Электромонтаж Ремонт и отделка Укладка напольных покрытий, теплые полы Тепловодоснабжение

Условия цианирования руд (концентратов), относящихся к технологическому типу "В"

19.12.2018


Современная золотодобывающая промышленность располагает рядом методов и технологических приемов, позволяющих осуществлять непосредственное цианирование золото- и серебросодержащих руд (концентратов) при наличии в них химически активных минералов меди, сурьмы, железа и других металлов. Возможности такого рода технологии определяются характером и величиной депрессирующего влияния указанных компонентов на процесс цианирования. Последняя в свою очередь характеризуется двумя признаками: "цианисидностью" и восстановительной способностью рудного материала, поступающего на гидр о металлургическую переработку.

Термин "цианисидность" имеет тот же смысл, что и "кислотоемкость" руды (в кислых схемах гидрометаллургической переработки минерального сырья) или "хлороемкость" - при гидрохлорировании золотосодержащих руд, концентратов и огарков или при хлорном обезвреживании хвостов цианистого процесса. Цианисидкость руды (концентрата) может быть легко установлена количественно путем определения Общего химического расхода NaCN (на взаимодействие с рудными и породообразующими компонентами), необходимого для достижения требуемых показателей извлечения золота и серебра в гидрометаллургическом цикле. Как правило, она зависит от концентрации активного (свободного) NaCN в выщелачивающих растворах и продолжительности выщелачивания.

Цианирование при низких концентрациях NaCN (с периодическим подкреплением растворов свежим цианидом) требует большей продолжительности выщелачивания, но с другой стороны - обеспечивает достижение высоких показателей извлечения благородных металлов при меньшем суммарном расходе растворителя. Этим нередко пользуются в промышленной практике при переработке руд и рудных продуктов, обладающих преимущественно цианисидными свойствами, например, окисленных медных руд, поскольку известно, что скорость растворения Au в слабых (0,5 г/л и ниже) цианистых растворах заметно превосходит скорость взаимодействия медьсодержащих компонентов с NaCN.

В частности, на фабрике Флин-Флон (Канада), перерабатывающей методом цианирования золотосодержащие хвосты медно-цинковой флотации (0,19 % Cu), снижение концентрации NaCN в первом агитаторе с 0,3 до 0,05 г/л и во втором - до 0,175 г/л (при сохранении в остальных агитаторах СNaCN на уровне 0,3 г/л) позволило снизить расход цианида с 2,4 до 1,5 кг/г без снижения показателей извлечения золота.

При наличии в исходных рудах сульфидных минералов, играющих роль не только цианисидов, но и восстановителей, эффективность данного технологического приема существенно снижается. Процесс цианирования в данном случае приходится вести при каких-то средних (оптимальных) значениях СNaCN, учитывающих оба фактора: извлечение золота (серебра) и расход NaCN в гидрометаллургическом цикле. Для каждой конкретной руды (концентрата) этот оптимальный предел определяется также вполне конкретной величиной, обоснованной экономическими расчетами.

Так, например, И.К. Скобеев, сопоставляя затраты на цианид со стоимостью извлекаемого золота из пирротинсодержащих концентратов (Артемовкого рудника) при использовании растворов NaCN различной концентрации, пришел к выводу, что оптимальная, экономически оправданная концентрация цианида в данном случае находится в пределах 0,7-0,9 г/л (рис. 13.1), Применение более слабых растворов (0,5-0,6 г/л NaCN) приводит к некоторому недонзвлечению золота в цикле цианирования. Напротив, при повышенной концентрации растворителя экономичность цианирования снижается вследствие увеличения стоимости цианида.

На рис. 13.2 приведены результаты выполненных нами лабораторных исследований по цианированию флотационного концентрата того же Артемовского рудника, содержащего, наряду с пирротином и пиритом (Fe 39,8 %; S 37,8 %), до 2,6 % меди, главным образом, в виде халькопирита (-60 % от общего содержания меди) и карбонатов (-30 %). Содержание золота в концентрате 140 г/т.

Из рис. 13.2 видно, что выщелачивание золота слабыми (0,05-0,5 г/л) растворами NaCN протекает чрезвычайно медленно, хотя и сопровождается довольно высоким расходом растворителя (до 7 кг/т). Процесс растворения золота в данном случае сильно депрессируется примесями, определяющую роль среди которых играют минералы меди. Высокая химическая активность меди в гидрометаллургическом процессе обуславливает необходимость использования (в целях повышения извлечения золота) относительно крепких цианистых растворов; 1,0 г/л и выше.

Вместе с тем, полученные результаты убедительно свидетельствуют о том, что, кроме концентрации NaCN, существенное влияние на показатели цианирования упорных (медистых, пирротиновых и др.) руд оказывают число стадий и общая продолжительность выщелачивания.

Вследствие образования большого количества водорастворимых балластных солей (комплексные цианиды железа, окси- и сульфосоли сурьмы, тиоцианаты натрия, железа и др.) выщелачивающие растворы в значительной степени утрачивают свою растворяющую способность по отношению к золоту и серебру, даже при наличии в растворах свободного NaCN и цианисторастворимых форм благородных металлов. Данное явление, именуемое "усталостью" раствора, достаточно характерно для процесса цианирования руд (концентратов), относящихся к технологическому типу "В".

