авторефераты диссертаций БЕСПЛАТНАЯ РОССИЙСКАЯ БИБЛИОТЕКА - WWW.DISLIB.RU

АВТОРЕФЕРАТЫ, ДИССЕРТАЦИИ, МОНОГРАФИИ, НАУЧНЫЕ СТАТЬИ, КНИГИ

 
<< ГЛАВНАЯ
АГРОИНЖЕНЕРИЯ
АСТРОНОМИЯ
БЕЗОПАСНОСТЬ
БИОЛОГИЯ
ЗЕМЛЯ
ИНФОРМАТИКА
ИСКУССТВОВЕДЕНИЕ
ИСТОРИЯ
КУЛЬТУРОЛОГИЯ
МАШИНОСТРОЕНИЕ
МЕДИЦИНА
МЕТАЛЛУРГИЯ
МЕХАНИКА
ПЕДАГОГИКА
ПОЛИТИКА
ПРИБОРОСТРОЕНИЕ
ПРОДОВОЛЬСТВИЕ
ПСИХОЛОГИЯ
РАДИОТЕХНИКА
СЕЛЬСКОЕ ХОЗЯЙСТВО
СОЦИОЛОГИЯ
СТРОИТЕЛЬСТВО
ТЕХНИЧЕСКИЕ НАУКИ
ТРАНСПОРТ
ФАРМАЦЕВТИКА
ФИЗИКА
ФИЗИОЛОГИЯ
ФИЛОЛОГИЯ
ФИЛОСОФИЯ
ХИМИЯ
ЭКОНОМИКА
ЭЛЕКТРОТЕХНИКА
ЭНЕРГЕТИКА
ЮРИСПРУДЕНЦИЯ
ЯЗЫКОЗНАНИЕ
РАЗНОЕ
КОНТАКТЫ


Pages:     | 1 |   ...   | 3 | 4 || 6 | 7 |

Комбинированные методы кюветного и кучного выщелачивания упорного золотосодержащего сырья на основе направленных фотоэлектрохимических воздействий

-- [ Страница 5 ] --

Экспериментальные исследования влияния двухстадийного окисления на вскрытие минеральной матрицы осуществлялись на лежалых огарках обжига флотоционного концентрата Дарасунского рудника отвальных хвостах обогащения полиметаллической золотосодержащей руды Новоширокинского и сульфидной руды Даугызтауского месторождений (пример по одному из параметров: рис. 4-5 для сульфидной руды Даугызтауского месторождения, рис. 6-7 для лежалых хвостов Ново-Широкинского рудника).

На основании экспериментальных исследований получены новые результаты, свидетельствующие о высокой эффективности подготовки упорного сырья к выщелачиванию двухстадийным окислением в зависимости от вещественного состава и форм нахождения золота, что позволило получить прирост извлечения золота при цианировании: огарков 21,8 % (с 70,3 до 92,1 %) в жидкую фазу и 18,4 % (с 76,8 до 95,2 %) на смолу; отвальных хвостов 13,6 % (с 30,1 до 43,7 %) в жидкую фазу и 11,6 % (с 35,2 до 46,8 %) на смолу; сульфидной руды 46,9 % (с 40,2 до 87,1 %) в жидкую фазу и 41,1 % (с 48,4 до 89,5 %) на смолу.

Впервые на основании обработки экспериментальных данных двухстадийного окисления с использованием математической статистики по методу Протодьяконова получены следующие зависимости для техногенного сырья и сульфидных руд (на примере огарков и сульфидной руды):

1) уравнения, характеризующие степень окисления материала от продолжительности фотоэлектрохимического окисления:

степень фотоэлектрохимического окисления сульфидных минералов огарков

У1’(’сульф.мин)=10·(0,85+1,02+log(Х)-0,20+log(Х)·2),

степень фотоэлектрохимического окисления сульфидной серы огарков

У’2()=10·(0,71+1,01+log(Х)-0,17+log(Х)·2),

степень фотоэлектрохимического окисления сульфидных минералов сульфидной руды

У3’(’сульф.мин)=10·(0,84+1,01+log(Х)-0,21+log(Х)·2),

степень фотоэлектрохимического окисления сульфидной серы сульфидной руды

У4’()=10·(0,89+1,01+log(Х)-0,22+log(Х)·2).

