CC BY
127
А.Л. Самусев, В.Г. Миненко
ВЛИЯНИЕ
ПАРАМЕТРОВ ХИМИКО-ЭЛЕКТРОХИМИЧЕСКОГО ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ НА ИЗВЛЕЧЕНИЕ ЗОЛОТА ИЗ УПОРНОГО МИНЕРАЛЬНОГО СЫРЬЯ*
Особенностью современной золотодобывающей промышленности является вовлечение в переработку месторождений, характеризующихся низким содержанием ценных компонентов и наличием сырья упорного к переработке традиционными методами. Основной проблемой переработки такого сырья является нахождение золота в тесной связи с сульфидами, что не позволяет достигнуть высокого уровня извлечения благородного металла традиционным гидрометаллургическим способом - цианированием. Использование в процессе выщелачивания золотосодержащих сульфидов модифицированных хлорсодержащих растворов, вместо цианидов, имеет следующие преимущества: большая концентрация окислителя (гипохлорит-ионов) в растворе обусловливает высокую скорость перехода золота в раствор в виде хлоридных комплексов; возможность получения солянокислых растворов, из которых удобно выделять золото электролизом, возможность переработки ряда упорных для цианирования золотосодержащих материалов, в том числе углистых, мышьяковистых и других. Предлагаемый способ выщелачивания включает растворение золотосодержащих сульфидов водным раствором хлорида натрия с высокой концентрацией гипохлорит-ионов, образующихся в процессе электрохимической обработки раствора, при одновременной электрохимической поляризации сульфидов на электродах, изменяющей структуру и фазовый состав их поверхности. Ключевые слова: выщелачивание, золото, упорные руды, электрохимическая обработка, продукт электролиза воды, арсенопирит, пирит.
Использование водных растворов хлора для вскрытия и выщелачивания золота (гидрохлорирование) в настоящее время получает все большее распространение в практике обогащения упорных руд и концентратов [1—7]. Данный метод
* Работа выполнена при финансовой поддержке гранта Президента РФ для государственной поддержки ведущих научных школ РФ Научная школа акад. В.А. Чантурия НШ-748.2014. ISSN 0236-1493. Горный информационно-аналитический бюллетень. 2016. № 5. С. 301-308. © 2016. А.Л. Самусев, В.Г. Миненко.
УДК 624.153.7
выщелачивания золота имеет следующие существенные преимущества по сравнению с другими известными методами и технологическими процессами:
• большая концентрация окислителя (молекулярного хлора) в растворе обусловливает высокую скорость процесса выщелачивания и перехода золота в раствор в виде хлоридных комплексов;
• возможность получения солянокислых растворов, из которых удобно выделять золото электролизом;
• повышение эффективности переработки ряда упорных для цианирования золотосодержащих материалов, в том числе углистых, медистых, мышьяковистых и других, а также разделения золота и серебра при их осаждении из солянокислых растворов.
В настоящее время существует возможность промышленной реализации эффективного химико-электрохимического метода выщелачивания золота из упорного минерального сырья. Сущность предлагаемого метода заключается в растворении золотосодержащих сульфидов водным раствором хлорида натрия с высокой концентрацией активного хлора, образующихся в процессе электрохимической обработки раствора, при одновременной электрохимической поляризации сульфидов на электродах, изменяющей структуру и фазовый состав их поверхности [8]. При этом процессы электрохимического получения раствора активного хлора, поляризации сульфидов и непосредственного растворения золота совмещены в одном технологическом аппарате (электролизере) [9, 10]. В связи с этим целью данной работы является определение рациональных параметров химико-электрохимического выщелачивания, обеспечивающих эффективное извлечение золота из упорного минерального сырья.
Для исследования кинетики химико-электрохимического выщелачивания золота из упорного минерального сырья в ИПКОН
Рис. 1. Внешний вид (а) и схема (б) лабораторной установки
Таблица 1
Константы устойчивости комплексов золота
Комплекс золота Log р,
Ли(СК),- 38,3
Аи(^Оз),3- 28,7
ЛиС14- 25,3
РАН была создана лабораторная установка рис. 1, а, включающая бездиафрагменный электролизер 1 объемом 1 дм3, встроенное в него перемешивающее устройство 2, источник постоянного тока 4 и приборы контроля физико-химических параметров жидкой фазы 3. Корпус электролизера 3 рис. 1, б, являющийся катодом, изготовлен из стали марки 18ХН9Т, внутренняя часть электролизера, являющаяся анодом 1, выполнена в виде цилиндрической сетки из ОРТА (титановая основа с покрытием оксида рутения). В результате электрохимической обработки раствора №С1 происходит образование активных форм хлора, в основном гипохлорит ионов (реакция 1), которые окисляют и растворяют золото с образованием устойчивых (табл. 1) хло-ридных комплексов [АиС14]-.
