Опыт тиокарбамидного выщелачивания золотосодержащего концентрата

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

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

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 V_раб =400 л с титановым теплообменником и мешалкой турбинного типа (900 об/мин), эмалированного нутч-фильтра (S_пов=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 

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, H₂O_2.

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

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

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

Об авторе

-1+1

• Содержание сайта
• Комментарии
• Главная страница