Экспериментально установлены рациональные параметры: продолжительность фотоэлектрохимического окисления (Хopt= t1 = 6-12 ч) и степень фотоэлектрохимического окисления минералов (’сульф.мин= 40-52 %; = 30-42 %);

2) обобщенные уравнения связи (степени двухстадийного окисления) от нескольких переменных (параметров фотоэлектрохимических воздействий):

степень двухстадийного окисления сульфидных минералов огарков

У1(сульф.мин)=51,27+10,86·log(tбар)+11,31·log(Uэ)+2,40·log(tбар)·log(Uэ)+11,43·log(tобл)+

+2,42·log(tобл)·log(tбар)+2,52·log(tобл)·log(Uэ)+10,50·log(К)+2,23·log(К)·log(tбар)+

+2,32·log(К)·log(Uэ)+2,34·log(К)·log(tобл),

степень двухстадийного окисления сульфидной серы огарков

У2()=58,93+12,16·log(tбар)+12,53·log(Uэ)+2,59·log(tбар)·log(Uэ)+12,46·log(tобл)+

+2,57·log(tобл)·log(tбар)+2,65·log(tобл)·log(Uэ)+11,99·log(К)+2,47·log(К)·log(tбар)+

+2,55·log(К)·log(Uэ)++2,54·log(К)·log(tобл),

степень двухстадийного окисления сульфидных минералов сульфидной руды

У3(сульф.мин)=48,72+10,30·log(tбар)+10,41·log(Uэ)+2,20·log(tбар)·log(Uэ)+

+10,32·log(tобл)+2,18·log(tобл)·log(tбар)+2,21·log(tобл)·log(Uэ)+10,48·log(Р)+

+2,22·log(Р)·log(tбар)+2,24·log(Р)·log(Uэ)+2,22·log(Р)·log(tобл),

степень двухстадийного окисления сульфидной серы сульфидной руды

У4()=48,28+10,16·log(tбар)+10,32·log(Uэ)+2,17·log(tбар)·log(Uэ)+10,28·log(tобл)+2,16·log(tобл)·

log(tбар)+2,20·log(tобл)·log(Uэ)+10,39·log(Р)+2,19·log(Р)·log(tбар)+2,22·log(Р)·log(Uэ)+2,21·log(Р)·log(tобл),

где К – концентрация раствора H2SO4, %; Р – расход NaCl, г/т; tбар, tобл, Uэ – обозначения прежние.

Экспериментально установлены рациональные параметры фотоэлектрохимических воздействий: продолжительность облучения (5-8 мин), продолжительность барботажа (1,5-2,0 ч), напряжение на электродах в электролизере (20-30 В), концентрация раствора H2SO4 (3-4 %), расход NaCl (10-20 г/т), продолжительность двухстадийного окисления (t2= 48-50 ч), степень двухстадийного окисления (сульф.мин= 90-94 %; = 86-91 %)

В связи с тем, что извлечение золота наноразмерного уровня из упорного сырья зависит от нескольких десятков параметров, а существенное влияние оказывают только некоторые из них, Au определяли по программе нелинейного программирования, которая позволила подобрать функцию повышенной точности (r=0,9986). На основании математической обработки экспериментальных данных, полученных в ходе лабораторных исследований извлечения золота из 41 пробы сульфидных и сульфидно-углистых руд, техногенного сырья ряда месторождений, выведена следующая эмпирическая формула

Au= -1,03·+0,52·-1,57·-1,53·-2,49·-1,68·-12,83·-31,55·++51,34·-36,9·+48,52·+3,76·+62,99·-50,98·-52,63·+130,5·-119,8·+18,5··+1,55··-

-1,79··+10,68··,

где - содержание золота в сырье, г/т;·, , , , , , , - содержание элементов в продуктах, %; , , - обозначения прежние; Тобр=t1+t2 – продолжительность обработки сырья двухстадийным окислением, ч.

3. Двухстадийное окисление на основе физико-химического и химического или физико-химического и бактериального методов следует осуществлять в кювете с локальной активацией и перемещением мелкодробленой руды аэролифтами с раздельной технологической подачей выделяемой песковой фракции, направляемой на кучное доокисление и выщелачивание, и массопотоком глинисто-шламистой фракции, направляемой на сорбционное цианирование.

В настоящее время для извлечения золота из минерального сырья применяются методы кюветного и кучного выщелачивания, которые имеют ряд технологических недостатков. Недостатками кюветного выщелачивания являются: 1) низкая интенсивность массообменных процессов (по сравнению с чановым выщелачиванием) и, как следствие, недостаточно высокое извлечение; 2) сорбционное переосаждение металлов из жидкой фазы пульпы на глинистые и слюдистые минералы и углисто-битумные включения в придонной части кюветы; 3) необходимость мелкого дробления или измельчения рудной массы и, как следствие, значительные затраты на подготовку ее к выщелачиванию (по сравнению с кучным выщелачиванием); 4) сложность достижения эффективного соотношения контактной поверхности выщелачивающего раствора, глубины кюветы, поддержания его необходимой температуры, определяющих интенсивность массообменных процессов и баланс сорбции кислорода жидкой фазой из воздуха и его дегазации; 5) наличие практического опыта кюветного выщелачивания в районах с теплым климатом.

К недостатками кучного выщелачивания (КВ) следует отнести: 1) ограниченное проникновение раствора в минеральную матрицу; 2) дегазацию кислорода; 3) необходимость во многих случаях агломерационной подготовки материала; 4) возможность проявления эффекта переосаждения золота, растворенного в верхней части штабеля сорбционно-активными шламовыми компонентами, постепенно накапливаемыми в его нижней части; 5) невозможность переработки ряда категорий руд: углистых; сульфид-, мышьяк-, сурьмусодержащих; руд с золотом в кварце и руд, содержащих повышенные концентрации меди, железа; 6) невысокое извлечение металла (на уровне 50-80 %); 7) возникновение технических, технологических и организационных трудностей при отрицательных температурах воздуха; 8) наличие сегрегации кусков руды при отсыпке штабеля, неравномерная фильтрация раствора по его сечению.

Минимизация указанных недостатков позволяет признать кюветное и кучное выщелачивание перспективными способами переработки упорного сырья. Решение проблемы переработки ранее нерентабельного труднообогатимого сырья достигается на основе применения комбинированных методов кюветного и кучного выщелачивания (КМККВ) золота – Патент 2350665.

Сущность КМККВ заключается в том, что обработку минеральной массы раствором выщелачивающего реагента и выщелачивание золота осуществляют в два этапа: 1 этап – кюветное; 2 этап – кучное. В зависимости от вещественного состава руды применяют различные полиреагентные комплексы, которые образуются в процессе пероксидной или хлоридно-пероксидной подготовки минеральной массы перед цианированием (см. табл. 1, рис. 8), выщелачивание осуществляется по одной из технологических схем (см. рис. 19 и рис. 21). Предварительно минеральную массу размещают в кювету с гидроизолированными стенками и днищем, а затем подают раствор исходного реагента до получения пульпы с соотношением Ж:Т, определяемым конкретными минералого-технологическими параметрами рудной массы.

В одной из торцевых частей кюветы устанавливают циркуляционный электрохимический или фотоэлектрохимический реактор для образования вторичных реагентов, выполняющий также и функцию аэролифта, который соединяют трубопроводом с её противоположным концом. Далее проводят локальную порционную активацию полученной пульпы при периодическом удалении активированной и введением неактивированной части пульпы в зону активации. После достижения в жидкой фазе пульпы, требуемой по условиям извлечения концентрации металла, окисленный материал подвергают фракционированию с выделением глинисто-шламистой и песковой фракций. Полученную глинисто-шламистую фракцию после обезвоживания подвергают сорбционному выщелачиванию. Песковую фракцию также обезвоживают, формируют штабель, осуществляют кучное выщелачивание и сорбцию. Жидкую фазу, оставшуюся после сорбционного выщелачивания песковой и глинисто-шламистой фракции, доукрепляют и направляют на кучное выщелачивание.

Рис. 8. Алгоритм выбора технологических схем переработки труднообогатимого

золотосодержащего минерального сырья с применением КМККВ

Интенсификация процесса КВ осуществляется подачей вторичного активного раствора, образованного в процессе выщелачивания глинисто-шламистой фракции, на участок кучного выщелачивания металла, за счет чего осуществляется активация золота, находящегося в матрице зернистой фракции. Создается разность концентраций выщелачиваемого золота в плёночно-поровых водах и растворе реагента, что ускоряет процесс диффузии металла в раствор, а активно выщелачивающих и окисляющих компонентов – в твёрдую фазу. В результате чего выщелачивание золота из штабеля руды осуществляется с большей полнотой и скоростью.

КВ песковой фракции осуществляют по одному из пяти вариантов (рис. 9). Для интенсификации процесса и повышения эффективности КВ золота применяются следующие технические решения, позволяющие увеличить извлечение ценного компонента на 5-10 %:

    • за счет извлечения золота из техногенных отходов с низким содержанием ценного компонента 0,5 г/т и более при рудоподготовке в совместном окомковании забалансовой руды и лежалых хвостов в соотношении 1:1 – Патент 2283883;
    • за счет увеличения температуры в штабеле и скорости выщелачивания в результате снижения кольматации при отсыпке однородными по фракциям крупности кусков руды с наклоном слоёв от центра к боковым поверхностям, орошением кучи под водорастворонепроницаемой светопрозрачной пленкой и ориентацией штабеля руды широкой частью на юг – Патент 2283879;
    • за счет увеличения скорости фильтрации выщелачивающих растворов и более полного извлечения металла из крупнофракционированных слоев руды и их предварительной цианидной подготовки при разделении руды по классам крупности, отсыпке однородными по фракциям наклонными слоями с уменьшением кусков руды от нижнего слоя к верхнему, с разделением слоев перфорированной полимерной пленкой, орошения штабеля выщелачивающим раствором повышенной концентрации цианида до полного влагонасыщения и выстаивания с постепенным уменьшением концентрации и времени от нижнего слоя к верхнему после отсыпки каждого слоя руды – Патент 2351664.

 Варианты кучного выщелачивания золота при переработке КМККВ К-132

Рис. 9. Варианты кучного выщелачивания золота при переработке КМККВ

К особенностям технологии КМККВ следует отнести: 1) периодическое порционное локальное (в торцевой части кюветы) перемешивание пульпы и насыщение ее активным кислородом (хлорсодержащими соединениями) и (или) проведение предварительного окисления соответствующих компонентов материала, обеспечивающее полноценное проникновение реагентов в минеральную матрицу относительно крупных частиц; 2) отсутствие необходимости мелкого дробления материала для обеспечения возможности доизвлечения золота из крупных частиц, пропитанных активным выщелачивающим раствором и (или) прошедшим полноценное предокисление; 3) существенное снижение эффекта переосаждения растворенного золота на сорбционно-активные мелкие частицы глин, слюд, углистого вещества.

4. Направленная подготовка в кюветах упорных золотосодержащих руд и полученных из них концентратов, а также техногенного сырья к выщелачиванию включает выделение отдельных типов на основе учета особенностей вещественного состава сырья и форм нахождения золота:

    • сульфидных сложных руд и техногенного сырья с включениями сульфосолевых и сульфоарсенидных микроминералов с использованием комбинации пероксидно-гидроксидных комплексов, продуцируемых барботажем межэлектродного пространства электролитической ячейки в сернокислотной среде озонированным воздухом с последующим доокислением гетеротрофными бактериями;
    • сульфидно-углистых руд или техногенного сырья с использованием процессов электрохимического и фотоэлектрохимического окисления в гипохлорит-хлоридной среде, последующим доокислением бактериями Acidithiobacillus ferrooxidans и Acidithiobacillus thiooxidans в сернокислой среде, или растворами с активным кислородом;
    • окисленных золото-кварцевых руд и техногенного сырья, образованного в процессе обогащения россыпей с ультрадисперсными включениями золота предварительной подготовкой пероксидом водорода с последующей обработкой кислородом воздуха, сопровождающим процесс выщелачивания цианидами щелочных металлов.

Для экспериментального подтверждения разработанной теоретической физико-химической модели двухстадийного окисления проведены технологическое тестирование, лабораторные исследования, укрупненные лабораторные и полупромышленные испытания. Исследования отобранных проб сырья осуществлялось в физико-химических лабораториях ООО «ЗабНИИ-технология», ФГУП «Лабораторно-исследовательский центр по изучению минерального сырья», Компании SGS Vostok Limited, ООО «Дарасунский рудник» (Забайкальский край), в Центральной физико-химической лаборатории (ЦФХЛ) Северного рудоуправления Новоийского ГМК (Узбекистан). Анализировались жидкие и твердые пробы по утвержденным методикам. Для обеспечения достоверности полученных результатов замеры концентраций золота в жидкой фазе проводились на двух атомных спектрофотометрах АА-SCAN (США) и С-115 (Украина). Твердая проба анализировалась пробирным и атомно-абсорбционным методами. Руда в лабораторных пачуках обрабатывалась растворами по трем вариантам: 1) с мехактивацией (на рольгантах) и без мехактивации; 2) с предварительной электролитической и фотолитической активацией растворов (продуцированием в них пероксидно-гидроксидных комплексов); 3) с предварительной активацией растворов и последующей активацией пульпы. Эксперименты проводились в лабораторных пачуках объемом 30 л с перфорированными трубчатыми электродами, подведенными через изолятор в донной части корпуса, одновременно выполняющими функцию аэратора. Напряжение – 20 В. Для каждого типа руды применялись различные схемы подготовки к выщелачиванию.

Технологическое тестирование и лабораторные исследования с использованием активационных методов воздействия с применением электрокавитатора проведены на техногенном сырье Дарасунского рудника (забалансовая руда и лежалые хвосты в соотношении 1:1) по двум вариантам экспериментальных схем (рис. 10). В основе электроактивационной системы обработки пульпы лежит процесс кавитации и метод усиления этого эффекта при воздействии на жидкую фазу электрического тока. При использовании электрокавитатора интенсификация химических реакций между реагентами и генерация микроволн в жидкой фазе достигалась за счет схлопывания микропузырьков водорода и кислорода, генерируемых на поверхности электродов. При этом протекают реакции между газообразным водородом и кислородом, продуцируются гидроксил-радикалы, кислородные радикалы, перекись водорода и сопутствующие им ион-радикальные комплексы, являющиеся активными окислителями и комплексообразователями.

Рис. 10. Экспериментальная технологическая схема лабораторных исследований

техногенного сырья кварц-сульфидного типа Дарасунского рудника:

а) без активационной подготовки; б) с активационной подготовкой

В процессе исследований при использовании электрохимической активационной подготовки получены следующие результаты: 1) сокращение времени последующего выщелачивания практически в 2 раза (со 100 до 53 сут); 2) снижение расхода цианида натрия на 31 % (с 0,32 до 0,22 кг/т); 3) повышение извлечения золота на 8,4 % (с 73,6 до 82,0 %).



Pages:     | 1 |   ...   | 3 | 4 || 6 | 7 |
 





 
© 2013 www.dislib.ru - «Авторефераты диссертаций - бесплатно»

Материалы этого сайта размещены для ознакомления, все права принадлежат их авторам.
Если Вы не согласны с тем, что Ваш материал размещён на этом сайте, пожалуйста, напишите нам, мы в течении 1-2 рабочих дней удалим его.