Золотосодержащие руды переработка и обогащение

(при ж : т = 2 : 1), в лабораторных  условиях уже за первые 4 ч извлечение  золота составило 85,5%, а за 8 ч оно  увеличилось до 96,8% (рис.8). В условиях  обычного цианирования за 4 ч перешло  в раствор только 61,2% золота, а 96,0% — за 24 ч цианирования. Таким образом, при совмещении процессов выщелачивания  и сорбции растворенного золота  скорость процесса цианирования  возросла в 3 раза (8 ч вместо 24 ч), при этом потери золота с  хвостами снизились с 1-1,2 до 0,8 г/т. В этом случае также скорость  процесса при сорбционном выщелачивании  увеличилась в 3 раза, так как максимальное  извлечение золота 94,9% достигнуто  при этом за 3,5 ч; при обычном  цианировании такое извлечение  получено за 10,3 ч. Ускорение процесса  при сорбционном выщелачивании  объясняется сдвигом равновесия  реакции растворения золота в  сторону образования аниона [Ag(CN)2]- при понижении концентрации его в растворе вследствие сорбции анионитом: 2Аu + 4CN- + ½O2 + Н20= 2 [Au (CN)2]- + 2OН-.  Анализ кинетики процесса показывает, что увеличение градиента концентрации аниона  [Au (CN)2]- ускоряет диффузионный отвод его из зоны реакции и процесс растворения в целом. На повышение скорости растворения золота и серебра влияет также и удаление ионов сопутствующих неблагородных металлов в результате сорбции их из раствора смолой. [2]

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 РОЛЬ ПРОЦЕССА ВЫДЕЛЕНИЯ ЗОЛОТА ИЗ ТИОМОЧЕВИНННЫХ ЭЛЮАТОВ В ТЕХНОЛОГИЧЕСКОЙ СХЕМЕ

      Извлечение золота из кислого тиомочевинного элюата является завершающей операцией переработки практически любого типа руд, если в технологической схеме была использована операция тиокарбамидного выщелачивания золота. Наиболее подготовленным к промышленному использованию при переработке золотых руд технологического типа В является тиокабамид.

Об эффективности данного растворителя, в частности, можно судить по результатам экспериментов, приведенных в табл. 1. Выщелачивание золота производилось из рудных смесей, составленных из золотосодержащего кварца    (2 пробы руды с содержанием Аu соответственно равным 12,9 и 2.3 г/т) и вводимых в него различных минеральных добавок. В качестве последних использованы: борнит-халькозиновый концентрат (содержание Сu 70, S 20 %), штуфной антимонит (98 % Sb2S3), смесь реальгара и аурипигмента. содержащая 53 % Аs и 32 % S, а также активированный уголь марки ОУ. Доля вводимых добавок составляла 1 % от массы кварцевой основы. Из приведенной таблицы видно, что процесс тиокарбамидного выщелачивания, обеспечивая примерно одинаковые с цианированием показатели извлечения золота из простых кварцевых руд. .менее чувствителен к примесям (медь, сурьма, мышьяк), что позволяет рассматривать его в качестве одного из возможных вариантов гидрометаллургической переработки руд, относящихся к технологическому типу "В".

Таблица 1

Результаты сопоставительных опытов по извлечению золота из минеральных смесей цианистыми и тиокарбамидными растворами

Исходный материал для выщелачивания	Извлечение Аu в растворы, %
	Цианирование	Тиокарбамидное выщелачивание
Руда (1) с исходным  содержанием  Au 12, 9 г/т	93-97	87-96
Руда (2) с исходным содержанием  Au 2,3 г/т	80-85	75-78
Руда (1) с добавкой борнит-халькозинового концентрата	50-60	87-91
	концентрация Сu в растворах, мг/л                    740                                          27
Руда   (2)   с  добавкой   борнит-халькозинового концентрата	17-22	65-74
Руда (1 ) с добавкой антимонита	0	75-79
Руда   (2)   с   добавкой   реальгар-аурипигмента	22-43	65-70
Руда (1) с добавкой активированного угля	0	0

 

Примечание: Общие условия выщелачивания: температура 20-25 °С, продолжительность 6 ч; Ж:Т=2:1: исходная концентрация NаСN и растворах 2.5 г/л; сослав тиокарбамидных растворов (г/л): ТhiO - 20; Fе2(SО4)3 (окислитель) - 3,0; Н2SO4(регулятор среды) - 5.0.

 

В период 1964-1984 гг. специалистами Иргиредмета проведен комплекс теоретических и экспериментальных исследований по изучению общих закономерностей процесса растворения золота и его химических соединении в кислых растворах тиокарбамида с последующей разработкой технологии извлечения металлов из руд на основе тиокарбамидного выщелачивания, включая операции осаждения золота и серебра из растворов и нейтрализации сточных вод технологического процесса.  Однако данная операция достаточно сложная, так как процесс малоизучен и трудноосуществим так как руды достаточно бедные и экономически невыгодно применять данную операцию.

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

Золотые руды.

Золотые руды содержат обычно крупное и в меньшей степени мелкое золото. Основная масса сложена кварцем.  Нередко руды засорены вмещающими породами . Основными способами извлечения золота из руд являются цианирование и флотация .Этими способами предшествует обычно гравитационное обогащение , реже амальгамация.

При изучении вещественного состава руд необходимо выяснить , с какими минералами связано золото в измельченной руде. Если оно связано с кварцем или другими несульфидными минералами , то использование флотации менее перспективно, чем цианирование  .

Технологические исследования начинают с выяснения возможности обогащения руды сортировкой .При этом стремятся выделить из руды куски вмещающих пород с отвальным содержанием золота . Одновременно оценивают руду или ее фракции с позиций требований  к кварцевым флюсам. После этого делят руды тем или иным способом на фракции различной плотности и определяют возможность обогащения в тяжелых суспенсиях. Если при сортировке или обогащении в тяжелых суспенсиях будут получены положительные результаты , то дальнейшие исследования проводят с рудой , подвергнутой обработке одним из указанных способов. И только для получения сравнительных данных некоторые эксперименты проводят непосредственно с рудой .Извлеченные руды подвергают гравитационному обогащению , в первую очередь отсадке.Выход концентрата отсадки не должен превышать 1,5-2 %.Отсадкой из первичных золотых руд нередко извлекают до 60-70 % золота.Если из исследуемой руды извлечение золота отсадкой сравнительно низкое ,то вопрос о включении этой операции  в технологическую схему решают лишь после получения результатов последующих операций . Чаще всего отсадка улучшает результаты последующих операций  - содержание золота в хвостах флотации или цианирования снижается, продолжительность цианирования сокращается .В этом случае включение отсадки в технологическую схему обязательно.

 

 

 

 

 

 

  Золото-пиритные руды

В золото-пиритных рудах тонкодисперсное золото обычно связано с пиритом, поэтому его выделяют флотацией вместе с пиритом. Для получения отходов с отвальным содержанием золота удлиняют фронт контрольной флотации с получением в каждой контрольной операции готового концентрата, который направляется на цианизацию. Если тонковкрапленное в пириты золото не извлекается цианизацией, флотационный концентрат перед цианизацией выжигают при температуре 650 – 700оС с получением пористого недогарка, который обеспечивает раскрытие зёрен золота. Иногда для уменьшения потерь золота с отвальными отходами применяют их цианизацию. Однако, если в руде есть свободное золото, при выжигании оно поглощается легкоплавкими компонентами руды и при дальнейшей цианизации не извлекается. В этом случае применяется схема, в которой цианизации подвергается гравитационный концентрат с растворением свободного золота. Отходы цианизации направляются на сульфидную флотацию с дальнейшим выжигом и цианизацией концентрата

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

Сульфидные золото-медные руды

В сульфидных золото-медных рудах золото находится не только в свободном состоянии, но и тонко вкраплено всульфиды (в основном в халькопирит). В рудах кроме сульфидов меди обычно присутствуют пирит, арсенопирит,пирротин, которые также содержат золото, но в меньшем количестве, чем халькопирит. Такие руды после удаления из них свободного золота гравитационными процессами (отсадкой, обогащением на шлюзах) и измельчения до крупности 70 % класса – 0,2 мм направляются на І коллективную флотацию, куда подаются ксантогенат и сосновое масло. После измельчения отходов флотации до крупности 95 % класса – 0,2 мм из них отсадкой удаляется свободное золото, а слив классификации идёт на ІІ коллективную флотацию, которая также проводится с ксантогенатом и сосновым маслом.

Коллективный концентрат после очистных операций направляется на медную флотацию, где производится депрессия пирита известью, но при пониженной щёлочности, потому что в сильнощелочной среде депрессуется золото. Полученный золото-медный концентрат после обезвоживания и сушки направляется на медеплавильный завод. Благородные металлы при электролитическом переделе черновой меди, которая создаётся при плавке, переходит в электролитические шламы, из которых благородные металлы извлекаются на специальных заводах. Пиритный концентрат направляется на цианизацию для извлечения золота, содержащегося в нём. Общее извлечение золота по такой схеме составляет 90 – 91 %.

      Окисленные золото-медные  руды практически не содержат сульфидных минералов меди. Технологическое исследование их проводят с использованием тех же методов и схем обработки ,что и частично окисленных руд. Различие заключается в том , что при исследовании окисленных руд флотационному методу извлечения золота и меди уделяют меньше внимания, чем при исследовании частично окисленных руд. Однако следует иметь в виду, что из окисленных руд флотацией можно извлечь ряд медных  минералов ( малахит, азурит, брошантит ) , золото и золотосодержащие гидроокислы железа.

Заслуживает внимания способ кучного выщелачивания меди серной кислотой с последующим выщелачиванием золота раствором хлорной извести или тиомочевины.

     

 

 

 

Золото-мышьяковые руды

Золото-мышьяковые (золото-арсеновые) руды являются наиболее тяжёлым объектом обогащения, потому что могут содержать до 10 % мышьяка в виде арсенопирита со значительным количеством золота тонкого, почти эмульсионного вкрапления. Кроме арсенопирита в рудах обычно содержится халькопирит. Эти руды очень трудно обогащаемы наличия в них углистых сланцев.

Обогащение золото-мышьяковых руд производится по комбинированной гравитационно-флотационной схеме. После выделения из выходной руды отсадкой с очисткой на концентрационных столах гравитационного концентрата отходы гравитационного цикла направляются на флотацию с выделением коллективного концентрата.

Особую сложность при флотации сульфидов представляют углеродистые вещества, которые переходят в концентрат и значительно повышают их выход, но снижают содержание золота. Кроме того, эти концентраты в дальнейшем не могут перерабатываться цианизацией, потому что углистые сланцы являются сорбентом золото-цианистого комплекса. В этом случае углистый концентрат из коллективного концентрата выделяют с добавлением извести,вспенивателя Т-66 и керосина, а отходы флотации углистых сланцев с добавлением медного купороса разделяют на золото-пиритный и золото-арсеновый концентраты.

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

Литература

• Авдюков В.И., Лебедев Б.И. Комплексная переработка хвостов обогатительных фабрик – Бюлл. «Цветная металлургия» , 1973, №5 ,с. 25-26.
• Гучетль И.С., Ивановский М.Д., Лесина Т.М.,Технико-экономическая оценка способов переработки золотосодержащих концентратов, М., 1972.с