Переработка золотосодержащих руд реферат

Обновлено: 07.07.2024

Органические вещества, встречающиеся в составе золотосодержащих руд, представляющие собой природную форму органического углерода, возникшие из остатков континентальных, морских и озерных микроорганизмов, растений и животных. В результате природных воздействий, в основном термического характера, их структура изменялась благодаря выделению более низкомолекулярных продуктов — битуменов и метана.

При цианировании сорбционно-активных руд и концентратов характер кривой выщелачивания, как правило, выражается ярко выраженным максимумом и нисходящей ветвью с различным углом наклона к оси абсцисс. Депрессирующее влияние природных сорбентов характеризуется коэффициентом сорбционной активности Кс.

Сорбционную активность по отношению к цианистым комплексам золота и серебра проявляют не только углеродсодержащие минералы, присутствующие в руде, но и глинистые минералы, а также очень тонкие рудные вторичные шламы, которые образуются при переизмельчении руды в мельницах из-за низкой крепости рудных и породных минералов.

Многими исследователями отмечается, что отрицательное влияние природных сорбентов на извлечение золота цианистым процессом не снижает скорость выщелачивания золота и серебра, — наоборот, в некоторых случаях при определенных условиях они могут даже способствовать интенсификации процесса.

Сорбционная способность природных углистых веществ, присутствующих в золотосодержащих рудах, может проявляться в различной степени. В некоторых рудах углистые вещества обладают высокой осадительной способностью и сильно осложняют процесс цианирования. Но есть и такие руды, в которых активность углистых компонентов выражена значительно слабее или вообще заметно не проявляется.

Изучением причин, вызывающих осаждение растворенного золота углеродсодержащими компонентами руды при цианировании, занимались многие исследователи, но до сих пор механизм сорбции на природном угле в известной мере остается невыясненным.

Существуют две гипотезы, объясняющие данное явление.

Первая гипотеза предполагает, что причиной осаждения золота активными углистыми веществами является химическое взаимодействие ионов [Au(CN)2] - с оксидом углерода, который в том или ином количестве всегда присутствует в рудах. Процесс можно представить реакцией:

Na[Au(CN)₂] + CO + NaCN + O + H₂O = AuCN · CO · (CN)₂ + 2NaOH

Подтверждением этой гипотезы служит тот факт, что растворенное золото, адсорбированное углистым веществом, плохо или совсем не снимается обеззолоченными растворами даже при температуре 100 °С.

Согласно второй гипотезе, осаждение золота на углистых веществах объясняется сорбцией комплексного золотого аниона [Au(CN) 2 ] - углеродом в виде органического соединения, весьма прочного к воздействию десорбирующих реагентов.

Таким образом, процесс поглощения растворенного золота углями имеет достаточно сложный характер: наряду с чисто физической адсорбцией могут протекать реакции химического взаимодействия ионов золота с окисью углерода и органическими соединениями, входящими в состав углистых веществ.

В настоящее время для каждой хорошо цианируемой руды проводится тест на определение сорбционной активности твердой фазы по отношению к цианистому комплексу золота по методике Иргиредмета.

По этой методике определяют исходное содержание золота в руде (β_исх) и проводят два параллельных опыта по цианированию измельченных до 90–95% класса минус 0,071 мм проб руды с сорбентом и без сорбента.

В опытах цианирования с сорбентом определяют остаточное содержание в твердом (β_хв), в опыте без сорбента — конечную концентрацию золота в растворе (С_Au). Относительную сорбционную активность рассчитывают по формуле:

где R=2 — отношение Ж:Т .

По этой методике можно определять сорбционную активность руды даже в условиях фабричной лаборатории.

Если сорбционная активность руды определена до 10%, то ее можно подавить увеличением концентрации сорбента, свыше 10% — необходимо устанавливать, что является природным сорбентом и в каком количестве, и в соответствии с этим разрабатывать мероприятия по подавлению природных сорбентов.

Термин прег-роббинг (preg-robbing — приворовывание) впервые употребил G.C.Smith в 1968 году для описания потерь золота при цианировании углеродсодержащих руд. Впоследствии так стали называть все нежелательные процессы, протекающие при переработке золотых руд и концентратов, приводящие к снижению извлечения золота.

Рудные углеродистые вещества (РУВ) могут инициировать прег-роббинг как первого, так и второго типа.

