Переработка золотосодержащего сырья

Однако экономически целесообразную степень измельчения устанавливают по совокупности ряда факторов:

1, степени извлечения металла из руды;

2, возрастания расхода реагентов при более интенсивном из­мельчении;

3, затрат на дополнительное измельчение при доведении руды до заданной крупности;

4,возрастания ошламования при более тонком измельчении и связанные с этим дополнительные расходы на операции обезвожи­вания (сгущение, фильтрация).

Схемы дробления и измельчения варьируют в зависимости от вещественного состава руд и их физических свойств. Как правило. руду вначале подвергают крупному и среднему дроблению в щековых и конусных дробилках с поверочным грохочением. Иногда применяют третью стадию мелкого дробления, осуществляемую в короткоконусных дрооилках. После двухстадиального дробления обычно получают материал — 20 мм, после трехстадиального крупность материала иногда снижается до —6 мм. Дробленый материал поступает на мокрое измельчение, которое чаще осуществляют в шаровых и стержневых мельницах. Руды обычно измельчают в две стадии, пpичeм для первой стадии предпочитают использовать стержневые дробилки.[1]

ГРАВИТАЦИОННЫЕ МЕТОДЫ ОБОГАЩЕНИЯ КОРЕННЫХ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ РУД

При извлечении золота из коренных руд гравитационное обо­гащение в настоящее время имеет существенное значение.

В подавляющем большинстве золотосодержащих руд имеется то или иное количество крупного золота (+0,246 мм и крупнее), которое плохо извлекается не только флотационным обогащением, но и при гидрометаллургической переработке. Поэтому предварительное выделение его гравитационным обогащением в начале технологического процесса может избавить от лишних потерь  золота. Кроме того извлечение свободного золота в начале процесса обработки золотых руд позволяет быстрее реализовать эту часть металла и снизить потери недорастворенного и неотмытого золота.

Наибольшее распространение в качестве первичного гравита­ционного прибора, улавливающего золото на сливе мельниц, полу­чили отсадочные машины.[1]

ИЗВЛЕЧЕНИЕ ЗОЛОТА АМАЛЬГАМАЦИЕЙ

Процесс амальгамации основан на способности ртути смачивать частицы благородных металлов, проникать в них и образо­вывать в избытке ртути соединения этих металлов с ртутью. В процессе амальгамации благородных металлов ртуть по существу является коллектором, собирающим мельчайшие частицы благородных металлов в укрупненный агрегат-амальгаму, которая оседает и задёрживается в определенных частях приборов или на  наклонной поверхности специальных приборов-шлюзов и отсюда периодически снимается. Переход благородных металлов в амальгаму создает условия для быстрого и полного  улавливания их из рудной пульпы, что уменьшает возможность выноса мельчайших частиц благородных металлов из цикла и потери их с  хвостами.[1]

Применение амальгамации в схемах золотоизвлекательных фабрик

В мировой практике процесс амальгамации широко приме­няли для извлечения золота из руд. В настоящее время его используют редко, вызвано это, во-первых, постоянным из­менением качества золотосодержащих руд, вследствие чего повышается содержание золота, связанного с сульфидами, имеющего покровные образования, а также низко— пробного золота, т. е. таких форм, которые не извлекаются амальгамацией; во-вторых, амальгамация—трудоемкий процесс, всегда сопровождающийся потерями золота в виде амальгамы, которая в последующих звеньях техно­логического процесса не извлекается; в-третьих, вследствие сильной токсичности паров ртути использование больших ее объемов создает опасность ртутного отравления людей и окружающей среды.

Тем не менее, амальгамация сохранила свое значение для извлечения свободного золота из гравитационных кон­центратов, получаемых при переработке коренных и рос­сыпных руд. В этом случае приходится обрабатывать не­большое количество богатого материала, и амальгамационный процесс сохраняет свое основное преимущество — дешевую и быструю реализацию золота в виде металла. Этим методом, в частности, перерабатывают основную мас­су гравитационных концентратов в ЮАР.[3]

СГУЩЕНИЕ

Сгущение — следующий после измельчения этап обработки пульпы. Оно состоит в частичном обезвоживании пульпы отстаи­ванием — оседанием твердых частиц на дно чана-сгустителя и сли­вом осветленного раствора. В большинстве случаев в осевшем материале остается около 50% (по массе) воды. что соответствует отношению ж : т = 1 : 1. Предел сгущения зависит от крупности, плотности и физико-химических свойств измельченных частиц обрабатываемой руды.

