автореферат диссертации по металлургии, 05.16.02, диссертация на тему:Исследование процесса и разработка аммиачно-цианистой технологии переработки медистых золотых руд

На правах рукописи

пЛ^У

Лодейщиков Василий Михайлович

ИССЛЕДОВАНИЕ ПРОЦЕССА И РАЗРАБОТКА АММИАЧНО-ЦИАНИСТОЙ ТЕХНОЛОГИИ ПЕРЕРАБОТКИ МЕДИСТЫХ ЗОЛОТЫХ РУД

Специальность 05.16.02 - Металлургия чёрных, цветных и редких металлов

АВТОРЕФЕРАТ диссертации на соискание учёной степени кандидата технических наук

1 9 МАЙ 2011

Иркутск - 2011

4847414

Работа выполнена в Иркутском научно-исследовательском институте благородных и редких металлов и алмазов (ОАО «Иргиредмет»)

Научный руководитель:

доктор технических наук Войлошников Григорий Иванович

Официальные оппоненты:

доктор химических наук, профессор Корчевин Николай Алексеевич;

кандидат технических наук, доцент Минеева Татьяна Султановна

Ведущая организация:

ЗАО «ЗОЛОТОПРОЕКТ»

г. Новосибирск

Защита состоится «2» июня 2011 года в 10— часов на заседании диссертационного совета Д 212.073.02 при ГОУ ВПО «Иркутский государственный технический университет» по адресу: 664074, г. Иркутск, ул. Лермонтова, 83, корпус «К», конференц-зал. Тел. (3952) 40-51-17.

С диссертацией можно ознакомиться в библиотеке ГОУ ВПО «Иркутский государственный технический университет» и библиотеке ОАО «Иргиредмет», с авторефератом на официальном сайте университета www.istu.edu

Автореферат разослан «30» апреля 2011 г.

Отзывы на автореферат в 2-х экземплярах, подписанные и заверенные печатью организации, просим высылать по адресу: 664074, г. Иркутск, ул. Лермонтова, 83, ИрГТУ; ученому секретарю диссертационного совета Д 212.073.02 Салону В.М. e-mail: salov@istu.edu

Ученый секретарь диссертационного совета,

к.т.н., профессор

Салов В.М.

ОБЩАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА РАБОТЫ

Актуальность работы. В настоящее время проблема переработки золотых руд, содержащих медь, относится к числу наиболее актуальных, в том числе и для российской золотодобывающей промышленности. Суть проблемы заключается в том, что медь в золотых рудах является одновременно и попутным ценньм компонентом и вредной примесью, осложняющий процесс извлечения золота.

Прежде всего, это касается процесса цианирования, главной операции металлургической переработки золоторудного сырья. Известно, что большинство минералов меди активно взаимодействуют с ЫаСЫ, образуя растворимые цианистые комплексы. При этом на 1 кг меди, присутствующей в исходной руде, расходуется от 2,3 до 3,4 кг/т цианида.

К сказанному следует добавить, что переходящая в растворы медь осложняет процесс осаждения золота из растворов, в том числе наиболее распространенными методами: цементацией на цинковую пыль и сорбцией на активированный уголь.

Наконец, растворенная медь представляет экологическую опасность и предельно допустимая ее концентрация (ПДК) ограничивается жесткими рамками, сопоставимыми с ПДК на №СК

В связи с вышеуказанным, цианирование медистых золотых руд представляют сложную задачу, над которой работают ученые многих стран.

Одним из возможных путей решения данной проблемы может явиться использование в цикле выщелачивания соединений аммиака, присутствие которых позволяет достичь высоких показателей извлечения золота в растворы при умеренном растворении меди и, соответственно, при значительном меньшем расходе цианида на обработку руды.

Диссертационная работа выполнена в рамках НИР ОАО «Иргиредмет».

Целью работы явилось исследование кинетики растворения золота и меди в аммиачно-цианистой системе и разработка технологической схемы извлечения золота из медистых руд на основе процесса аммиачного цианирования с оценкой ее использования на гидрометаллургических предприятиях золотодобывающей промышленности.

Методы исследования. При выполнении работы использованы методы титриметрическош, потенциометрического, атомно-абсорбционного и атомно-эмиссионного анализа растворов; метод пробирного анализа рудных материалов; методы математической статистики, использованные при обработке результатов; метод вращающегося диска.

Обоснованность и достоверность результатов подтверждаются использованием аттестованных физических и физико-химических методов анализа, применением современных средств измерений, статистической обработкой результатов, сходимостью результатов лабораторных исследований и полупромышленных испытаний.

Научная новизна. Впервые изучен процесс растворения металлических золота и меди в системе ЫаСН-^Н^СОз-ЫЩЭН-НгО. Установлены основные физико-химические закономерности растворения золота и меди аммиачно-

цианистыми растворами (порядок реакции, константа скорости растворения золота и меди, энергия активации).

Экспериментально доказано, что скорость растворения золота возрастает в присутствии аммиачно-цианистых комплексов меди Cu(NH3)2CN2, которые выступают в качестве дополнительного растворителя благородного металла.

Предложены новые элюенты (аммиачно-цианистые растворы) и режимы (температура, продолжительность) для селективной десорбции меди из активных углей и низкоосновного анионита «Purogold».

Впервые создана технология аммиачного цианирования медистых золотых руд, включающая все основные переделы: от выщелачивания руды до получения готовой товарной продукции и отвальных хвостов гидрометаллургического процесса.

По результатам исследований имеются два положительных решения о выдаче патентов.

Практическая значимость. По результатам исследований разработан новый вариант технологической схемы извлечения золота из руды (хвостов гравитационного обогащения руды) месторождения «Тардан», Республика Тыва. Данный вариант, основанный на использовании процесса аммиачного цианирования (АЦ), благодаря меньшим затратам на реагенты, обладает существенными экономическими преимуществами перед ранее разработанным Иргиредметом и отраженным в технологическом регламенте на проектирование ЗИФ классическим способом сорбционного цианирования руды по технологии «С1Р» («уголь в пульпе»). Согласно предварительным расчетам, разница в приведенных эксплуатационных затратах по сопоставляемым вариантам для объекта с производительностью 300 тыс. тонн руды в год составляет около 304 млн. руб. в пользу технологии аммиачного цианирования.

Данный факт, дополненный результатами поисковых исследований на других медистых золотых рудах (месторождения «Верхне-Алиинское», «Купол»), свидетельствует о перспективности технологии аммиачного цианирования для данного вида минерального сырья, в том числе и применительно к условиям отечественной золотодобывающей промышленности.

Личный вклад автора заключается в обосновании задач исследования, планировании и проведении лабораторных и полупромышленных испытаний, анализе и обработке полученных результатов, выполнении расчётов.

Апробация работы. Основные материалы работы изложены и обсуждены на Всероссийской научно-практической конференции «Перспективы развития технологии, экологии и автоматизации химических, пищевых и металлургических производств» (Иркутск, 2006), на международных совещаниях «Прогрессивные методы обогащения и технологии глубокой переработки руд цветных, редких и платиновых металлов» (Плаксинские чтения, Красноярск, 2006), «Современные проблемы обогащения и глубокой комплексной переработки минерального сырья» (Плаксинские чтения, Владивосток, 2008), «Научные основы и современные процессы комплексной переработки труднообогатимого минерального сырья» (Плаксинские чтения, Казань, 2010), на международных конгрессах «The XXIV International Mineral Processing Congress» (IMPC, Пекин, Китай, 2008), «The XXV International

4

Mineral Processing Congress» (IMPC, Брисбен, Австралия, 2010), на кафедре металлургии цветных металлов ИрГТУ.

Публикации. По материалам выполненных исследований имеется 11 публикаций, в частности дне статьи в научных журналах, рекомендованных ВАК, тезисы докладов и доклады на двух международных конгрессах, 4 тезиса докладов на международных совещаниях, два положительных решения о выдаче патентов.

Структура и объем диссертации. Работа изложена на 154 страницах, содержит 30 рисунков, 26 таблиц и состоит из введения, 4 глав, заключения, списка литературы из 109 наименований и приложения.

На защиту выносится:

- результаты исследований по выявлению основных кинетических закономерностей растворения золота и меди в аммиачно-цианистых растворах;

- разработанная и апробированная на различных по составу медьсодержащих золоторудных материалах схема процесса аммиачного цианирования, включая операции выщелачивания, обезвоживания пульпы, сорбции металлов из растворов с последующей их десорбцией и химическую очистку сточных вод хвостов гидрометаллургического процесса до требуемых санитар пых норм;

- технико-экономическая оценка аммиачпо-циан истой технологии переработки медистых золотых руд.

СОДЕРЖАНИЕ РАБОТЫ

Во Введении обоснована актуальность диссертационной работы, её цели, научная новизна и практическая значимость, перечислены положения, выносимые на защиту.

В Главе 1 представлен аналитический обзор научно-технических публикаций по теме диссертационной работы, который включает в себя общую характеристику медистых золотых руд и существующие методы переработки данного типа минерального сырья. На основании проведенного аналитического обзора выполнен ряд технологических исследований на объектах, которые можно отнести к медистым золотым рудам. Особое внимание уделено аммиачному цианированию (АЦ) медистых золотых руд. По результатам исследований разработана программа диссертационных исследований, включающая в себя следующие основные этапы:

- изучение основных закономерностей растворения золота и меди в аммиачно-цианистых растворах и оптимизация на этой основе условий выщелачивания руды;

- оценка возможных методов выделения золота и меди из растворов АЦ и выбор оптимального варианта осаждения металлов;

- изучение возможностей внутрифабричного оборота аммиачно-цианистых растворов с целью снижения расхода реагентов на выщелачивание руды и последующее обезвреживания сточных вод и хвостов аммиачного цианирования;

- разработка принципиальной схемы переработки медистых золотых руд на основе аммиачно-цианистого процесса с апробацией технологии на рудах месторождения «Тардан» в полупромышленных масштабах;

- укрупненная технико-экономическая оценка аммиачно-цианистой технологии

В Главе 2 приведены результаты исследований по изучению растворения металлической меди и ее природных минералов (халькопирит, малахит) в аммиачных, цианистых и в аммиачно-цианистых растворах, а также основные физико-химические закономерности растворения золота и меди в аммиачно-цианистых растворах.

Результаты исследований, выполненные с применением метода «порошков» показали, что степень перехода меди в аммиачно-цианистые растворы ниже, чем в цианистые. При этом в изученном диапазоне молярного соотношения аммиак:цианид, равном 3+6:1, степень перехода меди в раствор возрастает в 1,1-1,3 раза, но не превышает таковую для цианистых растворов.

С применением метода вращающего диска показано, что растворение золота и меди в системе №СМ-(НН4)2С0з-НН40Н-Н20 характеризуется смешанным типом кинетики: при скорости вращения диска до 37 рад/сек для золота и до 18 рад/сек для меди процесс лимитируется диффузией, при дальнейшем увеличении числа оборотов процесс переходит в кинетическую область (рис. 1). Данный факт подтверждается рассчитанными значениями энергии активации: для диффузионного и кинетического режимов они соответственно составили 10,8 и 49,9 кДж/моль для золота и 13,6 и 56,2 кДж/моль для меди.

Растворение золота и меди в системе ИаСМ-СЫН^гСОз -ЫН^ОН-НгО является реакцией первого порядка. Экспериментальное значение константы скорости реакции по золоту составляет 1,6-10"7 л-см'2-с"2-рад'1'2, по меди -

- Золото -Медь

2 4 6 8

Скорость вращения диска (п), рад'1'5* с"2

10

Рис. Зависимость скорости растворения золота и меди от скорости

вращения диска

Выявлено, что при низких концентрациях NaCN (до 0,005 моль/л) в аммиачно-цианистых растворах скорость растворения золота выше, чем скорость растворения меди, что важно с технологической точки зрения. При дальнейшем увеличении концентрации NaCN с 0,01 до 0,017 моль/л скорость растворения меди превышает скорость растворения золота в 1,5 раза (рис. 2).

4-

X ■

lí zs I 2

i 1.5 l 0,5

О -1-1-1-lili

О 0.005 0.01 0.015 0.02 0.025 0.03 0.035

Кончамтрация NaCN, моль/л

Рис. 2. Зависимость скорости растворения золота и меди от концентрации NaCN в присутствии карбоната аммония

Установлено, что скорость растворения золота не меняется с повышением концентрации N114011 и (ЫНд^СОз. Скорость растворения меди в отличие от золота возрастает в 1,3-1,6 раза

Характер кривых, полученных при изучении зависимости скорости растворения золота от концентрации аммиачно-цианистых комплексов меди (рис. 3), свидетельствуют о том, что последние выполняют роль дополнительного растворителя золота.

