(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