Низкотемпературное атмосферное окисление сульфидных золотомедных флотоконцентратов тема диссертации и автореферата по ВАК РФ 00.00.00, кандидат наук Набиулин Руслан Нурлович

  • Набиулин Руслан Нурлович
  • кандидат науккандидат наук
  • 2022, ФГБОУ ВО «Иркутский национальный исследовательский технический университет»
  • Специальность ВАК РФ00.00.00
  • Количество страниц 159
Набиулин Руслан Нурлович. Низкотемпературное атмосферное окисление сульфидных золотомедных флотоконцентратов: дис. кандидат наук: 00.00.00 - Другие cпециальности. ФГБОУ ВО «Иркутский национальный исследовательский технический университет». 2022. 159 с.

Оглавление диссертации кандидат наук Набиулин Руслан Нурлович

ВВЕДЕНИЕ

ГЛАВА 1. СОВРЕМЕННОЕ СОСТОЯНИЕ ТЕХНОЛОГИИ ИЗВЛЕЧЕНИЯ ЗОЛОТА И МЕДИ ИЗ ПОЛИМЕТАЛЛИЧЕСКОГО СЫРЬЯ

1.1 Минерально-сырьевая база и классификация золота по видам упорности к цианистому процессу

1.2 Способы извлечения драгоценных и цветных металлов из полиметаллических руд

1.2.1 Пирометаллургические методы переработки золотомедных руд и концентратов

1.2.2 Гидрометаллургические способы переработки золотомедных флотоконцентратов

1.3 Применение низкотемпературного атмосферного окисления при переработке золотомедного сырья

1.4 Характеристика минерала теннантита и блеклых руд как объекта исследования

1.5 Выбор направления исследований и постановка задачи

ГЛАВА 2. ИЗУЧЕНИЕ ОСНОВНЫХ ЗАКОНОМЕРНОСТЕЙ ПРОЦЕССА СЕРНОКИСЛОТНОГО АТМОСФЕРНОГО ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ ЗОЛОТОМЕДНОГО ФЛОТОКОНЦЕНТРАТА

2.1 Изучение вещественного состава сульфидного золотомедного флотоконцентрата

2.2 Методика экспериментов

2.3 Исследование процесса окисления сульфидов при низкотемпературном

атмосферном окислении золотомедного флотоконцентрата

Выводы по главе

ГЛАВА 3. РАЗРАБОТКА ТЕХНОЛОГИЧЕСКОЙ СХЕМЫ СЕРНОКИСЛОТНОГО АТМОСФЕРНОГО ОКИСЛЕНИЯ ЗОЛОТОМЕДНОГО ФЛОТОКОНЦЕНТРАТА

3.1 Методика экспериментов

69

3.2 Оценка влияния технологических параметров на низкотемпературное атмосферное окисление золотомедного флотоконцентрата

3.3 Оптимизация параметров известковой обработки твердого продукта низкотемпературного атмосферного окисления золотомедного флотоконцентрата

3.4 Выявление оптимальных параметров цианирования твердого продукта низкотемпературного окисления

3.5 Исследования по извлечению ценных компонентов из растворов низкотемпературного атмосферного окисления

3.6 Разработка технологических приемов обезвреживания и утилизации отходов гидрометаллургической переработки продуктов обогащения

3.7 Рекомендуемая схема переработки золотомедного флотоконцентрата с применением трехстадиального низкотемпературного атмосферного окисления

Выводы по главе

ГЛАВА 4. РАЗРАБОТКА ТЕХНОЛОГИИ ТРЕХСТАДИАЛЬНОГО НИЗКОТЕМПЕРАТУРНОГО АТМОСФЕРНОГО ОКИСЛЕНИЯ ЗОЛОТОМЕДНЫХ КОНЦЕНТРАТОВ

4.1 Обоснование выбранной технологии

4.2 Опытно-промышленные испытания низкотемпературного атмосферного окисления золотомедного флотоконцентрата

4.3 Принципиальная технологическая схема

4.4 Аппаратурная схема переработки золотомедной руды с использованием низкотемпературного атмосферного окисления

4.5 Сопоставление технологии низкотемпературного окисления с применением в качестве окислителя кислорода и трехстадиальное окисление воздух-кислород-воздух

4.6 Экономическое сравнение технологии автоклавного и низкотемпературного

атмосферного окисления

Выводы по главе

ЗАКЛЮЧЕНИЕ

СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

Приложение А. Расчет степени отмывки

Приложение Б. Акт промышленных испытаний

Приложение В. Патент на изобретение

ВВЕДЕНИЕ

Рекомендованный список диссертаций по специальности «Другие cпециальности», 00.00.00 шифр ВАК

Введение диссертации (часть автореферата) на тему «Низкотемпературное атмосферное окисление сульфидных золотомедных флотоконцентратов»

Актуальность работы

Запасы легко цианируемого золота с каждым годом сокращаются и все больше золотодобывающих предприятий проводят изыскания технологий переработки руд разного вида упорности.

Основными золотоносными сульфидными минералами являются: пирит, арсенопирит и минералы меди.

Переработка сульфидных золотомедных руд и концентратов по классической цианистой технологии приводит к высоким расходам реагентов и низкому извлечению золота. Для повышения эффективности процесса извлечения драгоценных металлов необходимо разрушить сульфидные минералы и извлечь медь из продукта переработки перед цианидным выщелачиванием, что позволит снизить расходы основных реагентов [1].

Использование атмосферного окисления является перспективным способом переработки упорного золотомедного флотоконцентрата при температуре 90-95 °С в кислой или щелочной среде после предварительного сверхтонкого измельчения в связи с меньшими капитальными и эксплуатационными затратами в сравнении с обжигом, бактериальным и автоклавным окислением [2].

Процессы, основанные на сверхтонком помоле и атмосферном окислении, хорошо изучены для сульфидных золотосодержащих концентратов. Однако применительно к полиметаллическому минеральному сырью разработанные технологические схемы позволяют эффективно извлекать драгоценные металлы, а извлечение сопутствующих цветных металлов находится на неудовлетворительном уровне.

В связи с этим научный и практический интерес представляет разработка технологической схемы низкотемпературного атмосферного окисления для переработки сульфидного полиметаллического сырья с достижением максимальных показателей по извлечению цветных и драгоценных металлов.

Цель работы. Разработка эффективной технологии извлечения цветных и драгоценных металлов из упорного полиметаллического флотоконцентрата с использованием низкотемпературного сернокислотного атмосферного окисления.

Методы исследований

При выполнении работы использованы методы атомно-абсорбционного, атомно-эмиссионного с индуктивно-связанной плазмой (ICP-AES), титриметрического анализов растворов. Содержание основных компонентов в твердых продуктах изучено пробирно-гравиметрическим, пробирно-атомно-абсорбционным, химическим, рентгенофлуоресцентным и

микрорентгеноспектральным методами анализа.

Для термодинамических расчётов использованы термодинамические базы данных, опубликованные в справочной литературе и в сети Интернет -ИВТАНТЕРМО, FACT (Facility for the Analysis of Chemical Thermodynamics), JANAF, HSC Chemistry 9.9.0.

Задачи работы

Анализ существующих способов переработки золотомедных флотоконцентратов и обоснование направлений исследований;

- изучение основных физико-химических закономерностей процесса низкотемпературного атмосферного окисления (НТО) сульфидов (пирита и теннантита) в сернокислых средах;

- определение оптимальных параметров сернокислотного атмосферного окисления упорного золотомедного флотоконцентрата;

- изыскание способов повышения извлечения меди при низкотемпературном атмосферном окислении и золота при последующем цианировании окисленного продукта;

- разработка технологической схемы переработки упорного золотомедного флотоконцентрата с использованием низкотемпературного атмосферного окисления.

Практическая значимость работы. Разработана методика для изучения основных закономерностей низкотемпературного атмосферного окисления

золотомедного флотоконцентрата, включающая удаление породообразующих минералов плавиковой кислотой, атмосферное окисление с барботажем кислородом и воздухом при температуре 85-95 °С, концентрации серной кислоты 50 г/дм3, соотношение Ж:Т=20:1 и продолжительностью 24 ч.

Разработана технология низкотемпературного атмосферного окисления для переработки сульфидного золотомедного концентрата, упорного к цианистому процессу, включающая трехстадиальное окисление (8 ч воздухом, 2 ч кислородом и 8 ч воздухом) при температуре 90-95 °С, концентрации серной кислоты 50 г/дм3, позволяющая достигать 80 % извлечения меди и 90-95 % извлечения золота при цианировании, со снижением расхода цианида с 30 (прямое цианидное выщелачивание флотоконцентрата) до 8 кг/т;

Разработанная технология испытана в промышленном масштабе на действующем производстве и использована в технологическом регламенте проектирования промышленного предприятия по переработке упорной золотомедной руды одного из месторождений Урала. Использование разработанной технологии позволит увеличить прибыль на 175 млн. рублей в сравнении с аналогичной технологией, где в качестве окислителя используется кислород;

На основании проведенных исследований получен патент Российской Федерации.

Положения, выносимые на защиту

1. Механизм окисления пирита и теннантита при использовании в качестве окислителя кислорода и воздуха, включающий образование вторичного сульфида меди, способствующего пассивации поверхности сульфидов.

2. Параметры (температура 90-95 °, концентрация серной кислоты 50 г/дм3, соотношение Ж:Т 4:1, продолжительность 18 ч) и продолжительность стадий (8 ч воздухом, 2 ч кислородом и 8 ч воздухом) проведения процесса низкотемпературного атмосферного окисления, сводящие к минимуму образование вторичного сульфида меди.

