Извлечение золота из упорных руд и концентратов
Лекция 17. Извлечение золота из упорных руд и концентратов
Общая характеристика упорных руд и концентратов
В последние десятилетия неуклонно уменьшается доля золота, извлекаемого из простых в технологическом отношении золотых руд, успешная переработка которых возможна по изложенным выше стандартным схемам. Одновременно возрастает доля золота, извлекаемого из таких руд, эффективная обработка которых требует значительно более сложных и развитых схем, включающих операции гравитационного обогащения, флотации, обжига, бактериального окисления, плавки, выщелачивания и т. д.
Золотосодержащие руды и концентраты, обработка которых в обычных условиях цианистого процесса (в сочетании с гравитационными и амальгамационными методами извлечения крупного золота) не обеспечивает достаточно высокого извлечения золота или сопровождается повышенными затратами на отдельные технологические операции (измельчение, цианирование, обезвоживание, осаждение золота из растворов и т. д.), называют упорными.
По предложению В. В. Лодейщикова (1968 г.), принято, считать, что руды удовлетворительно обрабатываются цианистым процессом, если при этом:
а) извлечение золота в раствор составляет не ниже 90 % при содержании золота в отвальных хвостах цианирования не свыше 0,5—1,0 г/т;
б) достаточно измельчение руды перед цианированием до крупности 80—90 % класса —0,074 мм;
в) высокое извлечение золота достигается при перемешивании цианистой пульпы в течение не более 24 ч;
Рекомендуемые материалы
г) можно осадить золото из растворов стандартным способом — цементацией цинковой пылью (степень осаждения не ниже 95—97 %);
д) цианистые пульпы относительно легко сгущаются и фильтруются;
е) расход цианида не превышает 0,5—1,0 кг на 1т руды.
Этим требованиям обычно удовлетворяют кварцевые руды с небольшим содержанием сульфидных и окисленных соединений железа, золото в которых находится в свободном металлическом состоянии. Все остальные руды в той или иной степени упорны и требуют применения специальных методов переработки.
В табл…. в качестве примера приведены технологические показатели цианирования некоторых золотосодержащих руд.
Таблица….
Технологические показатели цианирования некоторых золотосодержащих руд
Показатели
| Тип руды | ||||
кварцевая | глинистая | сульфидная | углис- тая | сурьмя- нистая | |
Содержании золота в руде, г/т………………. | 6,8 | 5,2 | 7,0 | 10,4 | 33,0 |
Степень измельчения, мм……………………. | - 0,15 | - 0,3 | - 0,15 | - 0,15 | - 0,10 |
Продолжительность цианирования, ч……… | 8 | 8 | 24 | 8 | 24 |
Содержание золота в хвостах цианирования, г/т………………………………………………. | 0,3 | 0,4 | 5,4 | 5,8 | 8,2 |
В том числе, тонковкрапленного в сульфидах, г/т………………………………….. | - | - | 5,1 | 1,0 | 0,4 |
Удельная площадь фильтрования, м2/(т×сут)………………………………………... | 0,21 | 6,25 | - | - | - |
Как видно из этих данных, наиболее благоприятный объект для цианирования — кварцевая золотосодержащая руда. Цианирование этой руды протекает относительно быстро при невысоком содержании золота в отвальных хвостах, цианистая пульпа отличается хорошей фильтруемостыо.
При цианировании глинистой руды также достигается высокое извлечение золота в раствор. Однако чрезвычайно плохая фильтруемость цианистой пульпы, обусловленная присутствием в ней глинистых минералов и гидроксидов железа, заставляет отнести эту руду к категории упорных.
Сульфидная руда является высокоупорной вследствие тонкой вкрапленности золота в сульфидах. При измельчении этой руды золото вскрывается лишь в незначительной степени, поэтому извлечение золота при цианировании низкое.
При цианировании углистой руды одновременно с растворением золота происходит его сорбция углистым веществом, в результате чего большая часть золота остается в хвостах цианирования.
И, наконец, невысокое извлечение золота при цианировании сурьмянистой руды объясняется присутствием в ней минералов сурьмы. Взаимодействуя со щелочными цианистыми растворами, эти минералы образуют различные растворимые соединения, приводящие к образованию на поверхности золотин плотных пленок, тормозящих процесс растворения.
Выделяют следующие основные типы золотосодержащих упорных руд:
Типы руд | Факторы, характеризующие упорность руды при цианировании |
С тонковкрапленным золотом | Тонкая диспергация золота в кварце или сульфидах (пирите, арсенопирите и др.), затрудняющая вскрытие золота измельчением. |
Медистые | Высокий расход цианида, образование на золоте вторичных плёнок, тормозящих растворение, быстрое утомляемость цианистых растворов. |
Сурьмянистые | Образование на золоте плотных плёнок, резко замедляющих растворение. |
Глинистые | Плохая фильтруемость цианистой пульпы, заметная сорбция растворённого золота и цианида глинистыми минералами. |
Феррозолотые | Присутствие на золотинах плёнок гидратированных оксидов железа, затрудняющих растворение золота. |
Как видно из этих данных, упорность золотосодержащих руд может быть вызвана различными причинами, зависящими в свою очередь от того, к какому из перечисленных выше типов относится данная руда. В соответствии с этим схемы переработки упорных руд отличаются большим разнообразием.
Следует учитывать также, что в действительности часто встречаются такие руды, упорность которых обусловлена не одной, а двумя или большим числом причин. В этом случае технологические схемы носят, как правило, комбинированный характер, позволяющий по возможности устранить все причины недоизвлечения золота.
В процессах извлечения золота из упорных руд используют различные способы их подготовки к металлургической переработке: флотационное обогащение, окислительный обжиг, бактериальное окисление , автоклавное выщелачивание.
В настоящее время на большинстве ЗИФ перерабатывают руды, в которых присутствуют сульфидные минералы. Золото в таких рудах частично ассоциировано с сульфидами, а частично находится в свободном состоянии.
На современных ЗИФ эти руды, как правило, обогащают флотацией. Особенность флотации как метода извлечения золота — это возможность извлечь в концентрат золото не только свободное, но и находящееся в тесной ассоциации с сульфидами. Поэтому в большинстве случаев извлечение золота во флотационный концентрат бывает высоким, а хвосты флотации имеют низкое содержание золота и могут быть направлены в отвал.
В отдельных случаях флотационное обогащение не позволяет сконцентрировать все золото в золотосодержащем концентрате. Тем не менее, и в этих случаях применение флотации целесообразно, так как позволяет перевести в концентрат наиболее упорную часть золота, не извлекаемую обычными приемами цианирования, гравитационного обогащения и амальгамации. Полученный флотационный концентрат подвергают специальной переработке, что значительно дешевле, чем перерабатывать таким образом всю массу руды. Золото из хвостов флотации доизвлекают цианированием.
Схемы и режимы флотационного обогащения зависят от вещественного состава руд и отличаются большим разнообразием. Однако в схемах флотации золотосодержащих руд есть и общие черты. Так, при обработке почти всех типов руд используют стадиальную флотацию (чаще всего две стадии). Применение стадиальной флотации позволяет уменьшить переизмельчение золотосодержащих сульфидов и тем самым повысить извлечение золота в концентрат.
Другая общая черта флотационных схем обогащения золотосодержащих руд — небольшое число перечистных операций или даже их полное отсутствие. Эта особенность связана с присутствием в рудах труднофлотируемых частиц золота, которые могут быть легко потеряны при перечистках концентрата. Поэтому на многих фабриках предпочитают получать менее богатые концентраты, но с более высоким извлечением в них золота.
Руды с тонковкрапленным золотом
Тонкая вкрапленность золота — наиболее распространенная причина упорности золотых руд. Руды этого типа делят на две основные категории: 1) золото ассоциировано с кварцем; 2) золото ассоциировано с сульфидами.
В рудах первой категории крупность золота обычно такова, что тонкое или сверхтонкое измельчение обеспечивает достаточную степень вскрытия золотин. Для их переработки используют схемы с трехстадиальным измельчением, дающие весьма тонкий помол (90 — 95% класса —0,04мм). Цианирование такого тонкоизмельченного материала позволяет, как правило, получать отвальные хвосты с невысоким содержанием золота.
Однако вследствие высокой стоимости тонкого измельчения обработка этих руд обходится значительно дороже, чем обычных. Кроме того, из-за повышенного содержания в цианистой пульпе вторичных илов, образующихся при тонком измельчении, заметно снижается производительность операций сгущения и фильтрования, что дополнительно увеличивает стоимость извлечения золота из таких руд.
При переработке руд с тонковкрапленным золотом удельные затраты на измельчение и обезвоживание могут достичь 60 % общей стоимости обработки руды, тогда как. при переработке обычных руд они не превосходят 30— 40 %. Эффективным приемом переработки таких руд является использование их в качестве кварцевого флюса на свинцовых или медеплавильных заводах. При плавке золото переходит в черновой свинец или штейн, из которых затем извлекается известными методами.
Для руд второй категории обычно характерна значительно более тонкая вкрапленность золота, главным образом, в пирите и арсенопирите. Такие руды, как правило, подвергают флотационному обогащению, извлекая в концентрат золотосодержащие сульфиды и мелкое свободное золото1.
Полученный флотационный концентрат перерабатывают различными методами.
Если крупность золотин не чрезмерно мала и позволяет вскрыть золото тонким измельчением, флотационный концентрат доизмельчают и цианируют.
Часто, однако, вкрапленность золота в сульфидах настолько мелка, что даже сверхтонкое измельчение материала не позволяет достичь необходимой степени вскрытия. В этом случае тонкодисперсное золото вскрывают с помощью окислительного обжига.
Окислительный обжиг с последующим цианированием огарка — один из распространенных методов переработки сульфидных золотосодержащих концентратов. При окислительном обжиге золотосодержащие сульфиды окисляются и превращаются в пористую, хорошо проницаемую для цианистых растворов массу оксидов. Последующее выщелачивание огарка позволяет перевести вскрытое золото в цианистый раствор. Обжиг флотационных пиритно- арсенопиритных концентратов применяют на многих золотоизвлекательных предприятиях Канады, Австралии, ЮАР, Ганы, США, исходные концентраты срдержат 18-25 % S, 5-10 % As, 50-250 г/т Au.
Плавка совместно с медными концентратами на медеплавильных заводах — другой распространенный способ переработки концентратов, содержащих тонкодисперсное золото. В процессе плавки золото коллектируется штейном. В результате последующих ппрометаллургических операций (конвертирование, огневое рафинирование) и электролитического рафинирования анодной меди золото оказывается сконцентрированным в анодных шламах, откуда его извлекают специальными методами (см. гл. XVII). Для переработки концентратов, содержащих более 2 % As такой метод неприемлем, так как мышьяк нарушает технологию производства чистой катодной меди. Поэтому мышьяковистые концентраты перед отправкой на медеплавильный завод подвергают окислительному обжигу для удаления мышьяка.
Переработку концентратов можно осуществлять также на свинцовых заводах совместно со свинцовыми концентратами. В этом случае золотосодержащие концентраты вводят в шихту агломерирующего обжига, и при последующей шахтной плавке свинцового агломерата благородные металлы коллектируются черновым свинцом. При рафинировании свинца золото и серебро переходят в серебристую пену, переработкой которой получают серебряно-золотой сплав (доре-металл). Последний отправляют на аффинаж.
Рекомендация для Вас - 3 Конституция Республики Беларусь.
Переработка золотосодержащих концентратов на медеплавильных и свинцовых заводах позволяет извлекать золото даже из таких упорных концентратов, применительно к которым окислительный обжиг с последующим цианированием огарка дает низкие технологические показатели. Недостатками этого способа являются повышенные расходы на перевозку и довольно значительные потери золота (до 7—10%), связанные с транспортированием концентрата и многооперационностью медного и свинцового производства.
Автоклавное выщелачивание сульфидных золотосодержащих концентратов является гидрометаллургическим методом вскрытия тонко -дисперсного золота. автоклавное окисление золотосодержащих сульфидов успешно протекает как в кислой, так и щелочной средах. Приемлемая скорость окисления достигается при 120— 180 °С и давлении кислорода 0,2—1,0 МПа. Продолжительность процесса при этих условиях не превышает 2—4 ч. Вскрытое золото полностью остается в нерастворимом остатке.
Последующее цианирование автоклавного остатка дает весьма высокое извлечение золота.
По сравнению с окислительным обжигом автоклавное выщелачивание обеспечивает более глубокое вскрытие золота. Это объясняется тем, что при автоклавном выщелачивании вскрываемое золото остается свободным, тогда как при окислительном обжиге оно частично покрывается пленками легкоплавких соединений. Поэтому извлечение золота при цианировании автоклавных остатков выше (до 96—98 %), чем при цианировании огарков. Помимо этого, применение автоклавного метода вскрытия исключает механические потери золота с триоксидом мышьяка, устраняет необходимость сооружения сложных пылеулавливающих систем, значительно улучшает условия труда обслуживающего персонала. В настоящее время метод автоклавного выщелачивания еще не применяют в практике золотоизвлекательной промышленности, главным образом из-за относительно высокой стоимости автоклавов и значительных затрат на получение сжатого кислорода.
Бактериальное выщелачивание сульфидных золотосодержащих концентратов также является гидрометаллургическим методом вскрытия топкодисперсного золота. Подобно автоклавному выщелачиванию, оно заключается в окислении золотосодержащих сульфидов с помощью кислорода. Однако приемлемая скорость окисления достигается в этом случае не за счет применения повышенных температур и давлений кислорода, а введением в пульпу микроорганизмов (бактерий), содержащих ферменты, являющиеся биокатализаторами окислительных процессов. Выделяющуюся при окислении энергию бактерии используют для своей жизнедеятельности.
Бактериальное выщелачивание ведут в условиях, благоприятных для жизнедеятельности бактерий (аэрация пульпы воздухом, температура 28—35 °С, рН 1,7—2,4). Продолжительность процесса составляет 90— 120 ч. Твердый остаток, содержащий вскрытое золото, отделяют от жидкой фазы, промывают и подвергают цианированию. Бактериальное выщелачивание идет при обычных температурах и давлениях, что выгодно отличает его от автоклавной технологии.