Электромонтаж Ремонт и отделка Укладка напольных покрытий, теплые полы Тепловодоснабжение

Кислотно-кислородное выщелачивание (KKB) золотосодержащих сульфидов

13.12.2018

Единственным растворителем пирита в обычных условиях (т.е. при нормальной температуре и атмосферном давлении) является азотная кислота, разлагающая FeSi по реакции

FeS2 + 4HNО3 = Fe(NО3)3 + 2S + NO(r) + 2H2O.


При соблюдении определенных условий (подогрев, использование дополнительных окислителей и т.д.) процесс растворения пирита в азотной кислоте может протекать с частичным окислением сульфидной серы до сульфатов и серной кислоты:

2FeS2 + 10HNO3 = Fe2(SO4)3 + H2SO4 + 10NO + 4H2O.


Аналогично происходит растворение в азотной кислоте и других сульфидов, образующих в данных условиях водорастворимые соли: нитраты, сульфаты и др.

Таким образом, азотная кислота может рассматриваться как коллективный растворитель сульфидных минералов и, следовательно, может быть использована для полного вскрытия золота, ассоциированного с указанными минералами.

Образующийся по приведенным выше реакциям оксид азота, благодаря своей низкой растворимости, переходит в основном в газовую фазу и в присутствии воздуха или кислорода подвергается окислению до диоксида NO2. Последний обладает значительно более высокой растворимостью в воде и водных растворах. Это создает благоприятные предпосылки для регенерации азотной кислоты (3NO2(r) + H2O —> 2HNO3 + NO(r)). которая может быть возвращена в технологический процесс на выщелачивание сульфидов.

Указанные закономерности положены в основу процесса ККВ, который может быть осуществлен в виде следующих вариантов:

1. Hитрокс (NITROX) - процесс, особенностью которого является выщелачивание сульфидов азотной кислотой в присутствии воздуха при атмосферном давлении и нагревании пульпы до 80-90 °C а течение 1-2 ч. Данный вариант обеспечивает полное окисление железа, мышьяка, сульфидной серы и цветных металлов (включая серебро), присутствующих в исходном сырье. Достоинством процесса является безавтоклавный режим. Кроме того, связывание газообразного NO кислородом воздуха в зоне реакции позволяет избегать газовых выбросов из аппаратов, где протекает процесс ККВ. Недостатком данного варианта следует считать образование значительного количества элементарной серы, отрицательно сказывающейся на последующем извлечении золота из остатков KKB методом цианирования. С целью устранения отрицательного влияния серы рекомендуется подвергать золотосодержащие остатки KKB горячей известковой обработке или обжигу.

В патенте рассмотрен вариант, в котором процесс азотнокислого и окисления ведут при барботировании воздуха через пульпу, в результате чего частицы элементарной серы и захваченное ими золото флотируются и в виде пены удаляются с поверхности пульпы. Полученный концентрат, в который переходит до 80 % золота, перерабатывается во вращающейся печи с кислородным дутьем. По другому варианту серу из концентрата удаляют вытапливанием.

2. Арсено (ARSENO) - процесс, предполагающий использование в качестве растворителя сульфидов не азотной, а азотистой кислоты - HNO2, которая, по мнению разработчиков данного варианта, обеспечивает более высокую кинетику выщелачивания, чем HNO3. Химизм процесса определяется равновесиями реакций

2NО2(r) + H2O <=> HNO2 + HNO3,

3HNO2 <=> HNO3 + 2NO(r) +H2O.


Поддерживая относительно высокое парциальное давление NO, равновесие последней реакции сдвигают влево. Другим отличием этого варианта от нитрокс-процесса является использование кислорода при умеренном избыточном давлении (около 5 кПа). Температура пульпы при этом сохраняется на уровне 80-90 °С.

Совокупность указанных режимных условий обеспечивает весьма высокую скорость окисления сульфидов (продолжительность выщелачивания 15 мин), в результате чего процессы осаждения примесей из растворов не успевают развиться в заметной степени и все железо, сульфатная сера и мышьяк остаются в растворе. Это в свою очередь позволяет достичь высокой степени концентрирования золота в небольших по выходу остатках ККВ, что является существенным положительным фактором при последующей гидрометаллургической обработке указанных продуктов.

Как и в предыдущем варианте, процесс окисления сульфидов сопровождается выделением элементарной серы, и все проблемы, связанные с ее нейтрализацией, сохраняются в полной мере.

Принципиальная схема арсено-процесса представлена на рис. 6.1.

