главный инженер, Гидрометаллургический завод №5 Навойиского горно-металлургического комбината, Узбекистан, г. Зарафшан
ВЛИЯНИЕ ЛИГНОСУЛЬФАНАТА НАТРИЯ НА ПРЕГ-РОББИНГ ПРИ СОРБЦИОННОМ ЦИАНИРОВАНИИ
АННОТАЦИЯ
В настоящее время проблема с упорным золотом рассматривается как одна из важных проблем промышленности драгоценных металлов. Упорность золота может проявляться природной инкапсуляцией рассеянных частиц золота (обычно размером менее нескольких микрон) в минерале, являющимся инертным и непроницаемым для выщелачивания, и химической интерференцией одного или нескольких рудных компонентов в процессе цианирования. В последнее время в научных кругах всё чаще встречается явление прег-роббинга золота при цианировании, обусловленное наличием в руде углеродистого вещества.
Настоящая статья посвящена решению проблемы негативного влияния сорбционного активного углеродистого вещества, содержащегося в составе упорных руд в условиях АО «Навоийского ГМК».
ABSTRACT
The problem with stubborn gold is currently regarded as one of the important problems of the precious metals industry. Stubborn gold can be manifested by the natural encapsulation of scattered gold particles (typically less than a few microns in size) in a mineral that is inert and impervious to leaching, and by chemical interference of one or more ore components during cyanidation.
Recently, the phenomenon of preg-robbing of gold during cyanidation due to the presence of carbonaceous matter in the ore has become increasingly common in scientific circles. The present article is devoted to the solution of the problem of negative influence of sorption active carbonaceous substance contained in the composition of refractory ores in the conditions of JSC “Navoi MMC”.
Ключевые слова: Упорное золото, прег-роббинг, сорбционная активность, лигносульфаната натрия, сорбционное цианирование, извлечение золота, кинетика процесса, смола, уголь
Keywords: Refractory gold, preg-robbing, sorption activity, sodium lignosulfonate, sorption cyanidation, gold recovery, process kinetics, resin, coal
Ввдение. Для решения проблем связанных с переработкой упорных руд крайне важно понять, как золото образовывается в породе (анализ характеристик золота). Располагается ли золото обособленно? Оно окружено другим минералом или заключено в нем? Заменяет ли оно в твердом растворе другой элемент? Можно ли обработать золото цианистым раствором для выщелачивания? Ответы на эти вопросы имеют решающее значение для оптимизации извлечения золота в разработке технологической схемы и устранения проблем низких значений извлечения золота [1].
После определения формы нахождения золота в руде или текстурных связей и получения данных о балансе масс, разрабатываются варианты технологического процесса. Золото в сульфидных минералах может быть высвобождено методом окисления с использованием таких методов, как обжиг, выщелачивание под высоким давлением или бактериальное выщелачивание [2-5]. Кроме того, сверх тонкое измельчение руды позволяет высвободить золото из сульфидов [6].
Существуют два важных механизма, которые ограничивают извлечение золота методом химической интерференции. Первый имеет место, когда в руде есть компоненты, которые поглощают цианид и кислород (две основные составляющие для эффективного разложения золота). В этом случае самый простой способ – повысить концентрацию цианида и кислорода до прекращения поглощения этих веществ такими элементами; но в большинстве случаев такой подход экономически не выгоден.
При оценке экономической целесообразности дополнительной обработки, необходимой для улучшения извлечения из тугоплавких или частично упорных руд, важно учитывать дополнительное увеличение объемов извлекаемого золота в сравнении со стандартными методами измельчения и цианирования, а также постепенное увеличение затрат для достижения положительных результатов.
Во втором механизме проблема возникает при наличии углеродистого вещества. В этом случае золото вымывается в раствор цианида, но затем углеродистые минералы поглощают золото в шлам.
Это называется "прег-роббинг". Для предотвращения явления прег-роббинга существует несколько способов, таких как обработка хлором, техническим керосином, автоклавное окисление, использование угля в щелочи, обжиг руды и другие.
Хлор деактивирует углеродистое вещество в условиях сильного окисления. Тем не менее, использование и стоимость хлора неприемлемы для многих руд.
Блокирование и деактивация углеродистых минералов такими органическими соединениями, как керосин, являются более дешевой альтернативой по сравнению с хлором и были опробованы на многих рудах. Но это, как правило, неэффективный подход.
Автоклавное окисление также не является очевидным выбором в такой ситуации, так как углеродистый материал может еще активнее поглощать цианид золота после такой обработки.
Явление прег-роббинга можно частично преодолеть путем использования угля в щелочи, а не угля в пульпе, при условии, что активированный уголь отличается большей "активностью", чем углеродистое вещество в руде.
Скорость уравновешивания золота между углеродистым веществом и активированным углем может быть очень низкой, а этот подход редко полностью удовлетворяет всем требованиям.
Технологии обогащения полезных ископаемых только частично устраняют углерод.
Обжиг руды позволяет устранить углерод, но рабочие параметры должны быть тщательно подобраны, чтобы обеспечить надлежащее выжигание углерода и избежать его преобразования в более активную форму.
Материалы и методы исследования. В целях предотвращения процесса прег-роббинга в Навоийском горно-металлургическом комбинате (НГМК) разработаны и проведены серии испытаний.
Основной целью проведения данных исследований было определение кинетики сорбционного выщелачивания исследуемого продукта имеющего свойства прег-роббинга с добавлением лигносульфоната натрия с дальнейшим определением влияния данной добавки на сорбционные свойства сорбента.
В процессе проведения исследований были выполнены следующие работы:
- Определена кинетика растворения золота при цианировании исходного продукта и с добавлением лигносульфоната натрия с расходом 10 кг/т на исходный продукт, без присутствия сорбента.
- Определена кинетика сорбционного выщелачивания исходного продукта и с добавлением лигносульфоната натрия с расходом 10 кг/т на исходный продукт. Исследования проводили на свежей смоле в сравнении со свежим углем, используемыми в подразделениях НГМК.
- Определена кинетика сорбции для свежей смолы при сорбционном цианировании исходного продукта и с добавлением лигносульфоната натрия с расходом 10 кг/т на исходный продукт.
- Определена изотерма сорбции для свежей смолы при сорбционном цианировании исходного продукта и с добавлением лигносульфоната натрия с расходом 10 кг/т на исходный продукт.
Для выполнения исследований была отобрана единая проба пульпы исходного продукта со следующими показателями: рН=11,7; плотность пульпы -1180 г/л; содержание элементов составило: Au-21,0 г/т; Ss-19,41%; С орг-4,66%.
Все опыты с добавлением лигносульфоната натрия проводились следующим образом: в подготовленную пробу пульпы определенного объема подавали навеску лигносульфоната натрия (из расчета 10 кг/т), предварительно растворенную в минимальном количестве воды и далее контактировали в течение 1 часа при воздушном перемешивании.
Результаты исследования и их обсуждение.
В таблице 1 представлены результаты по определению кинетики растворения золота при цианировании исходного продукта и с добавлением лигносульфоната натрия, без присутствия сорбента.
Опыт проводили при концентрации NaCN -2,0 г/л с корректировкой.
Таблица 1.
Кинетика растворения золота в цианистом растворе
Время перемешивания, час |
Исходный продукт: Au-21,0 г/т; Ss- 19,41%; Сорг-4,66% |
||||
Исходный продукт |
Исходный продукт +10 кг/т лигносульфонат натрия |
||||
NaCN, мг/л |
Au, мг/л |
NaCN, мг/л |
Au, мг/л |
||
0,5 |
2058 |
0,54 |
1982 |
0,72 |
|
1 |
2026 |
0,48 |
1862 |
0,72 |
|
2 |
1921 |
0,42 |
1566 |
0,72 |
|
3 |
1764 |
0,42 |
2058 |
0,72 |
|
4 |
1979 |
0,39 |
1960 |
0,72 |
|
6 |
1764 |
0,33 |
1960 |
0,66 |
|
8 |
2097 |
0,33 |
1960 |
0,6 |
|
10 |
2058 |
0,3 |
1921 |
0,47 |
|
12 |
1785 |
0,21 |
1802 |
0,48 |
|
14 |
2117 |
0,22 |
2058 |
0,47 |
|
16 |
1823 |
0,19 |
1744 |
0,4 |
|
18 |
2100 |
0,15 |
2078 |
0,35 |
|
20 |
2156 |
0,15 |
2058 |
0,35 |
|
22 |
2156 |
0,15 |
1990 |
0,36 |
|
24 |
2146 |
0,15 |
2097 |
0,34 |
|
Итоговые показатели процесса цианирования |
|||||
Содержание Au в хвостах, г/т |
17,25 |
16,30 |
|||
Извлечение, % |
17,9 |
22,4 |
Из таблицы 1 следует, что золото в исследуемых пробах растворяется в течение первых 30 минут и далее, при цианировании исходного продукта уже с первого часа начинается снижение золота в жидкой фазе пульпы.
При предварительной обработке продукта лигносульфонатом натрия, тенденция снижения содержания золота наблюдается после 6 часов перемешивания. После 18 часов, снижение содержания золота в жидкой фазе пульпы прекращается. Стоит отметить, что остаточное содержание золота в жидкой фазе пульпы через 24 часа для пробы с добавкой лигносульфоната выше в два раза.
Определение кинетики сорбционного цианирования проводили при 4 % объемной загрузке сорбентов, при исходной концентрации NaCN – 2000мг/л, с корректировкой 1 раз в два часа. Результаты исследований представлены в табл. 2 и на рис 1, 2.
Таблица 2.
Кинетика сорбционного цианирования при 4 % объемной загрузке сорбентов, при исходной концентрации NaCN – 2000мг/л
Время сорбц. цианирования |
Сорбционное цианирование со смолой |
|||||||||
Исходный продукт |
Исходный продукт +10 кг/т лигносульфонат натрия |
|||||||||
Содержание Au, г/т |
Извлечение Au, % |
Содержание золота |
Содержание Au, г/т |
Извле-чение Au, % |
Содержание, мг/л |
|||||
в ж. ф. мг/л |
в смоле мг/г |
в ж. ф. мг/л |
смола мг/г |
|||||||
Исх |
Хвост |
Исх |
Хвост |
|||||||
1 |
21 |
15,1 |
28,1 |
0,02 |
0,11 |
21 |
13,1 |
37,6 |
0,02 |
0,11 |
3 |
21 |
14,9 |
29,0 |
0,01 |
0,11 |
21 |
12,7 |
39,5 |
0,01 |
0,11 |
6 |
21 |
13,8 |
34,3 |
0,01 |
0,12 |
21 |
12,7 |
39,5 |
0,01 |
0,11 |
12 |
21 |
13,2 |
37,1 |
0,01 |
0,10 |
21 |
12,5 |
40,5 |
0,01 |
0,10 |
18 |
21 |
13,5 |
35,7 |
0,01 |
0,10 |
21 |
12,7 |
39,5 |
0,01 |
0,10 |
Время сорбц. цианирования |
Сорбционное цианирование с углем |
|||||||||
Исходный продукт |
Исходный продукт +10 кг/т лигносульфонат натрия |
|||||||||
Содержание Au, г/т |
Извлечение Au, % |
Содержание золота |
Содержание Au, г/т |
Извлечение Au, % |
Содержание золота |
|||||
в ж. ф. мг/л |
в угле мг/г |
в ж. ф. мг/л |
в угле мг/г |
|||||||
Исх |
Хвост |
Исх |
Хвост |
|||||||
1 |
21 |
15,5 |
26,2 |
0,01 |
0,06 |
21 |
13,2 |
37,1 |
0,01 |
0,06 |
3 |
21 |
13,6 |
35,2 |
0,01 |
0,09 |
21 |
12,6 |
40,0 |
0,01 |
0,08 |
6 |
21 |
12,9 |
38,6 |
0,01 |
0,10 |
21 |
12,4 |
41,0 |
0,01 |
0,08 |
12 |
21 |
12,7 |
39,5 |
0,01 |
0,09 |
21 |
12,5 |
40,5 |
0,01 |
0,10 |
18 |
21 |
12,9 |
38,6 |
0,01 |
0,10 |
21 |
12,4 |
41,0 |
0,01 |
0,09 |
Рисунок 1. Кинетика сорбционного цианирования продукта на смоле
Рисунок 2. Кинетика сорбционного цианирования продукта на угле
Согласно полученным данным необходимое время сорбционного выщелачивания исходного продукта составляет 12 часов, независимо от выбора сорбента. Добавление лигносульфоната натрия из расчета 10 кг/т, повышает извлечение золота и снижает необходимое время сорбционного выщелачивания до 6 часов.
В таблице 3 и на рис. 3 показаны результаты по изучению кинетики сорбции для свежей смолы (при соотношении см: пульпа= 1:400) при сорбционном цианировании исходного продукта и с добавлением лигносульфаната натрия с расходом 10 кг/т на исходный продукт.
Таблица 3.
Кинетика сорбции для свежей смолы (при соотношении см: пульпа= 1:400) при сорбционном цианировании исходного продукта и с добавлением лигносульфаната натрия
Время сорбцион- ного циани- рования, час |
без лигносульфоната натрия |
с лигносульфонатом натрия |
||||||
Жидкая фаза, Au. мг/л |
Смола Au, мг/г |
Твердая фаза Au, г/т |
Извлечение Au, % |
Жидкая фаза, Au. мг/л |
Смола Au, мг/г |
Твердая фаза Au, г/т |
Извле-чение Au, % |
|
3 |
0,24 |
0,35 |
18,5 |
11,9 |
0,27 |
0,47 |
16,6 |
21,0 |
6 |
0,21 |
0,42 |
18,2 |
13,3 |
0,25 |
0,58 |
16,0 |
23,8 |
12 |
0,17 |
0,46 |
17,8 |
15,2 |
0,2 |
0,64 |
15,8 |
24,8 |
18 |
0,14 |
0,46 |
17,8 |
15,2 |
0,17 |
0,64 |
15,8 |
24,8 |
24 |
0,13 |
0,50 |
17,8 |
15,2 |
0,14 |
0,67 |
16,5 |
21,4 |
42 |
0,09 |
0,53 |
18,0 |
14,3 |
0,11 |
0,68 |
16,5 |
21,4 |
64 |
0,08 |
0,54 |
18,0 |
14,3 |
0,10 |
0,68 |
16,5 |
21,4 |
Рисунок 3. Кинетика сорбции золота на смоле в зависимости от добавки лигносульфоната натрия
Результаты опытов показывают, что при добавлении лигносульфоната натрия достаточное время для получения равновесной концентрации золота в системе смола-жидкая фаза составляет 42 часа.
Емкость сорбента, насыщенного при проведении процесса сорбционного выщелачивания с добавлением лигносульфоната натрия получена стабильно выше.
Изотерма сорбции для свежей смолы при сорбционном цианировании исходного продукта и с добавлением лигносульфаната натрия с расходом 10 кг/т на исходный продукт представлена на рис. 4 и в таблице 4.
Таблица 4
Изотерма сорбции для свежей смолы с добавлением лигносульфаната натрия
Соотношение см :пульпа |
Содержание Au |
|||
без лигносульфоната натрия |
с лигносульфонатом натрия |
|||
Жидкая фаза, Au. |
Смола |
Жидкая фаза, Au. |
Смола |
|
мг/л |
Au, мг/г |
мг/л |
Au, мг/г |
|
25 |
0.01 |
0.1 |
0.01 |
0.1 |
200 |
0.02 |
0.25 |
0.05 |
0.44 |
400 |
0.09 |
0.53 |
0.11 |
0.68 |
1600 |
0.13 |
0.73 |
0.19 |
1.04 |
Рисунок 4. Изотерма сорбции золота на смоле в зависимости от добавки лигносульфоната натрия
Из таблицы 4 и рисунка 4 следует, что предварительная обработка исходной пробы лигносульфонатом натрия позволяет получить более высокую емкость насыщенного сорбента за счет более высокой остаточной концентрации золота в жидкой фазе пульпы.
Заключение.
Таким образом, проведенные исследования позволяют сделать вывод о том, что предварительная обработка продукта со свойствами прег-роббинга лигносульфонатом натрия из расчета 10 кг/т улучшает показатели сорбционного выщелачивания: снижает сорбционную активность исходной пробы; повышает извлечение золота из твердой фазы в среднем от 3 до 10%; снижает необходимое время сорбционного выщелачивания с 12 до 6 часов; повышает емкость насыщенного сорбента за счет более высокой остаточной концентрации золота в жидкой фазе пульпы.
Список литературы:
- Санакулов К.С., Эргашев У.А. Теория и практика освоения переработки золотосодержащих упорных руд Кызылкумов – Ташкент, 2014.
- Лодейщиков В.В. Технология извлечения золота и серебра из упорных руд: в 2-х томах. – Иркутск: Иргиредмет, 1999.
- Asamoah R.K., Amankwah R.K. and Addai-Mensah J. Cyanidation of refractory gold ore: a review. 3rd UMaT Biennial International Mining and Mineral Conference. – 2014. p 204.
- Санакулов К.С. Особенности технологии извлечения металла из упорных и особоупорных золото-сульфидмышьяковистых руд. Горный вестник Узбекистана. -2014. -№2. с.33-36.
- Санакулов К.С., Фузайлов О.У., Кенбаева Ж.А. Микроволновая обработка сульфидных золотосодержащих концентратов. Горный вестник Узбекистана. – 2020. -№1. с. 53-56.
- Бодуэн А.Я., Фокина С.Б., Петров Г.В., Серебряков М.А. Современные гидрометаллургические технологии переработки упорного золотосодержащего сырья. Современные проблемы науки и образования. – 2014. – № 6.