Опыт тиокарбамидного выщелачивания золотосодержащего концентрата

Барченков В. В.

Тиокарбамид (или тиомочевина, CS(NH2)2) в гидрометаллургии золота применялся с конца 1960-х годов, но не для растворения благородных металлов из руды, а для десорбции золота с анионообменной смолы АМ-2Б. Примерно в то же время институт «Иргиредмет» приступил к изучению процесса растворения золота тиокарбамидом с целью разработки технологии выщелачивания золота как альтернативы применения цианистого натрия.

Исследования процесса тиокарбамидного выщелачивания, проведенные Иргиредметом, показали, что золото, присутствующее в рудах или концентратах, достаточно хорошо переходит в раствор в виде положительно заряженного тиокарбамидного комплекса Au[CS(NH2)2]2+. При этом процесс идет в присутствии серной кислоты H2SO4 и солей трехвалентного железа Fe2 (SO4)3 в качестве окислителя вместо кислорода.

На основании этих исследований Иргиредмет разработал технологию тиокарбамидного выщелачивания золота, провел лабораторные и полупромышленные испытания для нескольких золотосодержащих руд и концентратов. Результаты работ Иргиредмета в данном направлении подробно изложены в монографических изданиях института и журнальных статьях.

Было отмечено, что при переработке рядовых золотых руд относительно простого вещественного состава (кварцевых, кварцево-сульфидных) карбамид, как растворитель золота, не может конкурировать со щелочными цианидами ни с технологической, ни с экономической, ни с экологической точки зрения. Тем не менее в Иргиредмете считают, что тиокарбамидная технология может быть экономически целесообразна для извлечения золота из медистых руд, богатых концентратов, цинковых кеков, шлиховых продуктов обогащения россыпей и др.

 

В этом плане интересен опыт переработки гравитационного концентрата, полученного на Верхне-Шахтаминской обогатительной фабрике в опытном гидрометаллургическом цехе ЦНИЛ ППГХО, г. Краснокаменск. Гравиоконцентрат содержал 103 г/т золота и 1705 г/т серебра. Минеральный состав гравиоконцентрата представлен кварцем и сульфидными минералами — галенитом, сфалеритом, пиритом, арсенопиритом, халькопиритом, висмутином.

Перед ЦНИЛ и опытным гидрометаллургическим цехом (ОГМЦ) была поставлена задача получить из гравиоконцентрата золото в товарную продукцию гидрометаллургическими методами с применением альтернативных цианиду растворителей.

           

На первом этапе в ЦНИЛе из гравиоконцентрата провели обогащение на винтовых сепараторах, а затем на концентрационных столах выделили свинцово-золотую головку. Состав продуктов обогащения гравиоконцентрата приведен в табл. 1.

 

Таблица 1. Результаты обогащения гравитационного концентрата

Наименование продуктов

Выход,

%

Au

Ag

Pb

Fe

3

As

Bi

Cu

Zn

Исх.

гравиоконцентрат

100

103,0

1705,2

11,5

15,61

0,032

0,54

0,76

3,87

1,5

Свинцово-золотая головка (КС-3)

2,0

1660,0

4581,2

62,0

4,0

0,010

0,67

4,80

0,38

0,042

Промпродукт

1,6

263,4

4872,5

65,3

6,7

0,003

0,92

4,80

0,73

0,09

Хвосты (товарный продукт)

96,4

68,0

1594,0

9,6

16,0

0,033

0,53

0,61

4,00

1,55

 

На втором этапе, изучив вещественный состав свинцово-золотой головки, для извлечения золота исследователи ЦНИЛ решили применить процесс тиокарбамидного выщелачивания, для чего разработали технологическую схему, показанную на рисунке.

 

Принципиальная технологическая схема переработки свинцово-золотой головки
Принципиальная технологическая схема переработки свинцово-золотой головки

 

Взяв за основу исследования Иргиредмета по использованию тиокарбамида для извлечения золота из руд и концентратов, в лабораторных условиях подобрали оптимальные технологические параметры процесса выщелачивания, которые показаны на схеме (см. рис. 1). Растворение золота проводили при комнатной температуре +20 °С раствором, содержащим тиомочевину 20 г/л и 20 г/л H2SO4. Процесс растворения драгметаллов проходил при поддержании окислительно-восстановительного потенциала (ОВП) 170 мВ. Для обеспечения заданного ОВП в процесс добавляли раствор перекиси водорода H2O2.

В результате опытов извлечение золота в раствор составило 96,3%, серебра — 23,3%. Далее раствор фильтровали, золото осаждали цементацией алюминиевым порошком. При этом в цементат перешло 99,95% золота и 95% серебра.

Маточный раствор после фильтрации цементата доукрепляли по тиокарбамиду и серной кислоте и направляли в оборот. Гидратная обработка маточника проводилась периодически по мере усталости оборотного раствора.

 

После проведения лабораторных исследований процесса тиокарбамидного выщелачивания в опытном цехе гидрометаллургии смонтировали полупромышленную установку для переработки свинцово-золотой головки. Установка состояла из эмалированного реактора Vраб =400 л с титановым теплообменником и мешалкой турбинного типа (900 об/мин), эмалированного нутч-фильтра (Sпов=40 дм2) и эмалированного монжюса (V=450 л). Процессы выщелачивания-фильтрация и цементация-фильтрация осуществлялись последовательно на одном и том же оборудовании с тщательными промежуточными зачистками и сменой фильтровального материала. Для выщелоченной ТМ пульпы применялась лавсановая фильтр-ткань (верхний слой) и бельтинг, для фильтрации суспензии после цементации — фильтровальная бумага и лавсан (нижний слой).

Для проведения промышленных испытаний отобрали две партии концентрата с минимальным и максимальным содержанием золота. Первая партия (П-1) имела содержание золота 580 г/т и серебра 2640 г/т при массе 1200 кг по сухому весу; вторая партия (П-2) весом 400 кг содержала золота 1278 г/т и серебра 3711 г/т. Разовая загрузка твердого составляла 100 кг.

Для выщелачивания использовались растворы с концентрацией реагентов, установленных в лабораторных опытах: ТМ — 20 г/л, H2SO4 — 20 г/л, ОВП поддерживалось на уровне 170–175 мВ добавлением 33% H2O2. Процесс протекал при температуре окружающей среды 16–21 °С. Продолжительность ТМ-выщелачивания составляла 19–20 час.

Всего было проведено 16 циклов выщелачивания-цементации с одной промежуточной гидратной очисткой растворов после 12-го цикла. (Термин «цикл» применяется, когда процессы происходят в периодическом режиме. В нашем случае в цикл входят операции: тиокарбамидное выщелачивание – фильтрация пульпы – цементация золота и серебра из полученного фильтрата – фильтрация осадка) Момент окончания процесса выщелачивания определяли по результатам трех экспресс-анализов жидкой фазы с интервалом 25–30 мин, которые минимально различались по содержанию золота.

Результаты испытаний приведены в табл. 2.

 

Таблица 2. Результаты полупромышленных испытаний
по ТМ-выщелачиванию золотосодержащих концентратов
 

Исх.материал

Время выщела чивания, час

ОВП, мВ

Температура, °С

Прямой расход
реагентов, кг/т

Продолжительность фильтрации и отмывки, час

Остаточное
содержание
в кеках, г/т

Извлечение
в раствор, %

ТМ

H2SO4

H2O2

Аu

Ag

Аu

Ag

1

2

3

4

5

6

7

8

9

10

11

12

13

1.

П-1

19,0

170

16

3,65

22,8

73,6

5,0

19,1

2001,1

96,7

24,2

2.

П-1

20,0

170

16

3,70

22,9

73,0

5,0

24,9

2046,3

95,7

22,5

3.

П-1

19,0

172

16

3,59

22,8

70,5

4,5

20,9

2029,7

96,4

23,1

4.

П-1

18,5

175

17

3,59

23,0

70,8

6,0

16,2

1998,5

97,2

24,3

5.

П-1

19,0

175

16

3,44

23,1

70,7

5,0

26,1

2011,7

95,5

23,8

6.

П-1

20,0

170

17

3,12

22,8

71,0

5,0

29,0

2019,3

95,0

23,5

7.

П-1

20,0

174

17

3,62

23,0

70,5

5,5

16,2

2077,6

97,2

21.3

8.

П-1

19,5

170

20

3,51

23,0

71,0

5,5

16,2

2053,9

97,2

22,2

9.

П-1

22,5

170

20

3,41

23,1

70,9

5,0

15,1

2002,1

97,4

24,2

10.

П-1

20,0

174

21

3,71

22,9

72,0

5,0

16,2

2050,0

97,2

22,4

11.

П-1

19,0

170

19

3,56

23,0

70,2

6,0

31,9

1980,0

94,5

25,0

12.

П-1

20,0

170

20

3,66

22,8

70,7

5,0

29,0

2035,4

95,0

22.9

Среднее
по партии

19,7

172

18

3,55

22,9

71,2

5,2

21,7

2025,4

96,3

23,3

13.

П-2

19,5

172

20

3,46

23,1

71,9

5,0

38,3

2553,2

97,0

31,2

14.

П-2

21,5

170

19

3,42

23,0

71,5

5,0

52,4

2586,6

95,9

30,3

15.

П-2

19,0

170

17

3,27

23,5

72,0

5,5

44,7

2608,8

96,5

29,7

16.

П-2

19,0

175

17

3,52

22,9

71,5

5,0

38,3

2571,7

97,0

30,7

Среднее
по партии

19,8

172

18,3

3,42

23,1

71,7

5,1

43,4

2580,1

96,6

30,5

  

Как видно из табл. 2, все режимные параметры в циклах выдерживались с высокой точностью, что позволило обеспечить стабильно высокое извлечение золота в раствор на уровне 96,3–96,6% и оптимальный расход реагентов ТМ, H2SO4, H2O2.

Следует отметить, что потери золота в хвостах богатой партии концентрата П-2 увеличились в 2 раза по сравнению с хвостами более бедной партии П-1 при том же расходе реагентов, хотя извлечение увеличилось всего на 0,3%.

Учитывая, что хвосты ТМ-выщелачивания концентрата поступают в дальнейший процесс обогащения на фабрике, из этого сравнения можно сделать вывод, что в данном случае выгоднее перерабатывать менее бедный по золоту концентрат гидрометаллургическим методом, чтобы в последующем процессе обогащения снизить нагрузку на золото.

Низкое извлечение серебра в раствор при ТМ-выщелачивании объясняется, видимо, тем, что большая часть серебра в концентрате находится в составе сульфидных минералов, которые не были вскрыты при измельчении. В табл. 3 приведены сравнительные данные по цементации золота и серебра из фильтратов ТМ-выщелачивания в лабораторных и полупромышленных условиях.

 

Таблица 3. Сравнение лабораторных исследований
с полупромышленными 
по операции цементации золота
из растворов ТМ-выщелачивания

Наименование

Расход

осадителя,

г/м3

Время цементации, мин

Потери ТМ, %

Темпера-

тура, °C

Извлечение, %

Au

Ag

1

Лабораторное выщелачивание
усредненной пробы

315

10

1,0

77

99,95

95,0

 

2

Полупромышленное выщелачивание П-1

300

10

0,75

77

99,5

95,5

3

Полупромышленное выщелачивание П-2

350

10

0,92

78

99,75

95,0

 

Из сравнительной таблицы (табл. 3) следует, что расход осадителя — алюминиевого порошка — в полупромышленных условиях несколько выше для более богатой золотом партии П-2, а извлечение золота в цементат оказалось несколько ниже, чем в лаборатории. По осаждению серебра извлечение осталось на том же уровне

Процесс осаждения хорошо и быстро протекает при температуре 77 °С. При этом в полупромышленных условиях потери ТМ при цементации оказались ниже, чем в лабораторных, что объясняется применением оборота ТМ-растворов.

Анализ состава цементационных осадков в лабораторных и полупромышленных условиях показал, что они существенно отличаются, см. табл. 4.

 

Таблица 4. Состав цементационных осадков в %, полученных в лаборатории и в полупромышленных условиях

№№

п/п

Наименование

Au

Ag

As

Sb

Cu

Bi

Pb

Zn

Al

Sэл

Sсульф

1

Лабораторное выщелачивание

усредненной пробы

26,1

32,7

0,5

1,3

2,2

20,1

0,6

0,25

8,5

8,6

0,3

 

2

Промышленное выщелачивание П-1

15,3

16,6

2,1

7,8

2,9

21,2

3,5

0,15

16,5

9,2

1,5

3

Промышленное выщелачивание П-2

33,4

31,0

2,0

5,8

1,8

11,0

3,7

0,15

3,7

10,1

1,3

 

Содержание золота в цементате бедной пробы П-1 оказалось на 41,4% ниже, а в цементате более богатой пробы П-2 почти на 28% выше, чем в лаборатории. Это явление можно объяснить тем, что при цементации ТМ-раствора пробы П-1 часть алюминиевого порошка не прореагировала с золотом, о чем свидетельствует повышенное содержание алюминия в цементате — до 16,5%. Возможно, что на цементацию золота в более бедном растворе влияет повышенное число оборотов в минуту турбинной мешалки (кстати, при цементации золота цинковой пылью из цианистых растворов скорость механической мешалки в осадителе существенно ниже).

В цементных осадках промышленного происхождения уровень свинца в шесть раз выше по сравнению с лабораторным осадком. Исследователи ЦНИЛ установили, что обогащение промышленных цементатов свинцом происходит за счет попадания в них мельчайшей взвеси PbSO4 из недостаточно полно осветленных при фильтрации рабочих растворов ТМ-выщелачивания, что подтверждается косвенно ростом содержания в осадках сульфатной серы с 0,3 до 1,5%.

Гидратная очистка оборотных растворов после цементации после 12 циклов выщелачивания в полупромышленных условиях никаких особенностей по сравнению с лабораторными не выявила. К моменту осуществления этой операции уровень ионов Fe, As, Sb в растворе составлял соответственно 15,6 г/л, 217 и 292 мг/л при кислотности 21,3 г/л.

Для предупреждения гипсования оборудования, особенно теплообменника и запорной арматуры, при последующем закислении очищенных растворов рН доводили до уровня 5,7 только известковой пастой, изменение рН с 5,7 до 8 производили едким натром, что обеспечивало полное срабатывание Са(ОН)2 в кислой области. В этом случае образующийся гипс на поверхности оборудования не отлагается, а увлекается параллельно образующимися гидратными осадками. Расход 93%-ной Са(ОН)2 составил 27,1 кг/м3 раствора. Выход сухого осадка составил 59,2 кг/м3 при содержании в нем суммы As, Sb 0,61%.

При проведении ТМ-выщелачивания за счет подачи в процесс перекиси водорода Н2О2 и растворов от промывки кеков выщелачивания, цементных и гидратных осадков получался дисбаланс жидкой фазы, который устранялся упариванием суммы растворов при температуре 78–85 °С и разрежении до 0,5 атм. При этом потери ТМ с промытыми кеками не превышали 0,17–0,21% за один полный цикл.

Лигатурное золото из цементных осадков получали процессом низкотемпературной коллекторной плавки.                         

Полученные в ходе полупромышленных испытаний высокие показатели позволили в течение двух лет эксплуатировать опытно-промышленную установку в ОГМЦ для переработки и извлечения золота и серебра из концентратов Верхне-Шахтаминской обогатительной фабрики с полнотой извлечения 97–98%.

Таким образом, показатели по извлечению драгметаллов и расходу реагентов позволяют сделать вывод, что тиокарбамидная технология является перспективной для переработки галенитовых концентратов, содержащих крупное золото.

 

В статье использованы материалы ЦНИЛ ПАО ППГХО им. Е.П. Славского, любезно предоставленные группе компаний «Мангазея».

 

Литература

1. В.В.Лодейщиков Возможности и перспективы промышленного использования нецианистых растворителей золота и серебра

2. В.В.Барченков Гравитационное обогащение и гидрометаллургия золота


-1+0
Просмотров статьи: 586, комментариев: 9       

Комментарии, отзывы, предложения

Магадан, 17.06.20 01:40:18 — Автору

2 года установка работала показала хорошие результаты. Почему дальше не стали развивать? Какие недостатки?

Автор, 17.06.20 11:54:34 — Магадан

Переработали весь объем гравиоконцентрата, который хранился на складе с прошлых лет. В настоящее время на фабрике перерабатывается руда другого месторождения.

Никита, 17.06.20 14:40:20 — Автору

Наконец-то появилась информация о практическом применении нецианистых растворителей золота. Статья этим и интересна. Но у меня вопрос к автору: как экономически выглядит ТКВ- технология по сравнению с цианистым процессом на богатых концентратах. Есть ли какие-либо данные по затратам на процесс ТКВ?

В.Р., 17.06.20 14:59:41 — Автору

С чем связан ваш вывод: "тиокарбамидная технология является перспективной для переработки галенитовых концентратов, содержащих крупное золото".

А для других концентратов технология не годится что-ли? Как вы оцениваете область применения?

Автор, 18.06.20 11:39:39 — Никите

К сожалению, данных по экономике процесса ТКВ в представленных материалах не оказалось. Но, имея данные о расходах реагентов, показателях извлечения золота и серебра, объеме переработанных концентратах, а также учитывая безотходность технологии и минимальную экологическую опасность, можно с большой долей вероятности предположить, что ТКВ-процесс не уступает цианистому.

Я считаю, что для данного случая опыт применения тиокарбамидного выщелачивания богатого гравиоконцентрата успешным.

Автор, 18.06.20 13:36:02 — В.Р.

Думаю, что и для других богатых концентратов-гравитационных и флотационных ТКВ-технология пригодна, особенно, в тех случаях, когда в концентратах имеются вредные для цианистого процесса примеси. Но для каждого конкретного концен- трата необходимо проводить исследования на ТКВ технологию и подбирать оптимальный режим процесса.

На ваш вопрос ответ дает Иргиредмет, в статье об этом говорится.

Дилетант, 18.06.20 16:29:41

Я тут еще статью нашел. Тиосульфат это совсем другое или не очень?

https://zolotodb.ru/article/11268

ИИИ, 26.06.20 03:23:21 — Дилетанту

Есть тиосульфат натрия Na2S2O3 и

тиосульфат аммония (NH4)2S2O3. Их тоже применяют. Последний более рерспективный по новым исследованиям, чем мочевина

Никита, 26.06.20 12:56:32 — ИИИ, Дилетанту

Не согласен с вашим мнением о перспективности тиосульфатного растворения золота, нежели тиокарбамидно.

Процесс растворения золота в тиосульфате в присутствии кислорода протекает по реакции, аналогичной цианистому процессу:

4Au + 8Na2S2O3 + O2 + H2O = 4Na2 [Au(S2O3)2] + 4NaOH

Стойкость золото-тиосульфатного комплекса (Кн=4·10-30) близка к стойкости золотоцианистого комплекса, комплекс не окисляется и не разлагается в кислой среде. Однако практическая реализация тиосульфатной технологии сталкивается с кинетическими препятствиями.

Особую роль в тиосульфатном процессе играет температурный фактор. Заметное повышение скорости растворения золота начинается при температуре выше 50ºС и при температуре более 90ºС, скорость растворения составляет уже около 4,6 мг/см·ч, что в 3 раза выше скорости цианистого процесса. Однако в этих условиях концентрация кислорода в растворе крайне низка, что и тормозит процесс. Отсюда следует, что при высокой температуре необходимо вводить в растворитель различные окислители.

Найдено, что такими эффективными окислителями могут быть аммиачные и тиосульфатные комплексы меди и кобальта. Показано, что наиболее высокие скорости растворения золота и серебра достигаются при температурах 40–60ºС, а извлечение из руд «двойной упорности» составило 75-80%. Но это, так сказать, получено в лабораторных условиях. По настоящему полу- и промышленных испытаний тиосульфатного выщелачиыания пока никто не проводил. Поэтому, на мой взгляд, рано говорить о перспективности тиосульфатного растворения золота из рудного сырья.

Уважаемые посетители сайта! Пожалуйста, будьте как дома, но не забывайте, что в гостях. Будьте вежливы, уважайте родной язык и следите за темой: «Опыт тиокарбамидного выщелачивания золотосодержащего концентрата»


Имя:   Кому:


Введите ответ на вопрос (ответ цифрами) "восемь прибавить 10":