Электромонтаж Ремонт и отделка Укладка напольных покрытий, теплые полы Тепловодоснабжение

Принципиальная схема биогидрометаллургического извлечения золота и серебра из мышьяково-пиритных руд

13.12.2018


Основными стадиями биогидрометаллургической переработки пирит-арсенопиритовых золотых руд и концентратов (рис.7.1) являются: бактериальное вскрытие сульфидов (включая адаптацию бактерий); цианирование остатков БВ с получением товарной золотосодержащей продуктом.

Рекомендуемый режим БВ дан ранее. Продолжительность данной технологической операции для разных продуктов неодинакова и зависит от состава руд (концентратов), структуры золотосодержащих сульфидов и характеристики самих благородных металлов. В ряде случаев представляется целесообразной "двухконтурная" схема БВ (выщелачивание в 2 последовательные стадии с промежуточным сгущением кислой бактериально-химической пульпы и частичным обновлением выщелачивающих расширив).

Подготовка бактериальной массы включает выделение штаммов Т.Г. их концентрирование (путем многократного пересева) и адаптацию биомассы применительно к перерабатываемому рудному материалу.

Операции БВ предшествует соответствующая подготовка руд (концентратов). В простейшем случае она включает измельчение материала до крупности минус 0,074 мм (в ряде случаев - до еще более тонкого состояния) и обезвоживание пульпы (сгущение, фильтрация) перед поступлением на биохимическую обработку.

Цианирование продуктов БВ производится с учетом двух основных особенностей: гранулометрического состава продуктов (преобладание ошламованных фракций, образующихся в процессе измельчения и бактериального выщелачивания исходного сырья) и повышенной сорбционной активности цианируемого материала. Совокупность указанных факторов вызывает необходимость проведения цианирования в режиме сорбционного выщелачивания с использованием твердых синтетических сорбентов: ионообменных смол и активированных углей. В остальном технологическая схема и условия цианирования (включая получение конечной товарной продукции и обезвреживание сточных вод и хвостов) мало отличаются от применяемых в промышленности при обработке богатых золотосодержащих руд или рудных концентратов.

Важной стадией биогидрометаллургического процесса является химическое кондиционирование продуктов БВ перед поступлением их на цианирование. Основными задачами данного передела являются:

- перевод бактериально-химической пульпы из кислой в щелочную, во избежание возможности образования синильной кислоты в цикле цианирования;

- нейтрализация присутствующих а продуктах БВ цианисидов, восстановителей и других химических депрессоров золота и серебра, к которым могут быть отнесены элементарная cерa и ее производные, сульфат двухвалентного железа, некоторые соединения цветных металлов и др.

Наиболее простым способом кондиционирования бактериально-химической пульпы является известкование (обработка известью или известняком). При этом считается целесообразным производить предварительную отмывку твердого остатка БВ от кислых бактериальных растворов, например, методом противоточной декантации в сгустителях, и подвергать нейтрализации только жидкую фазу, т.е. растворы.

Во многих случаях рекомендуется часть отработанных растворов направлять (без предварительной очистки) в основной цикл БВ с целью более полного использования биомассы и других полезных компонентов раствора. Как правило, это практикуется в случае переработки материалов с невысоким содержанием мышьяка. При биогидрометаллургической обработке богатых по мышьяку концентратов рассматривается возможность выделения мышьяка из оборотных растворов в виде скородита или соответствующих товарных мышьяксодержащих продуктов. В первом случае (выделение скородита) осаждение мышьяка может быть осуществлено безреагентным способом: прогреванием пульпы до температуры 90-95 °С в течение 1,0-1,5 ч.

Известны разработки, в соответствии с которым нейтрализации подвергается вся пульпа, без разделения ее на твердую и жидкую фракции.

