Исследование по регенерации цианида в оборотных медноцианистых растворах
Гринько С.Д., заместитель технического директора по технологиям, SN Gold Mining
Файберг А.А., ведущий научный сотрудник лаборатории металлургии АО "Иргиредмет", канд. техн. наук
Епифоров А.В., ведущий научный сотрудник лаборатории металлургии АО "Иргиредмет", канд. техн. наук
Исследование показало, что регенерация позволяет вернуть в процесс около 2,56 кг цианида с каждого кубического метра жидкой фазы хвостов выщелачивания. В рамках испытаний был получен медный концентрат с содержанием 58,7 % меди, 299 г/т серебра и 1,3 г/т золота.
Влияние меди и регенерация цианида
При цианидном выщелачивании золотомедных руд минералы меди взаимодействуют с растворителем, образуя комплексы [Cu(CN)2+n](n+1)–, где n = 0–2 и увеличивается по мере повышения концентрации свободного цианида в растворе.
Образование медноцианидных комплексов приводит к значительному увеличению расхода цианида натрия в процессе выщелачивания золота. В результате накопления меди в оборотных растворах существенно снижается извлечение драгоценного металла, а следовательно, и эффективность технологии в целом.
К настоящему времени разработан ряд методов регенерации цианида в обогащенных медью выщелачивающих растворах до и после извлечения золота, например Cutech, MNR, SART, AVR, CyanometAuGment, Vitrokele, Hannah, Cyanisorb [1]. Эти процессы сочетают в себе возможность выделения Cu в виде соответствующего товарного продукта и получения CN, пригодного для извлечения ценного компонента, уменьшая тем самым общие производственные затраты.
В Иргиредмете также проводились исследования по регенерации цианида из растворов цианирования золотомедных руд. Институтом была разработана соответствующая технология [2,3], внедренная на ряде российских предприятий [4–7].
Исследование по регенерации цианида
В настоящей работе исследование по регенерации цианида проводили параллельно с укрупненно-лабораторными испытаниями по сорбционному выщелачиванию золотомедной руды одного из месторождений России в замкнутом цикле.
Исследуемая руда содержала 4,7 г/т золота, 6,3 г/т серебра, 2,67 кг/т меди. Проба на 92,5 % состояла из породообразующих минералов с преобладанием кварца (58,0 %), а также глинистослюдисто-гидрослюдистых образований (22,0 %) и карбонатов (6,9 %). Содержание сульфидных минералов составило 5,5 %, из них пирита – 4,7 %, халькопирита – 0,5 %, сфалерита – 0,3 %. По количеству сульфидов руда была отнесена к умеренно сульфидному типу [8]. Окисленные минералы меди были представлены малахитом (0,1 %).
Испытания по сорбционному выщелачиванию проводили на стендовой установке, включающей расходную емкость с механическим перемешиванием, десятисекционный аппарат из последовательно расположенных реакторов с пневматическим перемешиванием (пачуков) и приемную емкость.
Подачу пульпы в пачуки осуществляли перистальтическим насосом, она двигалась самотеком в противотоке с активированным углем.
Обеззолоченная пульпа из последнего пачука накапливалась в приемной емкости и раз в смену (12 часов) фильтровалась. На фильтрате проводили регенерацию цианида с получением медного осадка и оборотного цианистого раствора.
После отделения медного осадка регенерированный цианистый раствор направляли в расходную емкость для распульповки свежей порции руды. Данная емкость также служила реактором предварительного цианирования.
Для регенерации цианида и осаждения меди в медноцианистый фильтрат хвостов сорбционного выщелачивания добавляли стехиометрическое количество сульфида натрия (0,61 г/г меди). После сульфидной обработки продолжительностью одну-две минуты в раствор подавали концентрированную серную кислоту до рН = 3,0–3,5. При этом медь выпадала в осадок в виде сульфида, в растворе появлялся свободный цианид в соответствии с реакцией (1).
2[Cu(CN)3]2– + Na2S + 6H+ =Cu2S + 6HCN + 2Na+ (1)
Полученный медносульфидный осадок отделяли на фильтре, фильтрат подщелачивали раствором СaO до рН = 10,5– 11,0 для регенерации цианида, см. реакцию (2). При этом протекал побочный процесс с образованием небольшого количества гипса, см. реакцию (3). Регенерированные цианистые растворы совместно с гипсовым осадком подавали в следующий цикл выщелачивания.
6HCN + 3Са(ОН)2 = 3Ca(CN)2 + 3H2O (2)
Са(ОН)2 + H2SO4 = СаSO4 ∙ 2H2O (3)
Непрерывные испытания проводились в течение 24 суток. Общая масса переработанной руды составила 54 кг, концентрация цианида натрия на предварительном цианировании – 3,0–3,5 г/дм3, на сорбционном выщелачивании – около 1 г/дм3, в хвостах – 0,8–1,0 г/дм3.
При выходе на режимные параметры среднее содержание золота в твердых хвостах сорбции достигло 0,5 г/т, серебра – 2,1 г/т, меди – 0,99 кг/т. Технологическое извлечение Au на активный уголь составило 88,5 %, Ag – 53,4 %.
В процессе испытаний было получено 109,27 г (2,12 кг/т руды) медного осадка с содержанием меди 58,7 %, серебра 299 г/т, золота 1,3 г/т при средней остаточной концентрации Au и Ag в жидкой фазе хвостов выщелачивания 0,03 и 0,72 г/дм3 соответственно.
Извлечение меди в медный концентрат составило 45,5 %, серебра – 10,1 %. Также в концентрате содержалось 4,4 % железа, 1,2 % цинка и менее 0,1 % свинца. Полученный осадок соответствует медному концентрату марки КМ0 по ГОСТ Р 52998-2008.
Исследование показало, что регенерация позволяет вернуть в процесс около 2,56 кг цианида (в пересчете на NaCN) с каждого кубического метра жидкой фазы хвостов выщелачивания (см. рисунок). Химический расход NaCN при выщелачивании исследуемой золотомедной руды составил 3,5–4,0 кг/т, удельный расход с учетом возврата регенерированного цианида в процесс – 1,5 кг/т.
На получение медного концентрата и регенерацию цианида удельный расход H2SO4 составил 7,4 кг/т, H2S – 1 кг/т, CaO – 3,3 кг/т; общий расход извести на переработку руды – 3,7 кг/т.
Динамика изменения концентраций меди и цианида натрия в растворе до и после регенерации
Выводы
Проведенными исследованиями в очередной раз была показана возможность снижения удельного расхода цианида при переработке золотомедных руд с применением процесса регенерации.
Кроме того, данная технология позволяет получать высококачественный медный концентрат, сокращает потери меди, серебра, золота и других ценных компонентов с хвостами выщелачивания, что может благоприятным образом отразиться на экономических и экологических аспектах переработки золотомедных руд.
Список использованной литературы
- Fleming C. A. Cyanide recovery // Gold Ore Processing. Mike D. Adams (Editor). Chapter 36. Р. 647–661.
- Файберг А.А. Технология кондиционирования оборотных растворов, образующихся при переработке руд с повышенным содержанием меди //Вестник ИрГТУ. 2010. № 4. С. 163–165.
- Патент 2443791 РФ: Способ кондиционирования циансодержащих оборотных растворов переработки золотомедистых руд с извлечением золота и меди и регенерацией цианида / Петров В.Ф., Файберг А.А., Петров С.В. И др.; заявл. 13.07.2010; опубл. 27.02.2012.
- Ращенко А.Ф. и др. Технология регенерации цианида в оборотных растворах сорбционного цианирования флотоконцентрата руды березняковского месторождения // Вестник ГГТУ им. П. О. Сухого. 2014. № 1. С 45–51.
- Гудков С.С. и др. Промышленный опыт работы установки регенерации цианида на УКВ "Курасан" // Золотодобыча. – Иркутск: АО "Иргиредмет", 2018. – № 236(7). – С. 7–9.
- Файберг А.А. и др. Селективное кондиционирование оборотных растворов кучного выщелачивания с повышенным содержанием меди //Экология и пром. России. 2010. июнь. – С. 51–53.
- Файберг А.А., Войлошников Г.И. Технология кондиционирования цианидсодержащих оборотных растворов с регенерацией свободного цианида и извлечением меди // Горный журнал Казахстана. 2012. № 12. С. 18–22.
- Лодейщиков В.В., Васильева А.В. Методические рекомендации по типизации руд, технологическому опробованию и картированию коренных месторождений золота. – Иркутск: ОАО "Иргиредмет", 1997, 164 с.
"ЗОЛОТОДОБЫЧА" № 11 (312), НОЯБРЬ 2024 ГОДА
© АО "Иргиредмет", 2025