РАЗРАБОТКА ТЕХНОЛОГИИ АВТОКЛАВНОГО ОКИСЛЕНИЯ УПОРНЫХ ЗОЛОТОСУЛЬФИДНЫХ ПИРРОТИНСОДЕРЖАЩИХ КОНЦЕНТРАТОВ С ПРИМЕНЕНИЕМ МЕТОДОВ МАТЕМАТИЧЕСКОГО МОДЕЛИРОВАНИЯ тема диссертации и автореферата по ВАК РФ 05.16.02, кандидат наук Маркелов Александр Владимирович

• Маркелов Александр Владимирович
• кандидат наук
• 2016

Оглавление диссертации кандидат наук Маркелов Александр Владимирович

Введение

ГЛАВА 1 Литературный обзор

1.1 Методы переработки упорных золотых руд

1.1.1 Окислительный обжиг сульфидных золотосодержащих концентратов

1.1.2 Бактериальное окисление сульфидных золотосодержащих концентратов

1.1.3 Автоклавное окисление сульфидных золотосодержащих концентратов

1.1.4 Выводы

1.2 Химизм и кинетика окисления сульфидов железа в автоклавных условиях

1.2.1 Пирротин

1.2.2 Поведение элементной серы в ходе процесса окисления пирротина

1.2.3 Пирит и арсенопирит

1.2.4 Выводы к главе

ГЛАВА 2 Физико-химические закономерности окисления

пирротинсодержащих концентратов

2.1 Сырье

2.2 Методика лабораторных экспериментов

2.3 Лабораторные исследования закономерностей автоклавного окисления концентратов

2.3.1 Влияние температуры АО на степень окисления сульфидов и последующее извлечение золота

2.3.2 Влияние парциального давления кислорода на степень окисления сульфидов и последующее извлечение золота

2.3.3 Влияние крупности материала на степень окисления сульфидов и последующее извлечение золота

2.3.4 Определение оптимальной степени окисления сульфидов

2.3.5 Влияние хлорид - иона на последующее извлечение золота

2.4 Укрупненно - лабораторные испытания

2.5 Выводы к главе

ГЛАВА 3 Математическая модель

3.1 Математическая модель периодического процесса

3.2 Определение кинетических характеристик окисления пирротиновых концентратов на основе экспериментальных данных

3.2.1 Высокопирротиновый концентрат

3.2.2 Концентраты со средним и низким содержанием пирротина

3.3 Зависимость кинетических характеристик материала от его минералогии

3.4 Зависимость скорости абсорбции кислорода от температуры и содержания твердой фазы

3.5 Проверка адекватности математической модели периодического процесса

3.6 Выводы к главе

ГЛАВА 4 Полупромышленные испытания автоклавного окисления

пирротиновых золотосодержащих концентратов

4.1 Методика полупромышленных испытаний

4.1.1 Описание основного оборудования автоклавной пилотной

установки (АПУ)

4.1.2 Предварительная обработка материалов

4.1.3 Автоклавное окисление

4.1.4 Отбор и анализ проб

4.1.5 Кондиционирование автоклавных пульп

4.1.6 Фильтрация окисленной пульпы

4.1.7 Методика цианирования автоклавных остатков

4.2 Автоклавное окисление пирротиновых золотосодержащих концентратов в непрерывном режиме

4.2.1 Концентрат со средним содержанием пирротина (№2)

4.2.2 Концентрат с низким содержанием пирротина

4.3 Влияние различных факторов

4.3.1 Производительность

4.3.2 Декарбонизация

4.3.3 Кондиционирование окисленной пульпы

4.4 Математическая модель непрерывного процесса

4.5 Идентификация математической модели по результатам лабораторных и полупромышленных испытаний

4.6 Выводы к главе

Заключение

Список литературы

Приложение А

ВВЕДЕНИЕ

Введение диссертации (часть автореферата) на тему «РАЗРАБОТКА ТЕХНОЛОГИИ АВТОКЛАВНОГО ОКИСЛЕНИЯ УПОРНЫХ ЗОЛОТОСУЛЬФИДНЫХ ПИРРОТИНСОДЕРЖАЩИХ КОНЦЕНТРАТОВ С ПРИМЕНЕНИЕМ МЕТОДОВ МАТЕМАТИЧЕСКОГО МОДЕЛИРОВАНИЯ»

Актуальность работы

Процессы автоклавной переработки руд и концентратов получили широкое распространение в мировой промышленной практике. Автоклавные технологии применяются в производстве многих металлов, особенно в металлургии алюминия, никеля, кобальта, цинка, золота. Начиная с 1985 года автоклавный метод вскрытия золотосодержащих руд и концентратов применяется на более чем 15 предприятиях.

В большинстве перерабатываемых золотосодержащих руд и концентратов основными минералами являются пирит и арсенопирит. Сырье, содержащее пирротин, в таких процессах перерабатывается редко. Хотя в некоторых золотосодержащих месторождениях, в том числе России, именно пирротин является основным компонентом.

В отличие от пирита и арсенопирита, пирротин при окислении выделяет значительно большее количество элементной серы, которая сильно осложняет как технологию автоклавного процесса, так и последующего извлечения золота цианированием.

В автоклавном процессе элементная сера с сульфидными минералами может образовывать серо-сульфидные гранулы и мешать нормальному протеканию процесса.

Наличие элементной серы в кеках автоклавного окисления сульфидных концентратов снижает показатели сорбционного цианирования, т.к. является сильным цианисидом. При наличии элементной серы в питании происходит образование роданида, что вызывает повышенный расход цианида и дополнительные проблемы на стадии нейтрализации стоков.

В настоящее время существует технология окислительного автоклавного выщелачивания никель-пирротиновых концентратов, разработанная и применяемая на Надеждинском металлургическом заводе в г. Норильске. По данной технологии пирротин окисляется в автоклавах при температурах до 150°С с последующим извлечением элементной серы в конечный продукт. Аналогичные процессы реализованы в промышленном масштабе при переработке цинковых сульфидных концентратов. Прямое применение такой технологии для переработки золотосодержащих концентратов экономически нецелесообразно по указанным выше причинам.

Таким образом, важной задачей является разработка такого режима автоклавного процесса, при котором скорость образования серы из пирротина будет меньше скорости последующего ее окисления.

Решение этой задачи взаимосвязано с исследованием особенностей кинетики и механизма окисления полисульфидных концентратов с различным содержанием пирротина.

Важнейшей задачей является использование результатов лабораторных исследований для разработки непрерывного промышленного процесса автоклавного окисления. Как правило, для этого применяется метод математического моделирования.

Наиболее достоверная математическая модель непрерывного процесса автоклавного выщелачивания разработанная Вигдорчиком Е.М. и Шейниным А.Б. во второй половине прошлого века, была успешно использована для масштабирования выщелачивания при температурах до 150°С в ходе разработки технологии Надеждинского металлургического завода в г. Норильске. Одной из задач настоящей работы является изучение возможности адаптации данной модели для процесса высокотемпературного автоклавного окисления при температурах 200-230°С.

Цель работы

Научное обоснование и разработка основных технологических решений, направленных на развитие технологии автоклавного окисления упорных золотосодержащих сульфидных концентратов, в которых основным сульфидсодержащим минералом является пирротин, включающее исследование кинетики окисления и создание математической модели.

Идея работы

Изучение кинетических закономерностей и разработка режима окисления золотых пирротинсодержащих концентратов, исключающего образование конгломератов элементной серы и обеспечивающего высокое извлечение золота.