Эффективность известкования бактериально-химической пульпы значительно повышается, если эта операция производится с одновременным подогревом пульпы и аэрированием. В этом случае облегчается перевод сульфидной серы в сульфатную форму (с осаждением ее в виде CaSO4) и достигается максимальная очистка растворов от мышьяка, железа и других примесей. Следствием этого является существенное снижение расхода реагентов в цикле последующего цианирования продуктов и обезвреживания хвостов гидрометаллургического цикла, что в некоторой степени компенсирует затраты на нейтрализацию кислой пульпы БВ. В ряде случаев известкование дополняется электрохимической обработкой пульпы (Ж:Т=3:1, pH=10,5-12) при объемной плотности тока 0,3-1,5 А/л в течение 1-3 ч. В результате сокращается продолжительность последующего цианирования и снижается расход NaCN.

Одним из существенных недостатков известковой обработки пульпы является гипсообразование со всеми вытекающими отсюда последствиями (закупорка трубопроводов и т.д.). К числу последних может быть отнесена и возможность "окклюзии" золота и серебра в остатках БВ труднорастворимыми сульфатами, хотя прямо этот факт не установлен и никем не исследовался. В этом плане вариант с известкованием только растворов БВ (рис. 7.1) представляется достаточно обоснованным.

В качестве альтернативы рассматривается возможность использования в цикле нейтрализации пульпы БВ каустической соды. Хотя последняя по сравнению с CaO является более дорогим и более дефицитным реагентом, использование NaOH имеет и свои положительные моменты. По данным. в случае применения NaOH извлечение золота при последующем цианировании увеличивается на 4 % (с 90 до 94 %), а расход NaCN сокращается более, чем в 2 раза. Экспериментальными исследованиями Иргиредмета показано, что в процессе выщелачивания кеков БВ горячими (85-90 °C) щелочными растворами происходит дополнительное вскрытие упорной части благородных металлов (особенно серебра), в результате чего извлечение их при последующем цианировании существенно возрастает. Установлено также, что образующиеся в процессе NaOH-обработки серощелочные растворы целесообразно направлять в цикл БВ. Присутствующая в этих растворах активная сера (S2-) является хорошим осадителем метал лов-примесей, которые накапливаются в жидкой фазе бактериально-химической пульпы и тормозят процесс БВ. При взаимодействии с серощелочными растворами эти металлы осаждаются в форме тонкодисперсных сульфидов, которые являются энергетическим субстратом для бактерий, что обуславливает рост биомассы и дополнительно интенсифицирует бактериально-химического вскрытия сульфидов. Особый эффект данный технологический прием дает в случае переработки по схеме БВ-цианирование сульфидных (мышьяковистых) золотых концентратов. содержащих значительное количество пирротина. В работе рекомендуется проводить NaOH-обработку кеков БВ при температуре 80-90 °C в течение 1 ч. В результате нейтрализации активной серы по реакции 4S + 6ОН- = 2S2- + S2О3 + 3H2О резко снижается расход цианида на образование CNS-. К числу недостатков NaOH-нейтрализации следует отнести образование в значительных концентрациях растворимых сульфатов и арсеналов натрия, что вызывает необходимость принятия специальных мер по очистке растворов от этих соединений, в том числе и методом известкования.

Обезвреживание хвостов биогидрометаллургической переработки упорных золотосодержащих концентратов в целом производится на основе общеизвестных принципов, применяемых в золотодобывающей промышленности. Очистка жидкой фазы хвостов от цианидов и роданидов (тиоцианатов) может быть осуществлена путем хлорирования, озонирования, ионного обмена, процессом ИHКО (сернистым газом) и другими методами, включая и микробиологические. То же самое можно сказать и в отношении мышьяка, сурьмы, меди и других токсичных примесей, очистка от которых производится с использованием известных методов.

Одним из вариантов обезвреживания хвостов бактериально-цианистой технологии может служить способ, разработанный Иргиредметом на примере концентратов Тасеевской и Нежданинской фабрик. Технологическая схема очистки предусматривает обработку всей массы пульпы в 2 стадии. На первой стадии осуществляется деструкция цианидов и тиоцианатов с применением хлорсодержащих окислителей. Далее пульпа без промежуточного обезвоживания поступает на очистку от мышьяка и сурьмы. С учетом опыта ранее проведенных исследований, а также элементного состава технологических растворов, наиболее приемлемым методом их очистки признан известково-купоросный, основанный на осаждении мышьяка с гидроксидами железа и других металлов.

При наличии в исходных концентратах сульфидных золотосодержащих минералов, трудно поддающихся бактериальному вскрытию (отдельные разновидности пиритов, галенит, халькопирит и др.), в целях недопущения чрезмерной длительности процесса БВ, целесообразно предусматривать в схеме дополнительные операции по доизвлечению золота и серебра (в виде недоокислившихся сульфидов) из хвостов гидрометаллургического цикла методами гравитационно-флотационного обогащения. Данный вариант изображен пунктиром на правой части схемы на рис. 7.1. Получаемые при этом обогащенные продукты, в зависимости от их coстава и технологических свойств, могут быть возвращены в цикл БВ, переработаны в отдельном металлургическом цикле или направлены в различные точки основного обогатительного процесса.

В соответствии с патентом Иргиредмета бактериальное выщелачивание сульфидных золотосодержащих концентратов рекомендуется вести до степени окисления сульфидов 45-60 %. а кеки бактериального выщелачивания перед цианированием подвергать флотации с возвращением флотоконцентратов на БВ.

В отечественной и зарубежной практике имеется немало примеров, когда подвергаемый металлургической переработке флотационный концентрат, наряду с упорным, содержит значительное количество цианисторастворимого золота и к тому же характеризуется относительно невысоким содержанием сульфидной серы. Для таких материалов предпочтительны технологические схемы, предусматривающие предварительное выведение цианируемого золота и cеребра до процесса БВ. С одной стороны, это позволяет избежать дополнительных потерь благородных металлов в биогидрометаллургическим цикле, вероятность чего отмечена ранее. С другой стороны, открываются дополнительные возможности концентрирования золотосодержащиx сульфидов за счет выведения из руд и первичных бедных концентратов обеззолоченных (в результате предварительного цианирования) силикатных и глинистых минеральных образований.

Такого рода схема, в частности, рекомендована Иргиредметом для убогих по содержанию золота и сульфидов флотационных концентратов Тасеевской ЗИФ. Для некоторых разновидностей упорных золотосодержащих флотоконцентратов предложена технология, предусматривающая предварительное цианирование концентратов перед БВ и флотацию твердых остатков бактериального окисления совместно с исходной рудой или продуктами ее обогащения.

Выше уже отмечалось, что наибольшие сложности могут возникнуть при обработке по биогидрометаллургической технологии углистых руд и концентратов, где наличие тонковкрапленного золота в сульфидах (ФД) сочетается с повышенной сорбционной активностью углистого вещества (CA). В этом плане представляют интерес следующие технологические варианты:

1. Гравитационно-флотационная перечистка концентратов с разделением их на сульфидный и угольный золотосодержащие продукты; обработка сульфидного продукта по схеме БВ-цианирование, угольного концентрата - по специальной технологии, принятой для такого рода материалов, без применения БВ.

2. Выделение углистого вещества из кеков БВ методом флотации. Возможность такого варианта обосновывается наблюдениями, что сульфиды (в частности, пирит) в процессе БВ депрессируются. т.е. теряют свою флотационную активность, а органический углерод в значительной степени сохраняет эту способность. Данный принцип положен в основу разработки нового способа десульфуризации высокосернистых углей, согласно которому угли подвергаются обработке бактериями Т.Г., адаптированными к тонкоизмельченному "угольному" пириту, после чего производится пенная флотация угля. Наибольшая степень отделения пиритной серы (85-90 %) достигается при продолжительности предварительной бактериальной обработки 10 мин. При этом содержание серы в угольном концентрате снижается с 4 до 1 % и ниже.

3. Бактериальное выщелачивание с последующим химическим или термохимическим окислением углистого вещества. Данный способ апробирован Иргиредметом на концентратах Бакырчикского месторождения. Установлено, что комбинация БВ с окислительным обжигом и последующим цианированием огарков обеспечивает извлечение золота из концентрата (содержание серы 3,6 %; мышьяка 1,6 %; железа 3,7 %; углерода 15,1 %; золота 24,5 г/т) на уровне 94 %, что на 8-10 % превышает извлечение золота по схеме: окислительный обжиг - цианирование и более чем на 30 % - извлечение золота по стандартной биогидрометаллургической технологии.

Следует отметить, что все описанные выше технологические варианты ориентированы, главным образом, на цианистый способ извлечения золота и серебра из продуктов бактериального вскрытия концентратов. Между тем, возможна комбината БВ и с нецианистыми способами металлургической переработки, например, тиокарбамидным, тиосульфатным, сульфитным, хлорным выщелачиванием благородных металлов, а также различными пирометаллургическими процессами (плавка, высокотемпературное хлорирование и др.).

Из гидрометаллургических методов в этом плане наибольший интерес представляют такие, которые позволяют осуществлять извлечение благородных металлов из кислых пульп БВ без их предварительной нейтрализации. К таким методам прежде всего относится тиокарбамидное выщелачивание (TKB), теоретические и прикладные основы которого представлены далее. Возможности применения технологии TKB к продуктам биовскрытия золотосодержащих руд и концентратов могут быть проиллюстрированы на примере ряда зарубежных исследований.

Так, в работе опубликованы результаты экспериментов на концентрате. содержащем (в %): железа - 17,9; мышьяка - 11.4; сурьмы - 15,4; золота - 55 г/т. Бактериальное выщелачивание концентрата проводили в 10-литровом пачуке при 34 °С. В пульпе содержалось 10 % твердого, продолжительность процесса 190 ч. В кеке БВ обнаружено 6,6 % железа и 6,1 % мышьяка. В результате выщелачивания золота из кека при расходе тиомочевины 6,9 кг/т, температуре 40 °С; pH =0,95-1.49; потенциале 508-877 мВ: в течение 5 ч извлечение золота составило 89,1 %. Извлечение золота в тиокарбамидным процессе без предварительного БВ не превышает 35 %.

В статье приведены результаты исследований по переработке золото- и серебросодержащего свинцово-цинкового концентрата методом БВ - тиокарбамидное выщелачивание. Опыты по бактериальному выщелачиванию проводили в реакторе вместимостью 1 л, оборудованном системой контроля ch. pH, температуры и скорости вращения мешалки. В реактор загружали 540 мл раствора. 120 г концентрата (содержащего 1,75 г/т золота и 22,5 г/г серебра) и 60 мл бактериальной суспензии культиватора. Выщелачивание благородных металлов тиомочевинной проводили в том же реакторе после отделения раствора. По результатам экспериментов построена математическая модель процесса, выражаемая исходным уравнением dx/dt = K(ao-х)°, где х - количество металла, извлекаемого за время t. В ходе итерационной процедуры с изменением n и ао находят х. Принимается модель, имеющая минимальное значение суммы квадратов отклонений экспериментальных и предсказанных значений

Пиритный концентрат, содержащий 35 г/т Au, 91 г/г Ag, 44 % S и 38,3 % Fe после предварительной обработки ацетоном и доизмельчения, подвергался биоокислению Т.Г. при температуре 35 °С. рН=1.4-1,6 и ch=0,54 В. Биоокисление осуществлялось в 5-ти последовательно расположенных реакторах по принципу противотока с продувкой через пульпу воздуха, обогащенного CO2. Последующее извлечение благородных металлов из остатков БВ (степень окисления пирита 60 %) производилось раствором тиокарбамида (0.5 моль/л) в присутствии озона (3 г/л) при pH =0,5 и температуре 25 °С. Извлечение золота при этом составило 90 %. серебра - 70 %. Без предварительной биообработки извлечение золота из концентрата не превышало 30 %.

В статье изложены результаты экспериментов по тиокарбамидному выщелачиванию золота m упорного концентрата, подвергнутого предварительной бактериальной обработке. За счет оптимизации режима выщелачивании (pH среды, концентрация тиокарбамида, концентрация железа (III). температура) достигнуто извлечение золота в растворы на уровне 77 %. что на 37 % превышает аналогичный показатель прямого TKB концентрата. Показано, что добавка в пульпу сульфита натрия снижает расход Thio. Полученные результаты сравнимы с результатами цианидного выщелачивания.

