Цианирование углистых руд (концентратов) с предварительным окислением углерода хлорагентами

Окисление сорбционноактивного углерода газообразным хлором и хлорсодержащими соединениями рассматривается в качестве одного из эффективных способов подготовки углистых золотых руд и концентратов к цианированию.

На фабрике Джеррит Кэньон осуществляется переработка двух типов руд: углистых (8,5 г/г Au) и окисленных (5,8 г/г). Углистые руды представлены карбонатизированными алевролитами и известняком с высоким содержанием углеорганического материала и пирита, с которым ассоциирована часть золота. Окисленные руды содержат меньшее количество углерода и больше кальцита; в них - присутствует немного доломита, серицита, кварца и пирита. В 1983 г. на фабрике внедрена совместная переработка обоих типов руд. По принятой технологии углистая руда (сгущенный продукт измельчения с плотностью 55 % твердого) подвергается окислению в атмосфере хлора. Процесс протекает в течение 16-20 ч при температуре 70-80 °C и небольшом избыточном давлении. Для нейтрализации образующейся при окислении пирита серной кислоты подается сода. Хлорирование проводят в герметических емкостях. Непрореагировавший хлор улавливается карбонатно-бикарбонатным раствором и возвращается в виде хлорной извести в процесс. Расход хлора составляет 12-23 кг на 1 т руды. После такой предварительной обработки пульпа направляется на цианирование, осуществляемое по методу "CIL". Сочетание процессов хлорного окисления и сорбционного цианирования обеспечивает извлечение золота из смеси руд (6,7 г/т) на уровне 91,8 %.

На фабрике Карлин, в связи с вовлечением в эксплуатацию упорных углеродсодержащих руд, в 1974 г, запущена отдельная секция по их переработке (540 т в сутки). Руда (Au 5,5 г/г) подвергается хлорированию путем продувки пульпы газообразным хлором в течение 20 ч при температуре 27-38 °С. Чаны для хлоринации герметизированы и работают с повторным использованием выделяемого Cl2. С целью снижения расхода хлора (который первоначально достигал 200 кг на 1 т руды) на фабрике реализован процесс "факельного" хлорирования и, кроме того, осуществлена технология так называемого "двойного окисления" углерода. Суть технологии заключается в том, что руду в виде пульпы (плотность 40-50 % твердого) первоначально обрабатывают воздухом в 4-х последовательно расположенных чанах с добавкой соды (25 кг/г) при подогреве острым паром до температуры 80 °С. Воздух вдувают в днище каждого реактора (8,5-9,1 м3/мин) через перфорированные кольца, откуда он поднимается вверх и разбивается па мелкие пузырьки четырехлопастной турбинной мешалкой. Полученную пульпу охлаждают до температуры 50 °C и обрабатывают хлором последовательно в 6 чанах по описанной выше технологии. Расход хлора при этом составляет около 25 кг на 1 т руды. Прохлорированная пульпа поступает на цианирование совместно с измельченной окисленной рудой. Извлечение золота в цианистом цикле из углистой руды составляет 86,9 %; из окисленных руд - 88,0 %, что свидетельствует о достаточно высокой степени подавления сорбционноактивного углерода в процессе "двойного окисления".

Фирмой NGC (штат Невада, США) с 1987 по 1988 г. успешно эксплуатировалась полупромышленная установка для "распылительного хлорирования" упорных углеродистых и сульфидных золотосодержащих руд. Исходную руду измельчали в горячей воде (шаровая мельница, работающая в замкнутом цикле с классифицирующим гидроциклоном). Полученную суспензию пропускали через серию из трех герметичных реакторов, расположенных каскадом. После вакуумирования реакторов в них, с помощью специального устройства, разработанного фирмой "Оутокампу инжиниринг" совместно с NGC, инжектировали газообразный хлор. Из последнего реактора каскада суспензию подавали в серию стандартных прямоточных реакторов, а оттуда - в процесс цианистого выщелачивания. Испытания показали, что система "распылительного хлорирования" позволяет резко снизить потери хлора (что доказано и практикой работы фабрики Карлин) и существенно повысить извлечение золота в гидрометаллургическом цикле.

Патентом США предложен способ быстрого окисления углеродсодержащих и пиритных золотых руд путем хлорирования. Окисление осуществляется газообразным хлором в водной среде ,при температуре 20-50 °С. Добавкой H2SO4, HCl и HNO3 в пульпу (перед подачей хлора) поддерживают pH среды в пределах 2-6. Исходную пульпу готовят сухим измельчением руды до крупности 50-70 % минус 0,074 мм с последующей распульповкой водой до содержания твердого 40-50 %. Технология предусматривает также дополнительную продувку пульпы перед хлорированием воздухом или кислородом ("двойное окисление").

Горным бюро США проведены сравнительные испытания различных вариантов технологии хлорного окисления углистых и сульфидных золотосодержащих руд газообразным хлором в присутствии активированного угля. Процесс назван CICL ("Carbon in Clorine Leaching"). Испытания имели целью продемонстрировать возможности осуществления данного процесса и достигаемые при атом результаты. На примере двух проб углеродсодержащих руд установлено, что извлечение золота по методу "CICL" (90 и 92 %) намного превосходит извлечение металла из этих же руд по традиционной цианистой технологии (соответственно 6 и 46 %). При обработке первичных сульфидных руд процесс CICL показал меньшую эффективность.

Рассмотренный технологический вариант, в котором сочетаются процессы хлорной деактивации природного углерода, гидрохлорирования золота и сорбции его из пульпы активированным углем, представляет интерec как альтернатива описанной выше технологии: хлорное окисление + сорбционное цианирование. Однако при этом необходимо иметь ввиду, что вводимый в пульпу хлор, "дезактивируя" углеродсодержащие минералы, может оказывать аналогичное действие и на используемый в процессе активированный уголь, существенно снижая его сорбционную емкость по золоту.

Кроме газообразного хлора, в качестве окислителей сорбционноактивного углерода в рудах и концентратах могут быть использованы и другие хлорсодержащие агенты. Так, например, в соответствии с патентом США, предлагается обрабатывать рудную пульпу, содержащую 20-60 % твердых частиц крупностью 0,074-0,59 мм, при рН=6-9 стабилизированным раствором диоксида хлора ClO2. Продолжительность такой обработки, в зависимости от содержания и сорбционной активности присутствующего углерода, составляет от 30 мин до 3 ч. К концу обработки pH раствора рекомендуется снижать до 2,5-3,5 путем введения в пульпу соляной кислоты. Расход ClO2 находится в пределах 12,5-250 г на 1 т руды. После окисления органических соединений золото извлекают из раствора методом ионообменной или угольной сорбции. Один из вариантов технологии предусматривает предварительную угольную флотацию исходной руды (0,3-0,35 г/т Au; 0,25-3,0 % С) с использованием в качестве флотореагентов масел, спирта и гликоля. Минералы, содержащие активный углерод, переходят в основной своей массе в концентрат (пенный продукт). При выходе 10 % от руды концентрат содержит 2-30 % органического углерода и 34-340 г/т Au. Обработку концентрата производят стабилизированным раствором ClO2. Извлечение золота из хвостов флотации осуществляют обычными способами цианирования.

Как видно из приведенных выше примеров, использование хлора при гидрометаллургической переработке углистых золотых руд и концентратов, обладающих повышенной сорбционной активностью, возможно в виде двух, принципиально различающихся между собой технологических вариантов:

а) Окисление природного углерода перед последующим цианированием.

б) Окисление углерода с одновременным хлоридным выщелачиванием золота.

Эффективность каждого из этих вариантов во многом зависит от двух факторов: величины дополнительного извлечения золота в гидрометаллургическом цикле (за счет подавления сорбционной активности углистого вещества) и общего расхода хлора на обработку руды. В свою очередь оба этих фактора определяются особенностями химического и минерального состава перерабатываемого сырья, которое отличается большим разнообразием.

Поэтому решение о применении способа хлорирования к конкретной руде или концентрату должно базироваться на тщательно проведенных минералогических и технологических исследованиях и выполненных на их основе соответствующих укрупненных техникоэкономических расчетах.