Выщелачивание металлов из руд

Кучное выщелачивание руд

Выщелачивание металлов из руд
Кучное выщелачивание – это один из промышленных процессов, который представляет собой извлечение драгоценных металлов, меди, урана и других веществ из руды. Делается это благодаря химическим реакциям.

Для проведения процесса, заранее берется руда небольших размеров и раскладывается в виде штабелей. Ее смачивают химическим средством, чтобы вымыть все металлические элементы. Такую процедуру делали уже издавна.

Таким образом, производили железный купорос, который добывался при помощи кучного выщелачивания колчедана железного типа.

Технология проведения процесса

После добычи, руду крошат до мелких размеров, а потом раскладывают на пластиковую доску или на слой глины. Делается это по всей площади, которая предназначена для выщелачивания. После этого смесь поливают раствором, содержащим щелочь. Все металлы расплавляются. Могут применять как обычные брызгалки для орошения, так и капельный метод. Он позволяет свести к минимуму испарение, что обеспечивает ровное распределение смеси для выщелачивания и достигнуть максимального результата в извлечении металлов. После этих процессов, смесь просиживают сквозь штабель. Тем самым, можно смыть как основные, так и побочные остатки. Этот процесс называют циклом выщелачивания. Оно проходит около двух месяцев для простейших окисленных металлов. А для никелевых вариантов, срок просачивания может достигнуть до двух лет. Смесь для выщелачивания, которая содержит растворенные минералы, после этих процедур собирают в специальную емкость. Далее происходит обработка в специальной технологической установке. Здесь извлекаются основные минералы, а иногда побочные остатки. Если уровень реагента в штабеле станет безопасным, то затвердевшие части уносят в отвал. Есть множество методов извлечения металлических примесей из руды. Реагенты тоже отличаются. В зависимости от этого, уровень извлечения может отличаться. Медные руды получают примерно 30%, а золотые металлы до 90%. Так же во время добывания металлов применяют ротационные барабаны. Это ускоряет работу и гарантирует хороший результат. Но есть и недостатки. Этот способ позволяет обрабатывать лишь малое количество смеси. Энергия потребляется в большом количестве. Так же оборудование необходимо приобретать. Устройства должны сочетать в себе компьютерный анализ, что повышает эффективность управления химическими процессами.  Есть определенные правила, которые должны быть соблюдены во время добывания драгоценных металлов. Необходимо соблюдать соотношение между разными компонентами, рассмотрим какими именно: • Высотой штабеля и объема плотности руды. • Объема плотности и протекания. • Объема плотности, пористости и различных компонентов. • Влажностью и способностью перколяции.

• Всех вышеперечисленных параметров и способов заготовки руды.

Драгоценные металлы

Руда после измельчения проходит орошение при помощи щелочного раствора цианида. Последний же, в свою очередь, просачивается через штабель до тех пор, пока он не достигнет нижней части прокладки. После этого, продолжает стекаться в определенную емкость для сбора. После того, как драгоценные металлы извлекут из раствора цианида, то последнее можно применять повторно. Но нередко его утилизируют, удаляя все вредные и опасные вещества. Очень часто, в тех районах, где повышенная влажность и много осадков, например в тропиках, цианиды разливают в хвостохранилища, откуда они попадают в местные водоемы. В таких случаях, чтобы произвести одно золотое кольцо, нужно утилизировать более двадцати тонн отходов.

Cu руды

Метод получения медных руд схож с добыванием золота. Только есть одно исключение, растворяющий реагент здесь серная кислота. В качестве отходов служат сульфат железа и ярозит.

Выщелачивать можно как сульфидные, так и оксидные руды. Будут отличаться лишь циклы проведения процесса. Для первого варианта требуется бактериальный компонент. Поэтому процесс называется биологическим выщелачиванием. Полученный результат по качеству напоминает катодную медь.

Ni руды

Для извлечения никеля из руды применяется серная кислота. Объемы требуемого компонента достаточно большие. Даже для получения меди используется меньшее количество. Такой способ получения металлов придумали в Австралии в компании HP Billiton. На сегодняшний день, его активно применяют во многих странах. Например, в Финляндии, Колумбии, Турции, Бразилии, на Балканах и на Филиппинском острове.

Процесс получения никеля из растворов для выщелачивания является очень трудоемким, ответственным и важным процессом.

Требуется сразу несколько стадий, в которых будут удаляться железо, магний и другие компоненты. В конце получается вещество, в виде гидроксида никеля.

Далее этот осадок расплавляют при высоких температурах, чтобы получить настоящий и качественный металл. Его в дальнейшем применяют в разных целях.

U руды Процесс получения урана похож на метод выщелачивания меди. В обоих случаях применяется растворитель серная кислота, которая заранее разбавляется. Такой способ добычи активно применяют разные компании, например Rio Tinto. Намибия, Австралия и Нигерия являются тому доказательством.

После прохождения всех процессов, остается желтый кек. Его подвергают дальнейшей качественной переработке, чтобы получился уран. Последний компонент активно применяют во время производства сборок для топлива.

Источник: https://metallplace.ru/about/stati-o-chernoy-metalurgii/kuchnoe-vyshchelachivanie-rud/

Выщелачивание золота и цветных металлов нецианистыми растворителями – успехи современного естествознания (научный журнал)

Выщелачивание металлов из руд

Выщелачивание представляет собой метод, позволяющий вовлекать в переработку минеральное сырье низкого качества и эффективно осваивать месторождения с малыми запасами, экономически невыгодными для переработки другими методами [7]. В мировой практике для выщелачивания золота из золотосодержащих руд широко применяется цианирование.

Несмотря на преимущества перед другими растворителями, высокая токсичность цианидов вынуждает искать альтернативные растворители золота, удовлетворяющие ужесточенным экологическим требованиям. Большая группа нецианистых растворителей – тиокарбамид (тиомочевина), хлор, бром, тиосульфаты натрия и аммония, гидросульфиды, соли гуминовых кислот и др. изучена Иргиредметом.

Результаты обобщены в работах [2, 5]. Работы по изучению растворения цветных металлов нецианистыми растворителями из руд и отходов обогащения проводились в ИХХТ СО РАН. Установлено, что при выветривании хвостов обогащения образуются растворимые формы цветных и благородных металлов [4]. Возможность сульфитного щелока переводить в растворимую форму цветные и благородные металлы показана в [3].

Полученные результаты легли в основу технологии восходящего капиллярного выщелачивания [6].

Цель исследования – определить оптимальный растворитель для извлечения металлов из золотосодержащих руд и отходов обогащения. Использовался метод агитационного выщелачивания.

Данное исследование является предварительным этапом технологических исследований, позволяет на небольшом объеме материала выбрать оптимальный выщелачивающий реагент и установить максимально возможную степень извлечения металла из конкретной руды.

Материалы и методы исследования

Выщелачивание проводилось растворами тиомочевины, гуматов, йодистого аммония, йода и лигнина. Расход реагентов составил: тиомочевины 30 г/л, 10 г/л, гуматов – 100 г/л, йодистого аммония – 5 г/л, йода – 25 мл/л, сульфитный щелок (лигнин) 200 мл.

В качестве сульфитного щелока использованы отходы бисульфитной варки целлюлозы Енисейского ЦБК (г. Красноярск) с содержанием сухих веществ 8,7 мас. % без дополнительной обработки или концентрирования. Состав органических веществ щелока – лигносульфонаты – 65–66 %, углеводы – 16–17 %, органические кислоты 16–18 %.

Объектами для проведения исследований были первичные руды месторождения Самсон Нижнего Приангарья и отходы обогащения полиметаллических руд Норильского промузла, складированные в долине р. Щучья. Общий анализ горно-геологических условий, природных и технологических факторов показал возможность применения на этих объектах технологии восходящего капиллярного выщелачивания.

Исследования проводились для четырех проб, содержание в которых полезных компонентов приведено в табл. 1.

полезных компонентов в исходных продуктах

Проба № 1 отобрана из технологической пробы лежалых отвальных хвостов Норильской обогатительной фабрики, складированных в долине р. Щучья. Внешне материал представляет собой серый песок средней крупности 2,0 мм.

Из рудных минералов присутствуют пирротин, хромит; в подчиненном количестве халькопирит; изредка брусит, пентландит. По истечении нескольких десятилетий хранения содержание сульфидных минералов не превышает 10 %. В пробе, помимо золота, содержатся Ni, Cu, Co, металлы группы платины.

