» » Технологические схемы и основные параметры сорбционного выщелачивания
29.12.2015

Использование ионообменных смол в цианистом процессе может осуществляться несколькими методами:
1) сорбцией золота и серебра из цианистых растворов после отделения их от обеззолоченной рудной фазы;
2) сорбцией золота и серебра из цианистых пульп после выщелачивания;
3) сорбцией золота и серебра из цианистых пульп во время выщелачивания — сорбционное выщелачивание.
Первый способ самый простой и предполагает сорбцию золота и серебра из цианистых растворов вместо обычно применяемого осаждения их цинковой пылью. Однако в связи с высокой стоимостью ионообменных смол и сложностью процесса их регенерации этот метод экономически невыгоден и не может пока конкурировать с более дешевым и хорошо освоенным способом осаждения цинком.
По второму методу сорбция растворенного золота и серебра производится непосредственно из цианистых пульп после завершения процесса выщелачивания в агитационных аппаратах. Основным преимуществом метода является исключение из процесса энергоемкой и дорогостоящей операции фильтрования пульпы после цианирования для отделения золотосодержащих растворов. К недостаткам способа относятся неиспользование эффекта сорбционного выщелачивания и вследствие этого большая продолжительность процесса выщелачивания и соответственно больший объем аппаратуры и большая величина капитальных и эксплуатационных затрат.
Наибольший интерес представляет третий способ, который состоит в частичном или в некоторых случаях полном совмещении операций выщелачивания и сорбции золота и серебра, т.е. сорбционном выщелачивании. Преимуществами процесса являются: а) исключение энергоемких и дорогостоящих операций фильтрования пульп для отделения золотосодержащих растворов;
б) значительно меньшая продолжительность процесса выщелачивания золота и серебра при цианировании; в) компактность оборудования при сорбционном выщелачивании и меньшая величина капитальных затрат; г) некоторое повышение извлечения золота.
Сорбционное цианирование осуществляется по системе полного илового процесса при тонком измельчении руды — до 90—95% класса -0,15 мм и меньше (Б.Н. Ласкорин с сотрудниками). При более крупном помоле руды возникает опасность повышения потерь ионита вследствие разрушения зерен его Песковой частью пульпы. В процессе используется крупнозернистый анионит с размерами зерен 0,6—1,5 мм, значительно превышающими размер рудных частиц. Это дает возможность отделять смолу от пульпы в процессе сорбции путем простой операции разделения на сите с размером отверстий 0,4—0,45 мм. При этом более крупные зерна смолы задерживаются на сите, а мелкие частицы руды и раствор проходят через сито и направляются в последующие аппараты (рис. III.14).
Технологические схемы и основные параметры сорбционного выщелачивания