Одной из разновидностей данной технологии является разработанный фирмой "NMS Technolngy" процесс одновременного окисления сульфидов азотной кислотой и выщелачивания золота солевыми растворами. Совмещенный процесс окисления-выщелачивания проводится в трубчатом реакторе.

3. Pедокс (REDOX) - процесс, представляющий собой высокотемпературный вариант арсено-процесса.

Если первые два описанных выше способа KKB разрабатывались в качестве альтернативы автоклавным методам окисления сульфидов, то редокс-процесс является одним из вариантов автоклавного процесса, выщелачивание сульфидных минералов в котором производится с участием оксидов азота при температуре 180 °С и выше. В этих условиях удастся избежать неприятных последствий, связанных с образованием элементарной серы. Для выделения из растворов мышьяка (в виде арсената железо) и сульфитной серы (гипс) в реактор для выщелачивания рекомендуется вводить известняк.

Процесс KKB испытан за рубежом на большом количестве золотосодержащих руд и рудных концентратов Северной Америки, Австралии. Китая. Результаты испытаний и выполненные на их основе технико-экономические расчеты указывают на определенную перспективность процесса.

Технологические возможности KKB могут быть проиллюстрированы результатами исследований, выполненных в институте "Иргиредмет" на трех разновидностях сульфидных золотосодержащих концентратов (табл. 6.1 и 6.2).


Лабораторными экспериментами показана возможность гидрометаллургического окисления сульфидов азотной кислотой (с пропусканием кислорода) в относительно мягких условиях: температура 40-80 °C. концентрация HNO3 20-100 г/л: продолжительность выщелачивании 2-6 ч. Расход кислорода близок к стехиометрическому количеству, необходимому для окисления сульфидов: при этом подача кислорода осуществляется таким образом, чтобы обеспечить в реакторе разряжение 50-100 Па.

Извлечение золота и серебра при цианировании остатков KKB (после предварительной обработки известковыми или известково-содовыми растворами) составляет соответственно 93,6-94,8 и 86.4-90.4 % (табл.6.2). При этом эффект от применения щелочной обработки составил 2-6 % дополнительно извлеченного золота и 10-20 % серебра.

По результатам лабораторных исследований определена рациональная схема гидрометаллургической пepеpaботки концентратов (рис. 6.2), которая испытана в полупромышленных масштабах на опытной фабрике Иргиредмета.

Концентраты выщелачивали на установке непрерывного действия, состоящей из 4-х титановых реакторов вместимостью по 10 дм3. Производительность установки 10-15 кг/ч. Всего переработано 700 кг концентрата. Полученную пульпу подвергали сгущению и фильтрации. В обороте для распульповки исходного материала использовали 60-70 % раствора Остальную часть раствора, а также промывочные растворы нейтрализовали известковой суспензией и сбрасывали в хвостохранилище. Общий расход реагентов на I т концентрата составил, кг: 160 HNO3, 150 CaO; 60 Na2CO3, 500 м3 O2. Известково-содовую обработку проводили о периодическом режиме при температуре 70-80 °С. Ж:Т=2:1. продолжительность 3 ч. Расход карбоната натрия и оксида кальция по данной операции составил соответственно 60 и 30 кг на 1 т концентрата.

Цианирование кеков известково-содовой обработки проводили в 2 стадии (по 24 ч каждая) при концентрации цианистого натрия 2 г/л. Расход цианида составил 4,6 кг на 1 т концентрата.

Извлечение золота и серебра в цианистый раствор составило 92,0 и 73,6 %. остаточное содержание в кеках цианирования - 5,1 и 11,3 г/г соответственно.

Примером промышленного использования технологии KKB является фабрика Синола (Канада), перерабатывающая кварцевые руды с рассеянными в кварце золотосодержащими сульфидами железа. Производительность фабрики 6000 т руды в сутки. Содержание золота в исходном 2,5 г/т. Измельченная до крупности 60 % класса минус 0,08 мм руда подвергается окислению азотной кислотой при температуре 85 °C в течение 2 ч. Степень окисления сульфидов достигает 95 %. Окисленная пульпа после нейтрализации известью направляется на цианирование пп методу "СIР". Извлечение золота составляет 92 %. Выделяемый в процессе окисления сульфидов оксид азота поступает в цикл регенерации азотной кислоты.