В качестве примера можно сослаться на опыт работы фабрики Moppy Велью (Бразилия), перерабатывавшей пирротиновые золотосодержащие руды (28 % пирротина, 12-20 г/т золота). При измельчении руды пирротин концентрируется, в основном, в иловой фракции, которая подвергается цианированию в агитаторах пневматического типа с интенсивной аэрацией пульпы. Оптимальная продолжительность цианирования 12 ч. Более длительная агитация приводит к восстановлению растворенного золота пирротином и продуктами его химического разложения, в результате чего потери золота с хвостами при увеличении времени цианирования не только не снижаются, но и наоборот - резко возрастают. Отмечено, что увеличение щелочности пульпы выше определенного предела также может явиться причиной недоизвлечения золота в растворы.

На фабрике Хоумстейк (США) до введения технологии "уголь в пульпе" процесс цианирования пирротинсодержащих шламов также производился при непрерывной подаче воздуха в пульпу и при минимально возможной концентрации защитной щелочи (извести). Кроме того, с целью повышения содержания золота в цианистых растворах, последние подвергались многократной рециркуляции в технологическом цикле, несмотря на то, что при цианировании наблюдалось образование в растворах от 1 до 2 г/л тиоцианатов, которые вызывали дополнительные потери цианида. Извлечение золота в цикле цианирования шламов составляло 82 %, содержание металла в отвальных хвостах 0,2 г/т.

Цианирование руд, содержащих химические депрессоры золота, в 2 или несколько последовательных стадий с обновлением выщелачивающих растворов довольно часто используется в промышленной практике и позволяет достигать высоких показателей извлечения металла даже при весьма сильновыраженной технологической упорности перерабатываемого сырья.

На рис. 13.3 графически представлены результаты лабораторных экспериментов по цианированию продуктов сульфидно-щелочного выщелачивания концентратов, полученных при обогащении золото-сурьмяных руд Сарылахского месторождения. Кеки сурьмяного выщелачивания содержали 0,8-1,0 % Sb. Кроме сурьмы (присутствующей в кеках как в твердой, так и в растворенной форме), в качестве химических депрессоров золота при цианировании выступали неотмытые щелочные реагенты: Na2S, NaOH и др. В результате суммарного депрессирующего действия указанных компонентов уже после первых 12 ч цианирования растворение Au практически прекратилось, достигнув максимальной величины 66 % при концентрации активного NaCN в растворах 1,5 г/л. Только полная смена раствора и дополнительная 12-часовая агитация позволили получить приемлемое для данного продукта извлечение золота в цианистом цикле.

Очевидно, что для продуктов с более высоким содержанием сурьмы или содержащих сурьму в более активной химической форме (например, в виде Sb2S3) двухстадиального цианирования может оказаться недостаточно, как это. в частности, было показано нами ранее на примере цианирования синтетических минеральных смесей, в состав которых был введен антимонит.

Все представленные выше примеры из лабораторной и заводской практики касаются, в основном, тех случаев, когда химические депрессоры (медь, сурьма, сера и др.) не входят в состав собственных минералов золота и серебра и рассматриваются как самостоятельные минеральные примеси, уменьшение отрицательного влияния которых на процесс цианирования (например, путем снижения концентрации NaCN в растворах) достигается независимо от формы нахождения благородных металлов в исходном сырье.

Присутствие в планируемых рудах (концентратах) серебра и золота в виде сульфидов, антимонидов, теллуридов и других химических соединений накладывает определенный отпечаток на выбор условий их гидрометаллургической обработки.

Это лучше всего может быть проиллюстрировано на примере серебряных и золото-серебряных руд с сульфидной минерализацией.

Общими условиями цианирования указанных руд (табл.13.1) являются использование растворов NaCN повышенной концентрации (1-5 г/л) и большая продолжительность выщелачивания (50-120 ч). Это связано с протеканием обратимой реакции:

Ag2S + 4NaCN <—> Na2S + 2NaAg(CN)2,


направление и скорость которой существенно зависят от соотношения концентраций свободного цианида и образующегося сульфида натрия.

По исследованиям Бертело равновесие в 0,1 н растворе KCN определяется следующим уравнением:

96KCN + Ag2S = 2KAg(CN)2 + 92KCN + K2S.


Следовательно, для удержания в растворе 1 вес. части Ag, навлекаемого из сульфида, необходимо 28,9 вес. частей цианида калия. Данный факт косвенно подтверждается и данными табл. 13.1: чем выше содержание Ag в исходной руде, тем выше должна быть и концентрация свободного цианида при выщелачивании. Недостаточная концентрация NaCN (KCN) в растворах может явиться причиной недоизвлечения серебра в гидрометаллургическом цикле.

Например, на фабрике Голден Мэнитоу (Канада) цианировался флотационный пиритный концентрат, содержащий 3,7 г/т Au и 288 г/т Ag. Извлечение золота составляло 89,1 %, а серебра - всего лишь 40,7 %. Отмечено, что извлечение серебра повышается с увеличением концентрации NaCN в растворах (с 1,1 до 1,8 г/л) примерно на 10 %: с 36,4 до 46,5 %. Дальнейшее увеличение концентрации NaCN позволяет еще более повысить извлечение серебра, однако экономически невыгодно из-за большого расхода растворителя.