№С1 + Н20 ^ №СЮ + Н2Т (1)
В качестве исследуемого продукта был использован флотационный золотосодержащий концентрат (Васильковское месторождение, республика Казахстан) классом крупности -74 мкм, содержащий 60—65% арсенопирита и 52,5 г/т золота (табл. 2). Золото в данном концентрате находится в тесной ассоциации с арсенопиритом, входя в его структуру в виде тонковкрапленных или эмульсионных включений.
Автором [11] показано, что для повышения устойчивости хлоридного комплекса золота в продуктивном растворе необходимо иметь избыточную концентрацию ионов хлора, достаточную для подавления процессов его гидролиза, распада и диспропорционирования. В связи с этим, первоначальные ис-
Таблица 2
Химический состав флотоконцентрата
Элемент Аи Ag А1203 SiO2 As Ев S общ SSO4 Mg др.
Содержание, % (г/т) (52,5) (6,6) 3,4 26,3 28,3 24,3 15,1 0,18 0,17 2,25
Концентрация НаС1,
Рис. 2. Зависимость извлечения Аи от концентрации ШС1
Плотность тока,.
Рис. 3. Зависимость извлечения Аи от плотности тока на электродах
следования были направлены на определение рациональной концентрации соли в растворе.
Выщелачивание концентрата проводили в течение 10 часов при соотношении Т:Ж = 1:10 и плотности тока на электродах 50 A/м2. Данная плотность тока на электродах, обеспечивающая энергосберегающее образование хлора на электродах, была выбрана на основе ранее полученных данных [12]. В результате проведения экспериментов установлено, что рациональная концентрация соли №0 в растворе составляет 250 г/дм3 (рис. 2), так как последующее увеличение ее концентрации до 300 г/дм3 приводит к незначительному (на 1,1%) повышению извлечения золота с 34,6% до 35,7%.
При изучении зависимости извлечения золота в процессе химико-электрохимического выщелачивания от плотности тока на электродах (рис. 3), установлено, что повышение с 50 А/м2 до 150, 300, 600 и 900 А/м2 позволяет увеличить извлечение золота с 34,6% до 46,5, 55,1, 57,4 и 58,9%, соответственно. Однако повышение плотности тока на электродах более 150 А/м2 приводит к резкому увеличению энергетических затрат на переработку 1 т концентрата, что экономически нецелесообразно.
В результате исследования кинетики окислительно-восстановительных свойств продук-
Прод ол жнтелъ н ость.
Рис. 4. Зависимость Eh от продолжительности выщелачивания
тивного раствора (рис. 4) установлено резкое увеличение значений Eh с 130 мВ до 800—900 мВ (относительно хлорсеребряного электрода) после 3—4 часов выщелачивания. Повышение окис-лительно-востановительного потенциала, вероятно, свидетельствует о прекращении растворения (окисления) сульфидов и преимущественном протекании процесса электролитического разложения хлорида натрия с выделением молекулярного хлора на аноде.
Данный факт подтвердили исследования зависимости извлечения золота от продолжительности химико-электрохимического выщелачивания (рис. 5). Из графика, приведенного на рис. 5, видно, что повышение времени электрохимического выщелачивания в 3 раза с 3,3 до 10 часов приводит к повышению извлечения золота всего на 10,6%, с 34,6% до 45,2%. Кроме того, увеличение продолжительности электрохимического выщелачивания также приводит к пропорциональному увеличению энергетических затрат.
Одной из причин снижения скорости извлечения золота при выщелачивании может являться высокая концентрация сульфат-ионов (до 1—1,5 г/дм3), образующиеся в результате окисления сульфидов и переходящих в растворитель (рис. 6). Так, авторы [13], используя диаграмм Eh — рН соотношения устойчивости окислов и сульфидов железа в воде, установили, что снижение суммарной активности растворенной серы приводит к заметному сокращению размеров поля устойчивости сульфидов.
Таким образом, в результате поисковых исследований процесса химико-электрохимического выщелачивания упорного золотосодержащего продукта установлено:
Рис. 5. Зависимость извлечения Au от продолжительности электрохимического выщелачивания
Рис. 6. Зависимость концентрации сульфат-ионов от времени выщелачивания
• максимальное извлечение золота при рациональных параметрах электрохимической обработки (плотность тока на электродах — до 150 А/м2, концентрация соли NaCl — 250 г/дм3) составило 46,5%, что примерно идентично цианированию;
• увеличение продолжительности выщелачивания более 3 часов позволяет повысить уровень извлечения золота всего на 10,6% и приводит к пропорциональному увеличению энергетических затрат;
• одной из возможных причин низкого уровня извлечения золота может являться высокая концентрация сульфат-ионов, образующиеся в результате окисления сульфидов, и в значительной мере снижающие скорость их растворения;
• для повышения уровня извлечения золота из упорных продуктов, характеризующихся высоким содержанием сульфидной серы, необходимо ввести периодическую очистку растворов от сульфат-ионов в процессе электрохимической обработки.
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. Самусев А. Л., Томская Е. С. Современные методы интенсификации процесса выщелачивания золота из упорного минерального сырья // Горный информационно-аналитический бюллетень. — 2015. -№ 8. - C. 100-105.
2. Зырянов М. Н., Леонов С. Б. Хлоридная металлургия золота. — М.: СП Интермет инжиниринг. — 1997. — 288 с.
3. Ferron C. J., Fleming C. A., Dreisinger D., & O'Kane T. Chloride as an alternative to cyanide for the extraction of gold — going full curcle // SGS Minerals Services. 2003, no. 01.
4. Орозова Г. Т. Исследование процесса гидрохлорирования рудных отходов месторождения «Макмал» // Наука, новые технологии и инновации. - 2015. - № 2. - C. 19-20.
5. Hasab M. G., Rashchi F, Raygan S. Chloride-hypochloride oxidation and leaching of refractory sulfide gold concentrate // Physicochemical Problems of Mineral Processing. 2013, Т. 49. no. 1. pp. 61-70.
6. Ghobeiti Hasab M., Rashchi F, Raygan Sh. Chloride-hypochlorite leaching and hydrochloric acid washing in multi-stages for extraction of gold from a refractory concentrate // Hydrometallurgy, 2014, Vol. 142, pp. 56-59.
7. Syed S. Recovery of gold from secondary sources - A review // Hydrometallurgy, 2012, Vol. 115-116, pp. 30-51.
8. Чантурия В. А. Электрохимическая технология в обогатительно-гидрометаллургических процессах / Физико-технические проблемы разработки месторождений твердых полезных ископаемых. - М.: ИПКОН АН СССР, 1983. - C. 148-161.
9. Теут А. О., Куимов Д. В., Косьянов Э. А. Извлечение золота из упорных сульфидных руд методом электрохлоринации / Новые технологии обогащения и комплексной переработки труднообогатимого природного и техногенного минерального сырья: сборник научных статей. -2011. - C. 513-516.
10. Лузин Б. С., Голик В. И. Выщелачивание золота из некондиционного сырья // Физико-технические проблемы разработки полезных ископаемых. - 2004. - № 4. - C. 84-88.
11. Белеванцев В.И., Пещевицкий Б.И. Исследование сложных равновесий в растворе. - Новосибирск: Наука, 1978. - 256 с.
12. Двойченкова Г. П., Миненко В. Г., Письменный А. В., Зырянов И. В., Островская Г. Х. Экологически безопасный метод переработки и утилизации минерализованных оборотных вод хвостохранилищ обогатительных фабрик АК «АЛРОСА» // Горный журнал. - 2011. - № 1. -C. 97-100.
13. Robert M. Garrels, Charles L. Christ Solutions, Minerals and Equilibria. Harper & Row, New York, 1965, 368 p. EES
КОРОТКО ОБ АВТОРАХ
Самусев Андрей Леонидович1 - кандидат технических наук, старший научный сотрудник, e-mail: [email protected],
Миненко Владимир Геннадиевич1 - кандидат технических наук, ведущий научный сотрудник, e-mail: [email protected],
1 Институт проблем комплексного освоения недр РАН.
Gornyy informatsionno-analiticheskiy byulleten'. 2016. No. 5, pp. 301-308. A.L. Samusev, V.G. Minenko
INFLUENCE OF CHEMICAL-ELECTROCHEMICAL LEACHING PARAMETERS ON GOLD RECOVERY FROM REBELLIOUS MINERALS
A key feature of the modern gold mining industry is that low grade deposits holding ores resistant to conventional methods of processing are brought into operation. The main problem in the processing of refractory minerals is that gold is in close association with sulfides (finely disseminated or colloidal gold), which makes high recoveries of gold unachievable by the conventional hydrometallurgical process of cyanidation. This feature sets new research and production tasks of improving and intensifying the concentration processes for gold-bearing materials. Refractory gold-bearing materials can be effectively processed with the use of new solvents and various types of energy effects, resulting in weakening of the host mineral and liberation of the disseminated gold.