Концентрация СиМО4, моль/л

1 - Au - NaCN - Cu(NH3)4 - 02, (концентрация NaCN 0,005 моль/л); 2 - Au -Cu(NHj)4(CN)2 - О2 (без участия свободного цианида); 3 - Au - NaCN -Cu(NH3)4(CN)2 (без участия 02, концентрация NaCN 0,005 моль/л).

Рис. 3. Зависимость скорости растворения золота от концентрации меди в аммиачыо-цианистом растворе

7

В главе 3 представлены результаты исследований по переработке руды (хвостов гравитационною обогащения) месторождения «Тардан» с применением АЦ.

По содержанию золота (9,4 г/т) данная руда является высокосортной. Основная масса золота в ней представлена свободными металлическими зернами и сростками с рудными и породообразующими минералами, что в совокупности обеспечивает извлечение золота в цианистые растворы на уровне 95%.

Что касается меди (массовая доля 0,4%), то она присутствует в виде различных минералов, в число которых входят сульфиды (халькопирит, борнит, халькозин), карбонаты (малахит, азурит). Доля цианируемых форм меди в руде составляет ~ 40%.

По результатам ранее проведенных исследований для переработки руды месторождения «Тардан» в качестве оптимальной была определена гравитационно-цианистая технология с применением активных углей (С1Р), обеспечивающая достаточно высокое сквозное извлечение золота (91,5%), однако характеризующаяся рядом недостатков, главными из которых являются: высокий удельный расход реагентов ЫаСК1 и Са(ОС1)2, соответсвегшо - 4,5 и 13,5 кг на 1 т руды; повышенное содержание золота в жидкой фазе хвостовой пульпы (0,2 г/т).

С целью улучшения технологических показателей цианистого процесса проведены исследования по переработке хвостов гравитационного обогащения исследуемой руды с применением аммиачного цианирования.

Исследования включали в себя:

- оптимизацию условий аммиачно-цианистого выщелачивания;

- оценку возможных методов выделения золота и меди из получаемых

растворов и выбор варианта осаждения металлов;

- изучение возможностей внутрифабричного оборота аммиачно-цианистых растворов с целью снижения расхода реагентов на выщелачивание руды и последующее обезвреживания сточных вод и хвостов аммиачного цианирования.

В процессе технологических исследований были сопоставлены 2 варианта извлечения золота:

1. Прямое аммиачно-цианистое выщелачивание;

2. Цианирование с предварительной (2ч) аммиачной обработкой руды.

Установлено, что при общей продолжительности процесса 24 ч оба

варианта обеспечивают примерно одинаковые показатели как по извлечению золота в растворы (-90%), так и по расходу ЫаСЫ в цикле выщелачивания (1,0 - 1,5 кг на 1 т руды). В этих условиях более предпочтительным представляется 1-й вариант при соблюдении следующих оптимальных параметров обработки: продолжительность - 24 ч; концентрация ЫаСЫ - 0,5 г/л, концентрация (ЫН^СОз - 5-10 г/л; Ж:Т = 1,5:1; рН - 10,3.

С целью оценки возможности выделения золота из аммиачно-цианистых растворов были испытаны метод цементации на цинковую пыль и сорбционное извлечение с применением активного угля и ионообменной смолы.

Опыты по цементации и сорбции проводили на технологических растворах АЦ, содержащих: NaCN - 0,15-1,5 г/л; Au - 1,9-3,0 мг/л; Си - 350-490 мг/л; Zn - 0,5 мг/л; NH+4 - 1,0 г/л, при pH-10,1.

Установлена принципиальная возможность полного извлечения меди в цементат, при условии снижения исходной концентрации NaCN в растворах с 1,5 до 0,15 г/л и менее. Золото в этих условиях также практически полностью переходит в осадок. Во всех случаях отмечается факт резкого обогащения обеззолоченных растворов по цинку, концентрация которого возрастает с 0,5 до 340-550 мг/л. Это может явиться определенным препятствием для использования растворов АЦ во внутрифабричном обороте.

В качестве сорбентов для выделения Au из аммиачно-цианистых растворов использовали активный уголь марки JX-102 и низкоосновную смолу «Purogold». Выбор последней произведен с учетом возможности использования сорбента в области pH 9,8-10,3, кроме того для данного сорбента применяется более простая технология элюирования золота из насыщенной смолы перед возвращением ее в технологический процесс в сравнении с активным углем.

По результатам экспериментов установлено, что в отсутствии свободного цианида и при низких концентрациях NaCN (0,15 г/л) медь сорбируется на угле и смоле более эффективно по сравнению с золотом. Емкость активного угля по меди соответствует 50-55 мг/г, по золоту - 0,75-0,8 мг/г. Для смолы эти показатели соответственно равны 115 и 2,2-2,3 мг/г при равновесных концентрациях по Au - 0,8 мг/л и по Си - 100 мг/л. С увеличением концентрации NaCN в растворах до 0,4-1,0 г/л емкость обоих сорбентов по золоту сохраняется на уровне 2,0 - 2,5 мг/г, а по меди снижается в 10-20 раз (до 5-10 мг/г). Это свидетельствует о достаточно высокой селективности исследуемых сорбентов по отношению к золоту в данной химической среде.

В целом, на основании проведенных экспериментов может быть сделан вывод о возможности использования в данном технологическом процессе на руде месторождения «Тардан» обоих сорбентов с ожидаемой емкостью по золоту - 2,5 - 3,0 и по меди - 4-8 мг/г (при рабочей концентрации NaCN в исходных растворах 0,4-0,5 г/л).

Произведен цикл исследований по изучению возможных методов элюирования меди и золота из насыщенных в аммиачно-цианистой среде сорбентов. Содержание золота и меди в насыщенном угле составляло 2,26 и 3,73 мг/г, в смоле «Purogold» - 3,14 и 5,7 мг/г.

В качестве элюентов были испытаны аммиачные, аммиачно-карбонатные, аммиачно-хлоридные и аммиачно-цианистые растворы.

Согласно полученным данным, для десорбции Си из фазы насыщенных сорбентов были рекомендованы аммиачно-цианистые растворы, содержащие 50 г/л (NH4)2C03 и 1-3 г/л NaCN. Процесс следует вести при температуре 60 °С.

Для оценки эффективности применения указанных элюентов были выполнены эксперименты по десорбции меди в динамическом режиме. Кривые элюирования меди аммиачно-цианистыми растворами представлены на рис. 4 и 5.

Количество объемов

450400 350 300 250200 150 10050-О'

5 10 15 20 Количество объемов

Рис. 4. Кривая элюировамия меди Рис. 5. Кривая элюирования меди из

аммиачно-цнаннстыми растворами с фазы насыщенного анионита «Риго£о1<1» активного угля (концентрация NaCN - 1 аммиачно-цианист№1и растворами г/л; (ГШ^ССЬ - 50 г/л) (концентрация - 3 г/л; (ГШ^СОз -

50 г/л)

Из графических данных видно, что снятие меди аммиачно-цианистыми растворами с сорбентов происходит достаточно эффективно, степень десорбции составила 98,6% при остаточном содержании меди в фазе угля 0,05 мг/г. Оптимальная продолжительность процесса 8-10 ч.

После элюирования меди насыщенный по золоту уголь подвергали автоклавной десорбции щелочными растворами при температуре 165 °С. Извлечение благородного металла в элюат, который может перерабатываться методом электролиза, составило 98,5%. Для смолы «Ригс^оЫ» десорбцию золота проводили цианисто-щелочными растворами (ЫаСИ - 20 г/л, ЫаОН - 5 г/л) при температуре 60 °С. Степень перехода благородного металла в раствор составляла 97-98%. Для осаждения золота из элюатов может быть использован метод электролиза.

С целью изучения возможности использования аммиачно-цианистых растворов в оборотном цикле при переработке хвостов гравитационного обогащения руды Тардана была выполнена специальная серия лабораторных экспериментов по схеме, включающей следующие технологические операции: выщелачивание, фильтрацию, отмывку растворенных металлов, доукрепление фильтрата до необходимой концентрации реагентов (ЛаСЫ, (ЫН4)2СОз) и использование его в цикле выщелачивания новой порции материала.

Анализ данных, приведенных в табл. 1, показывает, что с уменьшением загрузки №СЫ (с 1,25 до 0,25 кг/т) извлечение золота практически не меняется и находится на уровне 89,0-91,2%. Потери благородного металла составляют 0,35-0,44 г/т. Установлено, что при использовании аммиачно-цианистых растворов в обороте возможно снижение загрузки (ЫН^СОз до 5г/л (опыт 8), что позволяет сократить его расход в 2 раза (с 15 до 7,5-8 кг/т).

Концентрация металлов - примесей в жидкой фазе стабилизируется после 4-го оборота и зафиксирована на уровне, мг/л: Си-503; Zn-0,5; Ре-0,4; МН4+ -4980.

В целом, полученные результаты свидетельствуют о возможности использования аммиачно-цианистых растворов в обороте без изменения показателей извлечения золота, обеспечивая при этом пониженный расход реагентов.

Таблица 1

Результаты опытов по выщелачиванию золота оборотными аммиачно-цианпстымн раство рамн___

№№ опытов Расход NaCN, кг/т Концентрация компонентов в растворе, мг/л Содержание Au в кеке, г/т Извлечение Аи, %

Аи Ч Си 7,п Fe NaCN NHf+

1 1,25 2,12 0,92 360 <0,05 0,21 100 2473 0.44 89,0

2 1.25 2,37 1,38 320 0,12 0,22 100 3056 0,43 89,2

3 1.0 2.51 0.95 342 н.опр н.опр 50 3670 0,4 90,0

4 1.0 5,26 1,92 471 0,31 0,22 50 4360 0,37 90,7

5 0.75 7,4 2,36 503 0,5 - <50 4980 0,41 89,7

б 0,5 9.0 3,05 460 0,52 - <50 4850 0.35 91,2

7 0,25 11,2 2,9 430 0,49 - <50 . 0,44 89,0

8* 0,5 12,3 3,8 448 0,6 0,44 <50 4600 0,41 89,7

Примечание: Опыт 1 проведен на свежих растворах; опыты 2 и 3 проведены с выделением Ли из выщелачивающих растворов сорбцией на активный уголь; опыты 4-8 выполнены без выделения Ли нз растворов; опыт 8 выполнен при загрузке (NHiJiCOj- 5 г/л

С учетом изложенных выше материалов проведены полупромышленные испытания угольно-сорбционной технологии извлечения золота из хвостов гравитации руды Тардана. Испытания проводили по вариантам технологий: «С1Р» и «CIS» в соответствии со схемами, приведенными на рис. 6 и 7.

В каждом варианте предусмотрено использование обезметалленных (после сорбции) аммиачно-цианистых растворов во «внутрифабричном» обороте с возвращением их в цикл выщелачивание исходного продукта. В «пульповом» варианте (CIP) сорбция металлов проводилась только активным углем, в то время как в «фильтрационном» варианте, наряду с углем, испытали и ионообменную смолу («Purogold»).

Результаты непрерывных испытаний аммиачно-цианистой технологии по варианту «уголь в пульпе» показали, что процесс аммиачного цианирования в данном виде представляется малоэффективным. Причинами этого являются:

- высокие потери золота с жидкой фазы хвостов сорбции (0,28-0,83 мг/л);

- низкая емкость насыщенного угля по золоту (0,92 мг/г) при одновременной значительной емкости по меди (51 мг/г), что в принципе характерно для аммиачно-цианистых растворов с низкой концентрацией NaCN.

Проведенные испытания подтвердили целесообразность использования обезметалленных растворов в обороте, что обеспечивает извлечение золота из хвостов гравитации по твердой фазе на уровне 88,6 %. Однако, с учетом повышенных потерь металла с жидкой фазой хвостов, общее извлечение по

данному варианту составило немногим больше 70 %, что не может быть признано удовлетворительным.

Учитывая полученные результаты, основное внимание в дальнейшем было направлено на изучение варианта с сорбцией золота и меди из растворов (рис. 7).

NaCN, (NHibca Хвосты гравитации

Хвосты гравитации

I

Предварительное цианирование —♦ ♦

Сорбционное выщелачивание

f

Насыщенный уголь {

^сорбция Аи (Си)

Уголь +

Регенерация

Регенерированный уголь _i

Раствор На электролиз

П^ьла Фчпьтаиия Кек Раствор

I

На обезвреживание

1

NaCN. (NHi^COj

Выщелачивание i

^ Фильтрация ^

f

Кек +

На обезвреживание

Кек *

Промывка

Раствор

1

Раствор

NaCN

J

^СорбщяАи на (АУ.'РигодоМ*) Раствор Насыщенный сорбент _Десорбция Си » Аи

I г—*

Аизлюат

Си элюат

На электролиз

Сорбент На регенерацию

Рис. 6. Принципиальная технологическая схема проведения испытаний аммиачно-цианистовон технологии по варианту (С1Р «уголь в пульпе»)

Рис. 7. Гидрометаллургическая схема проведения укрупненных испытаний аммиачно-цианистой технологии (фильтрационный вариант CIS «уголь в растворе»)

Результаты испытаний по аммиачно-цианистому выщелачиванию Аи из продуктов обогащения в замкнутом цикле представлены в табл. 2.

Таблица 2

Результаты полупромышленных испытаний по аммиачно-

цпанистому выщелачиванию золота в замкнутом цикле «CIS»

№ оборота Концентрация, (ШДССЬ, г/л Концентрация в оборотных растворах, мг/л Концентрация в растворе после выщелачивания, мг/л Содержание Аи в кеке, г/т Извлечение Аи, %

Аи Си NaCN Аи Си NaCN

0* 10,0 - - 1,75 190 100 0,43 89,2

1 10,0 0,1 73,9 220 1,98 311 100 0,43 89.2

2 10,0 0,1 210 - 1,96 320 - 0,48 88,0

3 10,0 0.1 280 - l_2,55 411 50 0,35 91,2

4 5.0 0,1 375 240 2.41 413 50 0.33 91,7

5 5.0 0,1 327 - 1,7 . 50 0,37 ■ 90,7

б 5,0 0,1 320 2,53 439 - 0,35 91,2

7 5,0 0,1 433 260 2,48 463 50 0,51 87,2

Примечание: 'выщелачивание и промывка кека проведены свежими растворами. Концентрация в исходном растворе составляла 0,4 г/л, (РШ^СОэ- 7,5 г/л.

Установлено, что использование оборотных аммиачно-цианистых растворов в процессе выщелачивания практически не влияет на уровень извлечения золота (в среднем 89,8% при остаточном содержании в хвостах 0,4г/т). Кроме того, результаты полупромышленных испытаний подтвердили возможность снижения концентрации карбоната аммония в растворе в 2 раза (с 10 до 5 г/л) (табл. 2, опыты 4-7). Процесс растворения золота достаточно эффективно протекает при расходе - 0,9 кг/т, (ЫП^СОз - 7,5 кг/т, что

соответствует молярному соотношению аммиакгцианид, равному 3-^-5:1. Концентрация меди в растворе стабилизировалась практически после третьег о оборота и составила 411-463 мг/л. Дальнейшего увеличения концентрации меди в жидкой фазе пульпы не происходило, очевидно, за счет выпадения осадка в виде вторичных соединений меди.

Эксперименты по сорбции Аи и Си проводили на растворах, содержащих Аи - 0,8-1,0 мг/л. Си - 330 мг/л, в батарее из трех колонок с зажатым слоем для каждого сорбента. Растворы предварительно подкреплением по до 0,5

г/л.

Установлено, что сорбция золота из амиачно-циаиистых растворов протекает достаточно эффективно. Более высокие емкостные характеристики по Аи получены для низкоосновной смолы (3,14 и 0,82 мг/г) в сравнении с активным углем (2,26 и 0,78 мг/г). Однако, судя по остаточной концентрации Аи на выходе первой колонки, максимальная емкость сорбентов не была достигнута вследствие недостаточного количества растворов.

Следует отметить, что активный уголь является менее чувствительным сорбентом к металлам - примесям (Си, 7.л, Ре).

Десорбцию золота и меди из фазы насыщенных сорбентов проводили по схеме, включающей предварительное элюирование Си аммиачио-карбонатными растворами с концентрацией 50 г/л (ЫН4)>С03 в присутствии №СЫ 1-3 г/л при температуре 60 "С и последующую десорбцию золота по стандартной технологии: для активного угля был использован автоклавно-щелочной метод (температура процесса 165 "С, концентрация ЫаОН - 5 г/л), для низкоосновиой смолы щелочно-цианистая обработка (концентрация №ОН - 20 г/л, - 5 г/л, температура 60 (|С).

В указанных режимах для исследуемых сорбентов, содержащих 2,2 - 3,1 мг/г Аи и 3,5-3,7 мг/г Си, степень десорбции металлов составляла 98-99%.

В качестве наиболее эффективного способа очистки стоков от цианида, аммонийных соединений и меди признано хлорирование с последующим выведением аммонийных соединений. Последние осаждаются в виде малорастворимого фосфата магния и аммония - струвита, состав которого соответствует формуле МаМЦРО^ 6Н20. Расход реагентов по данному варианту составил (кг на 1 т хвостов гравитации): - 2,34; К;НР04 - 3,32;

Са(ОС1)г 0,64.

Таким образом, результаты полупромышленных испытаний показали, что фильтрационная аммиачно-цианлетая технология переработки хвостов гравитации руды Тардана представляется достаточно эффективной, извлечение Аи составило порядка 89,7% при расходе №СЫ - 0,9 кг/т и (ЫН^СОз - 7,5 кг/т.

В Главе 4 представлена рекомендуемая схема аммиачно-цианистой технологии извлечения золота из медистых золотых руд, которая может быть применена для переработки хвостов гравитационного обогащения руды месторождения «Тардан» (рис. 8).

Принципиальными отличиями данной схемы от ранее разработанного Иргиредметом для этих продуктов «базового» варианта (цианирование по методу «С1Р») являются:

- введение в цианистые растворы при выщелачивании руды солей аммония, что позволяет резко (примерно в 3 раза) уменьшить количество меди, переходящей в растворы, и пропорционально снизить расход ЫаСИ;

- включение в технологическую схему операции глубокого обезвоживания (фильтрация) процианированной пульпы с последующей адсорбцией золота из растворов активным углем или анионитом «Рш^о1<3», что обеспечивает возможность максимального использования аммиачно-цианистых растворов во внутрифабричном обороте (в отличие от «пультового» сорбщюнного процесса - С1Р);

- осуществление оригинальной технологии селективной десорбции меди из насыщенного активного угля аммиачно-карбонатными цианистыми растворами с использованием «медных» элюатов в основном цикле выщелачивания руды;

- дополнение ранее рекомендованной технологии обезвреживания цианид и медьсодержащих хвостов гидрометаллургического процесса (хлорирование) операцией очистки стоков от растворенных соединений аммония (осаждение струвита).

Основные показатели гидрометаллургической переработки руды Тардана по технологии аммиачного цианирования представлены в табл. 3. Для сопоставления в этой же таблицы приведены аналогичные показатели по другим альтернативным вариантам.

Таблица 3

Показатели переработки хвостов гравитации руды Тардана по различным вариантам гидрометаллургической технологии

Вариант технологии Содержание в исходном Концентрация в растворах, мг/л Содержание Аи в хвостах, г/т Извлечение Аи, % Расход реагентов, кг на 1 т. хв.гр.

Аи, г/т Си, % Аи Си NaCN (NHfeCOj

Базовая технология «С1Р» 5,1 0,4 - 1024 0,62 87,9 4,0-4,5 -

Аммиачное цианирование с оборотом растворов (фильтрационный вариант «CIS») 4,0 0.4 2,2 437 0,41 89,7 0,9 7,5

Аммиачное цианирование в режиме «С1Р» 4,0 0,4 2,2 352 1.17 70,7 1.5 7,5-15,0

Из приведенных данных следует, что более предпочтительными с точки зрения извлечения золота и расхода цианида является вариант аммиачного цианирования с сорбцией металлов из растворов (CIS).

Исходная руда

Измел1чение +

Гравитационное обогащение

Гравиконцентрат Глубокая доводка

Хвосты гравитации

«Золотая головка»

Плавка на лигатурное золота

Промп|х>дукт Доизмельчение

Обезвоживание (сгущение, фильтрация)

(ВД)2СОз

Кек Распудьповка

Слив В оборот

^ Аммиачно-цианистое выщелачивание

Фильтрация с отмывкой растворенного золота

Кек *

На обезвреживание и в отвал

Раствор

ЫаСЫ

Сорбция Аи (Си) активным углем или аннонитом «Рип^оИ»

(ЫН4)2С03, ХаСМ

Насыщенный сорбент *

Десорбция меди

-т

Раствор *_

Медьсодержащий алюат

Сорбент

ИаОН /

Лесопбпия золота

Электролиз

Катодные осадки _*

♦

-Аи-элюат

Огрегенерированный

сорбент

*_

Рис. 8. Рекомендуемая технологическая схема переработки руды месторождения «Тардаи» на основе процесса аммиачного цианирования

В табл. 4 представлены результаты выполненных укрупненных технико-экономических расчетов по двум вариантам: «базовому» (вариант 1) и аммиачно-цианистому с фильтрацией и оборотом растворов (вариант 2).

Таблица 4

Технико-экономическое сопоставление вариантов

Наименование показателей Значения показателей

Вариант 1 («базовая» технология СП3) Вариант 2 (аммиачное цианирование с фильтрацией и оборотом растворов)

Капитальные затраты, тыс. руб.

па оборудование 43800 80200

на строительство зданий и сооружении 54500 50400

Всего 98300 13060»

Годовые эксплуатационные затраты, тыс. руб.

Заработная плата с отчислениями 6300 9900

Стоимость реагентов 443300 124621

Стоимость XI. энергии (без десорбции, электролиза, реактивации угля и плавки) 960 1200

Расходы на обогрев производствен ны.ч помещений (условно) 7000 8000

Амортизационные отчисления 9830 13060

Всего 467390 159479

«Годовые приведенные затраты» 477220 172509

Из табл. 4 видно, что процесс «фильтрационного» аммиачного цианирования руды Тардана характеризуется некоторым увеличением капитальных затрат, а также отдельных статей эксплуатационных расходов по сравнению с «базовым» вариантом, что вызвано включениями в схему целог о ряда дополнительных технологических операций. Однако, этот недостаток аммиачного цианирования многократно перекрываются экономией от снижения затрат на реагенты.

В этом плане технология аммиачного цианирования применительно к данному конкретному объекту имеет определенные экономические преимущества, которые выражаются разницей в «приведенных» затратах по вариантам 1 и 2 (304000 тыс. руб. в пользу варианта 2). Эти преимущества усиливаются за счет количества дополнительно извлекаемого (по сравнению с

«базовым» вариантом) золота, которое составляет ~ 53 кг в год или в денежном выражении ~ 53,3 млн. рублей.

ЗАКЛЮЧЕНИЕ

Основные научные и практические результаты диссертационной работы состоят в следующем:

1. На примере цианирования нескольких медьсодержащих золотых руд подтвержден положительный эффект использования аммиака, проявляющийся в уменьшении количества переходящих в растворы циано-растворимых форм меди и снижении расхода цианида в цикле выщелачивания;

2. Методом вращающего диска определены основные кинетические закономерности определяющие, поведение золота и меди в процессе аммиачного цианирования руд. В частности показано, что

- увеличе1ше концентрации аммиака в растворе не влияет на скорость растворения золота в отличие от меди;

- растворение золота и меди в данной системе протекает в области смешанной кинетики, данный факт подтверждается рассчитанными значениями энергии активации. Для диффузионного и кинетического режимов они соответственно составили 10,8 и 49,9 кДж/моль для Аи и 13,6 и 56,2 кДж/моль для Си. Выявлено, что растворение золота и меди в системе NaCN-fNH^COj-NH40H-H20 является реакцией первого порядка. Экспериментальное значение константы скорости реакции по золоту составляет 1,6-10"7 л-см2 -с1/2 рад'1'2 по меди 0,95-10"7 л -см'2 -с"2 -рад'"2.

- при низких концентрациях NaCN (до 0,005 моль/л), скорость растворения золота выше, чем скорость растворения меди, что важно с технологической точки зрения.

- присутствие в растворах аммиачно-цианистых комплексов меди интенсифицирует процесс растворения золота.

3. Установлено, что процесс АЦ медистых золотых руд целесообразно проводить с использованием карбоната аммония, что обусловлено соответствующими технологическими и экономическими преимуществами. Оптимальными приняты следующие параметры АЦ: концентрация реагентов NaCN - 0,5г/л; (NH4)2C03 - 5-Юг/л; Ж:Т не менее 1,5:1; продолжительность выщелачивания -24 ч;

4. Полупромышленными испытаниями, проведенными на хвостах гравитационного обогащения руды месторождения «Тардан» с исходным содержанием Аи - 4,2 г/т и Си - 0,4 %, установлено, что дня условий аммиачного цианирования в сравнении с «С1Р» («уголь в пульпе») процессом более рациональным представляется вариант «CIS» («уголь в растворе»), главньм преимуществом которого является возможность эффективного использования обезметалленных растворов во внутрифабричном обороте, снижения расхода NaCN и повышение извлечения золота;

5. Для десорбции меди из фазы активного угля и низкоосновной смолы «Purogold» испытаны аммиачно-карбонатно-цианистые элюенты, содержащие

1-3 г/л NaCN и 50 г/л (ЫН^СОз, процесс следует вести при температуре 60°. На предложенный способ десорбции получено положительное решение о выдаче патента;

6. По результатам экспериментов определена принципиальная схема гидрометаллургической переработки медистых золотых руд с использованием процесса АЦ. В соответствии с данной схемой, руда подвергается выщелачиванию оборотными аммиачно-цианистыми растворами с введением 5,0 г/л (NH4)2C03, далее пульпа фильтруется, отмывается от растворенного золота, полученные растворы подкрепляются цианидом до концентрации NaCN 0,5 г/л и направляются на сорбцию активным углем или низкоосновной смолой «Purogold». Насыщенный сорбент подвергается двухстадиальному элюированию (последовательная десорбция меди и золота). Обезметалленные растворы используются в обороте для выщелачивания новой порции руды. Золотосодержащие элюаты подвергаются электролизу с последующей плавкой катодных осадков на металл Доре. Данная технология обеспечивает, (с учетом гравитации) извлечения золота на уровне 96,2%, в том числе в цикле гидрометаллургической переработки хвостов гравитационного обогащения (АЦ) 89,7%, при удельном расходе реагентов (кг на 1 тонну руды): NaCN - 0,9; (NH4)2C03 - 7,5; Са(ОС1)2 - 0,64. На указанную технологию получено положительное решение о выдаче патента;

7. Для обезвреживания жидкой фазы хвостов аммиачного цианирования от токсичных примесей, в числе которых наряду с цианидами и растворенной медью, входят соединения аммония, рекомендован метод осаждения последних в виде малорастворимого фосфата магния и аммония - струвита. Одним из достоинств данного метода является то, что он в принципе хорошо совмещается с процессами хлорирования и осаждения меди из растворов, осуществляемыми также при высоких значениях pH. Обезвреженная таким способом жидкая фаза может быть использована в качестве оборотной воды на любой технологической операции или сброшена с соблюдением условий предельно допустимых сбросов.

8. Укрупненные технико-экономические расчеты вариантов аммиачного цианирования и классического процесса «CIP» для предприятия по переработке руд Тардана с годовой производительностью 300 тыс. т. руды в год, показали, что экономический эффект от применения технологий АЦ может составить около 304 млн. руб. в год.

9. Установлена принципиальная возможность использования аммиачного цианирования на других объектах по переработке медистых золотых руд.

Основное содержание диссертации изложено в следующих работах:

1.Пунишко O.A. Результаты исследований по извлечению золота из медистых руд месторождения «Тардан» / O.A. Пунишко, В.М. Лодейщиков // материалы всероссийской конференции «Перспективы развития технологии, экологии и автоматизации химических, пищевых и металлургических производств» - Иркутск : Изд-во ИрГТУ. Иркутск, 2006. - С. 160.

2. Хмельницкая О. Д. Разработка технологии переработки золото медных руд на примере месторождения «Тардан» / О.Д. Хмельницкая, В.М. Лодейщиков, З.А. Маринюк // Материалы междунар. совещ. «Прогрессивные методы обогащения и технологии глубокой переработки руд цветных, редких и платиновых металлов» («Плаксинские чтения-2006» 2-8 окт. г. Красноярск). -Красноярск : ГОУ ВПО «ГУЦМиЗ», ИХХТ СО РАН, 2006. - С. 66-68.

3. Лодейщиков В.М. Результаты исследований по аммиачному цианированию медистых золотых руд / В.М. Лодейщиков, О.Д. Хмельницкая // Материалы междунар. совещ. «Современные проблемы обогащения и глубокой комплексной переработки минерального сырья» («Плаксинские чтения-2008» 16-21 сент. г. Владивосток). - Владивосток : Горный институт ДВГТУ, 2008. -С. 284-286.

4. O.D. Khmenitskaya., G.I.Voiloshnikov., V.M. Lodeyshikov., Z.A. Marinyuk // Proceedings of «XXIV International Mineral Processing Congress» (Beijing, China, 24-28 sept. 2008), vol. 4 P.244.

5. O.D. Khmenitskaya. Test results and development technology of gold-copper cyanidation / O.D. Khmenitskaya., G.I.Voiloshnikov., V.M. Lodeyshikov., Z.A. Marinyuk // Proceedings of «XXIV International Mineral Processing Congress» (Beijing, China, 24-28 sept. 2008), vol. 2 PP. 1704-1709.

6. O.D. Khmenitskaya. Pilot-plant testing of ammonical-cyanidation for gold recovery from copper-gold bearing ore / O.D. Khmenitskaya., V.M. Lodeyshikov., G.I.Voiloshnikov // Proceedings of «XXV International Mineral Processing Congress» (Brisbane, Australia, 2010), PP. 346-350.

7. Лодейщиков В.М. Результаты исследований по разработке аммиачно-цианистой технологии извлечения золота из медистой золотосодержащей руды / В.М. Лодейщиков., О.Д. Хмельницкая., О.Н. Курнышевская // Материалы междунар. совещ. «Научные основы и современные процессы комплексной переработки труднообогатимого минерального сырья» («Плаксинские чтения-2010» 13-18 сент. г. Казань). - Казань: ФГУП ЦНИИгеолнеруд, 2010. - С. 323325.

8. Лодейщиков В.М. Аммиачное цианирование медистых золотых руд / В.М. Лодейщиков, О.Д. Хмельницкая., Г.И. Войлошников // Цветные металлы. - 2010, - №8. - С. 37-41.

9. Лодейщиков В.М. Укрупнённые испытания аммиачно-цианистой технологии извлечения золота из медистой золотосодержащей руды // Вестник ИрГТУ. Иркутск, 2010. №3. С. 87-90.

10. Положительное решение о выдаче Патента N2 2009149414/02. Способ десорбции меди из фазы насыщенного сорбента / Лодейщиков В.М., Хмельницкая О.Д., Курнышевская О.Н. Заявл. 29.12.2009. Решение о выдаче от 17.02.2011.

11. Положительное решение о выдаче Патента № 2010100528/02. Способ извлечения золота из медистой золотосодержащей руды / Лодейщиков В.М., Хмельницкая О.Д., Курнышевская О.Н. Заявл. 11.01.2010. Решение о выдаче от 18.02.2011.

Подписано в печать 27.04.2011. Формат 60 х 90 / 16. Бумага офсетная. Печать трафаретная. Усл. печ. л. 1,5. Тираж 100 экз. Зак. 40к.

Лицензия ИД № 06506 от 26.12.2001 Иркутский государственный технический университет 664074, г. Иркутск, ул. Лермонтова, 83

Стр.

ВВЕДЕНИЕ.

1 МЕДИСТЫЕ ЗОЛОТЫЕ РУДЫ И ОСНОВНЫЕ ПРИНЦИПЫ ИХ РАЦИОНАЛЬНОГО ИСПОЛЬЗОВАНИЯ.

1.1 Общая характеристика медистых золотых руд как особой категории минерального сырья.

1.2 Обзор существующих методов переработки медистых золотых

1.2.1 Флотационные методы переработки медистых золотых руд.

1.2.2 Гидрометаллургические методы переработки медистых золотых руд.

1.3 Результаты технологических экспериментов по извлечению ч золота из медистых золотых руд. Обоснование основных задач и этапов диссертационных исследований.

2 ИЗУЧЕНИЕ ОСНОВНЫХ ЗАКОНОМЕРНОСТЕЙ РАСТВОРЕНИЯ ЗОЛОТА И МЕДИ В АММИАЧНО-ЦИАНИСТЫХ РАСТВОРАХ.

2.1 Растворение металлической меди, малахита, халькопирита в аммиачно-цианистых растворах.

2.2 Изучение кинетики растворения металлических золота и меди в аммиачно-цианистых растворах.

2.2.1 Методика проведения экспериментов.

2.2.2 Исследование влияния различных факторов на кинетику растворения золота и меди аммиачно-цианистыми растворами.

2.2.2.1 Зависимость скорости растворения золота и меди от концентрации цианида натрия в исследуемых растворах.

2.2.2.2 Зависимость скорости растворения золота и меди от интенсивности перемешивания.

2.2.2.3 Зависимость скорости растворения золота и меди от. концентрации аммиака и карбоната аммония в растворе.

2.2.2.4 Зависимость скорости растворения золота и меди от температуры раствора.

2.2.2.5 Зависимость скорости растворения золота от концентрации аммиачно-цианистой меди в растворе.

2.3 Выводы.

3 РАЗРАБОТКА ТЕХНОЛОГИЧЕСКОЙ СХЕМЫ И ОПТИМИЗАЦИЯ РЕЖИМОВ ПРОЦЕССА АММИАЧНОГО ЦИАНИРОВАНИЯ МЕДИСТЫХ ЗОЛОТЫХ РУД.

3.1 Оптимизация режима аммиачно-цианистого выщелачивания руды.

3.2 Изучение условий выделения металлов из аммиачно-цианистых растворов.

3.3 Изучение возможности использования аммиачно-цианистых растворов в обороте.

3.4 Результаты полупромышленных испытаний аммиачно-цианистой технологии.

3.5 Обезвреживание сточных вод и хвостов аммиачного цианирования.

3.6. Выводы.

4 РЕКОМЕНДУЕМАЯ СХЕМА И ТЕХНИКО-ЭКОНОМИЧЕСКИЕ ПОКАЗАТЕЛИ ПЕРЕРАБОТКИ МЕДИСТЫХ ЗОЛОТЫХ РУД МЕСТОРОЖДЕНИЯ «ТАРДАН» С ИСПОЛЬЗОВАНИЕМ ПРОЦЕССА АММИАЧНОГО ЦИАНИРОВАНИЯ.

4.1 Рекомендуемая схема переработки медистых золотых руд месторождения «Тардан» с использованием аммиачного цианирования. \\

4.2 Сравнительные технико-экономические расчеты переработки медистых золотых руд месторождения «Тардан».

Актуальность работы.

Золото и медь часто сопутствуют друг другу в рудах. Такие руды широко распространены в природе и переработка их осуществляется- на десятках предприятиях в различных странах мира.

Исходя из относительной ценности [q] золота и меди в рудах, эти руды могут быть разделены на две основные группы [1,2]:

А. Медные золотосодержащие руды — РСц (Аи> медь в которых является главным ценным компонентом (qcu > ЧАи), а золото сопутствующим.

Б. Золотые медьсодержащие (медистые) руды PAu (Cu)> главным ценным компонентом которых является золото (qAu > qcu)> а в роли сопутствующего выступает медь.

Как правило, руды категории «А» перерабатываются на предприятиях медной промышленности по традиционной технологии, включающей флотационное обогащение с последующей пирометаллургической переработкой получаемых концентратов (обжиг, плавка огарков на медный штейн, конвертирование штейна с получением черновой меди, огневое и электролитическое рафинирование меди). Золото и серебро, присутствующие в медных концентратах, извлекаются попутно на стадии электролитического рафинирования меди в богатые шламы, направляемые на аффинажные заводы.

Данный производственный цикл достаточно хорошо отработан как в технологическом, так и в аппаратурном отношении и реализация его обычно не встречает особых проблем.

Более сложным представляется вопрос рационального использования руд категории «Б» (медистые золотые руды), перерабатываемых на золотоизвлекательных фабриках. Это объясняется двумя основными причинами.

Во-первых, руды данного типа отличаются большим разнообразием вещественного .состава, что обуславливает возможность использования для их переработки очень большого количества технологических. вариантов.

Выбор наиболее оптимального из них для конкретной руды часто представляет сложную задачу, требующую проведения детальных технологических исследований и сделанных на их основе тщательных технико-экономических расчетов.

Во-вторых, в рудах категории «Б», медь рассматривается не только как попутный ценный компонент, получение которого в виде соответствующих товарных продуктов может быть экономически оправданным, но в еще большей степени - как вредная примесь, осложняющая процесс извлечения золота.

Прежде всего это касается цианирования — главной операции металлургической переработки золоторудного сырья. Известно, что большинство минералов меди, как сульфидных (халькозин, ковеллин, борнит, блеклые руды), так и окисленных (куприт, малахит, азурит, а также самородная медь), активно взаимодействуют с NaCN, образуя растворимые «.цианистые комплексы. При этом на 1 кг меди, присутствующей в исходной руде, расходуется от 2,3 до 3,4 кг/т цианида [1]. Поэтому даже десятые доли % цианисто-растворимой меди в исходном сырье, подвергаемом .гидрометаллургической переработке, делают процесс цианирования весьма «напряженным» в экономическом отношении.

К сказанному следует добавить, что переходящая в растворы медь осложняет процесс осаждения золота из растворов, в том числе наиболее распространенными методами: цементацией на цинковую пыль и сорбцией на активированный уголь (варианты CIP, CIL).

Наконец, растворенная медь представляет экологическую опасность и предельно допустимая ее концентрация (ПДК) ограничивается жесткими рамками, сопоставимыми с ПДК на NaCN (0,1 мг/л) [3,4,5].

В связи с вышесказанным, переработка медистых золотых руд с применением процесса цианирования представляет сложную задачу, от решения которой во многом зависит возможность вовлечения их в промышленную эксплуатацию. В полной мере это относится и к медьсодержащим продуктам флотационного и гравитационного обогащения (концентраты, промпродукты, хвосты).

На международном симпозиуме по переработке золотых руд, состоявшемся в Канаде в августе 2005г [6], признано, что руды данного типа составляют одну из главных проблем золотодобывающей промышленности 21 века.

Проведенный анализ имеющейся информации о применяемых в промышленности методах гидрометаллургической переработки золоторудного сырья, содержащего цианируемые соединения меди, позволяет выделить два принципиальных подхода к решению данной проблемы.

1. Выделение меди из руды до цианирования с использованием процессов флотации или селективного (например, сернокислотного или аммиачного) выщелачивания медьсодержащих минералов.

2. Прямое цианирование руды с использованием специальных технических приемов, позволяющих снизить до минимума отрицательное .влияние меди на показатели данного технологического процесса (извлечение золота, расход цианида, обезвреживание сточных вод).

При этом оценивается возможность выделения меди в продукты представляющие товарную ценность или, в крайнем случае, в малотоксичные соединения, пригодные для складирования в хвостохранилищах длительного использования.

Возможности каждого из этих направлений кратко освещены в главе 1 диссертации (Аналитический обзор). Наряду с хорошо известными и освоенными промышленностью методами обогащения и гидрометаллургической переработки медистых золотых руд, в обзоре рассмотрены и такие варианты, которые еще пока не нашли широкого применения в золотодобывающей отрасли, но тем не менее представляются достаточо интересными как в научном, так и в практическом отношении, и имеют благоприятные перспективы для последующей реализации. К ним, в частности, относится способ аммиачного цианирования (АЦ) золото - и медьсодержащих руд.

Сущность данного способа (запатентованного Б. Хантом в 1901г.) [7] заключается в обработке руды раствором цианида в смеси с аммиаком, присутствие -которого позволяет достичь высоких показателей извлечения золота в растворы при умеренном растворении меди и, соответственно, при значительно меньшем расходе NaCN на выщелачивание руды.

Данный факт подтвержден крупномасштабными технологическими испытаниями на фабрике Paris в Австралии (1988 г), а также опытом работы еще двух золотодобывающих предприятий: Akjount в Мавритании (1995 f) и Mt. Gibson в Австралии (1996—1997 гг). Во всех приведенных выше примерах, при цианировании различных по составу золото - и медьсодержащих рудных материалов • в присутствии аммиака, достигнут заметный эффект по нейтрализации меди и снижению расхода цианида, в гидрометаллургическом цикле с обеспечением достаточно высокого (на уровне 70-90%); извлечения золота. Тем - самым в промышленных масштабах продемонстрирована «жизнеспособность» процесса аммиачного цианирования медистых золотых руд. Однако, вместе с тем показано, что реализация данного процесса связана со значительными трудностями, препятствующими более широкому1-, использованию его в золотодобывающей промышленности:

Особенно это касается таких аспектов, как оптимизация режимов АЦ (в зависимости от изменения вещественного состава, перерабатываемых руд), условия извлечения золота (а также и меди) из технологических растворов и рудных пульп, обезвреживание хвостов и сточных вод; гидрометаллургического процесса, содержащих цианиды, медь и соли аммония, возможность, использования растворов во внутрифабричном обороте.

Учитывая вышесказанное, а также важность проблемы извлечения; золота из медистых руд на предприятиях РФ;,-в институте «Иргиредмет» в период с 2006 по 2010 гг. проведен широкий комплекс исследований- по изучению процесса АЦ, результаты которых положены- в основу диссертационной работы.

Целью работы явилось изучение кинетики растворения золота и меди в аммиачно-цианистой системе и разработка технологической схемы извлечения золота из медистых руд на основе процесса аммиачного цианирования с оценкой ее использования на гидрометаллургичес'ких предприятиях золотодобывающей промышленности.

Практическая значимость работы

По результатам исследований разработан новый вариант технологической схемы извлечения золота из руды (хвостов гравитационного обогащения руды) месторождения «Тардан», Республика Тыва, находящегося в стадии промышленной эксплуатации. Данный вариант, основанный на использовании процесса аммиачного цианирования (АЦ), благодаря меньшим затратам на реагенты обладает, существенными экономическими преимуществами перед ранее разработанным Иргиредметом и отраженным в технологическом регламенте на проектирование ЗИФ классическим способом сорбционного цианирования руды по технологии «С1Р» («уголь в пульпе»). Согласно предварительным расчетам, разница в приведенных эксплуатационных затратах по сопоставляемым вариантам для объекта с годовой производительностью 300 тыс. тонн руды в год, составляет около 304 млн. руб. в год в пользу технологии АЦ.

Данный факт, дополненный результатами поисковых исследований на других медистых золотых рудах (месторождения «Верхне-Алиинское», «Купол»), свидетельствует о перспективности технологии АЦ для данного вида минерального сырья в том числе и применительно к условиям отечественной золотодобывающей промышленности.

Научная новизна

Впервые изучен процесс растворения металлических золота и меди в системе ЫаС1\Г-(КН4)2СОз-КН40Н-Н20. Установлены основные физико-химические закономерности растворения золота и меди аммиачно-цианистыми растворами (порядок реакции, константа скорости растворения золота и меди, энергия активации).

Экспериментально доказано, что скорость растворения золота возрастает в присутствии аммиачно-цианистых комплексов меди, которые выступают в качестве дополнительного растворителя благородного металла.

Предложены новые элюенты для селективной десорбции меди из активных углей и низкоосновного анионита «Рип^оШ».

Впервые создана технология аммиачного цианирования медистых золотых руд, включающей все основные переделы: от выщелачивания руды до получения готовой товарной продукции и отвальных хвостов гидрометаллургического процесса.

По результатам исследований получено два положительных решения на выдачу патентов.

Личный вклад автора заключается в обосновании задач исследования, планировании и проведении лабораторных и полупромышленных испытаний, анализе и обработке полученных результатов:

Апробация работы. Основные материалы работы изложены и обсуждены на всероссийской научно-практической конференции «Перспективы развития технологии, экологии и автоматизации химических, пищевых и металлургических производств» (Иркутск, 2006), на международных совещаниях «Прогрессивные методы обогащения и технологии глубокой переработки руд цветных, редких и платиновых металлов» (Плаксинские чтения, Красноярск, 2006), «Современные! проблемы обогащения и глубокой комплексной переработки минерального сырья» (Плаксинские чтения, Владивосток, 2008), «Научные основы и современные процессы комплексной переработки труднообогатимого минерального сырья» (Плаксинские чтения, Казань, 2010), на международном конгрессе «The XXIV International Mineral Processing,-Congress» (IMPC, Пекин, Китай, 2008), международном конгрессе «The XXV International Mineral Processing Congress» (IMPC, Брисбен, Австралия, 2010), на кафедре металлургии цветных металлов ИрГТУ.

Публикации. По материалам выполненных исследований имеется 11 публикаций, в том числе две статьи в научных журналах, рекомендованных ВАК, два тезиса докладов и два доклада на международных конгрессах, 4 тезиса докладов на международных совещаниях, два положительных решения о выдаче патентов.

Структура и объем диссертации. Работа изложена на 154 страницах, содержит 30 рисунков, 26 таблиц, и состоит из введения, 4 глав, заключения, списка литературы из 109 наименований и приложения.

3.6 Выводы

1. Установлено, что процесс АЦ медистых золотых руд целесообразно проводить с использованием карбоната аммония, что обусловлено соответствующими технологическими и экономическими преимуществами. Оптимальными приняты следующие параметры АЦ: концентрация реагентов КаСЫ - 0,5г/л; (ЫН4)2С03 - 5-Юг/л; Ж:Т не менее 1,5:1; продолжительность выщелачивания - 24 ч, рН - 10,2.

2. Для извлечения золота из медистых золотосодержащих продуктов обогащения, могут быть рекомендованы следующие сорбенты: активированный уголь и анионит «Ригс^оШ» . Ожидаемая емкость по золоту составит 2,5-3,0 мг/г, по Си 4,0-8,0 мг/г (при рабочей концентрации ЫаСЫ -0,4-0,5 г/л).

3. Для десорбции меди из фазы активного угля и низкоосновной смолы «Ригс^оМ» испытаны аммиачно-карбонатно-цианистые элюенты, содержащие 1-3 г/л NaCN и 50 г/л (ЫКЦ^СОз, процесс следует вести при температуре 60°. На предложенный способ десорбции получено положительное решение о выдаче патента [103].

4. Полупромышленными испытаниями, проведенными на хвостах гравитационного обогащения «Тардан» с исходным содержанием Аи - 4,2 г/т и Си - 0,4 %, установлено, что для условий аммиачного цианирования более рациональным представляется фильтрационный вариант «CIS» в сравнении . с угольно сорбционной технологией «С1Р». Главным преимуществом «CIS» процесса является возможность эффективного использования обезметалленных растворов во внутрифабричном обороте, более высокое извлечение золота и меньший расход NaCN. На данную технология получено положительное решение о выдаче патента [104].

5. Показано, что химическая очистка избыточных растворов «сухого» хвостохранилища от цианидов, меди и аммиака эффективно осуществляется методом щелочного хлорирования с дополнительным осаждением струвита.

4 РЕКОМЕНДУЕМАЯ СХЕМА И ТЕХНИКО-ЭКОНОМИЧЕСКИЕ ПОКАЗАТЕЛИ ПЕРЕРАБОТКИ МЕДИСТЫХ ЗОЛОТЫХ РУД МЕСТОРОЖДЕНИЯ «ТАРДАН» С ИСПОЛЬЗОВАНИЕМ ПРОЦЕССА АММИАЧНОГО

ЦИАНИРОВАНИЯ

4.1 Рекомендуемая схема переработки медистых золотых руд месторождения «Тардан» с использованием аммиачного цианирования

По итогам комплекса проведенных технологических исследований рекомендована схема аммиачно-цианистой технологии извлечения золота из медистых руД, которая может быть применена для переработки хвостов гравитационного обогащения руды месторождения «Тардан» (рисунок 4.1) [105].

Согласно рекомендуемой технологии обезвоженные хвосты гравитации поступают на агитационное аммиачно-цианистое выщелачивание. Полученную пульпу подвергают фильтрации с отмывкой растворенного золота. Фильтрат и промывные растворы объединяют, подкрепляют по МаС1Ч до концентрации 0,5 г/л и направляют на сорбцию золота активным углем. Обезметалленые растворы используют в циклах выщелачивания и отмывки растворенного золота. Насыщенный сорбент поступает на автоклавную десорбцию золота щелочными растворами с предварительным элюированием меди. После чего активный уголь подвергают термической реактивации. Медьсодержащий элюат возвращают в цикл выщелачивания, а золотосодержащий раствор направляют на электролиз с получением катодных осадков и последующей их плавкой на металл Доре.

Принципиальными отличиями данной схемы от ранее рекомендованного «базового» варианта (см. рис. 1.4) являются:

- введение в цианистые растворы при выщелачивании руды солей аммония, что позволяет резко (примерно в 3 раза) уменьшить количество меди, переходящей в растворы, и снизить расход ИаСК на переработку руды;

- включение в технологическую схему операции фильтрации процианированной пульпы с последующей адсорбцией золота из растворов активированным углем, что обеспечивает возможность максимального использования аммиачно-цианистых растворов во внутрифабричном обороте;

- осуществление оригинальной технологии селективной десорбции меди из насыщенного активированного угля аммиачно-карбонатными цианистыми растворами с использованием «медных» элюатов в основном цикле выщелачивания руды;

- дополнение ранее рекомендованной технологии обезвреживания цианид - и медьсодержащих хвостов гидрометаллургического процесса (хлорирование) операцией очистки стоков от растворенных соединений аммония (осаждение струвита).

Основные показатели гидрометаллургической переработки руды Тардана по технологии аммиачного цианирования представлены в таблице 4.1. Для сопоставления в этой же таблицы приведены аналогичные показатели (извлечение золота, расход реагентов) по другим альтернативным вариантам, в качестве которых рассмотрены:

- «базовый вариант» цианирования по классической технологии С1Р, ранее предложенной для руд данного месторождения;

- аммиачное цианирование руды с использованием пульпового угольно-сорбционного процесса без последующей фильтрации пульпы и оборота технологических растворов.

Исходная руда

114

Измельчение ♦

Гравитационное обогащение Г

Гравиконцентрат Глубокая доводка

Хвосты гравитации

Золотая головка»

-4

Плавка на лигатурное золота

Промп^одукт

Доизмельчение *

Обезвоживание (сгущение, фильтрация)

ЫНОгСОз

Кек *

Распульповка

Слив В оборот

Аммиачно-цианистое выщелачивание

Фильтрация с отмывкой растворенного золота

Кек ♦

На обезвреживание и в отвал

Раствор

ЫаСК

Сорбция Аи (Си) активным углем или анионитом «Ригс^оЫ»

ШОгСОз, ЫаСЫ

Насыщенный сорбент

Десорбция меди

Раствор ±

ЫаОН

Медьсодержащий элюат

Сорбент

Электролиз

Катодные осадки *

Лесообния золота *-^

-Аи-элюат Отрегенерированный сорбент

Рисунок 4.1 - Рекомендуемая технологическая схема переработки руды месторождения «Тардан» на основе процесса аммиачного цианирования.

ЗАКЛЮЧЕНИЕ

Анализ литературных данных показал, что одной из важнейших проблем золотодобывающей промышленности начала 21-го столетия является проблема рационального использования медистых золотых руд. Данные руды достаточно широко распространены в природе. В настоящее время переработка их осуществляется на десятках предприятий самого различного масштаба. Особенностью медистых золотых руд является чрезвычайное разнообразие их вещественного состава. Показано, что медистые золотые руды с полным правом могут быть отнесены к наиболее сложной категории золоторудного сырья. Они существенно отличаются между собой по таким критериям как абсолютное содержание, минеральная форма, ценностное соотношение золота и меди в исходном сырье, степень окисленности руд, характер ассоциации металлов с основными рудными и породообразующими минералами и т.д. Это практически исключает возможность применения к рудам данного типа какой-то единой (универсальной) схемы обогащения и металлургической переработки. Для каждой медьсодержащей золотой руды, или группы руд, относящихся к одному минерально-технологическому типу, требуется создание специальной технологии, основанной на применении особых технических приемов, многие из которых еще находятся в стадии научной разработки и опытно-промышленной апробации.

К числу таких технологий относятся и так . называемый процесс «аммиачного цианирования», предложенный Хантом в 1901г. Данный процесс разработан, главным образом, для руд, в которых и золото, и медь представлены в основном цианорастворимыми формами и для которых не могут быть применены обычные методы флотационного, гравитационного обогащения или гидрометаллургической селекции металлов.

Типичным примером такого типа руд являются медистые золотые руды находящегося в эксплуатации месторождения «Тардан» (Республика Тыва) со средним содержанием Аи-9,4 г/т и Си-0,4%. Из данного количества на долю цианируемых форм приходится ~ 95% золота и ~ 40% меди.

Предыдущими исследованиями Иргиредмета установлена возможность извлечения до —50% присутствующего в руде золота в богатый гравитационный концентрат («золотую головку») с содержанием металла на уровне 20%. Однако, медь гравитационными методами извлечь не удалось и содержание ее- в хвостах гравитации осталось практически на уровне исходной руды: 0,4-0,45%. Также неудовлетворительными • оказались попытки выделить медь флотационным путем и с помощью сернокислотного выщелачивания, в последнем случае — по причине чрезвычайно высокого расхода серной кислоты (170-180кг на 1т руды) на взаимодействие с карбонатными минералами (более 10% от общей массы руды). С учетом вышесказанного, для руды месторождения «Тардан» разработана, испытана в полупромышленных условиях и отражена в технологическом регламенте на проектирования предприятия (2005г) [12] технологическая схема, включающая измельчение руды до крупности 90% класса минус 0,074 мм, гравитационное обогащение с прямой плавкой получаемой «золотой головки» на металл Доре и цианирование хвостов гравитации по угольно-сорбционной технологии в режиме «С1Р» («уголь в пульпе»). Обезвреживание хвостов цианирования рекомендовано осуществлять хлоринационным способом. Рекомендованная в Регламенте 2005г технология обеспечивает относительно высокое извлечение золота в товарную продукцию - лигатурный металл (93,4% от исходной руды).

Вместе' с тем, она характеризуется рядом недостатков, главными из которых являются:

- высокий удельный расход реагентов: ИаСИ - в цикле выщелачивания и Са(ОС1)2 'на химическую очистку хвостов гидрометаллургического процесса, соответственно 4,5 и 13,5 кг на 1 тонну руды, что делает данную технологию достаточно «напряженной» в экономическом плане;

- повышенное содержание золота в жидкой фазе хвостовой пульпы (0,2г золота на 1 тонну твердого).

Оба эти недостатка связаны с присутствием в руде цианорастворимой меди, количество которой (1,6 кг на 1 тонну руды) достаточно точно соответствует приведенным выше расходам цианида и гипохлорита кальция на обработку руды. Указанное обстоятельство определили актуальность проблемы поиска для руд месторождения «Тардан» менее реагентоемкой гидрометаллургической технологии извлечения золота.

Основываясь на материалах выполненного аналитического обзора, в качестве таковой выбрана технология, основанная на использовании процесса аммиачного цианирования (АЦ).

При этом учтено то обстоятельство, что, несмотря на имеющиеся положительные примеры апробация АЦ на нескольких объектах золотодобывающей промышленности, данный процесс не получил дальнейшего развития, главным образом по причине его недоработки, как в теоретическом, так и в прикладном плане. Это касается практически всех стадий АЦ, а именно: выщелачивания (золота и меди), выделения металлов из раствора и очистки жидких отходов гидрометаллургического производства от токсичных примесей, к которым, наряду с цианидами и растворенной медью, добавляются соли аммония.

Учитывая вышесказанное, программа диссертационных исследований включала в себя три последовательных этапа:

- изучение основных физико-химических закономерностей растворения золота и меди в аммиачно-цианистых растворах и оптимизация на этой основе условий выщелачивания медистых золотых руд;

- исследование технологических аспектов процесса АЦ, касающихся выбора рационального способа извлечения золота из рабочих растворов, определение возможности использования обезметалленных растворов во внутрифабричном обороте и поиск наиболее эффективной технологии обезвреживания хвостов и сточных вод гидрометаллургического процесса; разработка реагентносберегающей технологии аммиачного цианирования для руд (хвостов гравитации) месторождения «Тардан» и технико-экономическая оценка данной технологии с сопоставлением ее с ранее рекомендованным для этих руд варианта «классического» цианирования по способу «С1Р».

Итоги выполненных экспериментальных исследований могут быть сформулированы в виде следующих основных выводов:

1. На примере цианирования нескольких медьсодержащих золотых руд (месторождения «Тардан», «Верхне-Алиинское», «Купол») подтвержден положительный эффект использования аммиака, проявляющийся в уменьшении количества переходящих в растворы цианорастворимых форм меди и снижении расхода цианида в цикле выщелачивания.

2. Методом вращающего диска установлено, что растворение золота и меди в данной системе характеризуется смешанным типом кинетики. Данный факт подтверждается рассчитанными значениями энергии активации. Для диффузионного и кинетического режимов они соответственно составили 10,8 и 49,9 кДж/моль для золота и 13,6 и 56,2 кДж/моль для меди.

Выявлено, что растворение золота и меди в системе ЫаСК-(ЫН4)2СОз-ЫЕЦОН-НгО является реакцией первого порядка. Экспериментальное значение константы скорости реакции по золоту составляет 1,6-10'7 л-см2-с 1/2 рад'ш по меди 0,95-10"7 л -см2 -с1/2 рад'!/2.

- показано, что при низких концентрациях до 0,005 моль/л, скорость растворения золота выше, чем скорость растворения меди, что важно с технологической точки зрения.

- увеличение концентрации аммиака в растворе не влияет на скорость растворения золота в отличие от меди, а оптимальное соотношение ЫН3:СК равно 3-5;

- экспериментально доказано, что присутствие в растворах аммиачно-цианистых комплексов меди интенсифицирует процесс растворения золота (примерно в 1,3-1,6 раза), комплексы меди выполняют роль дополнительного растворителя золота. Данный вывод полностью согласуется с результатами некоторых исследований зарубежных авторов [22];

3. Установлено, что процесс АЦ медистых золотых руд целесообразно проводить с использованием карбоната аммония (вместо МНЦОН или других аммонийных соединений), что обусловлено соответствующими технологическими и экономическими преимуществами. С учетом результатов теоретических экспериментов на естественных рудных материалах в качестве оптимальных приняты следующие параметры АЦ: концентрация реагентов - 0,5 г/л; (N114)2003 - 5-10 г/л; Ж:Т не менее

1,5:1; продолжительность выщелачивания - 24ч, рН- 10,3.

Произведена экспериментальная оценка двух возможных вариантов АЦ медьсодержащих золотых руд: а) двухстадиальпая гидрометаллургическая обработка руды с использованием в качестве первой стадии - операции предварительного выщелачивая руды реагентами содержащими аммоний (2ч) и на второй стадии - соответственно процесса цианирования. б) прямое аммиачно-цианистое выщелачивание.

На примере руды «Тардана» показано, что при общей продолжительности процесса 24ч оба варианта обеспечивают примерно одинаковые показатели как по извлечению золота в растворы (-90%), так и по расходу NaCN в цикле выщелачивания. В этих условия более предпочтительным представляется второй вариант - прямое аммиачное цианирование, который и рекомендуется к практическому использованию.

4,Опираясь на опыт гидрометаллургических предприятий золотодобывающей промышленности, для извлечения золота и меди из аммиачно-цианистых медьсодержащих растворов рассмотрены три основных способа: а) цементация металлов цинковой пылью; б) адсорбция золота (меди) активированным углем; в) адсорбция золота (меди) низкоосновной анионообменной смолой «Риго§о1с1», выбор которой (из других ионообменников) определен рН пульпы (-10,1) и более «мягкими» условиями элюирования металлов. По результатам проведенных экспериментов сделан вывод о принципиальной возможности использования всех трех способов, выбор наиболее эффективного из которых должен определяться, исходя из особенностей вещественного состава перерабатываемой медьсодержащей золотой руды и получаемых из нее аммиачно-цианистых растворов. На данной стадии проработки вопроса более предпочтительным представляется сорбционный процесс. При этом установлено, что емкостные характеристики сорбентов по золоту и меди существенно зависят от концентрации цианистого натрия в растворе. При концентрации ИаСЫ в жидкой фазе не менее 0,4 г/л коэффициенты распределения по Аи и Си для активного угля и низкоосновного анионита соответственно находятся на уровне 6000 и 38, 6250 и 21, что свидетельствует о достаточно высокой селективности исследуемых сорбентов по отношению к золоту. Емкость насыщенных сорбентов по Аи составляет 2,5-3,0 мг/г, по Си - 4,0-6,0 мг/г.

5. Для десорбции меди из фазы активного угля и низкоосновной смолы «Ршт^оШ» испытаны аммиачно-карбонатно-цианистые элюенты, содержащие .1-3 г/л №СК и 50 г/л (ЫН4)2С03. Процесс следует вести при температуре 60°.

В указанных условиях [103] степень элюирования меди составляет 9899%, при сохранении концентрации золота в элюатах на уровне 0,1 мг/л и ниже. Последующую десорбцию золота из обезмеженных сорбентов (уголь, смола) рекомендуется производить по общепринятой технологии: а) для активированного угля - автоклавная десорбция щелочными растворами при температуре 165 С0 с последующим электролизом; б) для смолы «Ршх^оШ» - цианисто-щелочными растворами (№С1М-20 г/л, ИаОН-5 г/л) при температуре ~ 60 С0.

6. С учетом современного состояния освоения угольно-сорбционной и ионообменной технологии извлечения золота на действующих золотоизвлекательных фабриках, применяющих процесс цианирования, определенными преимуществами обладает угольная адсорбция золота (и меди). В этой связи детально проработаны два варианта данной технологии: процессы «С1Р» (адсорбция металлов активированным углем непосредственно из процианированной пульпы, без ее предварительного обезвоживания) и «CIS» (угольная адсорбция из растворов после фильтрации рудной пульпы и отмывки растворенных металлов из кеков).

Полупромышленными испытаниями, проведенными на хвостах гравитационного обогащения «Тардан» с исходным содержанием Аи - 4,2 г/т и Си-0,4 %, установлено, что для условий аммиачного цианирования более рациональным представляется вариант «CIS», главным преимуществом которого является возможность эффективного использования обезметалленных растворов во внутрифабричном обороте с приемлемыми показателями емкости сорбента по золоту и меди, более высокое извлечение золота и меньший расход NaCN.

Данный вывод подтвержден специальными экспериментами в замкнутом цикле с 7-кратным оборотом растворов (после угольной адсорбции). Показано, что извлечение золота в растворы во всех опытах практически не меняется, находясь на уровне 89-91%. Концентрация металлов-примесей в жидкой фазе пульпы стабилизируется после 4-го оборота и зафиксирована на уровне, мг/л: Cu-503, Zn-0,5, Fe 0,4, а концентрация NH^ - 4980. Расход цианида при использовании оборотных растворов снижается с 1,25 до 0,75-1,0 кг на 1 т руды, т. е. на 20-40%. При этом установлена возможность снижения концентрации (ЬШ4)2СОз в выщелачивающих растворов с 10 до 5 г/л с одновременным сокращением его расхода в два раза (с 15 до 7-8 кг на 1 т твердого).

7. По результатам описанных выше экспериментов определена принципиальная схема гидрометаллургической переработки медистых золотых руд с использованием процесса АЦ. В соответствии с данной схемой руда подвергается выщелачиванию оборотными аммиачно-цианистыми растворами с введением 5,0-10,0 г/л (ЫЩЬСОз, далее пульпа фильтруется, отмывается от растворенного золота, полученные растворы подкрепляются цианидом до концентрации 1МаСН 0,5 г/л и направляются на сорбцию активированным углем. Насыщенный уголь подвергается двухстадиальному элюированию (последовательная десорбция меди и золота) в соответствии с рекомендациями, изложенными в п. 4 «Заключения». Обезметалленные растворы используются в обороте для выщелачивания новой порции руды [104].

8. Особое внимание в исследованиях уделено химической очистке жидкой фазы хвостов аммиачного цианирования от токсичных примесей, в числе которых наряду с цианидами и растворенной медью, входят соединения аммония. Для выведения последних рекомендован метод осаждения их в щелочной среде (рН=11) в виде малорастворимого фосфата магния и аммония — струвита, состав которого соответствует формуле М^ОДРО^бНаО. Одним из достоинств данного метода (используемого в технологии очистки сточных вод производства азотных удобрений с целью утилизации КНО является то, что он в принципе хорошо совмещается с процессами хлорирования и осаждения меди из растворов, осуществляемыми также при высоких значениях рН. Установлено, что с точки зрения расходов реагентов наиболее рациональной является следующая последовательность применения- данных операций: хлорирование с последующим выведением аммонийных соединений. Обезвреженная таким способом жидкая фаза может быть использована в качестве оборотной воды на любой технологической операции или сброшена с соблюдением условий предельно допустимых сбросов.

9. На основании проведенных исследований разработана и рекомендована к последующим опытно-промышленным испытаниям и проектной проработке технолого-аппаратурной схемы АЦ хвостов гравитационного обогащения руды месторождения «Тардан», включающая следующие основные операции;

- обезвоживание (сгущение, фильтрация) хвостов гравитации с использованием фильтр-прессов; распульповка кеков оборотными (обезметалленными) технологическими растворами и выщелачивание золота и меди из кеков в аммиачно-цианистой среде (ЫаСЫ+(МН4)2СОз) в аппаратах-агитаторах типа 81;

- повторная фильтрация (процианированной пульпы) на фильтр-прессах типа ХАХ с отмывкой растворенного золота (и меди) из кеков;

- сорбция золота и меди из растворов АЦ активированным углем в сорбционных колоннах (3 ступени);

- последовательная десорбция металлов из насыщенного угля (медь -раствором (ИН^СОз и ЫаС1Ч; золото - раствором 1МаОН в автоклавном режиме) с направлением «золотого» эллюата в цикл электролиза, «медного» эллюата - в процесс АЦ; отрегенерированного угля - в цикл сорбции;

- плавка «золотых» катодных осадков на металл Доре, являющейся конечной товарной продукцией предприятия;

- транспортировка отвальных кеков фильтрации через систему конвейеров • в хвостохранилище «сухого» типа, оборудованное станцией аварийного обезвреживания; химическая очистка избыточных растворов ' «сухого» хвостохраниДища от цианидов, меди и аммиака методом щелочного хлорирования с дополнительным осаждением струвита.

На руде с исходным содержанием золота 9,4 г/т и меди 0,4% данная технология обеспечивает (с учетом гравитации) извлечения золота на уровне 96,2%, в том числе в цикле гидрометаллургической переработки хвостов гравитационного обогащения (АЦ) 89,7%, при удельном расходе реагентов (кг на 1 тонну руды): ЫаСЫ - 0,9; (1Ш4)2С03 - 7,5; Са(ОС1)2 - 0,64; Мд,С\2 -2,34; К2НР04 - 3,32.

Таким образом, по извлечению золота и, особенно, по расходу реагентов (включая передел обезвреживания сточных вод) технология АЦ хвостов гравитационного обогащения руды Тардана обладает определенными преимуществами перед ранее разработанной Иргиредметом «базовой» технологии классического цианирования руды по методу «уголь в пульпе» (С1Р).

10. Укрупненные технико-экономические расчеты вариантов АЦ и С1Р, выполненные по исходным данным [106] для предприятия с годовой производительностью 300 тыс. т. руды в год показали, что при некотором увеличении капитальных затрат, а также отдельных статей эксплуатационных расходов (амортизационные отчисления, заработная плата, электроэнергия), экономический эффект от применения технологии АЦ может составить около 304 млн. руб. в год. Главным образом, это определяется резким снижением затрат на реагенты, составляющей до 85% приведенной суммы экономии.

В целом, результаты проведенных диссертационных исследований, включая технологические эксперименты на руде «Тардана», а также на некоторых других медистых золотых рудах (месторождения «Верхне-Аллиинское», «Купол») позволяют считать технологию АЦ весьма перспективной для данного типа минерального сырья.

1. Лодейщиков В.В. Технология извлечения золота и серебра из упорных руд: В 2-х томах.- Иркутск: ОАО «Иргиредмет», 1999. Т.1- 342 е., Т.2- 452 с.

2. Lodeischikov V.V. Problems of cost-effective use of complex ores // Proceedings of «XXIV International Mineral Processing Congress» (Beijing, China, 24-28 sept. 2008), vol. 2. -PP 1710-1719.

3. Гороновский И.Т., Назарченко Ю.П., Некряч Е.Ф. Краткий справочник по химии. Киев: «Наукова думка», 1974.- 991 с.

4. Вредные вещества в промышленности. Справочник для химиков, инженеров и врачей. В 3-х томах. Том 3. Неорганические и элементорганические соединения. Под ред. М.В. Лазарева и И.Д. Гадаскиной. Л.: «Химия», 1977. - 608 с.

5. Шейн Я.П., Гудима Н.В. Краткий справочник металлурга по цветным металлам. М.: Металлургия, 1968. 252 с.

6. Processing of the Int. Symp. the Treatment of Gold Ores (August 21-24, 2005, Calgary, Canada).

7. Пат. 689.190 US. Hunt, В., 1901.

8. Дементьев B.E., Войлошников Г.И. Разработки Иргиредмета в области техники и технологии извлечения золота //Золотодобывающая промышленность России. Состояние и перспективы развития: 10-я Междунар. конф.: сб. докл. 26-29 мая 2008, Москва. С.6.

9. Dementyev V.E., Voiloshnikov G.I. Advances in gold ore processing //Proceedings of XXIY International Mineral Processing Congress. Beijing, China, 24-28 Sept. 2008. Vol. 2. P.2765-2773.

10. Филиппова H.A. Фазовый анализ руд цветных металлов и продуктов их переработки. М.: «Металлургиздат», 1963. - 255 с.

11. Проведение лабораторных и полупромышленных испытаний технологии извлечения благородных металлов из руды месторождения

12. Тардан»: Информационная записка /ОАО «Иргиредмет»; рук. О.Д Хмельницкая. Иркутск, 2005. - 22 с.

13. Технологический регламент на проектирование золотоизвлекательной фабрики для переработки руд месторождения «Тардан»/ ОАО «Иргиредмет»; рук. H.A. Дементьева. — Иркутск, 2005. 120 с.

14. Оценка технологических свойств одной пробы руды рудопроявления «Купол»: информационная записка/ ОАО «Иргиредмет»; рук. О.Д. Хмельницкая. Иркутск, 2007. - 32 с.

15. Технологический регламент на проектирование фабрики для переработки ' руды месторождения «Верхне-Алиинское» / ОАО «Иргиредмет»; рук. В.П.Бескровная.- Иркутск, 2008.- 203с.

16. Лодейщиков В.В. Золотоизвлекательные фабрики мира: Аналитический обзор в 2-х томах. Иркутск: ОАО «Иргиредмет», 2005. Том 1- 183 е., Т.2- 225с.

17. Меретуков М.А., Орлов A.M. Металлургия благородных металлов (зарубежный опыт). М.: Металлургия, 1991.-139с.

18. Innovations in Gold and Silver Recovery: Phase IY // Randol.- Colorado: Randol Intern. Ltd, 1992.- Yol. XV- XVII. P. A.I-A. 1940.

19. Стрижко JI.С. Металлургия золота и серебра.- М.: МИСИС, 2001336 с.

20. Царьков В.А. Опыт работы золотоизвлекательных предприятий мира. М.: Издательский дом «Руда и металлы», 2004. — 112 с.

21. Mike D. Adams. Advances in Gold Ore Processing. 2005. Chapter 33: Case study flow sheets: copper-gold concentrate treatment, - P. 825-848.

22. Mike D. Adams. Advances in Gold Ore Processing. 2005. Chapter 41: Summary of gold plants and processes. - P. 994-1014.

23. Тарасов A.B. Новое в металлургии меди // ФГУП «Институт Гинцветмет». Цв. Мет. 2002, № 2, 38-45 с.

24. Muir D.M., La Brooy S.R. Recovery of Gold from copper-bearing ores // Gold Forum on Technology and Practices: World Gold 1989. Littlton, Colorado, USA. 1989.- P. 363-374.

25. Mike D. Adams. Advances in Gold Ore Processing 2005. Chapter 32: Gold-cooper ores. - P. 789-824.

26. Митрофанов С.И. Комбинированные методы переработки окисленных и смешанных медных руд (теория и практика). М.: Недра, 1970. - 286 с.

27. Смирнов В.И., Тихонов А.И. Обжиг медных руд и концентратов.-М.: Металлургия, 1966.- 255 с.

28. Плаксин И.Н. Металлургия благородных металлов / И.Н. Плаксин. -М.: Металлургиздат. 1943. 420 с.

29. Материалы служебной командировки сотрудников Иргиредмета в Китайскую Народную Республику на заводы по переработке свинцовых, медных и золотосодержащих концентратов С.В. Валиков, С.Г. Григорьев. -ОАО «Иргиредмет». Иркутск, 2003. - 28 с.

30. Leppinen J., Hamalainen M. and Hyvarinen. Chloride Leaching of Gold from Sucfide Concentranes // Processing of Int Symp: On'The Treatment of Gold Ores August 21 -24, 2005, Calgary, Canada). - P. 165-176.

31. New copper recovery technology // Mining J. 1996. - 327, № 8394.1. P.184.

32. Набойченко C.C, Смирнов В.И. Гидрометаллургия меди.- M.: Металлургия, 1974. 271 с.

33. Котляр Ю.А., Меретуков М.А., Стрижко JI.C. Металлургия благородных металлов: В 2-х томах М.: МИСИС, 2005.- 452с.

34. Минеев Г.Г., Панченко А.Ф. Растворители золота и серебра в гидрометаллургии: монография. М.: Металлургия, 1994. 241 с.

35. Рыльникова М.В., Шадрунова И.В., Сизиков А.В. Кучное выщелачивание окисленной медной руды. // Горн, пром-сть. 2001, №3, с. 5557

36. Chamberlin P.D. Process selection for Gold/Copper Ores // Randol Gold Forum 1996, april 21-24, USA, California, Squa Creec. P. 303-306.

37. Лодейщиков В.В. Техника и технология извлечения золота из руд за рубежом.- М.: Металлургия, 1973. 287 с.

38. Масленицкий И.Н., Чугаев Л.В., Борбат В.Ф. и др. Металлургия благородных металлов. М.: Металлургия, 1987. 432 с.

39. Hayes G.A., Corrans I.J. Leaching of gold copper ores using ammonical cyanide // Extract. Met. Gold and Base Metals.- Melbourne, 1992.- P. 349-353.

40. Tong Deng and Yun Ma. Engansing gold extraction from copper bearing ores // Trans Nonferrous Metals Soc. China.- 1995/- 5, №3.- P. 25-28.

41. Tong Deng and Yun Ma. Improvement of Gold Recovery From Gold Copper Ores by ammoniacal cyanidation // Randol Gold Forum 1996, april 21-24, USA, California, Squa Creec. P. 307-309.

42. Dr La Brooy Muir, and Cao. Recovery of gold from copper-bearing. Gold Forum on Technology and Practices. World Gold 89 Colorado, USA, -1989. - P.363-374.

43. McNamara V., Acidification volatilization reneutralization treatment process for decontamination of Canadian gold mill effluents //CANMET Energy, Mines.and Resources Report MRP/MSL, 1978. P. 214-223. .

44. Mudder T. and Goldstone A. The Recovery of cyanide from slurries //Proceedings of the International Gold Expo. Sept. 7-9, Reno, Nevada. 1989. P. 34-65.

45. Nguyen H.H., Tran T., Wong P.L.M. Copper interaction during the dissolution of gold//Miner. Eng. 10(5), 491 505, 1997. P. 114-123.

46. Stevenson J., Botz M., Mudder T., Wilder A., and Richins R. Cyanisorb recovers cyanide //Mining Environ. Manag. 1995, P. 9-16.

47. Fleming C.A., Trang V. Review of Options for Cyanide Recovery at Gold and Silver Mines // Randol Gold and Silver Forum 1998, april 26-29, 1998. -USA, Colorado, Denver. P. 313-318.

48. MacPhail P.K. and Sarbutt K.W. Cyanide Recovery by SART Process for the Lobo Marte Project, Chile // Randol Gold and Silver Forum 1998, april 26-29, 1998. - USA, Colorado, Denver. - P. 319-324.

49. Ruan M. Operation of the Red Dome Heap Leach // Proc. Conf. on Economics and Practice of Heap Leaching in Gold Mining, Cairns (Aus. I.M.M., Melbourne).- P. 87-93.

50. Lombardi J.A. The HW EMS Cooper Gold Method (Engineered Membrane Separation) // Randol Gold and Silver Forum 1998, april 26-29, 1998. -USA, Colorado, Denver. - P. 249-252.

51. Ratcliffe S., Kidby D. The application and Benefits of Virtrokele Technology to the Gold Industry // Randol Gold and Silver Forum 1998, april 2629, 1998. USA, Colorado, Denver. - P. 325-328.

52. Lorosch, J. Process and Environmental chemistry of cyanidation. -Frankfort am Main: Degussa AG, 2001. 504 p.

53. Набойченко C.C., Каковский И.А. Термодинамика и кинетика гидромегаллуршческих процессов. Алма-Ата: Наука. 1986. - 272 с.

54. Bingol D., Canbazoglu M., Aydogan S. Кинетика растворения малахита при выщелачивании в растворах аммиак углекислый аммоний // Hydrometallurgy. 2005. 76, № 1-2, 55-62 с.

55. Каковский И.А., Поташников Ю.Н. Кинетика процесса растворения.- М.: Металлургия., 1975. 224 с.

56. Чарыков А.К. Математическая обработка результатов химического анализа / А.К: Чарыков. JL: Химия, 1984. - 168 с.

57. Леонов С. Б., Минеев Г.Г., Жучков И.А. Гидрометаллургия. 4.I-IL: Учебник.- Иркутск: Изд-во ИрГТУ.- 2000.- 492 с.

58. Зеликман А.Н. Теория гидрометаллургических процессов / А.Н. Зеликман, Г.М. Вольдман, JI.B. Беляевская. -М.: Металлургия, 1983. 424 с.

59. Гатчек Э. Вязкость жидкостей, пер. с англ., 2 изд., M — JL, 1935.312 с.

60. Краткий справочник физико-химических величин / под ред. ГЕС.ЗП. Мищенко, А.А. Равделя. Л.: Химия, 1974. - 200 с.

61. Справочник химика / Под общ. Ред. Б.И. Никольского. JX—

62. Госхимиздат, 1966. Т.1. — 1072 с.

63. Хи В.; Muir D. М., La Brooy, S.R., Singh Р., 1992. Gold cyanida-tion wits the ammonia/cyanide leach an electrochemical study. In: Proceedings. gth Australasian Electrochemical Conference, Auckland. Royal Australian ChezrzcLicaJ Institute, Melbourne.

64. Исследование процесса и разработка технологии цианироZEzzEi^vin медистых золотосодержащих руд: Отчет о НИР / ОАО «Иргиредмет»^ зр^к. О.Д. Хмельницкая. Иркутск, 2009. - 218 с.

65. Зеленов В.И. Методика исследования золото- и сер>ебр0-содержащих руд / В.И. Зеленов. М.: Недра, 1989. 302 с.

66. Bailey P.R. Application of Activated Carbon to Gold Recovery, OXhiapter 9 in "The Extractive Metallurgy of Gold in South Africa". Edd.GG S-fcaiiley, SAIMM, Johannesburg, 1987. P. 379-614.

67. Десорбция золота с активированного угля и регенерация адсорбента /А.И. Грабовский, Л.С. Грабчак, Л.С. Иванова и др. //Журн. приют, химии.1977. Т.50, № 3. С.533-544.

68. Адсорбция // Химический портал. Электронный ресурс J TJRLhttp://www.chemport.ru/chemicalencyclopediaarticle35 .html (дата обращения2908.2008).

69. Акт о проведение полупромышленных испытаний цианирования золота из хвостов гравитационного обогащения руды местор ождеНйя

70. Тардан»: /ОАО «Иргиредмет»; рук. О.Д. Хмельницкая. Иркутск, 2009. — 10 с.

71. Пат.2044085 Российская Федерация, МКИ С 22 В 11/00. Способ извлечения благородных металлов с насыщенного активного угля /Г.И.Войлошников, В.К.Чернов, И.И.Васильева и др. № 93040786; заявл. 10.08.93; опубл. 20.09.95, Бюл. № 26.

72. Войлошникова Н.С. Исследование и разработка технологии извлечения благородных металлов из флотационных концентратов с использованием активных углей: Автореф. дис. . канд. техн. наук. Иркутск, 1999.16 с.

73. Войлошников Г. И. Разработка теоретических и прикладных основ угольно-сорбционной технологии извлечения золота и серебра из руд и концентратов.: Дис. . д-ра. техн. наук. Иркутск, 2002. 355 с.

74. Пат. 765902 US. Способ извлечения благородных металлов и меди из руд с использованием сорбционной технологии. Jenkins А.Е., TranT., опубл. 18.10.1999.

75. Термическая регенерация активных углей, используемых для извлечения благородных металлов /Г.И. Войлошников, Н.С. Войлошникова, И.И. Григорьева, В.М. Мухин //Цв. металлы.,2001. № 4. С.43-46.

76. Пат. 2385961 РФ, С 22 В 11/08. Способ переработки золотомедистых руд /Г.И. Войлошников, А.В. Бывальцев, Н.С. Войлошникова и др. № 2008110770/02; заявл. 20.03.2008; опубл. 10.04.2010, Бюл. № 10.

77. Пробоотбирание и анализ благородных металлов / под. ред. Барышникова И.Ф. М.: Металлургия, 1967. - 400 с.

78. Кучное выщелачивание благородных металлов /Под ред. М.И. Фазлуллина. М.: Изд-во акад. горн, наук, 2001. 648 с.

79. V.M. Lodeyshikov., O.D. Khmenitskaya., G.I.Voiloshnikov., Z.A. Marinyuk // Proceedings of «XXIY International Mineral Processing Congress» (Beijing, China, 24-28 sept. 2008), vol. 4 P.244.

80. Лодейщиков В.М. Укрупнённые испытания аммиачно-цианистой технологии извлечения золота из медистой золотосодержащей руды //

81. Вестник ИрГТУ. 2010. №3. С. 87-90.

82. Палавиидишвили Т.Д., Цверова М.К., Гвасалия Л.И. Извлечение ионов меди из природных и сточных вод с использованием хвостов обогащения каменного угля // Хим. ж. Грузии 2004, № 4, 375-377 с.

83. Пат. 2157417 Россия. Способ утилизации медьсодержащих отходов, С22В7/00 / Балашов В.Л., Космынин А.С., Игонтов В.Г., КирьяноваЕ.В.МПК Самар. гос. техн. ун-т, №96112805/02; Заявл. 18.06.1996; Опубл. 10.10.2000.

84. Алыков Н. М., Алыкова Т. В., Забабурина В. Г., Забабурина А. Г., Алыков Е. М. Очистка воды от ионов аммония/Экология и промышленность

85. России. 2003, Окт., с. 20-22.

86. Линевич С. Н., Шишло Г. В. Комплексная технология очистки иобеззараживания природных подземных вод от сероводорода, аммиака, железа и углекислоты/Нов. технол. и оборуд. в водоснабж. и водоотведении. 2005, №5, с. 111.

87. Bolan N.S., Mowatt С., Adiiano D.C., Blennerhassett J.D. Removal of ammonium ions from fellmongery effluent by zeolite/Commun. Soil Sci. and Plant

88. Anal. 2003. 34, №13-14, c. 1861-1872.

89. Sprynskyy Myroslav, Lebedynets Mariya, Zbytniewski Radoslaw,

90. Namiesnik Jacek, Buszewski Boguslaw. Ammonium removal from aqueous solution by natural zeolite, transcarpathian mordenite, kinetics, equilibrium and column tests/Separ. andPurif. Technol. 2005. 46, №3, c. 155-160.

91. Jurgen Lorosch. Process and Environmental chemistry of cyanidation.

92. Frankfurt am Main: Degussa AG, 2001. P. 504.

93. Mines Richard. Biological treatment of a high strength nitrogenous wastewater, J. Environ. Sci. and Health. A. 1997. 32, №5, P. 1353-1375.

94. Sun Tichang, Cui Zhiguang, Huang Guozhong, Li Wei, Chang Jiang, Jiang Guannan. Water Treat. 2005. 25, №3, P. 45-48.

95. Alfafara C. G., Kawamori Т., Nomura N., Kiuchi M., Matsumura M. Electrolytic removal of ammonia from brine wastewater: Scale-up, operation and pilot-scale evaluation. J. Chem. Technol. and Biotechnol. 2004. 79, №3, P. 291298.

96. Заявка на Пат. 2009149414/02. Способ десорбции меди из фазы насыщенного сорбента / Лодейщиков В.М., Хмельницкая О.Д., Курнышевская .О.Н. Заявл. 29.12.2009. Решение о выдаче от 17.02.2011.

97. Заявка на Пат. 2010100528/02. Способ извлечения- золота из медистой золотосодержащей руды / Лодейщиков В.М., Хмельницкая О.Д., Курнышевская О.Н. Заявл. 11.01.2010. Решение о выдаче от 18.02.2011.

98. Лодейщиков В.М. Аммиачное цианирование медистых золотых руд / В.М. Лодейщиков, О.Д. Хмельницкая., Г.И. Войлошников // Журнал «Цветные металлы». 2010, - №8. - С. 37-41.

99. Составление исходных данных для ТЭР по разработанным вариантам технологии руды месторождения «Тардан» / ОАО «Иргиредмет»; рук. О.Д. Хмельницкая.- Иркутск, 2009.- 33с.

100. Набойченко С.С., Агеев Н.Г., Дорошкевич А.П., / под. ред. Набойченко С.С. Процессы и аппараты цветной металлургии: уч. Для ВУЗов по направлению «металлургия»; УрГТУ Екатеринбург: изд. УрГТУ, 1997, -665 с.

101. Горная энциклопедия в 5 томах / гл. ред. Е.А. Козловский. М.: Советская энциклопедия, - 1984-1991. - Том 4.-е. 228

102. Сурмило Г.В. Экономика строительства горных предприятий. -М.: Недра,- 1972.-326 с.145