Исследование и разработка технологии автоклавно-сорбционного извлечения золота из упорных сульфидных концентратов тема диссертации и автореферата по ВАК РФ 05.16.02, кандидат наук Болдырев Андрей Валерьевич

• Болдырев Андрей Валерьевич
• кандидат наук
• 2016

Оглавление диссертации кандидат наук Болдырев Андрей Валерьевич

ВВЕДЕНИЕ

1 ЛИТЕРАТУРНЫЙ ОБЗОР

1.1 Современные способы переработки технологически упорного сульфидного золотосодержащего сырья

1.1.1 Окислительный обжиг

1.1.2 Бактериальное окисление

1.1.3 Автоклавное окисление

1.1.4 Хлоридовозгонка

1.2 Альтернативные растворители золота в гидрометаллургии

1.2.1 Аммиачно-тиосульфатное выщелачивание золотосодержащих концентратов

1.2.2 Гидрохлорирование золотосодержащих концентратов

1.2.3 Процесс Platsol

1.2.4 Йод-йодидное выщелачивание золотосодержащих

флотоконцентратов

1.2.5 Бромное выщелачивание золотосодержащих флотоконцентратов

1.3 Выводы

2 ФИЗИКО-ХИМИЧЕСКИЕ ЗАКОНОМЕРНОСТИ АВТОКЛАВНОГО ОКИСЛЕНИЯ УПОРНОГО СУЛЬФИДНОГО ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩЕГО ФЛОТОКОНЦЕНТРАТА

2.1 Вещественный состав упорного сульфидного золотосодержащего

флоконцентрата

2.2 Физико-химическое моделирование процесса высокотемпературного автоклавного окисления с использованием галогенсодержащего растворителя

2.3 Исследования влияния галогенсодержащих растворителей на извлечение драгоценных металлов при автоклавном окислении упорного

сульфидного золотосодержащего флотоконцентрата

2.3.1 Методика проведения исследований по автоклавному окислению упорного сульфидного золотосодержащего флотоконцентрата

2.3.2 Исследование влияния галогенсодержащих растворителей драгоценных металлов в процессе автоклавного окисления упорного сульфидного золотосодержащего флотоконцентрата

2.3.3 Исследование влияния галогенсодержащих растворителей драгоценных металлов при автоклавном окислении упорного сульфидного золотосодержащего флотоконцентрата с добавлением активированного угля в процесс

2.4 Влияние основных параметров на извлечение драгоценных металлов при автоклавно-сорбционном окислении упорного сульфидного

золотосодержащего флотоконцентрата с использованием галогенсодержащего растворителя

2.4.1 Автоклавно-сорбционное окисление упорного сульфидного золотосодержащего флотоконцентрата при различной температуре и продолжительности процесса

2.4.2 Автоклавно-сорбционное окисление упорного сульфидного золотосодержащего флотоконцентрата при различных концентрациях хлорида натрия

2.4.3 Автоклавно-сорбционное окисление упорного сульфидного золотосодержащего флотоконцентрата при различных загрузках активированного угля

2.5 Исследования автоклавно-сорбционного окисления упорного

сульфидного золотосодержащего флотоконцентрата с различными сорбентами

2.6 Двухстадиальное автоклавно-сорбционное извлечение драгоценных

металлов из упорного сульфидного золотосодержащего

флотоконцентрата

2.7 Вещественным состав кеков автоклавного окисления упорного

сульфидного золотосодержащего флотоконцентрата с добавлением хлорида натрия в процесс

2.7.1 Химический состав

2.7.2 Минеральный состав

2.8 Выводы

3 ДЕСОРБЦИЯ ЗОЛОТА И ИССЛЕДОВАНИЯ НАСЫЩЕННЫХ АКТИВИРОВАННЫХ УГЛЕЙ ПОСЛЕ АВТОКЛАВНО-СОРБЦИОННОГО ОКИСЛЕНИЯ

3.1 Исследования насыщенные активированные углей после автоклавно-сорбционного окисления

3.2 Исследования по десорбции драгоценные металлов с насыщенные активированных углей в процессе автоклавно-сорбционного окисления 92 3.2.1 Исследования по десорбции драгоценных металлов с насыщенных активированных углей при использовании в качестве элюента смеси на

основе тиосульфата

3.2.2 Исследования по высокотемпературной десорбции драгоценных

металлов с насыщенных активированных углей

3.3 Выводы

4 ПОЛУПРОМЫШЛЕННЫЕ ИСПЫТАНИЯ ДВУХСТАДИАЛЬНОГО АВТОКЛАВНО-СОРБЦИОННОГО ОКИСЛЕНИЯ УПОРНЫХ СУЛЬФИДНЫХ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ ФЛОТОКОНЦЕНТРАТОВ

4.1 Описание автоклавной установки и методика проведения экспериментов

4.2 Выводы

5 ТЕХНИКО-ЭКОНОМИЧЕСКАЯ ОЦЕНКА АВТОКЛАВНО-СОРБЦИОННОГО ОКИСЛЕНИЯ УПОРНОГО СУЛЬФИДНОГО ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩЕГО ФЛОТОКОНЦЕНТРАТА

5.1 Технологическая схема и аппаратурное оформление переработки упорного сульфидного золотосодержащего концентрата

5.2 Экономические показатели переработки упорного сульфидного

золотосодержащего флотоконцентрата по технологии автоклавно-сорбционного окисления

5.2.1 Исходные данные для технико-экономических расчетов

5.2.2 Расчет себестоимости переработки одной тонны флотоконцентрата

5.2.2.1 Капитальные затраты

5.2.2.2 Эксплуатационные затраты

5.2.3 Сопоставление вариантов переработки упорного сульфидного золотосодержащего флотоконцентрата

ЗАКЛЮЧЕНИЕ

СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

ПРИЛОЖЕНИЕ 1 Акт испытаний технологии автоклавного окисления золотосульфидных и свинцово-цинковых флотоконцентратов в непрерывном режиме на автоклавной пилотной установке в опытном цехе ОАО «Покровский рудник»

ПРИЛОЖЕНИЕ 2 Акт укрупнённых лабораторных исследований по автоклавному выщелачиванию окисленной смеси упорных сульфидных золотосодержащих флотоконцентратов Олимпиадинского и Боголюбовского месторождений с использованием галогенсодержащего растворителя и сорбента

ВВЕДЕНИЕ

Введение диссертации (часть автореферата) на тему «Исследование и разработка технологии автоклавно-сорбционного извлечения золота из упорных сульфидных концентратов»

Актуальность работы.

Сырьевая база предприятий, извлекающих драгоценные металлы из рудного и техногенного сырья, претерпела за последние полтора десятилетия коренные изменения.

прямое цианирование упорного золотосульфидного сырья не позволяет получить высокое извлечение драгоценных металлов.

Среди упорного золотосодержащего сырья особое место занимают золотопиритные и золотомышьяковистые руды и их концентраты. Запасы таких руд велики и непрерывно пополняются новыми перспективными объектами.

Для переработки упорных золотосодержащих руд и концентратов широкое распространение получили гидрометаллургические методы.

Существующие автоклавно-цианистые схемы переработки характеризуются высокими затратами, обусловленными большим количеством технологических операций, и использованием дорогостоящего и экологически опасного цианида натрия.

С целью замены щелочных цианидов другими растворителями золота и серебра ведутся исследования по выщелачиванию драгоценных металлов галогенсодержащими растворителями непосредственно при автоклавном окислении упорных золотосодержащих концентратов.

Совмещение процессов разложения сульфидов и извлечения драгоценных металлов является перспективной технологией переработки упорных золотосодержащих руд и концентратов.

Объектом исследований являлся упорный сульфидный золотосодержащий флотоконцентрат, полученный при обогащении руды месторождения «Пионер».

Цель работы.

Исследование и разработка технологии переработки упорных сульфидных золотосодержащих концентратов, включающей автоклавное окисление с добавлением галогенсодержащего растворителя и сорбента. Методы исследования.

При выполнении работы использован комплекс методов. Для анализа жидких фаз использованы методы: атомно-абсорбционный, атомно-эмиссионный с индуктивно связанной плазмой (ICP), титриметрический анализ растворов.

Состав твердых фаз изучен гранулометрическим, минералогическим, рентгеноспектральным, рентгеновским фотоэлектронным (РФЭС), рентгеноструктурным фазовым, химическим, пробирно-гравиметрическим, пробирно-атомно-абсорбционным методами анализа.

Физико-химическое моделирование процессов проведено с применением программного комплекса «Селектор» WinSel.

Достоверность и обоснованность результатов исследований подтверждается использованием аттестованных физических (инструментальных) и физико-химических методов анализа, применением современных средств измерений, результатами лабораторных исследований и полупромышленных испытаний.

Научная новизна работы:

1. Разработана и исследована физико-химическая модель процесса высокотемпературного автоклавного окисления сульфидного золотосодержащего флотоконцентрата с использованием галогенсодержащего растворителя драгоценных металлов, показана термодинамическая вероятность образования хлоридных комплексов золота и серебра.

2. Установлена зависимость извлечения драгоценных металлов от продолжительности, температуры, концентрации растворителя и сорбента в процессе автоклавно-сорбционного окисления (АСО).

3. Доказано, что в процессе высокотемпературного автоклавного окисления с использованием галогенсодержащих растворителей и сорбента, золото растворяется и восстанавливается на его поверхности в металлическом состоянии.

4. Разработан способ извлечения драгоценных металлов из упорного золотосульфидного сырья в процессе автоклавно-сорбционного окисления с разделением процесса на две стадии.

Практическая значимость работы:

1. Разработана технология переработки упорных сульфидных золотосодержащих флотоконцентратов на основе автоклавного окисления с использованием галогенсодержащих растворителей драгоценных металлов и сорбента. при использовании данной технологии достигается степень окисления сульфидов не менее 98 %, а извлечение золота - более 95 %;

2. Разработанная технология позволяет отказаться от последующего цианирования кеков автоклавного окисления, что благоприятно отразится на экономических и экологических показателях золотодобывающих предприятий.

Личный вклад автора заключается в проведении анализа литературных и патентных источников, в постановке цели и задач исследований, выполнении экспериментов по автоклавному окислению упорных золотосульфидных флотоконцентратов с использованием различных сорбентов и растворителей, в проведении теоретических расчетов термодинамических закономерностей процесса высокотемпературного автоклавного окисления, анализе и обобщении полученных данных.

Положения, выносимые на защиту:

1. Результаты исследований основных закономерностей автоклавного окисления упорного сульфидного золотосодержащего флотоконцентрата с добавлением галогенсодержащих растворителей и сорбента;

2. Исследования насыщенных в процессе автоклавно-сорбционного окисления активированных углей;

3. Способ извлечения драгоценных металлов из упорного сульфидного золотосодержащего флотоконцентрата автоклавным окислением с добавлением сорбента и галогенсодержащих растворителей. Апробация работы.

Результаты теоретических и экспериментальных исследований обсуждены на конференциях: «Современные процессы комплексной и глубокой переработки труднообогатимого минерального сырья» («Плаксинские чтения» г. Томск 16.09.2013); Всероссийская научно-практическая конференция с международным участием (ФГБОУ ВО «ИРНИТУ» г. Иркутск 25.04.2014); XXVII International Mineral Processing Congress (IMPC) - Международный конгресс по переработке минерального сырья (г. Сантьяго, Чили 21.10.2014); Всероссийская научно-практическая конференция с международным участием (ФГБОУ ВО «ИРНИТУ» г. Иркутск 24.04.2015); «Современные процессы комплексной и глубокой переработки труднообогатимого минерального сырья» («Плаксинские чтения» г. Иркутск 23.09.2015). Публикации.

По материалам выполненных исследований опубликовано 11 работ, в том числе 3 статьи в рецензируемых журналах, рекомендованных ВАК РФ. Структура и объем диссертации.

Работа изложена на 153 страницах машинописного текста, содержит 44 рисунка и 39 таблиц. Диссертация состоит из 5 глав, содержит введение, литературный обзор, теоретическую и экспериментальную части, заключение, список литературы, включающий 103 наименования.

1 ЛИТЕРАТУРНЫЙ ОБЗОР

1.1 Современные способы переработки технологически упорного сульфидного золотосодержащего сырья

В настоящее время освоение минерально-сырьевой базы России в возрастающей степени связано с использованием труднообогатимого минерального сырья.

Как известно, основные схемы переработки технологически упорных руд включают в себя флотационное обогащение, вскрытие золота в сульфидах [1] и цианирование окисленных концентратов.

По оценке экспертов доля таких руд в настоящее время составляет около 30 % от мировых запасов золота в недрах [2].

Переработка сульфидных золотосодержащих руд осуществляется на сотнях предприятий. Многие из них построены в последние годы и работают с применением самых современных технологий.

Главной проблемой переработки упорных трудноцианируемых золотосодержащих руд является тонкая вкрапленность золота в пирите и арсенопирите.

Как правило, даже очень тонкое измельчение сульфидов не позволяет достичь полного раскрытия вкраплений золота и сделать его доступным для прямого цианирования. Руды такого типа являются наиболее упорными, поскольку для высвобождения золота требуется полное разрушение вмещающих его минералов путем их окисления.

В настоящее время для переработки упорных золотосодержащих руд и концентратов используют различные гидрометаллургические методы [3-5].

Для предварительного вскрытия золотосодержащих упорных руд и концентратов используют окислительный обжиг, бактериальное и автоклавное окисление, сверхтонкое измельчение. В меньшем масштабе применяют процессы Albion, LeachОx.

К перспективным способам переработки упорного золотосодержащего сырья относятся различные виды гидрохлорирования [6, 7], хлоридовозгонка [8], процесс РЫБО1 [9].

В гидрометаллургической переработке упорного сульфидного золотосодержащего сырья перспективным направлением является использование галогенсодержащих растворителей драгоценных металлов в процессе автоклавного окисления [10-12].

До недавнего времени практика переработки упорных руд обычно предусматривала окислительный обжиг получаемых из них концентратов. Однако в последнее время область применения такой технологии ограничивается по экологическим соображениям и из-за недостаточно высокого извлечения золота. Обжиг очень чувствителен к температурным параметрам и составу сырья. Даже незначительные отклонения от оптимальных параметров снижают проницаемость огарка, что приводит к неполному раскрытию частиц золота.

Типовые схемы переработки упорных руд включают в себя:

1. Измельчение и классификацию;

2. Флотационное обогащение с выделением отвальных хвостов;

3. Предварительное вскрытие сульфидных флотоконцентратов;

4. Сорбционное цианирование концентратов после предварительного вскрытия золота в сульфидах;

5. Десорбцию золота с насыщенного угля, регенерация сорбента и электролиз золота;

6. Обезвреживание и утилизацию отходов производства.

Технологические операции измельчения, классификации, флотации,

сорбционного цианирования, электролиза золота и обезвреживания отходов производства являются типичными для переработки золотосодержащих руд.

Широкое распространение переработки упорных золотосодержащих руд и концентратов получили гидрометаллургические методы [3].

Наибольшее развитие получили автоклавное и бактериальное окисление.

Автоклавное окисление золотосодержащих концентратов по сравнению с бактериальным обеспечивает практически полное окисление сульфидов и более высокое извлечение золота. Кроме того, автоклавный процесс менее чувствителен к изменениям состава концентратов, чем биовыщелачивание.

1.1.1 Окислительный обжиг

В металлургии золота наибольшее распространение получил окислительный обжиг, в процессе которого окисляются сульфиды железа.

В мировой практике (таблица 1.1) активно используют обжиг в кипящем слое, в циркулирующем кипящем слое с использованием обогащенной кислородом атмосферы, одностадиальный, двухстадиальный обжиг. Для обжига золотосодержащих руд и концентратов применяют многоподовые печи, печи кипящего слоя, печи с циркулирующим кипящим слоем.

Обжиг является экономичным способом переработки упорных золотосодержащих руд, однако его эффективность снижается при необходимости жесткого контроля за выбросами Б02 и As2Oз.

Таблица 1.1 - Переработка упорных золотосодержащих руд и концентратов с использованием обжига [13-18]

Месторождение, предприятие Страна Компания Руда/концент рат Производ., т/сут Год запуска

Gidji/W.A. KCGN Австралия Barrick/ Newmont Концентрат 1150 1987

Carlin США Newmont Руда 7680 1994

Kanowna Belle Австралия Barrick/ Newmont Концентрат - 1994

Tongling Китай Tongling Nonferrous Концентрат 150 1997

Goldstrike США Barrick/ Newmont Руда 11600 2000

Dongfang Китай Dongfang smelting Концентрат 200 2004

Syama Мали Resolute Gold Концентрат 590 2007

Tanjiansha Китай Eldorado Gold Концентрат - 2008

Tongguan Китай Tongguan Концентрат 200 2010

Сдерживающим фактором применения обжига являлись экологические ограничения и необходимость создания сложных систем пыле- и газоочистки.

Переработка сульфидных концентратов окислительным обжигом с последующим цианированием огарка имеет известные недостатки. Главный из них - повышенные потери золота с хвостами цианирования. Несмотря на все принимаемые меры, окислительный обжиг неизбежно сопровождается частичным спеканием материала и образованием на поверхности золотин пленок из легкоплавких соединений. В результате этого некоторое количество золота оказывается недоступным действию цианистых растворов, поэтому хвосты цианирования огарков имеют повышенное содержание золота. Недостатком способа является получение при обжиге высокотоксичного триоксида мышьяка [19], который пользуется ограниченным спросом и поэтому подлежит захоронению.

1.1.2 Бактериальное окисление

При биохимическом окислении для ускорения процесса используются автотрофные бактерии. Бактерии, способные окислять железо [20], получили название ТЫоЬасШш ferrooxidans (Тионовые железоокисляющие), а способные окислять серу - ТЫоЬасШш thiooxidans (Тионовые сероокисляющие). При переработке золотомышьяковых руд, содержащих тонкодисперсное золото в арсенопирите и пирите, тионовые бактерии, окисляя, разрушают сульфиды и вскрывают золото, обеспечивая его извлечение при последующем цианировании.

Впервые в промышленном масштабе бактериальное окисление применили на Фэйрвью (ЮАР). В течение длительного времени переработка упорных золотосодержащих концентратов на руднике осуществлялась с использованием технологии окислительный обжиг - цианирование. В 1986 г. на фабрике была построена установка бактериального окисления (БЮХ) производительностью 40 т/сут флотоконцентрата. Кислые растворы БЮХ поступают на нейтрализацию. Мышьяк осаждается в виде арсената железа. Продукт бактериального окисления цианируется с последующим извлечением золота при помощи СГР-процесса. Общее извлечение золота составляет 95 % [21], что на 5 % выше, по сравнению с

обжиговой технологией. В таблице 1.2 указаны предприятия, работающие по технологии биоокисления золотосодержащего упорного сырья [1, 22-23].

В Российской Федерации бактериальное окисление упорных золотомышьяковых руд применяют на месторождении «Олимпиадинское». Разработка технологии переработки руд, проектирование и строительство фабрик выполнено ЗАО «Полюс» с привлечением сотрудников ЦНИГРИ и Иргиредмета [24-26].

Таблица 1.2 - Бактериальное окисление упорных сульфидных золотосодержащих

руд и концентратов

Предприятие, месторождение Страна Компания Технология Производ., т/сут Год запуска и расширения

Fairview ЮАР Pan African Resource BIOX 55 1986-1999

Wiluna Австралия Apex Minerals BIOX 115-158 1993-1996

Sao Banto Бразилия Eldorado BIOX 150 1990-1998

Harbour Lights Австралия BAROX 40 1992-1994

Ashanti-Sansu Гана AngloAshani BIOX 960 1994

Tamboraque Перу BIOX 60 1999

Yantai Gold Яньтай, Шаньдун CCGRI 50-80 2000

Beaconsfield Австралия BCD Resource BACOX 70 2000

Laizhou Китай Eldorado Gold BACOX 100 2001

Олимпиада Россия Полюс BIONORD 300-900 2001-2007

Tianli Фэнчэн, Ляонин Tazan BioGold CCGRI 100-150 2003-2007

Axi Китай JLMRI 50-80 2004-2007

Fosterville Австралия Crocodile Gold BIOX 126 2005

Suzdal Казахстан South Verhoyansk BIOX 520 2005

Sanhe Китай CCGRI 70 2006

Bogoso Гана Star Resource BIOX 1500 2007

Jinfeng Китай Eldorado Gold BIOX 1000 2007

Innovation Китай CCGRI 150 2007

Jinchiling Китай CCGRI 4200 2007

Навоийский

Kokpatas Узбекистан горнометаллургический комбинат BIOX 2138 2008

Agnes ЮАР Galaxy Gold BIOX 20 2010

Преимущества биоокисления:

— Относительно низкие капиталовложения;

— Простота технологии и возможность использования обычного гидрометаллургического оборудования;

— Возможность осуществления частичного или селективного окисления сульфидов;

— «Инертность» процесса (слабая восприимчивость ко всякого рода внешним воздействиям и отклонениям от оптимальных режимов).

Бактериальное выщелачивание (БВ) является наиболее простой и менее затратной технологией [27].

Главными недостатками БВ являются: экстенсивность процесса (продолжительность бактериальной обработки в 50-100 раз превышает продолжительность автоклавного окисления и окислительного обжига); применение метода не ко всем технологическим типам сырья (руды и концентраты, содержащие ртуть, висмут, сурьму, свинец, органическое углеродистое вещество и

др.)

1.1.3 Автоклавное окисление

В 1859 г. российский химик Н. Н. Бекетов установил влияние давления на протекание химических реакций. В 1892 г эта идея была использована в гидрометаллургии алюминия К. И. Байером - австрийским химиком, проживавшим в России. В 1909 г. В. Н. Ипатьев показал возможность восстановления ряда металлов и их соединений водородом при высокой температуре и давлении [28].

В применении к золотосодержащему сырью существуют два главных направления автоклавной гидрометаллургии: автоклавное окисление исходных (необогащенных) руд с использованием как кислотного, так и щелочного процесса; автоклавное окисление концентратов [29]. Автоклавное окисление (pressure oxidation, POX) сульфидов возможно с сохранением золота и серебра в нерастворимом остатке, из которого драгоценные металлы можно извлечь цианированием, либо окисление золотосодержащих сульфидов, совмещенных с процессом растворения золота (например, кислородно-аммиачное).

За рубежом первым промышленным предприятием, использующим автоклавное окисление золоторудного сырья, была фабрика Homestake МасЬап§Ыт (Мак Лафлин) в США, пущенная в эксплуатацию в 1985 г. В настоящее время известен опыт 15-ти предприятий из 6 стран мира (США, Канада, Бразилия, Австралия, Новая Зеландия, Папуа-Новая Гвинея), где извлечение золота из технологически упорного сырья производится цианированием после предварительного вскрытия золотосодержащих сульфидов методом автоклавного окисления.

Сущность автоклавного способа заключается в том, что водная пульпа, содержащая сульфиды, в частности пирит, нагревается в автоклаве до температуры 120-220 °С в атмосфере воздуха или кислорода под давлением, превосходящим

упругость пара раствора. Пирит при этом окисляется по реакциям:

2Бе82 +702 + 2Н2О = 2Бе804 +2Н2804 (1.1)

2Бе804 + У2О2 + Н28О4 = Бе2(804)з +Н2О (1.2)

2Бе82 + 7,502 + Н20 = Бе2(804)з + Н2804 (1.3) Образующийся сульфат трехвалентного железа подвергается гидролизу:

Бе2(804)з + (3+п)Н20 = Бе20з-пН20 + ЗН2804 (1.4)

Бе2(804)з + (2+2п)Н20 = 2ре(0Н)804^0] + Н2804 (1.5)

Очень часто железистые осадки представляют собой смесь основного сульфата и оксида железа.

Окисление арсенопирита в условиях автоклавного процесса происходит по следующей основной реакции:

2FeAs8 + б1^ + ЗН2О = 2НзАs04 + 2Бе804 (1.6)

Значительная часть мышьяка при этом переходит в раствор в виде мышьяковой кислоты, некоторое количество мышьяка образует нерастворимый FeAs04. Вследствие гидролиза сульфатов железа, выпадающий в осадок гидроксид Fe203•nH20, адсорбирует на своей поверхности почти весь растворимый мышьяк, который в процессе автоклавного выщелачивания практически полностью остается в нерастворимом остатке.

Процесс характеризуется следующими химическими реакциями:

2НЛв02 + О2 + 2Н2О = 2И3Лв04

Ее2(8О4)3 + 2Н3Лв04 = 2ЕеЛв04 + 3Н2БО4

Бе82 + 202 = Бе804 + Б0

Бе82 + Бе2(8О4)3 = 3Бе804 + 2Бо

о

о

(1.7)

(1.8)

(1.9)

(1.10)

Процессы химического разложения сульфидов железа способствуют вскрытию ассоциированного с ними золота, которое становится доступным воздействию цианистых растворов.

В отличие от золота, серебро в условиях кислотного автоклавного выщелачивания, как правило, трансформируется из одной упорной формы в другую. Оно достаточно полно высвобождается из сульфидных минералов, однако затем большая часть серебра аккумулируется ярозитовыми соединениями, осаждающимися из растворов в процессе окисления под давлением, и становится упорным для цианирования [30].

Как установлено многочисленными исследованиями и промышленной практикой автоклавного окисления, ведение процесса при температурах ниже 180 ос неизбежно связано с образованием элементарной серы, некоторое количество которой выделяется при разложении пирита. Расплавленная сера покрывает поверхность окисляющихся зерен сульфида, препятствуя их дальнейшему взаимодействию с кислородом. В результате этого несколько снижается общая степень окисления пирита, а, следовательно, и степень вскрытия золота, связанного с сульфидами. Кроме того, наличие серы в твердом остатке вызывает при последующей гидрометаллургической обработке повышенный расход цианида на образование соответствующих роданистых соединений. Поэтому продукты, поступающие на цианирование, рекомендуется подвергать предварительной обработке щелочами с целью перевода элементарной серы в форму водорастворимых сульфидов натрия или кальция. Наиболее удобна в этом отношении известь, являющаяся более дешевым реагентом по сравнению с другими едкими щелочами [31].

Некоторые недостатки автоклавного окисления сульфидов (образование элементарной серы, «окклюзия» серебра ярозитами и др.) могут быть устранены при осуществлении процесса в щелочных растворах (например, в растворах №ОН). Химизм щелочного автоклавного окисления описывается следующими основными реакциями:

2FeS2 +8№0Н + 71/202 = 2Fe(0H)з 1+4^804 + Н20; (1.11)

2FeAsS + 10№0Н + 702 = 2NaзAs04 | + 2^804 + Fe20з + 5Н20. (1.12)

По экспериментальным данным кеки щелочного разложения сульфидов в автоклавах представляют собой весьма благоприятный материал для цианирования вследствие достижения полного вскрытия металла, разрушения пленок на золотинах, а также полного перевода мышьяка в раствор в виде арсената натрия Na3As04. Таким образом, данный процесс можно рассматривать как гидрометаллургическую селекцию золота и мышьяка в коллективных мышьяково-пиритных концентратах. Полученный раствор арсената натрия можно использовать для извлечения мышьяка в товарную продукцию, например, арсенат кальция, с одновременной регенерацией щелочи:

2NaзAs04 + 3Са(0Н)2 = Са3^04)2 + 6Ш0Н. (1.13)

Негативная особенность щелочного автоклавного выщелачивания - весьма высокий расход №ОН, значительная часть которого связывается в прочный сульфат №2804 и не регенерируется простыми способами. Вместе с тем, при щелочном окислении некоторых материалов, содержащих углистое вещество, усиливается эффект «прег-роббинга», что приводит к снижению извлечения золота при цианировании.

В принципе возможно создание условий автоклавного окисления пирита, при которых вероятность образования элементарной серы может быть сведена до минимума. Это достигается, в основном, за счет использования повышенных температур (более 180-200 °С), что считается более экономичным, чем проведение

щелочной обработки остатков автоклавного окисления перед цианированием или осуществление варианта автоклавного вскрытия сульфидов в среде №ОН.

Автоклавный метод нашел применение на многих золотоизвлекательных предприятиях, где в качестве сырья используют флотационные концентраты, а так же исходные руды [31]. Перерабатываемое сырье различается большим разнообразием состава: содержание золота в рудах составляет 3-8 г/т, мышьяка 0-3 %, карбонатов от 0,1-15 %, серы сульфидной 1-8 %. Концентраты характеризуются более высоким содержанием названных компонентов: 30-200 г/т; 0,1-18% и 6-19% соответственно. Некоторые перерабатываемые руды и концентраты содержат органический углерод, который обладает сорбционной активностью, что осложняет технологию и ведет к потерям золота. Крупность измельчения руд, направляемых на автоклавное выщелачивание, составляет обычно 80 % -0,074 м. Концентраты, как правило, измельчают значительно тоньше - 80 % -0,037 мм или 80 % - 0,018 мм и еще тоньше. В обоих случаях температура при выщелачивании находится в основном на уровне 190-220 °С. Продолжительность процесса окисления составляет для руд в среднем 50-90 минут, для концентратов - в основном 120 минут. Степень окисления сульфидной серы в рудах составляет 9098 % и 55-85 %. При автоклавном окислении концентратов обеспечивается высокая степень окисления сульфидной серы - 95-99 %.

Заводы автоклавного окисления золотосодержащей руды имеют большую производительность - от 2270 до 24000 т/сутки. Мощность предприятий по переработке концентратов значительно меньше и колеблется от 20 до 2100 т/сутки [32]. В отличие от автоклавного выщелачивания бактериальное окисление используется в основном для переработки концентратов, поскольку биоокисление требует значительно большей продолжительности (100-120 часов, против 2 часов при автоклавном выщелачивании) и, как следствие, требует значительно большего объема аппаратуры.

Перечень золотодобывающих предприятий, перерабатывающих упорные золотосодержащие руды и концентраты с использованием автоклавного окисления, представлен в таблице 1.3.

Таблица 1.3 - Автоклавное окисление упорных золотосодержащих руд и

концентратов

Месторождение, предприятие Страна Компания Руда/конц. Производ., т/сут Темп. , °С Год запуска

Getchell США First Mississippi Руда 2700 - 1989

Goldstrike США Barrick Руда 15000 225 1990

Campbell Канада Placer Dome Концентрат 71 190 1990

Porgera Папуа Новая Гвинея Barrick Концентрат 1350 190 1991

Lihir Папуа Новая Гвинея Newcrest Руда/ концентрат 9000 210 1994

Lone Tree США Newmont Руда 2270 - 1994

Twin Creeks США Newmont Руда 7260 225 1996

Macraes Новая Зеландия OceanGold Концентрат 20 225 1999

Killita Финляндия Agnico-Eagle Концентрат 500 225 2008

Амурский АГМК Россия Полиметалл Концентрат 770 225 2012

Pueblo Viejo Доминиканск ая республика Barrick/New mont Руда 24000 - 2012

Corrego do Sitio Бразилия AngloGold Ashanti Brasil Концентрат 190 - 2012

Автоклавное окисление по сравнению с окислительным обжигом примерно

в 1,5 раза дешевле. При окислительном обжиге большие затраты идут на газоочистку. Сама по себе газоочистка может составлять 2/3 от себестоимости процесса обжига (утилизация серы и мышьяка, которые в таких больших количествах не применяются). Также автоклавное окисление обеспечивает: более высокое извлечение золота; отсутствие газовых выбросов соединений мышьяка и серы; вывод мышьяка в виде малотоксичного арсената железа, сброс которого возможен в обычное хвостохранилище; малую чувствительность к присутствию в сырье таких примесей, как сурьма и свинец (снижающих извлечение золота в

случае применения обжига); возможность переработки, как флотационных концентратов, так и непосредственно руд.

При автоклавном выщелачивании вскрываемое золото остается свободным, тогда как при окислительном обжиге оно частично покрывается пленками легкоплавких соединений. Поэтому извлечение золота при цианировании автоклавных остатков выше (до 96-98 %), чем при цианировании огарков. Помимо этого, применение автоклавного метода вскрытия исключает механические потери золота с триоксидом мышьяка, устраняет необходимость сооружения сложных пылеулавливающих систем, значительно улучшает условия труда обслуживающего персонала.

Список литературы диссертационного исследования кандидат наук Болдырев Андрей Валерьевич, 2016 год

СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

1. Лодейщиков, В.В. Технология извлечения золота и серебра из упорных руд: в 2 т. / В.В. Лодейщиков. - Иркутск : Иргиредмет, 1999. - 794 с.

2. Лодейщиков, В.В. Техника и технология извлечения золота из руд за рубежом. / В.В. Лодейщиков, И.С. Стахаев. - М. : Металлургия, 1973. - 2S7 с.

3. Смирнов, И.П. Технологические схемы извлечения золота из упорных руд с применением автоклавного окисления сульфидов / И.П. Смирнов, К.М. Смирнов, Ю.А. Меньшиков, А.Г. Мартынов (ВНИИХТ) // Журн. Тяжелые Цветные металлы.

- 2002. - №6. - С. 20-23.

4. Adams, M. D. Advances in gold ore processing / M. D. Adams (Editor) -Guilford : Mutis Liber Pty Ltd, 2005. - P. 34б-3б9.

5. Епифанов, А.В. Практические проблемы внедрения технологии РОХ на АГМК [электронный ресурс] / А.В. Епифанов, И.А. Агапов // Минерально-сырьевой комплекс России - новые рубежи и вызовы: мат. 10го горнопромышленного форума «Майнекс Россия 2014», г. Москва 7-9 октября 2014.

- Режим доступа: http://www.minexrussia.com.

6. Зырянов, М.Н. Применение процесса гидрохлорирования к упорным золотосодержащим флотационным концентратам / М.Н. Зырянов, А.В. Губейдулина // Иркутск : Иргиредмет, 1997. - Науч. тр. - вып. 30. С. 121-124.

7. Меретуков, М.А. Металлургия благородных металлов. Зарубежный опыт / М.А. Меретуков, А.М. Орлов - М.: Металлургия, 1991. - 416 с.

S. Зырянов, М.Н. Хлоридная металлургия золота / М.Н. Зырянов, С.Б. Леонов /- М.: СП Интермет Инжиринг. 1997. - 2SS с.

9. Brown, J.A. Development of the Twin Metals Minnesota Flowsgeet Incorporating the Platsol™ Process / J.A. Brown, C.A. Fleming, G. Barr. // Proc. 42nd Annual Hydrometallurgy Meeting. Pressure Hydrometallurgy. - Canada. - 2012. P. 427442.

10. Евразийский пат. 01743S Российская Федерация, МПК C22B 11/00 (200б.01). Способ переработки сырья, содержащего благородные металлы и сульфиды [Текст] / Богородский А.В., Емельянов Ю.Е., Баликов С.В. ; заявитель и

патентообладатель ОАО «Иргиредмет». - №200901228 ; заявл. 02.09.09 ; опубл. 28.12.12. - 4 с. : ил.

11. Золотарев, Ф.Д. Использование галогенсодержащих растворителей благородных металлов в технологии автоклавного окисления / Ф.Д. Золотарев, Т.Н. Александрова, А.В. Богородский, И.Т. Жадовский // Журнал Цветные металлы. -2015. -№10. - С. .

12. Пат. 2547056 Российская Федерация, МПК С 22 B 11/00. Способ переработки сырья, содержащего благородные металлы и сульфиды [Текст] / Богородский А. В., Золотарев Ф. Д. ; заявитель и патентообладатель ОАО «Иргиредмет» ; заявл. 26.09.2013 ; опубл. 04.10.2015, Бюл. № 10.

13. Filmer, A.O. Растворение золота обожженных пиритных концентратов / A.O. Filmer // Journal African Inst. Min. Metal, - 1982. - № 3. - С. 90-94.

14. Major, K.W. Проектные и эксплуатационные параметры применения сухого измельчения и обжига для переработки упорных золотосодержащих руд/ K.W. Major, P. Eng, P.G. Semple // Innovation in Gold and Silver Recovery. Randol Int. Ltd., Phase IV. - 1992. - №6. - P. 3045-3056.

15. Downy, P. Обжиг на Голден Беар / P. Downy, K.W. Major // Innovation in Gold and Silver Recovery Randol Int. Ltd., Phase IV. - 1992. - №6. - P. 3057-3064.

16. Deter, K. W. Oxygen Whole ore roasting at Jerrit Canyon Jowt Venture / K. W. Deter, T. H. Cord // SME Annual Meeting, Denver. - Colorado. - 1991. - P. 91-112.

17. Adams, M. D. Summary of gold Plants and Processers / M. D. Adams // Advances in gold ore processing. - 2005. - Chapter 41. - P. 994-1013.

18. Баликов, С.В. Обжиг золотосодержащих концентратов/ С.В. Баликов, В.Е. Дементьев, Г.Г. Минеев. - Иркутск: Иргиредмет, 2002. - 416 с.

19. Масленицкий, И.Н. Металлургия Благородных металлов / И.Н. Масленицкий, Л.В. Чугаев и др. -2-е изд., перераб. и доп. - М. : Металлургия, 1987.

- 432 с.

20. Scaini, M.J. Reactions of aqueous Au1+ sulphide species with pyrite as a function of pH and temperature / M.J.Scaini, G.M. Bancroft, S.W. Knipe //Am. Mineral.

- 1998. - №83. - P. 316-322.

21. Van Aswegen. Design and operation of a commercial Bacterial oxidation plant at Fairview / P. S. Van Aswegen, M. J. Marais, A. K. Haines // Proceedings of the Perth. - 1998.- P.144-147.

22. Каравайко, Г. И. Биогидрометаллургия золота и серебра / Г. И. Каравайко, Г. В. Седельникова, Р. Я. Аслануков // Цветные металлы. - 2000. - №8. С. 20-26.

23. Совмен, В. К. Переработка золотоносных руд с применением бактериального окисления в условиях Крайнего Севера / В. К. Совмен, В. Н. Гуськов, А. В. Белый и др. - Новосибирск : Наука, 2007. - 144 с.

24. Дементьев, В. Е. Сопоставление вариантов цианирования CIP и RIP продуктов бактериального окисления золотосодержащих концентратов / В. Е. Дементьев, С. С. Гудков, Ю. Е. Емельянов // Цветные металлы. - 2005. - №2. - С. 18-19.

25. Разработка технологии переработки концентратов первичных руд Олимпиадинского месторождения с целью получения исходных данных для технологического регламента: отчет о НИР / Дементьев В. Е., Аслануков Р. Я., Каравайко Г. И. -. - Иркутск : Иргиредмет, 1989.

26. Дементьев, В. Е. Переработка коренных руд Олимпиадинского месторождения / В. Е. Дементьев, В. Я. Бывальцев, С. С. Гудков, Ю. Е. Емельянов // Мат. междунар. симп. Биотехнология и выщелачивание золота из золотосодержащих руд, Красноярск, 8-10 октября 1997. - Красноярск. - с. 46-50.

27. Dew, D.W. Genmins commercialization of the bacterial oxidation process for the treatment of refractory gold concentrates / D.W. Dew // Beaver Greece. - 1993. - № 93.

28. Набойченко, С.С. Автоклавная гидрометаллургия: ретросп. науч. -Вспом. библиогр. указ. тр. / С. С. Набойченко, Т. Л. Дедюхина.- Екатеринбург : УГТУ - УПИ, 2007. - 323 с.

29. Thomas, K.G. Pressure oxidation overview / K.G. Thomas //Advances in gold ore processing. Edited by M. D. Adams. - 2005. - Chapter 15. - P. 346-369.

30. Лодейщиков, В.В. Переработка упорного золотосодержащего сырья по технологии: автоклавное окисление - цианирование / В.В. Лодейщиков // Отчет о НИР. - Иркутск 2007 г. Иргиредмет.

31. Набойченко, С.С. Автоклавная гидрометаллургия цветных металлов / С.С. Набойченко, Я.М. Шнеерсон, М.И. Калашникова, Л.В. Чугаев // ГОУ ИПО УГТУ-УПИ, 2009. - Т.2.- 612 с.

32. Седельникова, Г.В. Автоклавное и бактериальное выщелачивание упорных золотосульфидных руд и концентратов. Состояние и перспективы применения в отечественной промышленности / Плаксинские чтения, 2013. - С. 2833.

33. Коршунов, Б. Г. Введение в хлорную металлургию редких элементов / Б. Г. Коршунов, С. Л. Стефанюк - Л.: Металлургия, 1970. - 344 с.

34. Филиппов, А.П. Редокс-процессы и интенсификация выщелачивания металлов / А. П. Филиппов, Ю. В. Нестеров - М.: Издательский дом «Руда и Металлы», 2009. - 543 с.

35. Котляр, Ю.А. Металлургия благородных металлов: Учебник. В 2-х кн. кн. 2 / Ю.А. Котляр, М.А. Меретуков, Л.С. Стрижко - М.: «МИСИС», Издательский дом «Руда и Металлы», 2005. - С. 61-64.

36. Надеинский, В. П. Теоретические обоснования и расчеты в аналитической химии / В. П. Надеинский — М.: Высш. школа, 1959. — 444 с.

37. Pourbaix, М. Atlas d'equilibres electrochimiques / М. Pourbaix. — Paris : Gauthier-Villars, 1959. - 644 р.

38. Бок, P. Методы разложения в аналитической химии: пер. с английского / P. Бок, — М.: Химия, 1984. - 432 с.

39. Хомченко, Г. П. Окислительно-восстановительные реакции / Г. П. Хомченко, К. И. Севастьянова. — М.: Просвещение, 1980. — 144 с.

40. Fagan, R. К. Chloride based flooded pit leaching of oxide gold deposits / R. К. Fagan // Metallurgy gold and base metals. — Melbourn. - 1992. Р. 137-143.

41. Фурман, А. А. Хлорсодержащие окислительно-отбеливающие и дезинфицирующие вещества / А. А. Фурман. — М.: Химия, 1976. — 87 с.

42. Васильев, Ю. Б. Итоги науки и техники: Сер. Электрохимия / Ю. Б. Васильев, В. И. Сергиенко, В. А. Гринберг, А. К. Мартынов. — М. : ВИНИТИ, 1990. — С. 10-54.

43. Hammar, L. Electrochim / L. Hammar. -London, 1964. - № 9. - P 1.

44. Хомяков, В. Г. Технология электрохимических производств / В. Г. Хомяков, В. П. Машовец, Л. А. Кузьмин. — М.: Госхимиздат, 1949. - 674 с.

45. Caldwell, D. L. Comprehensive treaties of electrochemistry / D. L. Caldwell, ed. J. O'M. Bockris, B. E. Conway, E. A. Yeager, R. E. White. — N. Y. : Plenum press, 1981. -№ 2.-P. 105.

46. Hine, F. Modern aspects of electrochemistry / F. Hine, В. V. Tilak, О. K. Viswanathan ed. R. E. White, J. O'M. Bockris, В. E. Conway — N. Y. : Plenum press, 1986. -№18. - P. 249

47. Гринберг, В. А. Электрохимия: т. 34 / В. А. Гринберг, А. M. Скундин, Е. К. Тусеева. -1988. - № 10. - C. 1195-1199.

48. Каковский, И.А. Кинетика процессов растворения / И.А. Каковский, Ю.М. Поташников. - М. : Металлургия, 1975. - 224 с.

49. Пат. 2095444 Российская Федерация, МПК6 С 22 В 11/00; С 22 В 3/06. Способ подземного выщелачивания благородных металлов из руд / Жагин Б. П.; заявитель и патентообладатель Акционерное общество открытого типа "Дирекция Межправительственной инновационной рудной программы". - № 96118884/02 ; заявл. 30.09.96 ; опубл. 10.11.97.

50. Создание и внедрение эффективной экологической технологии и технических средств подземного выщелачивания (ПВ) благородных металлов из руд и песков: Информац: отчет о НИР / Рук. Панченко А.Ф. - Иркутск : Иргиредмет, 1999. - 131 с.

51. А. с. 2033446 СССР, МПК6 С 22 В 11/00. Способ переработки упорных серебро и золотосодержащих материалов, руд и концентратов / М. А. Меретуков, А. С. Мейерович, С. А. Карабач; заявл. 23.12.93; опубл. 20.04.95.

52. Pat. 3647261 USA, ICE 21В 43/28; Е 21В 43/00. Process for solutions mining of silver/ Strenger V. A. Kramer W. R.; appl. 04.05.70; publ. 07.03.72.

53. Fleming, C. A. PlatsolTM process provides a viable alternative to smaelting [электронный ресурс] /C. A. Fleming // SGS Mineral Services. Tehnical Paper. - 2002. - Режим доступа: http://www.sgs.ru.

54. Pat. 143807 WO USA, МКИ С 22 В 3/04. Recycling of solids in oxidative pressure leaching of metals using halide ions / C.A. Fleming. - № 000842; заявл. 11.05.2007 ; Опубл. 21.12.2007, НКИ 60/800,044.

55. Ferron, C. J. Chloride as an alternative to cyanide for the extraction of gold -going full circle? [электронный ресурс] / C. J. Ferron, C. A. Fleming // SGS Mineral Services. - 2003. - Режим доступа: http://www.sgs.ru.

56. Ferron, C. J. Platsol™ treatment of the northmet copper-nickel-PGM bulk concentrate - pilot plant results [электронный ресурс] / C. J. Ferron, C. A. Fleming // SGS Mineral Services. - 2001. - Режим доступа: http://www.sgs.ru.

57. Терпи, Т. Механизмы реакций окисления-восстановления: пер. с англ. / Т. Терпи. — М. : Мир, 1968. - 238 с.

58. Pat. 4557759 USA, 1С4 С 01 G 7/00. Iodine leach for the dissolution of gold / K. J. McGrew, J. W. Murphy ; appl. 10.04.84 ; publ. 10.12.85.

59. Muir, D. М. СаО С / D. М. Muir, S. R. La Brooy // Gold Forum on Technology and Practices : World Gold'89. - Littlon (Colo.). - 1989. P. 363-374.

60. Pesic, В. Dissolution of gold with bromine from re-fractore ores preoxidized by pressure oxidation / В. Pesic , B. D. Smith, R. H. Sergent // EPD. Congr. 1992 : Proc. Symp. TMS Annu. Heet, San Diego, Calif., March 1-5. - 1992. P. 223-237.

61. Pat. 5139752 USA, 1С5 С 01G 7/00; С 01G 5/00. Method for extraction of gold and silver from ore with a solution containing a halogen, halogenated salt and organic solvent / Yukimichi Nakao, Tsukuda, Kyoji Kaeriyama ; appl. 01.08.91 ; publ. 18.08.92.

62. Dobos, D. Electrochemical data / D. Dobos — New York : Elsevier Sci. Publ. Co., 1975 - 340 р.

63. Переработка первичных руд месторождения «Пионер»: технологический регламент / рук. Дементьева Н.А. - Иркутск: Иргиредмет, 2008. - 190 с.

64. Карпов, И. К. Математическое моделирование на ЭВМ с учетом кинетики и динамики физико-химических процессов / И. К. Карпов, С. В. Архипов, О. M.

Катков // Мат. Всес. конф. «Подземные воды и эволюция литосферы». - 1985. -№II. - С.293-296.

65. Кулик, Д. А. Алгоритм физико-химического моделирования эволюции системы локально-равновесных резервуаров, связанных потоками подвижных групп фаз / Д. А. Кулик, К. В. Чудненко, И. К. Карпов // Геохимия. - 1992. - № 6. -С.858-870.

66. Карпов, И. К. Термодинамика открытых систем: феноменология Д. С. Коржинского и моделирование на ЭВМ / И. К. Карпов, К. В. Чудненко, Г. M. Другов // Геология и геофизика. - 1991. - С.13-19.

67. Chudnenko, К. V. Current status of the SELEKTOR software package / К. V. Chudnenko, I. К. Karpov, V. A. Bychinskii, D. A. Kulik // Water-Rock Interaction (eds. Y.K. Kharaka & O. V. Chudaev), Proc. 8th Inter. Symp. On Water-Rock Interaction. Vladivostok, A. A. Balkema. - 1995. - P. 725-727.

68. Савченко, А.В. Физико-химическое моделирование поведения микроэлементов на некоторых геохимических барьерах: дис. канд. техн. наук: 030016 / Савченко Алексей Владимирович. - Владивосток, 2007. - 193 с.

69. Yokokawa, H. Tables of thermodynamic properties of inorganic compounds / H. Yokokawa // Journal of the national chemical laboratory for industry. - 1988.

- №83. - P. 27-118.

70. White, W.B. Chemical equilibrium in complex mixtures / W.B. White, S.M. Johnson, G.B. Dantzig // J.Chem.Phys. -1958. - №5. - P.751-755.

71. Chase, M. V. JANAF Thermochemical Tables: Part 1-2 / M. V. Chase Jr., Davles C. A., Downey J. R. Jr. et al. // J. Phys. Chem. Ref. Data. - 1985. - №14. - P. 11856.

72. Richard, L. Calculation of the thermodynamic properties at elevated temperatures and pressures of saturated and aromatic high molecular weight solid and liquid hydrocarbons in kerogen, bitumen, petroleum, and other organic matter of biogeochemical interest / L. Richard, H. C. Helgeson, // Geochim. Cosmochim. - 1988.

- P. 3591-3636.

73. SUPCRT98 database [Электронный ресурс]. - Режим доступа: http://geopig.asu.edu/supcrt92_data/slop98.dat

74. Bard, A.J. Standard Potentials in Aqueous Solution / A.J. Bard, R. Parsons and J. Jordan // Marcel Dekker. - 1985. - P. 294-312.

75. Bertocci, U. Standard Electrode Potentials in Aqueous Solutions / U. Bertocci and D.D. Wagman, in A.J. Bard, J. Jordan and R. Parsons (Eds.) // Marcel Dekker. -1985. - P. 313-320.

76. Baes, C.F. The Hydrolysis of Cations / C.F. Baes, R.E. Mesmer // Wiley. -1976. - P. 284.

77. Giles, M. Marion. Modeling ferrous-ferric iron chemistry with application to martian surface geochemistry / Giles M. Marion, Jeffrey S. Kargel, David C. Catling // Geochimica et Cosmochimica. - 2008. - №72. - P. 242-266.

78. Рид, P. Свойства газов и жидкостей / P. Рид , Дж. Прауснитц, Т. Шервуд. -Л. : Химия, 1982. - 592 с.

79. Lee, В. I. Generalized thermodynamic correlations based on three-parameter corresponding / Lee В. I., Kesler М. G. // AICHE J. - 1975. - № 21. - P. 510-527.

80. Breedveld, G. J. E. Thermodynamic properties of supercritical fluids and their mixtures at very high pressure / G. J. E. Breedveld, J. M. Prausnitz // AICHE J. -1973. - №19. - P. 783-796.

81. Diaz, M.A. Electrowinning Coupled to Gold Leaching by Electrogenerated Chlorine I. Au(III)-Au(I)/Au Kinetics in Aqueous Ch/Cl- Electrolytes / M.A. Diaz, G.H. Kelsall, and N.J. Welham // Journal of Electroanalytical Chemistry. - 1993. - №361. -P. 25-38.

82. Simmons, G.L. Pressure Oxidation Problems and Solutions: Treating Carbonaceous Gold Ores Containing Trace Amounts of Chloride (Halogens) / G.L. Simmons // Mining Engineering. - 1998. - №50. - Р. 69-73.

83. Qing, Liu. Thermodynamics and kinetics of the dissolution of gold under pressure oxidation conditions in the presence of chloride / Liu J. Qing, M.J Nicol, // Canadian Metallurgical Quarterly. - 2002. - №41. - P.409-416.

84. Axenov, B. Cyanide preg-robbing effect is a problem, which can arise during

autoclave processing of double refractory gold ores / B. Axenov, N. V. Vorob'ev-Desyatovskii // Proceedings of XXVIII International Mineral Processing Congress (IMPC) - 2014. - P. 244-251.

85. Полежаев, С.Ю. Повышение извлечения золота в технологии автоклавного окисления концентратов «Двойной упорности» путем предварительной термической обработки : дис. ...канд. техн. наук : 05.16.02 / Полежаев Сергей Юрьевич. - Санкт-Петербург, 2015 - 132 с.

86. Болдырев, А.В. Автоклавное окисление упорных золотосодержащих концентратов с использованием галогенсодержащих растворителей и сорбента / А.В. Болдырев, С.В. Баликов, С.С. Гудков, А.В. Богородский, Ю.Е. Емельянов // Журнал Цветные металлы. - 2015. -№11. - С. 29-33.

87. Болдырев, А.В. Применение галогенсодержащих растворителей и пылевидных углей в процессе автоклавного выщелачивания благородных металлов из упорных концентратов / А.В. Болдырев, С.В. Баликов, С.С. Гудков, А.В. Богородский // Конгресс обогатителей России, М.: 2013. - С. 118-119

88. Болдырев, А.В. Автоклавное окисление упорных золотосодержащих концентратов с добавлением галогенсодержащих растворителей и сорбента / А.В. Болдырев, С.В. Баликов, С.С. Гудков, А.В. Богородский // Плаксинские чтения: мат. конф. Инновационные процессы комплексной и глубокой переработки минерального сырья. - Томск сентябрь 2013 г. Томск: Изд-во ТПУ. - 2013. - С. 362.

89. Болдырев, А.В. Применение галогенсодержащих растворителей и пылевидных углей в процессе автоклавного выщелачивания благородных металлов из упорных концентратов / А.В. Болдырев, С.В. Баликов, С.С. Гудков, А.В. Богородский, Ю.Е. Емельянов, Л.В. Кин // Золотодобыча. - Иркутск: ОАО «Иргиредмет». - 2013. - №173. - С. 9-11.

90. Болдырев, А.В. Использование галогенсодержащих растворителей и гранулированных углей в процессе автоклавно-сорбционного выщелачивания драгоценных металлов из упорных сульфидных концентратов / А.В. Болдырев, С.В. Баликов, С.С. Гудков, А.В. Богородский, Ю.Е. Емельянов //Материалы IV Всерос. науч. -практич. конф. с межд. уч-ем «Перспективы развития технологии

переработки углеводородных, растительных и минеральных ресурсов». - Иркутск 24-25 апреля 2014. Иркутск: Изд-во ИрГТУ. - 2014. - С. 9.

91. Boldyrev, A. V. Pressure oxidation of refractory gold bearing concentrates using halide-based lixiviants and an adsorbent / Andrey V. Boldyrev, Stanislav V. Balikov, Sergey S. Gudkov, Andrey V. Bogorodsky, Yuri E. Yemelianov // Proceedings of XXVIII International Mineral Processing Congress. IMPC - 2014. Santiago, Chile. -2014. - P. 83-88.

92. Болдырев, А.В. Оптимизация процесса автоклавно-сорбционного окисления упорных золотосодержащих концентратов / А.В. Болдырев, С.В. Баликов, С.С. Гудков, А.В. Богородский, Ю.Е. Емельянов // Вестник ИрГТУ. -2014. - №12. - С. 191-195.

93. Болдырев, А.В. Оптимизация процесса автоклавно-сорбционного окисления упорных золотосодержащих концентратов / А.В. Болдырев, С.В. Баликов, С.С. Гудков, А.В. Богородский, Ю.Е. Емельянов // Материалы междун. совещ. «Прогрессивные методы обогащения и комплексной переработки природного и техногенного минерального сырья» («Плаксинские чтения-2014» 1619 сент. г. Алматы). - Алматы: Изд-во ЦНЗМО. - 2014. - С. 482.

94. Болдырев, А.В. Повышение эффективности автоклавно-сорбционной технологии переработки упорного золотосодержащего сырья / А.В. Болдырев, С.В. Баликов, С.С. Гудков, А.В. Богородский, Ю.Е. Емельянов // Золотодобыча. -Иркутск: ОАО «Иргиредмет». - 2014. - №190. - С. 8-10.

95. Болдырев, А.В. Автоклавно-сорбционное извлечение золота из упорных сульфидных концентратов / А. В. Болдырев, С.В. Баликов, С.С. Гудков, А.В. Богородский, Ю.Е. Емельянов // Материалы междун. совещ. «Современные процессы комплексной и глубокой переработки труднообогатимого минерального сырья» («Плаксинские чтения - 2015», 21-25 сент. г. Иркутск). - Иркутск: Изд-во ИрГТУ. - 2015. - С 330-331.

96. Пат. №0008333 USA, C01G 7/00 Способ окисления под давлением золотоносных руд, содержащих тугоплавкие сульфиды и органические углеродистые вещества / Гатье Джон К., Симмонс Гари Л. ; заявитель и

патентообладатель Ньюмонт USA лимитед. - № 199900285 ; заявл. 11.09.1977 опубл. 24.04.2000.

97. Гудков, А.С. Оценка автоклавного окисления сульфидных концентратов применительно к последующему сульфит-тиосульфатному выщелачиванию благородных металлов / А.С. Гудков, И.А. Жучков, Г.Г. Минеев // Вестник ИрГТУ.

- 2010. - № 3. - С. 84-90.

98. Гудков, А.С. Факторы влияющие на растворение золота и серебра из кеков автоклавного вскрытия нецианистыми растворителями на основе серы / А.С. Гудков, Г.Г. Минеев, И.А. Жучков // Вестник ИрГТУ. - 2010. - № 5. - С. 75-83.

99. Лях, С.И. Автоклавная пилотная установка для проведения полупромышленных испытаний по окислению сульфидных концентратов золотосодержащих руд / С.И. Лях, М.В. Клементьев, Я.М. Шнеерсон // Сб. докл. IV Междун. конгресса «Цветные металлы - 2012». - Красноярск. - 2012. - С. 584-589.

100. Проведение полупромышленных испытаний автоклавно-пирометаллургической технологии совместной переработки свинцово-цинковых и золотосодержащих концентратов с выдачей Технологического регламента на проектирование промышленного предприятия: отчет о НИР / рук. Емельянов Ю.Е.

- Иркутск: Иргиредмет, 2016. - 152 с.

101. Епифоров, А.В. Полупромышленные испытания технологии автоклавного окисления золотосодержащего сырья сложного минерального состава / А.В. Епифоров, Ч.Т. Дзгоев, Ю.Е. Емельянов, И.И. Евтушевич, А.В. Болдырев // Вестник ИрГТУ. - 2015. - №9. - С. 147-151.

102. Иванов, В.М. Экономика, организация планирование производства на промышленном предприятии: методические указания / В.М. Иванов, А.В. Новиков.

- Н. Новгород : ВГАВТ, 1998. - 52 с.

103. Дергачев, А.Л. Финансово-экономическая оценка минеральных месторождений: Учебник / А.Л. Дергачев, Дж. Хилл, Л.Д. Казаченко В.И. Старостин. - М. : МГУ, 2000. - 176 с.

ПРИЛОЖЕНИЕ 1

Акт испытаний технологии автоклавного окисления золотосульфидных и свинцово-цинковых флотоконцентратов в непрерывном режиме на автоклавной пилотной установке в опытном цехе ОАО «Покровский рудник»

ТЕХНОЛОГИИ АВТОКЛАВНОГО ОКИСЛЕНИЯ ЗОЛОТОСУЛЬФИДНЫХ и СВИНЦОВО-ЦИНКОВОГО ФЛОТОКОНЦЕНТРАТОВ В НЕПРЕРЫВНОМ РЕЖИМЕ НА АВТОКЛАВНОЙ ПИЛОТНОЙ УСТАНОВКЕ В ОПЫТНОМ ЦЕХЕ

Работы на автоклавной пилотной установке (далее АПУ) были выполнены в рамках автоклавного окисления в непрерывном режиме золотосульфидного и свинцово-цинкового

• уточнение параметров процесса автоклавного окисления (далее АО) в непрерывном режиме свинцово-цинкового и золотосульфидных флотоконцентратов, а также их

• наработка продуктов окисления для последующих укрупненных испытаний вспомогательных операций (кондиционирование, обезвоживание, нейтрализация и

17.06.2015 года) работа проводилась в 1 этап и состояла из 2 частей: подготовительная

автоклавному окислению и переработку продуктов окисления выполняли специалисты Автоклавное окисление указанных концентратов - ООО «НИЦ «Гидрометаллургия» при При проведении третьего опыта по автоклавному окислению смеси концентратов

В рамках подготовительной части были уточнены методика и показатели технологических испытаний (температура автоклавного окисления и парциальное давление кислорода, расход пульпы питания, расход кислорода и охлаждающей воды по секциям автоклава). На основании составов концентратов и необходимого времени для полного окисления материалов были рассчитаны оптимальные параметры автоклавного

окисления (производительность по твёрдому, время пребывания материала в пилотном автоклаве и т. д.).

В качестве исходного сырья были использованы три флотационных концентрата: свинцово-цинковый концентрат месторождения Гореевское (Новоангарский обогатительный комбинат), золотосодержащий сульфидный концентрат месторождения Боголюбовское и золотосодержащий концентрат месторождения Олимпиадинское. Состав исходных концентратов представлен в таблице 1.

Таблица 1 - Содержание основных компонентов в исследуемых концентратах

Содержание (Щ

Компонент Свинцово-цинковый Золотосульфиднын

Боголюбовский Олимпиадн некий

Ре ' ^Окисл 10,1 23,8 19,6

Р^сульф 2,2 21,2 7,3

^общ 19,6 22,3 14,9

5 ф 19,0 22,3 14,8

РЬобщ 32,0 - 0,02

РЬсульф 25,4 - -

18,5 - -

2пСульф 17,9 - -

0,1 2,52 4,2

Авсульф 0,1 2,35 4,2

$Ь0бщ 0,1 - 3,7

А и (г/т) <0,1 18,1 35,3

Аё(г/т) 265,0 - <0,1

Полупромышленные испытания автоклавно-гидрометаллургической технологии состояли из трёх циклов/опытов:

1. переработка смеси золотосодержащих концентратов месторождений Олимпиадинское и Боголюбовское в соотношении 1:1 (по массе);

2. переработка свинцово-цинкового флотоконцентрата месторождения Гореевское;

3. переработка смеси трёх концентратов (по массе): 50% свинцово-цинкового флотоконцентрата Гореевское и по 25 % золотосодержащих концентратов месторождений Олимпиадинское и Боголюбовское.

Каждый цикл включал в себя кислотную обработку флотоконценгратов и их смесей свежей серной кислотой, доизмельчение до необходимой крупности, автоклавное окисление с последующим кондиционированием, сгущением и фильтрацией окисленной пульпы. Кеки автоклавного окисления подвергали щелочной обработке, а растворы автоклавного окисления - очистке от мышьяка и железа путём добавки известняка.

На рисунке 1 представлена технологическая схема первого цикла испытаний, на рисунке 2 - второго и третьего циклов.

золотосульфиднын ;Ьл ото концентрат

Рисунок 1 - Принципиальная схема полупромышленных испытаний автоклавного окисления смеси золотосодержащих концентратов Олимпиадинское и Боголюбовское в

соотношении (1:1). Цикл 1

Свинцово-цннковый флотоконцентрат

Рисунок 2 - Принципиальная схема переработки свинцово-цинкового концентрата Гореевское и его смеси с золотосодержащими флотоконцентратами Олимпиадинское и

Боголюбовское. Циклы 2 и 3

На основании проведённых лабораторных исследований в ОАО «Иргиредмет» (г. Иркутск) были определены оптимальные параметры автоклавного окисления для всех видов сырья:

• температура процесса - 220 °С;

• избыточное давление в автоклаве - 0,7 МПа.

Опыт № 1 (02.07.2015)

В рамках предлагаемой технологии переработки (рисунок 1) смесь золотосодержащих концентратов Олимпиадинское и Боголюбовское (1:1) предварительно подвергалась кислотной обработке свежей серной кислотой до рН пульпы равным 6. После чего декарбонизированная пульпа с Ж : Т = 1 : 1 доизмельчалась в шаровой мельнице. Загрузка на 1 цикл измельчения составляла 25 - 30 кг по твёрдому, диаметр шаров 50 мм, время измельчения одной порции составляло 180 мин. По результатам ситового анализа крупность сырья составляла не более 10 % класса +45 мкм. что соответствовало требованиям, предъявляемым к устойчивой работе винтового насоса подачи пульпы в автоклав. Всего в рамках предварительных работ было декарбонизировано и измельчено 125 кг смеси концентратов Олимпиадинское и Боголюбовское. Измельчённый материал по мере наработки загружался в бак питания автоклава в виде водной пульпы.

Для проведения первого эксперимента по автоклавному окислению смеси концентратов Олимпиадинское и Боголюбовское в исходную ёмкость питания №1 было загружено 174 л пульпы с Ж : Т = 1,1 : 1.

Расчетный состав смеси был следующим: 8сульфид - 18,6%, Fe - 21,8%, As - 3,4 %, Au - 26 - 27 г/т.