Задачи исследований

• выявление закономерностей автоклавного окисления пирротинсодержащих концентратов различного химического и минералогического состава в интервале температур от 200 до 230°С;

• разработка технологии автоклавного окисления золотых пирротинсодержащих концентратов обеспечивающей минимальное содержание элементной серы в автоклавном кеке;

• определение кинетических характеристик процесса автоклавного окисления золотых пирротинсодержащих концентратов в интервале температур от 200 до 230°С;

• установление зависимости скорости абсорбции кислорода от температуры и содержания твердой фазы;

• использование математической модели для разработки непрерывного режима автоклавного окисления пирротинсодержащих концентратов в интервале температур 200-230°С.

Научная новизна работы

Установлены кинетические характеристики (порядок реакции по кислороду, энергия активации, время полного растворения) процесса автоклавного окисления золотых пирротинсодержащих концентратов в интервале температур от 200 до 230°С. Определены граничные условия (температура и парциальное давление кислорода), обеспечивающие высокое извлечение золота. Установлена лимитирующая стадия в механизме окисления пирротина при высоких температурах (от 200 до 230°С).

Определено влияние твердой фазы на скорость абсорбции кислорода в автоклавных условиях. Установлена эмпирическая зависимость скорости абсорбции кислорода от температуры в интервале от 100 до 250°С.

^с(Т) =

^ 3 ^ 2 ^

2,24296 •-— - 4,07952 •-— + 6,72472 • — - 0,49254 100 100 100

• ^с(25°С)

Расчеты режимов и показателей автоклавного процесса с помощью, усовершенствованной для данного процесса, математической модели с использованием полученной в работе информации по кинетике окисления экспериментально подтверждены реальными результатами периодического и непрерывного высокотемпературного окисления пирротинсодержащих концентратов.

Практическая значимость

На основании полученных результатов разработана технология промышленной переработки золотого пирротинсодержащего концентрата.

Результаты исследований использовались для технико-экономического обоснования и разработки технологического регламента для проектирования одного из золотодобывающих предприятий РФ.

Достоверность научных положений, выводов и рекомендаций,

содержащихся в диссертации, подтверждается всесторонним информационным анализом объекта исследования, использованием современных методов исследований и обработки данных, а также сходимостью результатов теоретических и экспериментальных исследований.

Апробация работы

Основные результаты диссертации докладывались на международном конгрессе «Цветные металлы» (Красноярск, 2012), результаты работы опубликованы в сборниках международной конференции ALTA 2013 (Перт, Австралия), ALTA 2014 (Перт, Австралия) и Hydrometallurgy 2014 (Виктория, Канада).

Личный вклад автора

Заключается в выполнении лабораторных экспериментов по автоклавному окислению пирротинсодержащих концентратов, в проведении теоретических расчетов, в том числе усовершенствовании математической модели, в руководстве полупромышленными испытаниями, а также в анализе и обобщении полученных результатов.

Основные защищаемые положения

1. Обеспечение эффективного окисления пирротинсодержащих концентратов и исключения негативного влияния накопления элементной серы достигается применением высокотемпературного режима автоклавного окисления в интервале температур от 215 до 225°С и парциальных давлений кислорода 0,5-0,7 МПа.

2. Для проведения математического моделирования процесса высокотемпературного автоклавного окисления необходимо использовать установленные закономерности изменения скорости абсорбции кислорода от

температуры и содержания в пульпе твердой фазы. Применение

математического моделирования на основе кинетической функции с

использованием полученной кинетической информации позволяет

эффективно проектировать промышленные процессы

высокотемпературного автоклавного окисления золотых пирротинсодержащих концентратов.

3. Кинетические характеристики высокотемпературного окисления пирротинсодержащих концентратов определяются их составом, а именно содержанием пирротина. Повышение содержания пирротина в концентрате изменяет режим окисления с кинетического на внутренне диффузионный.

ГЛАВА 1 ЛИТЕРАТУРНЫЙ ОБЗОР

1.1 Методы переработки упорных золотых руд

В настоящее время более 30% всех известных в мире запасов золотосодержащих руд представляют собой так называемые «упорные» руды [1], [2]. В этих рудах часть золота находится в состоянии тонкой диспергации (вплоть до наночастиц и твердых растворов) в сульфидах, чаще всего в пирите и арсенопирите. Такое золото часто называют "невидимым", так как его невозможно обнаружить с помощью обычного оптического микроскопа (увеличение ~1500). Сравнительно редко, при не очень сильной диспергации "невидимое" золото удается вскрыть путем сверхтонкого измельчения. Однако в большинстве случаев для его вскрытия приходится прибегать к разрушению сульфидов путем их окисления. В настоящее время для этой цели чаще всего используют окислительный обжиг, биоокисление (биовыщелачивание) и автоклавное окисление (автоклавное выщелачивание).

Типовая технологическая схема переработки упорной руды (рисунок 1), содержащей тонко диспергированное в сульфидах золото, включает обогащение руды (гравитационное и флотационное), вскрытие "невидимого" золота тем или иным способом и цианирование (как правило, в присутствии сорбента) полученного продукта с целью извлечения из него золота и выдачей товарного продукта - золотосеребряного сплава (металла Доре).

Руда

Рисунок 1 - Типовая технологическая схема переработки упорной руды

Гравитационное обогащение служит для выделения крупного свободного (не упорного) золота. Гравитационный концентрат обычно перерабатывают методом интенсивного цианирования или дообогащают с получением золотой головки , направляемой непосредственно в плавку на золотосеребряный сплав. Если в руде нет крупного золота, гравитационное обогащение исключают из схемы.

Хвосты гравитации подвергают флотационному обогащению с выделением сульфидного концентрата, в котором коллектируется большая часть сульфидов и ассоциированного с ними золота. Хвосты флотации идут в отвал, а концентрат - на вскрытие одним из перечисленных выше методов (обжиг, биоокисление, автоклавное окисление). Полученный твердый продукт цианируют с получением в конечном счете доре металла.

l.l.l Окислительный обжиг сульфидных золотосодержащих

концентратов

Традиционный способ переработки упорных руд заключается в их флотационном обогащении, окислительном обжиге и цианировании полученного огарка [3]. В процессе обжига происходит разрушение зерен сульфидов и золото открывается для доступа цианида. В ходе обжига железо переходит в гематит, мышьяк и сера - в газовую фазу.

Основная проблема при применении обжига - экологическая. В процессе обжига образуются летучие соединения мышьяка, которые необходимо улавливать и утилизировать, что требует строительства сложных систем пыле и газоочистки.

Технологию обжиг - цианирование используют золотоизвлекательные фабрики Big Springs, Gerrit Canyon, Cortez, Newmont, Goldstrike, Carlin, Cripple Creek - США (Невада, Колорадо); Golden Bear, Giant - Канада; Kalgoorlie, Gidji (KCGM), Kanowna Belle - Западная Австралия; Morro Velho - Бразилия; Barbrook - ЮАР; Tanjiansha, Tongguan - Китай [4].

Используются несколько технологий обжига - в кипящем слое, в циркулирующем кипящем слое с использованием обогащенной кислородом атмосферы, одностадиальный, двустадиальный обжиг. Для обжига золотосодержащих руд и концентратов применяют многоподовые печи, печи кипящего слоя, печи с циркулирующим кипящим слоем.

В настоящее время применение обжига для переработки золотосодержащего сырья сокращается из-за следующих неизбежных недостатков технологии:

• Невысокое извлечение золота. На поверхности вскрываемых частиц могут образовываться легкоплавкие соединения, которые препятствуют последующему цианированию. Кроме того, часть золота может уноситься в мышьяковистые возгоны.

• Загрязнение окружающей среды выбросами мышьяка и серы.

1.1.2 Бактериальное окисление сульфидных золотосодержащих

концентратов

Процесс биовыщелачивания в настоящее время широко применяется для переработки упорных золотосодержащих руд и концентратов. В настоящее время используются несколько различных технологий биовыщелачивания - в мировой практике наиболее распространена технология BIOX™ [5], [6], в России используется технология, разработанная компанией ЗАО «Полюс» - БИОНОРД© [7].

Первые работы по биовыщелачиванию проводились в ЮАР компанией Gencor в 70х годах прошлого века. Успешные результаты исследований привели к строительству в 1984 году пилотной установки и в 1986 году запуску первой фабрики Fairview [8], использующей процесс BIOX™. На проектную производительность завод вышел в 1991 году и полностью отказался от обжига.

В настоящее время по технологии BIOX™ работают 11 предприятий по всему миру, таблица 1.

Технологическая схема BIOX™ процесса обычно состоит из следующих операций - доизмельчение, биоокисление, отмывка, нейтрализация. Концентрат флотации предварительно доизмельчают до крупности 80% -

75мкм. Затем он поступает в контур биовыщелачивания. Он состоит обычно их 6 реакторов - 3 первичных параллельно и 3 вторичных реактора последовательно. Материал разбавляется перед биопроцессом до содержания твердого около 20%. Среднее время пребывания материала в реакторах при биоокислении составляет от 4 до 6 суток. Это зависит от требуемой степени окисления и от содержания сульфидов в питании. Практически половина этого времени проходит в первичных реакторах для стабилизации популяции бактерий и для предотвращения их вымывания. Процесс ведется при температурах от 35 до 40°С. При недостатке карбонатов во флотоконцентрате требуется дополнительная подача извести, для окислительных реакций используется подача воздуха. Так как реакции окисления сульфидных минералов (пирита, арсенопирита и пирротина) протекают с выделением кислоты, требуется дополнительная подача известняка для поддержания заданного значения pH от 1,2 до 1,8. Пульпа после биоокисления поступает на противоточную отмывку в сгустителях для отмывки от растворенного железа, которое негативно сказывается на расходе цианида в последующих операциях. Слив противоточной отмывки нейтрализуется до pH 7-8 для осаждения железа и мышьяка в формах, пригодных для захоронения. Полученный сгущенный продукт поступает на цианирование [5].

Таблица 1 - Заводы, использующие технологию биоокисления [5], [7]

Завод Страна Производительность, т/д Технология Год запуска Текущий статус

Fairview ЮАР 62 BIOX™ 1986 Работает

Sao Bento Бразилия 150 BIOX™ 1990 Заморожен

Harbour Lights Австралия 40 BIOX™ 1991 Закрыт в 1994

Wiluna Австралия 158 BIOX™ 1993 Работает

Ashanti Гана 960 BIOX™ 1994 Работает

Coricanchad Перу 60 BIOX™ 1998 Заморожен

Fosterville Австралия 211 BIOX™ 2005 Работает

Bogoso Гана 820 BIOX™ 2007 Работает

Suzdal Казахстан 196 BIOX™ 2005 Работает

Jinfeng Китай 790 BIOX™ 2007 Работает

Kokpatas Узбекистан 1069 BIOX™ 2008 Работает

Youanmi Австралия 120 Mintek -BacTech 1994 Заморожен

Beaconsfield Тасмания 68 Mintek -BacTech 1999 Работает

Laizhou Китай 100 Mintek -BacTech 2001 Работает

Олимпиадинский ГОК Россия 300 БИОНОРД 2001 Работает

ON

Для руд двойной упорности, содержащих органический углерод, разрабатывается схема двухстадиального биоокисления [9]. На первой стадии разлагаются сульфидные минералы, на второй стадии происходит разложение углистого вещества с помощью специальных бактерий.

Помимо технологии BIOX™ применяется также технология, разработанная в Австралии фирмой BacTech и развиваемая в дальнейшем в сотрудничестве с южноафриканской компанией Mintek. Ее основное отличие от BIOX заключается в применении микрофлоры, требующей повышенной температуры проведения процесса - 42-50°С.

В России технология биовыщелачивания используется на месторождении «Олимпиадинское» компании ЗАО «Полюс». Данная технология разработана самой компанией ЗАО «Полюс». Общая технологическая схема технологии БИОНОРД не отличается от схем BOIX или BacTech. Она включает в себя измельчение, биоокисление, отмывку и нейтрализацию. Температура биоокисления составляет 37-39° С, pH = 1,6 - 2,1.

В ходе биовыщелачивания основные сульфидные минералы окисляются по следующим реакциям (для простоты формула пирротина вместо Fel-xS приведена в форме FeS):

FeAsS + 3^2 + 0,5H2SO4 + ШО ^ HзAsO4 + 0,5Fe2(SO4)з

1.1)

FeS2 + 3,75O2 + 0,5Ш0 ^ 0^2^4)3 + 0,5H2SO4

1.2)

FeS + 2,25O2 + 0,5H2SO4 ^ 0^2^4)3 + 0,5H2O

1.3)

FeS + Fe2(SO4)з ^ 3FeSO4 + S0

1.4)

FeS2 + Fe2(SO4)з ^ 3FeSO4 + 2S0

1.5)

FeS + H2SO4 + 0,502 ^ FeSO4 + S0 + H2O

1.6)

FeSO4 + 0,5H2SO4 + 0,2502 ^ 0,5Fe2(SO4)з + 0,5H2O

1.7)

S0 + 1^2 + H2O ^ H2SO4 (1.8)

Помимо этих реакций идут процессы осаждения мышьяка в виде скородита и выпадения в осадок ярозитов.

По приведенным выше реакциям видно, что среди продуктов окисления сульфидных минералов присутствует элементная сера, которая может негативно сказываться на последующих операциях цианирования, так как активно реагирует с цианид-ионом.

В настоящее время работает около 15 предприятий, использующих различные технологии биоокисления, в 12 странах мира - ЮАР, Австралии, Бразилии, США, Канаде, Замбии, Гане, России, Китае, Тасмании, Узбекистане и Казахстане [7].

К минусам технологии биоокисления следует отнести большую длительность проведения процесса (несколько суток), а, следовательно, громоздкость и большие затраты на оборудование; относительно невысокое извлечение золота; повышенный расход цианида [10]. Кроме того, при изменение состава концентрата требуется время для адаптации бактерий к новым условиям.

1.1.3 Автоклавное окисление сульфидных золотосодержащих

концентратов

Автоклавное вскрытие упорных золотосодержащих концентратов было предложено практически одновременно и независимо друг от друга Хедли и Табачником в США [11] в 1957г и И.Н. Масленицким [12] в СССР в 1958г. Была показана принципиальная возможность окисления мышьяковистых концентратов в кислой среде при повышенном давлении кислорода. Дальнейшее развитие эти исследования получили в 70-е годы прошлого века. Этот метод стал применяться для окисления концентратов различного

химического состава, в том числе и для особо упорных материалов, содержащих органический углерод [13], [14].

При автоклавном вскрытии упорных руд и концентратов золотосодержащие сульфиды должны быть полностью окислены до сульфат-ионов. Автоклавное окисление применимо как к концентратам, так и к рудам [15].

Типовая технологическая схема автоклавного окисления включает в себя следующие стадии:

• Измельчение;

• Кислотная обработка;

• Автоклавное окисление;

• Промывка окисленной пульпы;

• Нейтрализация.

Крупность поступающего материала на действующих предприятиях обычно составляет 80-90% -74мкм для руд, и 90% -45мкм для концентратов. В некоторых случаях используется предварительное доизмельчение сырья.

На большинстве заводов исходную руду или концентрат подвергают предварительной декарбонизации перед подачей в автоклав. Это позволяет удалить из материала карбонаты, которые могут негативно сказываться на последующем окислении в автоклаве за счет выделения углекислого газа. Углекислый газ будет снижать парциальное давление кислорода в автоклаве и тормозить протекание процесса окисления. В ходе декарбонизации поддерживают кислотность среды на уровне pH=1,5-2, что позволяет полностью разложить имеющиеся карбонаты. В качестве кислотосодержащего реагента используют обычно оборотный кислый раствор, полученный на стадии отмывки окисленной пульпы.

Для автоклавного окисления обычно применяют горизонтальные многокамерные аппараты, футерованные кислотостойким кирпичом. Процесс ведут при температурах 150-230°С и давлениях кислорода 0,2-1,0 МПа. Извлечение в раствор мышьяка, железа и серы колеблется в широких пределах и зависит, в первую очередь, от исходного химического и минералогического состава сырья. Обычно в раствор переходит от 5 до 50% мышьяка, переход железа определяется протеканием гидролитических процессов и составляет от 5 до 80%. Переход серы в раствор может достигать 95-97%.

При наличии в рудах цветных металлов (медь, цинк, никель), они также могут переходить в раствор в ходе автоклавного окисления.

Окисление сульфидных минералов (пирит, арсенопирит, пирротин) протекает с большим тепловыделением. Так тепловой эффект для пирротина составляет 11000 кДж/кг, для пирита 12600 кДж/кг и для арсенопирита -8900 кДж/кг. Согласно расчетам, при содержании сульфидной серы в материале на уровне 6% процесс можно проводить в автогенном режиме. При более высоком содержании встает вопрос об отводе избыточного тепла. Для этого используют или встроенные теплообменники, или подачу холодной воды в секции аппарата. Часто для обеспечения теплового баланса первую секцию автоклава делают больших размеров по сравнению с остальными. Использование встроенных теплообменников затруднено из-за быстрого образования настылей и, следовательно, ухудшения теплопередачи. Это требует более частых остановок автоклава для ремонтных работ. Подача же острой воды приводит только к разбавлению жидкой фазы, в которой обычно отсутствуют ценные компоненты. При содержании сульфидной серы менее 6%, и в особенности при переработке руд, автоклав приходится подогревать. С этой целью пар самоиспарителей направляют в автоклав.

После охлаждения в самоиспарителях окисленная пульпа поступает в систему противоточной декантации или фильтрации. Отделение кислой жидкой фазы позволяет сократить количество получаемых шламов на стадии нейтрализации. Обладая заметной сорбционной активностью, шламы снижают извлечение золота на переделе цианирования, а также могут забивать поры активированного угля, снижая тем самым его активность.

Промывку пульпы проводят в 2-3 стадии в сгустителях или на фильтрах при фильтрации в зависимости от выбранной технологической схемы.

Промытую пульпу нейтрализуют известью и направляют на сорбционное цианирование с использованием активированных углей или ионообменных смол. Технология цианирования в настоящее время изучена достаточно хорошо и может считаться стандартной [16].

Некоторые данные о предприятиях, использующих автоклавный метод вскрытия золотосодержащих материалов, приведены в таблице 2 (по опубликованным данным).

Первым промышленным предприятием, использующим автоклавное окисление золоторудного сырья, была фабрика Homestake MacLanghlin в США, пущенная в эксплуатацию в 1985 г. В настоящее время автоклавный метод применяется на предприятиях в 9 странах мира и на 13 предприятиях, 8 предприятий перерабатывают руды и 9 предприятий концентраты. В стадии строительства находятся еще 9 заводов.

Таблица 2 - Золотоизвлекательные предприятия, использующие автоклавный метод вскрытия

№ Предприятие, страна Год пуска Производ., т/сут Сырье Характеристика автоклавов

Au, г/т S,% S/Au %/г/т Сорг, % колич., шт оС D,m L,m

Руды

1 McLaughlin^A1 1985 3000 5 3 0,6 нет 3 180 4,2 16

2 Мегсиг,СШД2 1988 700 3 1,5 0,5 нет 1 190200 3,7 13,3

3 Getchell^A 1989 2700 5 3 0,6 нет 3 200 3 30

4 Goldstrike, США 1990 16000 8 2,5 0,3 нет 6 225 4,6 20

5 Lone Tree, США 1994 2300 5 3 0,6 нет 1 195 3,9 19,3

6 Lihir, Папуа Н. Гвинея 1997 11400 5 7 1,4 нет 3 205 4,5 31,2

7 Twin Creeks, США 1997 7200 3 4 1,3 0,31,0 2 225 6 23,1

8 Pueblo Viejo, Доминик.Республика 2012 24000 3 7 2,3 нет 4 230 4,9 37

9 Fruta del Norte, Эквадор [17] Проект 5000 н/д 2-3 н/д н/д н/д 200225 н/д н/д

го го

1 Закрыто в связи с истощением запасов сырья

2 Закрыто в связи с истощением запасов сырья

Продолжение таблицы 2

№ Предприятие, страна Год пуска Производ., т/сут Сырье Характеристика автоклавов

Au, г/т S,% S/Au %/г/т Сорг, % колич., шт оС D,m L,m

10 Sao Bento, Бразилия3 1986 240 30 19 0,6 нет 2 190200 3,5 21

12 Porgera, Папуа Н. Гвинея 1991 2100 100 9 0,1 нет 4 190200 3,6 27

12 Cambell, Канада 1991 100 200 14 0,1 нет 1 200 2,8 15,2

13 Nerco Con, Канада4 1992 90 30 15 0,5 нет 1 210 3,2 10

14 Macraes, Н. Зеландия 1999 560 45 10 0,2 1,01,5 1 225 3,5 12,6

15 Hillgrove, Австралия 1999 24 40 9 0,2 нет 1 220 2,2 8,4

16 Kittila (Suurikuusikko), Финляндия 2008 500 35 19 0,5 1,02,0 1 207 3,8 26

17 Donlin, США [18] 2016 8000 13 7 0,5 нет 220 н/д н/д

18 Амурск, Россия 2012 770 70 6,5 0,1 нет 1 200 3,7 25

19 Frankfield, Канада [19] Проект 150-200 90 16 0,2 нет 1 н/д 3,2 10

20 Quimsacocha, Эквадор [20] Проект 510 29 30 1,0 нет 1 225 4 30

го

00

3 Остановлено на реконструкцию

4 Закрыто в связи с истощением запасов сырья

Продолжение таблицы 2

№ Предприятие, страна Год пуска Производ., т/сут Сырье Характеристика автоклавов

Au, г/т S,% S/Au %/г/т Сорг, % колич., шт оС D,m L,m

21 Corrego do Sitio, Бразилия 2012 190 47,5 8,3 0,17 1,1 1 220230 н/д н/д

22 Покровский рудник, Россия Проект 300-350 25 24 1,0 нет 6 225 3 13,3

23 Courageous Lake, Канада [21] Проект н/д н/д н/д н/д н/д н/д н/д н/д н/д

24 Duparquet, Канада Проект 1700 9,4 6,6 1,4 н/д н/д 210 5,5 36

25 Joanna Hosco, Канада [22] Проект 560 22 14,4 1,5 нет 1 220 н/д н/д

26 Березняковская ЗИФ, Россия Проект н/д н/д н/д н/д н/д н/д н/д н/д н/д

27 Certej, Румыния [23] Проект 3060 4,9 13,9 0,4 0,10,8 2 230 5 24

го 4

Ниже приведено описание технологий, применяемых на некоторых предприятиях, приведенных в таблице 2.

Руда месторождения MacLanghlin отличается крайней неоднородностью - содержание золота колеблется от 0,5 до 11 г/т, железо от 1,1 до 6,8%, сера от 1 до 5,4%. Основные минералы - пирит, марказит, пирротин, арсенопирит, антимонит. Самородное золото присутствует в виде тонких вкраплений в пирит. Руда делится на окисленную и упорную. Окисленные руды перерабатывают прямым цианированием. Для упорных руд принята автоклавная схема переработки со следующими операциями:

• Подкисление и подогрев пульпы до 90-120°С.

• Автоклавное окисление в 3х параллельно работающих аппаратах.

Температура процесса 175°С, давление 2,2 МПа. Время пребывания

материала в автоклаве - 60 минут.

• Охлаждение и двустадийная противоточная промывка пульпы в

сгустителях с последующей нейтрализацией до pH=10,5.

Список литературы диссертационного исследования кандидат наук Маркелов Александр Владимирович, 2016 год

СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

1. Лодейщиков В.В. Состояние и тенденции развития технологии извлечения золота из упорных руд и концентратов / Лодейщиков В.В. // Цветная металлургия, № 2, 1993. С. 4-9.

2. Goode J.R. Refractory gold ore: cause, processes, testing and plants / Goode J.R. // Proceedings Annual SME Conference. Colorado. 1993. pp. 82-93.

3. Лодейщиков В.В. Техника и технология извлечения золота из руд за рубежом. / В.В. Лодейщиков. Москва: Металлургия, 1973. С. 287

4. Adams M.D. Summary of gold Plants and Processers / Adams M.D. // In: Advances in gold ore processing / Ed. by Adams M.D. 2005. pp. 994-1013.

5. Aswegen P.C. The BIOX Process for the Treatment of Refractory Gold Concentrates. / Aswegen P.C., Neikerk J., and Oliver W. // Berlin: SpringerVerlag, 2007. 33 pp.

6. Miller P. Bacterial oxidation of refractory concentrates / Miller P., Brown A. // Developments in Mineral Processing. 2005. pp. 403-433.

7. Совмен В.К. Переработка золотоносных руд с применением бактериального окисления в условиях Крайнего Севера. / Совмен В.К., Гуськов В.Н., Белый А.В., Дроздов С.В. Новосибирск: Наука, 2007. С. 50

8. Van Aswegen P.C. Design and operation of a commercial bacterial oxidation plant at Fairview / Van Aswegen P.C., Godfrey M.W., Miller D.M., and Haines A.K. // Randol Perth International Gold Conference '89. 1989. pp. 127-144.

9. Amankwah R.K. A two-stage bacterial pretreatment process for double refractory gold ores / Amankwah R.K., Yen W.T., and Ramsay J.A. // Minerals Engineering, No. 18, 2005. pp. 103-108.

10. Маркелов А.В. Автоклавное доокисление твердого остатка биоокисления флотоконцентрата / Шнеерсон Я.М., Чугаев Л.В., Жунусов М.Т., Маркелов А.В., Дроздов С.В. // Цветные металлы, № 6, 2012. С. 34-37.

11. Process of recovering precious metals from refractory source materials: грант 2777764 / Tabachnick H., Hedley N; опубл. 15.01.1957.

12. Масленицкий И.Н. Опыт автоклавного окисления сульфидных золотосодержащих концентратов перед цианированием. / Масленицкий И.Н. // Известия вузов. Цветная металлургия, № 4, 1958. С. 103-108.

13. Ласкорин Б.Н., Чугаев Л.В., and Москвина Г.И. Автоклавное окисление сульфидно-мышьяковых концентратов. В кн. Гидрометаллургия золота. М.: Наука, 1980. -С. 52-58.

14. Чугаев Л.В. Автоклавные процессы переработки золотосодержащих концентратов / Чугаев Л.В., Шнеерсон Я.М., Никитин М.В., Иванова Н.Ф. // Цветные металлы, № 2, 1998. С. 56-60.

15. Thomas K.G. Pressure oxidation overview / Thomas K.G. // Developments in Mineral Processing. 2005. pp. 346-369.

16. Набойченко С.С. Автоклавная гидрометаллургия цветных металлов. / Набойченко С.С., Шнеерсон Я.М., Калашникова М.И., Чугаев Л.В.; Том 1. -Екатеринбург: ГОУ ВПО УГТУ-УПИ, 2008. С. 52

17. Diaz L. Kinross announces it will cease development of Fruta del Norte / Diaz L. // Веб-сайт компании Kinross. 2013. URL: http://www.kinross.com/news-articles/2013/061013-kinross-announces-it-will-cease-development-of-fruta-del-norte.aspx

18. Lipiec T. NI 43-101 Technical report on second updated feasibility study / Lipiec T., Seibel G., Hanson K. // Веб-сайт компании NovaGold. 2012. URL:

http://www.novagold.com/upload/technical_reports/2012-01-20_NGTR_DonlinGold.pdf

19. Ling P. Preliminary economic assessment on the Frankfield gold project / Ling P., Trinder I. // Веб-сайт компании GOWEST GOLD LTD. 2012. URL: http://www.gowestgold.com/downloads/43-101%20technical%20report.pdf

20. Valliant W. Technical report on the Quimsacocha project, Azuay province, Ecuador / Valliant W., Masun K., Postle J. // Веб-сайт компании INV Metals. 2012. URL: http://www.invmetals.com/i/pdf/RPA-QuimsacochaTR-July18-2012.pdf

21. Seabridge Gold Inc. Courageous Lake: Engineering studies // Веб-сайт компании Seabridge Gold Inc. 2012. URL: http://seabridgegold.net/courlake_engineer.php

22. Bergeron M. Aurizon Receives Results of Feasibility Study for Joanna's Hosco Deposit / Bergeron M. // Веб-сайт компании Marketwire. 2012. URL: http://www.marketwired.com/press-release/aurizon-receives-results-of-feasibility-study-for-joannas-hosco-deposit-tsx-arz-1665808.htm

23. Alexander R. Technical Report for the Certej Project, Romania / Alexander R., Juras S., Miller R., Kalanchey R. // Веб-сайт компании EldoradoGold. 2014. URL: http://www.eldoradogold.com/uploads/operations-reports/Technical_Report_-_Certej_(Feb_2014).pdf

24. Silva L. Process modifications to the Sao Bento concentrator of Eldorado Gold / Silva L., Guimaraes R., and Milboure J. // Pressure Hydrometallurgy. 2004. Vol. 34. pp. 781-791.

25. Mathes D. // Minerals Engineering, Vol. 46, No. 2, 1994. pp. 115-117.

26. Fraser K.S. A processing of refractory gold ores / Fraser K.S., Walton R.H., and Wells J. // Minerals Engineering, Vol. 4, 1991. pp. 1029-1041.

27. Маркелов А.В. Разработка технологии автоклавной переработки концентратов и промпродуктов Олимпиадинского ГОКа ЗАО «Полюс»/ Захаров Б.А., Шнеерсон Я.М., Чугаев Л.В., Жунусов М.Т., Маркелов А.В., Дроздов С.В. // Золото и технологии. № 3, 2013. С. 24-28.

28. Markelov A.V. Development of autoclave processing pox technology for Olympiada sulfide concentrates and biooxidated products feedstocks / Zaharov B.A., Shneerson J.M., Chugaev L.V., Zhunusov M.T., Drozdov S.V., and Markelov A.V. // Proceedings of the 7th International Symposium Hydrometallurgy 2014, Victoria, BC, Canada. 2014. Vol. 1. P. 751-761.

29. Маркелов А.В. Комплексная технология переработки золотосодержащих концентратов: биовыщелачивание и автоклавное доокисление / Шнеерсон Я.М., Жунусов М.Т., Чугаев Л.В., Маркелов А.В., Дроздов С.В. // Сборник научных статей "Цветные металлы - 2012". Красноярск. 2012. С. 576-583.

30. Filippou D. А kinetic study on the acid pressure leaching of pyrrhotite / Filippou D., Konduru R., and Demopoulos G.P. // Hydrometallurgy, No. 47, 1997. pp. 118.

31. Downes K.W. The recovery of elemental sulphur from pyrite and pyrrhotite / Downes K.W., Bruce R.W. // Tranc. Can. Inst. Metall. No. 58, 1955. pp. 77-82.

32. Gerlach J. Beitrag zur Drucklaugung von Eisensulfiden I: Zur Kinetik der Drucklaugung von Pyrrhotin / Gerlach J., Hahne H., and Pawlek F. // Erzmetall, No. 18, 1965. pp. 73-79.

33. Yan S. Study on the kinetics of autoclave leaching of pyrrhotite containing nickel and large amount (sic) of magnesium / Yan S., Xianguang I. Proceedings of the 1st International Conference on Hydrometallurgy // Beijing. 1989. pp. 135-139.

34. Nicholson R.W. Environmental Geochemistry of Sulfide Oxidation / Nicholson R.W., Scharer J.M. // Laboratory studies of pyrrhotite oxidation kinetics. Washington. 1994. pp. 14-30.

35. Linge H.G. Anodic oxidation of pyrrhotite in simulated CIP liquors / Linge H.G. // Miner. Eng, No. 8, 1995. pp. 795-806.

36. Kunda W., Rudyk B., and Mackiv V.N. CIM Bull. 1968. Vol. 61. pp. 819-835.

37. Китай А.Г. Особенности состава продуктов автоклавного окислительного выщелачивания пирротиновых концентратов / Китай А.Г., Горячкин В.И., Корнеев В.П., Доленко А.В., Исаев В.А. // Цветные металлы, No. 1, 1975. pp. 11-13.

38. Pratt A.R. Generation of acids from mine waste: Oxidative leaching of pyrrhotite in dilute H2SO4 solutions at pH 3.0 / Pratt A.R., Nesbitt H.W., and Muir I.J. // Geochim. Cosmochim. Acta, No. 58, 1994. pp. 5147-5159.

39. Рафальский Р.П. Взаимодействие серы с водой при повышенных температурах / Рафальский Р.П., Медведева Л.С., Присягина Н.И., Алексеев В.А. // Геохимия, № 5, 1983. С. 665-676.

40. Woodcock J.T. // Pros. Austr. Inst. Ming. Met., No. 198, 1961. pp. 47-84.

41. Corriou J.P. The aqueous oxidation of elemental sulfur and different chemical properties of the allotropic forms SA and Sp / Corriou J.P., Kikindai T. // Journal of Inorganic and Nuclear Chemistry, Vol. 43, No. 1, 1981. pp. 9-15.

42. Habashi F. Aqueous Oxidation of Elemental Sulfur / Habashi F., Bauer E.L. // Industrial and Engineering Chemistry Fundamentals, Vol. 5, No. 4, November 1966. pp. 469-471.

43. Рафальский Р.П. Кинетика взаимодействия серы с водой при повышенных температурах / Алексеев В.А., Медведев Л.С., Рафальский Р.П. // Геохимия, № 7, 1984. С. 1020-1028.

44. McKay D.R. A kinetic study of the oxidation of pyrite in aqueous suspension / McKay D.R., Halpern J. // Trans. Metall. Soc. AIME 212. 1958. P. 301.

45. Gerlach J. Pressure leaching of Fe sulfides: II. Kinetics of the pressure leaching of pyrite / Gerlach J., Haehne H., and Pawlek F.Z. // Z. Erzbergbau Metall., Vol. 19, No. 2, 1966. P. 66.

46. Papangelakis V.G. Acid pressure oxidation of pyrite: reaction kinetics / Papangelakis V.G., Demopoulos G.P. // Hydrometallurgy, No. 26, 1991. P. 309.

47. Bailey L.K. Decomposition of pyrite in acids by pressure leaching and anodization: the case for an electrochemical mechanism / Bailey L.K., Peters E. // Canadian Metallurgy Quarterly, Vol. 15, No. 4, 1976. pp. 333-344.

48. Effect of coexisting sulphates on precipitation of ferric oxide from ferric sulphate solutions at elevated temperature // In: Iron Control in Hydrometallurgy / Ed. by Towaza K., Sasaki K. New York: Wiley, 1986. P. 454.

49. Long H. Pressure oxidation of pyrite in sulfuric acid media: a kinetic study / Long H., Dixon D.G. // Hydrometallurgy, No. 73, 2004. pp. 335-349.

50. Neira Arenas G. The kinetics of pressure oxidation of arsenopyrite and arsenopyrite/pyrite mixtures by dissolved oxygen. / Neira Arenas G., Monhemius A.J. // еd. M. A. Sanchez, F. Vergara, S. H. Castro. University of Conceptio n. Chile. 1998. P. 835-849.

51. Crundwell F.K. The dissolution and leaching of minerals. Mechanisms, myths and misunderstandings / Crundwell F.K. // Hydrometallurgy, No. 139, 2013. pp. 132-148.

52. Набойченко С.С. Автоклавная гидрометаллургия цветных металлов. / Набойченко С.С., Шнеерсон Я.М., Калашникова М.И., Чугаев Л.В. // Том 3. -Екатеринбург: ГОУ ВПО УГТУ-УПИ, 2008.

53. Fleming C.A. Basic iron sulfate - a potential killer in the processing of refractory gold concentrates by pressure oxidation / Fleming C.A. // Minerals & Metallurgical Processing 27. 2010. Vol. 2. pp. 81-88.

54. Simmons G.L. Pressure oxidation process development for treating carbonaceous ores at Twin Creeks / Simmons G.L. // Proc. Randol Gold Forum'96. Colorado. 1996. pp. 199-208.

55. Method for pressure oxidizing gold-bearing refractory sulfide ores having organic carbon: патент США №5851499 / Gathje J.C., Simmons G.L.; опубл. 22.12.1998

56. Method for treating mineral material having organic carbon to facilitate recovery of gold and silver: патент США №5536480 / Simmons G.L. // опубл. 16.07.1996.

57. Simmons G.L. Pressure oxidation problems and solutions: Treating carbonaceous gold ores containing trace amounts of chloride (halogens) / Simmons G.L., Baughman D.R., Gathje J.C., and Oberg K.C. // Mining Engineering, Vol. 50, No. 1, 1998. pp. 69-73.

58. Fomenko I.V. Thermodynamically describing of gold speciation in sulfide concentrate pressure oxidation process / Fomenko I.V., Pleshkov M.A., Chugaev L.V., and Shneerson Y.M. // Non-ferrous metals 2013. Krasnoyarsk. 2013. pp. 381-386.

59. Crundwell F.K. A mathematical model of the leaching of gold in cyanide solutions / Crundwell F.K., Godorr S.A. // Hydrometallurgy, No. 44, 1997. pp. 147-162.

60. Crundwell F.K. The leaching number: Its definition and use in determining the performance of leaching reactors and autoclaves / Crundwell F.K. // Minerals Engineering, No. 18, 2005. pp. 1315-1324.

61. Papangelakis V.G. Mathematical Modelling; of the Transient Behavior of CSTRs with Reactive Particulates: Part 1 - The Population Balance Framework / Papangelakis V.G., Rubistov D.H. // The Canadian journal of chemical engineering, No. 74, June 1996.

62. Markelov A., Mathematical modeling of sulfide concentrates pressure oxidation using laboratory kinetics / A. V. Markelov, Y. M. Shneerson, L. V. Chugaev, A. S. Boginskaya // ALTA 2014 Gold Conference, Perth, WA, Australia. 2014. Proceedings. P. 235-246.

63. Маркелов А.В. Применение метода математического моделирования для расчета процесса автоклавного окисления упорного сульфидного золотосодержащего флотоконцентрата / Богинская А.С., Маркелов А.В., Шнеерсон Я.М., Петров Г.В. // Фундаментальные исследования, Т. 3, № 4, 2014. С. 706-710.

64. Вигдорчик Е.М., Шейнин А.Б. Математическое моделирование непрерывных процессов растворения. Ленинград: Химия, 1971.

65. Zhmarin E.E. Mathematical modelling of pressure leaching of sulphide zinc concentrate. In the Proceedings of the International conference on the use of pressure vessels for metal extraction and recovery / Shneerson I.M., Vigdorchik E.M., Zhmarin E.E., Lapin A.Y., and Shpaer V.M. // Pressure Hydrometallurgy 2004 Banff, Alberta, Canada. 2004.

66. Zhmarin E.E. Kinetic function concept in mathematical modelling of leaching process / Vigdorchik E.M., Shneerson I.M., and Zhmarin E.E. // Metallurgy, Refractories and Environment. Stara Lesna, High Tatras, Slovakia. 2004.

67. Zhmarin E.E. Optimisation of a roasting-leaching-electrowinning process to produce copper from copper concentrates using a mathematical model / Kalashnikova M.I., Shneerson Y.M., Vigdorchik E.M., Zhmarin E.E., and Keskinova M.V. // Proceedings, V International Conference Copper2003/Cobre2003. Santiago, Chile. 2003. Vol. VI - Hydrometallurgy of Copper. pp. 469-481.

68. Zhmarin E.E. Mathematical modeling of continuous leaching process in reactor train / Zhmarin E.E. // In the Proceedings of the 8th International Conference on Environment and Mineral Processing. June 24-26, 2004. VSB TU OSTRAVA, Czech Republic.

69. Никольский Б.П. Справочник химика / Никольский Б.П. // 2-е-е изд. Ленинград: Химия, 1965.

70. Kang Y. Diagnosis of bubble distribution and mass transfer in pressurized bubble columns with viscous liquid medium / Kang Y., Cho Y.J., Woo K.J., and Kim S.D. // Chemical Engineering Science, No. 54, 1999. pp. 4887-4893.

71. Pittoors E. Oxygen transfer model development based on activated sludge and clean water in diffused aerated cylindrical tanks / Pittoors E., Guo Y., and Van Hulle S.W.H. // Chemical Engineering Journal, No. 243, 2014. pp. 51-59.

72. Lemoine R. An algorithm for predicting the hydrodynamic and mass transfer parameters in bubble column and slurry bubble column reactors / Lemoine R., Behkish A., Sehabiague L., Heintz Y.J., Oukaci R., and Morsi B.I. // Fuel processing technology, No. 89, 2008. pp. 322-343.

73. Markelov A., Autoclave technology of refractory gold-bearing pyrrhotite concentrates and residues of bioleaching / J.M. Shneerson, M.T. Zhunusov, L.V. Chugaev, A. Markelov, S. Drozdov // ALTA 2013 Gold Conference, Perth, WA, Australia. 2013. Proceedings. P. 98-109.

Приложение А

РАЗРАБОТКА ТЕХНОЛОГИЧЕСКОЙ СХЕМЫ И АППАРАТУРНОЕ

ОФОРМЛЕНИЕ АВТОКЛАВНОЙ ПЕРЕРАБОТКИ ПИРРОТИНОВЫХ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ КОНЦЕНТРАТОВ

На основании результатов проведенных исследований и полупромышленных испытаний была разработана схема автоклавной переработки золотосодержащих пирротиновых концентратов в промышленном масштабе. Переделы подготовки руды, флотационного обогащения и сорбционного цианирования являются хорошо изученными, не отличаются от общепринятых и не рассматриваются в настоящей работе. Разработанная автоклавная схема может использоваться, как при проектировании нового предприятия, так и для модернизации уже работающих.

Общая схема предприятия представлена на рисунке А.1:

Добыча первичной руды

Первичная руда

I

Дробленная первичная руда 1

Измельченная первичная руда

Золотосодержащий десорбат

Автоклавное

вскрытие

Товарный металл доре

Нейтрализация растворов

Нейтрализация цианидных стоков

Рисунок А.1 - Общая схема предприятия по переработке золотосодержащих

руд автоклавным способом

Технологическая схема и параметры переработки пирротиновых золотосодержащих концентратов

Пирротиновый концентрат

Воздух

Кислотная обработка

Сгущение

Сгущенный продукт

Раствор

Кислород Острая вода

Раствор

Абгаз

V т

Автоклавное выщелачивание

Самоиспарение

Кондиционирование

Оборотный раствор

3-х стадийная промывка

Сгущенный продукт

CaO

Нейтрализация

Раствор

Пульпа на цианирование

Раствор на нейтрализацию

Пар на конденсацию (в оборот)

Рисунок А.2 - Принципиальная рекомендуемая схема

Разработанная технологическая схема автоклавной переработки пирротиновых золотосодержащих концентратов (рисунок А.2Ошибка! Источник ссылки не найден.) позволяет перерабатывать сырье в широком диапазоне составов. Данная технологическая схема включает в себя следующие операции:

• Кислотная обработка;

• Автоклавное окисление;

• Кондиционирование;

• Противоточная отмывка;

• Нейтрализация.

Концентрат поступает на кислотную обработку (декарбонизацию) для разложения содержащихся в нем карбонатов:

Назначение этой операции - повысить степень использования кислорода при автоклавном выщелачивании и, соответственно, снизить расход технического кислорода (ТК). Процесс ведется при температуре 20-40°С и конечном значении рН 1,5-2. В качестве источника кислоты используется кислый оборотный (автоклавный) раствор (слив первого промывного сгустителя).

После декарбонизации пульпа сгущается до содержания твердого ~50%. Сгущенный продукт насосом высокого давления подается в автоклав, где при давлении кислорода 0,5-0,7 МПа (общее давление в автоклаве 3,1-3,3МПа) и температуре 225°С происходит окисление сульфидов и вскрытие тонкодисперсного золота:

СаС0з+И2504 =СаБ04+С02+Н20,

(А.1)

РеС0з+Н2Б04 =РеБ04+С02+Н20,

(А.2)

4РеБ+902+4И20=2Ре20з+4И2504

(А.3)

4РеБ+902+2И2504=2Ре2(504)з+2И20

(А.4)

2РеЛ55+702+6И20=2[РеЛ5042 И20]+2И2504

(А.5)

2РеЛ85+702+2И20+И2504=Ре2(504)з +2ИзЛ504

(А.6)

4Ре52+1502+8И20=2Ре20з+8И2504

(А.7)

4РеБ2+1502+2И20=2Ре2(504)з+2И2504

(А.8)

5Ь25з+702+3И20=5Ь205+3И2504

(А.9)

Сульфат железа в ходе процесса гидролизуются с образованием основного сульфата и гематита.

Высокая температура процесса, 215-225°С исключает образование плотных пленок элементной серы на поверхности сульфидов, вызывающих диффузионное торможение и препятствующих полноте окисления. В качестве окислителя используется технический кислород с содержанием кислорода 98-99% (объемных). Выщелачивание идет с большим выделением тепла. Для поддержания заданной температуры и выведения избытка выделяющегося тепла в каждое отделение автоклава подается острая вода (или пар при пуске автоклава). Это устраняет необходимость использования встроенных теплообменников. Последние, как показывает мировая практика, подвергаются быстрому зарастанию отложениями нерастворимых соединений и требуют частой остановки автоклавов для их чистки.

Выщелоченная автоклавная пульпа поступает в самоиспаритель, где за счет превращения в пар части жидкой фазы происходит охлаждение пульпы до ~ 100°С. Выходящая из самоиспарителя пульпа направляется на кондиционирование. В этой операции, заключающейся в выкрутке пульпы при 95°С, происходит растворение образовавшегося при автоклавном выщелачивании основного сульфата железа:

Ре2(Б04)з + 2 И2О = 2 Ре0ИБ04 + ШБ04

(А.10)

Ре2(Б04)з + 3 И20 = Ре20з + 3 ШБ04

(А.11)

2 Ре0ИБ04 + И2Б04= Ре2(Б04)3 + 2 Ш0

(А.12)

В результате этого уменьшается выход окисленного продукта и сокращается расход извести при нейтрализации пульпы перед цианированием.

Пульпа после кондиционирования идет на трехстадийную промывку в сгустителях. Кислый слив первого сгустителя частично направляется на кислотную обработку исходного концентрата, а частично - на нейтрализацию. Промытый сгущенный продукт нейтрализуется известью до рН 10-10,5 и поступает на сорбционное цианирование.

Схема материальных потоков технологии для участка автоклавного окисления на примере переработки концентрата №1 представлена на рисунке А.3. Расчет приведен для часовых потоков, при переработке 200 000 т концентрата в год.

КВС

Концентрат

тв 25,4 т 1 ж 25,4 м3 Г

1 Кислотная обработка

тв 26,3 т 1 ж 64,9 м3 г

2 Сгущение

Слив 39,5 м3

тв 26,3 т

10,4 тыс.нмЗ

СаО

Слив 38,6 м3

ж 26,3 м3

Абгаз 4,4 тыс.м3

Автоклавное окисление

тв 28,4 т

ж 178,6 м3

Самоиспарение

тв 28,4 т

ж 155,1 м3

(оборотный нейтральный раствор)

Пар 44,4 м3

ж 134,2 м3

Кондиционирование

тв 22,7 т

ж 134,2 м3

ж 68,2 м3 (оборотный нейтральный раствор)

3-х стадийная промывка

тв 22,7 т тв 2,8 т

ж 8,4 м3

Слив промывки 179,6 м3

ж 22,7 м3

Нейтрализация пульпы

тв 27,9 т

ж 31,2 м3

Пульпа на цианирование

ж 178,7 м3 Раствор на нейтрализацию

3

4

5

6

7

Рисунок А.3 - Схема часовых материальных потоков автоклавного передела для переработки концентрата №1

В таблицах А.1 - А.3 представлены водный баланс технологии, баланс по основным компонентам и таблица расходов реагентов.

Таблица А.1 - Часовой баланс воды автоклавного передела для переработки концентрата №1

№ Статьи прихода и расхода воды Объем, м3

Приходит

1 С концентратом 25

2 Свежая вода, в т.ч. 8

с СаО на нейтрализацию пульпы 8

3 Оборотный р-р (из сборника нейтрализ. р-ров) 223

в т.ч.: для охлаждения автоклава 155

на промывку твердого остатка 68

Всего 257

Уходит

1 С кеком на цианирование 31

2 С абгазом 3

3 С паром самоиспарителя 44

4 Кислый раствор (в сборник кислых р-ров) 179

Всего 257

Таблица А.2 - Часовой баланс по основным компонентам автоклавного передела для переработки концентрата №1

Продукты Масса, т Аи Ре Б А5

масса, кг сод. %,г/т распр., % масса, т сод., %,г/дм3 распр., % масса, т сод., %,г/дм3 распр., % масса, т сод., %,г/дм3 распр., %

Поступает

Концентрат 25,4 0,916 36,1 100 10,0 39,6 100,0 6,2 24,31 100,0 0,7 2,7 100,0

Уходит

Окисл. остаток (на цианиров.) 27,9 0,916 32,8 100 6,4 23,1 64,0 1,7 6,0 27,3 0,5 0,0 66,0

Кислый р-р (на нейтрализацию) 179м3 - - - 3,6 20,2 36,0 4,5 25,1 72,7 0,2 1,3 34,0

Всего 0,916 10,0 100,0 6,2 100,0 0,7 100,0

Таблица А.3 - Расход реагентов на автоклавный передел для переработки концентрата №1

Реагент Формула ГОСТ Содержание основного компонента Годовой расход, т, тыс. „3 м3 Уд. расход, т, нм3 на 1 т к-та

Известь СаО 9179-77 80% 28 0,11

Технический кислород 02+Ы2 99% (объемных) 74398 368

Основное технологическое оборудование гидрометаллургической схемы переработки золотосодержащих пирротиновых

флотоконцентратов

Схема цепи аппаратов автоклавного передела представлена на рисунке А.4

Кислотная обработка флотоконцентрата (декарбонизация) проводится в трех реакторах с пневмомеханическим перемешиванием (поз. 1). Для отдувки выделяющегося диоксида углерода предусмотрен барботаж пульпы воздухом. Декарбонизированная пульпа отстаивается в сгустителе (поз. 2) в кислотостойком исполнении. Слив сгустителя направляется на фильтр тонкой отчистки, твердая фаза возвращается в реактора питания автоклава (поз. 3). Сгущенный продукт поступает в чаны питания автоклавов (поз. 3), которые представляют собой два реактора с пневмомеханическим перемешиванием (10-часовой запас пульпы для автоклавов) каждый. Запас пульпы в баках питания стабилизирует состав питания и повышает надежность подачи пульпы в автоклавы вне зависимости от неполадок или аварийных ситуаций на предыдущих переделах.

Полученный продукт насосами высокого давления (поз. 4) подается в автоклав (поз. 5). Для обеспечения заданной производительности устанавливается один 5-секционный горизонтальный автоклав рабочим объемом 115 м3, оборудованный шестью турбинными мешалками с торцевыми уплотнениями. Первая секция имеет две мешалки и удвоенный объем по сравнению с остальными, имеющими по одной мешалке. Это обеспечивает выделение в каждой секции такого количества тепла, которое необходимо для проведения процесса в автотермальном режиме. Технологический кислород подается под каждую мешалку. Для производства

кислорода служит криогенная кислородная станция производительностью 11000 м3 кислорода в час (поз. 11).

Для отвода избыточного тепла из автоклава в каждую секцию подается острая вода. Автоклав изготовлен из углеродистой стали и футерован изнутри кислотостойким кирпичом. Мешалки изготавливаются из титана.

Охлаждение выщелоченной пульпы производится в самоиспарителе (поз. 7), изготовленном из углеродистой стали и футерованном кислотостойким кирпичом. Пар направляется в скруббер (поз. 6) и выбрасывается в атмосферу. Для кондиционирования окисленной пульпы служат три реактора (поз. 8).

Промывка кондиционированной пульпы производится в трех сгустителях (поз. 9) в кислотостойком исполнении. Сгущенный продукт третьего сгустителя нейтрализуется известью в каскаде из трех реакторов (поз. 10) с механическим перемешиванием и направляется на сорбционное цианирование.

Пирротинсодержащий

Рисунок А.4 - Аппаратурная схема автоклавного передела

1 - реакторы для декарбонизации, 2 - сгуститель (в комплекте с фильтром тонкой очистки), 3 - чаны питания

автоклава, 4 - насосы высокого давления, 5 - автоклав, 6 - скруббер, 7 - самоиспаритель, 8 - реакторы кондиционирования, 9 - промывные сгустители, 10 - реакторы для нейтрализации пульпы, 11 - кислородная

станция, 12 - парогенератор.

Параметры автоклавного окисления приняты следующие:

• Температура 225°С;

• Парциальное давление кислорода 0,5 МПа.

Данная температура и давление входят в интервал оптимальных параметров окисления по данным лабораторных исследований для концентрата №1. Снижение температуры автоклавного окисления приводит к увеличению объема автоклавного оборудования и, следовательно, его удорожанию. По результатам расчета по математической модели при изменении температуры окисления получены следующие удельные производительности автоклавов, рисунок А.5, зеленым отмечен оптимальный диапазон температур для окисления концентрата №1 по лабораторным данным.

Рисунок А.5- Изменение удельной производительности автоклава при

изменении температуры окисления

Видно, что изменение температуры с 225°С до 215°С приводит к снижению удельной производительности автоклава (т/м3-ч) на 20-25%.

Применительно к переработке концентрата с высоким содержанием пирротина (концентрат 1) технология обеспечивает устойчивое извлечение золота на уровне 96-98%, при расходе цианида 5-7кг/т. Технико-экономические расчеты показывают, что при цене золота от 1200$ за тройскую унцию, срок окупаемости капитальных вложений составляет около 4 лет. При цене на золото ниже 1100$ за тройскую унцию строительство такого предприятия не рентабельно.