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 |   ...   | 4 | 5 || 7 |

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

-- [ Страница 6 ] --

Для проведения лабораторных исследований смоделированы технологические схемы с электроактивацией пульпы основных реагентов и фотоактивацией (в варианте прямого облучения и озоновым барботажем) вспомогательных реагентов на реальной пульпе. Объект исследований – объединенная проба сульфидных руд месторождения Кокпатас, состоящая из 20 частных проб массой по 10 кг. Экспериментально установлено, что наибольший эффект выхода золота в жидкую фазу наблюдается при электроактивации пульпы и фотоактивации реагентов, а по критерию увеличения рабочей емкости смолы – при электроактивации пульпы. Такая разница в содержании золота в пульпе и на сорбенте свидетельствует о возможностях дополнительного извлечения металла в процессе выщелачивания при увеличении времени сорбции (рис. 11).

Рис. 11. Схема экспериментальных исследований упорной сульфидной руды,

смоделированная на пульпе ГМЗ-3 (жидкая фаза – атомный спектрофотометр SCAN,

твёрдая – атомно-абсорбционный анализ)

В данном эксперименте эффективность применяемых методов активации оценивалась по содержанию золота в жидкой фазе и по емкости смолы, т.к. при окислении упорных минералов ультрадисперсное золото, находящееся в минеральной матрице, дополнительно выщелачивается в раствор.

Результаты исследований руд с применением различных окислителей и комплексообразователей, в том числе полученных в результате электро- и фотосинтеза, позволили выделить две формы золота: а) легкоцианируемую (образующую циановый комплекс при стандартных условиях); б) упорную, требующую дополнительного активационного воздействия на минеральную матрицу и элементы, непосредственно связанные с ультрадисперсным золотом.

С целью обеспечения принципиальной возможности переработки руд КМККВ проведена апробация технологической схемы с применением пероксидной подготовки на шихте руд, составленной из 10 частных проб различных типов руд месторождений Кокпатас и Даугызтау общей массой 100 кг со средним содержанием золота 2,85 г/т (Sобщ=5,6 %, Sсул=5,4 %, Sокисл=0,06 %, Feобщ=6,4 %, Feсул=3,1 %, Аsобщ=0,44 %, Собщ=2,4 %, Сорг=1,06 %). Экспериментально установлены режимные параметры КМККВ золота (крупность руды, отношение объема активированной пульпы к общему объему, продолжительность цикла активационного выщелачивания, оптимальная доля руды, поступающей на кучное выщелачивание). Результаты укрупненных лабораторных испытаний представлены на рис. 12-14.

Исходная проба руды расситовывалась на пять классов крупности: -1,5; +1,5-3,0; +3,0-10,0; +10,0-20,0 мм и +20,0 мм. Активационное выщелачивание в кюветах проводилось для каждого класса крупности отдельно. Установлено, что за шестичасовой цикл цианирования минеральной массы для класса крупности -20,0 мм извлечение золота составило 49,1 %, +10,0 мм – 63,0 %, +3,0 мм – 74,7 %, +1,5 мм – 74,0 %. Анализ полученных результатов показал, что для достижения максимального извлечения золота рациональная крупность дробления руды соответствует +3,0 мм. Максимальный прирост емкости золота на смолу составил 1,35 мг/г при отношении объема активированной пульпы к общему объёму, равному 0,3. Рациональная продолжительность стадии активационного выщелачивания соответствует двум часам (в варианте кюветного выщелачивания). Экспериментально установлено значение доли руды, поступающей на кучное выщелачивание, от общей массы перерабатываемого сырья. Максимальный прирост золота на смолу 1,45 мг/г соответствует соотношению общей массы руды, поступающей на технологический передел, к массе руды, выщелачиваемой в кучном варианте, равному Qкуч/Qобщ=0,3.

Результаты исследований позволили доказать, что переработка упорных руд КМККВ обеспечивает эффективное извлечение ультрадисперсного золота из руд за счет сокращения времени последующего бактериального доокисления до двух суток (вместо пяти) и повышение сквозного извлечения металла до 92 %, что на 25 % выше по сравнению с классическим способом кучного выщелачивания (67 %), установленного экспериментально. Раздельная переработка фаз сырья приводит к существенному сокращению объемов переработки и снижению затрат на единицу товарной продукции.

Укрупнённые лабораторные испытания осуществлялись по технологической схеме, смоделированной на пульпе ГМЗ-3 Новоийского ГМК (рис. 21 – I стадия кюветного выщелачивания). Приоритет предложенной технологии подтвержден Патентом 2361937.

Объект исследований – бедный коллективный пирит-арсенопиритовый флотоконцентрат (Au=25 г/т, Sобщ=24,1 %, Fеобщ=26,6 %, Аsобщ=9,96 %), полученный из труднообогатимой сульфидной руды месторождения Кокпатас (Au=2,9 г/т, Sобщ=5,8 %, Sсул=5,6 %, Sокисл=0,13 %, Fеобщ=7,4 %, Fесул=4,2 %, Аsобщ=0,52 %, Собщ=1,2 %, Сорг=0,44 %). Для экспериментов использовалась объединенная проба сульфидных руд, состоящая из 20 единичных проб массой по 10 кг. В соответствии с гранулометрической характеристикой основная масса золота (99,9 %) находится в классах крупности -0,074 мм, т.е. практически свободного золота в руде нет (исключение составляет участок Южный 1 с видимым золотом). Данные атомно-абсорбционного анализа содержания золота в растворе по методу «Золотого гвоздя» свидетельствуют о низкой сорбционной активности органических включений.

Окисление минерального сырья осуществлялось первоначально сернокислотным раствором (3 %), обработанным в электролизере и пробарботированном около 1 часа озонированным воздухом, подаваемым через фотоэлектрохимический активатор, размещенный в зоне облучения ультрафиолетовой лампой ДРТ-230. Объем реактора 30 л. Озонированным воздухом осуществлялся барботаж межэлектродного пространства электролитической ячейки. Полученным полиреагентным раствором, который в совокупности является активным окислителем и комплексообразователем, обрабатывали минеральную массу. После фотоэлектроактивационной обработки материала проводилось биоокисление. Бактерии вводили на шламовом носителе, который формировался в процессе дробления. Процесс биоокисления сопровождался снижением рН и повышением Eh продуктивного раствора. Количество окисленной серы увеличилось в 4,25 раза.

Для снижения концентрации растворенного мышьяка при сохранении активного остаточного кислорода, интенсифицирующего последующее бактериальное окисление, содержание твердого в активированной пульпе доводилось до Ж:Т= 5:1. Время цианирования сокращено (до 1 часа) для того, чтобы перед цианированием осуществлять насыщение пульпы активным кислородом, обеспечивающим формирование в жидкой фазе пульпы пероксидно-гидроксидных комплексов аддитивно с цианидами, обеспечивающими ускоренное растворение золота. В процессе исследований экспериментально апробированы три варианта: 1) биоокисление с одностадийной сорбцией по регламенту ГМЗ-3; 2) двухстадийное окисление с одностадийной сорбцией; 3) двухстадийное окисление с двухстадийной сорбцией. Результаты экспериментальных исследований представлены на рис. 15-18.

Оценка эффективности предложенной технологии осуществлялась путем сравнения содержания золота в хвостах по экспериментальным и контрольной схемам. По экспериментальной схеме (3) концентрация золота в хвостах составила 1,7 г/т, а в контрольном варианте (1) – 5 г/т. Следовательно, содержание ценного компонента в хвостах уменьшилось в 2,8 раза. Прирост извлечения золота составил на смолу 0,17 ед. (с 0,47 до 0,64) и по твердой фазе – 18 % (с 78,26 до 96,26 %). Таким образом, использование в технологических процессах перед биоокислением высокоактивных нетоксичных кислородно-водородных ион-радикальных соединений, полученных на основе направленных фотоэлектрохимических воздействий, позволяет существенно повысить показатели извлечения золота.

Для извлечения золота из руд, содержащих углистое вещество с ультрадисперсным золотом, разработана технологическая схема с хлоридно-пероксидной подготовкой сырья к выщелачиванию (рис. 19).

Рис. 19. Технологическая схема I стадии кюветного активационного выщелачивания

сульфидной руды (с золотосодержащими углистыми включениями)

Объект исследований: сульфидная руда с включениями золотосодержащего углистого вещества месторождения Кокпатас участка Южный 1 (Au=3,2 г/т, степень окисления руды (по железу) 23 %, массовая доля компонентов, %: Sсул=6,35; Sокисл=0,2; Собщ=4,0; Сорг=2,0. Золотоносность углеродистого вещества подтверждалась на полученном углеродсодержащем флотационном концентрате. Сорбционно-активные компоненты, находящиеся в пульпе и активированные в ходе рудоподготовки, могут поглотить золото из раствора быстрее, чем технологический сорбент, поэтому для устранения эффекта сорбции не позднее чем через 1 час после фотоэлектрохимических воздействий вводили технологический сорбент, а после фотоэлектроактивационной обработки руды в гипохлорит-хлоридной среде осуществляли сорбцию первичного растворенного золота в электросорбере (конструкция разработана РГГРУ и ЧитГУ), в котором совмещены процессы сорбции технологическим сорбентом и десорбция золота с природных сорбентов. Учитывая высокую сорбционную активность углистого (углеродистого) вещества, цианирование проводили по укороченной схеме (ввод цианида в переток между пульподелителем и первым пачуком цианирования или ввод его только в первый пачук цианирования). Кроме того, для снижения эффекта переосаждения растворенного золота на частицы углистого вещества в пачук цианирования вводился специально подготовленный сорбент, который проходил вместе с пульпой (по цепочке с тремя пачуками). После чего этот сорбент выводился из процесса, и далее осуществлялась обычная противоточная сорбция.

Для устранения ингибирующего действия хлоридов на окисление железа проводилась отмывка от хлора до концентрации 0,1 %, а затем – биоокисление в реакторе (возможно в кювете) хвостов бактериями Acidithiobacillus ferrooxidans и Acidithiobacillus thiooxidans с предварительным введением соответствующих солевых добавок. Раствор окислителей, полученный в фотоэлектрохимическом реакторе, имел концентрацию по активному хлору 1,0 мг/л.

Результаты исследований позволили установить, что в течение первых пяти часов содержание органического углерода в процессе фотоэлектрохимического окисления в твердой фазе снижалось с 2,0 до 0,8 %, а содержание хлора в жидкой фазе пульпы увеличивалось с 0,15 до 0,9 мг/л, это свидетельствует о сведении к минимуму активности углистого вещества и окислении хлором органических включений, что подтверждено данными атомно-абсорбционного анализа при определении сорбционной активности углерода. Динамика технологических параметров представлена на рис. 20.

Рис. 20. Динамика технологических параметров при применении

хлоридно-пероксидной подготовки сырья к выщелачиванию:

1 – концентрация органического углерода в твердой фазе, %; 2 – концентрация

хлора в жидкой фазе, мг/л; 3 – концентрация золота в жидкой фазе, мг/л

Экспериментально установлено, что при применении хлоридно-пероксидной подготовки перед выщелачиванием с использованием комплекса управляемых фото- и электрохимических воздействий перед цианированием на минеральную, водную, реагентную среды и технологические сорбенты извлечение золота увеличилось на 28 % и составило по кюветному варианту 68 %. Сквозное извлечение в экспериментальном варианте КМККВ соответствовало 89,2 %. По данным параллельно проведенного ГМЗ-3 укрупненного технологического тестирования руд месторождений Кокпатас и Даугызтау с применением только биотехнологии, извлечение золота соответственно составило 65 и 75 %. Получение рентабельных показателей извлечения золота из данного типа упорных руд на Новоийском ГМК до настоящего времени является сложной технологической проблемой. Таким образом, результаты лабораторных исследований, укрупненных лабораторных испытаний двухстадийной схемы окисления, сочетающей фотоэлектрохимическое воздействие и бактериальное вскрытие минеральной матрицы упорного сырья с применением КМККВ, доказали, что для повышения эффективности извлечения золота необходимо обеспечить глубину процессов окислительной подготовки пульпы к выщелачиванию с довыщелачиванием металла в кучном варианте.

Технологически упорными также могут являться окисленные золотосодержащие руды или техногенное сырье гале-эфельных отвалов, образованных в процессе переработки россыпей, если они содержат такие минералы, как скородит, гетит, гематит, гидрогетит, алунит и др. и (или) остаточное органическое вещество, с включениями ультрадисперсного золота. Для повышения эффективности извлечения золота цианидным выщелачиванием необходима предварительная подготовка упорного сырья пероксидом водорода с последующей обработкой кислородом воздуха. Объект исследований – окисленная золото-кварцевая руда крупностью 30 мм Дарасунского месторождения с содержанием золота – 1,5 г/т (пирит – 3,78 %, арсенопирит – 1,72 %, халькопирит – 0,79 %, кварц – 14,9 %, полевые шпаты – 17,57 %, каолинит – 2,82 %, амфиболы – 43,76 % и др.); масса пробы руды – 250 кг; время выщелачивания – 60 сут. Интенсификация процесса извлечения ультрадисперсного золота цианированием из окисленных руд была достигнута за счет осуществления пероксидной подготовки перед кучным выщелачиванием введением перекиси водорода с последующей подготовкой кислородом воздуха.

Обработку минерального сырья выщелачивающим раствором осуществляли в два этапа: на первом этапе химической смесью, содержащей водный раствор окиси кальция и однопроцентный раствор перекиси водорода, на втором этапе – раствором, полученным после первичной обработки минерального сырья, доукрепленным водным раствором окиси кальция и перекисью водорода, в который вводили цианид натрия до концентрации 0,1 % и количественного соотношения с перекисью водорода от 5:1 до 10:1. Значение рН поддерживалось в пределах 10,5-11,0. При интенсификации процесса извлечение золота возросло на 15,3 % и составило 79,5 % по сравнению с экспериментальным цианидным выщелачиванием (63,2 %). Кроме того, расход цианида натрия сократился на 25 % (с 0,1 до 0,08 %). Установлено оптимальное значение соотношения Н2О2 : NaCN = 10 : 1. В производственных условиях на полигонах выщелачивания для избежания длительного контактирования реагентов между собой перед подачей цианистого раствора на кучу необходимо в тот же насос предварительно подавать Н2О2 (Патент 2361076).

Полупромышленные испытания комбинированных методов кюветного и кучного выщелачивания упорного золотосодержащего сырья на основе направленных фотоэлектрохимических воздействий осуществлялись на лежалых огарках обжига золотосодержащего арсенопиритового флотационного концентрата Дарасунского рудника, принадлежащих ООО НПО «Экопромтехнология» Управляющей компании «Руссдрагмет» (Читинское представительство). Проверяемые параметры – извлечение золота из труднообогатимого минерального сырья.

Формы нахождения золота по результатам фазового анализа, %: золото свободное с чистой поверхностью (амальгамируемое), 23,5; золото цианируемое (в сростках), 40,23; золото, покрытое пленками, растворимыми в кислотах, 8,5; золото в сульфидах, 25,07; золото «запечатанное в кварце», 2,7. Методика проведения испытаний представлена в Патентах 17, 19, 20. Результаты экспериментальных испытаний сравнивались с базовым вариантом ООО «Экопромтехнология» по схеме сорбционного выщелачивания огарков с предварительным раздельным цианированием фракций крупности +0,106 мм и -0,106 мм, полученных измельчением.

Параметры фотоэлектрохимических воздействий: продолжительность облучения 6 мин; продолжительность барботажа 1,5 ч; напряжение в электролизере 20 В; концентрация раствора H2SO4 3 %, продолжительность обработки 8 ч. Параметры биоокисления: крупность исходного материала +12,5 мм; Ж:Т=5:1; температура пульпы 25-30 °С; рН пульпы 2-2,5; расход воздуха 0,3 - 0,4 м3/(м2·мин); минимальная концентрация кислорода в пульпе 2,0 мг/л; количество бактерий в растворе (начало/окончание) (3-4) х 106 / (4-10)х107 кл/мл; применяемые при биоокислении реагенты и их расходы: аммофос 3,2 кг/т, сульфат аммония 8,0 кг/т, серная кислота для приготовления питательной среды, 6,0 кг/т; концентрация в исходной среде: аммофоса 0,45 г/л, сульфата аммония 0,45 г/л, продолжительность биоокисления 48 ч. Технологическая и аппаратурная схемы испытаний представлена на рис. 21 и 22. Результаты полупромышленных испытаний представлены в табл. 2-4.

Таблица 2

Зависимость кислотообразования от продолжительности выщелачивания

Параметры Продолжительность выщелачивания Fе3+, ч
0 9 18 27 36 45 54
рН 4,5 2,5 2,1 2 2 1,9 1,7

Таблица 3

Зависимость концентрации Fe3+ в растворе от продолжительности выщелачивания

Параметры Продолжительность выщелачивания Fе3+, ч
9 18 27 36 45 54
Концентрация, г/л 14,8 17,1 32,7 62,4 20,0 4,1


Pages:     | 1 |   ...   | 4 | 5 || 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.