Параметры автоклавного окисления в первом опыте (в соответствии с программой испытаний), позволяющие обеспечить высокую степень разложения сульфидов (более 98 %):

• температура

• общее давление

• производительность по твёрдому

• поток пульпы

• Ж:Т конечной автоклавной пульпы

• время пребывания материала в автоклаве

• расход кислорода (% от стехиометрии)

В процессе проведения первого опыта по автоклавному окислению смеси

концентратов Олимпиадинское и Боголюбовское было проведено несколько отборов проб конечной окисленной пульпы (с периодичностью 1 раз в час) с целью определения полноты окисления сульфидов. Был проведен экспресс-анализ жидкой фазы пульпы на содержание Fe2+, который предварительно показал, что сульфиды в автоклаве окислялись полностью (остаточная концентрация Fc" в растворе была менее 1 г/л).

220 ± 1 °С; 2,94 ± 0,05 МПа; 13,1 кг/ч; 55 ± 1 л/ч; 4 : 1;

38 ± 0,5 мин; 130+5 %.

В ходе всего опыта контролировали содержание кислорода и углекислого газа в абгазе, который непрерывно сбрасывался из автоклава. Среднее содержание СО2 в абгазе за весь опыт составило более 12%, а кислорода - 75 %, что свидетельствовало о его достаточном количестве в автоклаве. Расчётная степень использования кислорода составила 85 - 90 %.

Перед завершением процесса был произведён посекционный отбор пульпы для уточнения степени окисления сульфидов в каждой секции. После отбора проб по секциям в ёмкость питания был добавлен недоокисленный материал, полученный ходе первого часа работы установки с целью полного доокисления сульфидов. Предварительно этот автоклавный кек был распульпован в водопроводной воде до Ж: Т = 1,1 : 1 (рН пульпы составил 6).

В рамках проведения первого опыта (за 9 часов подачи пульпы) было переработано 106 кг смеси концентратов, было получено 440 л окисленной пульпы, которая была подвержена кондиционированию при температуре 95 °С в течение 2 часов. После чего были зафиксированы показатели сгущения и фильтрации кондиционированной пульпы на модельном пресс-фильтре Ьагох.

Кеки автоклавного окисления подвергали щелочной обработке, а растворы автоклавного окисления - очистке от мышьяка и железа путём добавки известняка.

Первичные данные по первому эксперименту приведены в приложении 1 на рисунке 1.

Опыт№2 (06.07.2015)

В рамках предлагаемой технологии переработки (рисунок 2) свинцово-цинковый концентрат месторождения Гореевское предварительно подвергался кислотной обработке свежей серной кислотой до рН пульпы 5. После чего декарбонизированная пульпа с Ж : Т = 1 : 1 доизмельчалась в шаровой мельнице. Параметры измельчения соответствовали опыту №1, время измельчения одной порции составляло 90 мин. По результатам ситового анализа крупность сырья составляла не более 5 % класса +45 мкм. Всего в рамках предварительных работ было декарбонизировано и измельчено 115 кг концентрата. Измельчённый материал по мере наработки загружался в бак питания автоклава в виде водной пульпы.

Для проведения второго эксперимента по автоклавному окислению свинцово-цинкового концентрата Гореевское в исходную ёмкость питания №2 было загружено 174 л пульпы с Ж : Т = 1,3 : 1. Состав концентрата приведён в таблице 1.

220 ± 1 °С; 2,94 ± 0,05 МПа; 8,5 - 9,8 кг/ч; (35 - 40) ± 1 л/ч; 3,9: 1;

(53 -61) + 0,5 мин; 130 ±5%.

Параметры автоклавного окисления во втором опыте (в соответствии с программой испытаний), позволяющие обеспечить высокую степень разложения сульфидов (более 98 %):

• температура

• общее давление

• производительность по твёрдому

• поток пульпы

• Ж:Т конечной автоклавной пульпы

• время пребывания материала в автоклаве

• расход кислорода (% от стехиометрии)

В процессе проведения второго опыта по автоклавному окислению свинцово-

цинкового концентрата Гореевское было проведено несколько отборов проб конечной окисленной пульпы (с периодичностью 1 раз в час) с целью определения полноты окисления сульфидов. Был проведен экспресс-анализ жидкой фазы пульпы на содержание который предварительно показал, что сульфиды в автоклаве окислились полностью (остаточная концентрация Ре2 в растворе была менее 1 г/л).

В ходе проведения эксперимента возникли трудности, связанные с неустойчивой работой винтового насоса подачи пульпы в автоклав. Причиной этого служил подаваемый материал, который обладал высокой плотностью (4,4 кг/см3). Через 4 часа работы было принято решение об изменении параметров автоклавного окисления: Ж : Т исходной пульпы увеличили с 1,3 : 1 до 2 : 1, увеличили производительность по твёрдому с 8,5 до 9,8 кг/ч (по пульпе с 13 до 21,8 л/ч) и, соответственно, пропорционально потоки реагентов: кислорода и охлаждающей воды. Эти изменения позволили повысить стабильность работы насоса. На конечном результате изменение параметров окисления по ходу процесса никак не сказалось, вскрытие сульфидов было полным (низкая концентрация железа(П) в автоклавном растворе).

В ходе опыта контролировали содержание кислорода и углекислого газа в абгазе. Среднее содержание СО? в абгазе за весь опыт составило более 12%, а кислорода -75 - 85 %, что свидетельствовало о его достаточном количестве в автоклаве. Расчётная степень использования кислорода составила 75 - 88 %.

Перед завершением процесса был произведён посекционный отбор пульпы для уточнения степени окисления сульфидов в каждой секции.

В рамках проведения второго опыта (за 6,5 часов подачи пульпы) было переработано 57 кг свинцово-цинкового концентрата, было получено 210 л окисленной пульпы, которая была подвержена кондиционированию при температуре 95 °С в течение

2 часов. После чего были зафиксированы показатели сгущения и фильтрации кондиционированной пульпы на модельном пресс-фильтре I ,агох.

Кеки автоклавного окисления подвергали щелочной обработке, а растворы автоклавного окисления - очистке от мышьяка и железа путём добавки известняка.

Первичные данные по первому эксперименту приведены в приложении 1 на рисунке 2.

Опыт №3 (07.07.2015>

В рамках предлагаемой технологии переработки (рисунок 2) смесь свинцово-цинкового концентрата Гореевское и золотосодержащих концентратов Олимпиадинское и Боголюбовское предварительно подвергалась кислотной обработке свежей серной кислотой до рН пульпы 6. После чего декарбонизированная пульпа с Ж : Т = 1 : 1 доизмельчалась в шаровой мельнице. Параметры измельчения соответствовали опытам №1 и №2, время измельчения одной порции составляло 120 мин. По результатам ситового анализа крупность сырья составляла не более 8 % класса +45 мкм. Всего в рамках предварительных работ было декарбонизировано и измельчено 115 кг смеси концентратов Гореевское, Олимпиадинское и Боголюбовское. Измельчённый материал по мере наработки загружался в бак питания автоклава в виде водной пульпы.

Для проведения заключительного третьего эксперимента по автоклавному окислению смеси концентратов Гореевское (50 %), Олимпиадинское (25 %) и Боголюбовское (25 %) в исходную ёмкость питания №1 было загружено 180 л пульпы с Ж ;Т= 1,33 : 1.

Расчетный состав смеси был следующим: 8сульфид - 17,1%, Бе - 11,1%, Аз -1,7 %, РЬ - 12,7 %, Ъп - 9,3 %, Аи 13-14 г/т.

Параметры автоклавного окисления в третьем опыте (в соответствии с программой испытаний), позволяющие обеспечить высокую степень разложения сульфидов (более 98 %):

температура общее давление

производительность по твёрдому поток пульпы

Ж:Т конечной автоклавной пульпы время пребывания материала в автоклаве расход кислорода (% от стехиометрии)

220 ± 1 °С; 2,94 ± 0,05 МПа: 10 кг/ч; 43 ± 1 л/ч; 4 : 1;

50 ± 0,5 мин; 130 ±5%.

В процессе проведения третьего опыта по автоклавному окислению смеси концентратов Гореевское, Олимпиадинское и Боголюбовское было проведено несколько отборов проб конечной окисленной пульпы (с периодичностью 1 раз в час) с целью определения полноты окисления сульфидов. Был проведен экспресс-анализ жидкой фазы пульпы на содержание Бе2+, который предварительно показал, что сульфиды в автоклаве окислились полностью (остаточная концентрация Бе2+в растворе была менее 1 г/л).

В ходе опыта контролировали содержание кислорода и углекислого газа в абгазе. Среднее содержание СО2 в абгазе за весь опыт составило 9 %, а кислорода - 85 - 88 %, что свидетельствовало о его достаточном количестве в автоклаве. Расчётная степень использования кислорода составила 65 - 75 %.

Перед завершением процесса был произведён посекционный отбор пульпы для уточнения степени окисления сульфидов в каждой секции.

В рамках проведения третьего опыта (за 9,5 часов подачи пульпы) было переработано 95 кг смеси концентратов, было получено 400 л окисленной пульпы, которая была подвержена кондиционированию при температуре 95 °С в течение 2 часов. После чего были зафиксированы показатели сгущения и фильтрации кондиционированной пульпы на модельном пресс-фильтре Ьагох.

Кеки автоклавного окисления подвергали щелочной обработке, а растворы автоклавного окисления - очистке от мышьяка и железа путём добавки известняка.

Первичные данные по третьему эксперименту приведены в приложении 1 на рисунке 3.

Работы по проведению полупромышленных испытаний технологии автоклавного окисления в непрерывном режиме для трёх видов концентратов на автоклавной пилотной установке по договору № С/П 477/7-14 от 17.06.2015 года «Полупромышленные испытания автоклавного окисления в непрерывном режиме золотосульфидного и свинцово-цинкового флотоконцентратов» выполнены в полном объёме.

Приложение 1

02.07 2015 Цель опыта: Ир-0207 Переработка см эси -золото-супь4мдных концентратов месторождений Боголюбовское и Олимпиадинское (1:1 ».Наработка продуктов окисления Бригада: Лйх Кравченко, Захаренко Емельянов. Епифоров, Болдырев

Материал: Смесь концентратов м/р Боголюбовское и Олимпиадинское КО-ДИ ХА(%) Ав Бз Ре Аи (г/т)

Измельчение: т МИН м кг ж/г оео ры Сито {%) *45рм 1 -71мм Боголюбовский Олимпиадинский 2,52 4,2 22.3 14.8 23,9 19.6 18,1 35.3

160 25-30 1.30 нд 10,0 нд

Кислотная обработав: Вода Р'еаг-т Расход кг/т ж/г час рНкон Фильтрация, промывка: Вода 1 Расход ...... I мУт рН кон

--------------■-- - ............ —'— -------

Пульпа лигами; : Шифр Ем« % Ре % % г/г % РеАзБ % РТВ ж/г Вода '"'Шв'"

ИЙ>2Г07.-Й 200-1 3.4 21,8 13.е 26.7 32,0 7,3 '1 10 ЙВ 174 153.1

Результат расчётов по модели фал- Ча мЗ г т/ч с т/ч/мЗ изб. в 5з _%____ За Зе тм/мЗ Изб Зб Исх ж/Т: О.В С1 я'кг л/кг О.В С2 лйг О.В.СЗ Л/кГ О В С4 пЛг го. в. Л/«г ж/те«. С Насосы НД С1 С2 й тах (л/

"35.4 1310 18,6 2.44 0 069 1.60 2 25 Ой" 0,10 0,10 2 90 3,99 90% С олыт (лАч)

20.26 6.98 262 37,9

вода: Вода с, Целей С2 е ж/т сз С4 оби). Охлаждение подшипников: Тех X 1а ых *С СЗ опыт (л/15 70 1 1,74": ти) 0В5

ДВ 96 3.26 0.53 050 0.00 3,99

58,2% 45,1% 0,0%

я АО: Давление Произяыь КйЕНОрОД

т 'С Ро; бао бар Рч/ бар(м) Робц баим) сзпжц КГ/4 Спуп Л/Ч ОЭЭв 0 О? в баллон М1 п'мин М2 Л/МИн ш ЬМ л/мин С 02 Л/МИН N об/мин; % 56.4 лЛ|

220 7.0 0.2 22% 29.4 13.10 18,5 56,7 90% 9&.5% 22,4 22,4 12,8 64 64 800 42 1,9 ч выход н а режи^

35% 35% 20% 10% 37,68 мин Т расчет

Нагрев; 5.15 Меиялки: 5:30 Показатели процесса Начало опыта: Конец опыта: 8:00 (подача пульпы и 02) 111% 130% выход на Т-резким выход на режим пробоотбор

Время Время Пита- Рае» од Расход Подача воды Расч. ж Т Температура пульпы Температура танов Кислород Абгаэ Г о

астр отн ние пульпы л т С1 сг СЗ 04 <") э5и обл с-•с С2 Т. из •с и *с С1 'С С2 X СЗ 'С С4 -с М1 л/нин № Л/МИИ мз Л/МИн . М4 : п'мин 02 % С02 % N2 % факт

вОО 0:00 200-1 : : :• : Я 0.00 эх ос : 100% 100%

8' 15 0:15 3.16 2,03 I- оов ох 7.С 1.69 •53% 220.5 .■/•!: 354 273 362 350 22.4 22.4 IV Н ] «4 51% "10% " 1 394

■8:30 0 30 щщ 3,34 5.59 160 Обе эх 17.9 3.85 11% 770.7 77rt.fi 372 241 320 284 65% 1С%" | 25%' ' эе.о%"

в'45 0-45 - . .: 3.33 6.СЗ 100 3.5С зх 12.^ •1.% »20,1 220.0 220 » 353 220 774 243 66»/, 1 У* ! 244 " 95.9%

9:00 1 00 з.зз 6.04 160 0.9С зх 17.0 • 1"% ; я: 22: е 22Э.9 220.6 357 198 233 211 бГ/о 1:4 | /74 95.3'А

9:15 1 15 4,70 З.ЗЭ 1 со 9 ОС ^х 179 зг? •13% 770.7 270.1 220Е 369 1&4 202 186 134 ! ¿34 у.;'-'

вэо 1 30 4.70 з.зэ 171 3 55 зх 14.0 3% 77П.1 •V1 ' 220.5 220,' 351 179 192 178 ' "е^-'-ь' " 154" Г 7в4*' ~ 96.3%

9:45 1 45 4,70 : з.й 7,са 1 74 О.ОС зх 147 -14 770.7 ? 270.2 220 е 363 171 177 168 24 ¿4 13 5 ; ' 71 ! 124 _ 9С 2*Л

ЮОО 2 00 шя З.ЗЭ 7,09 1 74 ЛЗЬ зх 14 'г здл. 1% 220.5 77!) 7 719 С 335 168 168 162 64-Л 1 'А ' " >64

10 15 2 15 шиш з.зэ • 174 э.эе зх 14.2 ■у'Л 1% «20.7 с:.'. 1 2205 720 1 352 264 160 156 084 13% 77*+ \

13 30 2 30 пикш 3,33 ■йд 1 74 зх 14 . ."л .1« 770.5 77:» 770.4 2201 344 162 154 153 -71%-] ГШ" .....194..... 94 2%

1345 2 45 4 70 3,33 1 эзс '4.2 -1% 220.3 и *: 220.1 219 • 336 160 149 150 """74%"" ......... .....154 " "92.3%"'

11 00 3 00 : 4,70 . 3,33 '.те 17< 1.ЯР эх 14 ¡•9.5 22 220.0 2196 354 159 146 149 12% " 13% 91.1%

3 15 >-. /0 3.33 • ив 1 и З.ЗЬ эх 14.2 3&9 . Л>.:: /. 1 С 220.1 219 ' 336 158 144 148 " 158 . .... "90,54

11 30 330 4.70 з.зз з.к эх 14.2 3.93 -1% 220.1 219 Ь 344 157 142 159 . 1У:- С' _

11 45 3 45 4.70 3.33 'Эв \ 74 3 56 3 V 14.; ■ 1% ¡20.6 220 4 ^ ■ 351 157 140 185 20 А ' & ' "65% *12%" Г "23%"" 95~6%"

12 00 4 00 шш 3,33 у 13 л*. 3.95 эх 14 305 1% 720.« 770.1 719 * 335 157 140 174 124 94,9%

12-15 4 15 3.33 7,08 1 /4 3.5С ^х 14.2 3.93 14 220.0 219 С 341 155 139 204 Ф 1*74 204 94.9%

"'12 30': _4 ЗС__ .............: _ 3,33..' 7.09 1 74 1 <4.7 '¡¿'.С ! /: ! ¿20.3 ! I 22-Д1 317 157 "140" 205..... 69% 124 __ 1г.19%.„ 94^6%.

4 45 " " з.зз"" ?~оа ' "Ь'аГ' "эх~ "Тм" ~4* ' 270.» "2-9.6 | I '210 Т 307* ~ "156 " ""141"" ""188" 1^4 ~ "а% вт~т"

13 00 " 5 00..... : .4.™ 3.33 " Г , 09" " 1.4 за*. зх 14^ 3.91> ■14 720 е : " >Г 1 | 29 4 | 214'/ 322 155 140 220 79% 12% 9% 87 0%

"13 15 " .....5 15" кш .....з;зз ?,оа 1 74 3,65 эх"" 14.7 "3.05 ' ' 14 770.4 1 Г У Г ! '2-9.3 : : 2191 "'Ж '155 141 .....201 ' 79% 12% 9% " 87 3%

Г11Ж - ^5 30™ ¡щЯ 7,са ' Г72 3.55 ох " 14.2 ' зл-. 14 -.11° ?_ .719 315 " 154 _ . 228 79% 12% '" 94 67.0%

" 1 з Тв"" ™ 5 45 " ЕкЯ ™ з.5" '"74 ТзГ' "ох •Т4.Г ~4* ~ "220.1— "¿2: 4*1 "~в': ■ Г з V 321 "155"" "к?" "';•-*" "79% 12%"" Г'9%" 86.6% ~

14 00 ' " б 00 н 3,33 7.С8 1 «4 1 зх 14.1 ' З.'л ' -14 <70." 1 | 77:4" 1 2"е"е 1 Г Же зов 154 "144 2Д2 79% 12% 9% 86 6%

14 *1* "' "6**15..... шш -"з'зд ■ ?,оа эзс 14.2 з.\о : -14 2'».8 : | 223.' ! 2-94 : ! 2190 322 155 19Э 79% 12%" 86 6%

_14 30'1 17.11 ■ШН "3.33.. М« 1 ¿4,2 •14 220.1 | : 221 С ! 2Л1.1 I ! 220 ; 156 _ 193 .. ! .12%_ 8&_3%.

0 45 " ~з,зз"' ""7"оа"~ " * 1 74™"' ' "ЗА«"" *3х~ ' 74 .2 3.95 : "14 ";?6.*1 ; '7. -' I "?"9.И | 1* *Яч *" " 308*" "156*" т* ~9% "¿59% "

«'об'": 7 ОС "' ..............Н 'з.зз 7,09 1 74 ! 3.95 эх 14.2 14 220.1 770.1 Ч [ 770' 322 155 709 " .....81%"" 12% 8% 83.7%

'15«: '7 15 3.33 7,08 "174'" "хк "эх 14.2 3.95 •4 ' 220.3 1 '¿а ' 3О9 156 165 244 81% "12% " 7% 83 4%

15 30 7 30 _1 3,33 7са [ 174 39« о.эс ' 14.2 '3 95 •4 770.5 | '.'У' | 770.4 1 | 2Л.З " 31'"" 157 161'"" 212 81% 12% ^ 74 82.4%

15 45 7 45 ! ВНР 3.33 7са 1 74 385 "эзс 14- ' 3 95 " •4 220 1 ' 220.(5 : 220.0 : 219. 323 •50 ......157 " 192..... 81% 12% 74 82 1%

13 00 ' Пию"" Ким '""э'ЗЗ..... ......7 08........ Г/4" "5.«? " о.ао" •4.;' ! 22 Г ; 2204 223.5 " эво '■57 191 ' "267 " 82% 12% : ' 7% 80,9%

"ТОТ* ё ль' шм ""Тзз"" 7,сё "ТУГ" "Т55™ "йсГ" ■ -••='•- ' -ЦТГ" "Т55'"- •"249"" .............."| ....... -тяг !.....ПГ

15 30 " а.зо "' 1 4,70 3.33 6.36 1 44 0.5/ 0.00 •31 214 • ! Л14 | /1С у ' 1 " 353 27* 332 335 90% в% ' 2% 34.8%

"18:45 .....'¿¿г' ......4.70 " .....'3,33"" .......4.63........ г.'г:" З.Ж ' о.оп" • ль:!" ■25% 7Г С ' "?12о : ":13.е : '"215.7 " 359 355 _______1,___ "91%" е% 2% ' 27,5%

17 00 Э 00 | 3.33 4 65 * " 0.36 ' ' 0.00 '0.5 Ум- ' -7С% 714; \ Яр "3;5 779..... 323. 295 а 4 "3171%"

Среднее в режиме 3.33 ' 7,08 Р 1.74 голо 14>2 ~ 3 95 1% г 220 5 Г 209, в ! ' 219В ' "''2196* Г 322 г 156 '"тиП" *" 220 ~ 1 26.00 26 00 14,50 77% ""12% , 1 87,4%

..........................1

Сброс 0,00 0.00 1 0,00 1 ! :.эз ЭОС I э.с

Режим! г 150,18 1 106,32 Г_ 217.11 1 Г 53.73 X голо г 441.1 Остаток пульпы в,7 л 0.5 ч

Всего^ 150,18 [106,32 1 21711 | 1 63.73 ! го.То- 1 441,1

Рисунок 1 - Первичные данные по первому опыту на АПУ (автоклавное окисление смеси

золотосодержащих концентратов Олимпиадинское и Боголюбовское (1:1))

07.07.2015 Цель опыта: Ир-06.07. Переработка сие нз си концентратов: 50% евин цапо-цинкового к энцентрата Гореевское, 50% зол то-супьфидн ых онцвктратов Олимпиа; Б инсков и Боголюбовское )игада: Янх. Кравченко. Захаренко Емельянов, Епифоров. Болдырев (1:1). Наработка продуктов окисления

Материал: Смесь РЬ-Еп концентрата (50%) и (50%) Аи-супьфидных{1:1) ко-ди ХА(%) 85 Ре РЬ 2п Ае Аи (Г/Г) Ав(г/Т)

Измельчение: Т М ж/т гао Сито (%) *45рм »71мм Смесь 1703 32 11,03 55.85 12,7 207,2 925 65 4 1.73 74,9 13.35 256

ьи 25-30 1 НД а НО

Кислотная обработка: вода Реаг-т Расход кг/т ж/т т ! 1 °С час рН кон Фильтрация, промывка: Вода Расход рН ЮН

ВВ Н2504 шъ 1 60 6 -

Пульпа питания : Ши<фр Ем к. % % % Аи 1/| Ре?., % 2лв % * ле К'.Г ж/т Вода УП л Мтв КГ

Ир-06.07 -И 200-1 1.7 11.0 ! (С 1,- 4 23.7 14 ' 13.П ч.я:: ДВ 1 13,5

Результат расчётов мЗ 1 « Изб о % 1М М ТА-.^З ач ШМ С А С1 оа с2 о е сз Об С4 10 в ж Тех л/к Г Насосы ИД С1 с С2 ; СЗ | тэх (Л/ч)

35.4 [ 10.00 • 1.70 Г 14Й • 1 г.; 2 28 С .54 э.и* 0,06 3.00 4.00 * 77% 71,1 12.0 | 5.« 1

ЗопытСл^)

Острая Вола Цепе во еж/т Охлаждение Тв* Твых (Ъсход 19.50 5,40 | 1,80 : 26,7

вода: 1 *с С1 С2 С4 общ пор шип никои. •с "С Л^МИи С олыт СЛ/15 мин)

дв ...... 3.28 0.54 0,18 0.00 4.00 - - - 4.88 1,35 ] Мб]

Задание НД 27,4% 45.0% 31,0% 0,0%

Условия АО: Давление Проим-л* Киг.лоро^

т •с Рог Рразгр бар бар(м) 6ар(ы) втеиц кгЛ< С1УП 02в М1 М2 мз МЛ С С2 N 42.6 2,5 ч лА1 а реж иIV

220 7 0 0.2 22,2 29.4 10,00 15,9 4&.6 77% 98,5« 22,4 22,4 12,8 6.4 64 800 49.9 мин

35% з5% 20% 10%

Нагрев 9:45 Мешалки 10ОО Показатели процесса Конец опыта 13:15 (годача пульпы и02) 130% выход на Т-режим выход на режим п^оооогоор

Время Время <"1ита- Расход Расход Подача воды Расч Температура пульпы Температуратэмов Кислород I Абгаз а

КТР 0ТН пульпы Т* С1 02 СЗ С4 И общ от «л. С1 "С С2 •с СЗ х. С4 *С * С2 1 'С СЗ •с С4 •с М1 л/мин М2 № Ш 02 % С02 % № % срап.

13 16 000 200-1 ш 0.00 0.00 СП 100% 100%

13 30 0:15 2.33 3 63 1,1)1 6,33 0.00 е.9 -11% 21' 214 1 214 ) 2-ье 327 321 286 252 22,4 22.4 12.В 6.4 90% 6% 4% " 68.1%

1346 0:30 ЩИ 2.51 "416..... .....135..... 0 45 0.00 к.: 3.03 С% 220 6 2206 22-С 220.' :5с ХС _! 384 347 _ г 5% ^ 69.5%

14.00 0:45 как 2,51 4 ее 1,35 0.45 0.00 13./ З.мч гч 220 3 250 ? 270 6 .... „. 34? 276 350 317 В9% 6% ' 75.7%

14:15 100 ЕШ 2.51 4 68 1,35 0.45 0,00 1:: 3,99 0% 220 3 220 Г 220 4 220.9 339 744 302 273 Э8% СЧ : 6%

11 30 1:15 2.51 4 66 1,35 0,45 0,00 10,7 с% а 220 3 220..' УУ2 221 269 236 ■18% е* ; 6* <а4*

14 45 1:30 шя 2.51 4 66 1,35 0.45 0.00 10,7 з.м с% 77(1.7 ?•■>.« ЧЗЙ ?ГЗ 241 210 89% -.V " ' 7% .-4 5 4.

1600 145 щза 2.51 4 86 1,35 0,46 0.00 10.7 3.0-3 сч 220 9 220 7 720 7 773.3 1ЕЗ 282 206 14% "вч" ' 7% 14.4%.

16 16 2:00 2.51 4 86 1 35 0 45 ! 0.00 1С? 3.6Э 04 220 Г 2206 2202 2-9 9 34/ 156 249 193 38% 3* 53 34

1530 2:15 ш* г.51 4.8В 1 35 045 0.00 10,7 3.« о% 220.« 220.4 21 У. 4 9.6 1/9 216 218 8»% '1ч"" Гз%"" ' V 4 Ч,

1546 2:30 т -- ж 2.51 466 1,35 045 0.00 10,7 ?.59 04 220 5 270 5 2?" .С "Я " 357 175 259 294 87% СЧ 44. 65.1%

16 00 2:45 Е&Ж 2.51 4 вВ 1.35 045 0.00 10.7 3 81» сч 22С 5 220 .* 270 е X' ; > 335 173 245 260 я ■% "64 1 4% сзз%

16 15 3:00 КЕЯ 2.61 4,6В 1,35 0.46 0.00 10,7 3.6» С"* 2Я.8 .'/л Ь УЛ>у ло.ь «51 1/1 218 22ё [" 87% Ц-* ] 4*. V» 1%

16 30 3:15 2.51 4 6В 1,35 0.45 0.00 1С 7 Э.М 0% 27Г..7 771" 7-\Л -^4 16Я 204 205 гч ] [" 54 " 7Я11»,"

1645 3:30 КЁМ 2.51 4.ад 1,35 045 0,00 10.7 3.69 сч 22С л 223 3 • ' 223 9 33' 168 258 245 . '•_

1700 3.45 ВР.Й 2.51 4,6В 1,35 0,45 0.00 'С Г 3.99 04 220.4 220.8 Т20> 220,5 354 : 16В 233 221 22,4 224 ~"12в" ~ 6 ~ &"%" "~9% " ?1.3%"

17 15 4 00 |Е| 2.51 4.86 1.35 0.45 0 00 10.7 3,99 0% 220.7 221.0 220.2 219.9 337 167 207 199 87% "9%" ] 5% " 72.0%

17'30 ЖЯ 2.51 4,а& 1,35 0.45 0 00 107 3.99 0% 221.0 221,0 220,2 219,9 346 166 10В 185 86% 94 "I 5% 72.6%

17*45 4 30 ¡ЕшЯ 2.51 488 1,35 0,45 0 00 10.7 3.09 0% 219.2 220.8 220,4 220.6 335 : 162 170 241 87% 5% 72.0%

18:00 4 45 ВШ 2.51 4 вв 1,35 0,45 0 00 10.7 3,99 0% 220.5 220.Э 220,3 346 . 162 167 224 '"""............ ""87%..... г &% ! 5% "' "72.0%

18:15 5 00 ва 2.51 4 88 1,35 0,45 0,00 10.7 3,99 0% 220,8 220,4 220.4 220.3 355 : 162 164 ; 214 |___ 85% Г^П 64 "79.5%

18.30 5 15 Ш35 251 4 88 1 35 0,45 0 00 10.7 3,99 0% 220,7 220,1 219,4 219.2 336 ' 161 165 203 В5% 9% | 7% 80,2%

19:45 5:30 ка 2.51 4.88 1,35 0.45 0,00 Ю.7 3,99 0% 220.7 220,5" 221,2 22П 343 ; 163 251 246 [........... Г 85% 9% 6% 77~6%

19:00 545 нша 2,51 4.88 1,35 0.45 о.оа 10.7 3,09 0% 220,6 220,5 220.9 220,1 351 ! 165 235 221 87% 9% 4% 630%'

1.416 ! вГО 2,61 .......-188..... ......1,35...... " 0,45" 0,00 .....10.7..... "'"3,99"" ......0%...... 220,8 220,7"' 220,5 Г 220,2 " .....335" '165 ' .....210""" 234 9% .....2%..... '24 7%'

19:53 с ■> Ю£ ШЗ 2,50 .....4.88...... 1.35 " .....0.45..... .....ООО..... " "10.7 "" ""4,66"' 0%..... ' ..1 ??с г ""219.4"" р"21в.Т" 351 :' 164 ""191''" ... 39% 9% ' 2% 38.7%

" 14 4> | езз э£Ш| 2,50 4,88 " Гзб "0.45"" о"оо .....107..... "Тоо" ~ 0%..... '"1'20.7'" "'220,й ' 220.5 : 220,1 "" 344 : 165 :........... ""21 Г" .....Ш'" """з%...... 50 3%

20 п ■ ель тш 2,60 4 88...... ... л3®..™ ' 0,45 ООО 10.7 400 0% " • 220,5 2206 1 220.7 '" 1 220.7 | 336 : 167 I 249 236" 9% [' 3% ' 521%

гс 15 • оэ КкЯ 2,51 4,ЭВ ~ " 1,35 0,45 0,00 Ю.7 ' 3,99 0% 221,0 ' 221.3 ГТ-1-4 1 :2'.о 354 167 | 220 213 ! __ ав% " ~9% 3% 56,3%

2С.ЭЭ ! 7 Ь ЩТ М 2,51 486 1,35 0.45 0,00 10,7 399 0% 21!.5 2199 : 2l9.fi | 219.5 ' 336 : 171 ! 233 225 9% 4% " 63.1%

л: 46 1 7 33 ши 2,51 4.86 .....1,35 0,45 ' 0 , 00 10.7 3,99' 0%..... 219,4 ' ' У. " л ""¿¿17-" Г ы'1>"' 337 Г" 174' Г" 226' 222 971' 9% "4% 64.1%

Т '<"> ; 7 45 щ.» 2,51 ......4,88....... ......1,35..... 6.45 ' 0,00 р 10.7 .....3.99 0%..... 221,0 1 221,0 ; 220,5..... ■ ггоо 351 : 172 ! 204 202 1 85% 9% " 6% ' 76.4%

Г 1а еоз 2,51 4,86' 1,35 " 0.45 ООО '"То;?" ' 3 99 " .....ш...... 221,0 2208 Г'220',6..... 220,2 [ 335 ' 169 1 186 ......167'"" ""96%"" 9% 5%..... 73,8%

2' Г~е -6 В 2,61 4.ЭВ ' 1,35 0,45 '""с эз..... .....тот..... """6%....... ' 221'Ь' ~22\д" Г 220,9 Г 220,5 ' 352 : 166 I 173 176 87% " 9%"" 4% 86.0%

е'зз йезк 2,51 4.88 1,35 0,45 с, сс' 10.7 ЗЭЭ 0% 221,0 220.9 220.1 29 5 343 1«> ; 169 .....173 ' 87% 5% "70.7% '

»::> 2,51 4,88..... ' 1,35 0.45 о. сю ' 10.7 399 0% 220.6 1 /?• г 220 9 340 1С« 250 245 87% 944 ! 6471%

72 16 ' 9 03 Щр 2,51 4 86 1,35 0.45 000 10.7 3.99 220.8 " ¿21 5 ' 312 164 240 ' 227 '"' 85% 9% | 5% 75.9%

"22 ?5~ Гс 15 КБЯ 2,51 4,88 ' '-',35' 0.45 . ООО 10.7 " 3 53 0 %""' ' >71.0 341 . 1« "238 " 206 "1 87% 9% ; 4% 67 8% '

77 45 ; 2 33 [ № 2.51 4.88 1.35 045 ' 0.00 и 10.7 3.99 ^ 0% 220.8 -2С« 220 0 ' 319 165 ......197 " 166 87% " " 9% [ж: 64,1%

Ср*6пш а о рклимы 2,43 * 4.85...... 1.34 * 0,45 " 0,00 103 3,9» 220,'б 220^ " 220.3 3*3 '■ ~ Из}..... "••¿57" 12.К

\ Конец реж!

Сброс 1 0.00 Г о.зо Г ооо [ 0,00 0.00 I . V 00

Режим 150,92 | 96.13 184,38 ! 60.96 16 98 [ ь.о-:- 403,3 " Остаток пульпы 4.1 л 0,3 ч

Всего I 150.92 | 95.13 | 164.36 | 50.96 16.98 I - | 403,3 1 I

Рисунок 3 - Первичные данные по третьему опыту на АПУ (автоклавное окисление смеси свинцово цинкового концентрата Гореевское и золотосодержащих концентратов Олимпиадинское и

Боголюбовское)

ПРИЛОЖЕНИЕ 2

Акт укрупнённых лабораторных исследований по автоклавному выщелачиванию окисленной смеси упорных сульфидных золотосодержащих флотоконцентратов Олимпиадинского и Боголюбовского месторождений с использованием галогенсодержащего растворителя и сорбента

* ИРГИРЕДМЕТ IRGIREDMET

Открытое акционерное общество

Иркутский научно-исследоаательский институт

благородных и редких металлов и алмазов

УТВЕРЖДАЮ

терального директора ОАО (гет» по научной работе и р, д/г.н., профессор

Г.И. Войлошников

Акт

укрупнённых лабораторных исследований по автоклавному выщелачиванию окисленной смеси упорных сульфидных золотосодержащих флотоконцентратов Олимпиадинского и Боголюбовского месторождении с использованием галогенсодержащего растворителя и сорбента

Мы, нижеподписавшиеся, заведующий лабораторией №7 Гудков С.С., ведущий научный сотрудник Емельянов Ю.Е. и младший научный сотрудник Болдырев A.B. составили настоящий акт.

В период с 1 по 19 февраля 2016 года проведены исследования по высокотемпературному автоклавному выщелачиванию окисленной смеси упорных сульфидных золотосодержащих флотоконцентратов Олимпиадинского и Боголюбовского месторождений с использованием галогенсодержащего растворителя и сорбента.

Исследования проведены на укрупненной лабораторной установке в ОАО «Иргиредмет».

Основная цель укрупненных исследований состояла в уточнении параметров выщелачивания окисленной смеси упорных сульфидных золотосодержащих флотоконцентратов и определении расхода сорбента при его многократном использовании.

На кеках автоклавного окисления (АО) (степень окисления сульфидов 99,2 %) проведено выщелачивание драгоценных металлов в аппарате объемом 12 дм3. В автоклав загружали кеки АО, добавляли воду (Ж:Т=2:1), сорбент (б % массовых), серную кислоту — 200 г/л, хлорид натрия - 5 г/л, и проводили автоклавно-сорбционное выщелачивание драгоценных металлов при температуре 200 °С со скоростью вращения мешалки - 300 об/мин. Продолжительность выщелачивания составляла 1 ч.

По окончанию опыта сорбент отделяли от пульпы, промывали, высушивали и взвешивали. В продуктах автоклавного окисления (твердый остаток, маточный раствор и сорбент) определяли содержание драгоценных металлов

Отделенный сорбент подвергался десорбции драгоценных металлов, после корректировался по массе свежим сорбентом до заданного значения и направлялся на следующий цикл автоклавно-сорбционного выщелачивания в условиях, описанных выше. Результаты исследований по автоклавно-сорбционному выщелачиванию представлены в таблице 1.

Таблица 1-Результаты исследований с многократным использованием сорбента

при нескольких циклах автоклавного выщелачивания-десорбции

№ Выход Содержание Аи Содержание Аи Выход кека Извлечение Аи

цикла угля, % на угле, г/т в хвостах, г/т АСО на уголь, %

1 110,10 649,30 4,40 91,65

2 99,50 710,29 4,95 90,61

3 98,83 716,60 4,85 88,80 90,80

4 97,52 722,44 5,10 90,32

5 97,15 722,90 5,25 90,04

В результате исследований с многократным использованием сорбента при нескольких циклах автоклавного выщелачивания-десорбции установлен расход угля, который составляет 0,9 кг/т. Извлечение золота находится на уровне 90 %.

Для сопоставления показателей извлечения золота по технологии автоклавно-сорбционного окисления с технологией автоклавное окисление-цианирование кеки окисленной смеси флотоконцентратов Олимпиадинского и Боголюбовского месторождений подвергали цианированию.

Цианирование проведено в агитаторе при концентрации - 2 г/л и

соотношении Ж:Т=3:1. Продолжительность цианирования составляла 24 часа. В качестве сорбента использовали уголь марки №>п1; КО 3515, с загрузкой 10 % об. Результаты цианирования представлены в таблице 2.

Таблица 2- Результаты исследований по цианированию кеков окисленной смеси упорных сульфидных золотосодержащих флотоконцентратов Олимпиадинское и Боголюбовское

Опьгг Содержание Айв растворе, г/л Содержание Аи в кеке АО, г/т Содержание Аи в хвостах цианирования, г/т Извлечение Аи, % Расход реагкнтов, кг/т

По балансу По анализу По балансу По анализу ЫаСК СаО

Без угля 13,50 48,50 46,80 8,00 83,51 82,91 4,50 1,00

С углем - - 46,80 4,17 - 91,09 4,80 1,10

Результаты исследований показывают, что смесь упорных сульфидных золотосодержащих флотоконцентратов Олимпиадинское и Боголюбовское обладает сорбционной активностью. Извлечение золота по сорбционному цианированию кеков автоклавного окисления составило 91,09 %.

_2_