The advantages of the use of the modified chlorinated solutions instead of cyanide for gold-sulfide leaching are considered to be the following: a high concentration of the oxidizing agent (hypochlorite ions) in solution helps to achieve a high speed of gold dissolution in the form of chloride complexes; the possibility to produce hydrochloric acid solutions that may be used for the recovering gold by electrolysis; the possibility of the processing of carbonaceous, arsenic and others kinds of refractory gold ores. The proposed method is the most environmentally friendly way of leaching. The method involves dissolving of gold sulfide by aqueous sodium chloride solution with a high concentration of hypochlorite ions that are formed dur-
UDC 624.153.7
ing electrochemical treatment of the initial chloride solution. Simultaneous electrochemical polarization of the sulfide minerals on the charged electrodes impacts the altering effects on the structure and phase composition of the mineral surface.
Key words: leaching, gold, refractory ore, electrochemical treatment, water electrolysis products, arsenopyrite, pyrite.
AUTHORS
Samusev A.L.1, Candidate of Technical Sciences, Senior Researcher, e-mail: [email protected],
Minenko KG.1, Candidate of Technical Sciences, Leading Researcher, e-mail: [email protected],
1 Institute of Problems of Comprehensive Exploitation of Mineral Resources of Russian Academy of Sciences, 111020, Moscow, Russia.
ACKNOWLEDGEMENTS
The work is executed at financial support of the Russian President grant for state support of leading scientific schools of the Russian Federation Scientific school of Acad. V.A. Chanturia NSH-748.2014.5
REFERENCES
1. Samusev A. L., Tomskaya E. S. Gornyy informatsionno-analiticheskiy byulleten'. 2015, no 8, pp. 100-105.
2. Zyryanov M. N., Leonov S. B. Khloridnaya metallurgiya zolota (Chloride metallurgy of gold), Moscow, SP Intermet inzhiniring, 1997, 288 p.
3. Ferron C. J., Fleming C. A., Dreisinger D., & O'Kane T. Chloride as an alternative to cyanide for the extraction of gold going full curcle. SGS Minerals Services. 2003, no. 01.
4. Orozova G. T. Nauka, novye tekhnologii i innovatsii. 2015, no 2, pp. 19-20.
5. Hasab M. G., Rashchi F., Raygan S. Chloride-hypochloride oxidation and leaching of refractory sulfide gold concentrate. Physicochemical Problems of Mineral Processing. 2013, vol. 49, no 1, pp. 61-70.
6. Ghobeiti Hasab M., Rashchi F., Raygan Sh. Chloride-hypochlorite leaching and hydrochloric acid washing in multi-stages for extraction of gold from a refractory concentrate. Hydrometallurgy, 2014, Vol. 142, pp. 56-59.
7. Syed S. Recovery of gold from secondary sources A review. Hydrometallurgy, 2012, Vol. 115-116, pp. 30-51.
8. Chanturiya V. A. Fiziko-tekhnicheskie problemy razrabotki mestorozhdeniy tver-dykh poleznykh iskopaemykh (Electrochemical technology enrichment and hydrometal-lurgical processes), Moscow, IPKON AN SSSR, 1983, pp. 148-161.
9. Teut A. O., Kuimov D. V., Kos'yanov E. A. Novye tekhnologii obogashcheniya i kom-pleksnoy pererabotki trudnoobogatimogo prirodnogo i tekhnogennogo mineral'nogo syr'ya: sbornik nauchnykh statey (New technologies of enrichment and complex processing of refractory natural and technogenic mineral raw materials. Collection of scientific articles), 2011, pp. 513-516.
10. Luzin B. S., Golik V. I. Fiziko-tekhnicheskieproblemy razrabotkipoleznykh iskopae-mykh. 2004, no 4, pp. 84-88.
11. Belevantsev V. I., Peshchevitskiy B. I. Issledovanie slozhnykh ravnovesiy v rastvore (The study of complex equilibria in solution), Novosibirsk, Nauka, 1978, 256 p.
12. Dvoychenkova G. P., Minenko V. G., Pis'mennyy A. V., Zyryanov I. V., Ostrovs-kaya G. Kh. Gornyy zhurnal. 2011, no 1, pp. 97-100.
13. Robert M. Garrels, Charles L. Christ Solutions, Minerals and Equilibria. Harper & Row, New York, 1965, 368 p.
