Библиографическое описание:

Байысбеков Ш., Жунусова Г. Ж., Еденбаев С. С., Кальянова О. А., Таймасова А. Н., Алтайбаев Б. Т. Исследование процесса автоклавного выщелачивания упорных золотосодержащих руд коры выветривания в серной кислоте в присутствии диоксида марганца в зависимости от продолжительности процесса // Молодой ученый. — 2011. — №11. Т.1. — С. 18-22.

В статье рассмотрена кинетика процесса сернокислотного автоклавного выщелачивания в раствор золота, цинка, меди, свинца, железа и марганца в присутствии MnO2. Определена зависимость и оптимальная продолжительность процесса выщелачивания для каждого элемента.

Для исследований были использованы упорные золотосодержащие руды территории Жартас, «упорность» которых связана с наличием углистых, глинисто-шламистых [1] и тонкозернистых частиц; ассоциациями тонкодисперсного золота с сульфидами и оксидами металлов. Эти особенности руд затрудняют извлечение из них золота.

Ранее в работе [2] были проведены исследования по предварительному (до гравитационного обогащения) безавтоклавному вскрытию руд серной кислотой в присутствии пиролюзита. Результаты этих исследований позволили извлечь золото в гравиоконцентрат до 75 %. В гравиоконцентрат извлекается свободное золото, а тонкодисперсное золото, ассоциированное с минералами, остается в хвостах гравитации.

В целях разработки уменьшения капитальных затрат на переработку золотосодержащих руд нами были проведены исследования по прямому их безавтоклавному выщелачиванию [3]. Результаты этих исследований показали эффективность способа сернокислотного выщелачивания при использовании окислителей.

Для повышения степени извлечения золота и сопутствующих металлов из этих руд нами был выбран способ автоклавного сернокислотного выщелачивания руд в присутствии пиролюзита, представленного в исследуемых рудах высоким содержанием.

Известные работы по автоклавному сернокислотному выщелачиванию моносульфидов (пирита, халькозина, халькопирита, борнита и сфалерита) проведены в присутствии кислорода [4, 5].

Отличием наших исследований является изучение процесса автоклавного сернокислотного выщелачивания упорных золотосодержащих руд в присутствии пиролюзита.

В данной работе представлены результаты изучения процесса окислительного выщелачивания Au, Zn, Cu, Pb, Fe и Mn из упорных золотосодержащих руд коры выветривания территории Жартас в серной кислоте в присутствии диоксида марганца (MnO2) в зависимости от продолжительности.

Химический состав упорных золотосодержащих руд коры выветривания территории Жартас был следующим: Au–1,22 г/т; Zn–0,41 %; Cu–0,03 %; Pb–0,095 %; Fe–1,12 %; Mn0,06 %.

В экспериментах продолжительность составляла – 1, 2, 3, 4, 5 часов при постоянных значениях: t=130 0С, концентрация H2SO4 – 50 %, MnO2 – 50 % от массы руды, Ж:Т=8:1, навеска руды – 50 г.

Результаты химического анализа Au, Zn, Cu, Pb, Fe и Mn в продуктах от окислительного выщелачивания руд приведены в таблице 1.

Зависимость степени и скорости извлечения Au, Zn, Cu, Pb, Fe и Mn из руд в продукты представлены в таблицах 2 и 3 и на рисунке 1.

По данным таблиц 2-3 и рисунка 1 видно, что извлечение золота в раствор резко увеличивается до 90,01 % при увеличении продолжительности процесса до 1 часа, затем резко понижается в промежутке от 1 до 5-ти часов. Последнее связано с образованием комплексных соединений золота – гидросульфатов золота (H[Au(SO4)2], H[Au(SO4)]), что было подтверждено результатами рентгеноспектрального анализа. Степень извлечения цинка с увеличением продолжительности процесса до 2 часов поднимается до 72,9 %. Степень извлечения меди в раствор высока и максимальна 93,93 % при 4 часах продолжительности процесса. Свинец характеризуются низкими значениями 3,46-2,58%, так как, в основном концентрируется в кеке, что связано с образованием нерастворимой соли – сульфата свинца. Степень извлечения железа в раствор достаточно высока и находится в диапазоне 90,11-96,04 %. Степень извлечения марганца с увеличением продолжительности процесса до 3 часов резко поднимается до 81,57 % Mn, а далее отмечается незначительное увеличение 88,59%.

Кинетика процесса автоклавного выщелачивания Au, Zn, Cu, Pb, Fe и Mn в серной кислоте в присутствии окислителя – MnO2 из упорных золотосодержащих руд коры выветривания

Значения скорости извлечения Au, Zn, Cu, Pb, Fe и Mn (при постоянной навеске руды, равной 100 г) в раствор в зависимости от продолжительности процесса (при постоянных условиях: t = 130 0С, концентрация H2SO4 –50 %, MnO2 – 50 г, Ж:Т=8:1) приведены в таблице 3.

Рис.1 – Извлечения золота, цинка, меди, свинца, железа и марганца из предварительно обработанных упорных золотосодержащих руд коры выветривания в раствор в зависимости от продолжительности процесса автоклавного выщелачивания (const: t=130 0С, концентрация H2SO4 – 50 %, MnO2 – 50 % от массы руды, Ж:Т=8:1, навеска руды – 50 г)

Из данных таблицы 3 видно, что абсолютные значения скорости процесса для золота высокие, а цинк характеризуется низкими значениями. Самые высокие абсолютные значения скорости процесса характерны для марганца, затем для железа. Максимальная скорость процесса извлечения золота, цинка, меди, железа и марганца из руды в раствор достигается при продолжительности процесса 1 час или 3600 с, при продолжительности более, чем 1 час, наблюдается снижение скорости процесса, что свидетельствует о наличии диффузионных факторов.

Для определения лимитирующей стадии процессов растворения и окисления золота, цинка, меди, свинца, железа и марганца в серной кислоте в присутствии диоксида марганца результаты экспериментальных данных по зависимостям степени извлечения металлов из руд в раствор от продолжительности процесса при определенном расходе диоксида марганца (50 % от массы руды) обработаны нами в программе «Excel» по уравнениям формальной кинетики (таблица 4).

Таблица 1

Результаты химического анализа Au, Zn, Cu, Pb, Fe и Mn в продуктах автоклавного сернокислотного выщелачивания кеков при определении зависимости их извлечения от продолжительности процесса (const: t=130 0С, H2SO4 – 50 %, MnO2 – 50 % от массы руды, Ж:Т=8:1, навеска кека – 50 г)

Проба

τ, час


Масса кека, г


Объем

продуктивного раствора,

дм3

Результаты определения

Au

в кеке, г/т

Au в

р-ре,

мг/дм3

Zn в кеке,

%

Zn в

р-ре,

мг/дм3

Cu в кеке,

%

Cu в

р-ре, мг/дм3

Pb в кеке,

%

Pb в

р-ре,

мг/дм3

Fe

в кеке,

%

Fe в

р-ре, г/дм3

Mn в кеке,

%

Mn в

р-ре, г/дм3

35

1 ч

49,95

0,55

0,11

0,0998

0,124

248,61

0,0036

23,67

0,093

2,60

0,088

0,92

19,46

27,07

36

2 ч

27,5

0,55

0,75

0,073

0,187

271,72

0,0036

24,87

0,169

2,74

0,094

0,95

33,98

27,36

37

3 ч

50,31

0,55

0,53

0,061

0,087

283,27

0,0032

23,61

0,093

2,25

0,084

0,93

8,16

37,12

38

4 ч

21,78

0,575

1,77

0,037

0,173

284,33

0,0030

24,50

0,214

2,41

0,054

0,93

12,53

31,19

39

5 ч.

20,75

0,56

1,99

0,033

0,165

297,65

0,0029

25,07

0,223

2,97

0,054

0,96

12,50

39,60

Таблица 2

Извлечения Au, Zn, Cu, Pb, Fe и Mn из кеков от безавтоклавного сернокислотного выщелачивания руд в продукты в зависимости от продолжительности процесса (const: t=130 0С, H2SO4 – 50 %, MnO2 – 25 г, Ж:Т=8:1, навеска кека – 50 г)

Проба

τ, час


Масса кека, г


Объем

продуктивного

раствора,

дм3

Степень извлечения, %

Au

Zn

Cu

Pb

Fe

Mn

в кек

в раст-вор

в кек

в раст-вор

в кек

в раствор

в кек

в раствор

в кек

в раствор

в кек

в раст-вор

35

1 ч

49,95

0,55

9,09

90,01

30,26

66,70

11,98

86,80

97,02

2,98

7,89

90,11

38,84

59,49

36

2 ч

27,5

0,55

33,91

65,80

25,06

72,90

6,65

91,21

96,86

3,14

4,63

93,79

37,33

60,12

37

3 ч

50,31

0,55

43,33

54,80

21,45

76,00

10,88

86,58

97,42

2,58

7,57

91,40

16,40

81,57

38

4 ч

21,78

0,575

63,19

34,80

18,38

78,91

4,38

93,93

97,11

2,89

2,12

96,04

10,90

87,73

39

5 ч.

20,75

0,56

67,97

29,95

16,71

81,31

3,98

93,58

96,54

3,46

2,02

95,87

10,36

88,59

Таблица 3

Степень и скорость извлечения Au, Zn, Cu, Pb, Fe и Mn в раствор из руды в зависимости от продолжительности процесса автоклавного выщелачивания кеков при следующих постоянных условиях: t – 130 0С, концентрация H2SO4 – 50 %, MnO2 – 25 г, Ж:Т=8:1 (навеска кека – 100 г)

Продолжи-тельность
опыта
·103, c

Масса
металла, перешедшего в раствор за
время опыта, г

Cтепень
извлечения

металла в раствор,
%

Скорость
извлечения

металла в раствор,
V·10-6, г/(см2·с)

Au

0

0

0

0

3,6

3,150

90,01

12,351

7,2

2,303

65,8

4,515

10,8

1,918

54,8

2,507

14,4

1,218

34,8

1,194

18

1,048

29,95

0,822

Zn

0

0

0

0

3,6

0,507

66,7

1,987

7,2

0,554

72,9

1,086

10,8

0,578

76

0,755

14,4

0,600

78,91

0,588

18

0,618

81,31

0,485

Cu

0

0

0

0

3,6

0,0599

86,8

0,235

7,2

0,0629

91,21

0,123

10,8

0,0597

86,58

0,078

14,4

0,0648

93,93

0,064

18

0,0646

93,58

0,051

Pb

0

0

0

0

3,6

0,00292

2,98

0,011

7,2

0,00308

3,14

0,006

10,8

0,00253

2,58

0,003

14,4

0,00283

2,89

0,003

18

0,00339

3,46

0,003

Fe

0

0

0

0

3,6

3,109

90,11

12,188

7,2

3,236

93,79

6,343

10,8

3,153

91,4

4,121

14,4

3,313

96,04

3,248

18

3,308

95,87

2,594

Mn

0

0

0

0

3,6

29,818

59,49

116,904

7,2

30,133

60,12

59,071

10,8

40,885

81,57

53,431

14,4

43,972

87,73

43,100

18

44,403

88,59

34,818


Результаты математической обработки по уравнениям формальной кинетики приведены в таблице 5.

Таблица 4

Уравнения формальной кинетики

№ уравнения

Вид уравнения

Вид преобразованного

уравнения

Название уравнения

1

α=ae

y=aebx, где

y= α, x

уравнение

1-го порядка

2

α=aτb

y=axb, где

y= α, x

уравнение

1-го порядка

3

α=aτ+b

y=ax+b, где

y= α, x

уравнение

1-го порядка

4

1–(1–α)1/3=aτ+b

y=ax+b, где

y= 1–(1–α)1/3, x

уравнение Яндера

5

1–(1–α)1/3=aτ1/2+b

y=ax+b, где y= [1–(1–α)1/3], x= τ1/2

уравнение Рогинского

6

ln[1/(1–α)]=aτ+b

y=ax+b, где

y= ln[1/(1–α)], x= τ

уравнение
Ерофеева-Колмогорова

7

α/(1–α)=aτ+b

y=ax+b, где

y= [α/(1–α)], x= τ

уравнение
Праута–Томпкинса

8

1–(2α/3)–(1–α)2/3=aτ+b

y=ax+b, где y= [1–(2α/3)–(1–α)2/3],

x= τ

уравнение Кранка-
Гистлинга-Броунштейна


Таблица 5

Значения коэффициентов уравнений и корреляции для зависимости степени извлечения Au, Zn, Cu, Pb, Fe и Mn из руд в раствор от продолжительности процесса при следующих постоянных условиях автоклавного выщелачивания предварительно обработанных руд при const: t – 130 0С, концентрация H2SO4 – 50 %, MnO2 – 50 % от массы руды, Ж:Т=8:1 (навеска руды – 50 г)

№ уравнения

Au

Zn

Cu

a

b

R2

a

b

R2

a

b

R2

1

0,0001

0,2058

0,51

0,00004

0,3076

0,5882

0,00004

0,4073

0,4889

2

0,0001

0,2058

0,51

0,00004

0,3076

0,5882

0,00004

0,4073

0,4889

3

0,0001

0,2058

0,51

0,00004

0,3076

0,5882

0,00004

0,4073

0,4889

4

0,00004

0,7353

0,51

0,00001

0,7692

0,5882

0,00001

0,8024

0,4889

5

0,0069

0,6771

0,8948

0,0063

0,6725

0,9778

0,006

0,6726

0,9734

6

0,0002

0,6193

0,3287

0,00008

0,4721

0,7476

0,0001

0,8852

0,6485

7

0,0003

2,7115

0,2229

0,0002

0,6983

0,9125

0,0008

2,0768

0,7769

8

- 0,00002

0,5953

0,4117

-0,00001

0,6015

0,7269

-0,00001

0,5508

0,5449

Продолжение таблицы 5

№ урав-нения

Pb

Fe

Mn

a

b

R2

a

b

R2

a

b

R2

1

0,000001

0,0133

0,4862

0,00004

0,4253

0,4787

0,00004

0,2369

0,7691

2

0,000001

0,0133

0,4862

0,00004

0,4253

0,4787

0,00004

0,2369

0,7691

3

0,000001

0,0133

0,4862

0,00004

0,4253

0,4787

0,00004

0,2369

0,7691

4

0,0000004

0,6711

0,4862

0,00001

0,8084

0,4787

0,00001

0,7456

0,7691

5

0,00007

0,6688

0,7319

0,0063

0,6725

0,9778

0,0022

0,6896

0,9452

6

0,000001

0,0135

0,487

0,0001

1,0159

0,6695

0,0001

0,2108

0,9334

7

0,000001

0,0137

0,4877

0,0012

2,5027

0,8346

0,0005

0,4795

0,9417

8

-0,00000001

0,6665

0,5093

-0,00001

0,5402

0,5273

-0,00001

0,634

0,9092


Из таблицы 5 видно, что при температуре процесса 130 0С, концентрация H2SO4 – 50 %, MnO2 – 50 % от массы руды, Ж:Т=8:1 коэффициент корреляции имеет высокие значения для зависимости степени извлечения металлов из руд в раствор от продолжительности процесса по уравнению Рогинского:

1–(1–α)1/3=aτ1/2+b или y=ax+b,

где y= [1–(1–α)1/3], x= τ1/2.

Из таблицы 5 видно, что при температуре процесса 130 0С, концентрации H2SO4 – 50 %, MnO2 – 25 г, Ж:Т=8:1 коэффициент корреляции имеет высокие значения для зависимости степени извлечения Fe и Mn из руд в раствор в зависимости от продолжительности процесса по уравнению Рогинского.

Следовательно, извлечение золота, цинка, меди, свинца, железа и марганца из исследуемого материала является гетерогенным процессом, протекающим в диффузионной области на границе раздела фаз: «твердое – жидкость» и скорость протекания данного процесса лимитируется толщиной образующегося продукта в процессе окислительного выщелачивания, при этом скорость процесса извлечения данных металлов из руд в раствор обратно пропорциональна толщине образующегося продукта реакции, через который диффундирует реагирующее вещество.

Таким образом, процессы извлечения данных металлов из руд в раствор протекают в диффузионной области, лимитируются толщиной образующихся продуктов.


Литература:

  1. Жунусова Г.Ж. Микроскопическое исследование структуры глинис-тых золотосодержащих руд коры выветривания // Труды Международной конференции «Форсированное индустриально-инновационное развитие в металлургии», посвященной выдающимся ученым, внесшим вклад в теорию и практику развития прокатного производства академику НАН РК Полухину П.И. и академику высшей школы МАН Давильбекову Н.Х. – 11-13 ноября 2010г.-С.228-229.

  2. Байысбеков Ш. Комбинированная бесцианидная технология переработки упорных золотосодержащих руд коры выветривания // Диссертация на соискание ученой степени доктора технических наук. – Алматы, 2008. – 260 с.

  3. Жунусова Г.Ж. Комбинированная бесцианидная технология переработки глинистых золотосодержащих руд коры выветривания // Диссертация на соискание ученой степени доктора технических наук. – Алматы, 2010. – 255 с.

  4. Набойченко С.С., Ни Л.П., Шнеерсон, Я.М., Чугаев, Л.В. Автоклавная гидрометаллургия цветных металлов. Под ред. члена-корр. РАН С.С. Набойченко. – Екатеринбург, 2002. – 940 с.

  5. Bjorling G. //Metall. – 1954. – Bd.8. – S.781-784.

  6. Краткий справочник физико-химических величин / Под редакцией А.А. Равделя и А.М. Пономаревой. Изд. 10 (исправл. и доп.). – СПб.: «Иван Федоров», 2003. – 240 с.

  7. О.Кубашевский, С.Б.Олкокк. Металлургическая термохимия.– М.: Металлургия,1982. – 392 с.

Обсуждение

Социальные комментарии Cackle