Участие кислорода в растворении Ag2S по реакции:

2Ag2S + 8NaCN + 4O2 = 4NaAg(CN)2 + 2Na2SO4


является фактором, интенсифицирующим этот химический процесс. Тем не менее, использование повышенных концентраций NaCN и в этом случае признается целесообразным и необходимым.

С целью улучшения экономических показателей цианирования на ряде фабрик, перерабатывающих серебряные, а также медистые и пирротинсодержащие руды, осуществляют регенерацию NaCN из отработанных растворов.

Сущность процесса регенерации заключается в следующем.

Загрязненные примесями циансодержащие растворы, после выделения из них золота и серебра, обрабатываются сернистым газом или серной кислотой, в результате чего происходит образование летучей синильной кислоты, которая улавливается щелочью (чаще всего CaO) и в виде соответствующего щелочного цианида возвращается в технологический процесс на выщелачивание руды. Процесс описывается следующими химическими реакциями:

а) Разложение цианидов:

2 NaCN + SO2 + H2O = Na2SO3 + 2HCN,

Na2Zn(CN)4 + 2SO2 + 2H2O = ZuSO3 + Na2SO2 + 4HCN,

2Na2Cu(CN)3 + 2SO2 + 2H2O = 2Na2SO2 + Cu2(CN)2 + 4 HCN.


При использовании серной кислоты протекают реакции, аналогичные приведенным выше (образование сульфатов вместо сульфитов).

б) Улавливание HCN:

HCN + NaOH = NaCN + H2O,

2HCN + Ca(OH)2 = Ca(CN)2 + 2 H2O.


Типичными представителями предприятий, осуществляющих данную технологию при переработке упорных пирротинсодержащих и серебряных руд, являются фабрики Флин Флон и Реал дель Монте (Лорето), характеристика которых дана в 3-й части монографии.

Степень регенерации NaCN при использовании серной или сернистой кислот определяется, в основном, солевым составом перерабатываемых растворов и при соответствующем оформлении процесса может достигать достаточно высоких значений: 90 % и выше. Некоторым исключением являются медистые руды в связи с образованием в процессе кислотной регенерации, наряду с HCN, простого цианида меди Cu2(CN)2, выпадающего в осадок. Для того, чтобы предупредить образование этого соединения, предложен способ регенерации цианида с введением в раствор хлорного железа, выполняющего роль окислителя одновалентной меди:

2Na2Cu(CN)3 + 3H2SО4 + 2FeCl3 = 6HCN + CuCl2 + CuSO4 + 2FeCl2 + 2Na2SO4.


Аналогично должно происходить и разложение роданистых соединений меди и других тиоцианатов, причем для этой цели, кроме FeCl3 могут быть использованы и другие окислители, например, пероксиды, озон.

В работе описан процесс трансформации тиоцианата в цианид с использованием метода озонирования. Опыты проводились как на искусственных растворах, так и на сточных водах двух золотоизвлекательных фабрик Северного Квебека (Канада), содержащих CNS-. При расходе озона около 1 кг на 1 кг тиоцианата достигнута степень регенерации NaCN 85 %. Показано, что процесс протекает эффективно при концентрации ионов меди в растворе ниже 10 мг/л и величине pH менее 7,0. Для исключения отрицательного влияния меди рекомендуется предварительная обработка растворов пероксидом водорода или катионоактивным реагентом. Отмечено также, что эффективность процесса регенерации снижается при наличии в пульпе карбонатных минералов.

Значительная длительность цианирования сульфидных серебряных руд (Вs) заставляет искать различные способы интенсификации данного технологического процесса. Одним из них является осуществление операции измельчения руды в присутствии цианидов. Технология гидрометаллургической переработки серебряных руд, когда цианирование начинается уже с измельчительных аппаратов, практикуется многими зарубежными фабриками (см. табл. 13.1). В ряде случаев (фабрика Эскаланте) удается уже на стадии измельчения перевести в раствор основную массу присутствующего в руде cеребpa. Важно подчеркнуть, что измельчение в цианистой среде открывает дополнительные возможности для снижения расхода NaCN (а также и других реагентов) в гидрометаллургическом цикле за счет максимального использования обеззолоченных цианистых растворов во внутрифабричном обороте.

Об эффективности данного технологического приема свидетельствуют результаты работ Иргиредмета по усовершенствованию технологии цианирования золото-серебряных руд на Чадакской фабрике (Узбекистан). Подвергаемые цианированию руды содержат около 3 г/т Au и до 40 г/т Ag. Принятая на фабрике технология предусматривает измельчение руды в воде до крупности 90 % класса минус 0,074 мм с последующим цианированием по схеме полного илового процесса при концентрации NaCN в растворах 0,3-0,4 г/л и продолжительности выщелачивания 32 ч. В указанных условиях достигается достаточно высокое извлечение золота (около 90 %). Однако принятая схема и режимы обработки не удовлетворяют требованиям комплексного использования сырья в связи со значительными потерями серебра (содержание Ag в хвостах 20 г/г, извлечение 50 %). Нашими исследованиями установлено, что показатели извлечения серебра могут быть значительно улучшены за счет увеличения общей продолжительности цианирования с 32 ч до 50-60 ч И концентрации NaCN в растворах с 0,4 до 1,0 г/л. На основании этого даны рекомендации по переходу фабрики на измельчение руды в цианистых растворах, что обеспечивает требуемую продолжительность выщелачивания и, кроме того, возможность максимального использования обезметалленных растворов в обороте. Благодаря этому, несмотря на увеличение абсолютной концентрации NaCN в растворах, расход цианида и реагентов ка его обезвреживание не только не возрастает, а наоборот - снижается почти на 40 %. Проведенные исследования и технико-экономические расчеты показали, что переход на новый режим обработки позволяет повысить извлечение серебра на 25 %, снизить расход NaCN и хлорной извести соответственно на 0,26 и 2,7 кг/г руды и несколько уменьшить потери золота со сбросными растворами, что в совокупности обеспечивает существенный экономический эффект при сроке окупаемости капитальных затрат (на установку дополнительных емкостей, перекомпоновку магистралей и т.д.) менее 1 года.

При наличии в исходных рудах природных восстановителей (Fe2+ и др.) улучшение показателей цианирования может быть достигнуто за счет дополнительного окисления пульпы воздухом (аэрация), кислородом или специально вводимыми в нее окислителями: КMnO4, H2O2 и др. По этой же причине наиболее удобными аппаратами для агитационного выщелачивания пирротиновых, сурьмянистых, сернистых (серебряных) и некоторых других руд, содержащих химические депрессоры 1-го рода, считаются пневматические перемешиватели типа "Пачук". Свое название эти аппараты приобрели от г. Пачука (Мексика), где они были эффективно применены именно для цианирования серебросодержащих руд, требующих интенсивной аэрации пульпы. Пневматические перемешиватели достаточно широко используются и в настоящее время (упомянутые ранее фабрики Moppy Велью, Хоумстейк, а также Детур Лэйк (Канада) и многие другие), причем при обработке не только упорных, но также и легкоцианируемых руд золота и серебра,

В случае применения для этой цели механических или пневмомеханических агитаторов, основное внимание при цианировании уделяется подаче в чаны дополнительного количества сжатого воздуха, используемого в качестве окислителя пирротина и других минеральных примесей - сульфидов, а также серы, входящей в состав Ag2S.

Иногда аэрацию пульпы проводят до начала цианирования. Показателен в этом плане опыт работы фабрики Люпин (Канада). Пирротинсодержащая золотая руда (Au 8,5 г/т) после мокрого измельчения до крупности 90 % класса минус 0,074 мм и сгущения пульпы до плотности 32 % тв. подвергается интенсивной аэрации в трех последовательно расположенных агитационных емкостях диаметром 7,2 м и высотой 7,8 м. Горизонтальные грабли сгребают пульпу к центру, где установлен аэролифт, который поднимает материал вверх, насыщает его кислородом и распределяет по желобу. В процессе аэрации происходит окисление активной серы сульфидов в тиосульфатную и сульфатную форму, что впоследствии способствует ускорению растворения золота и уменьшению расхода цианида. Последующее цианирование проагитированной пульпы производится в 5 аппаратах обычной конструкции (Д=8,4; Н=9,0 м) при общей продолжительности выщелачивания 48 ч. Извлечение золота в гидрометаллургическом цикле, составляет 95 %.

Аналогичная технология применяется и на другой канадской фабрике - Тек-Корона, где для предварительной аэрации и последующего цианирования используются одинаковые агитационные аппараты, снабженные мешалками типа PROCHEM (3 аппарата для предварительной аэрации и 5 - для выщелачивания). В результате аэрации расход цианида на фабрике снижен почти в 2 раза, при более высоком извлечении золота в цикле цианирования: 95-98 %.

В работе описан усовершенствованный процесс цианирования сурьмянистых и мышьковистых руд, в соответствии с которым измельченная руда смешивается с известью (в соотношении, необходимом для установления pH= 10-11), после чего в пульпу добавляют цианид. Полученную смесь (45 м3/ч при давлении 240-310 кПа) насосом подают в реактор), имеющий колоколообразную форму. Через распылительное сопло подают сжатый воздух. После перемешивания воздухом пульпа выводится из 3-го реактора и поступает на извлечение благородных металлов. В результате двухкратной обработки пульпы таким способом достигнуто извлечение серебра и золота на уровне 91 %, при существенном снижении расхода цианида.

В последние годы достаточно широко стало практиковаться использование при цианировании золотых руд кислорода (вместо сжатого воздуха), что позволяет снизить длительность выщелачивания, потребление цианидов и их концентрацию, а также эксплуатационные расходы.

В Австралии такой технологический прием применяют около 30 золотоизвлекательных фабрик. Промышленные испытания на заводе Маунт Перси, пущенном в эксплуатацию в 1985 г. (производительность завода по руде 800 тыс. т в год, продолжительность цианирования 26 ч), показали, что замена сжатого воздуха на О2 существенно повышает извлечение золота. Получаемая за счет этого экономия в 4 раза перекрывает расходы по использованию О2.