Обстоятельные исследования по бесцианидной гидрометаллургической переработке продуктов БВ с применением TKB проведены в институте "Иргиредмет" (А.Ф. Панченко. О.Д. Хмельницкая, 1989-1990 гг.). Исходными материалами для апробации данного варианта явились продукты бактериальной обработки концентратов Олимпиадинского, Тасеевского, Нежданинского месторождений (Россия); месторождения Делита (Куба) и рудника Сальсинь, (Франция). Состав исходных концентратов и продуктов БВ представлены в табл. 7.2.

Эксперименты по тиокарбамидному выщелачиванию благородных металлов из кеков БВ осуществляли в 3 последовательные стадии общей продолжительностью 20 ч, при концентрации тиокарбамида 40 г/л; серной кислоты 5 г/т; Ж:Т=3:1; температуре 50-60 °С. Достигнутое при этом извлечешь золота и серебра в тиокарбамидные растворы показано в табл. 7.3. Для сопоставления в этой же таблице приведены показатели извлечения металлов при обработке исследуемых концентратов по другим альтернативным металлургическим вариантам.

Из сопоставления приведенных в табл. 7.3 технологических показателей видно, что тиокарбамидное выщелачивание кеков БВ обеспечивает практически равнозначное с цианированием извлечение золота и, как правило, более высокое извлечение серебра. При этом оба гидрометаллургических варианта (БВ - TKB и БВ цианирование) характеризуются лучшими показателями извлечения золота по сравнению с комбинированной пиро-гидрометаллургической переработкой концентра тов (обжиг - цианирование).

Как установлено исследованиями, главным недостатком TKB (применяемым в сочетании с бактериально-химическим вскрытием концентратов) является относительно высокий расход реагентов (серной кислоты и тиокарбамида). Поэтому главной задачей технологов при разработке бактериально-тиокарбамидной технологии извлечения золота и серебра из упорных концентратов должно явиться изыскание условий гидрометаллургической переработки, обеспечивающих приемлемые показатели извлечения металлов при минимальных затратах химических реагентов.

В целом же процесс TKB блогородных металлов из кеков БВ может быть осуществлен на основе ранее разработанных Иргиредметом технологических рекомендаций, включая и такие вопросы, как способы получения конечной товарной продукции, регенерация растворителя, организации бессточного гидрометаллургического цикла.

Один из возможных вариантов комбинации БВ и TKB представлен на рис.7.2.

Изображенная на рисунке технолого-аппаратурная схема разработана для мышьяково-пиритных золотых концентратов, выделяемых при обогащении руд месторождения Олимпиас, Греция. Концентраты характеризуются следующим (средним) химическим составом, железо - 40 %, сера - 41 %, мышьяк -12 %, золото - 25 г/т, серебро - 35 г/т. Минеральный состав концентрата- пирит - 67,5 %: арсенопирит - 22,2 %; сульфиды цветных металлов (Cu2S, PbS, ZnS) - 2,8 %. Расчетное годовое производство концентратов 100 тыс. т. в год.

В соответствии с представленной проектной схемой, концентрат измельчается до крупности 80 % класса минус 0.074 мм и смешивается с питательными добавками, оборотным продуктом биовыщелачивания и кислотой. Полученная смесь насосами подастся в три параллельных линии БВ. каждая из которых состоит из 3-х последовательно расположенных биореакторов для выщелачивания. Реакторы работают при плотности пульпы 30 % твердого. Общая продолжительность выщелачивания составляет 80 ч, что обеспечивает степень окисления сульфидной серы на уровне 75 %. Каждый реактор снабжен встроенным механизмом для рассеивания воздуха Степень использования кислорода составляет предположительно 25 %. Для каждого реактора предусмотрен открытый цикл охлаждения. Значение pH в разгружаемой пульпе поддерживается на уровне 1.2

Обезвоживание пульпы производится на ленточном фильтре Твердый остаток БВ после отмывки от маточной влаги подвергается выщелачиванию растворами тиокарбамида при концентрации его 5 г/л, плотности пульпы 35 % твердого и продолжительности обработки 4 ч. Выщелачивание производится с добавлением в пульпу пероксида водорода и некоторого количества SО2 что позволяет снизить расход тиокарбамида до величины 2 кг на 1 т концентрата. По окончании выщелачивания пульпа отфильтровывается на вертикальном напорном фильтре. Золото из получаемых растворов извлекается методом угольной сорбции с последующим снижением насыщенного угля и плавкой юлы на золото-серебряный слиток.

Кек TKB смешивается с нейтрализованным (известью) раствором БВ и сбрасывается в хвостохранилище.

Проектное извлечение золота при обработке концентрата по принятой технологии составляет 94 %. извлечение серебра - 90 %.

Очевидно, что передел TKB изображен на рис. 7.2 весьма схематично и не отряжает всех нюансов и технологических возможностей данного процесса, в том числе и возможности полного внутрициклового оборота отработанных тиокарбамидных растворов, сброс которых в общее хвостохранилище не может быть признан целесообразным и по экономическим, и по экологическим соображениям.

Поэтому дальнейшая проработка варианта БВ - TKB рассматривается нами как чрезвычайно важная в научном и технологическом отношении проблема, успешное решение которой может существенным образом повлиять на дальнейшие перспективы использования биогидрометаллургической технологии в золотодобывающей промышленности.

Достаточно интересными представляются результаты исследований Иргиредмета по выщелачиванию золота и серебра из продуктов БВ серусодержащими растворителями, основой получения которых может служить элементарная сера, образующаяся в процессе биоокисления и концентрирующаяся в кеках БВ. К числу таких растворителей может быть отнесен сульфит натрия Na2SO3.

Бактериально-сульфитная схема переработки концентратов включает в себя в качестве основных технологических операций: бактериальное вскрытие руды (концентрата), собственно сульфитное выщелачивание в специальном режиме и осаждение золота и серебра из растворов сорбционно-цементационным способом.

Схема предусматривает максимальное использование промывных и обеззолоченных (в результате цементации) сульфитных растворов во внутрифабричном обороте.

Сквозное извлечение золота и серебра по данной схеме при переработке концентратов Олимпиадинского месторождения (лабораторные исследования) составило соответственно 87-89 и 60-70 %. что лишь на 2-3 % (золото) и на 7-10 % (серебро) ниже показателей бактериально-цианистой технологии

Предварительная технико-экономическая оценка технологии сульфитного выщелачивания показала, что по сравнению с некоторыми другими возможными вариантами бесцианидной гидрометаллургической переработки продуктов БВ (в частности, тиосульфатным выщелачиванием) он характеризуется значительно (в 5-10 раз) меньшими затратами на реагенты и. что особенно важно, не требует особой подготовки кеков БВ к последующему выщелачиванию.

Данный технологический вариант (БВ + сульфитное выщелачивание продуктов БВ) предполагается испытать в полупромышленных масштабах с целью получения исходных данных для проведения более детальных технико-экономических расчетов и проектирования.

В заключение необходимо подчеркнуть, что описанные выше комбинации бактериального выщелачивания с различными методами металлургической переработки продуктов БВ, а также операциями механического обогащения (в частности, флотацией) значительно расширяют возможности использования биотехнологии для извлечения золота и серебра из рудного сырья.

Так, например, объектами применения данной технологии могут явиться не только собственно золотые и серебряные руды (концентраты), но также и некоторые разновидности комплексного рудного сырья, золото и серебро в которых присутствуют в качестве попутных ценных компонентов.

Достаточно перспективными представляются и варианты, где БВ может использоваться как один из способов удаления вредных примесей, например, мышьяка, из концентратов цветных металлов и различных видов горнохимического сырья, пирита - из угольного концентрата; или с целью селективного разделения различных сульфидных концентратов и промпродуктов.

Имя:*
E-Mail:
Комментарий: