Гидрохлорирования золотосодержащих руд, опыт применения

В период 1986–1990 гг. Иргиредметом, Навоийским филиалом ТажПТИ  на Марджанбулакском руднике ПО «Узбекзолото» в Узбекистане проведены первые в СССР опытно-промышленные испытания подземного выщелачивании (ПВ) золота из руд хлор-хлоридными растворами (Cl₂ + NaCl + HCl).

Продуктовый слой руды, представленный рыхлыми, хорошо фильтруемыми породами, был подвергнут предварительному «закислению» в течение 53 сут., для чего в слой было закачано 250 м³ раствора, содержащего 0,7–0,8 г/л НСl, 70 г/л NaCl с рН=2. После такой подготовки была осуществлена подача в слой 89 м³ рабочего раствора, представляющего собой воду, насыщенную газообразным хлором (концентрация активного хлора 1,5–2,0 г/л). В процессе испытаний получено и переработано 13 м³ золотосодержащего раствора с концентрацией Аu от 0,3 до 3,7 г/м³. Осаждение золота производилось цементацией на угольный ватин. Извлечение металла из растворов составило 95,7%.

Результаты проведенных испытаний хлоридного выщелачивания показали, что данная технология осуществима с приемлемыми экономическими показателями. Однако допущенные в процессе испытаний организационные недоработки и недостатки проекта, которые вызвали значительные потери продуктивных растворов, не позволили однозначно рекомендовать этот процесс к дальнейшим испытаниям и реализации.

Кроме того, как отмечено в протоколе Главалмаззолота от 11.09.1990, «в процессе опытных работ и при их проведении уделено недостаточное внимание влиянию данной технологии на подземные воды. Вследствие этого местное население выступило с возражениями против дальнейших работ по созданию технологии ПВ, опасаясь отрицательного влияния этих работ на качество подземных вод».

Особую значимость, как по масштабам, так и по детальности проработки, представляют опытно-промышленные испытания хлоридной технологии подземного выщелачивания золота, проведенные Уральской горно-геологической компанией (УГГК, Екатеринбург) и старательской артелью «Гагарка» на рудах коры выветривания месторождения «Гагарское» в Свердловской области /11/, где был использован опыт марджабулакской установки.

Примерный минеральный состав руд коры выветривания, %: кварц — 56, серицит — 15, мусковит — 13, каолинит — 7, глины и полевые шпаты — 6, прочие — 4. Глубина залегания руд — 0–40 м от поверхности. Кора выветривания подстилается практически водонепроницаемыми монолитными (скальными) первичными рудами и породами.

Окисленные и полуокисленные руды коры выветривания, слагающие верхнюю часть месторождения, образуют поверхностную пластовую рудоносную залежь. Содержание золота в ней колеблется в очень широких пределах: от десятых долей грамма на 1 т до 120 г/т, составляя в среднем (в балансовой группе запасов) 1,4 г/т. Основная масса золота представлена тонкими и дисперсными частицами. По данным рационального анализа, золото на 97% присутствует в цианисторастворимых формах.

Для проведения испытаний технологии ПВ в пределах зоны был выделен отдельный участок, на котором организовано 3 опытных блока (пущены в эксплуатацию соответственно в 1994, 1995 и 1996 гг.).

Подземное выщелачивание золота в опытных блоках производили хлорной водой, получаемой путем растворений газообразного хлора в пластовой воде. Концентрация активного хлора в исходном растворе составляла 0,4 г/л. Подачу выщелачивающих растворов осуществляли свободным наливом через систему закачных канав и скважин. Подъем продуктивных растворов производился из откачных скважин с помощью эрлифтов. Золото из продуктивных растворов (0,5–1,1 мг/л) извлекали сорбцией на активированный уголь. Переработка насыщенного угля (12 г Au на 1 кг угля) производили по схеме: кислотная промывка — озоление и плавка на золотосеребряный сплав (металл Доре).

За период опытных испытаний (1994–1996 гг.) на участке ПВ извлечено в растворы около 100 кг металла при среднем удельном расходе хлора 0,42 кг на 1 т руды. Добыто и реализовано около 70 кг х.ч. золота.

В процессе испытаний осуществлены жесткий контроль и система мер по защите атмосферы и подземного бассейна, предотвращающих или сводящих к минимуму отрицательное воздействие применяемой технологии на окружающую среду. Разработаны границы санитарно-защитных зон, а также мероприятия по ликвидации возможных аварийных ситуаций.

По итогам испытаний выданы экономически обоснованные рекомендации по созданию на базе Гагарского комплекса опытно-промышленного предприятия производительностью 130 кг золота в год со сроком эксплуатации 3,5 года и сроком окупаемости капиталовложений 1,2 года.

В 1999–2000 гг. в рамках Федеральной целевой программы «Создание и внедрение эффективной экологически чистой технологии и технических средств подземного выщелачивания драгоценных металлов из руд и песков» Иргиредметом и УГГК проведены дополнительные исследования и технологические испытания процесса хлорного выщелачивания золота /12/. Объектом испытаний были окисленные руды Маминского месторождения  (Свердловская обл.) с благоприятной гидрогеологической характеристикой для осуществления данной технологии.

На основе геотехнологического картирования Маминской рудной зоны выбран наиболее перспективный для работ участок, в пределах которого организован опытный блок длиной 120, шириной 40 м с подготовленными запасами руды и золота, соответственно 90 тыс.т и 61,2 кг, при среднем содержании Au в руде 0,7 г/т. Разработан проект и осуществлено строительство опытного технологического комплекса подземного выщелачивания, состоящего из двух основных частей производственного назначения:

1. Геотехнологического полигона, включающего систему из 25 закачных и 10 откачных скважин, средств раствороподъема (эрлифты) и распределительные трубопроводы (полиэтиленовые трубы различного диаметра), что в совокупности обеспечивает процесс выщелачивания золота в недрах, сбор и подъем на поверхность продуктивных золотосодержащих растворов.

2. Технологического корпуса, в котором размещены хлораторная станция, установка по переработке растворов (угольно-сорбционные колонны со вспомогательным оборудованием), компрессорная, лаборатория, операторская.

В основу процесса переработки руд положена технология ПВ, примененная ранее на месторождении «Гагарское». Для предварительного «закисления» рудного массива использовали солянокислые растворы с концентрацией HCl 0,2–0,3 г/л. Продолжительность стадии составляла 1,5–2 месяца. Последующее выщелачивание золота осуществляли «хлорной водой» с концентрацией активного хлора 0,4–0,8 г/л, при объеме выщелачивающих растворов 15 м³/ч. Извлечение золота из растворов проводилось активированным углем в 14-ти (работающих параллельно) сорбционных колоннах. По достижении степени насыщения золотом уголь в полном объеме выводили из колонн и подвергали переработке по схеме «сушка—озоление - плавка (на веркблей) - купелирование металлического сплава»  с получением лигатурного золота. Обеззолоченные растворы из угольных колонн, после предварительного осветления и подкрепления «активным» хлором и соляной кислотой до требуемой концентрации 0,3–0,6 г/л Cl₂ и рН=3,0–3,5, направляли в оборот (на выщелачивание руды).

Описанная технология испытана в непрерывном режиме в течение 7 месяцев. За этот период методом ПВ добыто из недр более 6 кг золота, при удельном расходе хлора 3,5 кг на 1 г извлекаемого металла.

В процессе испытаний подтверждена эффективность функционирования принятой системы ПВ и работоспособность применяемого технологического оборудования. Тем самым сделан важный шаг на пути приближения данной технологии к промышленному освоению на предприятиях золотодобывающей промышленности.

Одновременно с этим выявлены недостатки и намечены пути дальнейшего усовершенствования процесса. В частности, установлено, что низкая концентрация Au в растворах при одновременном наличии в них значительного количества свободного хлора крайне отрицательно влияют на процесс сорбции металла активированным углем, практически, исключая возможность регенерации угля и его повторного использования.

В этой связи Иргиредметом разработан и апробирован в опытно-промышленном масштабе вариант угольно-адсорбционной технологии, предусматривающий предварительное дехлорирование растворов. Показано, что при степени дехлорирования растворов 70–80% и увеличении концентрации золота в исходных растворах в 0,10–0,13 до 0,3 мг/л указанная технология обеспечивает извлечение металла на уровне 95%, при емкости насыщенного угля 3–4 г Аu на 1 кг угля. Переработка данного угля может быть осуществлена по стандартной (классической) схеме с возвращением обеззолоченного и регенерированного угля в гидрометаллургический цикл, т.е. на осаждение золота. 

В качестве альтернативы рассмотрен и испытан вариант ионообменной сорбции золота из дехлорированных растворов, также предусматривающий возможность регенерации сорбента.

Оба указанных варианта представляют собой новые технические решения в области хлоринационного выщелачивания золота и рекомендованы к дальнейшей проработке.

В плане развития технологии ПВ предполагается также переход на выщелачивание золота гипохлоритными растворами (взамен хлорной воды), что позволит существенно расширить сырьевую базу для хлоринационного ПВ золота за счет вовлечения в эксплуатацию более упорных в технологическом отношении, но и более богатых по содержанию металла карбонатизированных руд туфопорфиритового типа.

 Одним из новых направлений в области хлоринационного выщелачивания золота из рудного сырья является горячее гидрохлорирование (в «безавтоклавном» режиме), в котором процесс растворения Au сочетается с химическим вскрытием золотосодержащих сульфидов.

 Данный технологический вариант «позаимствован» из металлургии цветных металлов, где гидрохлорирование рассматривается как альтернатива существующим пирометаллургическим способам переработки сульфидных, в частности медь и свинецсодержащих руд и рудных концентратов.

Еще в начале 90-х годов прошлого столетия установлен факт растворения золота в хлоридах меди по реакции

Аu + 3Сu₂+ + 6Cl- → AuCl^-4 + 3Сu+ + 2Сl^-             (l)

Позднее этот факт был использован фирмами «Intec» (Австралия) (13) и «Outocumpo» (Финляндия) /14/ при разработке своих вариантов процесса хлоринационного извлечения меди и ассоциированного с нею золота из халькопиритовых концентратов.

Отличительной особенностью технологии «Intec Copper» является то, что для выщелачивания меди и золота, используется не чисто хлоридная среда, а комбинированные галоидные растворы, содержащие NaCl, NaBr и CuCl₂ с высокой концентрацией указанных компонентов. Процесс ведут в присутствии воздуха при атмосферном давлении в противоточной контактной системе при температуре 80–85°С. Растворение меди из халькопирита происходит по следующей реакции

CuFeS₂ + 3Cu₂+ → 4Cu+ + Fe₂+ + 2S                  (2)

Двухвалентное железо в дальнейшем окисляется воздухом до 3-валентного и осаждается из растворов в виде гетита (HFeO₂) или гематита (Fe₂O₃). Сера сохраняется в элементарном виде. Медь из хлоридных растворов после очистки их от балластных примесей осаждают химическим путем или другими методами с получением соответствующей товарной продукции. Для выделения из растворов золота (растворяющегося по реакции 1) рекомендуется использовать метод угольной адсорбции.

При дальнейшей разработке процесса выявлена возможность извлечения таким путем золота не только из халькопирита, но также из сопутствующих ему сульфидов железа — арсенопирита и пирита, которые, при соблюдении определенных условий и наличии ионов Сu²⁺ , растворяются в хлор-бромидных растворах с образованием соответственно мышьяковой кислоты (H₃AsO₄) и сульфата железа (Fe₂(SO₄)₃). Золото при этом освобождается от ассоциации с указанными сульфидами и переходит в растворы по реакции, приведенной выше.

В связи с этим, «Intec» разработала специальный вариант хлоринационного выщелачивания Intec Gold Process (IGP), предназначенный для переработки упорных пиритных и мышьяково-пиритных концентратов золота, подробно описанный в /13/. Там же приведена дополнительная информация по IGP, включая аппаратурное оформление процесса, используемые конструкционные материалы, условия аэрирования и т.д. В заключение приведены некоторые данные по технолого-экономическому сопоставлению процесса IGP с другими альтернативными вариантами переработки упорных пирит-арсено-пиритовых золотых концентратов — биохимическим (BIOX) и автоклавным (РOX) окислением сульфидов с последующим цианированием получаемых остатков (табл. 1 и 2).

Таблица 1. Характеристика IGP в сопоставлении с другими альтернативными вариантами переработки упорных золотых руд

* В условиях обычного CIL/CIP процесса

Таблица 2. Сопоставление стоимости процессов для производительности предприятия 50 тыс. т концентрата в год

Конечно, представленные табличные данные должны восприниматься с определенной «скидкой» на полурекламный характер публикации. Тем не менее, экономические показатели процесса IGP выглядят достаточно привлекательными.

ЛИТЕРАТУРА.

1. Предварительная разведка золоторудного месторождения Гагарского: Отчет/АООЗТ «Уральская горно-геологическая компания»; Руководитель Т.Э.Видусов,— Екатеринбург, 1996, № ГР 40-91-184.

2. Промышленные испытания технологии подземного выщелачивания золота из окисленных руд Маминского месторождения/А.Ф.Панченко, О.Д.Хмельницкая, В.В.Лодейщиков, В.М.Myллов, О.Н.Ланчакова, В.А.Асалханов, Т.Э. Видусов//Добыча и пере­работка золото- и алмазосодержащего сырья: Сб.науч.тр., посв. 130-летию института «Иргиредмет». — Иркутск: Иргиредмет, 2001.— С. 232–248.

3. Moyes Y., Houliss F., J-L and Sammit D. The Intec Gold Process — A Halide-based Alternative for the Recovery of Gold From Refractory.

Sulphide Deposits//Processing of Int. Symp.: On the Treatment of Gold Ores (August 21–24, 2005, Calgary, Canada).—P. 177–192.

4. Leppinen J., Hamalainen M. and Hyvarinen. Chloride Leaching of Gold from Sulphide Concentrates//Processing of Int.Symp. On the Treatment of Gold Ores (August 21–24, 2005, Calgary, Canada).—P.165–176. 

Комплекс статей

Гидрохлорирование золотосодержащих руд, история проблемы, часть 1

Гидрохлорирование золотосодержащих руд, часть 2

Гидрохлорирование золотосодержащих руд, опыт применения, часть 3

Гидрохлорирование цветных и благородных металлов, часть 4

-0+0

• Содержание сайта
• Комментарии
• Главная страница