Углеродный прег-роббинг первого рода определяется индексом PRI-теста, который является более точным, чем методика Иргиредмета. Тест представляет собой выщелачивание пробы в двух бутылочных агитаторах.

- В первом агитаторе проводят выщелачивание 10 г исследуемой руды с 20 мл щелочного раствора, содержащего 1 г/л NaOH и 3 г/л NaCN, в течение 1 ч и определяют концентрацию золота в растворе [Au]_циан.

- Во втором агитаторе проводят цианирование 10 г этой же руды с 20 мл цианидного раствора, в котором, помимо NaOH и NaCN, растворен Na[Au(CN)₂] так, чтобы концентрация золота в нем составляла 1,7 мг/л. После цианирования в течение 1 ч. определяют концентрацию золота в растворе [Au]_доп. Величина теста PRI определяется по формуле:

Если PRI=0, то прег-роббинг отсутствует. Если 0

В России имеется несколько месторождений углистых золотосодержащих руд. Переработка таких руд методом цианирования представляет определенные трудности. Трудность цианирования углистых руд заключается в том, что углистые вещества сорбируют растворенное золото, которое очень трудно снять с природного угля, и в большинстве случаев эта операция экономически нецелесообразна. Вследствие этого потери золота с отвальными хвостами достигают значительных величин.

Установлено, что сорбция золота из цианистых растворов активным углеродом заметно усиливается с увеличением продолжительности цианирования пульпы. Это хорошо подтверждается при цианировании углистых флотоконцентратов Миндякской ЗИФ и на ЗИФ им. Матросова.

При цианировании углистых руд и концентратов кинетика перехода благородных металлов в раствор определяется соотношением скоростей двух противоположных процессов — растворения золота и его сорбцией на природный уголь.

Поскольку скорость сорбции золота на уголь прямо пропорциональна его концентрации в растворе, то в начальный момент цианирования, когда концентрация золота в растворе невелика, скорость растворения значительно превосходит скорость сорбции, и концентрация металла возрастает. По мере протекания процесса цианирования скорость растворения золота уменьшается, а концентрация его в растворе растет, соответственно этому увеличивается скорость сорбции золота на природный уголь. В определенный момент времени скорости обоих процессов становятся равными.

При дальнейшем цианировании руды концентрация золота и его извлечение в раствор начинают снижаться, с этого момента скорость сорбции превышает скорость растворения. Этот факт свидетельствует о том, что по мере накопления золота в растворе процесс сорбции на природные сорбенты интенсифицируется и доля сорбированного металла начинает превышать долю металла растворяющегося цианида.

Эту закономерность цианирования углистых концентратов можно использовать в качестве технологического приема, заключающегося в том, чтобы перевести в раствор максимально возможное количество золота до начала активного развития сорбционных процессов на рудные углистые вещества (РУВ). На практике это осуществляют путем цианирования углистых материалов в несколько стадий с минимальной продолжительностью перемешивания и обновлением растворов.

Смена цианистых растворов на каждой стадии позволяет удерживать концентрацию золота в растворе на относительно низком уровне, что уменьшает скорость адсорбции и сокращает потери золота с хвостами.

Чтобы исключить влияние углистых веществ на процесс цианирования, золото стараются извлекать методом флотации, оставляя уголь в хвостах обогащения. Однако это не всегда удается, и уголь все же присутствует в золотосодержащем концентрате. Применение флотации не устраняет трудностей цианирования, но позволяет сократить объем подвергающегося выщелачиванию углистого концентрата и за счет повышенного содержания золота в нем увеличить извлечение металла.

Одним из старых способов снижения влияния природных сорбентов на цианирование углистых руд и концентратов является пассивирование свободного углерода поверхностно-активными веществами (ПАВ) (флотационные масла, керосин, СМС и др.). Впервые этот способ был предложен в 1922 г. за рубежом А.Дорфманом. Влияние керосина и других аналогичных продуктов на процесс цианирования заключается в избирательной сорбции его на поверхности углистых частиц с образованием жировых пленок, препятствующих дальнейшему контакту этих частиц с цианистыми комплексами золота и серебра.

Самым эффективным способом извлечения золота из углистых руд оказался метод сорбционного цианирования с применением ионообменных смол. Введение в пульпу более активных искусственных сорбентов создает конкуренцию сорбционной активности природных углистых веществ, в результате чего степень сорбции золота рудными углистыми веществами резко снижается. Если оптимально подобрать параметры совмещенного процесса цианирования и сорбции (единовременная загрузка сорбента, поток сорбента и другие), можно добиться того, что основная масса золота будет сорбирована на искусственный сорбент.

В 1973 г. на ЗИФ рудника им. Матросова был построен цех сорбционного выщелачивания углистого флотоконцентрата по технологии совмещенного процесса — цианирование-сорбция — с использованием анионита АМ-2Б, предложенного учеными Московского института ВНИИХТ. Автор этой статьи в должности начальника цеха участвовал в строительстве и освоении новой технологии. После пуска цеха в эксплуатацию освоение технологии заняло примерно полгода. При этом было достигнуто устойчивое извлечение золота из концентрата на 15% больше, чем по цианисто-фильтрационной технологии, которая применялась до строительства нового цеха. Кстати, цех сорбционного выщелачивания концентрата на ЗИФ рудника им. Матросова был вторым в золотой отрасли предприятием, где была внедрена ионообменная технология.

Накопленный теоретический и практический опыт работы позволяет сформулировать общие принципы и условия применения технологии сорбционного цианирования углистых руд и концентратов следующим образом:

1. Сокращение до минимума продолжительности предварительного цианирования с целью перевода основной массы золота и серебра в растворы до начала проявления сорбционной активности рудных углистых веществ.

2. Использование повышенных концентраций цианистых растворов (1–2 г/л вместо обычно применяемых 0,5–0,1 г/л). Это способствует ослаблению сорбционной активности минерального комплекса руды и снижению потерь золота с твердой фазой хвостов сорбции.

3. Проведение сорбционного выщелачивания при повышенных загрузках сорбента в зависимости от величины СА руды.

4. Водная отмывка руд и концентратов перед автоклавной обработкой и контроль содержания хлоридного иона в пульпе.

5. Строгий контроль за измельчением руды: недопущение сильного шламования материала — измельчения руды или концентрата мельче 10 мкм.

6. Повышение температуры автоклавирования до 225 °С с целью окисления рудных углистых веществ (РУВ).

7. Использование поверхностно-активных веществ (ПАВ) для образования защитных покрытий, избирательно блокирующих контакт РУВ с золотосодержащими растворами.

Применяя эти принципы на практике для каждого конкретного случая переработки углистых руд и концентратов, можно свести до минимума влияние сорбционно-активной составляющей в сырье и получать вполне приемлемые результаты по извлечению благородных металлов.

1. Лодейщиков В. В. Технология извлечения золота и серебра из упорных руд Т. 1, 2. Иркутск, Иргиредмет, 1999 г.

2. Воробьев-Десятовский Н. В. Епифанов А. В. Автоклавное окисление дважды упорных золотосодержащих руд. Проблемы и пути решения.

3. Тер-Оганесянц А. К., Ковалев В. Н., Щербаков Ю. С., Воробьев-Десятовский Н.В., Каплан С. Ф. Прег-роббинг золота в процессах автоклавного окисления упорных концентратов.

Золото – металл желтого цвета. Имеет гранецентрированную кубическую решетку, отличается исключительной ковкостью и тягучестью. Из золота можно вытянуть проволоку диаметром в 0,001 мм. Тепло- и электропроводность металла весьма высоки: золото уступает лишь меди и серебру.

Содержание работы

• Введение
• Характеристика золотосодержащего сырья и методы его переработки
• Дробление и измельчение золотосодержащих руд
• Гравитационные методы обогащения коренных золотосодержащих руд
• Извлечение золота амальгамацией
• Сгущение
• Цианирование золотосодержащих руд
• Сорбция из пульп (сорбционное выщелачивание)
• Роль процесса выделения золота из тиомочевинных элюатов в технологической схеме
• Золотые руды
• Золото- пиритные руды
• Сульфидные золото-медные руды
• Золото-мышьяковые руды.
• Литература.

Файлы: 1 файл

реферат по ОПИ.docx

Введение
Характеристика золотосодержащего сырья и методы его переработки
Дробление и измельчение золотосодержащих руд
Гравитационные методы обогащения коренных золотосодержащих руд
Извлечение золота амальгамацией
Сгущение
Цианирование золотосодержащих руд
Сорбция из пульп (сорбционное выщелачивание)
Роль процесса выделения золота из тиомочевинных элюатов в технологической схеме
Золотые руды
Золото- пиритные руды
Сульфидные золото-медные руды
Золото-мышьяковые руды.
Литература.

Физико-химические свойства золота:

-Au находится в 1-ой группе,

-атомная масса 197,

-плотность при 20°С 19,32 г/см3,

-характерные степени окисления +1 и +3,

-нормальные электродные потенциалы +1,88 и +1,5 В,

-температура плавления 1064,4 °С,

-температура кипения 2877°С,

-теплоемкость при 25°С 25,5 Дж/(моль К),

-теплота испарения 368 кДж/моль.

Отличительной особенностью золота является склонность к комплексообразованию и легкость к восстановлению большинства его соединений до металла.

Золото – благородный металл. Низкая химическая активность является важным и характерным свойством этого металла. На воздухе, даже в присутсвии влаги золото практически не изменяется. Даже при высоких температурах золото не взаимодействует с водородом, кислородом, азотом, серой и углеродом.

Золото соединяется с галогенами, причем с бромом процесс идет уже при комнатной температуре, а с фтором, хлором и йодом – при нагревании.

Электродный потенциал золота в водных растворах весьма высок:

Au®Au+3+3, jо= +1,58 В;

Поэтому золото не растворяется ни в щелочах, ни в таких кислотах, как серная, азотная, соляная, плавиковая, а также органических.

Вместе с тем, в присутствие сильных окислителей золото способно растворяться в некоторых минеральных кислотах. Так оно растворяется в концентрированной серной кислоте в присутствии йодной кислоты H5IO6, азотной кислоты, диоксида марганца, а также в горячей безводной селеновой кислоте H2SeO4, являющейся весьма сильным окислителем.

Золото легко растворяется в царской водке насыщенной хлором соляной кислоте в водных растворах щелочных и щелочноземельных металлов в присутствие кислорода. Хорошим растворителем золота является водный раствор тиомочевины, содержащий в качестве окислителя хлорид или сульфат железа (+3).

Из других растворителей золото можно отметить хлорную и бромную воду, раствор йода в йодистом калии или в йодистоводородной кислоте. Во всех случаях растворение золота связано с образованием комплексных соединений.

В своих химических соединениях золото может иметь степень окисления +1 и +3. Все соединения золота относительно непрочны и легко восстанавливаются до металла даже простым прокаливанием.

1.1 ХАРАКТЕРИСТИКА ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩЕГО СЫРЬЯ И МЕТОДЫ ЕГО ПЕРЕРАБОТКИ

В течение последних двух-трех десятилетий неуклонно уменьшается доля золота, извлекаемого из простых в технологическом отношении золотых руд. Одновременно возрастает доля золота, извлекаемого из таких руд, эффективная обработка которых требует значительно более сложных и развитых схем, включающих операции гравитационного обогащения, флотации, обжига, плавки, выщелачивания и т. д. Золотосодержащие руды и концентраты, обработка которых в обычных условиях цианистого процесса (в сочетании с гравитационными и амальгамационными методами извлечения крупного золота) не обеспечивает достаточно высокого извлечения золота или сопровождается повышенными затратами на отдельные технологические операции (измельчение, цианирование, обезвоживание, осаждение золота из растворов и т. д.), называют упорными.

ДРОБЛЕНИЕ И ИЗМЕЛЬЧЕНИЕ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ РУД

Задача этих операций — полное или частичное раскрытие зерен золотосодержащих минералов, в основном частиц самородного золота, и приведение руды в состояние, обеспечивающее успешное протекание последующих обогатительных и гидрометаллургических процессов. Операции дробления и особенно тонкого измельчения энергоемкие и расходы на них составляют значительную долю( от 40 до 60 %). Поэтому нужно иметь в виду, что измельчение всегда нужно заканчивать на той стадии, когда благородные металлы окажутся достаточно вскрытыми для окончательного их извлечения или для промежуточной их концентрации. Поскольку основной прием извлечения золота и серебра для большинства руд — гидрометаллургические операции, то необходимая степень измельчения должна обеспечить возможность контакта растворов с раскрытыми зернами золотых и серебряных минералов. Достаточность вскрытия этих минералов для данной руды обычно определяется предварительными лабораторными технологическими испытаниями по извлечению благородных металлов. Для этого пробы руды подвергают технологической обработке после различной степени измельчения с одновременным определением извлечения золота и сопутствующего ему серебра. Ясно, что чем тоньше вкрапленность золота тем более глубоко должно быть осуществлено измельчение. Для руд с более крупным золотом обычно бывает достаточно грубого измельчения (90% класса —0,4 мм). Однако поскольку в большинстве руд наряду с крупным золотом присутствует и мелкое, то чаще всего руды измельчают более тонко (до —0,074 мм). В отдельных случаях приходится подвергать еще более тонкому измельчению (до -0,043мм).

Однако экономически целесообразную степень измельчения устанавливают по совокупности ряда факторов:

1, степени извлечения металла из руды;

2, возрастания расхода реагентов при более интенсивном измельчении;

3, затрат на дополнительное измельчение при доведении руды до заданной крупности;

4,возрастания ошламования при более тонком измельчении и связанные с этим дополнительные расходы на операции обезвоживания (сгущение, фильтрация).

Схемы дробления и измельчения варьируют в зависимости от вещественного состава руд и их физических свойств. Как правило. руду вначале подвергают крупному и среднему дроблению в щековых и конусных дробилках с поверочным грохочением. Иногда применяют третью стадию мелкого дробления, осуществляемую в короткоконусных дрооилках. После двухстадиального дробления обычно получают материал — 20 мм, после трехстадиального крупность материала иногда снижается до —6 мм. Дробленый материал поступает на мокрое измельчение, которое чаще осуществляют в шаровых и стержневых мельницах. Руды обычно измельчают в две стадии, пpичeм для первой стадии предпочитают использовать стержневые дробилки.

ГРАВИТАЦИОННЫЕ МЕТОДЫ ОБОГАЩЕНИЯ КОРЕННЫХ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ РУД

При извлечении золота из коренных руд гравитационное обогащение в настоящее время имеет существенное значение.

В подавляющем большинстве золотосодержащих руд имеется то или иное количество крупного золота (+0,246 мм и крупнее), которое плохо извлекается не только флотационным обогащением, но и при гидрометаллургической переработке. Поэтому предварительное выделение его гравитационным обогащением в начале технологического процесса может избавить от лишних потерь золота. Кроме того извлечение свободного золота в начале процесса обработки золотых руд позволяет быстрее реализовать эту часть металла и снизить потери недорастворенного и неотмытого золота.

Наибольшее распространение в качестве первичного гравитационного прибора, улавливающего золото на сливе мельниц, получили отсадочные машины.[1]

ИЗВЛЕЧЕНИЕ ЗОЛОТА АМАЛЬГАМАЦИЕЙ

Процесс амальгамации основан на способности ртути смачивать частицы благородных металлов, проникать в них и образовывать в избытке ртути соединения этих металлов с ртутью. В процессе амальгамации благородных металлов ртуть по существу является коллектором, собирающим мельчайшие частицы благородных металлов в укрупненный агрегат-амальгаму, которая оседает и задёрживается в определенных частях приборов или на наклонной поверхности специальных приборов-шлюзов и отсюда периодически снимается. Переход благородных металлов в амальгаму создает условия для быстрого и полного улавливания их из рудной пульпы, что уменьшает возможность выноса мельчайших частиц благородных металлов из цикла и потери их с хвостами.[1]

Применение амальгамации в схемах золотоизвлекательных фабрик

В мировой практике процесс амальгамации широко применяли для извлечения золота из руд. В настоящее время его используют редко, вызвано это, во-первых, постоянным изменением качества золотосодержащих руд, вследствие чего повышается содержание золота, связанного с сульфидами, имеющего покровные образования, а также низко— пробного золота, т. е. таких форм, которые не извлекаются амальгамацией; во-вторых, амальгамация—трудоемкий процесс, всегда сопровождающийся потерями золота в виде амальгамы, которая в последующих звеньях технологического процесса не извлекается; в-третьих, вследствие сильной токсичности паров ртути использование больших ее объемов создает опасность ртутного отравления людей и окружающей среды.

Тем не менее, амальгамация сохранила свое значение для извлечения свободного золота из гравитационных концентратов, получаемых при переработке коренных и россыпных руд. В этом случае приходится обрабатывать небольшое количество богатого материала, и амальгамационный процесс сохраняет свое основное преимущество — дешевую и быструю реализацию золота в виде металла. Этим методом, в частности, перерабатывают основную массу гравитационных концентратов в ЮАР.[3]

Сгущение — следующий после измельчения этап обработки пульпы. Оно состоит в частичном обезвоживании пульпы отстаиванием — оседанием твердых частиц на дно чана-сгустителя и сливом осветленного раствора. В большинстве случаев в осевшем материале остается около 50% (по массе) воды. что соответствует отношению ж : т =1 : 1. Предел сгущения зависит от крупности, плотности и физико-химических свойств измельченных частиц обрабатываемой руды.

Содержащиеся в пульпе частицы обычно сильно различаются по размерам. Наряду со сравнительно крупными зернистыми частицами (свыше 0,1 мм) в пульпе обычно содержится значительное количество частиц размером в несколько микронов и даже мельче (меньше 0,001 мм). Более крупные частицы оседают быстрее, а мелкие удерживаются во взвешенном состоянии в течение долгого времени.[1]

ЦИАНИРОВАНИЕ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ РУД

Рассмотренные выше методы гравитационного обогащения и амальгамации позволяют извлекать из руд только относительно крупное золото. Однако подавляющее большинство золотосодержащих руд наряду с крупным золотом содержит значительное, а иногда и преобладающее количество мелкого золота, практически неизвлекаемого этими методами, вследствие чего хвосты гравитационного обогащения и амальгамации, как правило, содержат значительное количество золота, представленного мелкими золотинами. Основным методом извлечения мелкого золота является процесс цианирования.

Сущность этого процесса заключается в выщелачивании благородных металлов с помощью разбавленных растворов цианистых солей щелочных или щелочноземельных металлов [KCN, NaCN, Са(CN)2]. Полученные золотосодержащие растворы отделяют от твердой фазы (отвальных хвостов) сгущением или фильтрацией и направляют на осаждение благородных металлов металлическим цинком. Осадок благородных металлов после соответствующей обработки отправляют на аффинаж для получения чистых золота и серебра.[1]

СОРБЦИЯ ИЗ ПУЛЬП (СОРБЦИОННОЕ ВЫЩЕЛАЧИВАНИЕ)

Особенностью процесса сорбции из пульп является несколько меньшая скорость процесса вследствие повышенной вязкости пульп (при ж : т = 1. 2 : 1) и осаждения шламовых покровов на поверхности частиц ионита, затрудняющих диффузию ионов. Кроме того, следует учитывать неизбежность повышенных потерь ионита вследствие разрушения его зерен при абразивном воздействии рудных частиц. Поэтому сорбцию из пульп в производственных условиях следует проводить при крупности рудных частиц не более 0,15 мм. Кинетика сорбции золота и серебра из цианистой пульпы свидетельствует о том, что большая часть золота переходит в фазу ионита за первые 2 ч перемешивания пульпы. Увеличение продолжительности контакта дает малый эффект вследствие приближения системы смола—пульпа к равновесию: через 8 ч сорбция золота составила только 68,4%. Значительно уменьшается извлечение в фазу смолы серебра: 2% через 2 ч и 28% через 8 ч контакта смолы с пульпой. Полная сорбция благородных металлов происходит при значительном увеличении количества загружаемой смолы.

Рассмотрены технологии переработки бедных и упорных золотосодержащих руд. Более 1/3 всех запасов таких руд отвечает критериют труднообогащаемых (упорных). Для их переработки рекомендуется применять эффективные технологии: методы предварительной сепарации, кучного выщелачивания, тонкого и сверхтонеого измельчения, гидрохимического вскрытия, бактериального окисления, окислительного обжиг, а также методы безцианидного выщелачивания, в зависимости от их физико от их физико-механических свойств и минерального состава.

1.Состояние проблем переработки упорных золотосодержащих

В России, как и во всем мире, качество минерального сыря разрабатываемых и подготавливаемых к освонию месторождений постоянно снижается. Все больший удельный все приобретают руды с низкими содержаниями полезных компинентов (бедные, убогие, забалансовые), сложным вещественным составом и тонкой дисперсостью (труднообогатимые, или упорные). Исползование традиционных технологий для переработки таких руд малоэффективно, что снижает инвестиционную привлекательность объектов и сдерживает их освоение.

Эта проблема наглядно иллюстрируется на примере золота. В период с 1991 по 2012 гг. Производство золото в России осуществлялось в основном за счет богатых коренных и россыпных месторождений, подготовленных еще в советское время. Если в начале этого периода доля добываемого золота не превышала 16 – 18%, то к настоящему времени она возросла до 70%. За указанный период из недр добыто 4088 т, а произведено 3567 т золота, потери золота за счет применения несовершенных технологий составили 521 т, или с рудами комплексных месторождений. Причина одна несовершенство тохнологий обогащения и извлечения.

В доказнных запасах РФ среднее содержание Au за 1991 – 2012 гг. Снизилось с 4,3 до 2,4 г/т (в 1,8 раза), при этом руды крупных месторождений составляют около 70% со средним содержанием Au 1,7 – 2,4 г/т.

Адекватным техническим ответом на истощение минерального сыря явились разработки и применение автоматические управляемых методов предварительного обогащения. Одним из этих методов является крупнокусовая сепарация, позволяющая предварительно отделить породу с отвальным содержанием полезных компонентов от объема руды, поступающей на последующие операции обогащения. Наиболее эффективно применние крупнокусовой сепарации для вовлечения в промышленную эксплуатацию бедных и забалансовых руд крупных месторождений.

Таким методом является метов фотометричческой сепарации (ФМС). Промышленное применение ФМС стало возможным с появлением техники нового поколения полихромных фотометрических сепараторов, основанных на использовфнии высокоскоростных цифровых оптических систем с компьютерной обработкой изображения, Это позволо создать типоразмереый ряд высокопроизводительного оборудования для горнодобывающей промышленности, в частности, фотометрические сепараторы группы компаний > c производительностью до 300 т/ч.

Дополнительная информация

Тогда не знали, что это микроорганизмы обеспечивали перевод металлов из сульфидов руды в раствор [8]. И только с середины прошлого века стало известно, что растворы в рудных месторождениях обогащаются металлами, главным образом благодаря бактериям [9]. Процесс перевода металлов в раствор называют бактериальным выщелачиванием. Он происходит в природе везде, где создаются условия для роста и деятельности хемоавтотрофных организмов – сульфидные руды, наличие кислорода воздуха и влага.

В настоящее время бактериальное выщелачивание используют для извлечения меди, урана и золота. При этом применяют в основном такие способы, как подземное, кучное и чановое выщелачивание.

Как подземное, так и кучное выщелачивание – медленно протекающие процессы с продолжительностью цикла от 2 3 до 5 7 лет. Целесообразность проведения этих процессов заключается в использовании природного сырья с низким содержанием ценных компонентов, но значительных по своим объемам.

В отличие от подземного и кучного методов выщелачивания, эффективность которых сильно зависит от внешних факторов окружающей среды, чановое выщелачивание проходит в полностью управляемых условиях.

Продолжительность процесса чанового выщелачивания кучи не превышает нескольких десятков часов. Создавая определенные условия при чановом выщелачивании, можно достичь высокой селективности при извлечении ценных компонентов из комплексных и сложных продуктов. И наконец, этот метод не связан с загрязнением внешней среды опасными техногенными выбросами.

Наибольший интерес для чанового бактериального выщелачивания представляют руды и продукты золотодобывающей промышленности. В последние годы в ней как в России, так и за рубежом все шире в переработку вовлекаются упорные мышьяксодержащие руды. Анализ разведанных запасов свидетельствует о том, что доля таких руд в будущем будет преобладать.

Бактериальное выщелачивание сульфидных минералов – сложный по своей сути процесс, который содержит множество различных путей и их комбинаций (химические, биологические, электрохимические) [10]. Эти химические, биологические и электрохимические реакции взаимодействуют и их наиболее удачные взаимодействия лежат в основе успешного бактериального выщелачивания.

При бактериальном выщелачивании реализуется уникальная природная способность хемоавтотрофных бактерий использовать для синтеза биомассы сульфидные минералы, серу и закисное железо как энергетический субстрат, а в качестве источника углерода – углекислый газ атмосферы.

Существует несколько точек зрения относительно механизма окисления сульфидов в присутствии железо- и сероокисляющих микроорганизмов, однако большинство из них сводится к двум. В соответствии с первой, окисление сульфидов происходит при непосредственном участии микроорганизмов (прямой механизм); вторая предполагает, что бактерии лишь катализируют окисление кислородом ионов Fe2+ до Fe3+, а Fe3+ окисляет сульфиды чисто химическим путем, без участия бактерий (косвенный механизм).

В настоящее время большинство исследователей склоняются ко второй точке зрения [11]. Вместе с тем показано, что бактерии прикрепляются к поверхности минерала с помощью полисахаридного слоя (слизистой капсулы) и именно в этом слое, а не в объеме происходит ускорение реакции окисления ионов Fe2+ до Fe3+ [12].

Рассматривая вопрос о бактериальном выщелачивании упорных золотосодержащих минералов, необходимо напомнить историю развития данного направления в переработке минерального сырья. Наша страна является одной из первых, где создавались теоретические и практические разработки по чановым бактериальным методам как самостоятельного направления в области обогащения и переработки полезных ископаемых. Основные положения биотехнологии разработаны в СССР в 70 80 е годы прошлого столетия. В работе принимали участие такие организации, как МИСиС, ЦНИГРИ, ИМНИ РАН, УНИПРОмедь, ИРГИредмет, ИБФ СО РАН в результате чего была создана и запущена в 1974 году первая в мире опытная установка по биогидрометаллургической переработке упорных золотосодержащих концентратов.

На базе опытной установки в Тульском филиале ЦНИГРИ в укрупненном масштабе испытаны технологические схемы переработки упорных руд практически всех месторождений (порядка 30, в т.ч. Бакырчик, Нежданинское, Олимпиадинское, Майское и т.д.) с применением бактериального выщелачивания концентратов. Испытания показали, что извлечение золота из всех упорных концентратов различного состава достигало 90,0 98,4 %.

После распада СССР начавшиеся работы по внедрению в промышленное производство разработок в области применения биотехнологии для переработки упорных золотосодержащих концентратов различных месторождений не получили развития и не были отработаны до готовности к промышленному применению.

Промышленное освоение бактериального выщелачивания тесно связано с фирмой Gencor (ЮАР). Менее 20 лет назад Gencor начал отрабатывать варианты биовыщелачивания упорных золотосодержащих концентратов на месторождении Fairview. Это был промышленного масштаба завод с производительностью 10 т/сут. Сейчас эта технология известна как BIOX®. Основана она на использовании мезофильных микроорганизмов (до 40°C) для окисления сульфидных минералов и освобождения тонкодисперсного золота, находящегося в упорных сульфидных золотосодержащих концентратах.

Эксплуатация построенного в 1994 году завода в Ashanti Sansu по технологии BIOX® подтвердила, что биовыщелачивание весьма привлекательно для крупномасштабного использования в золотодобывающей промышленности. Успехи в конструировании биореакторов позволили увеличить их полезный объем до 1000 м3. Используя систему реакторов, удалось перерабатывать до 1000 т/сут концентрата. Это в 100 раз превышало производительность первого завода, построенного на Fairview. Извлечение золота из продуктов биоокисления концентрата составляет 91,0 92,0 %. Специалисты компании, имеющие опыт эксплуатации окислительных, обжиговых и автоклавных установок, считают BIOX® наиболее простым, экономичным, эффективным и экологически безопасным способом переработки упорных золотомышьяковистых концентратов.

В настоящее время нашли применение две основные разновидности технологии бактериального выщелачивания упорных золотосодержащих концентратов.

BIOX® – разработана фирмой Gencor (ЮАР), процесс проходит при температуре 40°C, pH 1,6, содержании твердого в питании около 18 % в течение примерно 4 сут. В окислении участвуют ассоциации мезофильных бактерий L. ferrooxidans, L. ferriphilum, A. thiooxidans и A. ferrooxidans.

BacTech – разработана фирмой BacTech (Австралия). Ее главное отличие заключается в том, что процесс бактериального выщелачивания ведется при более высокой температуре – 42 50°C. Микрофлора процесса представлена ассоциацией умеренно термофильных микроорганизмов A. caldus и L. ferrooxidans.

В настоящее время построено и действует около 16 промышленных установок бактериального выщелачивания в 12 странах мира – ЮАР, Австралии, Бразилии, США, Канаде, Замбии, Гане, России, Китае, Тасмании, Узбекистане, Казахстане (таб. 1).

Таблица 1 – Заводы, использующие бактериальное выщелачивание в переработке упорных золотосодержащих руд

Читайте также: