Исследование процесса автоклавного выщелачивания упорных золотосодержащих руд коры выветривания в серной кислоте в присутствии диоксида марганца в зависимости от продолжительности процесса

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 %; Mn–0,06 %.

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)

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)

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)

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

Таблица 4

Уравнения формальной кинетики

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)

Продолжение таблицы 5

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=aτ^1/2+b или y=ax+b,

где y= [1–(1–α)^1/3], x= τ^1/2.

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.