Примером шинирования пирротинсодержащих золотых руд с использованием специальных окислителей может служить фабрика Дилнайт (Канада), где в цепях интенсификации процесса производится введение в пульпу КМnО4.

В работе представлены результаты экспериментальных исследований по изучению влияния H2O2 на скорость растворения золота из "медленно" сканируемых руд. Показано, что в случае применения данного окислителя золото на 95-96 % переходит из руды в растворы уже за 3-6 ч, в то время как при применении воздушного аэрирования для этого требуется 24-48 ч перемешивания. Уже при 14-минутном воздействии Н2О2 достигается максимальный уровень концентрации кислорода в растворе - 12 мг/л. В случае применения чистого О2 только после 3-часовой обработки концентрация кислорода в растворе достигает величины 8 мг/л, а при сильной аэрации для получения максимально возможной концентрации растворенного кислорода 4,5 мг/л требуется около 1 ч.

Результаты исследований, представленные в работе, показали, что с применением относительно небольших доз H2O2 (0,5-1,0 кг на 1 т руды) в качестве дополнительного окисляющего агента выщелачивание золота ускоряется примерно в 10 раз (снижение продолжительности цианирования с 24-48 ч до 2-4 ч). Однако при этом необходимо соблюдать следующие условия:

1. Поддержание величины pH в пределах 9,5-11, чтобы избежать окисления цианида до цианата.

2. При обработке руд с высоким содержанием сульфидов тяжелых металлов - введение в пульпу, наряду с H2O2, небольших количеств (100 г на 1 т) комплексующего реагента, предотвращающего гомогенное разложение пероксида водорода.

По заявке рекомендуется вводить H2О2 в цианистые растворы непосредственно при измельчении руды или концентрата, что позволяет повысить извлечение золота при сохранении и даже уменьшении общего расхода цианида. Показано, что данную функцию могут выполнять и пероксобораты натрия или кальция. Например, при введении 40 экв. NaBO3 на 1 т концентрата извлечение золота в растворы за один и тот же промежуток времени повысилось с 64 до 84 %, а расход NaCN в расчете на 1 т исходной руды сократился с 0,3 до 0,2 кг.

Достаточно интересными представляются возможности интенсификации процесса цианирования руд (концентратов), характеризующихся природной восстановительной способностью, путем выщелачивания их под давлением воздуха или кислорода. Эффективность данного технологического приема доказана экспериментальными исследованиями советских ученых: И.Н. Плаксина, А.П. Зефирова, А.И. Сннельниковой, Н.А. Суворовской, С.К. Шабарина и др., выполненными в период 1937-1939 гг.. Показано, что скорость растворения золота в цианистых растворах при агитации под давлением воздуха до 7 ат. увеличивается для балейской (кварцево-глинистой) руды - в 10 раз; для миндякской (охристой) руды - в 24 раза и для упорной бакр-узякской руды -в 36 раз. Таким образом, чем более упорна руда, тем значительнее достигаемый технологический эффект. Это полностью соответствует рассмотренным выше закономерностям растворения золота в цианистых растворах в присутствии химических депрессоров. Как отмечено исследователями, кроме ускорения выщелачивания золота, повышение давления воздуха (кислорода) способствует растворению той части металла, которая в обычных условиях не поддается извлечению методом цианирования.

И.Н. Плакснным и М.Д. Ивановским более 50 лет тому назад разработан проект агитатора для цианирования золотосодержащих руд и концентратов под давлением воздуха и в атмосфере кислорода, рассчитанного на избыточное давление до 16 кг/см2. Агитатор - автоклав предназначен для работы как в периодическом, так и в непрерывном режиме.

В последние годы созданы и испытаны на золотосодержащих рудах более совершенные автоклавные установки, в том числе - автоклавы трубного типа, хорошо показавшие себя в алюминиевой промышленности (при выщелачивании бокситов), В работе приведены результаты лабораторных исследований и пилотных испытаний автоклавного цианирования золотосодержащих руд в аппаратах данного типа.

Лабораторные эксперименты проводились на руде (кварцевый конгломерат с содержанием Au 17,6 г/т; железа 1,5 и серы - 1,3 %), измельченной до крупности минус 0,063 мм. При цианировании в обычных условиях (атмосферное давление, комнатная температура, концентрация MaCN в растворах 0,2 г/л) высокое извлечение золота: 95-96 % достигнуто за 24 ч выщелачивания. Такое же извлечение золота при цианировании под давлением кислорода (2,0 МПа или 19,6 ат) обеспечивается уже за 30 мин.

В процессе пилотных испытаний автоклавному цианированию подвергались пробы руды массой 10 т с содержанием золота 10,2 г/т. Условия выщелачивания: температура пульпы 300 К; pH = 11,5; содержание твердого 960 г/дм3; давление в трубе 2,5 МПа; количество вводимого кислорода 6 кг/т руды. Производительность установки поддерживалась на уровне 2,5 м3/ч, что соответствует линейной скорости потока 2,5 м/с. Трубы реактора были соединены таким образом, что реакционное время составляло 8 мин. В указанных условиях достигнуто извлечение золота в раствор около 98 % при содержании металла в хвостах 0,2 г/г.

Одним из немногочисленных примеров промышленного использования данного метода является цианирование под давлением сурьмяного золотосодержащего концентрата на заводе Консолидейтед Мэрчисон.

Гораздо более распространены методы интенсификации цианистого процеcca, основанные на использовании соответствующих химических добавок. В качестве последних чаще всего применяют соединения свинца: глет, нитрат или ацетат свинца.

В присутствии свинца растворенные соединения сульфидной серы (которые могут переводить активный цианид в NaCNS и другие тиоцианаты) связываются в прочный сульфид PbS, выпадающий в осадок:

Na2S + PbO + H2O = PbS + 2NaOH.


Одновременно происходит ускорение процесса растворения в NaCN сульфидов серебра:

Ag2S + PbO + 4NaCN + H2O = 2NaAg(CN)2 + PbS + 2NaOH


и предотвращается обратное осаждение серебра из растворов растворимыми сульфидами.

Действие соединений свинца обычно пропорционально абсолютному содержанию в них Pb. Поэтому оксид свинца - глет считается более эффективным и экономичным осадителем серы, чем, например, уксуснокислый свинец, хотя скорость взаимодействия серусодержащих компонентов цианистой пульпы с растворимыми солями свинца является, как правило, более высокой. Помимо связывания сульфидной серы, соли свинца в нейтральной среде могут вступать во взаимодействие с NaOH, образуя Pb(CN)2. Однако при pH раствора более 8 цианид свинца разлагается с выделением Au- и Ag-извлекающего комплекса (CN-). Данный процесс положен в основу способа извлечения золота из руд, концентратов, хвостов, бытовых отходов, песков и других материалов путем выщелачивания их раствором Pb(CN2).

Примерами практического использования солей свинца при цианировании пирротиновых золотосодержащих руд могут служить фабрики Хилл 50 Голд Майн (Австралия) и Сентрел Патриция (Канада).

Первая из них (производительностью 500 т руды в сутки) перерабатывала руду с содержанием золота 16,2 гА, состоящую в основном из пирротина с некоторым количеством пирита и марказита. После одностадиального измельчения руды в слабом растворе NaCN до крупности 75 % класса минус 0,074 мм и сгущения цианистая пульпа подвергалась периодическому перемешиванию в чанах вместимостью по 50 т в течение 14-16 ч при концентрации NaCN в растворах 0,4 г/л. С целью нейтрализаций вредного влияния пирротина в цикл измельчения вводился глет из расчета 1,5 кг на 1 т руды.

На фабрике Cентрал Патриция перерабатывалась золотая руда, содержащая 28 % пирротина, 38 % кварца, 19 % арсенопирита, 12 % пирита, некоторое количество халькопирита и других сульфидных минералов. Руда измельчалась в растворе HaCN (0,75 г/л) до крупности 87 % класса минус 0,074 мм в присутствии извести (1,5-2,5 г/л CaO). Для улучшения сгущаемости пульпы и устранения депрессирующего влияния на золото растворимых сульфидов в мельницу при измельчении вводили крахмал (7,5 г/г) и глет (0,24 кг/г). Цианирование пульпы осуществляли в 2 последовательные стадии при отношении Ж:Т=4:1 и продолжительности перемешивания 12 ч. Несмотря на принятые меры по нейтрализации пирротина, растворы довольно быстро насыщались примесями (Na4[Fe(CN)6], NaCNS, Na2S2O3) и приобретали восстановительный характер, что приводило к резкому снижению извлечения золота, В связи с этим требовалось периодически выводить некоторое количество обеззолоченных растворов в отвал. Общее извлечение золота при цианировании составляло 97 %, в том числе по стадиям обработки: измельчение - 66; I и II стадии перемешивания -23; сгущение - 7; фильтрация - 1 %.

Применение свинцовых солей при цианировании пирротин содержащих золотых руд практикуется на ряде новых зарубежных, в том числе канадских фабрик. Так, на фабрике Детур Лэйк процесс цианирования осуществляется с добавлением в пульпу 10 %-го раствора Pb(NO3)2, из расчета 0,05-0,2 кг на 1 т твердого. На фабрике Люпин загрузка нитрата свинца в пульпу при цианировании составляет 265 г/г. В обоих случаях введение солей свинца обеспечивает значительный эффект по извлечению золота и снижению расхода цианида в гидрометаллургическом цикле.

Цианирование в присутствии свинцовых солей дает ощутимый эффект и при переработке технологически упорных серебряных руд и концентратов.

Так, на фабрике Дешмар для интенсификации цианистого процесса применяется ацетат свинца, который вводится в цикл измельчения руды. На фабрике Кусикино цианистое выщелачивание производится в присутствии сульфата и нитрата свинца, расход которых составляет 50 г на 1 т руды. В результате этого общий расход KCN на обработку руды не превышает 1 кг/г. Этому также способствует глубокая отмывка фабричных хвостов от цианидов (в связи с использованием иловых фракций хвостов для производства формовочного песка), благодаря чему на фабрике утилизируется до 70 кг цианида в сутки.

