаты пилотных испытаний аммиачно-цианистой технологии извлечения золота из медистой золотосодержащей руды одного из месторождений Российской Федерации. Для извлечения золота из руды рекомендовано гравитационное обогащение. Для переработки хвостов гравитации испытаны два варианта амми-ачно-цианистого выщелачивания: угольно-сорбционный и фильтрационный. Установлено, что оптимальным вариантом является аммиачно-цианистая технология с фильтрацией хвостов выщелачивания и использованием растворов в обороте. Данная технология может быть рекомендована для переработки медистых золотосодержащих руд аналогичного вещественного состава.
Ключевые слова: медистые золотосодержащие руды; аммиачно-цианистая технология; извлечение золота; расход цианида; фильтрация.
CONSOLIDATED TESTING OF AMMONIA-CYANIDE TECHNOLOGY FOR GOLD EXTRACTION FROM CUPROUS
GOLD ORE
V.M. Lodeischikov
PC «Irgiredmet»,
38 Gagarin Boulevard, Irkutsk, 664025.
The author presents the results of pilot testing of ammonia-cyanide technology for gold extraction from cuprous gold ore. The gold content in ore is 9.5 g / t, copper - 0,4%. Gravity concentration is recommended to extract gold from ore. Two variants of ammonia-cyanide leaching - coal-sorption and filtration- are tested for gravity tails processing. It is determined that the ammonia-cyanide technology with the filtration of leaching tails and the use of solutions in turnover is the best. This technology can be recommended for treatment of cuprous gold ores of similar chemical composition. Key words: cuprous gold ores; ammonia-cyanide technology; gold extraction; cyanide consumption; filtration.
Введение. К медистым золотым рудам обычно относят руды, главную ценность в которых представляет золото, а медь является сопутствующим полезным компонентом. Такие руды перерабатываются на золотодобывающих предприятиях с применением процесса цианирования, дополненного в необходимых случаях операциями гравитационного и флотационного обогащения. Во всех вариантах с использованием цианистого процесса большинство медных минералов, активно взаимодействуют со щелочными цианидами, связывая ионы СЫ- в медный комплекс Си[С1М3]2. Результатом такого взаимодействия являются повышенный расход растворителя, а также проблемы, связанные с очисткой хвостовых растворов и рудных пульп от высокотоксичных цианистых соединений и растворенной меди, для которой существуют очень жесткие предельно допустимые концентрации. Таким образом, медь в золотых рудах и рудных концентратах, подвергаемых цианированию, выполняет роль не только попутного ценного компонента, но и вредной примеси, осложняющей процесс извлечения золота. Одним из путей решения проблемы меди в золотых рудах является применение аммиачно-цианистого выщелачивания, позволяющего снизить расход цианистого натрия.
В настоящей работе представлены результаты
пилотных испытаний аммиачно-цианистого выщелачивания золота из медистой золотосодержащей руды одного из месторождений Российской Федерации.
Характеристика объекта. Объектом технологических исследований явилась медистая золотосодержащая руда одного из месторождений Российской Федерации. Химический состав руды представлен в табл. 1, минеральный - в табл. 2.
По результатам анализа основными компонентами руды являются диоксид кремния, оксиды магния, кальция, железа и меди. Содержание меди в руде -0,4% в основном в окисленной форме. Из медных минералов преимущественно присутствуют карбонаты меди: малахит, азурит. Содержание сульфидной серы не превышает 0,1%. Минеральный состав руды на 93% представлен породообразующими минералами, основными из которых являются пироксен (34%), серпентин (25%), карбонаты (11 %) и хлориты (12%). В составе руды отмечается наличие глинистого минерала - монтмориллонита (2,3%). Из рудных минералов основная часть приходится на магнетит - 6,5%. Сульфидов в руде не более 0,3%, представлены они халькопиритом, пиритом, борнитом и т.д., отмечено наличие в небольшом количестве окислов железа и марганца (0,4%). Степень окисления руды пробы 52%, что характеризует её как руду смешанного типа.
1Лодейщиков Василий Михайлович, младший научный сотрудник лаборатории гидрометаллургии благородных металлов, аспирант, тел.: 89041222232, e-mail: [email protected]
Lodeischikov Vasily Mikhailovich, postgraduate student, junior research worker of the Laboratory of Hydrometallurgy of Noble Metals, tel.: 89041222232, e-mail: [email protected]
Таблица 1 Химический состав исходной руды
Компоненты Массовая доля, %
бЮ2 42,5
А12О3 3,8
МдО 19,2
СаО 15,1
№2О 0,8
К2О 0,56
ТЮ2 0,21
МпО 0,20
Р2О5 0,18
Реобщ. 7,71
Ре з 0,18
ре 1 сокисл. 7,52
вобщ 0,10
вз 0,10
Си 0,40
гп 0,030
СО2карб. 4,8
Аи, г/т 9,5
Ад, г/т 5,2
Прочие 0,45
Таблица 2
Золото в руде находится в самородной форме, а также ассоциирует с магнетитом и сульфидами. Крупность частиц золота в исследуемой пробе варьирует от 0,005 до 0,15 мм. По химическому составу золото неоднородно. Пробность его колеблется в пределах 778-904.
Результаты лабораторных исследований. На стадии лабораторных исследований для переработки исследуемой пробы руды испытаны различные варианты технологических схем: прямое цианирование руды, тиокарбамидное выщелачивание, гравитационное и флотационное обогащение с последующим цианированием продуктов обогащения, аммиачно-цианистое выщелачивание.
Экспериментально установлено, что прямое цианирование руды оптимальной крупности (85-90%
класса минус 0,074 мм) в следующем режиме: концентрация №СЫ 1,0-1,3 г/л, продолжительность выщелачивания 32 ч, рН=10,5-11,0, - обеспечивает извлечение золота в растворы на уровне 92- 93%. Однако расход цианида при этом составляет более 4 кг на 1 т руды, а концентрация меди в растворах достигает 1,01,3 г/л.
Попытки вывести медь из руды до цианирования флотационным методом не привели к положительным результатам из-за плохой флотируемости окисленных медных минералов (малахит, азурит). Предварительное выщелачивание меди серной кислотой также оказалось неприемлемым по причине высокого расхода кислоты (180 кг на 1 т руды) на взаимодействие с карбонатными минералами. По этим же причинам пришлось отказаться и от других (нецианистых) растворителей меди и золота, «работающих» в кислой среде, в частности, от тиомочевины.
Характер нахождения золота в руде (59,1% свободного золота) определяет целесообразность проведения исследований по гравитационному обогащению. По результатам экспериментов до 40% металла извлекается в богатый гравиоконцентрат с последующей его плавкой на металл Доре.
Хвосты гравитации подвергали аммиачно-цианистому выщелачиванию. В указанном продукте содержание золота составляло 4,0-4,4 г/т, меди -0,4%. Для определения оптимальных условий было изучено влияние концентраций аммиака, карбоната аммония, цианистого натрия, продолжительности процесса и отношения Ж:Т. Согласно полученным данным в качестве оптимальных были приняты следующие режимы выщелачивания: Ж:Т=1,5:1, расход №СЫ
- 1,0-1,2 кг/т, рН 9,8, концентрация (ЫН4)2С03 - 10 г/л, продолжительность - 24 ч. В указанных условиях извлечение золота составляло 89,0-89,9%.
Данная схема была принята для проведения пилотных испытаний переработки хвостов гравитации. Испытания аммиачно-цианистой технологии проводили по двум вариантам: угольно-сорбционному и фильтрационному.
Пилотные испытания аммиачно-цианистой технологии по варианту «уголь в пульпе». Технологическая схема проведения испытаний представлена на рисунке. Испытания проводили в вышеуказанных условиях с целью снижения емкости угля по меди. №СЫ (0,75-1,5 кг/т) подавали в цикл сорбцион-ного выщелачивания. Процесс вели с оборотом амми-ачно-цианистых растворов.
Продолжительность предварительного цианирования составляла 14 ч, сорбционного выщелачивания
- 10 ч, количество ступеней сорбции - 8 ч, единовременная загрузка угля - 4,2%, продолжительность пребывания угля в процессе - 144 ч.
Результаты непрерывных пилотных испытаний представлены в табл. 3. Анализ данных табл. 3 показывает:
1. Процесс аммиачно-цианистого выщелачивания Аи по варианту «уголь в пульпе» характеризуется высокими потерями золота с жидкой фазой хвостов
Минеральный состав исходной руды
Минералы, группы минералов Массовая доля, %
Пироксен (диопсид) 34,0
Серпентин (хризотил, антиго- 25,0
рит)
Карбонаты (кальцит, доломит, 11,0
малахит, азурит)
Хлорит 12,0
Амфиболы 5,0
Кварц 3,5
Монтмориллонит 2,3
Магнетит 6,5
Сульфиды:
халькопирит 0,1
пирит, борнит, халькозин, марказит 0,2
Гидроксиды железа, марганца 0,4
Итого: 100,0
Хвосты гравитации +
Предварительное цианирование
-► Сорбционное выщелачивание
}
Пульпа
I
Фильтрация
Насыщенный уголь
I
Десорбция Аи (Си)
* 1
ЦУголь Раствор
I
Г
Кек
I
• ИаСЫ
Раствор
Электролиз Складирование
Принципиальная технологическая схема проведения пилотных испытаний аммиачно-цианистой технологии по варианту «уголь в пульпе»
сорбции (0,24-0,83мг/л) и высокой емкостью угля по меди (51 мг/г) и низкой - по золоту (0,92 мг/г).
2. Введение цианистого натрия в 1-ый пачук сорбции с целью создания в нем концентрации растворителя 0,5-1,0 г/л и как следствие снижения емкости угля по меди за счет образования многозарядных комплексов, не позволило получить положительные результаты. Данный факт, очевидно, объясняется тем, что
процесс растворения меди является кинетически более активным.
3. Применение оборотных аммиачно-цианистых растворов обеспечивает извлечение Аи по твердой фазе на уровне 88,6-90,0%. С учетом потерь золота с жидкой фазой общее извлечение золота по схеме снижается до 85%.
4. При использовании оборотных аммиачно-
Таблица 3
Показатели непрерывного процесса аммиачно-цианистого выщелачивания Аи _по варианту «уголь пульпе»___
Концентрация в жидкой фазе, мг/л Содержание в твердой фазе, г/т Емкость, мг/г Извлечение Аи, %
Питание сорбции Хвосты сорбции Питание сорбции Хвосты сорбции
Аи Си ЫаСЫ Аи Си ЫаСЫ Аи Аи Аи Си
2.31 234 500 0,14 126 50 0,62 0,46 1,59 29,1 87,0
1.99 241 1000 0,37 176 50 0,6 0,41 1,2 43,2 87,5
2.21 126 1000 0,5 168 - 0,67 0,42 1,1 53,7 86,4
2.17 115 1000 0,83 229 50 0,56 0,4 0,92 51,2 85,0
Таблица 4
Результаты укрупненных испытаний по аммиачно-цианистому выщелачиванию золота _в замкнутом цикле_
Номер оборота Концентрация (ЫН4)2С03, г/л Концентрация в оборотных растворах, мг/л Концентрация в растворе после выщелачивания, мг/л Содержание Аи в кеке, г/т Извлечение Аи, %
Аи Си ЫаСЫ Аи Си ЫаСЫ
0* 10,0 - - - 1,75 190 100 0,43 89,2
1 10,0 0,1 73,9 220 1,98 311 100 0,43 89,2
2 10,0 0,1 210 - 1,96 320 - 0,48 88,0
3 10,0 0,1 280 - 2,55 411 50 0,35 91,2
4 7,5 0,1 375 240 2,41 413 50 0,33 91,7
5 5,0 0,1 327 - 1,7 - 50 0,37 90,7
6 5,0 0,1 320 - 2,53 439 - 0,35 91,2
7 5,0 0,1 433 260 2,48 463 50 0,51 87,2
*Выщелачивание и промывка кека проведены свежими растворами. Концентрация ЫаСЫ в исходном растворе составляла 0,4 г/л.
цианистых растворов в цикле выщелачивания процесс растворения золота, очевидно, протекает согласно реакции Аи+Си(МН3)2С1М2 = [Си(1МН3)2]+ +Аи(СК1)"2.
Отмечено снижение концентрации меди в растворе в процессе гидрометаллургической обработки вследствие осаждения ее в виде СиО, Си2О и СиСЫ [1].
В целом, полученные результаты свидетельствуют о нецелесообразности применения угольно-сорбционной технологии для аммиачно-цианистого выщелачивания Аи из хвостов гравитационного обогащения исследуемой руды при низких расходах цианистого натрия (0,75-1,5 кг/т).
Пилотные испытания по аммиачно-цианистому выщелачиванию золота из хвостов гравитации медистой золотосодержащей руды в замкнутом цикле. Результаты испытаний по амми-ачно-цианистому выщелачиванию Аи из продуктов обогащения в замкнутом цикле представлены в табл. 4.
Установлено, что использование оборотных ам-миачно-цианистых растворов в процессе выщелачивания практически не влияет на уровень извлечения золота и составляет в среднем 89,8% при остаточном содержании в хвостах 0,4 г/т. Кроме того, подтверждена возможность снижения концентрации карбоната аммония в растворе в 1,5- 2 раза (с 10 до 7,5-5,0 г/л). Процесс растворения золота достаточно эффективно протекает при расходе ЫаСЫ -0,9 кг/т, (ЫН4)2СО3 - 7,59,0 кг/т.
При проведении экспериментов в замкнутом цикле концентрация цинка и железа в жидкой фазе незначительна и составляет 0,05-0,5 и 0,21-0,44 мг/л. Концентрация меди стабилизируется после 2-го оборота на уровне 411 - 463 мг/л (табл. 4).
В процессе фильтрации и промывки кека степень отмывки растворенного золота составляла 98-99% при объеме промывных растворов, равном 1,5-2,0. Полученные в цикле фильтрации основные промывные растворы объединяли, подкрепляли по ЫаСЫ до 0,5 г/л и направляли на сорбцию золота активным углем. Средняя концентрация золота в растворе составляла
0,8-1,0 мг/л, меди - 330 мг/л, рН - 9,8. Процесс вели в динамическом режиме.
По завершении испытаний емкость угля по золоту достигла 2,26 мг/г, по меди - 3,73 мг/г. Однако максимальная емкость сорбента не была получена вследствие недостаточного количества растворов.
В ходе проведения испытаний было отмечено некоторое снижение концентрации цианистого натрия в растворах после сорбции. Данный факт, очевидно, объясняется тем, что растворенная медь является катализатором окисления цианида воздухом в присутствии активного угля [1]. Степень извлечения золота в процессе сорбции составляла 98-99%.
Насыщенный сорбент подвергали десорбции, включающей предварительное элюирование меди цианистыми растворами с концентрацией 10 г/л при температуре 20°С и последующую автоклавную десорбцию золота щелочными растворами при температуре 165°С. В указанных условиях степень десорбции меди составляла 96%, золота - 98%. Полученный медный элюат может быть направлен в цикл выщелачивания либо на извлечение меди [2], золотой элюат -на электролиз с получением катодного металла.
Таким образом, результаты укрупненных испытаний показали, что фильтрационная аммиачно-цианистая технология переработки хвостов гравитации в сравнении с угольно-сорбционным вариантом позволяет повысить извлечение Аи на 4-5% (с 84,4 до 89,7%) при расходе ЫаСЫ 0,9 кг/т и (ЫН4)2СО3 7,5 кг/т.
Таким образом, на основании комплекса выполненных исследований для переработки медьсодержащей золотой руды рекомендована технология, включающая гравитационное обогащение, аммиачно-цианистое выщелачивание, фильтрацию и отмывку растворенного золота, сорбцию золота из растворов активным углем и использование обеззолоченных растворов в обороте.
Указанная технология обеспечивает извлечение золота из руды на 93,8% при расходе ЫаСЫ 0,9кг/т, (ЫН4)2СО3 7,5-9,0 кг/т.
Данная технология может быть рекомендована для переработки медистых золотосодержащих руд аналогичного вещественного состава.
Библиографический список
1. Майк Д, Адамсон. Достижения в технологии переработки 2. Мьюир. Ла Брой и Као. Извлечение золота из медьсодер-руд; пер. с англ. В.В. Лодейщикова. Иркутск, 2008. 56 с. жащих руд. Gold Forum on Tehnology and Practices. Colorado,
1989. Р. 363-374.