3. Результаты лабораторных и промышленных испытаний гидрометаллургической технологии, включающей процесс трехстадиального низкотемпературного окисления золотомедного флотоконцентрата.

4. Технологическая схема переработки упорных золотомедных флотоконцентратов, включающая тонкий помол, трехстадиальное атмосферное окисление флотоконцентрата и извлечение цветных и драгоценных металлов, с сопоставлением экономических показателей аналогичной технологии, где в качестве окислителя используется кислород.

Обоснованность и достоверность результатов исследований подтверждается использованием аттестованных физических (инструментальных) и физико-химических методов анализа, применением современных средств измерений, математической обработкой результатов исследований, полупромышленными и промышленными испытаниями.

Научная новизна

Установлено, что при низкотемпературном атмосферном окислении в сернокислотной среде золотомедных концентратов с использованием в качестве окислителя кислорода на поверхности сульфидов образуется пленка в виде переосажденных вторичных сульфидов меди, снижающая скорость окисления сульфидов.

Определена кажущаяся энергия активации - реакции окисления теннантита при использовании кислорода протекают во внешнедиффузионной области (Еа = 26,4 кДж/моль), а при барботаже воздухом - в переходной области (Еа = 36,0 кДж/моль).

Установлено, что в процессе сернокислотного окисления сульфидных золотомедных концентратов при дефиците кислорода в начальный период процесса в первую очередь происходит окисление сульфидов меди, без переосаждения вторичных сульфидов.

Личный вклад автора заключается в выполнении экспериментов по низкотемпературному атмосферному окислению упорных золотомедных флотоконцентратов и извлечению драгоценных и цветных металлов из окисленных

продуктов, выполнение теоретических расчетов физико-химических закономерностей процесса низкотемпературного атмосферного окисления, анализе и обобщении полученных результатов, участии в полупромышленных и промышленных испытаниях, разработке технологической схемы процесса.

Апробация работы

Основные результаты работы докладывались на восьмом Конгрессе и Выставке «Цветные металлы и минералы 2016» (г. Красноярск, 13-16 сентября 2016 г.); на Международном конгрессе по переработке минерального сырья «International Mineral Processing Congress» IMPC-2018, (г. Москва, 21 сентября 2018 г.); на международном совещании «Проблемы и перспективы эффективной переработки минерального сырья в 21 веке» «Плаксинские чтения-2019» ( г. Иркутск, 9-14 сентября 2019 г.).

Публикации

По материалам исследований опубликовано 9 работ, в том числе 2 статьи в рецензируемых журналах, рекомендованных ВАК РФ, 1 статья в рецензируемом научном издании, входящем в международную базу данных Scopus. Получен 1 патент Российской Федерации на изобретение, имеются публикации в материалах международных, Всероссийских научно-практических конференций, Конгрессе.

Структура и объем диссертации. Работа изложена на 141 странице машинописного текста, содержит 45 рисунков и 37 таблиц. Диссертация состоит из 4 глав и содержит введение, обзор литературы по диссертации, теоретическую и экспериментальную части, заключение, список использованной литературы, включающий 105 наименований и 3 приложения.

ГЛАВА 1. СОВРЕМЕННОЕ СОСТОЯНИЕ ТЕХНОЛОГИИ ИЗВЛЕЧЕНИЯ ЗОЛОТА И МЕДИ ИЗ ПОЛИМЕТАЛЛИЧЕСКОГО СЫРЬЯ

1.1 Минерально-сырьевая база и классификация золота по видам упорности

к цианистому процессу

Россия занимает третье место по запасам золота. Крупной сырьевой базой обладают Канада, США и Австралия. В таблице 1.1 отражены объёмы производства золота ведущих стран мира на 2021 г. На рисунке 1.1 показано производство золота российскими компаниями в 2020-2021 гг. Таблица 1.1 - Запасы и объемы производства золота ведущих стран мира на 2021

г.

Страна Запасы, тонн Производство, тонн Доля в мировом производстве, %

Китай 2000 380 10,7

Россия 3900 343 9,6

Австралия 5300 315 8,8

США 3000 180 5,1

Канада 1900 170 4,8

Другие страны 10000 2172 61,0

Итого 50000 3560 100

Перспективы наращивания российской сырьевой базы золота за последнее десятилетие значительно расширились. Увеличился объем прогнозных ресурсов. Значительная часть сырья сосредоточена на Дальнем Востоке и юге Сибири, эти же регионы обладают перспективами для ее увеличения.

Запасы золота сосредоточены в 5926 месторождениях - 532 из которых коренные, в том числе 165 комплексных, где золото попутный компонент, и 5394 россыпных. Более половины производства золота в России в 2020-2021 г. приходится на 5 компаний, крупнейшей из которых является компания ПАО «Полюс», в 2021 г добыча золота составила 84,5 т, большая часть которого извлекается из упорных золотосульфидных руд (месторождения Олимпиадинское и Благодатное). Вторую позицию занимает компания Polymetal Internetional Ink., которая произвела 35,0 т золота. Основной тип руд, из которых компания извлекает золото - золотосеребряные и золотосульфидные (Майское и Албазино).

100% ■ а/с АО "Вигам"

■ АО "ГДК Берелех"

90% ■ АО "ГПФК"

■ Мангазея Золото

80% ООО "Концерн Арбат" ■ а/с АО "Западная ГРК"

13,0

70% 13,0 ■ АО "Золото Камчаткм"

■ АО "Прииск

Соловьевсюш"

60%

17,1 14,0 ■ АО "Павлик"

50% 15,9 15,0 ■ ПАО "Селигдар" ■ АО "Сусуманзолото"

40% 34,6 35,0 ■ ООО "Быстринское ГРК" ■ ПАО "Высочайший" ■ Highland Gold Mining

30% ■ АО "Южуралзолото ГК" ■ Nord Gold plc

20%

86,0 84,5 ■ Petropavlovsk plc ■ Kinross Gold

10% ■ Polymetal Ink plc ■ ПАО "Полюс"

0%

2020 2021

Рисунок 1.1 - Производство золота российскими компаниями 2020-2021 гг., тонн

(а/с - артель старателей) Третье место принадлежит компании Kinross Gold Corp, перерабатывающей золотосеребряный тип руд (Купол и Двойное). На 4 строчке находится компания Petropavlovsk plc - золото извлекается из упорных сульфидных руд. Nordgold с

активами в Западной Африке, России, Казахстане, Французской Гвиане и Канаде (производство золота составило 13,2 т.) расположилась на 5 строчке списка. [1]

Запасы легко цианируемого золота с каждым годом сокращаются и все больше компаний проводят изыскания технологий переработки руд разного вида упорности.

Значительная доля запасов представлена трудно извлекаемым или «упорным» золотом. Из них доля золота, которое тесно связано с сульфидами, составляет 21,4 % [2]. Основными золотоносными сульфидными минералами являются пирит, арсенопирит и минералы меди.

По классификации В.В. Лодейщикова все упорные руды делятся на три технологических типа:

1) Руды с тонко вкрапленным золотом (физическая депрессия золота в цианистом процессе) пользуются широким распространением в природе, занимая в этом отношении ведущее место среди технологических типов упорного сырья. К данному типу отнесены руды, содержащие тонковкрапленное золото в кварце, сульфидах железа, сульфидах цветных металлов, гидрооксидах и арсенатах железа, оксидах марганца и т.д. Переработка данного вида сырья может эффективно осуществляется цианидным выщелачиванием, после механического (измельчение), химического (био- или автоклавное выщелачивание) или термохимического (обжиг) высвобождения золота, находящего в ассоциации с минеральными компонентами.

2) Руды, цианистое выщелачивание которых сопровождается химической депрессией золота минеральными компонентами - примесями, проявляющими восстановительные или «цианисидные» свойства. К данному типу отнесены медистые, сурьмянистые, пирротиновые руды, содержащие минералы, которые обладают цианисидными свойствами (поглотители КаСК) и восстановительными (поглотители О2) свойствами. Принципиальные способы извлечения золота из данного вида сырья включают:

- Непосредственное цианирование руды (концентрата) с соблюдением специальных условий, при которых химическая депрессия золота проявляется в минимальной степени;

- Цианирование руды (концентрата) после предварительной химической или термохимической подготовки рудного материала, имеющей целью перевод химических депрессоров в менее активную, а золото - в более легко цианируемую форму;

- Выделение химически активных примесей до цианирования методами механического или химического обогащения с последующей переработкой получаемых продуктов в отдельном технологическом цикле;

- гидрометаллургическая переработка руды (концентрата) с применением не цианистых растворителей золота.

3) Руды, проявляющие повышенную сорбционную активность по отношению к растворенным в цианиде драгоценным металлам. Из золоторудных материалов, относящихся к данному технологическому типу, наибольшую проблему представляют углистые руды. По величие проявления сорбционной активности переработка углеродсодержащих руд может быть проведена по одному из представленных вариантов:

- Цианидное выщелачивание проводится при соблюдении специализированного режима, устраняющего или сводящего к минимуму способность сорбировать драгоценные металлов рудными компонентами;

- Цианидное выщелачивание после химической обработки (хлорирование) или термического (обжиг) окисления углистого вещества;

- Предварительное выделение углерода из минерального сырья до цианидного выщелачивания способами механического обогащения (рудосортировка, обесшламливание, флотация) в отвальные по содержанию золота продукты, не требующие дополнительной металлургической переработки.

Нередко в природе встречаются руды, характеризующиеся двойной упорностью, к примеру, минеральное сырье может содержать как сульфиды, так и

природное углистое вещество и для извлечения золота из таких руд необходим комплексный подход к разработке технологий переработки.

Сложность также представляют полиметаллические руды ввиду необходимости селективного извлечения металлов и много стадийности технологических операций.

1.2 Способы извлечения драгоценных и цветных металлов из

полиметаллических руд

Основной технологией извлечения золота из руд является цианистый процесс. В мировой практике цианированием добывается до 90 % золота. Однако существует категория руд, непосредственное цианирование которых либо вообще невозможно, либо характеризуется крайне низкими показателями. Данные руды относят к категории «упорных» [2]. Основными носителями ассоциированного золота и серебра в упорных рудах являются сульфиды: пирит, арсенопирит, галенит, антимонит, минералы меди.

Медные минералы часто встречаются в золотосодержащих рудах в тех или иных количествах. Эти минералы, активно взаимодействуют с цианистыми растворами, образуя медные комплексы. В результате такого весьма активного взаимодействия даже относительно небольшое количество меди (сотые доли %) приводит к столь высокому расходу цианида, что цианистый процесс становится нерентабельным. Однако сложности переработки медистого сырья не ограничиваются высоким расходом цианида. Наличие в цианистых растворах комплексных анионов меди характеризуется значительным снижением кинетики растворения меди. Также комплексные соединения меди снижают емкость сорбента. Ввиду этого для извлечения золота из золотомедных руд необходимы специальные способы переработки. Данные способы кратко изложены ниже.

1.2.1 Пирометаллургические методы переработки золотомедных руд и

концентратов

В отечественной практике большую часть сульфидных золотомедных концентратов (гравитационных и флотационных) направляют для переработки на

медеплавильные заводы. При обогащении золотомедных руд получают коллективные золотомедные концентраты, на рисунке 1.2 показаны принципиальные схемы переработки сульфидных золотомедных руд. а) Золотомедная руда б) Золотомедная руда

Измельчение и классификация

Измельчение и классификация

т

Флотация

Флотация

Аи-Си конц.

Транспо зтировка

М < ПЗ

Аи конц.

Си конц.

Транспо зтировка

М < ПЗ

Кондицианирование и/или цианирование

Рисунок 1.2 - Принципиальные способы переработки золотомедных руд (а-получение коллективных золотомедных концентратов, б-раздельная переработка

золотых и медных концентратов) На медеплавильных заводах для извлечения драгоценных металлов используется совместная плавка золотосодержащих концентратов с медными. В процессе плавки золото коллектируется штейном. По результатам последующих пирометаллургических операций (конвертирование, огневое рафинирование) и электролиза черновой меди, золото концентрируется в анодных шламах, откуда его извлекают специализированными методами. Метод является неприемлемым для концентратов с содержанием мышьяка более 2 %, по причине нарушения технологии производства чистой катодной меди мышьяком. В связи с этим мышьяковистые концентраты направляют на окислительный обжиг для удаления мышьяка перед отправкой на МПЗ. Окислительный обжиг применяют также при переработке без мышьяковистых пиритных концентратов с целью производства серной кислоты.

Переработка золотосодержащего сырья на свинцовых и медеплавильных заводах способствует извлечению драгоценных металлов из упорных концентратов, к которым по обжигово-цианистой схеме не достигаются

приемлемые технологических показатели. Недостатками указанного способа являются повышенные расходы на перевозку и довольно значительные потери золота (до 7-10 %), связанные с транспортированием концентрата и многооперационностью медного и свинцового производства [3].

1.2.2 Гидрометаллургические способы переработки золотомедных

флотоконцентратов

В мировой практике применяются всевозможные гидрометаллургические методы вскрытия «упорного золота». Наиболее широко применяемые из них: автоклавное, бактериальное и атмосферное окисление [4-15].

Автоклавное окисление широко применяется в промышленности драгоценных металлов, в мировой практике запущены десятки автоклавных заводов. В России автоклавную технологию используют компании Polymetal International plc и ГК «Петропавловск».

Преимуществом автоклавного окисления является высокая скорость протекания процесса и полное окисление сульфидов.

Недостатками процесса можно назвать «окклюзию» серебра ярозитами, образование элементной серы и высокие капитальные и эксплуатационные затраты.

Другим методом кондиционирования золотосодержащего сырья перед цианированием является бактериальное окисление. В России биоокисление внедрено в компании ПАО «Полюс» (процесс Бионорд) и проводятся испытания кучного биоокисления компанией ПАО «Селигдар».

Основным преимуществом процесса является то, что золотосодержащие сульфиды окисляются до конечных химических соединений (сульфатов, арсенатов железа, серной кислоты) без использования высокого давления и температуры. Однако одним из недостатков является высокая чувствительность процесса к изменению температуры, pH среды и сырью.

Перспективными вариантами для переработки сульфидного золотосодержащего сырья являются методы, основанные на сверхтонком помоле с

последующим атмосферным окислением в кислой или щелочной среде. Применительно к данным технологиям нет необходимости в полном окислении сульфидов, поверхность золотин высвобождается на стадии сверхтонкого помола. Технология атмосферного окисления обладает низкими капитальными и эксплуатационными затратами в сравнении с автоклавным и биоокислением.

Атмосферное окисление внедрено в Испании и Германии для переработки сульфидного цинкового концентрата, в Доминиканской республике, где перерабатывается золотосеребряный сульфидный концентрат, в Армении на «Араратской» ЗИФ компанией GeoProMining для переработки золотосульфидного концентрата [16].

Высокотемпературное автоклавное окисление

Главная особенность автоклавного способа высвобождения ассоциированного золота состоит в окислении золотосодержащих сульфидов в водной среде при повышенной температуре и давлении кислорода. Связанное с сульфидами золото вскрывается и становится доступным для цианирования. Широкое внедрение автоклавных процессов в металлургию объясняется более высокой температурой и концентрацией газообразных реагентов, обеспечивающих сдвиг химических реакций и резкое увеличение скорости большинства реакций

[17].

В практике к золотосодержащему сырью используют два главных автоклавных направления: автоклавное выщелачивание исходных (необогащенных) руд с использованием как щелочного, так и кислого процесса и автоклавное окисление продуктов обогащения. Автоклавное окисление (АО, POX) сульфидных минералов возможно с сохранением серебра и золота в твердом продукте, из которого драгоценные металлы можно извлечь цианидным выщелачивание, либо окисление золотосодержащих сульфидов, совмещенного с процессом растворения золота (к примру кислородно-аммиачное). При окислении золотомедных концентратов в процессе POX медь переходит в раствор, а золото остается в не растворившемся кеке и извлекается при последующем цианировании

[18]. Принципиальная схема переработки золотомедных концентратов по

технологии высокотемпературного автоклавного окисления-цианирования представлена на рисунке 1.3.

Золотомедныйфлотоконцентрат

Высокотемперату

рное АО (1=180-220 °С)

Обезвоживание, отмывка

кек

Сорбционное цианирование Экстракция-электролиз

Десорбция, Электролиз, Плавка_

Катодная медь

Золото лигатурное

Рисунок 1.3 - Принципиальная схема переработки золотомедных концентратов по технологии высокотемпературного автоклавного окисления-цианирования

Процесс высокотемпературного автоклавного окисления золотомедных руд и концентратов используется на зарубежных предприятиях.

Компания «Фелпс Додж» (Соединенные Штаты) на установке Багдад использовала метод переработки халькопиритового концентрата с высокотемпературным автоклавным окислением [19, 20]. Процесс ведут при 225^235 °С, под парциальным давлением кислорода 3,3^4,0 МПа.

Твердый остаток АО цианируют, извлечение золота составляет 95 %, серебра достигает до 70^80 %.

Сооружение опытного производства (157 т/сут концентрата) обошлось компании в 40 млн. долл.

В медьсодержащих мышьяковых концентратах, полученных при обогащении руды месторождения Е1 Jndio (Бразилия), минералы меди представлены минералами: халькопиритом, тетраэдритом, энаргитом и теннантитом. Высокотемпературное автоклавное окисление концентрата (при температуре

195^215 °С, и парциальном давлении кислорода 0,7 МПа с продолжительностью 180 минут) позволяет окислить до 98^99 % сульфидных минералов. Извлечение меди в раствор составило 95 %.

Медь из раствора извлекали по схеме экстракция-электролиз. Остаток мышьяка и железа осаждали на стадии нейтрализации рафината известковым молоком.

При цианидном выщелачивании хвостов извлечение золота достигало 95 %, а серебра не превышало 4^7 % по причине упорности аргентоярозита.

При автоклавном окислении рудного сырья при схожих параметрах через 0,5 часа извлечение меди составило 98^99 % и золота - 95^97 % при последующем цианидном выщелачивании, но объем материала увеличивается в 10 раз.

Подобная технология использована для обработки мышьяково-медистых концентратах, полученных из руды месторождения Челопеч (Болгария) [21].

Использование полного автоклавного окисления для переработки мышьяк содержащего медного концентрата оказалась самой предпочтительной в сравнении с другими технологиями.

Процесс Платсол [22] основывается на добавлении 5^20 г/дм3 хлористых солей в материал, с последующим автоклавным окислением, в ходе которого происходит растворение драгоценных металлов одновременно с окислением сульфидов. Предложен впервые для переработки руды предприятия НортМет в штате Миннесота, США.

Процесс Платсол предложен в качестве без цианистого способа извлечения золота из концентратов [23-28]. Показатели укрупненных испытаний приведены в таблице 1.2.

Таблица 1.2 - Показатели укрупненных испытаний технологии Платсол

Компонент Сод., % Извл., %

В исходном В продукте

Медь 14,70 0,05 99,6

Никель 3,05 0,05 98,9

Кобальт 0,14 0,01 96,0

Палладий 9,9 0,72 94,6

Платина (г/т) 2,22 0,12 96,0

Золото (г/т) 1,41 0,20 89,4

Компания «Англо Американ Чили» с 1990-х годов проводила опыты по обработке медьсодержащего сырья. Основой технологии [29] явилось сверхтонкое измельчение (до крупности 80 % -10 мкм) концентрата с дальнейшим окислительным выщелачиванием.

Похожие диссертационные работы по специальности «Другие cпециальности», 00.00.00 шифр ВАК

Список литературы диссертационного исследования кандидат наук Набиулин Руслан Нурлович, 2022 год

СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

1. [Электронный ресурс] Режим доступа:

https://nedradv.ru/nedradv/ru/page_news?obj=0a8b7ef8e482110b22e0685d6c38a9 8d

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

3. Dreisinger, D. Case study flowcheets: copper-gold concentrate treatment / D. Dreisinger // Developments in Mineral Processing. - 2005. - Vol. 15. - P. 825-848. https://doi.org/10.1016/S0167-4528(05)15033-9

4. Lessard, В. Anode slimes treatment in a top blown rotary converter at the CCR Division of Noranda Minerals Inc / В. Lessard // Precious Metals. - 1989. - P. 427440.

5. Bilodeau, A. Silver refinery anode slimes treatment at the CCR Division of Noranda Inc / A. Bilodeau, G.B. Harris, K. Hooper, C.A. MacDonald, R.W. Stanley // The Electrorefining and Winning of Copper. The Minerals. - 1987. - P. 527-545.

6. Morrison, В.Н. Recovery of silver and gold from refinery slimes at Canadian Coppcr Refiners. / В.Н. Morrison // IMM Extractive Metallurgy. - 1985. - P. 249269.

7. Morrison, В.Н. The evolution of copper refinery slime processing and precious metal treatment at CCR Division Noranda Minerals / В.Н. Morrison // Precious Metals. - 1989. - P. 403-413.

8. Hyvarinen, O. Selenium and precious metals recovery from copper anode slimes at Outokumpu Pori Refinery / O. Hyvarinen, E. Rosenberg, L. Lindroos // Precious Metals: Mining, Extraction and Processing. - 1984. - P. 537-548.

9. Hoffmann, J.E. Hydrometallurgical processing of refinery slimes at Phelps Dodge: Theory to practice / J.E. Hoffmann, В. Wesstrom // Hvdrometallurgy. -1994. - P. 69-105.

10. Wiseman, L.G. Inco's Copper Cliff Nickel Refinery / L.G. Wiseman, R.A. Bale, E.T. Chapman, В. Martin // Extractive Metallurgy of Nickel and Cobalt. The Minerals. Metal and Materials Society. - 1988. - P. 373-390.

11. Hougen, L.R. Recovery of nickel, copper and precious metal concentrate from high grade precious metal mattes / L.R. Hougen, H. Zachariasen // JOM. - 1975. -P. 6-9.

12. Stensholt, E.O. The Falconbridge chlorine leach process / E.O. Stensholt, H. Zachariasen, J.H. Lund // Proceedings of the 25th Annual Conference of Metallurgists, Nickel Metallurgy. - 1986. - P 442-463.

13. Stensholt, E.O., Zachariasen H., Lund J.H., Thornhill P.G. Extractive Metallurgy of Nickel and Cobalt / E.O. Stensholt, H. Zachariasen, J.H. Lund, P.G. Thornhill // Metallurgical Society. - 1988. - Р. 403-412.

14. Stensholt, E.O. Development and practice of the Falconbridge leach process / E.O. Stensholt, O.M. Dotterud, E.E. Henriksen, P.O. Ramsdal, F. Stalesen, E. Thune // CIM Bull. -2001. - Vol. 94(1051). - P. 101-104.

15. Shestakova, R.D. Characteristic features of the technology of high copper converter matte leaching developed for Mining and Metallurgical Company Norilsk Nickel / R.D. Shestakova, M.N. Naftal, A.F. Petrov, A.L. Kozhanov // Russian Journal of Non-ferrous Metals. - 2000. - Vol. 41. - P. 28-33.

16. Емельянов, Ю.Е. Сопоставительная оценка вариантов вскрытия упорных флотоконцентратов / Ю.Е. Емельянов, А.В. Богородский, С.В. Баликов, А.В. Епифоров, // Цветные металлы. - 2012. - №8. - С. 10-12.

17. Баликов, С.В. Автоклавное окисление золотосодержащих руд и концентратов / С.В. Баликов, А.В. Богородский, А.В. Болдырев, С.С. Гудков, Ч.Т. Дзгоев, Ю.Е. Емельянов, А.В. Епифоров. - Иркутск: Изд-во ОАО Иргиредмет, 2016. - 471 с.

18. Набойченко, С.С. Автоклавная гидрометаллургия цветных металлов / С.С. Набойченко, Л.П. Ни, Я.М. Шнеерсон, Л.В. Чугаев. - Екатеринбург: Изд-во УРФУ, 2009. - Т.2. - 612 с.

19. Marsden, J.O. Copper Concentrate Leaching Developments by Phelps Dodge Corporation / J.O. Marsden, R.E. Brewer, N. Hazen // Hydrometallurgy 2003, Proceedings of the 5th International Symposium. - 2003, Vol. 2. - P. 1429-1446.

20. Wilmot, J.C. Concentrate leach plant startup, operation and optimization at the Phelps Dodge Bagdad mine in Arizona / J.C. Wilmot, R.J. Smith, R.E. Brewer // Pressure Hydrometallurgy 2004: 34th Annual Hydrometallurgy Meeting of the Metallurgical Society of the Canadian Institute of Mining, Metallurgy & Petroleum. Banff, Alberta, 2004. - P. 77-89.

21. Berezowsky, R.M. Pressure leaching las cruces copper ore / R.M. Berezowsky, T. Xue, M.I. Collins, M. Makwana, I. Barton-Jones, M. Southgate, J. Maclean // JOM. - 1999. - Vol. 51, No. 12. - P. 36-41.

22. United States Patent 6315812. Int. C22B 3/06. Oxidative pressure leach recovery using halide ions / C.A. Fleming, D.B. Dreisinger, P.T. O'Kane. Current Assignee: International PGM Technologies Ltd. - Filed: 28.04.1999, Publ: 13.11.2001.

23. Ferron, C.J. High temperature chloride assisted leach process to extract simultaneously Cu, Ni, Au and the PGM's from various feedstocks. / C.J. Ferron, C.A. Fleming, P.T. O'Kane, D. Dreisinger // Chloride Metallurgy 2002: Practice and Theory of Chloride/Metal Interaction, Annual Hydrometallurgy Meeting, 32nd, Montreal. QC, Canada, Oct. 19-23, 2002. - 2002. - Vol. 1. - P. 11-28.

24. Dreisenger, D. The metallurgical development of the El Boleo copper-cobalt-zinc project / D. Dreisenger, W. Murray, K. Baxter, M. Holmes, H. Jacobs, R. Molnar // Proceedings of ALTA Copper 2005, Perth, ALTA Metallurgical Services, Melbourne, Australia, 2005.

25. United States Patent 6315812. Int. C22B 3/40. Solvent extraction process for separation cobalt and/or manganese from impurities in leach solutions / C.Y. Cheng, M.D. Current Assignee: International PGM Technologies Ltd. - Filed: 29.10.2004, Publ: 28.01.2005.

26. Ferron, C.J. Pilot plant demonstration of the PLATSO process for the treatment of the NorthMet copper-nickel-PGM deposit / C.J. Ferron, C.A. Fleming, P.T.

O'Kane, D. Dreisinger // Mining Engineering. - 2002. - Vol. 54, No. 12. - P. 3339.

27. Marsden, J.O. Copper concentrate leaching developments by phelps dodge corporation / J.O. Marsden, R.E. Brewer, N. Hazen // Hydrometallurgy. - 2003. -Vol. 2. - P. 1429-1446.

28. Brewer, R.E. Copper Concentrate Pressure Leaching - Plant Scale-Up from Continuous Laboratory Testing / R.E. Brewer // Minerals and Metallurgical Processing. - 2004. - Vol. 21, No. 4. - P. 202-208.

29. [Электронный ресурс] Режим доступа: https://www.mdpi.com/2075-4701/10/6/812

30. United States Patent 5730776. Int. C22B 15/00. Hydrometallurgical process for the extraction of copper from sulphidic concentrates / D.K. Kofluk, M.J. Collins. Assignee: 698638 Alberta Ltd Viridian Inc Canada. - Filed: 27.02.1996, Publ: 24.04.1998.

31. Buban, K.R. Acid Pressure Leaching of Chalcopyrite by Dynatec / K.R. Buban, M.J. Collins // Annual Copper Hydromet Roundtable. 1997.

32. Collins, M.J. Alta Copper Sulphides / M.J. Collins, K. Buban, de Kock, R. Kalanchey, Т. Xue // Symposium Brisbane, Australia. 1998. P. 1-16.

33. United States Patent 6503293. Int. C22B 3/08. Process for the extraction of copper / P. Dempsey, D.B. Dreisinger. Assignee: Paul Dempsey, David Bruce Dreisinger. - Filed: 22.07.2000, Publ: 07.06.2003.

34. Dreisinger, D.B. The Anglo American Corporation/University of British Columbia (AAC/UBC) chalcopyrite copper hydrometallurgy process / D.B. Dreisinger, J. Marsh, P. Dempsey // Proceedings. ALTA Copper Conference 2002. - P. 27.

35. Kuhn, M.C. Anaconda's Arbiter process for copper / Kuhn M.C., Arbiter N., Kline H. // CIM Bull. - 1974. - Vol. 67(752). - P. 62-73.

36. Jones, D.L. CESL Copper Process / D.L. Jones // Presented at the ALTA Copper Hydromelallurgical Forum, Brisbane. Australia. 1996. - P. 57-63.

37. Jones, D. CESL process for copper sulphides operation of the demonstration plant / D. Jones, J. Hestrin // Alta 1998 Copper Sulphides Symposium, October 19, - 1998.

38. Jones, D.L. The CESL process for Nickel-Cobalt-Copper Sulphides / D.L. Jones // Nickel-Cobalt Pressure Leaching and Hydrometallurgy Forum, Perth, WA, May, 1998.

39. [Электронный ресурс] Режим доступа: https://search.rsl.ru/ru/record/01007244625

40. [Электронный ресурс] Режим доступа: https://elar.urfu.ru/bitstream/10995/30952/1/978-5-7996-1390-7.pdf

41. Nyman, В. Examining the economics of some pressure oxidation process options / В. Nyman, A. Aoltonen, S.E. Hultholm, K. Karpale // Hydrometallurgy. -1992. - V.29. - P. 461-479.

42. Svinkels, J.M. The Sherritt-Cominco copper process / J.M. Svinkels, R.M. Berezowsky // CIM Bull. -1978. Vol. 71. - P. 105-121.

43. Баликов, С.В. Биотехнология золота и цветных металлов / С.В. Баликов, В.Е. Дементьев, Г.И. Войлошников, Г.Г. Минеев, В.В. Лодейщиков. - Иркутск: АО «Иргиредмет», 2021. - 643 с.

44. Palmer, C. The Activox (R) process: Growing significance in the nickel industry / C. Palmer, G. Johnson // JOM: the journal of the Minerals, Metals & Materials Society. 2005, Vol. 57. - P. 40-47.

45. United States Patent 5232491. Int. C22B 11/08. Activation of a mineral species / Ian J. Corrans, John E. Angove. Assignee: Dominion mining LTD. - Filed: 25.10.1991, Publ: 03.08.1993.

46. Столярова, Е.А. Биологическая технология извлечения меди из отходов флотационного обогащения сульфидных руд: автореф. дис. ... канд. биол. наук: 03.00.23 / Столярова Ева Александровна. - Уфа, 2009. - 20 с.

47. Лазутин, Н.А. Развитие микроорганизмов в процессе кучноговыщелачивания золотосульфидных руд / Н.А. Лазутин, Л.И. Зайнитдинова // Узбекский биологический журнал. - 2006. - №1. - С. 87-91.

48. Каравайко, Г.И. Роль микроорганизмов в выщелачивании металлов / Г.И. Каравайко, С.И. Кузнецов, А.И. Голомзик. - М.: Наука, 1972. - 272 с.

49. Матвеева, Л.А. Механизм разрушения алюмосиликатных и силикатных минералов / Л.А. Матвеева // Кора выветривания. - 1974. - №14. - С. 227-239.

50. Brain, D. Bioleaching and electrobioleaching of sulfide minerals. - 2005. - 49 p.

51. Dew, D. Biotechnology in mining development of the BIOCOPTM process / D. Dew, J. Batty // Short Course Lecture for Hydro 2003. - 2003.

52. Rawlings, D.E. Biomining / D.E. Rawlings, B.D. Johnson. - Berlin: SpringerVerlag, 2007. - 314 p.

53. Адамов, Э.В. Изучение структуры и состава зоны бактериального окисления сульфидных минералов / Э.В. Адамов, Л.Н. Крылова, Б.Л. Егоров, Д.Ю. Воронин, В.В. Панин // Металлург. - 2010. - № 6. - С. 62-65.

54. Полькин, С.И. Технология бактериального выщелачивания цветных и редких металлов / С.И. Полькин, Э.В. Адамов, В.В. Панин. - М.: Недра, 1982. - 288 с.

55. Кулебакин, В.Г. Бактериальное выщелачивание сульфидных минералов / В.Г. Кулебакин. - Новосибирск: Наука, СО АН СССР, 1978. - 262 с.

56. Гусаков, М.С. Влияние физико-химических параметров раствора на окислительную активность бактерий и выщелачивание сульфидных концентратов / М.С. Гусаков, Л.Н. Крылова, П.В. Мощанецкий, Чжен Чжи Хун // IX Конгресс обогатителей стран СНГ: сборник материалов. Т. I. - 2013. - С. 210-215.

57. Palencia, I. Treatment of secondary copper sulphides (chalcocite and covellite) by the BRISA process / I. Palencia, R. Romero, A. Mazuelos, F. Carranza // Hydrometallurgy. - 2002. - Vol. 66. - P. 85-93.

58. Гусаков, М.С. Выщелачивание никеля из пирротиновых концентратов железом, окисленным иммобилизованной биомассой / М.С. Гусаков, Л.Н. Крылова, Э.В. Адамов // Цветные металлы. - 2011. - № 4. - С. 15-19.

59. Cheng, Y.C. Mechanism and kinetics of elemental sulfur oxidation by Thiobacillus thiooxidans in batch fermenter / Y.C. Cheng, R.Y. Peng, J.C.C. Su, D.Y. Lo // Environmental Technology. - 1999. - Vol. 20. - P. 933-942.

60. Мощанецкий, П.В. Скорость окисления элементной серы бактериями / П.В. Мощанецкий, Л.Н. Крылова // IX Конгресс обогатителей стран СНГ: сборник материалов. - 2013. - Т. II. - С. 416-420.

61. Corrans, I.J. Ultra fine milling for the recovery of refractory gold / I.J. Corrans, J.E. Angove // Minerals Engineering Elsevier. - 1991. - Vol. 4, № 7. - P. 763-776.

62. Jankovic, A. Variables affecting the fine grinding of minerals using stirred mills / A. Jankovic // Minerals Engineering Elsevier. - 2003. - Vol. 16, № 4. - P. 337345.

63. [Электронный ресурс] Режим доступа: http://www.albionprocess.com/ru/pressreleases.html

64. Voigt, P. The Albion Process at the GPM Gold Project - The Success of a Technology / P. Voigt, D. Walker // Proceedings CIM Convention (Vancouver, 22 May 2018). - 2018. - Р. 339-349.

65. [Электронный ресурс] Режим доступа: http://www.minproc.ru/congress2009.html

66. [Электронный ресурс] Режим доступа: https://zolotodb.ru/article/11789

67. Curry, D. Clermont B. Improving the Efficiency of Fine GrindingDevelopments in Ceramic Media Technology / D. Curry // Ultrafine Grinding (Falmounth, UK, 1213 June 2006). - 2006. - P. 1-8.

68. Аксёнов, А.В. Способ вскрытия тонковкрапленного золота из упорного сульфидного сырья на основе сверхтонкого измельчения и атмосферного окисления / А.В. Аксёнов, А.А. Васильев // Материалы науч.-практ. конф. «Перспективы развития, экологии и автоматизации химических, пищевых и металлургических производств». - Иркутск. - 2009. - С. 9-11.

69. Васильев, А.А. Разработка технологии переработки золотосодержащего тонкоизмельченного сырья с использованием атмосферного окисления: дис... канд. техн. наук: 05.16.02 / А.А. Васильев. - Иркутск, 2011. - С. 61-78.

70. Ficeriova, J. Leaching of gold from a mechanically and mechanochemically activated waste / J. Ficeriova, P. Balaz // Acta Montanistica Slovaca. - 2010. - Vol. 15, No. 3. - P. 183-187.

71. Senna, M. Determination of effective surface area for the chemical reaction of fine particulate materials / M. Senna // Particle Systems Characterization. - 1989. Vol. 6. - P. 163-167.

72. Peters, E. Leaching of sulphides / E. Peters // Advances in Mineral Processing.

- 1986. -P. 445-462.

73. Burkin, A.R. The Chemistry of Hydrometallurgical Processes / A.R. Burkin. London: E. & F.N. Spon, 1966. 182 p.

74. Osseo-Asare, K. Solution chemistry of cyanide leaching systems / K. Osseo-Asare, T. Xue, V.S.T. Ciminelli // Precious Metals: Mining, Extraction. - 1984. - P. 173-197.

75. Мозгов, Н.Н. Блеклые руды (Особенности химического состава и свойств)/ Н.Н. Мозгов, А.И. Цепин. - М.: Наука, 1983. - 280 с.

76. Штрунц, Х. Минералогические таблицы / Х. Штрунц. - М.: Гос-гортехиздат, 1962. - 532 с.

77. Зеленов, В.И. Классификация золотых руд по свойствам, определяющим технологию обработки / В.И. Зеленов / Труды НИГРИ. - 1967. - Вып. 77. - С. 40-52.

78. Ващенко, Г.А. Выбор технологии переработки флотоконцентрата руды Березняковского месторождения / Г.А. Ващенко, С.С. Гудков, Ю.Е. Емельянов, А.В. Богородский, А.В. Епифоров // Цветные металлы. - 2013. - №2 11. - С. 40-43.

79. Набиулин, Р.Н. Исследования по переработке измельченного золотомедного флотоконцентрата методом сернокислотного атмосферного окисления / Р.Н. Набиулин, А.В. Богородский, С.В. Баликов // Вестник Иркутского государственного технического университета. - 2020. -Т. 24, № 4.

- С. 887-895.

80. Набиулин, Р.Н. Атмосферное окисление золотомедного флотоконцентрата / Р.Н. Набиулин, А.В. Богородский, С.В. Баликов, Ю.Е. Емельянов // Цветные металлы и минералы 2016: сб. тез. докл. VIII Междунар. Конгресса (г. Красноярск, 13-16 сентября 2016 г.). - Красноярск. - 2016. - С. 462-463.

81. Ващенко, Г.А. Совершенствование технологии переработки золотосодержащей руды Березняковского месторождения / Г.А. Ващенко, С.С. Гудков, Ю.Е. Емельянов, В.В. Елшин, А.В. Богородский // Обогащение руд. -2014. - № 6. - С. 7-10.

82. Абрамов, А.А. Собрание сочинений. Том 6. Флотация. Физико-химическое моделирование процессов / А.А. Абрамов. - М: Горная книга, 2010. - 607 с.

83. Глушко, В.П. Термические константы веществ: справочник /В.П. Глушко - М.: ВИНИТИ, 1981. - 6556 с.

84. Гурвич, Л.В. Термодинамические свойства индивидуальных веществ / Л.В. Гурвич, И.В. Вейц, В.А. Медведев. - М.: Наука, 1982. - 3662 с.

85. Зефиров, А.П. Термодинамические свойства неорганических веществ: справочник / А.П. Зефиров. - М.: Атомиздат, 1965. - 460 с.

86. Куруленко, О.Д Краткий справочник по химии / О.Д. Куруленко. - К.: Наукова Думка, 1974. - 991 с.

87. Мищенко, К.П. Краткий справочник физико-химических величин / К.П. Мищенко, А.А. Равдель. - Л.: Химия, 1974. - 200 с.

88. Рабинович, В.А. Краткий химический справочник / В.А. Рабинович, З.Я. Хавин. - Л.: Химия, 1991. - 432 с.

89. Кубашевский, О. Металлургическая термохимия / О. Кубашевский, К.В. Олкок. - М.: Металлургия, 1982. - 392 с.

90. Булах, А.Г. Методы термодинамики в минералогии / А.Г. Булах - Л.: Недра, 1974. - 184 с.

91. Карпов, И.К. Константы веществ для термодинамических расчетов в геохимии / И.К. Карпов, С.А. Кашик, В.Д. Пампура. - М.: Наука, 1968. -143 с.

92. Карпов, И.К. Химическая термодинамика в петрологии и геохимии / И.К. Карпов, А.И. Кисилев, Ф.А. Летников. - Иркутск: Институт земной коры СО РАН, 1971. - 385 с.

93. [Электронный ресурс] Режим доступа: http://www.crct.polymtl.ca/fact.htm

94. Chase M.W., Davies C.A., Downey J.R. JANAF Thermochemical Tables Third Edition. - J. Phys. Chem. Ref. Data, Vol. 14, Suppl. 1, 1985. - 1856 p.

95. [Электронный ресурс] Режим доступа: http://www.outokumpu.fi/hsc/

96. Свешников, Г.Б. Электрохимические процессы на сульфидных месторождениях. / Г.Б. Свешников. - Л.: Изд. ЛГУ, 1967. -159 c.

97. Петров, Г.В. Особенности поведения редких микрокомпонентов при переработке сульфидных медных руд и пути повышения их производства / Г.В. Петров, А.Я. Бодуэн, А.Ю. Спыну, А.С. Богинская // Сборник докладов четвертого международного конгресса «Цветные металлы-2012». - 2012. - C. 158-160.

98. Чантурия, В.А. Электрохимия сульфидов. Теория и практика флотации/ В.А. Чантурия, В.Е. Вигдергауз. - М: Издательский дом «Руда и металлы», 2008. - 272 с.

99. Леонов, С.Б. Гидрометаллургия. 4.II. Выделение металлов из растворов и вопросы экологии / С.Б. Леонов, Г.Г. Минеев, И.А. Жучков. - Иркутск: Изд. ИрГТУ, 2000. - 492с.

100. Tromans, D. Temperature and pressure dependent solubility of oxygen in water: a thermodynamic analysis / D. Tromans // Hydrometallurgy. - 1998. - Vol. 48. - No. 3. - P. 327-342.

101. Минеев, Г.Г. Теория металлургических процессов: учебник / Г.Г. Минеев, Т.С. Минеева, И.А. Жучков, Е.В. Зелинская. - Иркутск: ИрГТУ, 2010. - 524 с.

102. Вигдорчик, Е.М. Математическое моделирование непрерывных процессов растворения / Е.М. Вигдорчик, А.Б. Шейнин. - Л.: Химия, 1971. -248 с.

103. Жучков, И.А. Серосодержащие растворители благородных металлов в геохимических и металлургических процессах / И.А. Жучков, Г.Г. Минеев, А.В. Аксенов. - Иркутск: ИрГТУ, 2010. - 388 с.

104. Семенов, В.Я. Разработка гидрометаллургических процессов извлечения золота и цветных металлов на основе исследования серощелочных растворов: дис. ... канд. техн. наук: 05.16.03 / Семенов Владислав Яковлевич. - Иркутск. - «Иргиредмет». - 1982. - 217 с.

105. Кельцев, Н.В. Основы адсорбционной техники / Н.В. Кельцев. - М.: Химия, 1984. - 592 с.

Приложение А. Расчет степени отмывки

V - объем пульпы, м /ч С, Аи - концентрация золота, г/л С, Ag - концентрация серебра, г/л Еж Аи - извлечение золота, % Еж А§ - извлечение серебра, %

ж 97,9 м3/ч

н^о4 2,9 г/л H2SO4 281,8 кг/ч

Fe 0,4 г/л Fe 37,6 кг/ч

Си 0,5 г/л Си 48,6 кг/ч

А8 0,1 г/л As 11,3 кг/ч

Флотоконцентрат

Q - производительность по руде, т/ч тв 15,0 т/ч ж 45,2 м3/ч

Y - выход, % Си 0,3 т/ч Си 0,0 кг/м3

а Аи - содержание золота,г/т ЕСи 85,0 % ЕСи 0,0 %

Етв Аи - извлечение золота, % Y 100,0 % Н2!304 0,0 кг/м3

а Ag - содержание серебра,г/т S 2,1 т/ч S 0,0 кг/м3

Етв Ag - извлечение серебра, % Fe 1,6 т/ч Fe 0,0 кг/м3

W - объем воды, м3/ч As 0,1 т/ч А8 0,0 кг/м3

Атмосферное окисление

тв 13,5 т/ч

Си 0,1 т/ч

ЕСи 20,0 %

S 0,6 т/ч

Fe 1,2 т/ч

As 0,0 т/ч

ж 39,9 м3/ч

ЕСи 80,0 %

Н2!304 75,0 кг/м3

Fe 10,0 кг/м3

Си 12,9 кг/м3

А8 3,0 кг/м3

W 50,2 м3/ч

Ртв 24,9 %

R 3,0 -

Си 1,7 %

S 13,7 %

Fe 10,5 %

As 0,6 %

W 44,4 м3/ч

Ртв 25,3 %

R 3,0 -

Ст ок 70,0 %

Y 90,0 %

H2SO4 2989,4 кг/ч

Fe 398,6 кг/ч

Си 515,3 кг/ч

As 119,6 кг/ч

Сгущение 1 ст На очистку от ж 124,2 м3/ч

ж 137,7 м3/ч Н2!304 23,8 кг/м3 Fe и As H2SO4 23,75 г/л Ц£0„ 2950,6 кг/ч

Ртв 8,9 % Fe 3,2 кг/м3 Fe 3,17 г/л Fe 393,41 кг/ч

W 142,2 м3/ч Си 4,1 кг/м3 Си 4,09 г/л Си 508,64 кг/ч

R 10,2 - А8 1,0 кг/м3 As 0,95 г/л As 118,02 кг/ч

тв 13,5 т/ч

Си 0,1 т/ч

S 0,6 т/ч

Fe 1,2 т/ч

As 0,0 т/ч

ж 13,5 м3/ч Н2!304 23,8 кг/м3 нда 320,6 кг/ч

W 18,0 м3/ч Fe 3,2 кг/м3 Fe 42,8 кг/ч

Ртв 50,0 % Си 4,1 кг/м3 Си 55,3 кг/ч

R 1,0 - As 1,0 кг/м3 As 12,8 кг/ч

Степень отмывки 89,3 %

Сгущение 2 ст ж 97,9 м3/ч

ж 111,4 м3/ч нда 2,9 кг/м3 Техническая Си 0,0 г/л

Ртв 10,8 % Fe 0,4 кг/м3 вода Ц£0„ 0,0 г/л

W 115,9 м3/ч Си 0,5 кг/м3 Fe 0,0 г/л

R 8,3 б/р А8 0,1 кг/м3 As 0,0 г/л

тв 14 т/ч Си 0 т/ч

__1__тУч

Fe 1 т/ч А 0 т/ч

Известковая обработка

ж 13,5 м3/ч H2SO4 2,9 кг/м3 H2SO4 38,9 кг/ч

W 18,0 м3/ч Fe 0,4 кг/м3 Fe 5,2 кг/ч

Ртв 50,0 % Си 0,5 кг/м3 Си 6,7 кг/ч

R 1,0 - As 0,1 кг/м3 As 1,6 кг/ч

Степень отмывки 98,7 %

Приложение Б. Акт промышленных испытаний

Введение

Мы, нижеподписавшиеся: начальник Береэняновскай ЗИФ Хайдаров И,В,, главный инженер «Березняковскош» ЗИФ Седанов Ш,Н,, старший научный сотрудник АО «Иргиредмет» Богородский А,В., младший научный сотрудник АО «Иргиредмет» Набиулин Р.Н. составили настоящий акт о нижеследующем:

С 1 ноября 2017 по 4 декабря 2017 г, были проведены промышленные испытания по низкотемпературному атмосферному окислению (НТО) лежалых хвостов цианирования флотационного концентрата, накопленных на ЗИФ а период отработки первичных руд с 2013 по 2016 г.

Испытания проведены в 2 этапа:

- на 1 этапе испытания по атмосферному окислению хвостов цианирования флогоконцентрата проведены в соответствии с технологическом регламентом (окисление проводилось с барботажем кислородом);

- на 2 этапе испытания проведены в режиме трехстадиального окисления {окисление проводилось с барботажем воздухом и первом реакторе, барботаж кислородом во втором реакторе и барботажем воздухом в третьем реакторе),

Продолжительность промышленных испытаний составила 34 дня.

В акте приведены данные по одностадиальному и грехстаднальному низкотемпературному атмосферному окислению. Изучен краткий химический состав и проведен фазовый анализ хвостов цианирования золотомедного флогоконцентрата. Рассчитано количество потребляемой электроэнергии, при одностадиальном и трехстадиальном окислении, на переработку 1 тонны хвостов цианирования флотационного концентрата.

Результаты, полученные при проведении промышленных испытаний, могут яштятьиг исходными данными для корректировки технологических параметров технологии переработки первичной руды Березняковского месторождения,

2

Е. Характеристики исходного сырья

Исходным сырьем для испытаний являлись лежалые хвосты цианирования флотационного концентрата, накопленные в период переработки первичной руды с 2013 по 2016 г на ЗИФ по технологии, включающей измельчение-классификацию, флотационное обогащение и сорбционное выщелачивание флотационного концентрата со складированием хвостов цианирования в отработанный карьер,

Л период испытаний по переработке лежалых хвостов цианирования флотоконцеитрата с применением технологии атмосферного окисления периодически отбирались пробы исходных продуктов с производственного цикла Березняковской ЗИФ для изучения их краткого вещественного состава и оценки технологических свойств. Краткий химический состав усредненного исходного питання атмосферного окисления (хвостов цианирования золотомедного флотоконцентрата) представлен в таблице 1.1.

Таблица 1.1 - Краткий химический состав хвостов цианирования золотомедного флотоконцентрата__

Компоненты Массовая доля элемента, %

57,30

А1А 15,11

СаО 0,17

<1&Ц. 10,50

Ре окнел. 1,07

л-.пф. 9,43

,_ ......... __ ОбЩ, 10.70

пкэн:.т. 0,19

10,51

И1Ш. 0,28

0)М1|. 1,95

Аи, г/т 13,80

Ад, г/т 24,60

Результаты химического анализа свидетельствуют о том, что хвосты цианирования флотоконцетрата характеризуются высоким содержанием кремнезема (57,30 %). Массовая доля оксида кальция составляет 0Л 7 %, Доля мышьяка не превышает 0,28 %, Содержание меди - 1,95 %. Железо составляет

3

10,50 %, из него сульфидного 9,43 %, остальное присутствует в окисленной форме.

Основным ценным компонентом во флотоконцентрате является золото. Фазовый анализ на золото представлен в таблице 1.2.

Таблица 1.2 - Соотношение форм нахождения золота в пробе хвостов цианирования флотоконцеятрата по данным ¡¡Еазовшча анализа_

Формы нахождения золота и характер их свяш с рудными Распределение золота, %

ШМ ПО] [ВИТОМ н г/т %

Свободные (извлекаемые амальгамацией) 0.%

Б виде сростков (дианирусмос) 29,6

Всего в инаннроемий фирм« 5,06 36,5

Упорные, не извлекаемые прямым цианированием, вги числе: fi.SE 63.5

Извлекаемые цианированием после обработки соляной кислотой (ассоциированные с гндронсидамн желеэа, карбонатами, вторичными минералами меди) 2,19 15,8

Извлекаемые циянироваиием после обработки азотной кислотой (ассоциированные с сульфидами и, частично, с блеклыми рудами) 6,Я6 ш

Тонко дкраэтленкые и пепхщообрюующие минералы 0,72 5,2

Итога: в н столе го № руле (па йалапсу) 13,87 101)

Результаты фазового анализа показывают, что данный флотоконцснтрат

является упорным к цианистому процессу. Прямым цианированием из него возможно извлечь 36,5 % золота. Упорного золота - 63,5 %. Основная доля упорного золота приходится на ассоциацию с сульфидами - 50,2 %.

2. Исходные данные проведения испытании

Принципиальная технологическим схема переработки хвостов цианирования золотомедного флотоконцентрата приведена на рисунке 2Д.

Рул*

аии"

В сворот П1Ч11 Счтвннч

Таиик

НШГЛЬ'ШНМ?

Хкхпцшш*

ЩСЛОрИЛ

Л| ^ллЛирик <1инсдемие

Серит кислом 1

.-.НИК ri.ini

гаф^тдхрлын пимр

И1ЯГС ГК1И:1Я пврейетж

Сгуиншс, гроткмтччща ^нннтаиил

ВЛТ»

^чи.:та игглыиьлка и железа

ИиСЫ, У ТОПЬ

СйрБикилкйс |нроиш|нл

Утт

пупы

Мв^Я

Фнпырвшш

Осшшеннс

«ЩИ

ДкарГэцря, Э.ШЩЮЛН], пшв

ОЛежрежиаште

¡Киишчй

и<М|1|М

КВ|№1ЧЧИНН.|НШС

Л1 ■: I [гго кра 11 ш I к 11Г

ММНЬ«В

ЮНШЛ1 фШ

лигатурнск

Рисунок 2,) - Принципиальная схема переработки хвостов цианирования зо лотомед но по фл отоко! [ дй11 гра I а

По данной схеме хвосты цианирования золотомедного флотоконцентрата со спецхранилища автотранспортом подавались на распульповку в мельницу мокрого п о л усам оиэ мелъчения, далее сгущались и направлялись в вертикальную мельницу сверхтонкого помола. Измельченный продукт классифицировался в гидроциклонах, слив направлялся 11а низкотемпературное атмосферное окисление, а пески на доизмельчение в

мельницу. Низкотемпературное атмосферное окисление проводили при температуре 90-95 С с исходной концентрацией серной кислоты К0-100 г/л. По первому этапу промышленных испытаний низкотемпературное атмосферное окисление проводилось с барботажем кислородом, по второму - по схеме трех стадиального окисления (предварительное окисление воздухом-окислснис кислородом и доокнсление воздухом). Продукт окисления ¿подвергался сгущению с противиточной декантацией, сгущенный продукт направлялся на известковую обработку, а слив на очистку от железа и мышьяка и осаждение меди. Известковая обработка проводилась при температуре 90-95 □ с загрузкой извести 80 кг/г в виде известкового молока. Продукт иззестковой обработки направлялся на сгущение с протнвоточной декантацией. Сгущенный продукт направлялся на сорбциониое цианирование. Хвосты цианирования обезвреживались н сбрасывались в хвостохранилище, золотосодержащий сорбент направлялся на операцию десорбции н злетролиза, Катодный осадок плавился с получением слитка золото лигатурного.

Содержание ценных компонентов и хвостах цианирования золотомедного флотоконцентратасоставило золота -13,8 г/т, меди -1,0-2,1 %. Промышленные испытания проводились при производительности 15 т/ч, Исходные данные приведены в таблице 2.1

Таблица 2,1 - Исходные данные промышленных испытаний но технологии низкотемпературного атмосферного окисления-оорбционного цианирования__

1 Ьтеноаашк параметра Значенае

Режим работы предприятия Круглогодичный

Количество рабочих дней в года 330

Суточный режим рапптт.т, час/сут 34

Сменный режим работы 2 сненыЛ2 часов

Произподителт.пастъ по хвостам ци luí н ровни ня флотоколцентрата, т/час 15

Крупность исходного продукта Fío 44, мкм 74

плалшостъ кпостов KHíiíiпрощания флотоконцентрата. % 10

Удельный в«, г/см3 2,7

Содержание мота в исходном продукте, г/т 13,8

Содержание меди в исходном продукте^*/« 2,1

Температура п реакторах атмосферного Шклига, 0 90-95

Концентрация еерной КИСЛОТЫ, г/л 30-100

Плотность пульпы поступающей па окислснис, % 40

Плотность отмытого окисленного продукта после 40

низкотемпературного атмосферного окисления, %

Температура известковой обработки. 90-95

Звхрузкя извести на известковую обработку, жг/г 80

Плотность отмытого продукта тпвесткооой обработки, % 40

Общая схема цепи аппаратов отделения низкотемпературного

атмосферного окисления ЗИФ приведена на рисунке 2.2.

7

и-

| 'Н. Г11

11 " ■ 1} тт*-.-- п ■ I

I

■1 д!

~ , гг: ЛЬ.

4 4

С^члывчим

• "а-Ч'П» 1т

р, 114- ■ Л-лй^ У ^А -.мы 1

1 Ааот»вчт -ни й

' 1

Н йннг 1

С 1

1 1

МБйШСЛЫКШВШ

^ аад- ачювНдечая а е ,к-,

—■ Л^ЧНП г#к#ьч * I .УЛМ г?

ЯИГЧДО £ЛЧ№ ИшУА

■шш >Л»Ыг---*£Н --С 4« внеси*!

" АЩлдайаи £ «г *чмн»| сгрЦ1и

— № С *чГ по г^;*-,: лСГЗДМЧ!

ш

о

<в1

Рисунок 22 - Схема цепей аппаратов отделен низкотемпературного окисления (В 1-испытания пп 1 этапу, Б2- испытаний по 2 этану).

3, Описание к результаты промышленных испытаний

3.1 Описание промышленник не пытан нй

Измельчение зодотомедного флотоконгфнтрата. Стадия измельчения золотомедного флотоконцентрата включала в себя;

1) Измельчение флотоконцентрата в вертикальной мельнице тонкого помола марки С-500 производства КНР.

2) Классификацию измельченного продукта в гидроциклонах. Пески гидроциклонов направлялись на доизмельчение в мельницу, а слив крупностью Рм мкм на низкотемпературное атмосферное окисление. Производительность мельницы тонкого помола составляла 15 т/ч флотоконцентрата.

Низкотемпературное атмосферное окисление золотомедного флотоконцентрата. Отделение атмосферного окисления состояло из насосной станции, 2 х реакторов У=300 м3 и одного У-1Л м\ Реактора были оснащены специальными днепергаторами газа, обохрел пульпы до температуры 90-95 °С осуществлялся «острым» паром, Концентрация кислоты поддерживалась на уровне 80-100 г/л, плотность пульпы 40 %. 11ервую стадию испытаний проводили по регламентной схеме работы предприятия (пульпа в процессе низкотемпературного атмосферного окислении 'тарботироиалась кислородом);

Вторую стадию испытаний проводили с грех стадиальным окислением: сгущенный продукт до плотности 40 % подавался на предварительное окисление воздухом в агитатор У=300 м\ затем перекачивался для окисления кислородом в агитатор У=74 м1, после чего направлялся для доокисления воздухом в агитатор У=300 м\ Начальная концентрация серной кислоты составляла КО-100 г/л.

Пробы пульпы отбирали с каждого реактора, с целью определения показателей окисления из расчета нахождения материала в каждом аппарате.

Ввиду долгой продолжительность нахождения материала в технологической цепочке переработки окисленного материала, извлечение

золота определяли й лабораторном масштабе на пробе окисленного концентрата, имитируя производственный цикл. В процессе низкотемпературного атмосферного окисления накапливалась среднесуточная проба продукта окисления на которой в лаборатории проводили отмывку, горячую известковую обработку с последующей отмывкой и цианирование в агитационном режиме,

] орячую известковую обработку проводили при температуре 90-95 □ с загрузкой извести КО кг/т, соотношением Ж:Т=4:1, продолжительностью I ч. Цианирование проводили при концентрации цианида 1 г/л, с соотношением Ж:Т=*2:1, загрузкой сорбента 5 об. %.

Извлечение золота рассчитывали по соотношению содержания золота в хвостах цианирования к содержанию золота в исходном окисленном флотоконцентрате.

3.2 Результаты промышленных испытаний и режиме технологического регламента (згяп 1)

В таблице 3,1 представлены результаты промышленных испытаний по низкотемпературному атмосферному окислению хвостов цианирования золотомедного флотоконцентрата в регламентном режиме работы предприятия, в таблице 3.2 результаты по цианированию окисленного продукта в лабораторном масштабе.

10

Таблица 3,1 - Результаты по низкотемпературному атмосферному окислению золотомедного флотоконцентрата (1

зтап испытаний с барботажем кислорода)

Переработало конц-та, т Содержание Си, % Юонц. веществ в раетворах окисления, г/л Извлечение Си по реакторам. % Иныечсние

Дата Конп- Реактор предвар-., Реактор окиел. Реактор доокнел. Н2Й0* Ре1+ Си Реактор предвар., Ре-акгор оки ел. Реактор ДООКИСЛ, ¿и в рае-р. %

□КИСЛ. окис л.

01,11.2017 360,6 1,95 0,66 0,46 100 2,53 1,53 2,2 57,5 8,4 10,7 76,6

02.Ш2017 359,7 2,2 0,9! 0,73 0,56 105 3,00 1,6 2,5 58,6 8,2 7,9 74,7

03.11.2017 3573 2-1 0,88 0,71 0,51 103 3,37 1,57 2,4 58,1 8,3 9,2 75,6

04.ll.2017 359Д 2 0,8! 0,65 0,54 101 3,40 1,4 2,2 50,6 8,0 5,1 72,8

05.11.2017 3592 2,09 0,84 0,67 0,58 !09 4,20 1,5 Ы 59,9 7,9 4,4 72,3

06.11.2017 360,9 2,1 0,87 0,69 0,54 102 4,00 1,4 2,3 58,8 8,2 7,4 74,3

07.11.2017 360,3 2,4 0,97 0,7Я 0,65 103 3,43 1,63 2,4 59,5 8,0 5,5 73

08.11.2017 360.5 2,3 0,94 0,7Й 0,60 100 3,50 1,8 2,5 59 8,1 6,7 73,8

09.11.2017 359,8 1>97 0,80 0,64 0,53 103 4,67 1,87 2,2 59,5 3,0 5,5 73,0

10.11.2017 359,7 2,01 0,80 0,64 0,57 106 4,10 1,7 2,2 60,3 7,9 3,5 71,6

11.lt.2017 360,1 г,07 0,87 0,70 0,49 106 3,90 V 2,4 57,« а,4 10 Ж

12 11 2017 359,8 2,09 0,83 0,66 0,60 105 3,30 1,4 2,2 60,3 7,9 3,3 71,5

13,11.2017 359,4 2,07 0,85 0.69 0,53 105 2,63 1,53 2,3 58.5 8.1 7,2 74,2

14.11.2017 360,1 2,105 0,85 0,68 0,51 104 4,70 2,3 58,4 8,2 8,4 75,0

15,П,2017 3592 2,03 0,84 0,67 0,52 103 4,-53 1,73 2,3 58.7 8,2 7,6 74,4

16.112017 359.7 2,15 0,90 0,72 0,54 108 3,30 1,6 2,4 58,3 8,2 8,6 75,1

П,11,2017 360,6 2,14 0,89 0,71 0,54 102 3,70 1,6 2,4 58,5 8,2 8,1 74,В

Ср. шач. 359,Я 2,1 0,86 0,69 0,55 [04 1,6 23 5в,92 ел 7,01 74, Й 5

Таблица 3,4 - Результаты по цианированию продукта окисления второго

этапа испытаний

Дй1а Содержание Аа й окисленном продукте, г/т Содержание Ли ь хвостах иная , г/т Извлечение Ли, % Расход кг/т

18.11.2017 13,79 1,43 89,6 8*3

19,11.2017 12,94 . ____1.58______ К7,в

20.11.2017 12,85 1,36 89,4 К,2

21.11,2017 15,93 1,90 ш 8.3

22.11.2017 1.3,85 1,66 83,0 8,1

23.11,2017 16,08 1,66 89,7 8.0

24.11.2017 13,04 1,36 89,6 и

25.11.2017 . ^,94......... 1,70 88,6

26.11.2017 12,10 1,33 89,0 ял

27.11.2017 11,99 1,21 89,9 ал

2fi.11.2017 13,77 1,5Я 88,5

29.11.2017 1.4,01 1,56 88,9 8,0

30.11.2017 15,12 1,81 88,0 8,3

0]. 12.2017 1.4,56 88,7 8,1

02.12.2017 12,97 1,31 89,9 8,0

03.12.2017 14,00 1.47 89.5 7,9

04.12.2017 13,82 1,46 89,4 8,4

Всего/ср. знач. 13,87 1,53 89,0 »а

При проведении испытаний по второму этапу с дробной подачей

воздуха/кислорода среднее извлечение меди составило 78,4 %, цианированием извлеклось 89,0 % золота при расходе КаСЫ 8,2 кг/т.

3.4 Сопоставление результатов проведенных испытаний

В ходе промышленных испытаний проведен замер фактического расхода кислорода на атмосферное окисление, который по 1 этапу испытаний составил 1491 м3/ч, по 2 этапу испытаний кислорода - 199 и'/ч, воздуха - 7409

В таблице 3,5 приведены сводные показатели но проведенным исследованиям.

Таблица 3.5 - Сводные показатели по изведенным исследованиям

Нпшшншн 1 ^тас! иертыталнй 2 лзш испытаний

Обратите внимание, представленные выше научные тексты размещены для ознакомления и получены посредством распознавания оригинальных текстов диссертаций (OCR). В связи с чем, в них могут содержаться ошибки, связанные с несовершенством алгоритмов распознавания. В PDF файлах диссертаций и авторефератов, которые мы доставляем, подобных ошибок нет.