Важно отметить, что свинцовые соли применяются, как правило, в комбинации с другими методами интенсификации цианистого процесса (аэрирование, измельчение в цианистых средах и т.д.). При этом в ряде случаев возникает возможность достижения приемлемых показателей извлечения серебра без применения растворов с повышенной концентрацией NaCN и, следовательно, при меньшем общем расходе цианида.

В качестве примера можно сослаться на результаты исследований Иргиредмета по усовершенствованию технологии цианирования золото-серебряных руд на Карамкенской фабрике.

Особенностью перерабатываемых руд является наличке в них значительного количества сульфидов серебра, для извлечения которых проектом предусмотрено использование растворов с повышенной концентрацией NaCN (1,5-2,0 г/л). В период Освоения проектной технологии на предприятии возникли затруднения с очисткой сточных вод, связанные со строго лимитированными поставками обезвреживающих реагентов - хлоркой и негашеной извести, а также жидкого хлора. В этих условиях оказалось невозможным поддерживать концентрацию цианида натрия в рабочих растворах выше 0,3-0,5 г/л, что, в свою очередь, повлекло существенное недоизвлечен не серебра в цикле цианирования (55-60 % против проектного 84 %) при достаточно высоком извлечении золота: 93-95 %. В связи с создавшимся положением возникла необходимость разработки решений, которые позволили бы при сохранении существующих расходов реагентов обеспечить приемлемые показатели извлечения серебра.

На основе использования зарубежного опыта и общих принципов цианирования серебросодержащих руд. Иргиредметом (В.Е. Дементьев и др.) разработан и реализован на Карамхенской ЗИФ вариант цианистого выщелачивания руды с применением растворимых солей свинца. Показано, что введение в пульпу Pb(NO3)2 количестве 115 г на 1 т руды при прочих равных условиях обеспечивает повышение технологического извлечения серебра на 12,6 % в сравнении с максимально достигнутым за предыдущие периоды работы фабрики.

Кроме солей свинца, в качестве интенсифицирующих добавок при цианировании пирротинсодержащих, сернистых и сурьмянистых руд могут быть также использованы и другие химические соединения.

Так, по мнению И.К. Скобеева, положительный эффект при цианировании пирротинсодержащих золотых концентратов может дать введение в пульпу солей сернистой и мышьяковистой кислот, содержащих анионы SО3 и AsO3. Последние взаимодействуют с избыточной серой пирротина по реакциям:

SO3 + S = S2O3 и AsO3 + S = AsSO3.


В результате указанных реакций вероятность образования роданистых солей уменьшается, общий расход цианида на обработку руды сокращается, а извлечение золота в растворы несколько возрастает.

В некоторых случаях при цианировании упорных руд рекомендуется применять тиомочевину, продукты конденсации тиомочевины, моющие агенты (сульфированные высокомолекулярные спирты и анкетированные арилсульфонаты), а также аммиак и аммонийные соли, которые способствуют быстрому растворению благородных металлов (патент 2839387 США). Механизм действия указанных реагентов еще достаточно не изучен.

Наиболее хорошие результаты получаются при добавлении алифатических полиаминов, выделенных из группы, состоящей из диэтилен-триамина, триэтилентриамина и тетраэтиленпентамина. Применение указанных добавок интенсифицирует растворение благородных металлов из упорных руд при цианировании. Последнее осуществляется обычным путем, с применением нормальных реагентов, но с добавлением небольших количеств (около 800 г/г) одного из вышеуказанных полиаминов. Особое внимание при ведении данного процесса должно быть уделено концентрации гидроксида кальция, которая не должна превышать 40 г на 1 т раствора. Полиамины могут быть введены в рудную пульпу перед добавкой цианида, вместе с цианистыми растворами или после подачи таковых. Наиболее удобной является совместная подача реагентов. Цианирование с добавками полиаминов было успешно применено для извлечения серебра из свинцово-серебряных руд месторождения Торбрит (Канада).

В работе отмечается положительное влияние жирных алкиламинов (первичные, вторичные или третичные) при цианировании медистых золотосодержащих руд. Введение указанных реагентов (например, полиоксиэтиленового кокосового или олеинового амина) в пульпу до или после измельчения руды пассивирует медные минералы и предотвращает взаимодействие их с цианидом, что в конечном итоге приводит к существенному снижению расхода NaCN.

По имеющейся информации некоторые из рекомендуемых к использованию в цианистом процессе химических добавок обладают комбинированным действием, т.е. способствуют нейтрализации не только "внешних", но также и "внутренних" (непосредственно входящих в состав минералов золота и серебра) депрессоров благородных металлов.

Так, например, высокое извлечение серебра из мышьяковистых и сурьмянистых минералов цианированием было достигнуто при перемешивании пульпы с металлическим алюминием в растворе едкого натра. В процессе предварительной обработки серебро и некоторая часть сурьмы и мышьяка восстанавливаются выделяющимся водородом до металлического состояния:

2Al + 2NaOH + 2 H2O = Na2Al2O4 + 6[Н],

6[Н] + 3AgjS + 6 NaOH = 3Na2S + 6 H2O + 6Ag,

6[Н] + Ag3SbS3 + 6 NaOH = 3Na2S + 6 H2O + 3Ag + Sb,

6[Н] + Ag3AsS3 + 6 NaOH = 3Na2S + 6H2O + 3Ag + As,

после чего металлическое серебро легко растворяется при цианировании.

Восстанавливаемые сурьма и мышьяк при действии щелочи частично растворяются с образованием мышьяковистой и сурьмянистой кислот. Для достижения хорошего контакта между алюминием и рудной пульпой руда измельчалась в мельнице, в которой в качестве измельчающей среды использовались алюминиевые слитки, а цианирование руды проводилось в чанах, футерованных алюминием.

Следует отметить, что из дискразита (Ag3Sb) серебро этим процессом не извлекается, хотя растворение его может быть достигнуто при достаточно тонком измельчении и цианировании.

Из методов, относящихся к указанной группе, заслуживает быть отмеченным процесс бромоцианирования, обеспечивающий высокую скорость растворения благородных металлов, особенно при обработке теллуристых и золото-серебряных руд.

В данном случае для извлечения серебра из руд вместо обычных цианистых растворов используют смесь реагентов: цианистого натрия, бромата натрия (NaBrO3), бромистого натрия (NaBr) и бисульфата натрия (NaHSO4), растворенных в соответствующих пропорциях в воде, В результате взаимодействия между указанными компонентами образуется бромистый циан (BrCN), обладающий одновременно и растворяющим, и окислительным действием по отношению к благородным металла и их химическим соединениям. Поэтому эффект от его применения ощутимее, чем при использовании обычных щелочных цианидов калия, натрия и кальция.

Известен пример промышленного применения бромоцианирования на канадской фабрике Peд Лэйк, перерабатывавшей руды с содержанием золота 31,5 г/т и серебра 140,3 г/т. При обычном цианировании этих руд извлечение в раствор составляло: золота 98 %, серебра 80 %. Причиной низкого извлечения серебра было присутствие в руде теллурида серебра - гессита, который с трудом поддавался цианированию. Проведенными исследованиями было установлено, что извлечение серебра можно повысить, добавляя в цианистый процесс бромоцианид. При переработке руды по схеме, включающей отсадку, амальгамацию концентрата и цианирование хвостов отсадки с добавками бромоцианида, извлечение золота повысилось до 99, серебра - до 98,4 %.

Исследованиями, выполненными в институте "Иргиредмет", установлено, что положительное влияние па скорость и полноту растворения благородных металлов при цианировании упорных руд и концентратов оказывает введение в пульпу синтетических сорбентов, в частности, ионообменных смол. Использование последних в режиме сорбционного выщелачивания (RIL - процесс) позволяет не только извлечь золото и серебро из жидкой фазы цианистой пульпы и сконцентрировать их на смоле, но и очистить растворы от некоторых нежелательных примесей (сурьма, медь, CNS- и др.), замедляющих процесс растворения благородных металлов, В совокупности это обеспечивает значительный технологический эффект, хотя и связано с некоторыми проблемами при последующей регенерации насыщенных металлами и неметаллическими примесями ионообменных смол.

Примером, иллюстрирующим положительное влияние ионообменных смол ка извлечение золота при гидрометаллургической переработке руд, содержащих химические депрессоры золота, могут служить результаты полупромышленных испытаний по цианированию остатков сульфидно-щелочного выщелачивания золото-сурьмяных руд и концентратов Сарылахского месторождения.

В последние годы в отечественной и зарубежной печати появляется все больше публикаций, касающихся возможностей усовершенствования технологии цианирования упорных золото- и серебросодержащих руд (концентратов) за счет применения специальных методов и аппаратов интенсивного выщелачивания. К данным методам отнесены, в частности: цианирование рудных пульп в вибрационных и пульсационных перемешивателях; реакторах башенного типа; аппаратах, оборудованных смесителями флотационного типа; выщелачивание под воздействием акустических колебаний; совмещение процесса растворения золота и серебра с тонким и сверхтонким измельчением руд и т.д.

Определенного внимания в этом плане заслуживают разработки Московской государственной геологоразведочной академик по созданию способа и аппаратов "вихревого выщелачивания", основанных на использовании кинетической энергии спутанно-закрученных струй жидкости, т.е. на эффекте искусственного смерча.

Эффективность метода подтверждена опытными и опытно-промышленными испытаниями, проведенными в странах СНГ, ЮАР, Шотландии, Возможность интенсификации цианистого процесса в новых массообменных реакторах заключается в реализации эффекта развитой свободной турбулентности к достижении принципиального изменения кинетических характеристик, сводящих к минимуму лимитирующий молекулярный перенос. В результате резко интенсифицируется массообмен и в 2-3 раза увеличивается скорость процесса выщелачивания при одновременном снижении капитальных затрат на 35-40 %. Особый интерес может представлять использование данных аппаратов в составе компактных модульных установок передвижного типа для переработки упорных золотосодержащих руд и концентратов в условиях маломасштабного производства (как в сезонном, так и в круглогодичном режиме).

Имя:*
E-Mail:
Комментарий: