Альтернатива цианидному выщелачиванию золота

Автор: Пользователь скрыл имя, 03 Марта 2013 в 12:18, доклад

Описание работы

При биовыщелачивании золота разрушаются сульфиды, и частицы золота становятся доступными для таких выщелачивающих агентов как цианид, тиомочевина, тиосульфат и другие. Цианидное выщелачивание на сегодняшний день является основным способом извлечения золота из руд как в традиционной технологии, так и в гидрометаллургии.

Работа содержит 1 файл

ДИПЛОМ.docx

— 507.99 Кб (Скачать)

Альтернатива цианидному выщелачиванию золота


 

   В обзорах [см. «Золото и технологии»  № 2,3,4, 2010 г.] показано, что биовыщелачивание ценных металлов как часть технологического процесса извлечения их из руд весьма перспективно, т.к. позволяет существенно повысить выход, снизить затраты на извлечение и не загрязняет окружающую среду. 
 
   При биовыщелачивании золота разрушаются сульфиды, и частицы золота становятся доступными для таких выщелачивающих агентов как цианид, тиомочевина, тиосульфат и другие. Цианидное выщелачивание на сегодняшний день является основным способом извлечения золота из руд как в традиционной технологии, так и в гидрометаллургии.  
 
   По расчетам исследовательской группы «Инфомайн» расход цианида натрия в золотодобывающей отрасли России составляет 250–300 т на тонну коренного золота и в 2009 году составил 33,3 тыс. тонн, в то время как синильная кислота (HCN ) — один из наиболее сильных и быстродействующих ядов общетоксического действия; смертельная доза ок. 0,05 г. 
 
   Всего золотодобывающая промышленность России потребляет 80 000 тонн реагентов. 
 
   Во всем мире ведутся активные поиски способов использования тисульфатов как выщелачивающих реагентов для извлечения золота. В зависимости от состава руд и выщелачивающих растворов степень извлечения золота составляет 50–96%. Образующийся очень прочный тиосульфатный комплекс извлекают из пульпы за счет сорбции на ионообменниках, отделяют сорбент и элюируют комплекс золото-тиосульфат политионатами (см. Патент США № 6344068), которые получают, используя в качестве окислителей тиосульфата иод, бром, перекись водорода. Незначительные остаточные количества иода и брома приводят к очень сильной коррозии технологического оборудования.  
 
   В заявке на патент РСТ/ AU 2007|00070 от 22.05.2007 показано, что смеси солей гораздо эффективней элюируют с ионообменника комплекс тиосульфат-золото, но при этом наименьшие концентрации требуются, если смесь содержит тритионат. 
 
   Н.П. Волынский в книге «Тиосерная кислота, политионаты, реакция Вакенродера» М., Наука, 1971 показал связь таких различных процессов как распад H2S2Oи взаимодействие H2S и SO2. В книге предложен механизм образования политионатов и проведен критический анализ обширного экспериментального материала.  
 
   Нами предложено использовать в качестве выщелачивающих реагентов смеси солей (в основном тиосульфатов), а для элюции с ионообменного сорбента — органические соли политионовых кислот. Впервые в научной литературе для солей политионовых кислот и органических оснований, в основном ониевых оснований — употреблены как для самостоятельной группы химических соединений политионаты органических оснований (Smolyaninov V.V. J. Chromatography). Термин политионаты органических оснований существует в интернете с 2010 г. в виде двух патентов РФ №2385959 и №2404948. 
 
   Нами разработан способ получения политионатов органических оснований без аналогов и прототипов (патент РФ № 2404948). Реакция образования тетратионата триэтиламмония из триэтиламина, SOи H2S описана впервые в химической литературе (реакция Смолянинова). Замена реактивов в цианидном выщелачивании на реактивы в тиосульфатном выщелачивании приводит к резкому удешевлению процесса и его безопасности, а технологическое оборудование может быть использовано полностью. Отходы производства — это серусодержащие нетоксичные соединения, аналогичные минеральным удобрениям. 
 
   Политионаты предлагают использовать в качестве эффективных элюентов золота с анионообменника после выщелачивания тиосульфатом. Тиосульфатное выщелачивание золота — потенциально привлекательная альтернатива соответствующему процессу цианирования, по крайней мере, для трех типов золотосодержащих руд. Во-первых, в золотосодержащих рудах, которые содержат органический углеродный материал, извлечение золота тиосульфатным выщелачиванием обычно существенно выше из-за того, что тиосульфатный комплекс золота совершенно не чувствителен к природной сорбционной активности. Во-вторых, золото/медь содержащие руды часто не подходят для процесса цианирования из-за высокого потребления цианидов медью в руде, которое приводит к неприемлемо высокой стоимости. Тиосульфат не реагирует легко с медным минералом, и меньшая стоимость реагента и потребление тиосульфата, в сравнении с цианидами, приводит к существенно более низкой стоимости в данной ситуации. Наконец, имеются некоторые слои золотосодержащей руды, которые не могут быть обработаны цианированием из-за того, что они находятся в чувствительной окружающей среде. 
 
   Тиосульфатное выщелачивание снижает нагрузку на окружающую среду, т.к. химические реагенты, используемые в данном процессе, уже используют в качестве удобрения в сельском хозяйстве. 
 
   Нами предложено использовать политионаты органических оснований для элюции золотосодержащего комплекса с сорбента.  
 
   Способ получения золота из сульфидных золотосодержащих руд. Изобретение относится к способу получения золота из сульфидных золотосодержащих измельченных руд после их вскрытия бактериальным выщелачиванием, или окисленным обжигом, или автоклавным окислением. Способ включает выщелачивание раствором смеси гидросульфита и тиосульфата натрия и аммония, сорбцию комплекса тиосульфат-золото на сильноосновном анионите и отделении сильноосновного анионита. Причем сорбцию проводят через 2–10 часов после выщелачивания. Затем проводят элюирование комплекса тиосульфат-золото раствором политионатов органических и неорганических оснований, имеющим концентрацию 0,2–10%. Из полученного золотосодержащего элюата выделяют золото обменным разложением или электрохимическим методом. При этом обменное разложение проводят металлами, такими как магний, цинк или железо, или сульфидами. Затем проводят регенерацию сильноосновного анионита раствором смеси сульфита и сульфида натрия и аммония. После регенерации сильноосновного анионита его направляют на сорбцию комплекса тиосульфат-золото. Технический результат заключается в ускорении выщелачивания, увеличении выхода золота и уменьшении расхода выщелачивающего агента. 
 
   Способ получения политионатов органических оснований. Изобретение относится к способу получения политионатов органических оснований, применяемых в качестве фунгицидов, выравнивателей при электрохимическом фрезеровании магниевых сплавов, при механической обработке нержавеющих и высоколегированных сталей, в биогидрометаллургических процессах. Известным способом невозможно получить политионаты, хорошо растворимые в воде, т.к. для успешного протекания процесса необходимо, чтобы в органическом основании имелся, по крайней мере, один алифатический радикал с числом углеродных атомов не менее 7. Предлагается способ получения политионатов органических оснований, согласно которому раствор органического основания в органическом растворителе обрабатывают сернистым газом и затем сероводородом. После отделения выпавшей серы и отгонки органического растворителя получают политионат органического основания. В данном случае нет ограничений по структуре органических оснований. В общем виде реакцию образования политионата органических оснований (реакция Смолянинова) можно записать:

 
где: R1R2R= углеводородные радикалы, С— С18
N — не только аммоний, но и другие ониевые соединения. 
 
   В частном случае при использовании триэтиламина:

 
   Получается бесцветная маслянистая  жидкость, очень похожая на глицерин. 
 
   Так как структура политионовой кислоты зависит от от структуры основания, то число атомов серы может быть иное, т. е. 3,5,6 и т.д. 
 
   В научно-технической литературе это уравнение представлено впервые. 
 
   Работа выполнена при поддержке ФЦП, госконтракт 14.740.11.0414.  
 
В.В. Смолянинов, Г.В. Шехватова - НПФ "Гамма", Пущино. 
М.Б. Вайнштейн - Пущинский государственный университет, Институт биохимии и физиологии микроорганизмов им. Г.К. Скрябина РАН, Пущино.

 

 

 

Опыт  отвального выщелачивания золота из руд месторождения Хирсхона в ООО СП "Зеравшан"

Бобохонов Б.А., Самихов Ш.Р., Зинченко З.А. — ООО СП «Зеравшан», Институт химии Академии Наук Республики Таджикистан

Золотодобыча, №117, Август, 2008

Одним из резервов эффективного использования  добываемого сырья в ООО СП «Зеравшан» является вовлечение в переработку накопленных отвалов, бедных и забалансовых руд небольших месторождений. Ранее компанией Bateman Engineer был предложен проект кучного выщелачивания бедных руд, содержащих 1,39 г/т золота с объемом переработки 5 млн. т/год. Проект предусматривал дробление руды, агломерацию, штабелирование ее на площадке с последующим орошением цианистыми растворами. Капитальные затраты в соответствии с проектом были оценены в $55 млн.

Известна  практика применения упрощенного метода кучного выщелачивания для переработки  бедных руд, так называемого отвального выщелачивания. В этом случае такие  дорогостоящие операции, как дробление, агломерация и другие подготовительные работы исключаются, и руду транспортируют на штабелирование непосредственно из карьера без предварительной обработки.

Извлечение  золота в данных условиях может быть меньше, но более низкие капитальные  и производственные затраты компенсируют этот недостаток, что позволяет исключить  проведение чанового выщелачивания  на фабрике.

На  сегодняшний день на рудных складах  месторождений Джилау, Северный Джилау, Хирсхона и Олимпийский в ООО СП «Зеравшан» накопилось более 3,0 млн.т забалансовой руды со средним содержанием от 0,4 до 0,7 г/т. С целью переработки этих руд методом отвального выщелачивания в лабораторных условиях был произведен цикл испытаний по колонному выщелачиванию на различных типах руд. Руда укладывалась в колонну на высоту около 2-х метров, сверху на нее подавался раствор цианида натрия со скоростью потока 250 мл/мин. Просачиваясь через руду, раствор насыщался благородными металлами, после чего насыщенный раствор прокачивался через колонну с активированным углем. Каждые сутки велся контроль концентрации золота на выходе из колонны. При необходимости для поддержания рН среды на уровне не ниже 10,5 добавляли каустическую соду, а также цианид натрия для достижения концентрации последнего 500 мг/литр. Два раза в день измерялся объем прокачиваемого раствора. Выщелачивание продолжалось до тех пор, пока на выходе из колонны в течение трех дней содержание золота не изменялось. После этого в течение двух дней проводили промывку руды, т.е. прокачивали воду с той же скоростью, что и раствор цианида.

Были  проведены исследования по цианированию руды различных месторождений: «Хирсхона», «Олимпийское», «Сев.Джилау» крупностью минус 200», минус 50 мм» (таблица 1). 

 

Таблица 1. Результаты лабораторных испытаний по колонному выщелачиванию

руд различных месторождений

опыта

Наименование  месторождения

Крупность

мм (-)

Содер.Аu в исходной руде, г/т

Содер.Ag в исходной руде, г/т

Извлечение  Аu,%

Извлечение,

Аg,%

Расход NaCN, кг/т

Расход NaОН,

кг/т

1

Хирсхона

200

0,63

0,77

43,04

13,8

0,239

0,049

2

Хирсхона

200

0.60

0,84

49,2

30,3

0,342

0,054

3

Олимпийское

50

0,71

1,11

86,1

16,7

0.520

0,075

4

Сев.Джилау

200

0,55

0,71

43,2

13,2

0,485

0.170

5

Сев.Джилау

200

0,54

0,68

74,4

47,9

0,301

0,458

6

Сев.Джилау

50

0.80

1,05

87,3

13,6

0,584

0,268

7

Сев.Джилау

50

0.70

1,23

54,8

18,4

0,537

0,271

8

Олимпийское

200

0,63

0,75

59,9

28,9

0,298

0,051

9

Хирсхона

200

0,78

0,82

61.0

31,3

0,425

0,137


 

 

Анализируя  полученные данные, можно видеть, что  при колонном выщелачивании руд  крупностью минус 50 мм удается получить извлечение золота в раствор до 87,3%. С увеличением крупности кусков до минус 200» степень извлечения золота уменьшается до 43-74%.

Обобщив результаты вышеприведенных исследований, можно констатировать следующие  основные факты: общее время выщелачивания  составляет от 20 до 45 суток для разных руд; расход цианида для руды месторождения  «Хирсхона» — 0,24-0,42 кг/т, «Сев.Джилау» — 0,3-0,58 кг/т, «Олимпийское» — 0,3-0,52 кг/т; степень извлечения золота в раствор с уменьшением размера кусков руды увеличивается.

Эти результаты показывают, что отвальным  выщелачиванием можно извлечь более 50% золота, содержащегося в различных  типах бедных руд.

С целью  дальнейшего изучения и проверки результатов лабораторных работ  выполнен проект, построен и эксплуатирован объект отвального выщелачивания небольшого масштаба. Его преимущество заключается  в том, что он позволяет испытывать бедную руду в таком виде, в каком  она добывается на карьере, т.е. без  удаления больших кусков, которые  не могут перерабатываться в лабораторных условиях.

Промышленные  испытания были начаты после завершения лабораторных испытаний и получения  обнадеживающих результатов относительно экономической прибыльности выщелачивания  бедной руды из месторождения «Хирсхона».

Испытания такого масштаба дали более точные технические данные и подтвердили  полученные лабораторные значения извлечения золота и норм расхода реагентов  для руды месторождения «Хирсхона».

Опытная куча эксплуатировалась  с использованием стандартного насосного  и распылительного оборудования, труб и приборов и, следовательно, стала  идеальным учебным объектом для  обслуживающего персонала, привлекаемого  к данной работе, и определения  технологических параметров данного  метода. Испытательная куча выщелачивания  была расположена внутри одного из недостроенных сгустителей вблизи существующего здания фабрики. Основание  сгустителя было модифицировано и закупорено цементированием. Было уложено 12,5 тыс.т бедной руды из месторождения «Хирсхона» с содержанием золота в руде 0,64 г/т. Над кучей была установлена необходимая сеть орошения, система сбора раствора. Системы рециркуляции раствора и распылителей были приведены в рабочее состояние с использованием технической воды с фабрики. После этого рН раствора был доведен до необходимого значения 10.5, концентрация цианида до 200 мг/л, после чего процесс выщелачивания был начат незамедлительно со скоростью циркуляции раствора 23 м3/ч. Поток насыщенного раствора выщелачивания (ПНР), выходящий из отвала, регулировался так, чтобы поддерживать постоянный уровень раствора в нижней части основания сгустителя. Этот раствор перекачивался в емкость насыщенного раствора, из которой раствор переливался в емкость ненасыщенного раствора выщелачивания. Поток насыщенного раствора со скоростью 10 м3/ч направлялся из емкости насыщенного раствора в колонну угля, которая работала в режиме восходящего потока. 

 

Колонна содержала 1100 кг угля, которая адсорбировала  золото из ПНР. После сорбции золота на угле ненасыщенный раствор цианида  переливался из колонны в емкость  ненасыщенного раствора. Содержание золота в переливе колонны угля поддерживалось ниже 0,1 мг/л.

Процесс выщелачивания  продолжался в течение 54 дней до тех пор, пока прирост извлечения золота не наблюдался. После извлечения золота из циркулировавшего раствора в колонне угля раствор из колонны  подавался в систему измельчения  фабрики со скоростью 7 м/ч, а раствор выщелачивания для промывки кучи был заменен технической водой. С началом промывки было прекращено добавление каустической соды и цианида. Промывка продолжалась до того времени, когда отвал стал экологически безопасен для размещения в хвостохранилище.Дальнейшее добавление воды было прекращено, и раствор был полностью выкачан из отвала в систему измельчения фабрики.

В результате испытаний по отвальному выщелачиванию  руды с содержанием 0,57 г/т золота в течение 54 дней удалось достигнуть 66,3% извлечения золота. При этом расход цианида составил 0,16 кг/т, каустической соды — 0,47 кг/т. Итоговые результаты полупромышленных испытаний приведены в таблице 2. 

 

Таблица 2 Результаты отвального выщелачивания руды месторождения Хирсхона

Параметры

Величина

Комментарии

Количество руды, т.

12597

Руда с низким содержанием месторождения Хирсхона

Кол-во полученного золота, г

5367

Было почти  равным

ожидаемому

Извлечение, %

66,3

Вычислено на основании  головного содержания

Продолжительность выщелачивания, дни

61

Включая 6 дней на промывку.

Было запланировано 60дней

Поток раствора выщелачивания, м3

23,05

97% из запланированного  потока

Расход раствора на отвал, м3

2,11

Было запланировано 2,8

Расход каустической соды, кг/т

0,47

Ожидалось 0,34 кг/т  к концу выщелачивания

Расход цианида, кг/т

0,16

Ожидалось 0,55 кг/т  к концу выщелачивания


 

 

Для дальнейшего изучения и проверки результатов проведенных лабораторных и полупромышленных испытаний первого этапа отвального выщелачивания, которые дали положительные результаты, назрела необходимость проведения второй стадии промышленных испытаний отвального выщелачивания на рудной куче объемом 710000 т руды в двух ярусах.

Информация о работе Альтернатива цианидному выщелачиванию золота