Сгущенная пульпа вначале подвергается предварительному цианированию, без загрузки смолы, в стандартных агитационных аппаратах, обычно пневматических агитаторах - пачуках, в условиях, определяемых экспериментально: отношение ж:т = 1...2:1, продолжительность выщелачивания 3—6 ч, оптимальная концентрация NaCN и CaO (для кварцево-окисленных руд 0,03—0,05% NaCN и 0,01-0,02% CaO). В процессе предварительного цианирования в раствор переходит большая часть золота — от 60 до 80% количества золота, извлекаемого цианированием, в зависимости от характера руды. Оставшаяся недорастворенная часть золота извлекается при последующем процессе сорбционного выщелачивания. Предварительное выщелачивание большей части золота создает более благоприятные условия для сорбционного процесса, так как емкость анионита возрастает с повышением содержания золота в растворе.
Сорбционное выщелачивание наиболее эффективно осуществляется непрерывным противоточным методом в системе нескольких (8—12 и более) последовательно соединенных сорбционных аппаратов с пневматическим перемешиванием, оборудованных сетчатым дренажем для отделения смолы от пульпы. Цианистая пульпа из агитаторов предварительного цианирования поступает в первый аппарат сорбционного выщелачивания и проходит через всю систему этих аппаратов, контактируя с противотоком анионита. При этом одновременно с сорбцией золота и других компонентов анионитом происходит дорастворение золота и серебра, оставшихся после предварительного цианирования. Из последнего аппарата выходит пульпа с отвальным содержанием золота в твердой и жидкой фазах, которая, пройдя контрольный грохот для отделения смолы, уносимой из-за дефектов дренажных сит, обезвреживается от цианистых соединений и сбрасывается в хвостохранилище. Отрегенерированный анионит с добавкой свежего для компенсации его потерь загружают в последний аппарат. Насыщенный золотом сорбент выходит из первого аппарата сорбционного выщелачивания и направляется на регенерацию.
Использование противоточного движения смолы и пульпы позволяет вести процесс с относительно небольшой единовременной загрузкой ионита и получать максимально насыщенную золотом смолу при минимальных потерях растворенного золота с отвальной пульпой.
В связи с расходом цианида и щелочи в процессе сорбционного выщелачивания необходимо производить подкрепление растворов по концентрации свободного NaCN до 0,03—0,05% и защитной щелочи - до 0,005—0,01 % CaO для поддержания их растворяющей активности. Это производится на 3-й или 4-й ступени сорбционного выщелачивания или в других пунктах схемы в зависимости от хода процесса.
Одним из наиболее важных вопросов в технологии сорбционного выщелачивания является установление необходимого числа ступеней в сорбционном каскаде. В общем случае это число может быть принято равным числу теоретических ступеней изменения концентраций в фазах при сорбции, определяемому графическим путем по изотерме сорбции и рабочей линии. Для этого на диаграмму у-х (рис. III.15) наносится линия равновесных концентраций золота в растворе и в смоле ОС (изотерма сорбции) по экспериментальным данным и линия рабочих концентраций OA, выражающая зависимость между неравновесными составами по содержанию золота в сорбционных аппаратах. Проводя из точки а, соответствующей начальной концентрации золота в растворе, горизонтали и вертикали между линией равновесия и линией рабочих концентраций до точки а0, отвечающей концентрации золота в растворе на выходе из каскада, получаем ломаную линию аС1 A1C2A2 C3A3 C4, число ступеней которой показывает теоретическое число ступеней изменения концентрации nт при данных условиях сорбции (на рисунке nт= 4).
Технологические схемы и основные параметры сорбционного выщелачивания

Однако практически равновесие между фазами не достигается. Изменение концентраций в ступени лишь в той или иной мере приближается к равновесию, что характеризуется степенью приближения реальной ступени к теоретической или коэффициентом полезного действия η, значение которого в зависимости от условий процесса находится в пределах 0,7—0,85. Зная η, находим число реальных ступеней сорбции по выражению n = nт/η. Например, при nт = 4 и η = 0,7 число реальных ступеней сорбции n=4:0,7=6.
Необходимое число ступеней сорбции с учетом к.п.д. теоретической ступени определяется также графическим путем. Для этого на диаграмме у—х (рис. III.15) горизонтальные отрезки между рабочей линией и линией равновесия делят в отношении В1а/С1а = η. Через найденные при этом точки B1 и B2 и т.д. проводят кинетическую кривую OB. Далее от точки а на рабочей линии, соответствующей содержанию золота в растворе при входе в первый аппарат сорбции, вписывают между рабочей линией и кинетической кривой ступенчатую линию из вертикальных и горизонтальных отрезков до точки а на рабочей линии, соответствующей концентрации золота в растворе на выходе из последнего сорбционного аппарата. Число вертикальных отрезков этой ступенчатой линии равно числу действительных ступеней сорбции (на рис. III. 15 при η = 0,7 число ступеней n=6).
Число сорбционных аппаратов в каскаде зависит от типа аппарата и степени приближения процесса в нем к теоретической ступени сорбции. Так, при использовании сорбционных пачуков каждый аппарат соответствует ηт = 0,305 теоретической ступени, а при использовании пульсационных колонн с насадкой КРИМЗ ηт = 0,708 теоретической ступени. Например, при nт = 4 число сорбционных пачуков в каскаде при ηт = 0,35 составит Nс.п = 4:0,35 = 12, а число пульсационных колонн с насадкой КРИМЗ при ηт = 0,3 определяется Nп.к = 4 : 0,8 = 5.
Г.М.Вольдман разработал методику определения числа аппаратов в сорбционном каскаде с учетом того, что в аппаратах с перешиванием, близким к идеальному (к ним относятся сорбционные пачуки), в непрерывном процессе продолжительность пребывания отдельных зерен ионита в аппарате, т.е. продолжительность контакта зерен с раствором, лежит в очень широких пределах - от близкой к нулю до превышающей во много раз время, требующееся для установления равновесия. Поэтому некоторая часть ионита находится в аппарате меньше необходимого времени контакта с раствором, и в результате количество металла, поглощенного ионитом, всегда оказывается меньше равновесного. Для достижения необходимой степени приближения к равновесию ионита и раствора в каждой ступени следует использовать несколько последовательно соединенных сорбционных аппаратов.
Методика и пример расчета числа аппаратов в сорбционном каскаде приведены в работе Г.М. Вольдмана (см. рекомендательный библиографический список). Недостатком метода является его сложность и малая пригодность для случаев сорбционного выщелачивания золота в цианистом процессе вследствие относительно малого количества смолы в потоке и небольшой величины проскока смолы, поглощаемой в каскаде аппаратов.
Число аппаратов типа сорбционных пачуков в каскаде сорбционного выщелачивания можно также определить по эмпирической формуле:
Технологические схемы и основные параметры сорбционного выщелачивания

где Cн — концентрация золота в растворе, поступающем на сорбцию, с учетом металла, растворяющегося при предварительном цианировании и сорбционном выщелачивании, мг/л; Cк - концентрация золота в растворе, выходящем из последнего аппарата сорбции, мг/л (в нормальных условиях 0,02-0,03 мг/л); т - коэффициент снижения содержания золота в растворе при прохождении пульпы через один аппарат сорбции (m =1,5...2,0).
Например, при Сн = 3 мг/л, Cк = 0,02 мг/л и m = 1,7 число сорбционных пачуков в каскаде составит:
N = Ig (3,0/0,02)/lg 1,7= 2,1761 /0,2304 = 10.

Одним из основных параметров процесса является величина потока смолы в каскаде аппаратов сорбционного выщелачивания. Величина этого потока определяется из уравнения материального баланса по металлу:
Технологические схемы и основные параметры сорбционного выщелачивания

где Р — поток сухого анионита по аппаратам сорбционного выщелачивания, кг/ч; Q — производительность установки по сухой руде, т/ч; W — производительность установки по раствору, м3/ч; Cн — исходная суммарная концентрация золота в растворе после результата предварительного и сорбционного выщелачивания, г/ м3; Cк — конечная концентрация золота в растворе хвостовой пульпы (0,02—0,03 г/м3); К — потери анионита с хвостами (в результате разрушения зерен) (10-30 г сухого ионита на 1 т руды); Aнас — емкость по золоту насыщенного анионита, г/кг сухой смолы; Aрег — остаточная емкость по золоту отрегенерированного анионита, загружаемого в процесс сорбции (0,1—0,3 г/кг сухой смолы); Aп — содержание золота в анионите, теряемом с хвостами; ориентировочно (0,1—0,2)Анаг/кг сухой смолы.
Поток по набухшей смоле составит: Vn = Р'*b, л/ч, где b — коэффициент набухаемости (для смолы AM — 2Б значение b = 2,7...3,0).
Величина насыщения анионита по золоту Aнас принимается по экспериментальным данным. Она тем больше, чем выше концентрация золота в растворе, чем ниже содержание в растворе активных примесей и чем больше продолжительность насыщения. Ориентировочные значения Aнас для бифункциональных смол типа АМ-2Б, АЛ-2, АП-3 приведены в табл. III.4.
Технологические схемы и основные параметры сорбционного выщелачивания

При высокой емкости насыщенной по золоту смолы и уменьшении ее в потоке процесс сорбции близок к равновесию фаз, что снижает скорость обмена в головных аппаратах каскада и увеличивает чувствительность процесса к изменению содержания золота в исходной пульпе. В случае резкого уменьшения содержания золота в руде возможен обратный процесс десорбции золота в головных аппаратах. В то же время при уменьшении количества смолы в потоке снижаются затраты на ее регенерацию. Поэтому емкость насыщенной смолы и количество ее в потоке должны отвечать оптимальным условиям с учетом отмеченных выше факторов.
Кроме потока сорбента важным фактором сорбционного процесса является величина единовременной (первоначальной) загрузки анионита во все аппараты сорбции. Эта величина определяет общую продолжительность контакта анионита с пульпой, необходимую для насыщения его по золоту, т.е. продолжительность сорбционного процесса. Практически она определяется продолжительностью пребывания смолы в каскаде от момента загрузки в хвостовой аппарат до выхода из головного аппарата в насыщенном состоянии.
Единовременная загрузка смолы, поток ее и продолжительность процесса сорбции находятся между собой в следующем соотношении: Тс = В/P, ч, где Tс — продолжительность процесса сорбции, ч; В — единовременная загрузка смолы в аппараты сорбции, л или м3; P — поток смолы по аппаратам сорбции, л/ч или м3/ч.
Продолжительность процесса сорбции до насыщения сорбента по золоту устанавливается экспериментально. Она значительно превосходит общее время нахождения пульпы в аппаратах сорбционного выщелачивания вследствие использования крупнозернистой смолы и медленности процесса гелевой диффузии ионов. Насыщение по золоту анионитов АМ-2Б и AM из пульпы в про-тивоточном процессе при содержании золота в растворе 0,8-0,9 мг/л достигается за 50—60 ч (рис. III.16). На Лебединской опытной установке время пребывания смолы в сорбционных пачуках составляло 160—266 ч. Практически величина одновременной загрузки смолы составляет от 1 до 3% от объема пульпы во всех сорбционных аппаратах, что соответствует времени пребывания ее в контакте с пульпой от 100 до 400 ч.
Технологические схемы и основные параметры сорбционного выщелачивания

Продолжительность сорбционного выщелачивания определяется временем нахождения пульпы в сорбционных аппаратах, в течение которого достигается максимально возможное дорастворение золота из руды и достаточно полное извлечение золота из раствора пульпы анионитом. Продолжительность сорбционного довыщелачивания золота из руды устанавливается эспериментально. В случае кварцево-окисленных руд и кварцево-сульфидных с небольшим содержанием сульфидов она составляет от 6 до 12 ч, иногда больше в зависимости от характера руды и условий проведения процесса (форма нахождения золота, плотность и вязкость пульпы, концентрация реагентов и др.). При цианировании сульфидных руд и концентратов продолжительность сорбционного выщелачивания возрастает до 12—18 ч и более.
Время пребывания пульпы в каскаде сорбционных аппаратов, т.е. время контакта пульпы с анионитом, определяется уравнением Tс.в = V/П, где Tс.в — продолжительность сорбционного выщелачивания, ч; V — объем всех сорбционных аппаратов в каскаде, м3; П — производительность установки по пульпе (поток пульпы), м3/ч.
Продолжительность пребывания пульпы в одном сорбционном пачуке составляет, ч: tс.в. = Tс.в/N, где N — число аппаратов в каскаде. Эта величина на основе экспериментально установленной кинетики сорбции золота анионитом должна обеспечить необходимую степень приближения концентрации золота в смоле и растворе к равновесию в данной ступени сорбционного выщелачивания. На практике время нахождения пульпы в каждом сорбционном пачуке колеблется от 0,5 до 2 ч, составляя для средних кварцево-окисленных руд около 1 ч. Такие короткие периоды контакта в каждом аппарате выгодны в кинетическом отношении, так как соответствуют начальному, наиболее круто поднимающемуся участку кинетической кривой сорбции.
Показатели растворения и сорбции золота на смоле AM в каскаде из девяти сорбционных пачуков на примере Лебединской опытной установки представлены в табл. III.5.
Технологические схемы и основные параметры сорбционного выщелачивания

Из этой таблицы видно постепенное снижение содержания золота в руде и растворе при движении пульпы по аппаратам каскада. Из последнего, девятого пачука выходит пульпа с отвальным содержанием золота. Предварительное цианирование (без загрузки в пульпу смолы) применять не следует во избежание поглощения золота из раствора в тех случаях, когда в нем присутствуют углистые вещества и рудные сорбенты. В этих случаях процесс цианирования проводится по схеме сорбционного выщелачивания с загрузкой в пульпу достаточного количества смолы, которая, являясь более сильным сорбентом, извлекает золото из раствора предпочтительно перед рудными сорбентами, повышая общее извлечение золота цианистым процессом.