Минералогический анализ показал, что доля свободного золота составляет 10–15 % от общего его содержания и находится в сростках с сульфидами. Минералогический анализ исходного материала показал, что сульфиды цветных металлов составляют 60–70 %, а в оксидных фазах – до 15–20 %.

Золото (~87 %) и платина (~19 %) представлены органическими формами, основная часть платины (45 %) связана с оксидами железа и марганца, палладий – на 61 % связан с сульфидными минералами.

Проба № 2 отобрана из технологической пробы коры выветривания участка Верхнеталовский месторождения Самсон. Преобладающее срастание золота – с оксидами железа, в меньшей степени – с кварцем. Золото относительно равномерно распределено по всем классам крупности.

Свободное золото присутствует в основном в крупности менее 0,044 мм. В результате гравитационных испытаний в шлих извлеклось 40 % золота. В настоящее время отработка месторождения ведется по гравитационной технологии.

золота в хвостах гравитационного обогащения составляет 0,74 г/т, что требует дальнейшей переработки выщелачиванием [1]. Золото распределено по классам крупности относительно равномерно, обедненные до отвального содержания классы в руде не представлены.

золота в руде, определенное пробирным анализом, – 2,8 г/т. Форма золотин сложная, присутствует губчатое и пористое золото. Раскрытие золота происходит в крупности менее 0,16 мм.

Проба № 3 представляет собой флотоконцентрат, полученный из руды Верхнеталовского участка месторождения Самсон в лабораторных условиях на флотомашине механического типа.

Реагентный режим: ксантогенат 150 г/т, ИМ50 – 50 г/т и сосновое масло 160 г/т. Масса навески 300 г. Объем камеры 3 литра. Отношение Т:Ж = 1:3. Время флотации 10 минут.

После флотации пульпа промывалась от реагентов. Далее концентрат высушивался.

Проба № 4 отобрана из технологической пробы отходов гравитационной переработки месторождения Самсон.

Пробы руды измельчали до 2 мм, крупность флотоконцентрата 0,44 мм. Масса навески в каждом опыте составляла 100 г, объем раствора – 200 мл. Измельченная проба с выщелачивающим раствором при соотношении жидкой фазы к твердой Ж:Т = 2:1 взаимодействовала в течение 24 часов при комнатной температуре при периодическом перемешивании.

Для контроля процесса через 1, 2, 4, 24 часа отфильтровывали пробы раствора на анализ на содержание полезных компонентов. По окончанию эксперимента (24 часа) проба также анализировалась. Извлечение металлов рассчитывалось по содержанию в фильтрационных растворах. В табл.

2 приведены максимальные значения извлечений, полученные в результате проведения опытов.

Результаты исследования и их обсуждение

Проба № 1. При использовании в качестве выщелачивающего раствора тиомочевины 3 % за 24 часа эксперимента получено наибольшее извлечение золота (53,03 %). Есть смысл увеличить время агитации при использовании тиомочевины и йодистого аммония. При использовании гуматов, лигнина и йода максимум извлечений достигается за 1–4 ч активации.

Для выщелачивания платины, палладия, меди и никеля наилучший результат показал раствор сульфитного щелока (рис. 1).

Проба № 2. Максимальное извлечение наблюдалось в опытах при продолжительности выщелачивания 2 часа гуматом (43,18 %), 4 часа йодом (33,25 %), 1 час лигнином (22,14 %). Дальнейшее увеличение продолжительности до 24 ч приводит к снижению перехода металла в раствор (рис. 2).

Таблица 2

Результаты агитационного выщелачивания

Тиомочевина, 3 %Тиомочевина, 1 %ГуматыАммоний йодистыйЙодСульфатный щелок
время, чизвлечение, %время, чизвлечение, %время, чизвлечение, %время, чизвлечение, %время, чизвлечение, %время, чизвлечение, %
Проба № 1: Au2453,03245,47417,26246,04215,6231,66
Pd2412,06241,65242,652471,59
Pt244,23240,6426,62487,21
Cu2428,53241,3910,6443,54430,922430,10
Ni469,372431,7514,76487,462428,78484,4
Проба № 2243,18433,25122,14
Проба № 3426,392442,13
Проба № 4242,88241,292417,902434,812463,66139,78

Рис. 1. Кинетика извлечения металлов в раствор при использовании лигнина (проба № 1)

Проба № 3. Лучшее извлечение (42,13 %) получено при обработке йодом за 24 часа. При обработке гуматами в течение 4 часов извлечение достигается 26,39 %. Остальные растворители в опытах с данной пробой не работают (рис. 3).

Проба № 4. На рис. 4 представлена кинетика извлечения золота отвальных хвостов месторождения Самсон в раствор при использовании различных растворителей. Как видно, максимальное извлечение золота в раствор наблюдается при использовании йода (63,66 %) за 24 часа выщелачивания.

При применении йодистого аммония и йода можно предположить дальнейшее нарастание извлечения золота в раствор при продолжении опыта более 24 часов. (рис. 4). Поэтому для того, чтобы проследить дальнейшее направление процесса, необходимо увеличить время агитации для этих растворов.

Рис. 2. Кинетика извлечения золота в раствор для различных растворителей (проба № 2): 1 – гуматы; 2 – йод; 3 – лигнин

Рис. 3. Кинетика извлечения золота в раствор при различных растворителях (проба № 3): 1 – йод; 2 – гуматы

Заключение

Опыты показали, что для выщелачивания золота из исследуемых материалов наиболее эффективны растворы: для лежалых отвальных хвостов Норильской обогатительной фабрики, складированных в долине р.

Щучья – раствор тиомочевины 3 %; для руды месторождения Самсон (в порядке убывания) – гуматы – йод – сульфитный щелок; для концентрата месторождения Самсон – йод – гуматы; для хвостов гравитационного обогащения месторождения Самсон – йод – сульфатный щелок – йодистый аммоний – гуматы.

Для извлечения платины, никеля, палладия и меди из отвальных хвостов Норильской фабрики наибольшие извлечения дает раствор сульфитного щелока.

Рис. 4. Кинетика извлечения золота в раствор для различных растворителей (проба № 4): 1 – йод; 2 – йодистый аммоний; 3 – гуматы; 4 – лигнин; 5 – тиомочевина

Полученные результаты являются ориентиром для выбора растворителей и их концентраций, с которыми дальше будут проведены укрупненные лабораторные испытания при фильтрационном режиме выщелачивания.

Основные выводы

1. Показана принципиальная возможность перевода в раствор цветных металлов при выщелачивании хвостов Норильской обогатительной фабрики сульфитным щелоком. Извлечение составляет 30–84 %. Для извлечения золота возможно использование тиомочевины 3 %, извлечение выше, чем другими исследованными растворителями.

2. Показана принципиальная возможность перевода в раствор золота при выщелачивании руды и флотоконцентрата месторождения Самсон йодом и гуматами. Извлечение 26–43 %.

3. Показана принципиальная возможность перевода в раствор золота при выщелачивании лежалых хвостов гравитационного обогащения месторождения Самсон йодом и сульфитным щелоком. Извлечение 64–40 %.

4. Представляется целесообразным дальнейшее проведение исследований по выщелачиванию исследуемых материалов.

Источник: https://natural-sciences.ru/ru/article/view?id=36018

Бактериальное выщелачивание металлов

Выщелачивание металлов из руд

1. Бактериальное выщелачивание

2. Выщелачивание медных руд

3. Переработка никелесодержащих руд

4. Перспективы извлечений золота методом кучного выщелачивания

Заключение

Список использованной литературы

1. Бактериальное выщелачивание

Бактериальное выщелачивание металловспособность ряда ацидофильных микроорганизмов, окисляющих железо и серу, переводить сульфиды и элементарную серу в водорастворимые сульфаты металлов.

Используется для добычи меди, цинка, никеля, урана и др. металлов из природных руд.

Выщелачивание осуществляют аэробные бактерии Thiobacillus (Acidithiobacillus) thiooxidans и Thiobacillus ferrooxidans, а также археи рода Sulfolobus.

Thiobacillus ferrooxidans (Th. ferrooxidans), способные окислять сульфидные минералы и закисноежелезодо окисного (так называемыежелезобактерии),иThiobacillus thiooxidans (так называемые серобактерии). Тионовые бактерии являются хемоавтотрофами, т. е.

единственный источник энергии для их жизнедеятельности — процессы окисления закисногожелеза,сульфидов различных металлов и элементарной серы. Эта энергия расходуется на усвоение углекислоты, выделяемой из атмосферы или из руды. Получаемыйуглеродидёт на построение клеточной ткани бактерий.

Thiobacillus thiooxidans окисляют сульфидные минералы до сульфатов прямым и косвенным путём (когда микроорганизмы окисляют сернокислое закисноежелезодо окисного, являющегося сильным окислителем и растворителем сульфидов):

Оптимальная температура для развития тионовых бактерий 25—35°C, а pH от 2 до 4. Тионовые бактерии ускоряют растворение халькопирита в 12 раз, арсенонирита и сфалерита в 7 раз, ковелина и борнита в 18 раз по сравнению с обычнымихимическимиметодами.

Литоторфные микроорганизмы – организмы, использующие неорганические вещества в качестве окисляемых субстратов(доноров электронов).Различаютфото – ихемолитотрофы.

Фотолитотрофы используют молекулярный водород, соединения серы(пурпурные изеленые бактерии, некоторые цианобактерии), воду (цианобактерии, водоросли) в качестве донора водорода, но энергию получают в результате поглощения света. Хемолитотрофы окисляют неорганический субстрат с целью получения энергии.

При этом они могут использовать молекулярный водород (водородные бактерии),оксид углерода (карбоксидобактерии), восстановленные соединения серы(тионовые бактерии),соединения азота (нитрифицирующие бактерии). В качестве акцептора электроновони используют молекулярный кислород.

В анаэробных условиях терминальным акцептором водорода может быть нитрат, нитрит и оксиды азота (денитрифицирующие бактерии),сера и (или) сульфат (сульфатредуцирующие бактерии),углекислота (метаногены,ацетогены)и некоторые др. соединения. Л.

играют существенную роль в природе, являясь продуцентами органического вещества, участвуя в замыкании циклов биогенных элементов. Большое значение Л. имеют в геологических процессах, обусловливая выщелачивание металлов из горных пород, участвуя в формировании осадочных пород.

Способность Thiobacillus. thiooxidans окислять сульфиды нашла практическое применение для бактериального выщелачивания бедных руд. В настоящее время этот процесс используется в основном для обогащения медных руд с настолько низким содержанием меди, что их неэкономично обрабатывать обычным способом.

Роль бактерий в этом процессе была выяснена недавно. В 1958 г.

одной американской фирмой был запатентован способ бактериальной регенерации сернокислого окисного железа, выщелачивания меди и цинка из бедных руд, а также метод биологического обогащения молибденовых, желозохромовых и железотитановых концентратов -путем освобождения их от железа.

В настоящее время во многих странах микроорганизмы применяются для промышленного получения меди, урана и других металлов.

Бактериальное выщелачивание руд делится на кучное и чановое. Проводится кучное выщелачивание отвалов, которые складывают на подготовленной цементированной площадке. Крупные куски руды чередуют с мелкими, предусматривают вентиляционные ходы. Отвалы периодически орошают кислыми бактериальными растворами.

Медь в результате окисления переходит в воду в виде медного купороса, затем ее выделяют из водного раствора. Чаповое выщелачивание экономично проводить для более дорогого сырья, например для обогащения концентратов.

При этом способе выщелачивания часто образуются высокие концентрации металлов, поэтому целесообразно применять культуры бактерий, предварительно приученные к высоким концентрациям меди, мышьяка и других элементов. Так, при чановом выщелачивании успешно протекает процесс освобождения оловянных и золотых концентратов от мышьяка.

В этих концентратах мышьяк присутствует в основном в виде арсенопирита — сульфида, легко окисляемого Th. ferrooxidans. Процесс очистки концентратов, содержащих 4—6% мышьяка, протекает около 120 ч.

В настоящее время получает широкое распространение гидрометаллургия. Бактериальное выщелачивание занимает среди других гидрометаллургических методов одно из первых мест.

Сульфидам часто сопутствуют редкие элементы. По геохимическим данным, количество таких элементов, как кадмий, галлий, индий, таллий, уменьшается в продуктах окисления сфалерита и галенита в 50 раз.

Лабораторные опыты по воздействию бактерий на сульфиды, в кристаллической решетке которых цинк или свинец изоморфно замещается редким металлом, показали, что под действием бактерий в растворе создается в 2—6 раз большая концентрация редкого элемента, чем при химическом окислении.

Таким образом, в миграции редких элементов и в обеднении ими зоны окисления сульфидных месторождений бактерии играют большую роль.

В такие сульфиды, как пирит, арсенопирит, антимонит, бывают включены мельчайшие частицы золота, которые при химическом и бактериальном окислении сульфидов должны освобождаться. Так, при окислении гравитационного концентрата под действием бактерий в раствор переходило около 0,5 мг/л золота.

Таким образом, бактерии способны воздействовать даже на такой инертный металл, как золото. Кроме Th. ferrooxidans и других тионовых бактерий, которые оказывают косвенное воздействие, существуют микроорганизмы, способные создавать вещества, вступающие в водно-растворимый комплекс с золотом. И.

Паре были выделены гетеротрофные бактерии, которые образовывали на органических средах, содержащих пептон и соли органических кислот, вещества неизвестной природы, растворяющие золото. Под действием бактерий, определенных как Вас. firmus и Вас. sphaericus, в раствор переходило до 10 мг/л золота.

Возможно, что расшифровка химической природы водно-растворимого комплекса золота даст промышленности новый растворитель.

2. Выщелачивание медных руд

Важнейший факторбактериального выщелачивания — быстрая регенерация сернокислого окисногожелеза тионовыми бактериями (Th. ferrooxidans), что в некоторых случаях ускоряет процессы окисления и выщелачивания.

В значительных промышленных масштабах бактериальное выщелачивание применяется для кучного извлечения полезных ископаемых (меди и урана) из руд на месте их залегания. Например, экономически целесообразно извлекать медь из забалансовых сульфидных руд. Это осуществляется водными растворамиFe2(SO4)3 в присутствии Al2(SO4)3, FeSO4 и тионовых бактерий Th.

ferrooxidans. Раствор подаётся по шлангам в скважины, пробурённые в рудном теле (рис. 1); бактерии и сульфат окисижелезаокисляют сульфиды меди по схеме:

Рисунок 1 Схема подземного бактериального выщелачивания медной руды: 1 — прудок для выращивания и регенерации бактерий; 2 — насосная для перекачки бактериального раствора к руде; 3 — трубопровод; 4 — задвижка; 5 — коллектор; 6 — полиэтиленовый шланг; 7 — скважина

По горным выработкам раствор из рудного тела подают на цементационную или др. установку для извлечения меди. В различных странах ведутся исследования по выщелачиванию с участием тионовых бактерий для извлечения металлов (Zn, Со,As, Мп и др.).

Ведутся работы по выявлению бактерий иных видов для извлечения др. полезных ископаемых. Например, для растворения и извлечения золота предложено использовать гетеротрофные бактерии Aeromonas, выделенные из рудничных вод золотоносных приисков.

Простота аппаратуры длябактериального выщелачивания, даёт возможность быстрого размножения бактерий, особенно при возвращении в процесс отработанных растворов, содержащих живые организмы, открывает возможность не только резко снизить себестоимость получения ценных полезных ископаемых, но и значительно увеличить сырьевые ресурсы за счёт использования бедных, забалансовых и потерянных руд в месторождениях, отвалов из отходов обогащения, пыли, шлаков и др. В перспективе этооткрывает возможности создания полностью автоматизированных предприятий по получению металлов из забалансовых и потерянных руд непосредственно из недр Земли, минуя сложные горнообогатительные комплексы.

Орошение руды (см. рис 2) в отвале или в рудном теле осуществляется водными растворами H2SO4, содержащими Fe3+ и бактерии. Раствор подаётся через скважины при подземном или путём разбрызгивания на поверхности при кучном выщелачивании.

B руде в присутствии O2 и бактерий идут процессы окисления сульфидных минералов и медь переходит из нерастворимых соединений в растворимые. Раствор, содержащий медь, поступает на цементационную или др. установки (сорбция, экстракция) для извлечения меди, затем на отвал или рудное тело (схема замкнутая).

Интенсификация выщелачивания достигается активизацией жизнедеятельности тионовых и др. сульфидокисляющих бактерий, присутствующих в самой руде и адаптированных к конкретным условиям среды (тип руды, химический состав растворов, температура и т.д.).

Для этого необходимы pH 1,5-2,5, высокий окислительно – восстановительный потенциал (Eh 600-750 мB), благоприятный и стабильный хим. состав растворов, что достигается путём их регенерации и режима аэрирования и увлажнения (орошения) руды.

B отдельных случаях следует добавлять соли азота и фосфора, a также бактерии, выращенные на оборотных растворах в прудах-регенераторах. Число клеток бактерий в выщелачивающем растворе и руде должно быть не ниже 106- 107соответственно в 1 мл или 1 г. Себестоимость 1 т меди, полученной этим способом, в 1,5-2 раза ниже, чем при обычных гидрометаллургических или пирометаллургических способах.

Источник: https://mirznanii.com/a/24183/bakterialnoe-vyshchelachivanie-metallov

Способ выщелачивания металлов из упорных углистых руд (варианты)

Выщелачивание металлов из руд

Изобретение относится к гидрометаллургии, а именно к гидрометаллургической переработке минерального сырья, содержащего цветные, благородные, редкие металлы, и предназначено для их извлечения из упорных углистых руд и техногенных минеральных образований.

Известен способ выщелачивания металлов из руд, включающий дробление и формирование из дробленых руд штабеля, орошение штабеля раствором выщелачивающих реагентов и сбор продуктивных растворов (см. Кучное и подземное выщелачивание металлов. М., Недра, 1982).

Недостатком данного способа является невысокая эффективность из-за слабой окисленности сульфидных минералов, содержащих промышленно ценные металлы, и их паразитарной сорбции углистым веществом, входящим в состав перерабатываемой минеральной массы из продуктивных растворов.

Наиболее близким к заявляемому является способ выщелачивания металлов из минерального сырья, включающий формирование штабеля и извлечение металлов путем подачи в штабель раствора выщелачивающего реагента, рециркуляцию рабочих растворов, сбор продуктивных растворов с последующим выделением из них металлов (см. патент RU №2461637, МПК С22В 11/00, 7/00, 3/04, опубл. 20.09.2012).

Эффективность данного способа также недостаточно велика из-за неполного окисления растворенным кислородом сульфидных минералов, содержащих промышленно ценные металлы, в том числе инкапсулированное и дисперсное золото и платиноиды,Ю и их паразитарной сорбции углистым веществом, которые в совокупности составляют значительную долю запасов упорных руд и техногенных образований.

Техническим результатом предлагаемого изобретения является повышение эффективности переработки упорных руд и техногенного минерального сырья за счет более полного окисления находящихся в нем углистого вещества с подавлением его сорбционной активности и минеральных матриц, содержащих промышленно ценные металлы, а соответственно повышение их извлечения.

Указанный технический результат достигается тем, что способ выщелачивания металлов из упорных углистых руд, включающий формирование штабеля из упорной углистой руды и извлечение металлов путем подачи в штабель раствора выщелачивающего реагента, рециркуляцию рабочих растворов, сбор продуктивных растворов с последующим выделением из них металлов, отличается тем, что перед формированием штабеля упорную углистую руду разделяют на три порции и подвергают агломерации путем обработки каждой порции активным концентрированным раствором, причем первую – сернокислотно-озонидно-перекисным раствором, вторую – азотно-кисло-перекисным раствором и третью – пероксидно-карбонатным раствором, причем упомянутые растворы готовят путем фотохимической и электрохимической обработки исходных водных растворов, соответственно, сернокислотного и/или сернокислотно-перекисного, азотнокислого и исходного раствора карбоната или гидрокарбоната щелочных металлов, после агломерации все порции полученного материала смешивают, формируют штабель и выдерживают в течение 5 суток для осуществления процессов окисления в диффузионном режиме углистого вещества и сульфидных минералов и начального выщелачивания цветных металлов, затем орошают полученный материал сначала фотоэлектроактивированным пероксидно-карбонатным раствором с концентрацией 10 г/л, а затем фотоэлектроактивированным раствором, содержащим комплексообразователь для благородных металлов и вольфрама, подготовленным на основе активированной воды и/или обеззолоченного маточного раствора, прошедших электрохимическую и/или фотоэлектрохимическую обработку.

По второму варианту способ выщелачивания металлов из упорных углистых руд, включающий формирование штабеля из упорной углистой руды и извлечение металлов путем подачи в штабель раствора выщелачивающего реагента, рециркуляцию рабочих растворов, сбор продуктивных растворов с последующим выделением из них металлов, отличается тем, что после формирования штабеля осуществляют последовательную обработку штабеля тремя активными концентрированными растворами в виде сернокислотно-озонидно-перекисного раствора, азотнокисло-перекисного раствора и пероксидно-карбонатного раствора, причем упомянутые растворы готовят путем фотохимической и электрохимической обработки исходных водных растворов, соответственно, сернокислотного и/или сернокислотно-перекисного, азотнокислого и исходного раствора карбоната или гидрокарбоната щелочных металлов, после обработки штабель выдерживают в течение 5 суток для осуществления процессов окисления в диффузионном режиме углистого вещества и сульфидных минералов и начального выщелачивания цветных металлов, затем орошают штабель сначала фотоэлектроактивированным пероксидно-карбонатным раствором с концентрацией 10 г/л, а затем фотоэлектроактивированным раствором, содержащим комплексообразователь для благородных металлов и вольфрама, подготовленным на основе активированной воды и/или обеззолоченного маточного раствора, прошедших электрохимическую и/или фотоэлектрохимическую обработку.

Отличительными признаками предлагаемых вариантов способа является то, что подготовку сырья осуществляют его обработкой (последовательно или параллельно – с разделением на порции и последующим их смешиванием после обработки) тремя типами активных концентрированных растворов: сернокислотно-озонидно-перекисным, азотнокисло-перекисным и пероксидно-карбонатным, полученных путем фотохимической и электрохимической обработки исходных водных растворов, соответственно, сернокислотного и/или сернокислотно-перекисного, азотнокислого, карбонатов щелочных металлов, с последующим окомкованием (агломерацией) этими растворами или последовательной пропитки ими не окомкованной минеральной массы, после формирования штабеля и его полного смачивания, выдерживают паузу для осуществления окисления в диффузионном режиме углистого вещества и сульфидных минералов и начального выщелачивания металлов, по завершении которого орошают минеральную массу сначала фотоэлектроактивированным пероксидно-карбонатным раствором, а затем фотоэлектроактивированным раствором, содержащим комплексообразователь для благородных металлов и вольфрама, подготовленным на основе активированной воды и/или маточного раствора, прошедших электрохимическую и/или фотоэлектрохимическую обработку.

Способ осуществляется следующим образом.

Исходное минеральное сырье (дробленая руда или техногенная минеральная масса), содержащее металлы в составе сульфидных минералов и углистое вещество, на месте залегания (складирования, хранения), последовательно орошают тремя типами активных концентрированных растворов: сернокислотно-озонидно-перекисным, азотнокисло-перекисным и пероксидно-карбонатным, полученных путем фотохимической и электрохимической обработки исходных водных растворов, соответственно, сернокислотного и/или сернокислотно-перекисного, азотнокислого, карбонатов щелочных металлов или подвергают агломерации (окомкованию) путем добавки к минеральному сырью связующего материала, например цемента, и фотоэлектроактивированных трех вышеназванных растворов (с предварительным разделением на порции и раздельной обработкой каждой из порций отдельным видом активных растворов), перемешиванию полученных смесей в агломераторах с образованием окатышей и усреднением окатышей, затем формируют из минерального сырья штабели и после выдерживания паузы выщелачивают из него промышленно ценные металлы.

Окисляющие растворы готовят в фотоэлектрохимическом реакторе. Сернокислотно-озонидно-пероксидный раствор готовят из базового водного раствора серной кислоты в следующей последовательности.

Сернокислотный раствор подвергают длительному электролизу с образованием в нем сильных окислителей: метастабильных мононадсерной и надсерной кислот, кроме того, на аноде будет выделяться молекулярный двухатомный кислород, а на катоде – водород.

После чего в полученную водно-газовую эмульсию добавляют сернокислотно-перекисный раствор, прошедший обработку облучением УФ-лучами, в процессе которой в растворе выделяется озон и частично супероксид (анион-радикал кислорода).

При этом в формируемом смешанном растворе будет образовываться дополнительная перекись водорода при реакции электролизного водорода с озоном, выделяющимся в перекисно-сернокислотном растворе при его облучении. Кроме этого вида перекиси водорода, в смеси образуется перекись водорода за счет гидратации озона, т.е.

восстановленная первичная перекись водорода, а также перекись, формируемая в ходе реакции фотолитического атомарного кислорода с двухатомарным электролизным кислородом. Анион-радикал кислорода, взаимодействуя с протонами и ионами гидроксония, продуцирует гидроксил-радикалы. Помимо собственно перекиси водорода и гидроксил-радикала, в смешанном растворе образуется и группа пероксидных комплексов вследствие гидратации кислорода и пересыщенных им соединений, в том числе мононадсерной и надсерной кислот.

Активный пероксидно-карбонатный раствор готовят путем барботажа воздухом исходного раствора карбоната или гидрокарбоната щелочных металлов, безмембранного электролиза с образованием в нем растворенного двухатомарного кислорода и углекислого газа, выделяющихся на аноде, а затем облучением электролизного раствора УФ-светом в диапазоне длин электромагнитных волн 180-300 нм, путем циркуляции раствора через погружные УФ-лампы или облучением навесными (внешними) УФ-лампами, при продолжающемся электролизе, преимущественно в зоне смешивания анолита и католита, с образованием в конечном итоге активного кислорода, под которым обычно понимаются различные аллотропные формы собственно кислорода и его соединения с водородом (озон, перекись водорода, гидроксил-радикал), а также ионов С2О4+, мононадугольной H2CO4 и надугольной Н2С2О6 кислот, надпероксидов Na2C2O6.. Активные соединения углерода совмещают свойства окислителей и комплесообразователей для железа, меди и других металлов в составе сульфидно-сульфосолевых минералов, а также способны переводить оксид углерода на поверхности углистых включений в диоксид, а окись кремния в поликремниевые кислоты.

Азотнокисло-перекисный раствор готовят из базового водного раствора азотной кислоты в следующей последовательности.

Раствор азотной кислоты подвергают длительному электролизу с образованием в нем дополнительного сильного окислителя: метастабильной надазотной кислоты.

Кроме того, на аноде будет выделяться молекулярный двухатомный кислород, а на катоде – водород, которые при смешении содержащих их пузырьков и облучении УФ-лампой будут переходить в активные формы кислорода (АФК).

Надазотная кислота в сочетании с азотной будет окислять органические лиганды в составе углистого вещества минеральной массы, тем самым снижая эффект паразитарной сорбции, а также обеспечит растворение серебра и вольфрама.

В целом, при орошении (или окомковании) минеральной массы тремя рассмотренными типами растворов будут обеспечиваться интенсивное окисление и выщелачивание железа и меди гидрокарбонатами и сульфатами, окисление серы активными формами кислорода (АФК) с образованием дополнительных сульфатов, локальный перевод окиси кремния в метакремниевую кислоту с последующей ее полимеризацией, углерода на поверхности углистых включений в диоксид, а окиси кремния в поликремниевые кислоты активными соединениями углерода с кислородом и водородом, окисление органических лигандов в составе углистого вещества минеральной массы надазотной и азотной кислотами.

Эти подготовительные трансформации в минеральном веществе, в свою очередь, обеспечивают возможность последующего выщелачивания из него тонкого и дисперсного золота и платиноидов.

Пример конкретного осуществления способа

Способ был опробован на упорных рудах Каменского месторождения золотосодержащих углистых сланцев (Южный Урал) с повышенным содержанием меди (0.12%) и вольфрама (0.004%). золота – 2 г/т, серебра – 1.1 г/т.

Исходный материал (дробленые до крупности 5 мм упорные руды Каменского месторождения) в количестве 2 кг разделялись на 3 порции (по 667 г), одна из которых окомковывалась активным сернокислотно-озонидно-перекисным, полученным путем фотоэлектрохимической обработки в течение 1 часа исходного перекисно-сернокислотного раствора (содержание серной кислоты в растворе 0.7%, перекиси водорода – 1.5 г/л), вторая – пероксидно-карбонатным, полученным путем фотоэлектрохимической обработки в течение 1 часа исходного раствора гидрокарбоната натрия концентрацией 20 г/л, третья – азотнокисло-перекисным, полученным путем фотоэлектрохимической обработки в течение 1 часа исходного 1.5%-го раствора азотной кислоты. После обработки материал подвергался агломерации (окомкованию). Перед окомкованием в каждую из навесок добавлялся цемент из расчета 5 г/кг навески. Смачивание всех навесок руды соответствующими активными растворами осуществлялось из расчета 70 мл/кг руды. После чего полученный окомкованный материал в агломераторе смешивался (усреднялся) и повторно делился уже на 2 порции по 1 кг. Порции помещались в 2 пластиковые колонны, где выстаивались 5 суток для реализации процесса окисления углистого вещества и сульфидных минералов и выщелачивания меди, серебра и частично вольфрама в диффузионном режиме. После паузы осуществлялось орошение материала в течение 5-ти суток активным карбонатно-пероксидным раствором, полученным путем фотоэлектрохимической обработки раствора гидрокарбоната натрия концентрацией 10 г/л – капельной подачей по 100 мл/сутки. После чего в перколятор в течение 11-ти суток подавался активный цианидный раствор концентрацией 1 г/л по 100 мл/сут, подготовленный в электрохимическом реакторе на базе гидрокарбонатного раствора концентрацией 10 г/л, и осуществлялся выпуск продуктивного раствора из колонн.

В результате, на стадии орошения карбонатным раствором было извлечено в продуктивный раствор 85% меди, 35% серебра и 30% вольфрама, на стадии цианидного выщелачивания – еще 45% серебра, 75% золота, 35% вольфрама, 7% меди.

Источник: https://edrid.ru/rid/218.016.184c.html

Бактериальное выщелачивание

Выщелачивание металлов из руд

БАКТЕРИАЛЬНОЕ ВЫЩЕЛАЧИВАНИЕ металлов (а. bacterial lixiviation, bacterial leaching; н. bakterielle Auslaugung; ф. lessivation bacterienne, lessivage bacterien; и.

lixiviacion bacteriana) — извлечение химических элементов из руд, концентратов и горных пород с помощью бактерий или их метаболитов.

Большая часть совмещается с выщелачиванием слабыми растворами серной кислоты бактериального и химического происхождения, а также растворами, содержащими органические кислоты, белки, пептиды, полисахариды и т.д.

Выщелачивание металлов из руд известно с давних времён. В 1566 в Венгрии осуществляли полный цикл выщелачивания с использованием системы орошения, в Германии выщелачивание меди из отвалов практиковалось с 16 века. В 1725 в Испании на руднике Рио-Тинто выщелачивали медные руды.

Это были первые практические применения Бактериального выщелачивания, механизм которого (участие бактерий) не был известен. В 1947 американскими микробиологами выделен из рудничных вод ранее неизвестный микроорганизм Thiobacillus (Th.

) ferrooxidans, который окисляет практически все сульфидные минералы, серу и ряд её восстановленных соединений, закисное железо, а также Cu+, Se2-, Sb3+, U4+ при pH 1,0-4,8 (оптимум 2,0-3,0) и t 5-35°С (оптимум 30-35°С).

Число клеток этих бактерий в зоне окисления сульфидных месторождений достигает 1 млн. — 1 млрд. в 1 г руды или 1 мл воды.

Выщелачивание меди с помощью Th. ferrooxidans запатентовано в США в 1958 (С. Циммерлей и др.). В CCCP исследования начаты в конце 50-х годов. Позже было показано, что в сульфидных рудах распространены и другие бактерии, окисляющие Fe2+, S0 и сульфидные минералы, — Leptospirillum (L.

) ferrooxidans, Thiobacillus organopatus, Thiobacillus thiooxidans, Sulfobacillus (S.) thermosulfidooxidans и др. L. ferrooxidans окисляет Fe2+, а при совместном присутствии с Th. thiooxidans или Th. organoparus — сульфидные минералы при pH 1,5-4,5 (оптимум 2,5-3,0) и t около 28°С S.

thermosulfidooxidans окисляет Fe2+, S0 и сульфидные минералы при pH 1,9-3,5 и t 50°С. Ряд других термофильных бактерий окисляет Fe, S и сульфидные минералы при pH 1,4-3,0 и t 50-80°С. Процессы окисления неорганических субстратов служат для этих бактерий единственным источником энергии.

Углерод для синтеза органических веществ клеток они получают из CO2, а другие элементы — из руд и растворов.

При бактериальном выщелачивании руд цветных металлов широко используются тионовые бактерии Th. ferrooxidans, которые непосредственно окисляют сульфидные минералы, серу и железо и образуют химический окислитель Fe3+ и растворитель — серную кислоту. Поэтому расход Н2SO4 при бактериальном выщелачивании снижается.

Fe3+ — основной окислитель при выщелачивании руд урана, ванадия, меди из вторичных сульфидов и других элементов.

Наибольшая скорость бактериального выщелачивания достигается при тонком измельчении руды или концентрата (200 меш и меньше), в плотных пульпах (до 20% твёрдого), при активном перемешивании и аэрации пульпы, а также оптимальных для бактерий pH, температуре и высоком содержании клеток бактерий (109-1010 в 1 мл пульпы).

При благоприятных условиях из концентратов в раствор за 1 ч переходит Cu до 0,7 г/л, Zn — 1,3, Ni — 0,2 и т.д. До 90% As извлекается из олово- и золотосодержащих концентратов за 70-80 ч. Скорость окисления сульфидных минералов в присутствии бактерий возрастает в сотни и тысячи раз, а Fe2+ примерно в 2 • 105 раз по сравнению с химическим процессом.

Селективность процесса бактериального выщелачивания цветных металлов определяется как кристаллохимическими особенностями сульфидов, так и их электрохимическим взаимодействием. Редкие элементы входят в кристаллические решётки сульфидных минералов или вмещающих пород и при их разрушении переходят в раствор и выщелачиваются. Следовательно, в выщелачивании редких элементов бактерии играют косвенную роль.

Бактериальное выщелачивание цветных металлов проводят из отвалов бедной руды (кучное) и из рудного тела (подземное). Технологическая схема бактериального выщелачивания приведена на рис.

Орошение руды в отвале или в рудном теле осуществляется водными растворами Н2SO4, содержащими Fe3+ и бактерии. Раствор подаётся через скважины при подземном или путём разбрызгивания на поверхности при кучном выщелачивании.

В руде в присутствии О2 и бактерий идут процессы окисления сульфидных минералов и медь переходит из нерастворимых соединений в растворимые. Раствор, содержащий медь, поступает на цементационную или другие установки (сорбция, экстракция) для извлечения меди, затем на отвал или рудное тело (схема замкнутая).

Интенсификация выщелачивания достигается активизацией жизнедеятельности тионовых и других сульфидокисляющих бактерий, присутствующих в самой руде и адаптированных к конкретным условиям среды (тип руды, химический состав растворов, температура и т.д.).

Для этого необходимы pH 1,5-2,5, высокий окислительно-восстановительный потенциал (Eh 600-750 мВ), благоприятный и стабильный химический состав растворов, что достигается путём их регенерации и режима аэрирования и увлажнения (орошения) руды.

В отдельных случаях следует добавлять соли азота и фосфора, а также бактерии, выращенные на оборотных растворах в прудах-регенераторах. Число клеток бактерий в выщелачивающем растворе и руде должно быть не ниже 106-107 соответственно в 1 мл или 1 г. Себестоимость 1 т меди, полученной этим способом, в 1,5-2 раза ниже, чем при обычных гидрометаллургических или пирометаллургических способах.

Бактериальное выщелачивание упорных сульфидных концентратов проводится прямоточно в серии последовательно соединённых чанов с перемешиванием и аэрацией аэрлифтом при t 30°С, pH 2,0-2,5 и концентрации клеток Th. ferrooxidans 1010-1011 в 1 мл пульпы. Схема переработки сульфидных концентратов замкнутая.

Оборотные растворы после частичной или полной регенерации используются в качестве питательной среды для бактерий и выщелачивающего раствора. Наиболее активными являются культуры бактерий, адаптированные к комплексу факторов (pH, тяжёлые металлы, тип концентрата и т.д.

) в условиях активного процесса бактериального выщелачивания.

Примеры бактериального выщелачивания в чанах: из коллективных медно-цинковых концентратов за 72-96 ч извлекаются в раствор до 90-92% Zn и Cd при извлечении Cu и Fe соответственно около 25% и 5%; из свинцовых концентратов можно полностью извлечь Cu, Zn и Cd.

В растворах достигаются концентрации металлов: Cu до 50 г/л, Zn до 100 г/л и т.д. В олово- и золотосодержащих мышьяковистых концентратах арсенопирит практически полностью разрушается за 120 ч, что позволяет в одних случаях очистить концентраты от вредной примеси мышьяка, в других — при последующем цианировании извлечь до 90% золота.

В различных странах ведутся также исследования по бактериальному выщелачиванию металлов из отходов обогащения, пылей, шлаков и т.д.

Разрабатываются способы бактериального выщелачивания золота, марганца, цветных металлов, а также обогащения бокситов с помощью гетеротрофных микроорганизмов (микроскопические грибы, дрожжи, бактерии).

Эти микроорганизмы в качестве источника энергии и углерода используют органические вещества.

Ведущее значение при выщелачивании с помощью гетеротрофов играют процессы комплексообразования органических соединений с металлами, а также перекиси и гуминовые кислоты.

Внедрение бактериального выщелачивания, как и других гидрометаллургических способов добычи металлов, имеет большое экономические значение. Расширяются сырьевые ресурсы за счёт использования бедных и потерянных в недрах руд и т.д.

Бактериальное выщелачивание обеспечивает комплексное и более полное использование минерального сырья, повышает культуру производства, не требует создания сложных горнодобывающих комплексов, благоприятно для охраны окружающей среды.

В промышленных масштабах Бактериальное выщелачивание применяется для извлечения меди из забалансовых руд в США, Перу, Испании, Португалии, Мексике, Австралии, Югославии и других странах. В ряде стран (США, Канада, ЮАР) бактерии используются для выщелачивания урана. В CCCP Бактериальное выщелачивание меди внедряется на ряде месторождений.

Источник: http://www.mining-enc.ru/b/bakterialnoe-vyschelachivanie

Добыча металлов методом выщелачивания

Выщелачивание металлов из руд

Добыча полезных ископаемых методом «растворения» известна давно и при­меняется в широких промышленных масштабах при разработке месторождений каменной соли, серы, каолина и др.

Для всех этих ископаемых растворителем является вода, однако физико- химическая сущность процесса «растворения» для них неодинакова. Так, камен­ная соль действительно переходит в водный раствор, каолин же по существу не растворяется водой, а образует в ней взвешенную пульпу; сера в перегретой воде (до температуры 135°) образует тяжелую жидкость с удельным весом 2,0.

Во всех этих случаях, т. е. при растворении в воде, переходе во взвешенное состояние или из твердого состояния в жидкое, завершающим процессом извле­чения ископаемого служит обратный процесс — выпаривание (соль), осаждение (каолин), охлаждение (сера).

Извлечение металлов из руд методом выщелачивания также не ново. Начало его относится еще к XVI столетию, когда было установлено, что медь, содержа­щаяся в кислых рудничных водах, может быть легко осаждена из раствора желе­зом. В настоящее время в эксплуатации находятся крупные установки по извлече­нию меди из рудничных вод.

Так как содержание меди в рудничных водах (в виде CuS04) достигает довольно значительной концентрации — до 3-5 г/л, а в сред­нем составляет не меньше 1 – 2 г/л, то при большой водообильности рудника ко­личество содержащейся в воде меди, безвозвратно и бесполезно теряемой многи­ми рудниками, достигает многих тысяч тонн в год.

Между тем процесс извлечения (цементации) сернокислой меди из водных растворов чрезвычайно прост и дешев.

Медь осаждается из раствора железом по реакции

в виде так называемой «цементной» меди.

Процесс осаждения производится в особых желобах, по которым рудничная вода, содержащая соли меди, протекает, непрерывно соприкасаясь с железом, или в чанах, наполнение и слив которых происходит периодически.

Наилучшим осадителем меди — «скрапом» считаются губчатое железо, об- резь трансформаторного железа и стружка. Реакция вытеснения меди из раство­ра железом происходит сравнительно медленно, поэтому чем длиннее путь, кото­рый проходит раствор в желобах, соприкасаясь с железом, или чем продолжитель­нее время реакции в чанах, тем полнее извлечение меди.

Выгрузка цементной меди из желобов или чанов производится систематиче­ски, через определенные промежутки времени. В зависимости от качества скра­па, состава рудничных вод и постановки процесса цементации в целом цементаци­онная медь содержит в среднем от 50 до 70 % чистой меди и 30 – 50 % железа, ила и других примесей.

Извлечение меди из раствора составляет при правильной поста­новке работ не менее 90 % и достигает при хороших условиях 99 %. После высуши­вания цементационная медь переплавляется на заводе. Особенно вредны, снижа­ют извлечение и ухудшают качество цементной меди илистость воды и наличие в ней сульфата окиси железа Fe2 (S04)3 (рис. 8.

6, см. вкл.).

Расход скрапа составляет в среднем 1,2 кг железа на 1 кг извлеченной меди.

Простота и экономичность добычи меди из рудничных вод послужили толч­ком к применению выщелачивания в качестве специального способа разработки месторождений медных руд.

Для разработки рудных месторождений методом выщелачивания необходи­мы следующие условия:

растворимость рудного минерала или соли металла в воде или слабом рас­творе серной кислоты;

проницаемость рудной массы для растворителя — наличие трещин, раздро­бленность рудной массы и возможность равномерного ее омывания растворите­лем;

отсутствие (или возможность устранения) каналов, позволяющих раство­рителю протекать по произвольному руслу, не омывая всей рудной массы;

желательно, чтобы раствор от места растворения до места осаждения ме­талла протекал самотеком и самотеком же удалялись отработанные воды, из кото­рых металл извлечен.

Из металлов только медь удовлетворяет первому условию и может извлекать­ся из руды выщелачиванием в промышленном масштабе. Руды других металлов (как, например, свинца, цинка, никеля и др.) обладают недостаточной раствори­мостью в слабом растворе серной кислоты, и вопрос о возможности их разработ­ки методом выщелачивания находится пока в стадии изучения.

В качестве объектов для разработки выщелачиванием могут быть использо­ваны: а) самостоятельно медные месторождения, не пригодные для обычных ме­тодов разработки вследствие слишком бедного содержания металла или неблаго­приятных естественных условий; б) аварийные участки с невыпущенной, но раз­дробленной рудой; в) участки, заброшенные вследствие происходящего в них го­рения руды; г) участки с оставленными рудными целиками, которые нельзя отра­ботать обычными методами; д) старые выработанные рудники с неполно извле­ченной рудой; е) отвалы медьсодержащих пород на поверхности.

Опишем один из примеров успешного применения метода выщелачивания при разработке медного месторождения.

Месторождение представляет пластообразнуто залежь с мощностью до 100 м и углом падения 50°. Рудные минералы — пирит и халькозин; содержание меди в руде от 0,8 до 1 %.

До глубины 335 м от поверхности месторождение вскрыто штольней и разра­батывалось системой этажного обрушения; содержание металла в руде оказалось недостаточным, и рудник был закрыт. За время работ очень много руды было об­рушено, но она осталась невыпущенной. Общий запас оставшейся руды оцени­вался примерно до 40 млн т при среднем содержании меди 0,88 %.

На поверхность обрушенного участка подавалось около 6 м3 воды в минуту, откуда она, омывая рудный массив и старые выработки и обогащаясь медью в виде CuS04, спускалась на штольню.

В штольне было установлено два желоба сечени­ем 800 х 800 мм, длиной около 0,5 км с уклоном в сторону устья 0,5 %.

Желоба име­ли двойное дно; верхнее «ложное» дно располагалось на 425 мм над основным и состояло из секций деревянных решеток с квадратными отверстиями размером 6 мм. Скрап укладывался на «ложное» дно.

Осажденная цементная медь собиралась на нижнем дне и выгружалась 1 — 5 раз в месяц.

меди в воде 0,2 %; извлечение достигло 97 %. ме­таллической меди в «цементной меди» до 80-90 %. Расход железного скрапа со­ставил 1 кг на килограмм извлеченной меди. Годовая добыча составила до 3000 т металлической меди. Полная стоимость 1 кг меди в несколько раз ниже, чем при обычных методах разработки и плавки.

Высокий экономический эффект выщелачивания на данном руднике объяс­няется особо благоприятными условиями, хорошей раздробленностью руды, рас­творимостью меди и, что не менее важно, наличием естественного стока воды и отсутствием расходов по ее откачке на поверхность.

На другом руднике применение метода выщелачивания было вызвано обедне­нием части рудного тела в верхних горизонтах и оставленным там большим коли­чеством руды с содержанием меди 0,6 — 1 %.

Для подготовки к выщелачиванию были проведены значительные подземные работы — сеть горных выработок и водоудерживающих сооружений.

Вода на обрушенную руду подавалась равномерно по трубам, проложенным в штреках, и стекала на основной горизонт, откуда перекачивалась двумя насосами производительностью 75 м3/ч на поверхность.

Наблюдением было установлено, что через некоторое время в руде начинали образовываться каналы, по которым вся вода спускалась вниз, не омывая или сла­бо омывая массив.

Система оросительных труб была тогда перенесена на новое место, и орошение оставленного участка возобновлено только спустя два месяца.

меди в растворе резко повысилось, а затем, в результате образования обособленных каналов, снова упало.

На основании этого был разработан определенный режим орошения: ороше­ние участка продолжалось всегда до тех пор, пока содержание меди в воде не па­дало ниже 0,4 %; после этого оросительную систему переносили на новый участок. В перерывах между орошениями каналы закрывались сами собой.

Осаждение меди из воды производилось в специальной установке, состоящей из двух секций нескольких коротких желобов.

Были достигнуты следующие показатели: содержание меди в воде 0,923 %, из­влечение меди при цементации 99,14 %, расход скрапа на 1 кг меди 1,15 кг, содер­жание меди в осадке 87,26 %.

Наиболее широкое применение технология выщелачивания находит при раз­работке месторождений урана. В последние десятилетия этот метод начал широко использоваться при освоении россыпных месторождений золота.

Способ подземного выщелачивания позволяет исключить целый ряд дорого­стоящих и трудоемких процессов: вскрытие и подготовку при скважинных систе­мах, очистную выемку и транспортировку руды на значительные расстояния, обо­гащение ее на фабриках, хранение отходов производства в специальных шламох- ранилищах и т. п. Кроме того, он частично или полностью избавляет человека от тяжелого труда под землей и представляет собой технологический процесс с вы­сокой культурой производства.

При подземном выщелачивании (ПВ) металлов из пористых рудоносных по­род (водопроницаемых, но не растворимых) необходимо обеспечить движение реагента непосредственно по трещинам, порам и капиллярам рудоносных пород.

В этом случае извлечение металла, содержание которого составляет доли процен­та общего количества породы, происходит не путем его простого растворения (как при геотехнологической разработке соляных месторождений), а в результате хи­мических реакций ионного обмена в процессе управляемого движения реаген­та через массив с естественной проницаемостью или предварительно разрушен­ную различными способами, отбитую и замагазинированную руду в недрах. В ре- : vльтате выщелачивания во многих случаях практически не происходит измене­на структуры металлосодержащих пород, которые остаются на месте залегания.

В настоящее время используются скважинные, подземные и комбинирован­ные системы разработки урановых месторождений выщелачиванием.

По характеру движения растворов реагента при выщелачивании металлов = ыделяюттри гидродинамические схемы: фильтрационная, инфильтрационная и ггульсационно-статическая.

Фильтрационная схема ПВ металлов основана на использовании постоянно­го или периодически дей-ствующего потока раствора реагента, заполняющего все трещины и открытые поры руд. Движение (фильтрация) раствора происходит за счет разности напоров у раствороподающих (закачных) и раствороприемных (от- начных, дренажных) устройств.

Инфильтрационная схема основана на использовании инфильтрационного потока раствора реагента, движение которого по рудному телу (отбитой и зама- газинированной руде) происходит под действием сил гравитации от ороситель­ных устройств к дренажным. Эта схема применима только при выщелачивании металлов из равномерно водопроницаемых руд.

Поэтому она получила наиболь­шее распространение при подземном выщелачивании предварительно отбитых и замагазинированных руд в камерах, а также при кучном выщелачивании. При этом раствор не заполняет полностью пустоты в отбитой руде, как при выщелачи­вании по фильтрационной схеме, а лишь смачивает и покрывает тонкой пленкой поверхность отдельных кусков и заполняет капилляры.

Только в нижней части ка­мер формируются фильтрационные зоны.

Пульсационно-статическая схема заключается в периодическом затоплении заполнении) выщелачивающим реагентом руд в естественном залегании, отрабо­танных пространств в рудниках или специально подготовленных камер с замага- зинированной рудой с по-следующим сбором продукционных растворов. Такой способ в практике обогащения руд известен под названием иммерсионного.

Как указывалось, одной из важнейших предпосылок при организации разра­ботки месторождений способом ПВ является присутствие полезного компонента в рудах в легкорастворимой форме, способной переходить в слабые растворы ми­неральных или органиче-ских кислот, соды, солей. С этой точки зрения все ура­новые руды условно можно подразделить на три основные минеральные группы:

руды, из которых извлечение урана при ПВ в раствор без применения окис­лителей затруднительно. В таких рудах уран находится в основном в восстанов­ленной (четырехвалентной) форме в виде окислов U02+x, имеющих кубическую решетку, хорошо раскристаллизованных (уранинит), колломорфных (урановая смолка, или настуран), а также в виде кристаллического силиката — коффинита

U (Si04) t _4 (ОН)4 и др.;

руды, в которых уран находится в основном в шестивалентном состоя­нии и при ПВ легко переходит в кислотные и щелочные растворы. Это руды, содержащие гидроокислы [скупит U02(0H)2H20 и др.

], окисленные соедине­ния [минералы уранила; ванадаты — карнотит K2(U02)2(V04)2 х ЗН20, тюямунит Ca(U02)2(V04) х 8Н20 и др., фосфаты — отенитСа(1Ю2)2(Р04)2х 10Н20, торбернит Cu(U02)2(P04)2 х х 12Н20 и др., силикаты — уранофан Ca(U02)2(Si207) х х 6Н20 и др.].

К группе легковыщелачивающих минералов относится урановая чернь, пред­ставляющая собой порошковатую тонкозернистую разновидность нестехиоме- трических окислов урана U02+x- обладающих кубической решеткой.

Процесс пе­рехода урана из урановой черни в раствор происходит достаточно быстро, как и из любых порошковатых, тонкоизмельченных продуктов. К этой же группе отно­сится порошковатая разновидность коффинита;

3) руды, содержащие практически не растворимые в кислотах и щелочах ура­новые минералы: давидит (Fe2+, Fe3 + , U, Се, La)2(Ti, Fe3+, Cr, V)s012, браннерит (U4 + , Ca, Th, V) [(Ti, Fe)206] x nH20 и др.

Для процессов ПВ наиболее благоприятны условия, когда урановые минера­лы заполняют поры и трещины пород, образуя большие скопления с различной концентрацией и конфигурацией (сосредоточенная рудная минерализация).

При этом содержание в руде урана не имеет такого значения, как при очистной выем­ке.

Это объясняется тем, что способ ПВ позволяет вовлекать в рентабельную раз­работку даже небольшие рудные залежи с бедным и забалансовым для обычных способов разработки содержанием урана.

В настоящее время способом ПВ разрабатываются месторождения урана раз­личных генетических типов.

При этом в зависимости от природного состояния рудного массива (водопроницаемости и физико-механических свойств руд, мощ­ности и элементов залегания рудных тел и др.

) даже на месторождении одного ге­нетического типа могут применяться различные способы подготовки руд к выще­лачиванию и различные системы разработки.

Применительно к подземным системам выщелачивания урана руды различ­ного генезиса по степени водопроницаемости и пористости с учетом растворимо­сти урановых минералов, а также существующих и возможных (развивающихся) средств разрушения массива можно разделить на три основные группы.

Первая группа — руды с поровой и порово-трещинной водопроницаемостью, имеющие коэффициент фильтрации 0,05- 10 м/сут и эффективную пористость более 5-8 %.

К ним относятся руды, приуроченные к пескам и песчаникам мно­гих пластовых гидрогенных месторождений урана, а также руды, локализованные в зонах интенсивной трещиноватости метаморфогенно-осадочных и магматиче­ских пород.

особенность руд первой группы в том, что они не требуют спе­циальной горной подготовки (разрушения массива, отбойки и магазинирования). Высокие пористость и водопроницаемость позволяют осуществить процесс ПВ в массиве естественного залегания.

Вторая группа — руды в основном слабоводопроницаемые, с коэффициентом фильтрации в пределах 0,05 – 0,005 м/сут и эффективной пористостью в пределах 3 – 5 %. Они приурочены обычно к тонкозернистым глинистым песчаникам, алев­ролитам, конгломератам, сланцам и т. п.

В этих рудах процесс ПВ в массиве естественного залегания протекает весь­ма медленно, неэффективно. Кроме того, руды второй группы, как правило, об­ладают неоднородными фильтрационными свойствами. Это приводит к неравно­мерному во времени выщелачиванию отдельных участков рудных тел и затрудня­ет получение кондиционных продукционных растворов в течение всего периода процесса.

Третья группа— руды весьма слабоводопроницаемые, с коэффициентом фильтрации менее 0,005 м/сут и эффективной пористостью менее 3 %. Они мо­гут быть приурочены к плотным осадочным, метаморфогенно-осадочным и маг­матическим породам.

При этом иногда рудный массив может быть осложнен по­слойными и секущими разрывными тектоническими нарушениями с оперяющи­ми трещинами, скорость фильтрации растворов реагента по которым может до­стигать нескольких десятков метров в сутки.

Соответственно с этим особенностями геологиче-ского строения месторож­дений выбирают одну из трех приведенных выше гидродинамических схем (филь­трационную, инфильтрационную или пульсационно-статическую).

Фильтрационная схема нашла применение при разработке рудных тел раз­личной мощности, представленных пористыми и трещиноватыми, однородными и неоднородными, обводненными и необводненными породами с различными эле­ментами залегания.

При выщелачивании используют фильтрационный поток реагента, подавае­мого в нагнетательную выработку или скважины под напором. Это обеспечива­ет полное закисление и выщелачивание руд, заключенных в блоке, на всем пути фильтрации раствора реагента от нагнетательных устройств к дренажным.

С учетом особенностей строения рудного массива, фильтрации растворов и расположения в разрабатываемом блоке нагнетательных и дренажных горных выработок (скважин) в этой группе можно выделить три технологические схемы:

с линейным расположением нагнетательных и дренажных горных вырабо­ток (скважин);

с контурным расположением дренажных горных выработок (скважин) (рис. 8.7, см. вкл.);

с секционной подачей и приемом растворов в щели (пучки, веера скважин).

Инфильтрационная схема ПВ получила самое широкое распространение и от­личается большим разнообразием вариантов. По характеру горноподготовитель­ных и буровзрывных работ, способам подачи и приема растворов можно выделить варианты:

с отбойкой и магазинированием руд в обособленных открытых камерах;

с посекционной отбойкой при сплошном магазинировании руд в открытых камерах;

с отбойкой и магазинированием руд в обособленных закрытых камерах (рис. 8.8, см. вкл.);

с посекционной отбойкой при сплошном магазинировании руд в закрытых камерах.

Пульсационно-статическую схему подземного выщелачивания урана из от­битых руд в камерах применяют в тех случаях, когда вмещающие породы яв­ляются весьма слабоводопроницаемыми, практиче-ски водонепроницаемыми или есть возможность исключить утечки растворов с помощью искусственных противофильтрационных завес. Иногда в таких камерах вместо пульсационно- статического режима используют фильтрационный режим выщелачивания. Для этого камеры по периметру или на отдель-ных участках (в зависимости от кон­кретных условий) оборудуют дренажными скважинами. Размеры блоков выбира­ют с таким расчетом, чтобы, во-первых, запасы руды в оставляемых оконтуриваю- щих целиках были невысокими и, во-вторых, имелась возможность быстро запол­нить и разгрузить их от растворов. Мощность магазинируемых руд в блоках, как правило, не превышает 8 — 10 м; при большей мощности обычно применяют ин- фильтрационную схему выщелачивания.

В зависимости от физико-механических свойств, элементов залегания руд и способа горной подготовки блоков можно использовать несколько вариантов вы­щелачивания в обособленных камерах, оконтуренных слабофильтрующими це­ликами.

Предыдущая61626364656667686970717273747576Следующая

Дата добавления: 2015-07-14; просмотров: 2851; ЗАКАЗАТЬ НАПИСАНИЕ РАБОТЫ

ПОСМОТРЕТЬ ЁЩЕ:

Источник: https://helpiks.org/4-11217.html

Book for ucheba
Добавить комментарий