Технология переработки упорных и бедных золотосодержащих руд тема автореферата и диссертации по химии, 02.00.04 ВАК РФ
|
Самихов, Шонавруз Рахимович
АВТОР
|
||||
|
кандидата технических наук
УЧЕНАЯ СТЕПЕНЬ
|
||||
|
Душанбе
МЕСТО ЗАЩИТЫ
|
||||
|
2006
ГОД ЗАЩИТЫ
|
|
02.00.04
КОД ВАК РФ
|
||
|
|
||||
На правах рукописи
Самнхов Шо навруз Рахимович
ТЕХНОЛОГИЯ ПЕРЕРАБОТКИ УПОРНЫХ И БЕДНЫХ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ РУД
(02.00.04 - физическая химия)
АВТОРЕФЕРАТ
диссертации на соискание ученой степени кандидата технических наук
ДУШАНБЕ-2006
Pa6oia выполнена в Инспп v mimiiii им. íi И. H>íkm; ¡4¡j АН Pecm "ои,. Таджики, rriii и СП «?с;>ааыпнг>.
Научный руководитель:
кандидаттгчннчсочих наук 2:i¡:\e::::« A.íckitcciíi-
Официальные оппоненты:
доктор химические наук, профессор член - кора АН Республики Тахки^.лп;! Ган::зв !Зз;1тулло Навр\ ->>• -
кандидат технических наук ■ -
Рул*сз Д*.:сура РихкмнйЗ.грс-гм < -
Ведущая организация:
Таджикский Технический Университет, кафедра металлургии цветных металлов
Защита состоится «22» февраля 2006 г. в ¡2 часов на заседании диссертационного совета Д.047.003.01 при Институте химии им, В.И.Никитина АН Республики Таджикистан по адресу:734063, г Душанбе, ул. Айни 299/2, Е-таЛ: п^сЬсг."..^;-t.ru-
С диссертацией можно ознакомиться в библиотеке Института химии им. В.И.Никитина АН Республики Таджикистан
Автореферат разослан «20» января 2006 г.
Ученый секретарь
диссертационного совета, ,
__________ . ............ ...... ^
ЛДПДНДД ' « Г| Ч/| П1» л I... . »4
ОБЩАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА РАБОТЫ
Актуальность проблемы. Высокие темпы развития народного хозяйства страны характеризуются непрерывным увеличением масштабов потребления минерального сырья. На многих месторождениях сульфидных голотомышьяковых руд сосредоточено значительное количество мышьяка, являющегося вредной примесью. Тесная ассоциация золота микро- и субмикроскопической крупности с сульфидами мышьяка н железа, почти полное отсутствие свободного золота, наличие в некоторых концентратах углерода, сорбционноактивного по отношению к золотоцианистому комплексу, сложный минеральный состав делают концентраты, полученные из, указанных руд, весьма упорными при извлечении из них золота цианированием. Вскрытие подобных золотосодержащих сульфидно - мышьяковых концентратов за рубежом осуществляется, в основном, окислительным обжигом. Однако это связано с выделением в окружающую среду значительных количеств сернистого газа н мыш ьяксодержащей пьши, что недопустимо с экологической точки зрения. Кроме того, степень извлечения благородных металлов из огарков составляет всего 75-85 %. Вместе с тем вовлечение упорных золотосодержащих руд в промышленное производство значительно расширило бы сырьевую базу цветной металлургии. В связи с вышеизложенным разработка эффективной гидрометаллургической технологии переработки указанных руд является актуальной проблемой.
В последние годы в области золотодобычи ведутся работы по вовлечению в переработку руд с низким исходным содержанием полезных компонентов. Особый интерес для переработки такого сырья представляет процесс кучного выщелачивания. Применение этого процесса позволяет вовлечь в производство забалансовые руды, вскрышные породы карьеров н лежалые отвалы обогатительных фабрик. Имеется практика применения упрощенного метода кучного выщелачивания для переработки бедных руд, так называемого «отвального выщелачивания», который широко распространен на многих горнодобывающих предприятиях. В этом случае такие дорогостоящие операции как дробление, агломерация и другие подготовительные работы исключаются, и руда идет на штабелирование прямо с карьера, без предварительной подготовки руды, однако экономия по капитальным и производственным затратам компенсирует этот недостаток. Это позволяет вести рентабельную переработку руды, которую невыгодно перерабатывать на фабрике методом чанового выщелачивания.
Целью настоящей работы является исследование технологии азотнокислотного способа вскрьггмя золотом ышьяковых концентратов, обеспечивающего максимальное извлечение благородных металлов, связанных с сульфидами и арсенидами, и исследование технологии переработки бедных золотосодержащих рул.
В связи с поставленной целью основными задачами исследования являлись' - изучение азотнокислотного разложения золотомышьяковых концентратов к нахождение оптимальных условий переработки концентратов, обеспечивающих максимальное выщелачивание мышьяка в зависимости от различных физико-химическик факторов, г --;--"I
г,! *, . 'Л, Ч..1
И tyiemtc >(. 1ЧКИИ шкшнрованни кеков <пси нокнокч нш о выик Ш'итлиии ii (учение KiiHcHiKi! пронесся выщелачивания, - исследование фнзико-химнческич свойств сырья н продуктов сю рлшэлемия химическим, рентгеиофачовым и ИК- спектральным методами, изучение условий отвального выщелачивания белных юлотосодержаших р> л методом цианирования Р
Научная новизна работы:
-впервые исследованы условия выщелачивания мышьяка из концентратов, полученных из руд месторождения Чоре
-исследована кинетика разложения золото мышьяковых концентратов. На основе кинетических данных установлен механизм протекания процесса азотнокислотного вскрытия концентрата н разработана принципиальная технологическая схема переработки золотомышьяковых руд.
-проведено физико-химическое исследование полученных концентратов и продуктов его выщелачивания.
-впервые исследованы условия отвального выщелачивания бедных руд месторождений Олимпийское, Сев.Джнлау и Хирсхона.
Практическая значимость работы. Разработана технология переработки мышьяксодержащей золотой руды месторождения Чоре, включающая флотационное получение концентрата, выщелачивание мышьяка из концентрата азотной кислотой, с последующим извлечением из него золота методом цианирования.
Разработанный способ вскрытия концентратов отличается высокими технологическими показателями, меньшей токсичностью, по сравнению с окислительным обжигом концентрата, так как исключается вероятность выброса мышьяковистых газов в окружающую атмосферу.
Разработана и внедрена в СП «Зеравшан» технология отвального выщелачивания.
Основные положения^ выносимые на защиту:
-результаты исследования технологии переработки толотомышьяковых руд месторождения Чоре, включающей флотационное получение концентрата, выщелачивание мышьяка из концентрата азотной кислотой с последующим извлечением из него золота методом цианирования.
-результаты кинетических исследований процесса разложения флотоконцентрата в водных растворах азотной кислоты, процесса выщелачивания мышьяка из концентратов.
-результаты физико-химических н минералогических исследований концентратов и продуктов их разложения.
•результаты исследований по колонному выщелачиванию бедных руд месторождения Олимпийское, Сев. Джилау и Хирсхона.
-результаты исследования по промышленному выщелачиванию бедных руд месторождения Хирсхона.
Апробация работы. Основные результаты работы докладывались и обсуждались: на конференции «Химия в начале XXI века», посвященной 80-летию академика АН РТ МС Осими (Душанбе, 2000г): конференции молодых ученых
1, (Ч1МП1Ч .. ) К<>11(|>1'|4 1ШШ1 \И......... \ Ч<.1Н.1\ ИО^КЯМК ИНОМ Х< I II. I НЮ I. К) 111(11,1
1\ии о тки 11) 1ЛИМ1С щи I оро 1.1 Д\ plj.hu) Д\ шанос. 21)1М( } 1\.ч.11\о |ик.икм>н
М>>|ф|.'р1'111((Ш "I !рО! pei.CHHJJI.IO 1СЧ1К1,101 ИИ р,1 ф.КНН КИ \К'<_ I (>р<1Л 1С1И1Н н
иорораГки мг Щ1лезн1>1\ ископаемых >кожи ическпс семемы рпшишн юрнорупюн ||р(1мыиг'1С1ш0С1и» (Дутакое. 20051 )
И\б.ч икании. Но резулыгтш исежиоианий опубликовано 6 сIатей и 5 гелиеов
докладов на республиканских конференциях
Структура и объем работы. Диссертация сосгонг ил введения, четырех глав, посвященных обзору литературы, технике эксперимента и экспериментальным исследованиям, а также выводов и списка использованной литературы. Работа сложена иа 131 странице компьютерного набора, включая 27 таблиц, 25 рисунков и 126 библиографических ссылок.
Во введении обоснована актуальность рассматриваемых задач; представлены основные положения, выносимые на защиту; научная и практическая значимость работы и общие сведения о структуре диссертации.
В первой главе рассматриваются общие сведения об упорных и бедных золотосодержащих рудах, дается обзор работ по методам их переработки. Анализ литературных данных дает основание сделать вывод, что для золотомышьяковых руд наиболее эффективной является технология обогащения руды с получением флотационного золотомышьякового концентрата с последующей его переработкой методом азотнокислотного выщелачивания.
Для бедных и забалансовых золотых руд наиболее экономически выгодным процессом является процесс кучного выщелачивания.
Во второй главе описаны методы исследования, методики, используемые для обработки материалов, приборы и оборудование.
Третья глава посвящена исследованию процессов разложения золотом ышьяковых концентратов азотной кислотой с последующим извлечением из кеков выщелачивания золота методом цианирования. Приведены данные по определению оптимальных условий кислотного разложения, а также результаты физико-химического исследования концентрата и продуктов его разложения.
В четвертой главе приведены результаты исследования по колонному и полупромышленные испытания по отвальному выщелачиванию бедных и забалансовых руд.
ОСНОВНОЕ СОДЕРЖАНИЕ РАБОТЫ ГЛАВА 2. Методика эксперимента
2.1. Флотационный процесс
Флотации подвергалась руда, измельченная до 90% класса «-0,074мм» Разработанная схема включала в себя основную, контрольную флотации и две перечистки концентрата основной флотации
2.2. Цианирование руд и концентратов.
Золотосодержащую руду (концентрат) измельчали до крупности 90% класса «0,074мм» Цианирование проводили в четырех литровой бутыли, которая помещалась на рольганг и вращалась со скоростью 70об/мин. О количестве перешедших в раствор благородных металлов судили по анализу проб раствора, отобранных из бутыли через определенные промежутки времени.
f[ри изучении процесса растворения toiiotа цианированием, анализ исходных еешеств и продуктов реакции проводили следующими методами
* атом но - абсорбционным,
• пробирным.
2,3. Кислотное разложение ^
Исследования по азот нок полотном у выщелачиванию ф лото концентрата проводили в стеклянном реакторе с мешалкой, в котором регулировались температура и число оборотов мешалки.
Раствор и кек после выщелачивания анализировались на мышьяк фотокалориметрическим и титроиодометрическим методами.
2.2.4. Физико-химические методы исследования
Для изучения состава флотоконцентрата, полученного при переработке золотомышьяковых рул, а также в процессе кислотного выщелачивания, были использованы ИК- спектроскопический и рентгенофаэовый методы анализа.
Рентгенофазовый анализ (РФА) проводили на установке «Дрон -2,0» с применением медного К„ - излучения.
ИК- спектры снимали на двухлучевом инфракрасном спектрометре UR- 20 в области 400 - 4000см'3.
ГЛАВА 3..Кислотное выщелачивание золото-мышьяковых концентратов
3.1. Выщелачивание мышьяка из флотационного концентрата растворами
азотной кислоты
Основным методом переработки золотосодержащих руд в мировой практике является цианистый. Селективность цианида по отношению к золоту и серебру, а также сочетание процессов растворения и осаждения благородных металлов делает технологию цианирования золотосодержащих руд весьма эффективной.
Однако существует группа упорных золотосодержащих руд, из которых невозможно удовлетворительно извлечь золото этим методом. Основными причинами упорности руд являются тонкая вкрапленность золота в нерастворимых в NaCN минералах, присутствие в рудах минералов меди, сурьмы, мышьяка, двухвалентного железа, расстраивающих процесс цианирования и требующих повышенный расход растворителя.
Объектом исследования явилась золотом ышья ко вая руда месторождения Чоре. Содержание золота в руде -4,5г/т, мышьяка -0,63%.
Основными минералами первичных руд являются пирит и арсенопирит. Нерудная часть представлена кварцем, полевыми шпатами и карбонатами Все золото-тонкодисперсное и пылевидное (размер золотин 3-12мкм), золото на 50-65% связано с сульфидами (пиритом и арсенопиритом).
Подобные руды трудно поддаются цианированию. Проведенные исследования на руде показали, <гго в процессе цианирования за 24 часа в раствор извлекается всего 32% золота. Увеличение продолжительности выщелачивания до 30 часов не улучшает переход золота в раствор
Это связано с тем, -гго золото-тонкоди с перс н ое и тесно связано с мышьяковыми минералами Поэтому для переработки руды был выбран флотационный метод с получением концентрата
Химическим состав концентрата приведен в таблице I
Таблица I
Содержание основных компонентов в золотомышьяковом концентрате месторождения Чоре, %.
Au i/l 70 0 4JO Of.
Ag. r/t 57 05 MgO 04
Fe обш 22 96 llO; 03
S 169 k;0 2 5
As 7.00 NajO 1 8
S1O2 27 1 С (opr) 14
AijO* 69 Прочие 10 71
Одним из перспективных методов вскрытия упорных золото - сульфидных концентратов является гидросульфатизация в растворе азотной кислоты. Азотно-кислотный способ позволяет переводить мышьяк, серу и железо в раствор в виде мышьяковистой и серной кислот, а железо - в виде нитрата и сульфата железа.
Установлено, что главными коллекторами благородных металлов в исследуемом концентрате являются пирит и арсенопирит, поэтому основные закономерности азотно-кислотного разложения концентратов изучались с исследованием поведения этих минералов.
Взаимодействие пирита и арсенопирита с азотной кислотой может сопровождаться образованием растворимых, твердых и газообразных продуктов, что представляется следующими уравнениями.
2FeSj + 8HNO3 = Fe2(S04 )3 + S + 4Н20 + 8NO (1)
2FeS3 + 6HNO3+ H2S04 = Fe2(SO)j + 6NO + 2S + 4H20 (2)
FeS2 + 4HNOj = Fe(NOj)3 + NO + 2S + 2H20 (3)
FeS3 + SHNOj = FeiNOi), + 2H2S04 + 5NO +2H30 (4)
2Fe$2 + 6HNO, + H2SO< = Fe2(S04)j + 6NO + 4H20 (5)
2FeAsS+ 8HNOj + H2SO, + 02 = Fe2(S04b+2H3As04 +8NO+ 2H:0 (6)
2FeAsS+10HNOJ + Oi=2Fe(NOJ))+4NO+2S+2H3AsO1|+2H2O (7)
S +2HNOj= H2SO4 + 2NO (8)
3FeAsS +23HNO,= 3Fe(N03b + 3H2S04 + H3AsO< + 14MO + 4H20 (9)
3FeAsS + 17HN03= 3Fe(N03>, + 3H3As04 + 3S + 8NO + 4H20 (10)
Наиболее вероятно протекание реакций: (1), (2), (4), (6) и (7).
Элементная сера, образующаяся при взаимодействии азотной кислоты с сульфидами, окисляется до серного ангидрида. Далее, при взаимодействии последнего с водой образуется серная кислота. Возможность образования элементной серы уменьшается, а степень ее окисления до серного ангидрида увеличивается с повышением концентрации и расхода азотной кислоты (реакции 4,6,7).
!
В настоящем работе изучено в.шяние различных факторов на вскрываемость кониентр.иа в широких интервалах тменения параметров
На основании проведенных исследований найдены следующие оптимальные условия азот но-кислотного вскрытия концентрата- температура -80('С, продолжительность процесса -120 мин. соотношение ТЖ~15 и концентрация азотной кислоты-300 гр/дм1 (рис I) „
Таблица 2
№ опыта нм>. Ч 14 Выю 1 иска, V. < ок к 1'к'«' Извлечение вкек, % 1[НЯН||)ИСЧ0С № ГОШ. %
А и, гАт А$. % АО Ах До вскрытия После вскрытия
1 450 48 145 <Ш 1.8 (8.4 95
2 400 50 139 421 99,4 2.9 94
3 400 50 139 0.[9 т 2,6 95
4 350 53 131 <ш П5 2Л 92
300 60 115 ЛОЗ 99,4 3,2 93
6 300 57 121 (Ц2 941 3.0 90
7 250 60 115 0Д5 9!М1 3,5 «
8 200 61 114 030 99Я 4,2 20,0 78
В таблице 2 представлены результаты опытов по подбору расхода азотной кислоты, из которой видно, что при концентрации азотной кислоты 300 гр/дм5 наблюдается удовлетворительное вскрытие флотоконцентрата. Полученный после выщелачивания кек подвергался цианированию. Как видно из таблицы, извлечение золота в раствор составило 90-93%. Извлечение золота в цнанидный раствор из исходного концентрата, без азотнокислотного вскрытия, составило не более 20 %.
Для очистки технологических растворов использован метод осаждения мышьяка и железа раствором извести и сернистого натрия. При этом мышьяк переходнт в осадок в виде труднорастворимых сульфата и арсената железа. Осадок представляет собой сложную смесь, состоящую из сульфата кальция, сульфата железа, арсената кальция, арсената железа, сульфида мышьяка, гидрата окиси железа и др. При этом расход сернистого натрия (в пересчете на 30-процентный технический) составляет 60кг/т, а извести -80кг/т исходного концентрата.