Вариант высокотемпературного азотнокислого выщелачивания (редокс-процесс) с последующим цианированием остатков испытан за рубежом применительно к мышьяковистым лежалым отвалам от обработки золотосодержащих руд месторождения Сноу Лэйк (Манитоба, США). С 1949 по 1958 гг. накоплено около 300 тыс. т таких отвалов, содержащих 11,9 г/т золота. 25,1 % железа, 23,0 % мышьяка, 14,6 % серы. Основными минеральными компонентами являются арсенопирит (47,1 %) и пирротин (11,8 %). Золото находится в упорной форме и связано с арсенопиритом. Для его вскрытия разработан процесс автоклавного окисления с использованием следующего режима: температура 190-210 °С; давление 1.6-2.3 МПа: рН<1; eh=650-700 мВ; плотность пульпы 10-20 %; концентрация HNO3 60-230 г/л. При цианировании продуктов автоклавной обработки достигнуто извлечение золота на уровне 97-98 °/о, что на 75 % выше, чем при прямом цианировании. Осаждение золота из растворов рекомендуется производить сорбцией на активированный уголь. Общее извлечение золота по рекомендуемой технологии составляет 91,5 %. Технология апробирована в полупромышленных масштабах. При производительности завода 350 т отвалов в сутки капиталовложения оценены в 6,5 млн.долл., а эксплуатационные затраты - 3990 долл. на 1 кг золота.

В работах описаны результаты промышленных испытаний редокс-процесса на золото-мышьяковых концентратах, выделенных из рул месторождения Бакырчик (Казахстан). Испытания проводились на пилотной установке производительностью 15 кг/ч в течение 3-х месяцев, при температуре выщелачивания 200 °С. Извлечение золотя из продуктов азотнокислого окисления осуществлялось цианированием по методу "СIР". При оценке результатов испытаний в качестве положительных моментов редокс-процесса отмечаются небольшая продолжительность окисления (около 10 мин) и образование химически устойчивой модификации мышьяка - арсената железа. Отмечено также, что присутствующий в исходных концентратах сорбционноактивный углерод оказывает отрицательное влияние на процесс цианирования, существенно снижая извлечение золота. В этой связи рекомендован усовершенствованный режим флотационного обогащения руды, позволяющий удалить основную массу углерода в хвосты. С этой же целью полученный золото-мышьяковый концентрат предложено подвергать дополнительной гравитационной перечистке на концентрационных столах и уже перечищенный концентрат направлять на азотнокислую обработку. Благодаря этому достигнуто высокое извлечение золота в гидрометаллургическом цикле (96 %). Однако повышенные потери металла в процессе гравитационно-флотационного обогащения руды (в том числе с углеродсодержащими промпродуктами) не позволяют однозначно рекомендовать данную технологию к промышленной реализации.

Факт образования (при осуществлении редокс-процесса на пирит-арсенопиритовых рудах и концентратах) прочных в химическом отношении и поэтому менее токсичных модификаций мышьяка подтверждается многими исследованиями. На этой основе разработан способ перевода весьма токсичного триоксида мышьяка в скородит FеAsO4*2Н2О. Пульпу, содержащую 0.25М As2O3, 0,5М Fe(NO3)]2 и 2.5М HNO3. обрабатывают а автоклаве при температуре 130-160 °С. Минимальное значение температуры соответствует моменту образования летучего NO. При максимальной температуре (160 °С) давление паров в автоклаве достигает 1200 кПа. Общая продолжительность процесса 4 ч. Проверка растворимости полученного осадка в HNO3 (при pH=4) показала, что за 4 ч обработки концентрация As а растворе составила 1.6 мг/л.

В работе описан способ азотнокислой обработки богатых Ag-As флото- и гравиоконцентратов (содержание серебра от 0,8 до 31,5 кг/т), в которых в качестве попутных полезных компонентов присутствуют висмут, никель, кобальт, медь и цинк. Смесь концентратов рекомендуется подвергать выщелачиванию раствором HNO3 (расход кислоты 124 % от массы концентрата) при температуре 125 °С, давлении кислорода 1 МПа; Ж:Т=6:1, D течение 30 мин. При этом в раствор переходит 95-99 % присутствующих металлов, включая мышьяк и железо. Из получаемых растворов последовательно осаждаются: серебро в виде хлорида (введением NaCl); оксихлорид-гидроксид висмута; железисто-мышьяковый осадок (нейтрализация раствора аммиаком соответственно: до pН=0,4-0,8 и 0,8-1,8) и смесь сульфидов никеля, кобальта, мели и шнека (обработка раствора сульфатом аммония при рН=5-7). Путем прокаливания AgCl с содой при 600 °С получали порошок металлического серебра высокой чистоты. Переработку остальных твердых продуктов рекомендовано производить стандартными методами, также с получением чистых металлов. Получаемый после отделения шлама азотнокислый раствор предложено использовать в качестве удобрения. Степень извлечения серебра и других металлов при химикометаллургической переработке осадков достигает 99 %.
Имя:*
E-Mail:
Комментарий: