Повышение эффективности переработки упорных золотосодержащих руд на основе комбинирования методов обогащения

Гурман, Маргарита Анатольевна

Бесплатный автореферат и диссертация по наукам о земле на тему
Повышение эффективности переработки упорных золотосодержащих руд на основе комбинирования методов обогащения
ВАК РФ 25.00.13, Обогащение полезных ископаемых

Автореферат диссертации по теме "Повышение эффективности переработки упорных золотосодержащих руд на основе комбинирования методов обогащения"

На правах рукописи

Гурман Маргарита Анатольевна

ПОВЫШЕНИЕ ЭФФЕКТИВНОСТИ ПЕРЕРАБОТКИ УПОРНЫХ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ РУД НА ОСНОВЕ КОМБИНИРОВАНИЯ МЕТОДОВ ОБОГАЩЕНИЯ

Специальность 25.00.13 - Обогащение полезных ископаемых

АВТОРЕФЕРАТ диссертации на соискание ученой степени кандидата технических наук

21 НОЯ 2013

005539295 Чита-2013

005539295

Работа выполнена в Федеральном государственном бюджетном учреждении науки Институте горного дела Дальневосточного отделения Российской академии наук

Научный руководитель

Александрова Татьяна Николаевна доктор технических наук, доцент,

зав. кафедрой обогащения полезных ископаемых Национального минерально-сырьевого университета «Горный»

Официальные оппоненты:

Шумилова Лидия Владимировна доктор технических наук, доцент,

профессор кафедры обогащения полезных ископаемых Забайкальского государственного университета

Алгебраистова Наталья Константиновна кандидат технических наук,

доцент кафедры обогащения полезных ископаемых Института цветных металлов и материаловедения СФУ

Ведущая организация Байкальский институт природопользования

Сибирского отделения Российской академии наук

Защита состоится 19 декабря 2013 г. в 14 час на заседании диссертационного совета Д 212.299.01 при Забайкальском государственном университете по адресу: 672039 г. Чита, ул. Александро-Заводская, 30, ЗабГУ, зал заседаний Ученого совета Факс: (3022) 41-64-44; E-mail: mail@zabgu.ru

С диссертацией можно ознакомиться в научной библиотеке Забайкальского государственного университета

Автореферат разослан « » ноября 2013 г.

Ученый сеіфетарь диссертационного совета, канд. техн. наук, доцент

И.А. Бондарь

ОБЩАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА РАБОТЫ

Актуальность работы. Хабаровский край является одним из ведущих регионов России по добыче благородных металлов. Однако рост производства сопровождается постепенным истощением запасов богатых и легкообогатимых руд, что требует вовлечения в переработку сложных по составу, упорных руд низкого качества. В настоящее время геологоразведочные работы в крае направлены на доизучение, доразведку и переоценку запасов и ресурсов на перспективных объектах упорных золотосодержащих руд, в составе которых присутствует значительное количество мышьяка и природное углистое вещество. Мышьяк осложняет процессы извлечения золота, ухудшает качество продукции, создает опасность загрязнения окружающей среды. Присутствующее углистое вещество проявляет сорбционную активность к золотоцианистому комплексу, а также может изолировать часть золота, делая его недоступным для цианистых растворов, снижая извлечение. Эти факторы являются сдерживающими для промышленного освоения таких объектов. Поэтому разработка рациональных экологически безопасных технологических схем извлечения благородных металлов из упорного сырья является актуальной задачей.

В Российской Федерации ведущими научными центрами (ИПКОН РАН, Ирги-редмет, ЦНИГРИ, ВНИИИХТ, МИСиС, ИГД СО РАН, Гинцветмет, ЗабГУ и др.) проведен большой объем исследований по переработке упорных руд практически всех известных технологических разновидностей и накоплен опыт по внедрению эффективных технологий извлечения благородных металлов на горнодобывающих предприятиях. Большой вклад в исследование теоретических основ процессов переработки минерального сырья внесли ученые И.Н. Плаксин, И.Н. Масленицкий, JI.B. Чугаев, В.Г. Агеенков, Б.Н. Ласкорин, В.А. Чантурия, Г.В. Седелышкова, В.И. Вигдергауз, И.В. Шадрунова, Т.Н. Матвеева, A.C. Черняк, И.К. Скобеев, В.В. Лодейщиков, Г.И. Войлошников, МА. Меретуков, С.М. Исабаев, В.А. Луганов, В.П. Мязин и др.

Для переработки упорных сульфидных золотомышьяковых руд предложены технологии, базирующиеся на использовании комбинированных схем, сочетающих гравитационно-флотационное обогащение с различными методами металлургического передела упорных концентратов. Существующие способы подготовки мышьяксо-держащих концентратов к цианированию с использованием окислительного обжига не в полной мере соответствуют современным требованиям по охране окружающей среды, в связи с образованием высокотоксичного триоксида мышьяка, большого пы-левыноса, нестабильностью мышьяксодержащих отвалов. Весьма перспективным для вскрытия золота и удаления мышьяка из концентратов в сульфидной форме является метод окислительно-сульфидирующего обжига, который отвечает требованиям экологии и безопасности технологического процесса. Малотоксичный сульфид мышьяка можно получить в компактном виде, он обладает низкой растворимостью в воде, отличается длительностью хранения.

Для извлечения золота из упорных руд, содержащих углистое вещество, применяются различные методы, способствующие нейтрализации его сорбционной активности. Однако при пассивировании свободного углерода ПАВ или хлором происходит частичное блокирование поверхности золота и деактивация активированных углей, что приводит к снижению извлечения золота при цианировании. При сорбци-онном выщелачивании углеродсодержащих руд показатели процесса существенно зависят от соотношения между содержаниями золота и серебра в руде. Перспективными для переработки бедных упорных руд с повышенной сорбционной активностью

представляются комбинированные схемы с применением флотации для выделения упорной части руды, обжига для нейтрализации углистого вещества и цианирования.

В диссертационной работе обобщены результаты исследований, проведенных автором в соответствии с госбюджетными темами Института горного дела ДВО РАН: в 2006-2008 гг. «Создание научных основ новых методов и технологий обогащения полезных ископаемых» (ГР № 01.2.006 13510); в 2009-2011гг. «Научное обоснование новых эффективных методов, технологий и технических средств переработки комплексного труднообогатимого минерального сырья и извлечения ценных компонентов, включая тонкие, мелкие и наноклассы» (ГР № 01200953153); в рамках инновационного проекта № 14-ИН-09 ДВО РАН «Разработка технологии и оборудования для переработки техногенных золотосодержащих продуктов»; проекта Отделения наук о Земле № 09-1-08-ЬнЗ «Научное обоснование эффективных методов обогащения труднообогатимого минерального сырья», при поддержке РФФИ -проект № 13-05-00422 «Разработка технологии извлечения золота из труднообогатимого сырья с использованием физико-химических воздействий».

Цель работы - научное обоснование, разработка и апробация комбинированных методов обогащения упорных золотомышьяковых и бедных золотосодержащих руд с природным углистым веществом для повышения извлечения золота и снижения экологической нагрузки.

Для достижения поставленной цели решались следующие задачи:

- изучение особенностей вещественного состава упорных золотомышьяковых и бедных золотосодержащих руд и концентратов;

- теоретическое обоснование способов подготовки упорных концентратов к процессу цианирования;

- экспериментальное изучение влияния параметров окислигельно-сульфидирующего и окислительного обжига на показатели извлечения мышьяка в виде малотоксичного сульфида и получение огарка для цианирования;

- исследование процесса щелочного выщелачивания в присутствии окислителя для вскрытия золота, связанного с арсенатами железа;

- изучение возможности флотационного выделения в концентрат наиболее упорной части из углеродсодержащей руды для последующей металлургической переработки концентрата;

- технико-экономическая оценка разработанных технологических схем извлечения золота из упорных золотомышьяковых и бедных золотосодержащих руд.

Идея работы заключается в том, что повышение эффективности извлечения золота из труднообогатимых руд достигается комбинацией методов обогащения на основе флотации, предварительного термохимического вскрытия упорных концентратов и гидрометаллургии.

Объект исследования - труднообогатимые золотомышьяковые руды Учамин-ского месторождения и бедные золотосодержащие руды Дурминского месторождения Хабаровского края.

Предмет исследования - физические, физико-химические, химические процессы переработки упорных золотосодержащих руд.

масс-спектрометрический и атомно-эмиссионный с ионизацией в индуктивно связанной плазме и атомно-абсорбционный методы; рентгенофазовый анализы; метод высокотемпературного каталитического окисления и ИК-детектирования и абсорбционно-весовой метод определения органического углерода; лабораторные испытания с использованием гравитационных, флотационных, металлургических методов; методы математической статистики.

Научные положения, выносимые на защиту:

1. Повышение эффективности извлечения золота из упорных золотомышьяко-вых руд достигается комбинированием гравитационно-флотационного обогащения, ступенчатого обжига концентрата для выделения мышьяка в малотоксичной сульфидной форме и пассивирования пирротина, щелочного выщелачивания в присутствии пероксида водорода и цианирования.

2. Извлечение золота из упорной бедной руды, обладающей сорбционной активностью, достигается реализацией последовательной флотации углистого вещества и золотосодержащих сульфидов с использованием сочетания бутилового и изоамилового ксантогенатов, обжига концентрата для нейтрализации сорбционноактивного углистого вещества и вскрытия золотосодержащих сульфидов с последующим цианированием.

Научная новизна работы:

- научно обоснован ступенчатый (окислительно-сульфидирующий и окислительный) обжиг упорных пирит-арсенопиритовых концентратов с целью перевода мышьяка в малотоксичную сульфидную форму и пассивирования пирротина как активного цианисида и химического депрессора золота;

- экспериментально подтверждена эффективность предварительного щелочного выщелачивания продуктов обжига, содержащих арсенаты железа (II) и (III) в присутствии пероксида водорода в качестве окислителя для повышения извлечения золота цианированием и снижения содержания мышьяка в отходах.

- предложен способ управления режимными параметрами процесса извлечения золота из упорной бедной руды, обладающей сорбционной активностью на основе комбинирования последовательной флотации углистого вещества и золотосодержащих сульфидов с использованием сочетания бутилового и изоамилового ксантогенатов, обжига и цианирования (Пат. 2339454, 2452584 Российская Федерация)

Практическая значимость работы:

1. Для эффективной переработки упорных первичных и частично окисленных золотомышьяковых руд разработана комбинированная гравитационно-флотационная схема с последующим ступенчатым обжигом флотоконцентратов, щелочным выщелачиванием в присутствии окислителя и раздельным цианированием огарков и хвостов флотации, обеспечивающая извлечение золота на уровне 84,3 и 93,5 % и выделение 92,1 и 95,6 % мышьяка в виде малотоксичного тетрасульфида, соответственно, из первичных и частично окисленных руд.

2. Для переработки бедной упорной золотосодержащей руды, обладающей сорбционной активностью предложена комбинированная схема, включающая последовательную флотацию углистого вещества и золотосодержащих сульфидов, обжиг для нейтрализации активности углистого вещества и вскрытия сульфидов и последующее цианирование.

3. Обоснован эффективный реагентный режим флотации золота и золотосодержащих сульфидов, базирующийся на использовании сочетания собирателей, имеющих одинаковые солидофильные группы, но различную длину и структуру углеводородных радикалов. Установлено, что оптимальное сочетание бутилового и изо-

амилового ксантогенатов в соотношении 4:1 позволяет увеличить извлечение золота в пенный продукт при одновременном снижении расхода реагентов.

Достоверность полученных результатов обеспечена применением комплекса взаимодополняющих физико-химических методов исследования, аттестованных измерительных приборов и апробированных методик, представительностью исследуемых проб, большим объемом экспериментальных данных, соблюдением принципов комплексного подхода при анализе результатов, применением статистических методов обработки данных эксперимента.

Реализация результатов работы. Результаты работы использовались при составлении технико-экономических обоснований разведочных кондиций для подсчета запасов на золоторудных месторождениях Учаминском и Дурминском. Научные и практические результаты работы используются в учебном процессе при чтении лекций и проведении лабораторных работ по дисциплине «Обогащение полезных ископаемых» при подготовке студентов по специальности 130400.65 «Горное дело» (специализация «Открытые горные работы») в ФГБОУ ВПО «Тихоокеанский государственный университет» и при подготовке студентов по специальности 130400.65 «Горное дело» (специализация «Обогащение полезных ископаемых») по дисциплинам: «Технология обогащения полезных ископаемых» и «Флотационные методы обогащения полезных ископаемых» ФГБОУ ВПО «Забайкальский государственный университет».

Личное участие автора заключается в постановке задач, разработке методик, проведении исследований, обработке и анализе результатов.

Апробация работы. Основные положения и результаты исследований, приведенные в диссертационной работе, докладывались на Международных совещаниях «Плаксинские чтения»: 2009 (г. Новосибирск); 2010 (г. Казань); 2011 (г. Екатеринбург); 2012 (г. Петрозаводск); 2013 (г. Томск); на Конгрессах обогатителей стран СНГ 2007, 2009, 2011, 2013 (г. Москва); на Международных научно-технических конференциях в 2010 (г. Красноярск), в 2012 (г. Екатеринбург); на конференциях с участием иностранных ученых в 2010 (г. Новосибирск), в 2007, 2009, 2011, 2012, 2013 (г. Хабаровск); на годичном собрании Российского минералогического общества и Федоровской сессии в 2012 (г. Санкт-Петербург). Работа докладывалась на расширенных научных семинарах в Забайкальском государственном университете и в Институте горного дела ДВО РАН.

Публикации. Общее число публикаций по теме диссертации 23, в том числе в рецензируемых изданиях, рекомендованных ВАК Минобрнауки России - 7; получено 2 патента РФ на изобретения.

Структура и объем работы. Диссертация изложена на 176 страницах, содержит 45 рисунков и 48 таблиц. Работа состоит из введения, литературного обзора (раздел 1), описания методов исследований, изложения полученных результатов и их анализ (разделы 2-5), выводов, списка литературы из 160 наименований, приложений.

Автор считает своим долгом выразить признательность и благодарность научному руководителю д-ру техн. наук, проф. Т.Н. Александровой за помощь и поддержку; д-ру техн. наук, проф. И.Ю. Рассказову - за помощь в организации и подготовке диссертационной работы; д-ру техн. наук проф. Г.В. Секисову и д-ру техн. наук, проф. B.C. Литвинцеву - за методическую помощь в процессе выполнения работы; выразить благодарность и искреннюю признательность сотрудникам лаборатории процессов извлечения полезных компонентов из руд и россыпей ИГД ДВО РАН и со-

трудникам кафедры обогащения полезных ископаемых и вторичного сырья ЗабГУ за оказанную помощь в проведении экспериментальных и аналитических работ.

ОСНОВНОЕ СОДЕРЖАНИЕ РАБОТЫ

Во введении обоснована актуальность выбранной темы, сформулированы цель, задачи исследований и научные положения, выносимые на защиту. В разделе 1 представлен анализ современных проблем переработки упорных золотомышьяковых руд и золотосодержащих руд с природным углистым веществом. В разделе 2 приведены методы и объекты исследований. В разделах 3, 4 изложено теоретическое обоснование способов подготовки упорных пирит-арсенопиритовых концентратов к цианированию и результаты экспериментальных исследований по переработке упорных золотомышьяковых и бедных золотосодержащих руд комбинированными методами. В разделе 5 представлен расчет технико-экономических показателей переработки упорных золотосодержащих руд по разработанным комбинированным схемам и приведены экологические аспекты предложенных технологических решений.

Первое защищаемое научное положение - Повышение эффективности извлечения золота из упорных золотомышьяковых руд достигается комбинированием гравитационно-флотационного обогащения, ступенчатого обжига концентратов для выделения мышьяка в малотоксичной сульфидной форме и пассивирования пирротина, щелочного выщелачивания в присутствии пероксида водорода и цианирования.

Руды Учаминского месторождения отличаются сложностью вещественного состава. Содержание золота в первичной (проба 1) и частично окисленной руде (проба 2) составляет 3,3 и 9,2 г/т, соответственно; крупность частиц - от 2-80 мкм до 0,5 мм. Согласно данным рационального анализа, значительная часть золота (32,1-61,07 %) ассоциирована с сульфидными минералами. Содержание сульфидов составляет 7—30 %, основными концентраторами золота являются арсенопирит (13,7-27,1 г/т) и пирит (9,5-17,1 г/т). Частично окисленные руды отличаются присутствием лимонита, скородита, церуссита, бурнонита, буланжерита, джемсонита. Методами технологической минералогии установлена упорность исследуемых руд к процессу цианирования, причинами которой является тонкая вкрапленность золота в пирите и арсенопирите; присутствие значительного количества мышьяка (6,3-10 %) и других элементов - химических депрессоров золота (свинец - 1,1-0,81 %; цинк - 0,86-0,21 %; медь - 0,130,09 %); наличием рассеянного углистого вещества (Сорг. - 0,225-0,238 %). В результате изучения вещественного состава руды сделан вывод о том, что эффективное извлечение золота цианированием из руд Учаминского месторождения может осуществляться только после вскрытия сульфидных минералов-носителей и удаления мышьяка.

Большая доля золота тонковкрапленного в пирите и арсенопирите, предопределила необходимость проведения их флотационного обогащения. Предварительно полученные флотационные концентраты характеризуются присутствием компонентов, осложняющих технологию их переработки (таблица 1).

Таблица 1 - Химический состав флотационных концентратов

Концентрат Массовая доля компонентов, %

Аи, г /т Ag, г/т АБ БЬ Си РЬ Ъъ Эп

Проба 1 20,27 199,8 32,77 20,27 0,08 0,32 1,99 1,83 0,04

Проба 2 33,23 207,8 28,67 14,58 0,04 0,22 0,45 0,95 0,04

По данным минералогического анализа основными компонентами концентратов пробы 1 и 2 являются арсенопирит (78-70 %) и пирит (15-20 %), соответственно. Высокое содержание пирита в концентратах может создавать дополнительные возможности сульфидирования мышьяксодержащих соединений за счёт образования диоксида серы и элементарной серы в процессах высокотемпературного окисления ар-сенопирита и пирита. Проведена теоретическая сравнительная оценка изобарно-изотермического потенциала реакций образования различных продуктов при окисли-тельно-сульфидирующем обжиге арсенопирита в температурном интервале 6001000 К или 327-727 °С (рисунок 1).

Температура,°С

327

427

-100 -

200 -

1-"-300

-400

-500

527

(3)

(2)

(1)

627

727

Рисунок 1 - Зависимость пзобарно-изотершгаеского потенциала реакций (1) - (5) от температуры

Полученные результаты показывают, что разложение смеси арсенопирита и пирита до Бев и А8434 термодинамически более вероятно в присутствии кислорода. Согласно рассчитанным величинам термодинамических потенциалов, в исследованном температурном интервале преимущественными являются реакции (1) и (2), протекающие с образованием и сульфидных Аз484, и оксидных Аз203 соединений мышьяка.

^еЛ^И + 2Ре52(т) + 02(г) = (т) +1/4Аз484 (г) + 802(г) (1)

РеАз8(т) +2/ЗРе82(т) +5/602(г) = 5/ЗРе8(т)+1/12Аз484(г)+1/ЗАз203(г)+1/3802(г) (2)

Снизить вероятность образования оксида Аз2Оз (уравнение реакции 2) можно при использовании в процессе обжига арсенопирита малых концентраций кислорода в составе газовой фазы. Взаимодействие арсенопирита с диоксидом серы, появляющимся в процессе обжига БеАвЗ и Ре32, происходит с предпочтительным образованием сульфидов мышьяка Аз484, Аэ283 и оксидов железа Ре304, Ре203 (уравнение реакции 3), при этом выделяется значительное количество элементарной серы.

РеАвЯСт) + 2/3802 (г) = 1/ЗРе304(т) + 1/4Аэ484(г) + 1/1282(т) (3)

Ограниченным содержанием кислорода в процессе обжига пирит-арсенопиритового сырья может быть достигнуто также прохождение реакций сульфидирования оксида АвгОз элементарной серой и пирротином:

2Аз203(г) + 4,552(т) = 2Аз253(г) + ЗЯ02(г) (4)

Ая203(г) + 2Ре5(т) = Ре203(т) + ЗАэ^г) (5)

Теоретическое исследование протекания возможных химических реакций при обжиге пирит-арсенопиритового концентрата показало, что образование значительных количеств диоксида серы и элементарной серы способно обеспечить высокую вероятность вывода мышьяка в сульфидной форме.

Согласно реакциям (1) и (2) пирит-арсенопиритовый концентрат разлагается с образованием пирротина, поглощающего цианид и кислород из цианистых растворов. Перевод его в малоактивную для цианирования форму - гематит, может достигаться в результате окисления. Кроме того, в огарках, вероятно присутствие непрореагиро-вавшего арсенопирита, который также будет окисляться. Окисление этих соединений может осуществляться в интервале температур 600-750 "С и избытке кислорода по реакциям:

РеАзБ + 5/Ю2 = РеЗ + 1/2Аз205 (б)

Ре8 + 1/2Аз203 = 1/2Ре203 + 1/4А$4Е4 (7)

2РеАз8 + 3/202 = 2Ре8 + Аз20} (8)

^еЯ + 502 = Ре304 + 3502 (9)

2Ре304 + 1/202 = ЗРе203 (10)

В окислительной атмосфере образуется некоторое количество нелетучей пяти-окиси мышьяка (уравнение реакции 6). Известно, что в определенных условиях обжига А8205 может вступать во взаимодействие с оксидами железа, образуя арсенаты железа (II) и (III): РеАз04, Ре3(Лз04)2. Эти соединения обладают плотной структурой, и часть золота оказывается недоступной для цианистых растворов. Для вскрытия золота, связанного с РеА504, Рез(А504)2 огарки могут подвергаться щелочной обработке в присутствии окислителя пероксида-водорода, который разлагается с образованием безвредных соединений кислорода и воды. При взаимодействии пероксида водорода с гидроксидом натрия образуется кислая соль - гидроперекись натрия

ШОН + Н202= ИаН02 + н2о При нагревании кислые соли легко разлагаются с выделением кислорода (11)

2ЫаН02 2№ОН + 02 (12)

Предположительно, взаимодействие арсената железа (И) с гидроксидом натрия в присутствии перекиси водорода можно представить в виде реакций

12Ре2 + 8АЮ/3 +302 + 6Н20 = 8Ре+3 + 8АЮ4'3 + 4Ре(ОН)3 | (13)

Гидроксид железа (III) выводится из зоны реакции в виде осадка, т.к. произведение растворимости (ПР) его составляет всего 3,2'10"38, а ПР РеАз04- 5,8-Ю"21. Происходит осаждение оставшихся ионов трехвалентного железа гидроокисью натрия и соответственно перевод Аб04"3 в растворимое состояние

Ре*1 + АЮ4-3 +ЗЫа + ЗОН = ЗЫа + АЮ4'3 + Ре(ОН)3 | (14)

Суммарное уравнение процесса представлено

2 Ре3(А$04)2 + 12ЫаОН + ЗН202 = 6Ре(ОН)3 + 4Ма^04 (15)

Для регенерации щелочи (ЫаОН) используется известь, образующийся арсенат кальция Саз(АБ04)2 может направляться на окислительно-сульфидирующий обжиг.

Результаты выполненных экспериментальных исследований согласуются с теоретическими выводами при исследовании подготовительных операций к процессу цианирования. Предварительно проведенные эксперименты обжига концентрата при температуре 700-730°С без подачи кислорода показали, что извлечение мышьяка в возгоны при этих условиях не превышает 75%. Зависимость степени извлечения мышьяка в газовую фазу от температуры обжига при ограниченной подаче кислорода

представлена на рисунке 2. Параболический характер зависимости извлечения мышьяка в возгоны, свидетельствует о наличии оптимальной температуры процесса. Максимальное извлечение мышьяка в газовую фазу достигается в температурном интервале 500-550 °С и составляет 89,1 и 87 %, соответственно, для пробы 1 и 2 при ограниченном расходе кислорода 0,2-0,25 л/мин. 95 Рисунок - 2. Зависимость

= —0,00029х2 + 0,339х - 8,42 извлечения мышьяка в газо.- *------------------------- вую фазу от температуры

окислительно-сульфидирующего обжига при ограниченной подаче кислорода:

1 - концентратов первичной руды;

2 - концентратов частично -окисленной руды

= —0,00025х2 + 0,29бх+ 1,48

400

450

500

550

600

650

700

Температура обжига, °С

Химический анализ возгонов после первой ступени обжига показал (таблица 2) содержание Аэ - 69,68-69,85 %, что указывает на возгонку мышьяка преимущественно в виде тетрасульфида (теоретическое содержание Аэ в А8484 составляет 70,01%).

Таблица 2 - Содержание мышьяка в возгонах и огарках ступенчатого обжига

Наименование продуктов 1 ступень - 500-550 °С при недостатке Ог 1ступень- 500-550 "С при недостатке О2 2 ступень- 600-650 °С при избытке 02

Выход, % Содержание Аэ, % Извлечение Ая, % Выход, % Содержание Ав, % Извлечение Ав, %

Проба 1

Возгоны 25,92 69,68 89,1 27,87 69,53 95,6

Огарки 74,08 2,97 10,9 72,13 1,23 4,4

Концентрат 100,0 20,27 100,0 100,0 20,27 100,0

Проба 2

Возгоны 18,16 69,85 87,0 20,41 65,82 92,14

Огарки 81,84 2,31 13,0 79,59 1,44 7,86

Концентрат 100,0 14,58 100,0 100,0 14,58 100,0

Согласно данным минералогического анализа, основным компонентом огарков является пирротин, установлено также присутствие зерен пироарсенопирита, частично сохраняющего форму кристаллов. Проведение второй ступени обжига при температуре 600-650 °С при избытке кислорода и продолжительности 2 часа приводит к дополнительному извлечению в возгоны 6,5 и 5,14 % мышьяка, что обусловлено взаимодействием Аз20з и Рев (уравнение реакции (7). Таким образом, проведение ступенчатого обжига концентратов пробы 1 и 2 в оптимальных режимах позволяет перевести 95,6 % и 92,14 % мышьяка в возгоны в виде тетрасульфида с содержанием Ав — 69,53-65,82 %, при остаточном содержании мышьяка в огарках 1,23-1,44 %, соответственно. Согласно данным оптической и электронной микроскопии, основными компонентами огарков являются оксиды железа. Электронно-микроскопические изображения иллюстрируют также микропористость и золотоносность огарков (рисунок 3).

Спектр 1

А« ° 1 Ре

Р! ® 1

1 Сії Аи 11 II Ре Сп

1 2 3 4 5 Полная шкапа 125В нш Курсор". -0 017 (2 6 7 8 Б шп 1 кэЕ

Рисунок 3 -

ЭМ - изображение пористых огарков: а - спектр 1

Ре51О20Аи16,52п10,6бСи1,8810,04

12 3 4 5 1 Іонная шкапа 303 нш Курсор: -0 017 (291 имп I

б - спектр 2 -Ре32Аи6404

РентгенОфазовый анализ продуктов второй ступени обжига показал присутствие в них фаз РеАв04, Ре4А82Оп, Ре3(Аз04)2 (рисунок 4).

Спектр 2

Рисунок 4 - Рентгенограмма продуктов второй ступени обжига: ■ - Ре2Оэ; А - Ре3(А804)2; • - РеАз04 иРе^ЭгОц

450 -

400 -

350 -

= 300 -£

Ї- 250 -200 150

10 20 30 40 50 60 70 80

2 Г1) еГл. град

Экспериментальные исследования по выщелачиванию огарков для вскрытия золота, связанного с арсенатами железа, проводили в присутствии пероксида водорода (3 % водный раствор) и в его отсутствии в следующих условиях: концентрация раствора ЫаОН - 8,28 %; Т: Ж = 1:6; температура пульпы - 86-90 °С. Выявлено, что в присутствии Н2О2 снижение щелочности раствора с 13,5 до 11,2 наблюдается через 100-120 минут, в то время как, в щелочной среде без окислителя, рН снижается с 12,1 до 11,6 через 200 минут (рисунок 5). Введение окислителя Н202 способствует не только окислению Ре(П) в Ре(Ш) (уравнение реакции (13), но и значительному сокращению времени растворения арсенатов железа. Регрессионная обработка данных позволила установить аналитическую зависимость показателей рН-среды от продолжительности растворения арсенатов железа в системе выщелачивания.

= 1 П~4ч-2

0.029х+ 13.18

у2 = -0,0023х+12,05

Рисунок 5 - Зависимость показателей рН-среды от продолжительности растворения арсена-тов железа в системе выщелачивания:

1 - водный раствор ЫаОН и Н202;

2 - водный раствор ЫаОН

20 40

80 100 120 140 160 180 200

Продолжительность растворения окисленных соединений мышьяка, мин

Выщелачивание огарков в оптимальном режиме в щелочной среде в присутствии Н202 при продолжительности 100-120 мин позволяет перевести 95,12-89,58 % мышьяка в щелочной раствор и снизить его содержание в огарках от 1,23 и 1,44 % до 0,06 - 0,15 % (таблица 3).

Таблица 3 - Извлечение мышьяка щелочным выщелачиванием в присутствии Н202

Наименование продуктов Содержание Аэ, % Распределение Аэ, %

Проба 1 Проба 2

Проба 1 Проба 2 от операции от исходной от операции от исходной

Огарок 1,23 1,44 100 4,40 100 7,86

Щелочной раствор 1,17 1,29 95,12 4,19 89,58 7,04

Кек выщелачивания 0,06 0,15 4,87 0,21 10,42 0,82

Проведены экспериментальные исследования по прямому цианированию огарков и цианированию с предварительным щелочным выщелачиванием в присутствии перекиси водорода. В результате установлено, что щелочная обработка в присутствии пероксида водорода способствует повышению извлечения золота при последующем цианировании на 5,7-5,9 % до 96,73-97,87 % и снижению потерь в кеках цианирования до 0,71-0,86 г/т Аи, по сравнению с прямым цианированием огарков (рисунок 6).

100

| 95 -1

а 90 3

| 85

3 80

97.87

96.73

91.95

- к

- г.

- й

4 -

3 2 1 0

3.36

2.28

0.71

0.86

Проба 1 Проба 2 Проба 1 Проба 2

Рисунок 6 - Показатели переработки огарков методами: □ - прямого цианирования и □ - цианирования с предварительным щелочным выщелачиванием в присутствии Н202

На основании проведенных исследований разработана комбинированная схема переработки упорных золотомышьяковых руд Учаминского месторождения (рисунок 7).

Исходная руда 100: 3.26 100; 9.20 | 100 100 Дробление

——П

Измельчение 1

Классификация

Ті; в £1

Условные обозначения

Выход. %; Содержание золота, г/т; мг/л Извлечение золота, %

Т-'' Р2 I - первичные руды е2 2 - частично окисленные руды

БКх - бутиловый ксантогенат

Гравитационное обогащение

0,26; 76,86 0,19;1088,77 99,74; 3,07 99,81; 7,15

6,13 22,47 93,87 77,53

Хвосты

СиЗОгОДкг/т

Золотая головка

+ 0,15мм

Измельчение 2

Част, окисл. руды: рН=2 - ВДО.,

Классификация ^ - 0,15мм| /

Основная флотация 12' БКх - 50 г/т

' | Т-80- 40 г/т

Контрольная флотация 10'

Сульфидный концентрат

Перечистная флотация 5'

12.56; 20.27 15.92; 33.23 78,09 57,47

-I 87.18; 0.59 83.89; 2.20 I 15,78 20.06

Товарный < продукт Производство серной кислоты

Ступенчатый обжиг

А$4 э4 (окислительно-^ Э02 сульфидирующий и окислительный)

-1-

Огарок

(БегОз; РєАБОД;

Н2О2 - 3% ИвдАЇ20І І ; ?Єз(АэООг)

ІГГ

Хвосты флотации

Измельчение З

(95% класса- 0,071 мм)

-Т-

Классификация

]ЧаСЫ-0,1%; СаО - 0,02% (рН 10,5-11)

№ОН-8.25%;

Щелочное выщелачивание

Щелочной раствор

СаО

10.05; 25,33 12.67; 41,73 78,09 57,47

Регенерация

тг

Саз(Аї04)2 №ОН

К ^

_у Раствор в

оборот _і

КаСИ- 0,1%; СаО - 0,02%; рН 10,5-11

Цианирование

21,8; 0,04 20,97; 0,13 2,68 15,04

Золотосодержащий раствор

Цианирование

87.18; 0.49 83 13,10

; 0.55

5,02 Кек 2

2,51; 9,86 3,15; 16,34 10,05; 0,71 12,87; 0, 75,9 56,29 2,19 1,18

Золотосодержащий Кек 1

раствор

На извлечение золота

97,23; 0,51 96,56; 0,59 15,29 6,20

Хвосты в отвал

Рисунок 7 - Разработанная комбинированная схема переработки упорных золотомышьяковых руд Учаминского месторождения

Схема включает гравитационно-флотационное обогащение руды, ступенчатый (окислительно-сульфидирующий и окислительный обжиг) концентрата, выщелачивание в щелочной среде в присутствии Н202, раздельное цианирование кеков выщелачивания и хвостов флотации Реализация комбинированной схемы обеспечивает извлечение золота на уровне 84,3 и 93,5 %, соответственно из первичных и частично окисленных руд и извлечение мышьяка в виде малотоксичного тетрасульфида на уровне 92,1 и 95,6 %.

Второе защищаемое научное положение - Извлечение золота из упорной бедной руды, обладающей сорбционной активностью, достигается реализацией последовательной флотации углистого вещества и золотосодержащих сульфидов с использованием сочетания бутилового и изоамилового ксантогенатов, обжига концентрата для нейтрализации сорбционноактивного углистого вещества и вскрытия золотосодержащих сульфидов с последующим цианированием.

Исследуемые руды Дурминского месторождения относятся к бедным золотосодержащим. Доля сульфидов составляет 5-6 %, основным сульфидным минералом является пирит. Содержание золота составляет 2,8 г/т. Согласно данным рационального анализа, большая часть золота (65 %) присутствует в тонких сростках с кварцем и сульфидами и в виде тонкой вкрапленности в сульфидных минералах. Крупность частиц золота, преимущественно, менее 0,05мм (рисунок. 8). Серебро относится к попутно извлекаемому компоненту, присутствует в руде в виде сульфосолей; массовая доля в руде - 58 г/т.

Выявлено присутствие в руде углистого вещества, приуроченного к кварцевым метасоматитам. Оно рассеяно или сконцентрировано в виде прожилков и гнездовид-ных обособлений (рисунок 9). Размеры включений углистого вещества составляют 0,01-0,05мм. Содержание углерода в руде - Со6щ. - 0,78 %, Сорг. - 0,56 %.

Рисунок 8 - ЭМ - изображение золота, выделенного из осадка после обработки монофракций пирита азотной кислотой. Рисунок 9 - ЭМ - изображение гнездовидных обособлений углистого вещества на поверхности пирита

Для количественного определения сорбционной активности руды по отношению к золотоцианистому комплексу проведено прямое цианирование и сорбционное выщелачивание руды с использованием активного угля. Экспериментальные зависимости извлечения золота от степени измельчения материала и продолжительности цианирования описываются полиномами второй степени с коэффициентом корреляции более 0,9 (рисунки 10, 11). При прямом цианировании руды максимальное извлечение золота 79,3-80,5 % достигается при крупности 66,61 % класса -0,071 мм. При дальнейшем доизмельчении происходит увеличение степени дисперсности и активной поверхности частиц углистого вещества, что приводит к адсорбции золота на углистом веществе и снижению его извлечения в раствор.

Рисунок 10 - Зависимость извлечения золота от степени измельчения руды:

1 - сорбдионное выщелачивание;

2 - прямое цианирование

Содержание класса -0,071мм в измельченной руде, %

Для достижения максимального извлечения золота продолжительность прямого цианирования составила 12 часов, дальнейшее цианирование приводит к снижению концентрации золота в растворе и его извлечения за счет сорбции углистым веществом. Введение активного угля снижает возможность осаждения золота на углистой части руды и способствует повышению извлечения до 91,3 %. На основании полученных результатов выявлено, что исследованная разновидность руды обладает сорбционной активностью, расчетная величина которой составила 10,6 %, что позволяет отнести её к категории руд с умеренной сорбционной активностью.

Е1 = -ОДх2 + 3,99х + 52,34______Рисунок 11 - Зависимость извлечения

золота из исходной руды от продолжительности цианирования: 1 - сорбционное выщелачивание; а ь^- 2 - прямое цианирование

ц 50 ; Е =-0.143 х2 +4,9х +37,1 | 40 -

30 -,-,-,-,-,

4 8 12 16 20 24

Продолжительность цианирования, ч

Экспериментально установлена эффективность последовательной флотации углистого вещества и золотосодержащих сульфидов для выделения в концентрат наиболее упорной части руды (таблица 4).

Таблица 4 - Результаты коллективной и последовательной флотации углистого вещества и золотосодержащих сульфидов из руды Дурминского месторождения_

Наименование Выход, Содержание Распределение Содержание

продуктов % Аи, г /т Аи, % Сорг, %

Коллективная флотация

Концентрат сульфидной флотации 5,49 46,95 89,81 0,88

Хвосты 4,51 0,309 10,19 0,54

Итого проба 100,00 2,87 100,00 0,56

Последовательная флотация углистого вещества и сульфидов

Концентрат углистой флотации 1,3 36,82 16,68 1,47

Концентрат сульфидной флотации 2,86 75,36 75,10 1,10

Объединенный концентрат 4,16 63,32 91,78 1,22

Хвосты 95,84 0,246 8,22 0,53

Итого проба 100,00 2,87 100,00 0,56

По сравнению с коллективной флотацией, последовательная обеспечивает повышение извлечения золота в концентрат на 1,97 % улучшение его качества с 46,95 до 63,32 г/т и согфащение объема концентрата на 1,33 % для последующей переработки, а также исключение из обработки хвостов флотации.

Согласно данным минералогического анализа и ЭМ, в концентрате углистой флотации выявлено присутствие частиц тонкого золота и золотосодержащих сульфидов (рисунок 12 а, б) с пленками и покрытиями углистого вещества на их поверхности (рисунок 12 в), что способствовало переводу определенного количества золота в углистый концентрат.

Рисунок 12 - ЭМ - изображения включений золота в пирите: а - спектр Рео,28МАи1з,4А§з9С4,2С>41>8; б - спектр Рез)98912Аи5(8А§4^С10170()5;з81о1з; в - поверхности кристалла пирита с углистой пленкой (спектр Ре24]2864]20з19Сз1зАи2,9А§1148А1о,011^0,01)

По результатам минералогического и РФА анализов, основным компонентом объединенного золотоуглистосульфидного концентрата является пирит, содержание Аи в концентрате составило 63,32 г/т, Сорг. - 1,22 %. Для нейтрализации сорбционно активного углистого вещества и вскрытия золотосодержащих сульфидов флотационный концентрат был подвергнут обжигу в интервале температур 500-650 °С с избытком кислорода, продолжительностью - 4 часа. Полученные огарки представлены пористой массой, благоприятной для цианирования. Основными составляющими полученных огарков являются оксиды железа, содержание золота составляет 86,64 г/т; Сорг.и Э - не обнаружено (рисунки 13, 14).

10 30 50 70 90

2Т]іеіа, град

Рисунок 13 - Рентгенограмма огарков обжига углеродсодержащего пиритового концентрата: ■ - Ре203; А. - А18ЮН2

Рисунок 14 - ЭМ - изображение огарка с включениями золота:

СПеКТр AU95FeзAg2

На стадии цианирования огарков в раствор переходит 98,78 % золота при сквозном извлечении золота по схеме - 90,66 % (таблица 5).

Таблица 5 - Результаты цианирования продуктов обжига углеродсодержащего пиритового концентрата Дурминского месторождения

Наименование продукта Массовая доля золота, мг/л; г/т Распределение золота, %

от операции от исходной

Ац-содержащий раствор 3,42 98,78 90,66

Кек 1,06 1,22 1,12

Итого огарок 86,64 100,00 91,78

Для эффективной флотации золотосодержащих сульфидов и свободного золота предложен способ флотации, основанный на использовании сочетания сульфгидрильных собирателей с одинаковыми солидофильными группами, но различной длиной и структурой углеводородного радикала. Бутиловый ксантогенат (БКх) имеет нормальную структуру радикала, изоамиловый (ИзКх) отличается изостроением углеводородной цепи, разветвление которой расположено близко к со-лидофильной группе. Предположительно, при закреплении ИзКх на минерале разветвленная углеводородная цепь более значительно деструктурирует гидратные слои, расположенные вблизи поверхности минерала и облегчает проникновение БКх-ксантогената к поверхностному слою минерала. При совместном действии собирателей улучшаются показатели флотации. Экспериментально подтверждено, что для флотации золота и золотосодержащих сульфидов смесь раствора БКх и ИзКх в соотношении 4:1 является наиболее эффективным собирателем (рисунок 15). Применение сочетания собирателей позволяет извлекать в концентрат 89,81 % золота, что на 3,43 и на 1,81 % выше по сравнению с индивидуальным использованием БКх и ИзКх, соответственно. При флотации смесью собирателей происходит снижении расхода реагентов от 125-150 г/т до 100 г/т. Регрессионная обработка данных позволила установить аналитическую зависимость извлечения золота в концентрат от расхода ксантогенатов калия (рисунок 16).

«Г 88 і 186 | 84

| 82

£3 = -О.ООІЗх2 + 0,36х + 67,03 3 ,1 Тг — ~г\

Соотношение БКх и ИзКх в сочетании

50 75 100 125 Ра сход ксантогенатов, г/т

150

Рисунок 15 — Зависимость извлечения золота от соотношения ксантогенатов БКх и ИзКх в сочетании

Рисунок 16 - Зависимость извлечения золота от расхода ксантогенатов калия: 1 - ИзКх, 2 - БКх, 3 - сочетания БКх и ИзКх На основании проведенных исследований разработана комбинированная схема извлечения золота из бедной упорной золотосодержащей руды Дурминского месторождения, обладающей умеренной сорбционной активностью (рисунок 17).

Условные обозначения Выход, %; Содержание золота, г/т; мг/л Извлечение золота, %

БКх - бутиловый ксантогенат ИзКх - изоамиловый ксантогенат

Исходная руда і

Дробление Классификация

100; 2,87

100

Керосин 50 г/т

Жидкое стекло -50 г/т Керосин - 10 г/т Сосновое масло - 10 г/т

Измельчение I

(83,5% класса- 0,071мм)

Классификация Керосин - 40 гЛ-Лгитация 5'т ^Сосновое масло - 30 г/т

Флотация углистого вещества 10'

+0,071мм

Перечистка 3'

Золотоуглистый концентрат

1,3; 36,82 ^

Камерный продукт

'8,7; 2,42 83,32

Си304 100г/т

Измельчение П

(95% класса - 0.071мм)

Классификация

Агитация 5 5' 2'

рН среды - 5,9 ИзКх-14 г/т БКх -56 г/т • Т-80 -20г/т Сульфидная флотация 10' 35%тв

+0,071мм

Т-8

- 5 г/т

1, ^Перечистная флотация^8' 3 Перечистная флотация 3

БКх-12 г/т ИзКх -3 г/т Т-80 -10 г/т

1 Контрольная флотация 7'

БКх - 12 г/т ИзКх - Зг/т , .Т-80 -5 г/т 2 Контрольная флотация 5'

Золотосульфидный концентрат

Золотоуглисто-сульфидный концентрат

6; 75,36

3 Контрольная флотация 5' і

4,16; 63,32

95.84; 0.246 8,22

91,78 Обжиг

Раствор на извлечение золота

Цианирование

0.9л:32.62мг/л 90,66

3,04; 1,06

1,12

Хвосты в отвал

Рисунок 17 - Разработанная комбинированная схема переработки упорной бедной золотосодержащей руды с умеренной сорбционной активностью Дурминского месторождения

Предложенная схема включает последовательную флотацию углистого вещества и золотосодержащих сульфидов для выделения в концентрат наиболее упорной части руды, обжиг золотоуглистосульфидного концентрата для нейтрализации сорб-ционной активности углистого вещества и вскрытия золотосодержащих сульфидов и последующее цианирование Реализация комбинированной схемы обеспечивает извлечение золота на уровне 90,66 %.

Результаты выполненных расчетов технико-экономических показателей переработки руд Учаминского и Дурминского месторождений по разработанным комбинированным схемам показали, что при производительности предприятия 300 и 200 тыс. т руды в год, соответственно, можно будет получить 2,3 т и 0,660 т золота, с учетом эксплуатационных затрат ожидаемая прибыль составит 644462 и 181385 тыс. р. в год, чистый дисконтированный доход - 32073954 и 7232603 тыс. р.; внутренняя норма доходности - 24,71 и 24,5 %, что свидетельствует об экономической эффективности будущей отработки запасов данных месторождений.

Заключение

В диссертационной работе на основе выполненных исследований решена актуальная научно-практическая задача повышения эффективности переработки упорных золотосодержащих руд на основе комбинирования методов обогащения, что позволит вовлекать в эксплуатацию аналогичные месторождения труднообогатимых руд Хабаровского края.

Основные научные и практические результаты заключаются в следующем:

1. Научно обоснован ступенчатый (окислительно-сульфидирующий и окислительный) обжиг упорных пирит-арсенопиритовых концентратов с целью перевода мышьяка в сульфидную малотоксичную форму и пассивирования пирротина как активного цианисида и химического депрессора золота. Термодинамический анализ химических реакций при обжиге пирит-арсенопиритового концентрата показал, что образование значительных количеств диоксида серы и элементарной серы способно обеспечить высокую вероятность вывода мышьяка в малотоксичной сульфидной форме.

2. Установлено, что реализация ступенчатого обжига при обоснованных режимах позволяет перевести в возгоны 92,14-95,6 % мышьяка, преимущественно в виде легколетучего сульфида Аб^ с содержанием Аб в возгонах 65,82-69,53 %. На первой ступени при окислительно-сульфидирующем обжиге в интервале температур 500550 °С при ограниченном расходе кислорода 0,2-0,25 л/мин извлечение мышьяка составляет 89,1-87 % при содержании Аэ в возгонах 69,68-69,85 %. На второй ступени при окислительном обжиге в интервале температур 600-650 °С и избытке кислорода в возгоны дополнительно извлекается 6,5 и 5,14 % мышьяка. Основным компонентом огарков является оксид железа - гематит, благоприятный для цианирования.

3. Экспериментально подтверждена эффективность щелочного выщелачивания продуктов обжига, в присутствии пероксида водорода в качестве окислителя для вскрытия золота, связанного с арсенатами железа БеЛвО^ РсдАэгОц, Ре3(А504)2 и снижения содержания мышьяка от 1,23-1,44 % до 0,06-0,15 %. Предварительное выщелачивание огарков способствует повышению извлечения золота при последующем цианировании на 5,7-5,9 % (до 96,73 и 97,87 %) по сравнению с прямым цианированием огарков, не подвергнутых щелочной обработке.

4. Предложен способ управления режимными параметрами процесса извлече-

ния золота из бедной золотосодержащей руды, обладающей умеренной сорбционной активностью, на основе последовательной флотации углистого вещества и золотосодержащих сульфидов для выделения в концентрат упорной части, обеспечивающей повышение извлечения золота в концентрат на 1,97 % (с 89,81 до 91,78 %), улучшение качества концентрата с 46,95 до 63,32 г/т и сокращение объема материала на 1,33 % при использовании сочетания бутилового и изоамилового ксантогенатов для последующей переработки концентрата.

5. Обоснован эффективный реагентный режим флотации золота и золотосодержащих сульфидов, базирующийся на использовании сочетания собирателей, имеющих одинаковые солидофильные группы, но различную длину и структуру углеводородных цепей. Установлено, что оптимальное сочетание бутилового и изоамилового ксантогенатов в соотношении 4:1 позволяет увеличить извлечение золота в пенный продукт с 86,38-88 % до 89,81 % при одновременном снижении расхода реагентов с 125-150 до 100 г/т (Пат. 2339454, 2452584 Российская Федерация)

6. Для эффективной переработки упорных золотомышьяковых руд Учаминско-го месторождения разработана комбинированная гравитационно-флотационная схема с последующим ступенчатым окислительно-сульфидирующим и окислительным обжигом флотоконцентратов, щелочным выщелачиванием в присутствии окислителя, раздельным цианированием кеков выщелачивания и хвостов флотации, обеспечивающая извлечение золота из первичных руд на уровне 84,3 %, из частично окисленных - 93,5 % и извлечение мышьяка в виде малотоксичного тетрасульфида на уровне 92,1 -95,6%.

7. Для извлечения золота из бедной углеродсодержащей руды Дурминского месторождения разработана технологическая схема на основе комбинирования методов последовательной флотации углистого вещества и золотосодержащих сульфидов, обжига золотоуглистосульфидного концентрата для нейтрализации сорбционноактив-ного углистого вещества и вскрытия золотосодержащих сульфидов и цианирования, обеспечивающая сквозное извлечение золота на уровне 90,66 %.

8. Результаты выполненных расчетов технико-экономических показателей переработки руд Учаминского и Дурминского месторождений по разработанным комбинированным схемам показали, что при производительности предприятия 300 и 200 тыс. т руды в год, соответственно, можно будет получить 2,3 т и 0,660 т золота, с учетом эксплуатационных затрат ожидаемая прибыль составит 644462 и 181385 тыс. р. в год, чистый дисконтированный доход - 32073954 и 7232603 тыс. р.; внутренняя норма доходности - 24,71 и 24,5 %, что свидетельствует об экономической эффективности будущей отработки запасов данных месторождений.

Основные положения диссертации опубликованы в следующих работах, в том числе в рецензируемых изданиях, рекомендованных ВАК Минобрнауки России:

1. Гурман, М.А. Тестовые исследования кучного выщелачивания проб золотосодержащей руды / М.А. Гурман, Н.Г. Ятлукова // Горный информационно-аналитический бюллетень. - 2007. - № ОВ 9. - С. 286-291.

2. К вопросу о влиянии крупности измельчения на процесс выщелачивания упорных золотосодержащих руд / Н.М. Литвинова, Н.Г. Ятлукова, Т.Н. Александрова, М.А. Гурман, Н.С. Крестьянникова // Горный информационно-аналитический бюллетень. - 2007. - № ОВ 9. - С. 428-432.

3. Гурман, М.А. Результаты исследований по угольно-сорбционному выщелачиванию золота / Гурман М.А., Александрова Т.Н. // Горный информационно-аналитический бюллетень. - № ОВ 4. - 2009. - С. 320-327.

4. Физико-химические способы интенсификации извлечения золота из упорных руд / Ю.А. Мамаев, Т.Н. Александрова, Н.М. Литвинова, М.А. Гурман // Горный информационно-аналитический бюллетень. - 2009. - № 11. - С. 277-283.

5. Гурман, М.А. Исследование руды умеренной сорбционной активности / М.А. Гурман, Т.Н. Александрова, Ю.А. Мамаев // Известия вузов. Горный журнал. -2011. -№ 1.-С. 130-134.

6. Александрова, Т.Н. Проблемы извлечения золота из упорных руд юга Дальневосточного региона России и некоторые пути их решения / Т.Н. Александрова, М.А. Гурман, С.А. Кондратьев // Физико-технические проблемы разработки полезных ископаемых. - 2011. - № 5. - С. 124-135.

7. Гурман, М.А. Использование термохимических методов при переработке золотосодержащих пирит-арсенопиритовых концентратов / М.А. Гурман // Горный информационно-аналитический бюллетень. -2013. -№ OB 4. - С. 180-186.

Патенты

8. Пат. 2339454 Российская Федерация, МПК B03D 1/02 (2006.01) Способ флотации углистого вещества / Литвинова Н.М., Ятлукова Н.Г., Александрова Т.Н., Гурман М.А., Бабенко Г.И., Билевич И.Я.; заявитель и патентообладатель Институт горного дела ДВО РАН. -№ 2007117674/03; заявл. 11.05.2007; опубл. 27.11.08, Бюл. № 33.

9. Пат. 2452584 Российская Федерация, МПК B03D 1/02 (2006.01) Способ флотационного извлечения тонкодисперсного золота / Александрова Т.Н., Гурман М.А., Литвинова Н.М., Богомяков Р.В.; заявитель и патентообладатель Институт горного дела ДВО РАН-№2010128014/03; заявл. 06.07.10;опубл. 10.06.12 Бюл. № 16.

Другие работы, в которых отражены результаты диссертации

10. Гурман, М.А. Исследования по обогащению золотомышьяковых руд / М.А. Гурман // Современные технологии освоения минеральных ресурсов: материалы Восьмой международной научно-технической конференции (Красноярск, 23-25 апр. 2010 г.). - Красноярск: ИГПС СФУ, 2010. - С. 270-275.

11. Гурман, М.А. Флотационно-металлургическая схема переработки упорной золотомышьяковой руды / М.А. Гурман // Фундаментальные проблемы формирования техногенной геосреды: труды конференции с участием иностранных ученых (Новосибирск, 28 июня-02 июля 2010 г.). - Новосибирск: ИГД СО РАН, 2010. - Т. 1. -

С. 250-255.

12. Александрова, Т.Н. Минералого-технологическое обоснование методов извлечения благородных металлов из углеродистых пород сырья черносланцевого типа / Т.Н. Александрова, М.А. Гурман, A.B. Сорочинская // Научные основы и современные процессы комплексной переработки труднообогатимого минерального сырья (Плак-синские чтения 2010): материалы Международного совещания (Казань, 13-18 сент. 2010 г.). - М., 2010. - С. 487-490.

13. Гурман, М.А. Предварительный обжиг руды как способ вскрытия золота / М.А. Гурман, Т.Н. Александрова // VIII Конгресс обогатителей стран СНГ: сборник материалов (Москва, 28 февр.-02 марта 2011 г.).-М.:МИСиС,2011.-Т. 1.-С. 103-106.

14. Гурман, М.А. Технологические особенности золотосеребряной руды Авлая-канского месторождения / М.А. Гурман // Новые технологии обогащения и комплексной переработки труднообогатимого природного и техногенного минерального сырья (Плаксинские чтения 2011): материалы Международного совещания (Верхняя Пышма, 19-24сент. 2011 г.). - Екатеринбург: Изд-во «Форт Диалог-Исеть», 2011. - С. 73-76.

15. Александрова, Т.Н. Совершенствование процесса флотации золотосодержащих руд на основе оптимизации реагентного режима / Т.Н. Александрова,

М.А. Гурман // Проблемы комплексного освоения георесурсов: материалы IV Всероссийской научной конференции с участием иностранных ученых (Хабаровск, 27-29 сент. 2011 г.). - Хабаровск: ИГД ДВО РАН, 2011. - Т. 1. - С. 218-222.

16. Гурман, М.А. Адаптация метода щелочного выщелачивания применительно к мышьяксодержащим продуктам обжига / М.А. Гурман // Проблемы комплексного освоения георесурсов: материалы IV Всероссийской научной конференции с участием иностранных ученых (Хабаровск, 27-29 сент. 2011 г.). - Хабаровск: ИГД ДВО РАН, 2011.-Т. 1.-С. 296-299.

17. Гурман, М.А. Исследование возможности извлечения мышьяка из огарков окислительного обжига для их последующего цианирования / М.А.Гурман,

Т.Н. Александрова // Научные основы и практика переработки руд и техногенного сырья: материалы Международной научно-технической конференции (Екатеринбург, 18-19 апр. 2012 г.). - Екатеринбург, 2012.

18. Гурман, М.А. Минералогическое обоснование выбора схемы обогащения руд Учаминского месторождения / М.А. Гурман, Л.И. Щербак, Т.Н. Александрова // Современные методы технологической минералогии в процессах комплексной и глубокой переработки минерального сырья (Плаксинские чтения 2012): материалы Международного совещания (Петрозаводск, 10-14 сент. 2012 г.). - Петрозаводск: Ин-т геологии КНЦ РАН, 2012. - С.63-66.

19. Гурман, М.А. Минералогические особенности золотосодержащей руды Дурминского месторождения / М.А. Гурман, Л.И. Щербак, Т.Н. Александрова // Минералогия во всем пространстве сего слова: Проблемы укрепления минерально-сырьевой базы и рационального использования минерального сырья: материалы годичного собрания Российского минералогического общества и Федоровской сессии 2012 (Санкт- Петербург, 2012) - Санкг- Петербург: РМО, Национальный минерально-сырьевой университет «Горный», 2012. - С.346-347.

20. Литвинова, Н.М. Потери мелкого золота при обогащении на гравитационных аппаратах / Н.М. Литвинова, М.А. Гурман, Е.В. Зубоирова // Научно-технические проблемы освоения минеральных ресурсов на Дальнем Востоке. - Владивосток: Дальнаука, 2000.-С. 88-92.

21. Гурман, М.А. Рациональные методы переработки упорных золотосодержащих руд Хабаровского края // М.А. Гурман // Природные ресурсы и экология Дальневосточного региона»: материалы Международного научно-практического форума (Хабаровск 25-26 октября 2012г.) - Хабаровск: ФГБОУ ВПО ТОГУ, 2013. - С.280-284.

22. Гурман, М.А. Исследование щелочного выщелачивания золотосодержащих арсенатов железа (II) и (III) в присутствии пероксида водорода / М.А. Гурман // IX Конгресс обогатителей стран СНГ: сборник материалов. - М. МИСиС.- 2013. - Т. 1. -С.207-210.

23. Гурман М.А. Последовательная флотация углистого вещества и сульфидов для повышения извлечения золота / М.А. Гурман, Л.И.Щербак // Инновационные процессы комплексной и глубокой переработки минерального сырья (Плаксинские чтения 2013): материалы Международного совещания (Томск, 16-19 сент. 2013 г.). -Томск: ТПУ, 2013,- С. 463-465.

Гурман Маргарита Анатольевна

Специальность 25.00.13 - Обогащение полезных ископаемых

АВТОРЕФЕРАТ диссертации на соискание ученой степени кандидата технических наук

Подписано в печать 09.10.13. Формат 60 х 84Гарнитура «Тайме». Печать цифровая. Усл.печ.л. 1,3. Тираж 100 экз. Заказ 245.

Отдел оперативной полиграфии издательства Тихоокеанского государственного университета. 680035, Хабаровск, ул. Тихоокеанская, 136

Текст научной работыДиссертация по наукам о земле, кандидата технических наук, Гурман, Маргарита Анатольевна, Чита

Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт горного дела Дальневосточного отделения Российской Академии наук

04201453408

Гурман Маргарита Анатольевна

Специальность 25.00.13 - Обогащение полезных ископаемых

Диссертация на соискание ученой степени кандидата технических наук

На правах рукописи

Научный руководитель доктор технических наук, доцент, Александрова Татьяна Николаевна

Чита - 2013

ОГЛАВЛЕНИЕ

ВВЕДЕНИЕ..........................................................................................5

1 АНАЛИЗ СОВРЕМЕННЫХ ПРОБЛЕМ ИЗВЛЕЧЕНИЯ ЗОЛОТА ИЗ УПОРНЫХ ЗОЛОТОМЫШЬЯКОВЫХ И УГЛЕРОДСОДЕРЖАЩИХ РУД......12

1.1 Тенденции переработки упорных золотосодержащих руд на современном этапе...................................................................................................12

1.2 Подготовительные методы обработки упорных золотомышьяковых руд и

концентратов перед цианированием.......................................................13

1.2.1 Термохимическое вскрытие золотосодержащих сульфидов....................24

1.3 Методы обработки упорных руд и концентратов, содержащих природное углистое вещество..............................................................................28

1.3.1 Флотационные способы выделения упорной части руды.......................34

1.3.2 Совместное применение собирателей при флотации золотосодержащих

РУД.................................................................................................36

1.4 Выводы.......................................................................................39

2 МЕТОДЫ И ОБЪЕКТЫ ИССЛЕДОВАНИЙ............................................43

2.1 Алгоритм и методы исследования......................................................43

2.2 Изучение факторов упорности руд методами рационального анализа.........53

2.3 Объекты исследования....................................................................58

2.3.1 Вещественный состав золотомышьяковых руд Учаминского месторождения..................................................................................58

2.3.2 Вещественный состав бедной золотосодержащей руды Дурминского месторождения..................................................................................65

2.4 Выводы.......................................................................................73

3 ТЕОРЕТИЧЕСКИЕ И ЭКСПЕРИМЕНТАЛЬНЫЕ ИССЛЕДОВАНИЯ СПОСОБОВ ПОДГОТОВКИ УПОРНЫХ ЗОЛОТОМЫШЬЯКОВЫХ КОНЦЕНТРАТОВ К ПРОЦЕССУ ЦИАНИРОВАНИЯ....................................75

3.1 Предварительное концентрирование золота и золотосодержащих сульфидов

гравитационными и флотационными методами.......................................................75

3.2 Термодинамическое исследование возможных реакций при окислительно-сульфидирующем обжиге пирит-арсенопиритовых концентратов..................80

3.3 Экспериментальные исследования условий и параметров процесса ступенчатого окислительно-сульфидирующего и окислительного обжига........84

3.4 Определение рациональных параметров процесса щелочного выщелачивания в присутствии окислителя для вскрытия арсенатов железа (II) и (Ш)в продуктах обжига..............................................................................................89

3.5 Разработка комбинированной схемы переработки первичных и частично окисленных золотомышьяковых руд Учаминского месторождения.................94

3.6 Выводы.......................................................................................94

ГЛАВА 4 РАЗРАБОТКА ТЕХНОЛОГИЧЕСКОЙ СХЕМЫ ИЗВЛЕЧЕНИЯ ЗОЛОТА ИЗ БЕДНОЙ УПОРНОЙ РУДЫ, ОБЛАДАЮЩЕЙ СОРБЦИОННОЙ АКТИВНОСТЬЮ НА ОСНОВЕ КОМБИНИРОВАНИЯ МЕТОДОВ ОБОГАЩЕНИЯ..................................................................................................................97

4.1 Количественное определение сорбционной активности руды Дурминского месторождения по отношению к золотоцианистому комплексу.................... 101

4.1.1 Исследование зависимости извлечения золота от степени измельчения материала.................................................................................................................................98

4.1.2 Исследование кинетических зависимостей извлечения золота в процессе цианирования...................................................................................100

4.2 Экспериментальное изучение флотационного концентрирования углистого вещества и золотосодержащих сульфидов............................................................ 102

4.2.1 Исследование коллективной золотосульфидной флотации......................... 103

4.2.2 Исследование последовательной флотация углистого вещества

и золотосодержащих сульфидов.............................................................................. 105

4.2.3 Изучение сочетаний сульфгидрильных собирателей для интенсификации золотосульфидной флотации..................................................................................... 110

4.3 Разработка комбинированной схемы для извлечения золота из бедной упорной руды Дурминского месторождения....................................................... 116

4.4 Выводы..................................................................................... 117

5 ТЕХНИКО-ЭКОНОМИЧЕСКАЯ ОЦЕНКА ПРЕДЛАГАЕМЫХ ТЕХНОЛОГИЧЕСКИХ СХЕМ И ЭКОЛОГИЧЕСКИЕ АСПЕКТЫ ВЫВОДА МЫШЬЯКА..................................................................................... 120

5.1 Расчет технико-экономических показателей переработки руд Учаминского месторождения по разработанной комбинированной схеме.........................121

5.2 Расчет технико-экономических показателей переработки руды Дурминского месторождения по разработанной комбинированной схеме.........................142

5.3 Экологические аспекты вывода мышьяка...........................................157

5.4 Выводы..................................................................................................159

ЗАКЛЮЧЕНИЕ......................................................................................160

СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ...................................................................163

Приложение А Пример расчета доверительного интервала значений извлечения

мышьяка........................................................................................177

Приложение Б Минеральный состав проб исходной руды Учаминского и

Дурминского месторождений............................................................... 179

Приложение В Характеристика свободного золота и его гранулометрический состав первичной и частично окисленной руды Учаминского

месторождения................................................................................. 183

Приложение Г Акты о внедрении результатов диссертационной работы в учебный процесс ФГБОУ ВПО Тихоокеанского государственный университета

и ФГБОУ ВПО Забайкальского государственного университета.................. 185

Приложение Д Акты об использовании результатов диссертационной работы при составлении технико-экономического обоснования разведочных кондиций для подсчета запасов на Учаминском и Дурминском золоторудных месторождениях............................................................................... 187

ВВЕДЕНИЕ

Актуальность работы

Хабаровский край является одним из ведущих регионов России по добыче благородных металлов. Однако рост производства сопровождается постепенным истощением запасов богатых и легкообогатимых руд, что требует вовлечения в переработку сложных по составу, упорных руд низкого качества. В настоящее время геологоразведочные работы в крае направлены на доизучение, доразведку и переоценку запасов и ресурсов на перспективных объектах упорных золотосодержащих руд, в составе которых присутствует значительное количество мышьяка и природное углистое вещество. Мышьяк осложняет процессы извлечения золота, ухудшает качество продукции, создает опасность загрязнения окружающей среды. Присутствующее углистое вещество проявляет сорбционную активность к золотоцианисто-му комплексу, а также может изолировать часть золота, делая его недоступным для цианистых растворов, снижая извлечение. Эти факторы являются сдерживающими для промышленного освоения таких объектов. Поэтому разработка рациональных экологически безопасных технологических схем извлечения благородных металлов из упорного сырья является актуальной задачей.

В Российской Федерации ведущими научными центрами (ИПКОН РАН, Ирги-редмет, ЦНИГРИ, ВНИИИХТ, МИСиС, ИГД СО РАН, Гинцветмет, ЗабГУ и др.) проведен большой объем исследований по переработке упорных руд практически всех известных технологических разновидностей и накоплен опыт по внедрению эффективных технологий извлечения благородных металлов на горнодобывающих предприятиях. Большой вклад в исследование теоретических основ процессов переработки минерального сырья внесли ученые H.H. Плаксин, И.Н. Масленицкий, JI.B. Чугаев, В.Г. Агеенков, Б.Н. Ласкорин, В.А. Чантурия, Г.В. Седельникова, В.И. Вигдергауз, И.В. Шадрунова, Т.Н. Матвеева, A.C. Черняк, И.К. Скобеев, В.В. Лодейщиков, Г.И. Войлошников, М.А. Меретуков, С.М. Исабаев, В.А. Луга-

нов, В.П. Мязин и др.

Для переработки упорных сульфидных золотомышьяковых руд предложены технологии, базирующиеся на использовании комбинированных схем, сочетающих гравитационно-флотационное обогащение с различными методами металлургического передела упорных концентратов. Существующие способы подготовки мышьяксодержащих концентратов к цианированию с использованием окислительного обжига не в полной мере соответствуют современным требованиям по охране окружающей среды, в связи с образованием высокотоксичного триоксида мышьяка, большого пылевыноса, нестабильностью мышьяксодержащих отвалов. Весьма перспективным для вскрытия золота и удаления мышьяка из концентратов в сульфидной форме является метод окислительно-сульфидирующего обжига, который отвечает требованиям экологии и безопасности технологического процесса. Малотоксичный сульфид мышьяка можно получить в компактном виде, он обладает низкой растворимостью в воде, отличается длительностью хранения.

Для извлечения золота из упорных руд, содержащих углистое вещество, применяются различные методы, способствующие нейтрализации его сорбционной активности. Однако при пассивировании свободного углерода ПАВ или хлором происходит частичное блокирование поверхности золота и деактивация активированных углей, что приводит к снижению извлечения золота при цианировании. При сорбционном выщелачивании углеродсодержащих руд показатели процесса существенно зависят от соотношения между содержаниями золота и серебра в руде. Перспективными для переработки бедных упорных руд с повышенной сорбционной активностью представляются комбинированные схемы с применением флотации для выделения упорной части руды, обжига для нейтрализации углистого вещества и цианирования.

реработки комплексного труднообогатимого минерального сырья и извлечения ценных компонентов, включая тонкие, мелкие и наноклассы» (ГР № 01200953153); в рамках инновационного проекта № 14-ИН-09 ДВО РАН «Разработка технологии и оборудования для переработки техногенных золотосодержащих продуктов»; проекта Отделения наук о Земле № 09-1-08-ОНЗ «Научное обоснование эффективных методов обогащения труднообогатимого минерального сырья», при поддержке РФФИ - проект № 13-05-00422 «Разработка технологии извлечения золота из труднообогатимого сырья с использованием физико-химических воздействий».

Для достижения поставленной цели решались следующие задачи:

- теоретическое обоснование способов подготовки упорных концентратов к процессу цианирования;

- экспериментальное изучение влияния параметров окислительно-сульфидирующего и окислительного обжига на показатели извлечения мышьяка в виде малотоксичного сульфида и получение огарка для цианирования;

Идея работы заключается в том, что повышение эффективности извлечения золота из труднообогатимых руд достигается комбинацией методов обогащения

на основе флотации, предварительного термохимического вскрытия упорных концентратов и гидрометаллургии.

Методы исследований. Теоретические исследования протекания возможных химических реакций при обжиге и выщелачивании пирит-арсенопиритовых концентратов; петрографический, минераграфический, минералогический анализы с использованием оптической и электронной микроскопии; пробирный, химический, спектрохимический и эмиссионный спектральный анализ; рентгенофлуо-ресцентный анализ; масс-спектрометрический и атомно-эмиссионный с ионизацией в индуктивно связанной плазме и атомно-абсорбционный методы; рентгено-фазовый анализы; метод высокотемпературного каталитического окисления и ИК-детектирования и абсорбционно-весовой метод определения органического углерода; лабораторные испытания с использованием гравитационных, флотационных, металлургических методов; методы математической статистики.

Научные положения, выносимые на защиту:

2. Извлечение золота из упорной бедной руды, обладающей сорбционной активностью, достигается реализацией последовательной флотации углистого вещества и золотосодержащих сульфидов с использованием сочетания бутилового и изоами-лового ксантогенатов, обжига концентрата для нейтрализации сорбционноактивно-го углистого вещества и вскрытия золотосодержащих сульфидов с последующим цианированием.

Научная новизна работы:

- предложен способ управления режимными параметрами процесса извлечения золота из упорной бедной руды, обладающей сорбционной активностью на основе комбинирования последовательной флотации углистого вещества и золотосодержащих сульфидов с использованием сочетания бутилового и изоамилового ксан-тогенатов, обжига и цианирования (Пат. 2339454, 2452584 Российская Федерация).

Практическая значимость работы:

1. Для эффективной переработки упорных первичных и частично окисленных золо-томышьяковых руд разработана комбинированная гравитационно-флотационная схема с последующим ступенчатым обжигом флотоконцентратов, щелочным выщелачиванием в присутствии окислителя и раздельным цианированием огарков и хвостов флотации, обеспечивающая извлечение золота на уровне 84,3 и 93,5 % и выделение 92,1 и 95,6 % мышьяка в виде малотоксичного тетрасульфида, соответственно, из первичных и частично окисленных руд.

3. Обоснован эффективный реагентный режим флотации золота и золотосодержащих сульфидов, базирующийся на использовании сочетания собирателей,

имеющих одинаковые солидофильные группы, но различную длину и структуру углеводородных радикалов. Установлено, что оптимальное сочетание бутилового и изоамилового ксантогенатов в соотношении 4:1 позволяет увеличить извлечение золота в пенный продукт при одновременном снижении расхода реагентов.

Информация о работе

Гурман, Маргарита Анатольевна
кандидата технических наук
Чита, 2013
ВАК 25.00.13

Диссертация

Повышение эффективности переработки упорных золотосодержащих руд на основе комбинирования методов обогащения - тема диссертации по наукам о земле, скачайте бесплатно

Автореферат

Похожие работы