100 ■ 90 80 70 60 ■ 50 40 30 20 ■ 10 0 ■
/
/
25 <0 Б0 80 90 Твилература, 'С
100 90 80 70 60 50 40 30 20 10 О
<
1
У
О 30 60 80 100 120 140 Продолжительность, мин
О 100 150 200 250 300 350 С И1*ц>ДК'.
О 13 14 15 16 17 Саотноаеии*. ТЛС
Рис. 1. Степень выщелачивания мышьяка в раствор в зависимости от температуры (а), продолжительности процесса (б), концентрации азотной кислоты (в), соотношения Т:Ж (г).
3.2. Кинетика разложения сульфидно - мышьяковых концентратов месторождения Чоре
Кинетические кривые разложения концентрата при различных температурах, продолжительности процесса представлены на рис. 2. Как видно из рисунка, повышение температуры значительно ускоряет процесс разложения. В изученном интервале температур степень выщелачивания мышьяка увеличивается от 40,4 до 95,2%. Кинетические кривые процесса разложения при температурах от 25 до 40°С имеют прямолинейный характер, а при температуре выше 60 С вначале имеют аналогичный характер, а затем параболический- Эти кинетические кривые удовлетворительно описываются уравнением" первого порядка
(¡Т
г де а - степень извлечения компонента, % т • врем* реакции, мин.
к МЧК I <1111.1 (.корчч I II )Ч,1И!1Н| МНИ
и.% 0)1
ш
Я) »
ю-1
Э) «
30 »
1) о
/ >
коч
И°С
30 40 60 80 Я) И)
Т,МИЯ
Рис. 2. Кинетические кривые разложения концентрата при различных температурах.
После несложных математических преобразований можно представить это уравнение в виде:
Кт 2 303
Из графика зависимости !$(-) от т (рис. 3) были найдены значения констант
I -а
скоростей реакции.
Зависимость константы скорости реакции от температуры может быть описана уравнением Арреннуса, в виде:
Ь^к-^к.--
2.303ЯГ
0,5
(и
1.5
1.0 1
1Л .
3.0
и
О 20 40 60 ВО 100 120
-1-1-1-1-т \
2 2,4 2,8 За 3,6 3.8 Г
Рис.3 Зависимость опт времени(а); Lg К от обратной абсолютной
температуры(б).
Как видно из графика зависимости константы скорости от температуры в координатах {рис.З.б), почти все экспериментальные точки хорошо
укладываются на прямую линию.
Из тангенса угла наклона этой прямой была определена эмпирическая энергия активации, равная 29,37 кДж/моль. Также по известным уравнениям была вычислена энергия активации Е,
2.3Д7\Т Кг Г,-Г, К,
численное значение которой совпадает со значением, найденным графическим методом. Численное значение энергии активации и зависимость скорости разложения от температуры свидетельствуют об ее протекании в диффузионно-кинетической области.
3.3. Физико-химическое изучение флотоконцентратов
Для изучения физико-химических свойств флотоконцентрата, полученного при переработке золотомыш ья коаой руды, а также после его азотнокислотной обработки, были использованы ИК - спектроскопический и реиггенофазовый методы анализа.
(v-ll I I L'IIOI р,1ЧМа ИСХОДНОЮ 'll I>III'\1MIIII,»MI|IUII! K.'HlItlI I (1.1 t .1 [HIK.IiaHil II,I рис f I K
че1ко наблюдаются линии, LOdisciatiMOiiwc минералам ni_\iunoio сырья, пирита лрсенонирита, кварца и сфалерша
После выщелачивания в ajoiной кислоге линии, oj носяшиеся к пириту и apee но пириту (1,2), практически отсутствуют, в то время как интенсивность линий, идентифицирующих кварц и сфалерит (>,4). увеличивается, т к. после выщелачивания сульфидов желе)а и мышьяка содержание первых двух в кеке выщелачивания повышается, соответственно растет интенсивность их лиинй иа рентгенот рамме
На основании полученных результатов можно предположить, что процесс выщелачивания приводит к полному разложению минералов (пирита и арсе но пирита), выводу их из состава флота концентрата и освобождению из него тонкодисперсного золота
1.2.4
Рис. 4. Рентгенограмма исходного концентрата (а), после выщелачивания азотной кислотой (б): 1 - арсенопирнг, 2 - пирит; 3 - кварц; 4 - сфалерит.
3.4 Технологическая схема переработки сульфидно- мышьяковой золотосодержащей руды месторождения Чоре
На основании проведенных исследований предлагается технологическая схема переработки мышьяксодержащей руды месторождения Чоре (рис.5). Разработанная схема включает в себя: дробление, измельчение руды до 90 % класса «-0,074мм», флотацию с получением коллективного концентрата. Концентрат направляется на безавтоклавное азотнокислотное выщелачивание. После выщелачивания концентрат фильтруется и промывается.
Кек выщелачивания, обогащенный благородными металлами, направляется на цианирование, а фильтрат на утилизацию раствора с добавлением Са(ОН)з и
(>ир<1 1<>11(шки о^а (ок от и равняет 1-Я к спики <| р.к г пор \ihai I с и ь обьсктом 'ьчя поучения твесткового молока
8 условиях нашей республики применение дли но-кие ц>т ной технологии пере раб оп кн юлогомышьяковых концентратов можег л.:ть рачительный экономический эффект и быть полезной л л я разработки других мышья «содержащих руд страны
l'wia |
0.074мм
ФпсчаЦИЯ
| конкеитрдт |
ХНОСТМ К (УГОДЯ!
U_i
[Азотная кислота
) Вышаяачнвание "|
j фильтрация j
Г ,
| оцчд<ж| | Раствор j
| ( ' 1 К' Ш » 1 нл Г
На пркготор.пенне
известкового молока
ïïïfe | юка I
Рис.5. Принципиальная технологическая схема переработки золото-мышьяковой
руды месторождения Чоре. ГЛАВА 4 Отвальное выщелачивание бедных золотосодержащих руд
4.1. Колонное выщелачивание го.ю г «содержащих |>> i pa t личных мест орожденнй
В СП «Зеравшаи» скопилось большое количество бедных руд с солержанисм золота менее 0.8 г/т
Ранее компанией "Bateman Engineers" был предложен проект кучного выщелачивания бедны* руд с содержанием золота 1.39 г/т с объемом переработки 5 млн. т/год. Проект предусматривал дробление руды, агломерацию, [табелирование ее на площадке с последующим орошением цианидом. Капитальные затраты на проект были оценены в 55 млн. долларов.
Имеется практика применения упрощенного метода кучного выщелачивания для переработки бедных руд, так называемого «отвального выщелачивания», который широко распространен на многих горнодобывающих предприятиях. В этом случае такие дорогостоящие операции как дробление, агломерация и другие подготовительные работы исключаются, и руда идет на штабелирование прямо с карьера без предварительной обработки. Отсюда происходит термин «отвального выщелачивания». Руда орошается раствором цианида, я извлечение золота активированным углем происходит так же, как и при кучном выщелачивании.
Извлечение золота может быть ниже, чем при предварительной подготовке руды, но экономия по капитальным и производственным затратам компенсирует зтот недостаток. Это позволяет вести рентабельную переработку руды, которую невыгодно перерабатывать на фабрике методом чанового выщелачивания. Поэтому представлялось более экономичным для бедных руд месторождений Джилау, Олимпийское и Хирсхона применить отвальное выщелачивание.
С згой целью в лабораторных условиях был произведен цикл испытаний по колонному выщелачиванию на различных типах руд.
Рис. 6. Лабораторная установка для выщелачивания в колоннах ' 1 - колонна руды
2 - насос
3 - цианистый раствор ' 4 ~ угольные колонны
5 - сбросный цианистый раствор
II
3 /
( 2
5 7
Руда укладывалась в колонну на высоту около 2-ух метров (рис. 6.), сверху на нее подавался раствор цианида натрия, который качался насосом из емкости со скоростью потока 250мл/минут. Просачиваясь через руду, раствор насыщался благородными металлами, после чего насыщенный раствор прокачивался через колонну с активированным углем Каждые сутки велся контроль концентрации
л) 1(11 ,1 MI 14 14 I, К, ni M> ILIHMbí При ll(.*lK>\0.1411(1!. I И I IH ¡KI'ULp.K.tHltH pN LpL n.r II<1
\ ровне не ииле lO.S добавляли каустическую сочу и um,uihj патрин ,ия joci идсмия концентрации последнего 500мг'ли(р Даа раза е день п (мерялся ойъем прокачиваемого раствора Выщелачивание продолжалось до тел пор пока на выходе из колонны в течение трех дней содержание золота не изменялось После >гого в течение двух дней проводили промывку руды, те. прокачивали воду с той же скоростью, что и раствор инанила
Были проведены исследования по цианированию руды различных месторождений Хирсхона, Олимпийское, Сев. Джилау крупностью «•200», «-50мм». (таблица 3).
Анализируя полученные данные, можно видеть, что при колонном выщелачивании руд крупностью «-50мм» удается получить извлечение золота в раствор до 87,3%. С увеличением крупности кусков до «-200мм» степень извлечения золота уменьшается до 43-74%.
Обобщив результаты вышеприведенных исследований, можно констатировать следующие основные факты: общее время выщелачивания составляет от 20 до 45 суток для разных руд; расход цианида для руды месторождения Хирсхона - 0,24 -0,42 кг/т, Сев. Джилау - 0,3-0,58 кг/т, Олимпийское 0,3 - 0,52 кг/г, степень извлечения золота в раствор с уменьшением размера кусков руды увеличивается.
Эти результаты показывают, что отвальным выщелачиванием можно извлечь более 50% золота, содержащегося 8 различных типах бедных руд. Согласно практике расход цианида в производстве обычно на 40% ниже, чем в лабораторных колоннах. Таким образом, следует ожидать, что расход цианида в промышленных условиях будет в пределах 100 - 200 г/т.
Результаты лабораторных исследований по колонному выщелачиванию легли в основу промышленных испытаний.
Таблица 3
Результаты лабораторного колонного выщелачивания руды различных
месторождений.
№ опыт а Наименование месторождения Класс крупность мм (-) Содер. Аи в исходной руде, г/т Содер Ag в исходной Р>уде. г/г Извле ченне Аи,% Извле чение Aü.% Расход NaCN, кг/тн Расход NaOH, кг/тн
1 Хирсхона 200 0,63 0,77 43,04 13.8 0,239 0,049
2 Хирсхона 200 0.60 0.84 49,2 30,3 0,342 0,054
3 Олимпийское S0 0,71 1.П 86г1 16,7 0.520 0,075
4 См.Джилау 200 0,55 0,71 43,2 13,2 0,485 0.170
5 Сев.Джкяау 200 0,54 0,68 74.4 47,9 0,301 0,458
6 Сев.Джшшу 50 OSO 1,05 87,3 13,6 0,584 0,268
7 Сев.Джиаау 50 0 70 из 54.8 18,4 0.S37 0,271
S Олимпийское 200 0.63 0.75 59.9 28,9 0,298 0,051
9 Хирсхона 200 0,78 0,82 61 0 3U 0.425 0,137
4.2. Промышленное испытание технологии отвального выщелачивания бедных
РУД
С целью дальнейшего и (учения и проверки роультатов лабораторных рабо) выполнен проект, построен и введен в эксплуатацию объект отвального выщелачивания небольшого масштаба
Промышленные испытания были начаты после завершения лабораторных исследований и получения обнадеживающих результатов относительно экономической прибыльности выщелачивания бедной руды из месторождения Хнрсхона.
Испытания такого масштаба дали более точные технические данные и подтвердили полученные в лабораторных условиях значения извлечения золота и норм расхода реагентов для руды месторождения Хирсхона.
Объект выщелачивания был расположен внутри одного из недостроенных сгустителей, в 50-60 метрах от здання фабрики, от хвостохранилиша • на расстоянии 800 метров.
Этот участок был доступен для проезда, рядом с энергосистемами и позволял персоналу обогатительной фабрики контролировать процесс и осуществлять безопасное извлечение зелота.
Основание сгустителя было модифицировано и закупорено цементированием. Было улажено 12,5 тыс. тонн бедной руды из месторождения Хирсхона.
Опытная куча эксплуатировалась с использованием стандартного насосного и распылительного оборудования, труб и приборов.
Технологическая схема выщелачивания представлена на рис.7. Над кучей была установлена необходимая сеть орошения, система сбора раствора. Системы рециркуляции раствора н распылителей были приведены в рабочее состояние с использованием технической воды с фабрики, рН раствора был доведен до необходимого значения 10.5, концентрация цианида до 200 мг/л, после чего процесс выщелачивания был начат незамедлительно со скоростью циркуляции раствора 23 м}/ч. Поток насыщенного раствора выщелачивания (ПНР), выходящий из отвала, регулировался так, чтобы поддерживать постоянный уровень раствора в нижней части основания сгустителя. Раствор перекачивался в емкость насыщенного раствора, из которой он переливался в емкость ненасыщенного раствора выщелачивания. Поток насыщенного раствора со скоростью 10м3/ч направлялся из емкости насыщенного раствора в колонну угля, которая работала в режиме восходящего потока. Колонна содержала 1100кг угля, который адсорбировал золото из ПНР. После сорбции золота на угле ненасыщенный раствор цианида переливался из колонны в емкость ненасыщенного раствора. На рисунке В представлена кинетическая кривая выщелачивания золота из руды в процессе промышленных испытаний. Как видно из рисунка, процент золота, перешедшего в раствор, нарастает очень медленно, и только на 15-е сутки происходит резкий скачок повышения извлечения - на 10%, на 17-е сутки также наблюдается интенсивный переход золота в раствор, более, чем на 9,0%. В остальной период прирост извлечения золота в раствор каждые сутки составляет 3,0-1,0%. Начиная с 38 суток, прирост извлечения золота за сутки -менее 1,0%. На 54 сутки выщелачивания в раствор перешло 66.3% золота Содержание золота в переливе колонны угля поддерживалось ниже 0,1мг/л Процесс выщелачивания продолжался в течение 54 дней до тех пор, пока прирост извлечения золота не прекращался Поипс извлечения (плота щ пир^лирпнлвыего раствора в колонне угля раствор из
колонны угля поддерживалось ниже О, I мг л I Ipouecc выщелачивания продолжался в течение 54 дней до тех пор, пока прирос i и (влечения золота не прекращался После извлечения золота из циркулировавшего раствора в колонне угля раствор из колонны подавался в систему измельчения фабрики со скоростью 7м1 /ч. а раствор выщелачивания для промывки кучи был заменен технической водой С началом промывки было прекращено добавление каустической соды и цианида. Промывка продолжалась до тех пор, пока отвал не стал экологически безопасен для размещения в хвостохранилище. Дальнейшее добавление воды было прекращено, и раствор был полностью выкачан из отвала в систему измельчения фабрики. После окончания цикла выщелачивания 15 дней отработанная куча промывалась чистой водой до достижения концентрации цианида в растворе ниже 13мг/литр, после чего производилась сушка кучи, которая затем вывозилась на хвостохранилище для дальнейшего захоронения.
При этом расход цианида составил 0,16 кг/т, каустической соды-0,47кг/т. За время испытаний из руды объемом 12597 т, получено 5367гр. золота. Итоговые результаты показали перспективность использования отвального выщелачивания для бедных и забалансовых золотых руд. Результаты промышленных испытаний приведены в таблице 4.
Экономический расчет по промышленным испытаниям отвального выщелачивания бедных руд приведен в таблице 5. Даже с учетом капитальных затрет чистая прибыль за один цикл испытаний составила 11000 дол. США.
Таблица 4
Результаты отвального выщелачивания руды месторождения Хирсхона
Параметры Величина Комментарии
Количество руды, тн. 12597 Руда с низким содержанием из месторождения Хирсхона
Исходное содержание, г/тн 0,64 Обратно вычислено от полученного золота и твердого шлама
Количество полученного золота, гр. 5367 Было почти равным ожидаемому
Извлечение, % 66,3 Вычислено на основании головного содержания
П родо лж ител ьность выщелачивания, дни 61 Включая б дней на промывку. Было запланировано бОдней
Поток раствора выщелачивания, м3/ч 23,05 97% из запланированного потока
Расход раствора на отвал, м '/тн 2,11 Было запланировано 2,8
Расход каустической соды, кг/тн 0,47 Ожидалось 0,34кг/тн к концу выщелачивания
Расход цианида, кг/тн 0,16 Ожидалось 0,55 к концу выщелачивания
т
; I »м^стя у§П _1;
КОЛОНН* УГЛЯ
Г—*5"!
I Пасх <гт№«н фа-чц р ре ] уЗ С«»
<1Сно—«ь.
£ИКОС1Ь ДЛЯ
НАСЬМЦЕНН
__
■ и к)
Нэдас
|г—С " ^¡Г
04* ПП^СС*
«¡¿Вт
евкостьдпя Н€Н*СЫи*н»ОГО
ТммнИ) М>ОН ш фибря*
Рис. 7.Технологнческая схема опытно-промышленных испытаний ОБОЗНАЧЕНИЯ
Ь81 Переключатель низкого уровня - отключает насос при низком уровне ЬАЬ Индикатор низкого уровня - красная лампочка загорается при низком уровне ЬАН Индикатор низкого уровня - желтая лампочка загорается при высоком уровне
I Блокировка (предохранитель)
Р1 Манометр 0-150 кПа
Р(?1 Расходомер ненасыщенного раствора-80 мм турбинного типа
Р(}2 Расходомер воды процесса - 50 мм турбинного типа
Указатель расхода раствора цианида - ротаметр 0 -100 л/ч П2 Указатель расхода насыщенного раствора - ротаметр 0 - 20 л/ч
VI Задвижка - чугунная дроссельная. 80 мм
У2 Задвижка • поплавковая (имеется на верхнем сливе старого сгустителя)
УЗ Задвижка - чугунная дроссельная, 50 мм
У4 Задвижка - нерж.сталь. игольчатая, подходящая к П1
У5 Задвижка - 20 мм, АВБ, шаровая
1 аблты 5
Экономический расчет по промышленным испытаниям отвального выщелачивания руды месторождения Хирсхона Наименование Ея. измерения I Сумма
Подготовка бетонного основания
Дол США
6500
Приобретение компонентов Монтаж (оценочные данные)
13400
1000
Строительство дороги (оценочные данные)
3100
Итого
24000
Расходы на производство продукции
Перевозка руды
Дол. США/т
1,20
Каустическая сода
0,24
Цианид натрия
0,24
Электроэнергия
0,02
Размещение отработанной руды
0^0
Итого на переработку одной тонны руды
Доп. США
'2,00
Итого на переработку 12550т. руды
Дол. США
25100
Всего было затрачено
Дол. США
49100
Было произведено золота
унция
174,26
При производственных затратах
Дол. США/унция
144
Общая себестоимость с учетом капитальных затрат составила
282
Сметные поступления
345
Стоимость полученного золота в период испытания прибыли
Дол. США
60100
Прибыль
Дол. США
11000
.X»*« ..,■■■ ____ ___
...........................-Г...... Т'1 I Т I 1 ■ I I II I Г Г I I I "ГТ-Г 'Г Г ' Г I
| з с- " 1 и 11 15 1? 19 21 «ч 31 зз з? л 43 ¿5 4~ 40 51 53 55
Время сутки
Рис 8 Кинетическая кривая «отвального» циан пятого выщелачивания золота в процессе промышленных испытаний
Выводы
1 Найдены оптимальные условия вскрытия золотосодержащих сульфидно-мышьяковых концентратов азотной кислотой- концентрация азотной кислоты -З00гр/дм3; продолжительность процесса -120мин; отношение ТЖ =?:5; температура процесса-80°С
2 Исследована кинетика разложения сульфидно -мышьяковых концентратов в растворе азотной кислоты Вычисленное значение кажущейся энергии активации (Е-29,37кДж/моль) свидетельствует о протекании процесса в диффузионно -кинетической области.
3. Установлены условия извлечения золота из кеков азотнокислотного выщелачивания цианированием: продолжительность выщелачивания -24-30ч,, при этом извлечение золота составило 90-95%.
4 Показана высокая эффективность способа очистки кислого технологического раствора от мышьяка и железа известковым молоком и сернистым натрием (степень очистки от мышьяка -90-93%, железа -80-85%).
5 Рентгенофазовым,спектроскопическим методами изучены физико-химическне свойства исходных флотоконцентратов и продуктов их разложения азотной кислотой. Установлено, что из состава флотоконцентрата селективно выщелачиваются минералы пирита и арсенопирита.
6. Предложена принципиальная технологическая схема переработки золотомышьяковых руд месторождения Чоре.
7 Найдены оптимальные условия колонного выщелачивания бедных золотосодержащих руд продолжительность процесса от 20 до 45 суток, крупность размера кусков -200мм, расход цианида натрия для руд месторождений Хирсхона, Сев Джилау, и Олимпийское от 0,2 до 0,5кг/т, расход каустической соды от 0,049 до 0,080кг/г.
8 Проведены промышленные испытания по отвальному выщелачиванию бедных золотосодержащих руд месторождения Хирсхона с содержанием золота 0,64т/т Извлечение золота составило 66,3%. Из 12597 тонн получено 5367гр золота Прибыль от производства при средней иене на золото 345/униию составила бОЮОдолл США Получено 11000 долл США чистой прибыли
Основные |нч\1ылп.1 диссертации <и гижены в с lejntouiHt публикациях
1 Самихов Ш Р Исследования ио выщелачиванию юлогомышьяковон руды /Лсшсы докладов конференции «Химия в начале \XI века», посвященной 80-летию академика АН РТ М С Оси ми -Душанбе, 2000 -С 14 " 2 Самихов Ш.Р, Додоев Н. Зинченко З.А Исследования по колонном^
выщелачиванию бедных золотых руд П Материалы научной конференции «Молодые ученые и современная наука»,- Душанбе, 2003, КаЗ.-С 63-64
3.Самихов Ш Р. , Зинченко З.А Исследования по азотнокислотном) выщелачиванию мышьяксодержащего концентрата // Материалы научной конференции «Молодые ученые и современная наука» - Душанбе, 2003, №3.-С 5253.
4.Самихов Ш.Р. , Зинченко З.А Результаты исследования по переработке золотосодержащих мышьяковых концентратов^/ Материалы Республиканской конференции «Молодежь и мир науки». - Душанбе, 2004, №б.-С. 170-172.
5.Бобохонов Б.Б., Самихов Ш.Р. , Зинченко З.А. Полупромышленное отвальное выщелачивание бедных рул месторождения Хирсхона// Материалы Республиканской конференции «Молодежь и мир науки». - Душанбе, 2004, №6,-С.144-145.
6.Бобохонов Б.Б., Самихов Ш.Р., Зинченко З.А. Разработка условий выщелачивания золота из бедных руд // Вестник ТГНУ. -Душанбе, 2004, №4.-С. 123129.
7.Самихов Ш.Р. , Зинченко З.А. Кинетика процесса выщелачивания сульфидно-мышьяковых концентратов в растворе азотной кислоты. - Рукопись депонирована в НПИ Центре Республики Таджикистан №59 (1680) . Библиографическое описание в указателе депонированных рукописей 2004., выпуск № 1.
З.Самихов Ш.Р., Зинченко З.А. «Вскрытие золотосодержащих сульфидно-мышьяковых концентратов азотной кислотой». - Рукопись депонирована в НПИ Центре Республики Таджикистан. №60 (1681). Библиографическое описание в указателе депонированных рукописей ., 2004., выпуск № 1.
9.Азим Иброхим., Бобохонов Б.А., Зинченко З.А., Самихов Ш.Р. Исследования по отвальному выщелачиванию бедных золотосодержащих руд Н «Горное дело»,- Москва, 2005.-№1.-С.56-58.
Ю.Зинченко З.А., Самихов Ш.Р. Разработка гидрометаллургической технологии переработки сульфидно-мышьякового золотосодержащего ф лото концентрата // Сборник материалов Республиканской конференции «Прогрессивные технологии разработки месторождений и переработки полезных ископаемых, экологические аспекты развития горнорудной промышленности».-Душанбе, 2005. -С. 10-13 * 1 {.Бобохонов Б.А., Самихов Ш.Р. Освоение технологии кучного
выщелачивания в ООО СП «Зеравшан» в промышленном масштабе // Сборник материалов Республиканской конференции «Прогрессивные технологии разработки месторождений и переработки полезных ископаемых, экологические аспекты развития горнорудной промышленности»,- Душанбе, 2005. -С.56-58.
Формат 60\WI6 Ьумага фин копир Гарнитур Times New Уел п л 23 Закат №683 тираж 100 ж» 734042 1 алликистан, i Душанбе, ул Борбал 120 Типография ciGICjANT 2»
I
Г *м
РНБ Русский фонд
2006-6 206
ВВЕДЕНИЕ.4
Общая характеристика работы.7
ГЛАВА I Литературный обзор
1.1. Теоретические основы процесса цианирования благородных металлов.9
1.2.Сорбционная технология извлечения золота из растворов.16
1.3. Переработка мышьяковистых золотосодержащих руд и концентратов.24
1.3.1.Технология бактериальной переработки мышьяксодержащих продуктов.28
1.3;2. Гидрохлорирование золотосодержащих руд и концентратов.32
1.3.3. Азотнокислотный способ переработки золотосодержащих концентратов.33
1.4. Кучное выщелачивание бедных золотосодержащих руд.35
Ч
Высокие темпы развития народного хозяйства страны характеризуются непрерывным увеличением масштабов потребления минерального сырья.
Поэтому в основных направлениях экономического и социального развития страны предусматривается широкое внедрение в народное хозяйство принципиально новых технологий, в том числе гидрометаллургических процессов, позволяющих многократно повысить производительность труда, поднять эффективность использования минеральных ресурсов, снизить энерго- и материалоемкость производства, улучшить охрану окружающей среды.
Из научно-технических проблем, стоящих перед современной золотодобывающей промышленностью, проблема извлечения золота из технологически упорного сырья, без преувеличения, может быть отнесена к числу наиболее важных. По оценке экспертов, именно за счет более широкого вовлечения в эксплуатацию упорных золотых и комплексных золотосодержащих руд в текущем столетии планируется обеспечить основной прирост добычи золота в мире. Большинство научных разработок и публикаций последних лет в области обогащения и металлургической переработки руд благородных металлов, так или иначе, связаны с проблемами извлечения упорного золота. В их решении принимают участие научно-исследовательские организации, предприятия и фирмы всех стран, являющихся основными (или просто крупными) производителями этого металла из рудного сырья.
В России наибольший объем работ по упорным золотым (а также ш серебряным) рудам выполнен в институте «Иргиредмет». Анализ результатов исследований Иргиредмета, а также других научных центров страны (ЦНИГРИ, ВНИИХТ, МИСиС, ИПКОП РАН и др.) позволил сформировать четкое представление об упорных рудах золота и серебра как особой категории минерального сырья и выработать научно - обоснованный подход к выбору рациональных способов их переработки.
Прежде всего, следует уточнить само понятие «упорные золотые руды». Под этим термином, как правило, подразумеваются труднообогатимые руды золота, переработка которых с приемлемыми технологическими показателями не может быть осуществлена по обычным (стандартным) технологиям. Однако данный вопрос требует соответствующего уточнения. Дело в том, что одна и та же золотая руда, проходя через ряд последовательных технологических операций, совершенно по-разному проявляет свои свойства. Так, например, руда, содержащая золото в тесной ассоциации с сульфидами (пиритом, арсенопиритом и др.), в принципе довольно легко подвергается флотационному обогащению. Но та же руда или получаемые из нее концентраты в случае обработки их цианированием или плавкой могут оказаться чрезвычайно упорными в технологическом отношении.
Актуальность выполненной работы.
Во многих месторождениях сульфидных золотомышьяковых руд сосредоточено значительное количество мышьяка, являющегося вредной примесью.
Тесная ассоциация золота микро- и субмикроскопической крупности с сульфидами мышьяка и железа, почти полное отсутствие свободного золота, наличие в некоторых концентратах углерода, сорбционно-активного по отношению к золото - цианистому комплексу, сложный минеральный состав, делает концентраты, полученные из указанных руд, весьма упорными при извлечении из них золота цианированием.
Вскрытие подобных золотосодержащих сульфидно - мышьяковых концентратов за рубежом осуществляется в основном окислительным обжигом. Однако это связано с выделением в окружающую среду значительных количеств сернистого газа и мышьяксодержащей пыли, что * недопустимо с экологической точки зрения. Кроме того, степень извлечения благородных металлов из огарков составляет всего 75-85 %.
Вместе с тем вовлечение упорных золотосодержащих руд в промышленное производство значительно расширило бы сырьевую базу цветной металлургии.
В связи с вышеизложенным разработка эффективной гидрометаллургической технологии переработки указанных руд является актуальной проблемой.
В последние годы в области золотодобычи ведутся работы по вовлечению в переработку руд с низким исходным содержанием полезных компонентов. Особый интерес для переработки такого сырья представляет процесс кучного ф выщелачивания. Применение этого процесса позволяет, вовлечь в производство забалансовые руды, вскрышные породы карьеров и лежалые отвалы обогатительных фабрик. В настоящее время в мировой практике интенсивно изучается вопрос извлечения благородных металлов из низкосортных руд.
В СП «Зеравшан» скопилось большое количество бедных руд с содержанием золота менее 1,0 г/т. Ранее компанией «Bateman Engineers» был предложен проект кучного выщелачивания бедных руд с содержанием золота 1,39 г/т с объемом переработки 5 млн. т / год. Проект предусматривал дробление руды, агломерацию, штабелирование ее на площадке с последующим орошением цианидом. Капитальные затраты на проект были оценены в 55 млн.долл. США, что экономически невыгодно. Поэтому применение более дешевой технологии, способной вовлечь в переработку ^ бедные и забалансовые руды представляет большой практический интерес.
Имеется практика применения упрощенного метода кучного выщелачивания для переработки бедных руд, так называемого «отвального выщелачивания», которая широко распространена на многих # горнодобывающих предприятиях. В этом случае такие дорогостоящие операции, как дробление агломерация и другие подготовительные работы, исключаются, и руда идет на штабелирование прямо с карьера без предварительной подготовки руды, но экономия по капитальным и производственным затратам компенсирует этот недостаток, что позволяет вести рентабельную переработку руды, которую невыгодно перерабатывать на фабрике методом чанового выщелачивания.
Общая характеристика работы
Целью настоящей работы является:
- разработка технологий переработки мышьяксодержащей золотой руды, которая включет в себя азотнокислотный способ вскрытия ф золотомышьяковых концентратов, обеспечивающий максимальное извлечение благородных металлов, связанных с сульфидами и арсенидами, с переведением мышьяка в нетоксичные соединения с последующим цианированием кеков выщелачивания;
- разработка технологии переработки бедных золотосодержащих руд.
В связи с поставленной целью решаются следующие задачи:
- исследование условий азотнокислотного выщелачивания мышьяка из концентратов .
- изучение кинетики процесса выщелачивания.
- изучение условий отвального выщелачивания бедных золотосодержащих руд методом цианирования.
Научная новизна работы:
-впервые исследованы условия выщелачивания мышьяка из * концентратов, полученных из руд месторождения Чоре.
-исследована кинетика разложения золотомышьяковых концентратов. На основе кинетических данных установлен механизм протекания процесса азотнокислотного вскрытия концентрата и разработана принципиальная технологическая схема переработки золотомышьяковых руд.
-проведено физико-химическое изучение полученных концентратов.
-впервые исследованы условия отвального выщелачивания бедных руд месторождений Олимпийское, Сев.Джилау и Хирсхона.
Практическая значимость работы:
-разработана технология переработки мышьяксодержащей золотой руды месторождения Чоре, включающая флотационное получение концентрата, выщелачивание мышьяка из концентрата азотной кислотой, с последующим извлечением из него золота методом цианирования.
Разработанный способ вскрытия концентратов отличается высокими технологическими показателями, меньшей токсичностью, чем окислительный обжиг концентрата, так как исключается вероятность выброса мышьяковистых газов в окружающую атмосферу.
- разработана и внедрена в СП «Зеравшан» технология отвального выщелачивания.
Публикации. По результатам исследований опубликовано 6 статей и 5 тезисов докладов на республиканских конференциях.
Апробация работы. Материалы диссертации докладывались и обсуждались на конференции молодых ученых «Химия в начале XXI века» (Душанбе 2000г.), на конференции молодых ученых (ТГНУ, Душанбе, 2003г.), на конференции молодых ученых, посвященной 80 - летию столицы Республики Таджикистан, города Душанбе (Душанбе,2004г.); Республиканской конференции «Прогрессивные технологии разработки месторождений и переработки полезных ископаемых, экологическое аспекты развития горнорудной промышленности» (Душанбе, 2005г.).
Структура и объем работы. Диссертация состоит из введения, четырех глав, посвященных обзору литературы, технике эксперимента и
Выводы
1. Найдены оптимальные условия вскрытия золотосодержащих сульфидно-мышьяковых концентратов азотной кислотой: концентрация азотной кислоты З00гр/дм3; продолжительность процесса -120мин; отношение Т:Ж -1:5; температура процесса -80°С.
2. Исследована кинетика разложения сульфидно -мышьяковых концентратов в растворе азотной кислоты. Вычисленное значение кажущейся энергии активации (Е-29,37кДж/моль) свидетельствует о протекании процесса в диффузионно - кинетической области.
3. Установлены условия извлечения золота из кеков азотнокислотного выщелачивания цианированием: продолжительность выщелачивания -2430ч., при этом извлечение золота составило 90-95%.
4. Показана высокая эффективность способа очистки кислого технологического раствора от мышьяка и железа известковым молоком и сульфатом натрия(степень очистки от мышьяка 90-93%, железа 80-85%).
5. Рентгенофазовым,спектроскопическим методами изучены физико-химические свойства исходных флотоконцентратов и продуктов их разложения азотной кислотой. Установлено, что из состава флотоконцентрата селективно извлекаются минералы пирита и арсенопирита.
6. Предложена принципиальная технологическая схема переработки золотомышьяковых руд месторождения Чоре.
7. Найдены оптимальные условия колонного выщелачивания бедных золотосодержащих руд: продолжительность процесса от 20 до 45 суток, крупность размера кусков «-200мм», расход цианида натрия для руд месторождений Хирсхона, Северний Джилау, и Олимпийский от 0,2 до 0,5кг/т; расход каустической соды от 0,049 до 0,080кг/т.
8. Проведены промышленные испытания по отвальному выщелачиванию бедных золотосодержащих руд месторождения Хирсхона с содержанием золота 0,64г/тонн. Извлечение золота составило 66,3%, из руды объемом 12597тн получено 5367гр золота. Получено 11000 долл.США чистой прибыли.
1. Масленицкий И.Н., Чугаев J1.B., Борбат В.Ф., Никитин М.Ф., Стрижко JI. С. Металлургия блогородных металлов М: Металлургия, 1987-432с.
2. Стрижко JI.C. Металлургия золота и серебра М: МИСиС -2001 -336с.
3. Каковский И.А., Холманский Ю.Б. Изучение кинетики процесса цианирования серебра // Изв. АН СССР. Отд-ние техн.наук. Металлургия и топливо -1959- № 5.- С. 97-106.
4. Масленицкий И;Н., Доливо Добровольский В.В., Доброхотов Г.Н. и др. Автоклавные процессы в цветной металлургии М: Металлургия -1969 - 349 стр.
5. Эммануэль Н.М., Кноре Д.Г. Курс химической кинетики М: Высшая школа, 1975-400 с.
6. Каковский И.А., Холманский Ю.Б. Изучение кинетики процесса цианирования меди и золота // Изв. АН СССР. Отд-ние техн. наук. Металлургия и топливо 1960 -№5. - С. 207-218.
7. Каковский И.А., Черкасов Г.Ф., Понкрашова В. Д. Изучение поверхностных пленок в системе Me KCN - Н2О - О2 с использованием радиоактивных индикаторов // Изд. вузов. Цветная металлургия - 1973- №2.-С. 107-111.
8. Плаксин И.Н., Синельникова А.И Зависимость скорости растворения сплавов золота с серебром и самородного золота от состава металлической фазы при различной концентрации кислорода вцианистом растворе // Изв. Сект. Физ-хим. Анализа Ак. Наук №14 (1941г).
9. П.Вячеславов Г.М. и др. Гальванотехника блогородных и редких металлов. Машиностроение 1970. -С. 88.
10. Хабаши Ф. Основы прикладной металлургии. Металлургия 1975. -С. 123.
11. Каковский И.А., Холманский Ю.Б. Изучение кинетики процесса цианирования серебра // Изв. АН СССР Отд-ние техн. наук. Металлургия и топливо 1959 - N5. - С. 97-106.
12. Плаксин И.Н. Металлургия благородных металлов Москва 1958 -207стр.
13. Плаксин И.Н., Синельникова И.Н., Елисеева А.С. Сборник научных трудов Минцветметзолото, Металлургиздат 1946 - №14.
14. Лодейщиков В.В. «Техника и технология извлечения золота из руд за рубежом М: Металлургия» 1973 288с.17.3еленов В.И., Барышников И.Ф., Штринева З.М. Практика обработки золотых руд с использованием цианирования. М: Цветметинформация, 1968г.
15. Фишман М.А., Зеленев В.И. Практика обогащения руд цветных и редких металлов, т. 4, М. «Недра» 1967г.
16. Митчелл Ф.Б. Переработка серебряных руд БТИ, М. МИЦМ и 3 -1947г.
17. Плаксин И.Н. Металлургия благородных металлов М. Металлургиздат 1943 -264с.
18. Плаксин И.Н., Суворовская Н.А., Будникова O.K. К теории осаждения металлов из растворов металлическими осадителями // Известия АН СССР, Отд-ние тех. наук 1948 - № 1 .-С. 131.
19. Плаксин И.Н., Синельникова А.И., Бейлин АЛО. О сорбционном выщелачивании в некоторых гидрометаллургических процессах // ДАН СССР- 1959 129 -№6.-С.1359.
20. Плаксин И.Н., Бейлин А.Ю. К теории сорбции цианистых комплексных анионов на некоторых анионитах // ДАН СССР 1962 - т. 145-ЖЗ - С. 621-623.
21. Плаксин И.Н., Изв. АН СССР Сер. Металлургия и горное дело 1964 -№6.-С. 282.
22. Даймонд P.M., Уитней Д.Н. В кн. Ионный обмен // Под. редак. Маринского Я. М: Мир - 1968. -С. 174-275.
23. Donald I.D. Mines Mag 1974 - V-64. - №3.
24. Kennenth В. Hall Wold Mining - 1974 - V - 27 - № 12 - p - 47.
25. Мацкевич E.C., Строжеско Д.Н., Гоба B.E. Адсорбция и адсорбенты. Киев Наукова думка 1974 №2. -С. 36.
26. Малютин Н.Н., Кузин, А.А. Бложин Н.Н., Миронов Адсорбция и адсорбенты Киев: Наукова думка 1974 - №2. -С.39.
27. Пунишко О.А., Аломпиева Н.Ю., Минеев Г.Г. Поведение меди и пути нейтрализации ее вредного воздействия при цианировании и уголь -сорбционном извлечении золота // Иргиредмет Цветные металлы -1998 №8.-С. 18-20.
28. Engag. and Min. 1- 1959 -V- 160- №12-p. 130-132.
29. Can. Min. Met. Bull., 54-№ 614 1963 - p. 469-475.
30. Mickell F. Mineral Processing, Mining Annual Rev. Iune- 1970-р. 149.
31. Gilmore A.I. Canad. Min. I 1969 - V - 90 - №6 - p. 78-80.
32. Лодейщиков B.B., Стахеев И.С., Василкова H.A., Игнатьева К.Д., Панченко А.Ф., Шубина О.А., Жучков И.А. Техника и технология извлечения золота из руд за рубежом. М., Металлургия 1975 - 288 с.
33. Телегина J1.H. Новые направления извлечения благородных металлов на зарубежных фабриках // Цветные металлы. -1984 -№4. -С. 93-99.
34. Cabassi Р.А. The improved flotation of gold from the residues of Orange Free State Ores // I.S. Afr. Inst. Mining and Met. -1983, -V- 83 №11.
35. Кофман В.Я., Липова И.М., Жарков В.А. Золотодобывающая промышленность США // ЦНИИ цветмет эконом, и инф. -М -1983 -Вып. 15 -56с.41.1apan gold imports slide/ Mining I. -1986.-V-307-№ 7885 p. 241.
36. Лодейщиков B.B., Скобеев И.К., Жучков И.А., Ломзова М.В. Технология извлечения золота из углистых золотомышьяковых концентратов.//Научные труды Иргиредмета. Вып. 13-1965.-С-306.
37. Can. Mining Metallurgy Bull., 54 №614 1963 - p. 469-475.
38. Севрюков H.H., Сергиевская Е.М. Удаление мышьяка и свинца в процессе обжига пирита на фирме: «Испанские пириты». ЖПХ 1961 -№1.-С.59.
39. Лодейщиков В.В., Жучков И.А., Скобеев И.К., Плешакова Н.А., Колесников Н.А. Казаков В.Н. Бахтина И.И. Полупромышленные испытания технологии металлургической переработки углистых золотомышьяковых концентратов.// Научные труды Вып. 8 -1966.-С. 129-143
40. Масленицкий И.Н. Опыт автоклавного окисления сульфидных золотосодержащих концентратов перед цианированием. -Изв. ВУЗов. Цветная металлургия 1958-№4.-С.103.
41. Mc Kay D.R., HalpernT. Soc. ALME-1958 V - 212-№ 3 - p. 301-309.
42. Gerlach I., Hahne H., Pavlek F. Erzlerglu and Met. 1966 Bd. XIX № 2- 566-74.
43. Еписколян M.Jl., Карибян A.H., Багдасорян Б.А. -Научные Сообщения // Армгипроцветмет, 1972, №2. -С. 48-49.
44. Григорян Т.Б., Арутюнян Ф.Г., Петросян Ю.Г. Полупромышленные испытания высокотемпературной электроплавки золотосодержащих концентратов // -Цветные металлы 1973 - №10. -С. 17-19.
45. Филиппова Н.А. Фазовый анализ руд и продуктов их переработки. М: Химия, 1975. -С.280.
46. Gerlach I., Hahne Н., Pavlek F. Z -Erzbergbau und Met, 1966 - Bd. XIX- № 2 p. 66-74.
47. Масленицкий И.Н., Доливо-Добровольский B.JI., Доброхотов Г.Н и др. Автоклавные процессы в цветной металлургии. М: Металлургия, 1969. 350 стр.
48. Колотыркин Я.М. Влияние анионов на кинетику растворения металлов. Успехи химии, 1962. т. 31-№3. -С. 322-335.
49. Костина Г.М., Черняк А.С. Электрохимические условия окисления пирита и арсенопирита в щелочных и кислых растворах. ЖПХ 1976 -т. 49-№7. -С.1534-1539.
50. Адамов Э.В., Панин В.В., Полькин С.И. -В кн: Обогащение полезных ископаемых. М: ВИНИТИ 1974 - т.8. -С. 5-67.
51. Коростышевский Н.В., Полькин С.И., Адамов Э.В и др. Бактериально-гидрометаллургическое извлечение золота из упорных углистых золотомышьяковых концентратов. Труды ВНИИПРО Золото -1975 №3. -С.80-90.
52. Treatment of refractory ores / Mining I. 1985. -V- 304 - №78 - p. 209.
53. Паре И. Бактериальное выщелачивание золота. Биологические исследования этого явления. Проблема практического применения. В сб. «VIII Междунар. конгресс по обогащению полезных ископаемых», т. 2, Механобр. 1969.-С. 53.
54. Коробушкина Е.Д., Черняк А.С., Минеев Г.Г. Растворение золота микроорганизмами и продуктами их метаболизма. «Микробиология» т. 43. вып. 1. 1974-С. 49.
55. Коробушкина Е.Д., Минеев Г.Г., Черняк А.С. Биосинтез золото растворяющих аминокислот. III Всесоюзное Совещание по управляемому биосинтезу и биофизике популяций. Красноярск, институт физики им. Л.В. Керенского СО АН СССР 1973 - С. 213.
56. Минеев Г.Г., Черняк А.С., Семенова Л.П. Осаждение золота из хлоридных растворов плесневыми грибами. «Прикладная биохимия и микробиология». Т. VIII -1972 -№3.-С. 358.
57. Икромова С.И., Малахова П.Т. Использование добавок пирита для интенсификации бактериально химического выщелачивания забалансовых сульфидных руд // Цветная металлургия - 1983 - №17. -С. 13-15.
58. Живаева А.Б., Гринберг А.Л., Орел М.А. Повышения эффективности кучно- бактериального выщелачивания меди // -Цветные металлы, 1982 №1.-С. 35-37.
59. Каравайко Г.И., Кузнецов С.И., Голомзик А.И. Роль микроорганизмов в выщелачивании металлов из руд. -М: Наука 1972 - 248с.
60. Яхонтова Л.К., Нестерович Л.Г. Зона гипергенеза рудных месторождений как биокосная система. -М: МГУ 1983 - 58 стр.
61. Malouf Е. «Mining Engng», 1971 №11 - 23
62. Mining I., 1967-269 №6882- 24.
63. Perkins E.C., Novielli F. "Mining Corgr. Г- 1968 44 - № 8 - 72.
64. Robert Mague, Iacdues Berthelin. «C.r.Acad, sci. Paris», 1974, D 276 -№19-26-25.
65. Berthelin I., Dommergues Y. « Rev. E col. Biol.», 1972 8 - №3 - 397.
66. Finkelstein N.D., Hoare R.M., Lames G.S. Afric. Inst. Min. Met. 1966 -V -67- №5.
67. Лебедев Б.Н., Сажин Ю.Г. Переработка бакырчикских концентратов методом хлоридовозгонки.- Наук. Труды Каз. ПТИ 1966 -№24. -С.28
68. Зырянов, А.П. Нивин. С.В. Полетаев. Значение рациональной формы железа в процессе хлоридовозгонки упорных золотосодержащих концентратов // Цветные металлы - 1971 - №5.
69. Зырянов М.Н., Хлебников Г.А., Михайлов Б.Н. О степени и скорости хлорирования пластинчатого золота // Изв. ВУЗов. Цветная металлургия- 1970 - №4-С.60.
70. Hager I.P., Hill R.B. «Met Trans» 1970- 1 - №10.
71. Finkelstein N.P., Hoare R.M., lames G.S., Howat D.D. «I. South Africaninst. Min and Met», December 1966 - 196-215.
72. Зырянов M.H., Губайдуллина А.Б. Извлечение золота из гравитационных концентратов методом гидрохлорирования // «Цветные металлы» 1970 -№3.
73. Ласкорин Б.Н. Гидрометаллургия золота. «Наука». Москва 1980-194-С.
74. Праздников П.А. -Труды Института металлургии УФ АН СССР. Свердловск 1959 - №6. -С. 120.
75. Успенский Я.В., Попов Е.Л., Кунбазаров А.К и др. Перспективы применения гидросульфатизации азотной кислотой для вскрытия сульфидных концентратов. М: ВИЭМС 1976 -С. 17.
76. Ахмедов X.А.,Кунбазаров А.К. Гидросульфатизация золотосодержащих сульфидно-мышьяковых концентратов. -В сб. «Материалы совещанияпо вопросам изучения эндогенных месторождений Средней Азии». -Ташкент: Изд. САИГИМСа- 1975 С. 78-80.
77. Успенский Я.В., Попов E.JI., Кунбазаров А.К., Ахмедов X. Перспективы применения гидросульфатизации азотной кислотой для вскрытия золотосульфидных концентратов. -М: ВИЭМС 1976 - С. 28.
78. Кунбазаров А.К., Ахмедов X., Попов E.J1. Азотнокислотная технология вскрытия упорных золотосульфидных концентратов. -М: Деп. ВИНИТИ-№3811-76- 1976-С. 8.
79. Праздников П.А. и др. Новые методы комплексного извлечения элементов из медно-цинковых концентратов // Свердловск: Тр. Института металлургии Уральского фил. АН СССР 1959 - № 6 -С 88.
80. Ахмедов X. Азотнокислотный способ вскрытия сульфидно-мышьяковых золотосодержащих концентратов. Автореферат на соискание ученой степени кандидата технических наук. Алма-Ата -1988г. стр. 16-19.
81. Коростышевский Н.Б., Грабовский А.И., Рыбалченко А.А и др. Методика исследования . забалансовых золотосодержащих руд для переработки их процессом кучного выщелачивания // Труды ЦНИГРИ № 139- 1978-С. 19-23.
82. Spacek V., Stastna М., Gakov P.Zkusenosti poloprovo chiho overeni prime hyanizace Zlatonosnych rud // «RUDY» 1987 35 - № 83 - 235-238.
83. Chamberlin P.D. Agglomeration: Cheap insurance for good recovery when heap leaching gold and silver ores. Mining End.(USA)-1986 V- 38 № 12 -p. 1105-1 109.
84. Телегина JI.E. Основные направления в технологии извлечения золота за рубежом // Цв. Металлургия. Бюл. Цветмет эконом. И инф. 1986 -№3. -С. 86-88.
85. Пат. США 4.424.194(1984) Hughes R.M. Progress for extraction of Metals from Teachable ores.
86. Pinson Gold Mine. Mining Mag // 1986 Sept-P-174-179.
87. Дружина Г.Я. и др. Извлечение золота и серебра из вскрышных и вмещающих пород// Цветные металлы. 1988-№ 1 .-С.82-84.
88. Зеленов В .И., Шедригин А.Н. Пути совершенствования технологии переработки золото- и серебросодержащих руд. Обз. инф.// ВНИИ экон. Минерал. Сырья и геол.- развед. работ ВИЭМС. -1986 -С.40.
89. Кофман В.Я., Хоменко П.Е. Кучное выщелачивание золота и серебра в США // Цв. металлургия. Бюл. Цветмет эконом и инф. -1985 -№10.-С. 88-90.
90. Меретуков М.А. Современное состояние металлургического производства серебра за рубежом // М: ЦНИИ цветмет эконом и инф. 1987 №3. -С.61.
91. Heap teach technology court battle/Mining I.-1986. -V. 306 №7866 -P-.373.
92. Меретуков М.А., Стрижко J1.C. Современное состояние производства золота за рубежом // ЦНИИ цветмет эконом, и .инф. М. -1985 №5.-С.58.
93. Пыжов С.С., Макарова С.Н. Кучное выщелачивание золотосодержащих руд за рубежом // Цветные металлы. -1984 №11.-С. 25-28.
94. Argall G.O. Heap leaching Smoky Valley Gold//End. end Mining I. -1985 -V- 186-№12 -P. 18-23.
95. Cold recovery units // Eng. and Mining I. -1984. V- 185- №2 - P. 64.
96. Summitville Leaching at its Peak . Mining Mag.-1986. September -P. 157-161.
97. Ianisch P.R. Gold in South Africa // I.S. Arf. inst. Min. metal. -1986. -V. 86-№8. -P. 273-316.
98. Chamberlain P.G., Pojar M.G. Gold and Silver Leaching practices in the United States //Bureau of Minis. -1984 inf. Circ. - №8969 -47 P.
99. Строганов Г.А., Шутов A.M., Ахметчалиев H.M. Исследования оборотного водоснабжения и обезвреживания хвостов кучного выщелачивания // Цветные металлы 1991 - №5. -С. 68-70.
100. Строганов Г.А., Цикунова Г.В. Укрупненные исследования кучного выщелачивания золота из предварительного окомкованных руд // Цветные металлы 1992 - №6. -С. 68-70.
101. Лукомская Г.А., Пилецкий В.М. Извлечения меды, золота и серебра из отвальных продуктов методом Кучного Тиосульфатного Выщелачивания // Цветная металлы 1999 №4. -С. 49-50.
102. Шевелева Л.Д., Пирмагомедов Д.А. Уроки испытаний кучного выщелачивания меди // Цветные металлы -1999- №4. -С. 47-49.
103. Толстов Е.А., Прохоренко Р.А., Дж. Браунли (СП Заравшон-Ньюмонг). Кучное выщелачивание золота из забалансовой руды карьера Мурунтау на совместном предприятии «Зарафшон-Ньмонт» // Цветные металлы 1999 №7.-С. 53-56.
104. Тедеев М.Н., Толстов Е.А., Кустова JI.A. Переработка золотосодержащих углеродистых руд карьера Мурунтау методом кучного выщелачивания // Цветные металлы -1999 №7. -С. 56-58.
105. Горенков H.JL, Сычева М.Н., Турлычкин В.М., Царев. Технология кучного выщелачивания золота из высокоглинистых выветривания (Тульская НИИГП). Цветные металлы 2001-№12. -С. 12-13.
