24 мая 2024, Пятница04:38 МСК
Вход/Регистрация

Поиск возможности повышения технологических показателей процессов CIP и CIL

Сегодня более 80 % мирового производства золота осуществляется с применением цианида. В большинстве случаев это процессы CIP и CIL. Проектирование процессов и определение технологических параметров основывается на простых бутылочных тестах и кинетике выщелачивания. На практике реализация проектов серьезных вопросов не вызывает, и при должной исследовательской базе золотоизвлекательные фабрики быстро выходят на плановые показатели. Однако при эксплуатации производственники постоянно решают задачи оценки эффективности работы процесса и возможности повышения технологических показателей. Обычно оценка процесса основывается на индивидуальном опыте специалистов каждого предприятия. В рамках данной статьи хотелось бы инициировать обсуждение подходов и определение критериев оценки процесса. 

ДВ Ермаков.jpgД.В. Ермаков — заместитель директора по металлургии Highland Gold.





С чего начать оценку процессов выщелачивания и сорбции работающей фабрики? Исходим из того, что подходы должны быть простыми и доступными непосредственно на участке предприятия. Основными инструментами анализа являются отбор и анализ технологических проб и построение на основе этого «разреза процесса» (включает отбор проб пульпы в емкостях выщелачивания и сорбции, раздельный анализ твердой и жидкой фаз, анализ концентрации накопленного металла на угле в каждой работающей емкости сорбции плюс анализ хвостов ЗИФ). Полученные данные дают полную картину эффективности процесса и помогают найти «больные точки» процесса.

завод1.jpg

Вторым этапом выполняются анализ концентраций растворенного кислорода, определение изменения концентраций свободного цианида, анализ качества применяемого в процессе угля.

Естественно, руды отличаются по своим технологическим свойствам, наличию серебра и растворимой меди, а фабрики отличаются по комплектации, типоразмеру оборудования и количеству стадий сорбции, но принципы анализа эффективности процесса едины.

Отбор проб разреза процесса проводится регулярно на каждом предприятии при снятии НЗП (инвентаризация, снятие остатков в незавершенном производстве). На что стоит обращать внимание при анализе полученных данных?

Естественно, основным показателем правильной организации процесса являются хвосты. Смотрим на твердую и жидкую фазу. На ряде предприятий используется анализ глухо-упаренной пробы, что является плохой практикой и не дает понимания, с чем мы теряем драгоценный металл, а также создает проблемы при составлении аккуратных и точных металлургических балансов. При отлаженном процессе содержание золота в жидкой фазе хвостов близко к 0 мг/л. Ряд лабораторных методик дает ограничение, ссылаясь на границы определения, а технологу целесообразно видеть реальные показания на атомно-абсорбционном спектрофотометре (АА). При переработке простых руд показатели прибора АА при определении содержаний растворенного золота в растворе должны быть меньше 0,01 мг/л (показатель в 0,005 мг/л достижим и измерим). На сложных сульфидных рудах и концентратах таких показателей достичь сложно. Наличие металла в жидкой фазе свидетельствует о проблемах с сорбентом либо о недостаточном времени выщелачивания, если процесс растворения идет в последнем чане и металл не успевает полностью перейти на уголь.

завод2.jpg

Высокие содержания в твердой фазе хвостов свидетельствуют о плохом протекании процесса растворения металла либо о потерях с углем. Технологи в первую очередь обращают внимание на степень измельчения и распределение металла по классам крупности. Это правильный подход, но мы постараемся копнуть глубже. Поскольку наша задача найти возможности и улучшить показатели, то распределение металла анализируем отдельно по разнице в выходах и содержаниях металла в плюсовом и минусовом классах. Если гранулометрический состав хвостов показал увеличение выхода крупной фракции, то смотрим работу классификации и цикла измельчения, и это отдельная тема для обсуждения. Если результат ситового анализа не показал отклонения от нормы, продолжаем изучать процессы растворения и сорбции металла. В 99,9 % случаев содержание в классе +0,074 мкм будет больше, чем в мелкой фракции.

Если мы имеем общее увеличение содержания в твердой фазе хвостов, для начала исключаем потери с углем и возможность потока пульпы по байпасам между емкостями. Сверхнормативные потери угля возникают либо при плохом качестве угля и его разрушении в процессе, либо при нарушении целостности внутриемкостного удерживающего грохота (проверяется пропусканием пульпы через сито и легко обнаруживается визуально). Избыточный износ угля возникает из-за недостатков используемого оборудования (включая трубы, насосы, лопасти мешалок и т.д.). Избыточный износ сорбента может быть порционный, например, при перекачке, выводе насыщенного угля или добавке элюированного (прошедшего десорбцию) угля в процесс, а также иметь продолжительный или накопительный характер при выносе крупного угля и истирании на внутриемкостных грохотах и неправильно подобранными мешалками. Нормальным считается расход угля от 50 до 150 г/т.

Продолжительность
контакта, мин.  
         Содержание Au в растворе, мг/л
 Свежий
уголь
 Насыщенный
уголь
 Обезметал.
без К.О.
 Обезметал.
после К.О.
 Обезмет. уголь
после К.О.
и регенерации
     1   88,0      94,8   90,6      95,2   94,4
     5   72,4  89,0      89,0   85,0      80,4
     10      59,4      87,0   79,4      73,8   67,0
     15   48,2  82,4      81,6  76,8      54,0
     20   40,2   79,8  75,2      69,4  47,6
     30  30,6   74,8      74,0   62,8      36,0
 Относительная
активность, %
     100      12,70   12,14      23,50      80,30
Табл. 1. Пример проведения теста определения относительной активности угля на разных стадиях процесса

При наличии нерастворившегося металла в твердой фазе, после исключения того, что потери связаны с углем и байпасами, смотрим, анализируем и исключаем причины последовательно:

1. Кинетика процесса: изменение содержания металлов в жидкой, твердой фазах и на угле по стадиям процесса. Пример сбора данных можно видеть в таблицах 1–3. Положительные всплески в содержаниях металла в твердой и жидкой фазах могут свидетельствовать о работе дренажей либо добавке потоков из других переделов, например, из отделения десорбции и электролиза. Направлять такие потоки в хвосты нецелесообразно, а целесообразнее перенести их в голову цепочки. При нормальной организации процесса концентрация золота в жидкой фазе между стадиями/емкостями процесса CIP падает примерно на 60 % (6–8 стадий сорбции). Если снижение менее 60 %, то имеем проблемы в процессе. Коэффициент снижения содержаний в растворе по стадиям сорбции целесообразно проверять при каждом снятии разреза процесса, проводя при этом статистический учет изменений.

2. Проверяем возможность дополнительного растворения металла из твердой фазы хвостов с помощью простого бутылочного теста. Проба пульпы отбирается и ставится в агитатор. Смотрим, будет ли растворяться металл, если процесс продолжится. Целесообразно ставить два параллельных теста: в исходном виде и с добавлением цианида, как вариант 1 г/кг твердого. Продолжительность теста 6–8 часов. Тест покажет, есть ли проблемы в процессе и есть ли потенциал дополнительно растворить и извлечь металл. Решение, добавлять сорбент при проведении теста или нет, зависит от сорбционной активности вашей руды. При отсутствии сорбционной активности тест лучше проводить без сорбента с контролем жидкой фазы в начале и в конце опыта. На многих зарубежных предприятиях данный тест проводится ежесуточно. В настоящее время такой подход внедряется и на некоторых предприятиях в России.

№ п/п
агитаторов    
 Содержание
твердого, %    
   Твердая фаза     Жидкая фаза      Уголь
   Содержание, г/т    Содержание, г/т   Количество, т     Массовая доля, %
 Au  Ag  Au  Ag  Au  Ag
     1      46      1,42   1,68  1,68  1,88   1,49      0,295  0,125
     2      44  0,82      1,52  0,87  1,44  0,39  0,184  0,081
     3  45  0,49  0,86  0,60  1,10  0,22  0,100  0,071
     4  45  0,33      1,29  0,38  0,87  0,28  0,070  0,063
     5  45  0,40  1,00  0,18  0,61  0,39  0,046  0,058
     6      44  0,32      0,42  0,10  0,32  0,55  0,032  0,055
     7      44  0,27      0,72  0,03  0,22  0,77  0,020  0,042
 8      44   0,34  0,58  0,02  0,15  0,83  0,014      0,031
 9      44   0,37      0,43  0,02  0,17  0,55  0,015  0,031
 10      44   0,36  1,11      0,04  0,24  0,50  0,006  0,019
Табл. 2. Пример 1 разреза процесса сорбции одного из проектов

Если тест показал, что при проведении теста идет растворение, то обращаем внимание на:

а. Наличие свободного цианида в растворе и скорость расхода его в процессе. Для простых золотосодержащих руд для эффективного растворения металла достаточно концентраций на уровне 200–300 мг/л в голове процесса и времени выщелачивания около 24 часов. Важно понимать, как расходуется цианид по емкостям процесса. Для руд с высоким содержанием серебра, выщелачивания концентратов, при наличии значительного количества цианисидов (веществ, активно вступающих в реакцию и потребляющих свободный цианид из раствора), концентрации в голове процесса могут быть гораздо выше. Оптимальное содержание в процессе определяется исследовательским путем. В хвостовом чане, для простых руд, достаточно концентраций NaCN на уровне 80–150 мг/л. Увеличение концентраций цианида в процессе не всегда правильный и далеко не дешёвый метод улучшения технологических показателей. Увеличение концентраций цианида в пульпе приводит и к увеличению скорости перехода в раствор других металлов, расходу цианида на взаимодействие с минералами-цианисидами, что в конечном итоге сказывается и на других процессах. Стадийная подача цианида применяется на предприятиях, но имеет смысл только для богатых серебром и цианисидами руд. Однако проверить влияние на практике просто, и, если дает положительный результат, можно принять в практику.

завод3.jpg

б. Наличие растворенного кислорода в пульпе. Для добавления кислорода в пульпу на российских предприятиях обычно используется сжатый воздух. Растворение кислорода зависит от внешнего атмосферного давления/места расположения предприятия, температуры пульпы, химического состава жидкой фазы, скорости растворения минералов и т.д. Для простых золотосодержащих руд, для нормального протекания процесса концентрация растворенного кислорода находится на уровне 6-11 мг/л. Есть два подхода к организации добавки воздуха/ кислорода в процесс: с добавкой кислорода во все чаны процесса (классический CIL процесс) либо с добавкой его только в емкости предварительного цианирования и без добавки в сорбционные емкости (CIP процесс). Оба процесса работают. Может быть их комбинация. Важно понимать, что скорость растворения металла пропорциональна концентрации растворенного кислорода. И для протекания процесса растворения золота растворенный кислород не должен падать ниже 2–3 мг/л. Избыток добавки сжатого воздуха редко оказывает вредное влияние на процесс в виде незначительного дополнительного расхода цианида. Вносить изменения в систему подачи воздуха в чаны имеет смысл при наличии средств определения концентраций растворенного кислорода в пульпе.

в. Плотность, содержание твердого в пульпе. Многие операторы в погоне за увеличением времени пребывания твердого материала в процессе увеличивают плотность пульпы. Логика правильная, но есть и обратный эффект. Сорбент, находящийся в емкостях сорбции, имеет свою плотность, для активированного угля это обычно 1,40– 1,45 кг/м3 (0,45–0,7 кг/м3 насыпной или видимой плотности), что соответствует 40–45 % содержания твердого в пульпе при переработке рядовых золотосодержащих руд. Поддержание равновесной плотности между сорбентом и пульпой очень важно для равномерного распределения сорбента по сорбционной емкости. При уменьшении плотности сорбент опускается на дно сорбционного чана, при завышении плотности — всплывает. В результате контакт сорбента с пульпой уменьшается, что сказывается на технологических показателях. Этот эффект частично нивелируется активным перемешиванием, что чаще всего реализуется неэффективно при применении сорбционных емкостей с мешалкой.

г. Распределение активированного угля по стадиям сорбции. Мы помним с учебной скамьи понятие равновесных концентраций. Металл растворяется, а уголь должен сорбировать растворенный металл. Важна стадийность процесса. На каждой стадии изменяется содержание металла в твердом, жидком и на угле. Уголь должен «вытягивать» металл из раствора и далее из нерастворимых частиц в раствор. Зачастую операторы собирают уголь в голове процесса, для облегчения передвижки угля. И это плохая практика. Мало того, что идет нарушение полноты сорбции металла на последующих стадиях, но еще мы получаем обедненный уголь для десорбции. В результате вынуждены делать больше десорбций. Идет нарушение нормальной работы по всем стадиям процесса.

д. Недостаток времени контакта в процессе. Каждое предприятие старается максимально увеличить производительность. Что вполне логично. Но это зачастую приводит к дополнительным потерям в хвостах. Не исключены проектные ошибки и изменения технологических свойств руды при отработке месторождения или вовлечения новых рудных тел с технологическими свойствами, отличающимися от проектных. Однако говорить о нехватке времени процесса можно только после того, как устранены все недочёты имеющегося процесса. Далее необходимо проверить обвязку емкостей, устройство подачи и выпуска пульпы из каждого чана. Проверить реальное время пребывания частицы пульпы в процессе на практике достаточно сложно. Расчет на основании геометрии чана и потока пульпы может существенно отличаться от реального времени пребывания. За рубежом применяется метод добавки и определения минералов циркония (циркон (ZrSiO4) (67,1 % ZrO2)). Можно использовать меченные частицы, но все это обременительно для операционного персонала. Для оперативного определения времени пребывания можно использовать резкое поднятие концентраций цианида в голове процесса и контроль в хвостовой емкости. После установления факта, что увеличение времени процесса дает прирост извлечения, исключения «короткого плеча» («короткое плечо» — проток материала по короткому пути от точки подачи до разгрузки емкости без необходимого времени пребывания в емкости) и оптимизации всех вышеперечисленных параметров, следует более детально обратить внимание на работу сорбента. После этого остается установка дополнительных чанов для продолжения процесса. В отдельных случаях недостаток продолжительности цианирования можно компенсировать за счет подачи дополнительного цианида в процесс.

№ емкости    Содержание
твердого, %  
   Содержание в твердой фазе, г/т    Содержание в растворах, мг/л  Количество
угля, г/л  
   Содержание на угле, г/т
 Au   Ag  Au   Ag  Au   Ag
     1      49  9,18  44,54      13,94  3,58  —  —  —
     2      47   9,65      27,78  12,49      5,10  —  —  —
     3      49      4,42  33,38      1,34  6,05  179      854      571
     4  50  2,22      25,36      1,06      8,80      84      560  844
     5   49  2,54  26,88  1,07  9,74      42  675      602
     6   46  3,24      30,38  1,04      8,48  28      565  552
     7   48      2,78  28,94  0,88  7,80      70  559      621
     8   2,42  22,77      0,60      11,30      68  881      1374  0,031
 9   2,02      14,71  0,19  8,96      53      379  1434      0,019
Табл. 3. Пример 2 разреза процесса сорбции одного из проектов

Наличие растворенного металла в хвостах. Причина появления растворенного металла в хвостах свидетельствует о некачественной работе сорбента либо о продолжении процесса выщелачивания.

На оценке качества активированного угля стоит остановиться отдельно. Предприятия таких компаний как Barrick Gold, Newmont выпускают внутренний ежемесячный отчет по оценке качества угля, применяемого в процессе. В России такой подход является скорее исключением. Системный подход к отслеживанию качества сорбента в процессе носит более спонтанный характер при решении уже возникших проблем. Основными критериями оценки качества угля являются:

1. Гранулометрический состав и механическая прочность. Разрушение сорбента приводит к потерям уже сорбированного металла в хвосты с мелкими частицами угля. Такие потери можно сократить следующими приемами:
  • покупать уголь у проверенного производителя. Уголь должен обладать хорошей устойчивостью к механическим воздействиям. Перед заключением контракта, а также после получения каждой партии сорбента на участок, перед добавкой угля в процесс проверять его прочность лабораторным тестом. Методика определения механической прочности определена ГОСТ55873-2013. Не на каждом предприятии есть всё необходимое для выполнения анализа по данному ГОСТу, но при необходимости можно сделать импровизированную сравнительную оценку с эталонным образцом, либо привлечь специализированный исследовательский центр. Для хороших марок угля, потери составляют 10–15 г/т переработанной руды и менее 0,2 % потерь после каждого цикла десорбции.
  • в каждой партии сорбента, поставщиком в сертификате указывается гранулометрический состав и допустимое количество угольной мелочи (ASTM D2862-92). Рабочий класс должен составлять не менее 95 % общей массы. Частицы активированного угля имеют трещины, острые углы и другие дефекты. При попадании в процесс острые углы отламываются, частицы разрушаются по имеющимся трещинам, образуя дополнительную угольную мелочь, которая, попадая в процесс, активно сорбирует на себя металл и уходит в хвосты, образуя незапланированные потери. Для исключения этих потерь перед добавкой угля в процесс хорошей практикой является проведение притирки свежего угля. Уголь загружается в емкость с мешалкой и водой, агитация проводится в течение 30–60 мин. После притирки уголь направляется на сортировку для отсева мелкой части. К сожалению, многие строящиеся проекты в России не предусматривают оборудования для проведения притирки. Важно отметить, что если поставляемый сорбент имеет существенную влажность, то при охлаждении в процессе транспортировки и хранения в нем возникают дополнительные трещины, что в дальнейшем увеличивает потери. В зависимости от качества полученного сорбента, в хвосты может уходить до 20 % общей массы загруженного сорбента.
  • при покупке активированного угля необходимо обращать внимание на гранулометрический состав сорбента, который целесообразно проверять при получении каждой партии. Наиболее распространённый размер сорбента 6х12 меш. Количество мелочи регламентируется сертификатом поставщика и не должно составлять более 5 % (ASTM D2866-94).
  • основное количество мелочи в процессе образуется при перекачке насыщенного сорбента и в операциях десорбции, кислотной об работки и регенерации. Правильным подходом является вывод мелкой фракции после указанных операций и перед перекачкой в процесс сорбции. Если в процессе используется уголь 6х12, то сито на грохоте вывода мелкого угля рекомендовано установить 1 мм, на выводе насыщенного угля 0,8 мм. Многие предприятия собирают и улавливают мелочь на пресс-фильтре. Далее ее можно реализовать внешним потребителям или организовать ее переработку на месте. Содержания в улавливаемой угольной мелочи колеблются от 50 до 400 г/т. Если содержания выше, то целесообразно проверить возможность дополнительно десорбировать металл на предприятии.
2. Сорбционные свойства сорбента. Каждый поставщик декларирует сорбционные свойства активированного угля при его продаже. Чаще всего проверить указанные в сертификате параметры на участке сложно. Да и указываемые параметры по CCL4 (ASTM D3457) или по йоду слабо коррелируют с сорбционными свойствами для растворенного золота. Однако каждое предприятие может организовать в химико-аналитической лаборатории участка определение констант Фрейндлиха для каждой марки/партии угля для сравнительного анализа по методике ОАО «Иргиредмет» М-Л15-6-2014. Передовые производители активированных углей используют два критерия для оценки активированного угля при использовании его для сорбции золота:

1. Метод оценки кинетики сорбции CA68 разработанный AARL (Научно-исследовательской лабораторииAnglo American).
Методика разработана специально для оценки скорости сорбции растворенного металла на уголь. Суть метода — определение значения угла наклона кривой сорбции после часового (или даже 30-минутного) контакта угля с раствором золота. Для сравнительного анализа можно использовать искусственно приготовленный или производственный раствор с содержанием около 10 ppm. При тестировании качественного сорбента за час концентрация в растворе падает ниже 4 ppm.

графич оценка.jpg

Рис. 1. Графическая оценка активности угля

2. Метод определения  сорбционной емкости (PICA), определение показателя «К», выраженного в килограммах адсорбированного металла на 1 т угля.
1 г активированного угля помещается последовательно в 11 стаканов с одинаковой концентрацией золота в растворе, равной 10 ppm. Время нахождения в каждой емкости составляет 1 час. Сорбционная емкость угля по золоту определяется суммированием последовательных уменьшений концентраций растворов. Для качественного угля показатель К составляет более 45 кг металла.

Рекомендую использовать методику CA68 для определения изменения качества угля в процессе его эксплуатации на предприятии, а методику М-Л15-6-2014 и метод определения сорбционной емкости (PICA) — при оценке качества и выборе новых сорбентов. С помощью метода CA68 можно быстро оценить изменение кинетики сорбции после разных операций восстановления угля и сравнить со свежим сорбентом. Нормально, если после регенерации и кислотной промывки вы восстанавливаете сорбционные свойства выше 70 % кинетики свежего угля. Практика показывает, что зачастую на предприятиях активность падает до 15–25 % активности свежего сорбента, что однозначно скажется на хвостах. В та блице 1 и на рисунке 1 приведен пример оценки анализа восстановления сорбционных свойств сорбента на одном из пред приятий.

Здесь относительная кинетическая активность тестируемого образца рассчитывается как изменение угла наклона линии тренда (рис. 1) к наклону линии тренда свежего или эталонного сорбента.

3. Плотность угля (ASTM D 2854). Многие зарубежные эксперты используют показатель видимой или насыпной плотности как грубый индикатор активности или как оценку степени загрязнения, накопления неорганических соединений на угле и, следовательно, закупорки пор сорбента. Для угля из кокосовой корки интервал значений видимой плотности 47–56 г/мл. После введения в процесс видимая плотность угля увеличивается до 0,58–0,67 г/мл (если загрязнение CaCO3 и/или CaSO4), во время загрязнения угля кварцем или другими соединениями может показывать видимую плотность свыше 0,70 г/мл.

№ емкости        Твердая фаза    Жидкая фаза       Уголь
   Содержание, г/т    Содержание, мг/л    Содержание на угле, г/т  Концентрация
угля, г/л  
 Au   Ag  Au   Ag  Au   Ag
     1   1,24       2,24      7,100  4,200  —  —  —
     2      1,12  2,22  2,800      2,800      315      201      51
     3   0,92      1,86      2,650  2,600  206  145      3
     4   0,62      1,86  1,120      1,900      109      175      11
     5   0,56  1,5  0,720  1,490      86  86  12
     6   0,58  1,54  0,520      1,370  65      90      10
     7   0,34  1,78      0,400  1,150      63  86      10
 8   0,34  1,18  0,250      0,970      54  78      3
 9   0,28  1,34      0,070  0,500  32  72  14
Табл. 4. Пример 3 разреза процесса сорбции одного из проектов 

После идентификации проблем с недостаточной сорбционной активностью целесообразно понять, с чем связана проблема. Возможны следующие варианты:

1. Заражение органическими веществами (включая флотационные реагенты, масла с карьера и оборудования ЗИФ, органику природного происхождения, гумус или органику, поступающую со свежей или оборотной водой). Органика хорошо адсорбируется на угле и депрессирует сорбцию золота. Органика хорошо убирается в цикле термической регенерации угля, которая в классическом варианте проводится на 100 % каждой десорбированной партии угля.

2. Снижение сорбционной активности неорганическими соединениями. Здесь можно выделить две группы:

I. Адсорбция соединения металлов цветной группы, включая Cu, Ni, Hg, Ag (при больших количествах серебра), частично соединениями Fe. Наличие в растворе соединений указанных металлов не существенно влияет на сорбцию золота. Исключением является медь. Соединения меди сильнее сорбируются при рН меньше 10,5 и хуже сорбируются при повышении рН. При низких рН медь снижает сорбцию золота и при десорбции засоряет готовую продукцию. Металлы, за исключением меди и серебра, легко удаляются на стадии кислотной промывки. Медь можно удалить холодной десорбцией раствором цианида.

II. Образование накипи или не органических отложений. Наиболее часто это отложение CaCO3 и гипса. В процессе всегда находится СО2, О2 и CNдля процесса выщелачивания золота. Высокие показатели рН ускоряют реакцию образования карбоната кальция на поверхности угля. Реакция не является обратимой и накипь будет накапливаться при каждом цикле работы угля. Проблемы для сорбции золота возникают при накоплении кальция выше 1,5–3 %. Отложения гипса (CaSО4, MgSО4) имеют тот же механизм образования, что и CaCО3, однако хуже удаляются при кислотной промывке. Так что лучше предотвратить их образование. Отложение коллоидных соединений железа (гематит, гетит, берлинская лазурь) и кварца. Данные соединения частично, но плохо удаляются при десорбции, кислотной промывке и термической обработке угля.

завод4.jpg

3. Многие исследователи утверждают, что для эффективной сорбции золота необходимо наличие в растворе ионов I и II групп Периодической системы Д.И. Менделеева. Обычно ионов кальция, калия и натрия всегда достаточно в процессе, и автору неизвестны случаи проблем в этой части организации процесса.

4. Уровень рН. Высокий уровень рН стабилизирует соединения CN и Au, однако для хорошей сорбции золота более низкий рН предпочтительнее. рН на уровне 10,5 является разумной величиной для протекания процесса.

5. Влияние температуры. Сорбция золота — это экзотермическая реакция и для протекания процесса сорбции разумное снижение температуры является предпочтительным.

6. Время контакта пульпы с углем. Для CIP-процесса время контакта пульпы с сорбентом на каждой его стадии колеблется от 10 до 60 минут. Время контакта в CILпроцессе доходит до 4-х часов. Сам уголь в процессе находится от 150 до 250 часов.

7. Десорбция. Для десорбции золота с насыщенного угля нет необходимости добавлять цианид в элюент. Достаточно 3–5 % раствора NaOH с соблюдением температурных условий проведения процесса. Однако при наличии большого количества серебра в перерабатываемой руде для эффективной десорбции, возможно, понадобится добавка цианида в элюент.

8. При кислотной промывке соединения золота не вымываются с сорбента. Многие технологи предпочитают проводить кислотную обработку до десорбции. Теоретически, кислотная обработка, растворяя неорганические отложения на сорбенте, открывает доступ к порам угля. Из личного опыта могу утверждать, что проводится ли кислотная промывка до десорбции или после — большого влияния на эффективность десорбции золота это не оказывает. Кислотная промывка однозначно не должна проводиться перед регенерацией. И нужно учитывать, что при плохой отмывке от ионов хлора после кислотной промывки, очень быстро разрушаются аноды на электролизе.

При идентификации снижения сорбционной активности, на практике обычно запускают кислотную обработку и регенерацию угля. Обязательно смотрим, как меняется активность после каждого процесса восстановления. Хорошей практикой является постоянная работа печи, регенерация 100 % угля после десорбции и применение кислотной промывки (обычно растворами хлорной, азотной или сульфаминовой кислоты). Для более глубокого понимания проблем восстановления проверяют и подбирают разные режимы кислотной промывки с определением потери массы и анализом активности по методике CA68, а для оценки эффективности термической регенерации — используют термографический анализ (TGA), показывающий потерю веса в разных температурных диапазонах, обычно 200–600 °С и 600– 800 °С. Однако такой анализ редко выполняется на участке, и для полного понимания ситуации вполне достаточно определения изменений активности по методике CA68. При необходимости, глубокий анализ можно сделать с привлечением специализированной лаборатории.

В таблицах 2–4 приведено несколько примеров из практики.

Рекомендации и выводы к примеру 1: процесс растворения металла из твердой фазы не идет с емкости № 8. Что делать? Провести тест возможности дополнительного извлечения металла из хвостов. Относительно высокие содержания металла в жидкой фазе и это при качественной десорбции. Жидкая фаза достаточно насыщена металлом. Необходимо выровнять распределение угля по емкостям, провести анализ активности и качества восстановления сорбента при кислотной промывке и регенерации.

Рекомендации и выводы к примеру 2: явная проблема с качеством и распределением угля по стадиям, проблемы с передвижением угля по стадиям сорбции. В емкости № 8 и 9, по всей вероятности, загружен более свежий уголь, который не продвигается вверх по процессу. Такой подход к организации технологических режимов явно влияет на извлечение металла и ведет к высоким потерям с хвостами.

В примере 3 видны явные проблемы с работой сорбента, при этом процесс растворения металла с емкости № 7 идет вяло. Необходимо проверить потенциал снижения потерь с хвостами и выяснить причины вялой работы сорбента.

Выводы

Такие инструменты, как анализ разреза процесса, тест на возможность дополнительного выщелачивания металла из хвостов и анализ состояния угля в процессе, дают полную картину по состоянию технологического процесса и позволяют технологу принять правильное решение по дальнейшим действиям с целью повышения технологических показателей на фабрике. Сбор данных изменения содержаний в растворах должен выполняться на ежедневной основе. Отбор проб угля из первой и последней емкостей также проводится ежесуточно. Отбор проб и определения содержаний на угле с каждой емкости целесообразно проводить не реже двух раз в месяц или по мере необходимости.

Внедрение на предприятии регулярной отчетности по состоянию сорбента в процессе, а также и регулярных тестов на проверку полноты извлечения металла при выщелачивании позволяет держать под контролем потери и получать максимальную прибыль при переработке золотосодержащих руд методами CIP/CIL. Хорошей практикой является реактивация 100 % угля в среде пара без доступа кислорода с последующим удалением бедной угольной мелочи, а также постоянный контроль за накоплением депрессоров сорбционных свойств на угле.

книга.jpg1. В.В. Барченков. «Основы сорбционной технологии извлечения золота и серебра из руд». Москва, Металлургия, 1982 г.
2. John Rogans. «Activated carbon in gold recovery». 22 June 2012.
3. Jia Y.F., Steele C.J., Hayward I.P. and Thomas K.M. «Mechanism of adsorption of gold and silver species on activated carbons». PII: S0008-6223(98)00091-8. 14 January 1998.
4. Б.М. Ван Влиет. «Регенерация активированного угля». Journal of the Southern African Institute of Mining and Metallurgy. Изд. 91, № 5. Май 1991. С. 159–167.
5. Chris Campbell-Hicks. «Strategies for optimisation of gold processing plants (More gold at no additional cost)». 2005.
6. Fleming C.A., Mezei A., Bourricaudy E. «Factors influencing the rate of gold cyanide leaching and adsorption on activated carbon, and their impact on the design of CIL and CIP circuits». Minerals Engineering. № 24 (2011). P. 484–494.

Опубликовано в журнале «Золото и технологии», № 4 (62)/декабрь 2023 г.



Исчисление НДПИ при реализации недропользователем золотосодержащей руды: кто прав, кто виноват?
Взыскание убытков с Роснедр и Минприроды субъекта РФ, в том числе в связи с невозможностью отработки месторождения из-за наличия особо защитных участков леса
Упразднение особо защитных участков леса из лицензионной площади недропользователей (последняя судебная практика)
Новый порядок использования побочных продуктов производства
Заказать журнал
ФИО
Телефон *
Это поле обязательно для заполнения
Электронный адрес
Введён некорректный e-mail
Текст сообщения *
Это поле обязательно для заполнения
Пройдите проверку:*
Поле проверки на робота должно быть заполнено.

Отправляя форму вы соглашаетесь с политикой конфиденциальности.

X