Содержащиеся в пульпе частицы обычно сильно различаются по размерам. Наряду со сравнительно крупными зернистыми частицами (свыше 0,1 мм) в пульпе обычно содержится значитель­ное количество частиц размером в несколько микронов и даже мельче (меньше 0,001 мм). Более крупные частицы оседают быстрее, а мелкие удерживаются во взвешенном состоянии в течение дол­гого времени.[1]

ЦИАНИРОВАНИЕ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ РУД

Рассмотренные выше методы гравитационного обогащения и амальгамации позволяют извлекать из руд только относительно крупное золото. Однако подавляющее большинство золотосодер­жащих руд наряду с крупным золотом содержит значительное, а иногда и преобладающее количество мелкого золота, практически неизвлекаемого этими методами, вследствие чего хвосты  гравитационного обогащения и амальгамации, как правило, содержат значительное количество золота, представленного мелкими золотинами. Основным методом извлечения мелкого золота  является процесс цианирования.

Сущность этого процесса заключается в выщелачивании благородных металлов с помощью разбавленных растворов цианистых солей щелочных или щелочноземельных металлов [KCN, NaCN, Са(CN)2]. Полученные золотосодержащие растворы отделяют от твердой фазы (отвальных хвостов) сгущением или фильтрацией и направляют на осаждение благородных металлов металлическим цинком. Осадок благородных металлов после соответствующей обработки отправляют на аффинаж для получения чистых золота и серебра.[1]

СОРБЦИЯ ИЗ ПУЛЬП (СОРБЦИОННОЕ ВЫЩЕЛАЧИВАНИЕ)

 Особенностью процесса сорбции из пульп является несколько меньшая скорость процесса вследствие повышенной вязкости пульп (при ж : т = 1...2 : 1) и осаждения шламовых покровов на поверхности частиц ионита, затрудняющих диффузию ионов. Кроме того, следует учитывать неизбежность повышенных потерь ионита вследствие разрушения его зерен при абразивном воздействии рудных частиц. Поэтому сорбцию из пульп в производственных условиях следует проводить при крупности рудных частиц не более 0,15 мм. Кинетика сорбции золота и серебра из цианистой пульпы свидетельствует о том, что большая часть золота переходит в фазу ионита за первые 2 ч перемешивания пульпы. Увеличение продолжительности контакта дает малый эффект вследствие приближения системы смола—пульпа к равновесию: через 8 ч сорбция золота составила только 68,4%. Значительно уменьшается извлечение в фазу смолы серебра: 2% через 2 ч и 28% через 8 ч контакта смолы с пульпой. Полная сорбция благородных металлов происходит при значительном увеличении количества загружаемой смолы.

Показана возможность полной сорбции из пульп растворенного золота анионитами и разработан метод применения данного процесса для определения содержания растворенного неотмытого золота в кеках фильтров или сбросной пульпе ЗИФ (И.Д.Фридман). Использование сорбционного метода позволяет извлечь из проб большее количество золота, и следовательно, получить большую точность анализа по сравнению с обычно применяемым методом декантационной промывки. Сорбция золота из пульп применяется не только для анализа хвостов ЗИФ, но непосредственно в технологическом процессе цианирования руд и концентратов. В последнем случае сорбция из пульпы обычно совмещается с процессом выщелачивания золота и серебра из руд и процесс носит название «сорбционное выщелачивание». Первые исследования по сорбционному выщелачиванию золотосодержащих руд в нашей стране проводились И.Н.Плаксиным с сотрудниками. Дальнейшее развитие исследования данного процесса получили в работах Б.Н.Ласкорина и его сотрудников, которые разработали и внедрили в производство противоточную схему сорбционного выщелачивания золотосодержащих руд. В результате исследований и производственной работы установлено, что сорбционное выщелачивание ведет к значительному ускорению процесса растворения золота и сокращению продолжительности цианирования в 2—3 раза. Кроме того, в ряде случаев повышается степень извлечения золота, и заметно уменьшаются потери нерастворенного золота с хвостами цианирования. При сорбционном выщелачивании кварцевой руды, измельченной до 95,4% класса —0,044 мм

(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]

ЭЛЮИРОВАНИЕ ЗОЛОТА И СЕРЕБРА И РЕГЕНЕРАЦИЯ НАСЫЩЕННЫХ АНИОНИТОВ

В процессе сорбции благородных металлов из цианистых растворов и пульп получают насыщенные аниониты, содержащие сорбированные комплексные цианистые анионы золота, серебра и неблагородных металлов и неметаллические анионы – SCN-, CN-, ОН- и др. Насыщенные аниониты подвергаются процессу регенерации с целью десорбции сорбированных анионов и восстановления их сорбционной активности для оборотного использования в процессе сорбции. Десорбция со смолы сорбированных соединений производится элюированием (вымыванием) растворами соответствующих реагентов, причем целесообразно селективное извлечение золота и серебра в концентрированный раствор с последующим получением их в виде товарного продукта. Следует возможно полнее использовать также другие десорбированные компоненты: медь, цианид и др. Десорбция  [Au (CN)2]-. Испытание для десорбции золота ряда обычных элюирующих растворов — хлористого натрия, хлористого аммония, соляной и серной кислот, гидроксила натрия и аммония, карбоната натрия, цианистого натрия и др. - оказалось неэффективным: золото извлекается лишь частично и неселективно. Английскими исследователями установлена возможность успешного элюирования аниона  [Au (CN)2]-  рядом органических растворителей в смеси с минеральными кислотами, такими как метиловый или этиловый спирт + 5—10% НС1 + 5% Н2О, ацетон + 5% НСl, этилацетат + 10% HNO3+ 5% Н2О и др. Лучшие результаты получены при использовании смесей: ацетон + 5% Н2О или ацетон + 5% HNO3 + 5% Н2О. При применении смеси ацетона с НСl достигается полное вытеснение золота и меди, в то время как железо, цинк и серебро элюируются в меньшем количестве. Применение смеси ацетона с HNO3 дaeт полное, почти селективное, извлечение золота; железо и медь элюируются этим раствором значительно хуже. Элюирование цианистого золота данным методом объясняется образованием золотосодержащего комплекса с органическим растворителем в присутствии минеральной кислоты, ковалентного комплекса, не удерживаемого анионитом. Метод с применением органических растворителей испытан на укрупненной опытной установке в Родезии, но не нашел промышленного применения. Основными недостатками его являются дороговизна, огнеопасность органических реагентов и большой объем элюирующего раствора. В ряде отечественных и зарубежных исследований установлено, что эффективное Элюирование аниона [Au (CN)2]-   с анионитов достигается растворами роданистых солей — KSCN, NaSCN, предпочтительно NH4SCN, который содержит больше групп SCN на единицу массы. Для более полной и быстрой десорбции золота рекомендуется использовать щелочные концентрированные растворы NH4SCN - 3-5 н. (228-380 г/л) с содержанием NaOH от 10 до 25 г/л. Процесс десорбции золота протекает по реакции анионного обмена:

RAu(CN)2+SCN-=RSCN+[Au(CN)2]-

Смола при этом переходит в роданистую форму. Кривая элюирования золота со смолы АМ5 н. раствором NH4SCN  показывает, что для достаточно полного извлечения золота требуется 14 объемов раствора на 1 объем смолы, но большую часть золота можно получить в первых 6—8 объемах более концентрированного раствора. Кроме золота роданистые щелочи десорбируют комплексные цианиды серебра, меди, никеля, кобальта и железа, ионы свободного цианида и гидроксил-иона. Роданиды не десорбируют цианистые соединения цинка, но последние извлекаются щелочью, обычно присутствующей в роданистом растворе. Главным недостатком роданистых солей как элюирующих реагентов является переход смолы в роданистую форму. Использование смолы в этой форме при сорбции нецелесообразно как в технологическом (понижение емкости смолы по благородным металлам), так и в экономическом отношении (потери с хвостами дорогого реагента). Вследствие этого возникает необходимость десорбции роданид-иона со смолы и перевод ее в другую форму. Однако десорбция роданид-иона вызывает значительные трудности: требуется большой объем элюирующих растворов - на 1 объем смолы 15 и более объемов 1-2 н. раствора NaCI или NH4NO3 В результате получается большой объем растворов с низким содержанием роданида, регенерация которого не разработана. В связи с отмеченными недостатками использование роданистых солей в качестве десорбентов в производственных условиях встречает значительные трудности. Наиболее эффективным десорбентом дицианауриат-иона являются слабокислые растворы тиомочевины (тиокарбамида). Элюирующая способность тиомочевины объясняется ее высокой поляризуемостью и комплексообразованием. При взаимодействии с [Au (CN)2]-   в кислой среде она вытесняет цианид-ион и связывает золото посредством пары свободных электронов серы в катион- ный комплекс (по данным Рейнольдса) Au[SC(NH2)2]2 который не способен удерживаться анионитом, имеющим положительно заряженные ионогенные группы. Смола при этом переходит в хлор- или сульфат форму, а освободившиеся ионы CN- связываются в HCN. Процесс элюирования золота протекает по реакции:

RAu(CN)2+2SC(NH2)2+2HCl=RCl+Au[SC(NH2)2]2Cl+2HCN.

Аналогичная реакция имеет место и в случае сернокислой среды, использование которой в практике предпочтительно. Полнота элюирования золота возрастает при повышении концентрации в растворе тиомочевины (ТМ) вплоть до насыщенной, составляющей 9,1%. При изменении концентрации НС1 на кривой элюирования наблюдается максимум, соответствующий концентрациям 1,9-2,3% НСl. При дальнейшем повышении концентрации НСl до 10% тиомочевина разлагается с выделением элементарной серы. В практике для десорбции золота применяются растворы с концентрацией ТМ 90 г/л + 20-25 г/л серной или соляной кислот. [2]

Процесс элюирования растягивается до 10 объемов раствора на 1 объем смолы, но большая часть золота концентрируется в первых 4-6 объемах более богатого, по сравнению с NH4SCN, раствора. Первые 1-2 объема раствора имеют низкое содержание золота, что связано с поглощением ТМ смолой в начальный период, которое может достигать 10% от массы анионита. Это обстоятельство использовано в практике для извлечения ТМ из излишних оборотных растворов. Кроме дицианауриат-иона слабокислые растворы ТМ десорбируют серебро, медь , никель, значительно хуже - цинк и железо, кобальт почти не извлекается. Кислые растворы ТМ значительно полнее и быстрее десорбируют золото с повышением температуры до 50—60 °С. Применение более высокой температуры нецелесообразно вследствие термической нестойкости анионитов. Серебро десорбируется быстрее золота и в основном переходит в первые фракции элюата. Селективное элюирование одного серебра возможно в случае применения более слабого раствора, содержащего 8-10 г/л SC(NH)2 и 2-3 г/л НСl или H2SO4. Цианистые соединения меди также хорошо десорбируются растворами ТМ. Однако при высоком содержании меди в смоле (более 5 мг/г), вследствие образования в смоле при кислой среде осадка простого цианида меди CuCN, процесс элюирования удлиняется, и извлечение золота может быть недостаточно полным. Никель, содержащийся в насыщенном анионите обычно в небольшом количестве (не более 2—3 мг/г), десорбируется раствором ТМ достаточно полно. В связи с этим во избежание осложнений процесса и загрязнения золото- и серебросодержащего элюата медью и никелем целесообразно предварительно десорбировать их из анионита.

Десорбция [Ag(CN)2]-. Как отмечено выше, наиболее эффективным десорбентом цианистых соединений серебра является слабокислый раствор ТМ, содержащий 8-10 г/л ТМ + 2-2,5 г/л НС1 или H2SO4. При взаимодействии с серебром ТМ образует катион ный комплекс состава Ag[SC(NH2)2l3> He удерживаемый анионитом и переходящий в элюирующий раствор по реакции:

RAg(CN)2+3SC(NH2)2+2HCl=RCl+Ag[SC(NH2)2]3Cl+2HCN.

По принципу ионного обмена цианистые анионы серебра хорошо десорбируются растворами 75-225 г/л NH^SCN + 10-20 г/л NaOH по реакции:
RAg(CN)2+SCN-=RSCN+[Ag(CN)2]-.

Страницы: 1, 2, 3, 4