Руды с тонко вкрапленным золотом

Руды с тонко вкрапленным золотом

Арсенопирит Руды с тонко вкрапленным золотомТонкая 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 —0,04 мм). Цианирование такого тонкоизмельчениого 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 %. С целью сокращения затрат на измельчение в последние годы применяют метод бесшарового измельчения (самоизмельчения) золотых руд. 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 золото. Полученный флотационный концентрат перерабатывают различными методами.
 
Если крупность золотин не чрезмерно мала и позволяет вскрыть золото тонким измельчением, флотационный концентрат доизмельчают и цианируют. При необходимости цианирование ведут с применением описанных выше способов , позволяющих устранить отрицательное воздействие сульфидов железа. Применение флотации в этом случае дает возможность устранить дорогую операцию тонкого измельчения всей массы исходной руды и ограничиться доизмельчением небольшого количества богатого флотационного концентрата, выход которого обычно не превышает 5—8 % массы исходной руды.
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.
Окисление пирита начинается при 450—500 °С. Процесс протекает с образованием в качестве промежуточного продукта пирротина, который окисляется до магнетита и далее до гематита:
 
FeS2 + O2 = FeS + SO2; 
 
3FeS + 5O2 = Fe3O4 + 3SO2;
 
4Fe3О4 + o2 = 6Fe2O3.
 
При температурах выше 600 °C окислению пирита предшествует его диссоциация с образованием пирротина
 
2FeS2 = 2FeS + S2,
 
который затем окисляется до гематита.
Показатели окислительного обжига зависят от ряда параметров, из которых наиболее важна температура. При недостаточно высокой температуре обжига (ниже 500 °С) скорость окислительных реакций невелика, и в огарке может присутствовать заметное количество не полностью окисленных частиц пирита. Цианирование такого огарка сопровождается значительными потерями золота вследствие его недостаточно полного вскрытия. С повышением температуры обжига окисление пирита протекает быстрее и полнее. Однако при температурах, превышающих 900— 950 °С, возможно частичное оплавление огарка вследствие образования относительно легкоплавких эвтектических смесей. Появление расплава ведет к спеканию материала и получению плотных малопористых огарков, плохо поддающихся цианированию.
 
Существенно на показатели обжига влияет концентрация кислорода в газовой фазе. При низкой концентрации кислорода скорость окисления пирита снижается, что может привести к недостаточно полному вскрытию золота. В то же время при чрезмерно высокой концентрации кислорода скорость процесса может стать настолько высокой, что при недостаточно хороших условиях теплообмена тепло экзотермических реакций не будет успевать рассеиваться в окружающей среде и температура обжигаемых зерен превысит опасный предел (900—950 °С). В результате этого огарок оплавляется и структура его будет недостаточно пористой.
Практически установлено, что оптимальная температура обжига пиритных концентратов зависит от их вещественного состава и колеблется в пределах 500—700 °С. Расчеты и экспериментальные исследования показывают, что вследствие «перегрева» огарка температура его может превышать температуру в печи на 300—400 °С. Взаимосвязь между скоростью окисления пирита и температурой его зерен указывает на то, что для получения пористого огарка скорость окислительных реакций необходимо регулировать таким образом, чтобы температура частиц при обжиге не превышала 900—950°С. Для достижения этого надо уменьшить количество воздуха, подаваемого в печь, или снизить концентрацию кислорода в газовой фазе. Вместе с тем уменьшить «перегрев» обжигаемых частиц можно, улучшив условия теплообмена между материалом и окружающей средой. Этот путь рациональнее, так как позволяет поддерживать оптимальную температуру материала в печи без соответствующего уменьшения скорости обжига.
 
Условия теплообмена между обжигаемым концентратом и окружающей средой улучшаются при интенсивном перемешивании материала в печи. Поэтому  осуществление процесса обжига на поду в условиях относительно слабого перемешивания материала создает значительную опасность «перегрева» огарка и его частичного оплавления. Проведение же процесса в печах кипящего слоя, где вследствие
интенсивного перемешивания условия теплообмена исключительно благоприятны, позволяет значительно точнее выдерживать температурный режим обжига, не допуская оплавления огарка.
Поведение арсенопирита при окислительном обжиге во многом аналогично поведению пирита. Интенсивное окисление арсенопирита начинается примерно при 450°С и протекает с образованием в качестве промежуточных продуктов пирротина и магнетита:
 
2FeAsS + 1,5O2 = 2FeS + As2O3 (газ);
 
3FeS + 5O2 = Fe3O4 + 3SO2;
 
2Fe3O4 + 0,5О2 = 3Fe2O3.
 
При температурах выше 600 °С окислению арсенопирита предшествует его диссоциация:
 
4FeAsS = 4FeS + As4 (газ).
 
Газообразный мышьяк окисляется до триоксида
 
As4 + 3O2 = 2As2O3, 
 
а пирротин — до гематита.
Образующийся триоксид мышьяка обладает высокой летучестью. При 457 °С упругость паров As2O3 равна 760 мм рт. ст. Поэтому мышьяк, окисленный до As2O3, переходит в газовую фазу.
Однако при избытке кислорода триоксид мышьяка может окислиться до пентоксида:
 
As2O3 + O2 = As2O5.
 
В зависимости от условий обжига и вещественного состава обжигаемого материала пентоксид мышьяка может оставаться в огарке в неизменном состоянии или вступать во взаимодействие с оксидами железа, образуя арсенаты железа (II) и (III): Fea(AsO4)2 и FeAsO4. Так как пентоксид мышьяка и арсенаты железа нелетучи, мышьяк, окис» ленный до As (V), остается в огарке. Это нежелательно, так как при последующем цианировании огарка мышьяк частично переходит в раствор и расстраивает осаждение золота цинком. Оборотное использование обеззолоченных цианистых растворов становится в этом случае практически невозможным. Кроме того, присутствие в огарке соединений мышьяка (V) приводит к образованию пленок на поверхности золотин, что затрудняет их растворение при цианировании.
 
В связи с этим при обжиге концентратов, содержащих арсенопирит, мышьяк необходимо переводить в газовую фазу. С этой целью обжиг мышьяковистых концентратов следует проводить в слабоокислительной атмосфере, что способствует образованию летучего триоксида и сводит к минимуму окисление мышьяка до пятивалентного состояния.
Однако слабоокислительная атмосфера, благоприятствующая удалению мышьяка, не соответствует условиям максимального окисления сульфидной серы, для удаления которой требуется значительно более окислительная атмосфера. В связи с этим наиболее рациональным сопособом окисления золотомышьяковых концентратов является двух-стадийный обжиг. Первая стадия обжига, проводимая в условиях ограниченного доступа воздуха, имеет целью перевод мышьяка в виде AS2O3 в газовую фазу. Полученный огарок поступает на вторую стадию, где при значительном избытке кислорода происходит окисление сульфидной серы. Такой двухстадийный обжиг позволяет получить благоприятный для цианирования пористый огарок с невысоким содержанием сульфидной серы и мышьяка.
 
Примерно аналогичный эффект достигается и при одностадийном обжиге, если при этом использовать принцип противотока, т. е. движение материала навстречу обжиговым газам. В этом случае исходный сульфидный концентрат в первый период обжига будет контактировать с уже частично использованными газами, имеющими поэтому невысокую концентрацию кислорода, вследствие чего в первый период обжига будет удаляться мышьяк. По мере дальнейшего движения материала в печи он станет контактировать с газом, все более обогащенным кислородом, и на выходе из печи огарок будет свободен не только| от мышьяка, но и от серы. Принцип противотока используют при осуществлении подового обжига золотосодержащих сульфидных концентратов.     
В настоящее время обжиг флотационных пиритно- арсенопиритных концентратов применяют на многих золото-извлекательных предприятиях Канады, Австралии, ЮАР, Ганы, США и других стран. Исходные концентраты содержат 18—25 % S, 5—10 % As, 50—250 г/т Au. До 1946 г. обжиг концентратов на всех без исключения фабриках осуществляли в подовых печах. Недостатки подового обжига послужили толчком к разработке обжига в кипящем слое. Последний обычно проводят в две стадии, хотя иногда применяют более простой, менее совершенный одностадиальный обжиг.
 
Флотационный концентрат в виде пульпы с содержанием твердого 70—80 % поступает в печь первой стадии обжига, где при ограниченном количестве воздуха мышьяк в виде As2О3 улетучивается. Огарок первой стадии через разгрузочную трубу поступает в печь второй стадии. Для лучшего перетекания материала в разгрузочной трубе установлено сопло для подачи сжатого воздуха. Газы из печи первой стадии поступают в промежуточный циклон и далее в надслоевое пространство печи второй стадии. Пыль из циклона также разгружается в печь второй стадии. Газы, выходящие из печи второй стадии, проходят циклоны и через дымовую трубу выбрасываются в атмосферу. Огарок и пыль из циклонов второй стадии охлаждают водой в специальном чане и направляют на цианирование.
 
Оптимальная температура обжига зависит от химического и минералогического состава обжигаемого концентрата, для большинства концентратов она находится в пределах от 500 до 700 °С. Для проведения процесса в авто-енном режиме содержание серы в обжигаемом материале не должно быть меньше 16—20 %. При более высоком содержании возникает необходимость отвода избыточного тепла. На практике это осуществляют, подавая дополнительное количество воды либо в питание печи, либо непосредственно в кипящий слой.
 
Обжиг концентратов в печах кипящего слоя сопровождается большим уносом пыли (40—50 % исходного материала). Поэтому тщательная очистка газов от пыли — одна из центральных проблем. Применение одних циклонов не дает необходимой степени очистки, поэтому систему пылеулавливания дополняют электрофильтрами. На современных предприятиях обязательной является также очистка газов от токсичного триоксида  мышьяка. С этой целью очищенные от пыли газы охлаждают и пропускают через мешочные фильтры, где задерживаются тонкие частицы сконденсированного триоксида мышьяка. После очистки от пыли и мышьяка газы печей кипящего слоя могут быть использованы для производства серной кислоты.
Огарки, получаемые в результате обжига пиритно-арсенопиритных концентратов в печах кипящего слоя, содержат 1 —1,5 % As и столько же серы. Цианированием их удается извлечь 90—95 % содержащегося в них золота.
По сравнению с подовыми печи кипящего слоя — весьма эффективные аппараты для обжига золотосодержащих концентратов. Основными их достоинствами являются большая удельная производительность [около 5 т/(м² сут)] и более высокое качество огарков, получаемое в результате точного регулирования режима обжига.
 
Рассмотренный метод переработки сульфидных концентратов окислительным обжигом с последующим цианированием огарка имеет известные недостатки. Главный из них — повышенные потери золота с хвостами цианирования. Несмотря на все принимаемые меры, окислительный обжиг неизбежно сопровождается частичным спеканием материала и образованием на поверхности золотин пленок из легкоплавких соединений. В результате этого некоторое количество золота оказывается недоступным действию цианистых растворов, поэтому хвосты цианирования огарков имеют повышенное содержание золота (обычно 5—10 г/т). Кроме того, 2—3 % Аu теряется с мышьяковистыми пылями мешочных фильтров. Недостатком способа является также получение при обжиге высокотоксичного триоксида мышьяка, который пользуется ограниченным спросом и поэтому подлежит «захоронению» в подземных хранилищах, изолированных от действия грунтовых вод.
 
Во избежание спекания сульфидных концентратов при высоких температурах и для уменьшения расхода NaCl хлоридовозгонке следует подвергать предварительно обожженные материалы, содержащие 2-5 % S. Меньшее содержание серы нежелательно вследствие снижения извлечения золота. Оптимальный расход NaCl составляет 10—15 % массы исходного материала. При недостатке NaCl золото и сопутствующие ему элементы хлорируются неполностью и частично теряются с огарком; избыток NaCl приводит к оплавлению и укрупнению частиц огарка, что также ухудшает извлечение металла. При соблюдении этих условий в возгоны переходит, %: 99 Аu, 98 Ag, 96 Сu, 90 Zn. Содержание золота в огарках не превышает 2 г/т.
Переработка возгонов заключается в выщелачивании их водой с переводом в раствор хлористых солей мышьяка, железа, меди, свинца, цинка, а также сульфата и хлорида натрия. Золото при этом восстанавливается до металла и вместе с хлоридом серебра остается в нерастворимом остатке. Суммарное содержание драгоценных металлов в остатке после водного выщелачивания составляет несколько процентов, что позволяет непосредственно плавить его на черновой металл. Раствор хлоридов можно использовать для извлечения цветных металлов.
 
Процесс хлоридовозгонки весьма универсален, его можно использовать для извлечения золота из концентратов практически любого состава. Важное достоинство этого процесса — возможность комплексной переработки концентратов с извлечением из них не только золота и серебра, но и сопутствующих цветных металлов. К недостаткам хлоридовозгонки следует отнести сложность аппаратурного оформления высокотемпературного обжига и улавливания возгонов. Поэтому хлоридо возгонку пока еще не применяют в золотодобывающей промышленности.
 
Автоклавное выщелачивание сульфидных золотосодержащих концентратов является гидрометаллургическим методом вскрытия тонко-дисперсного золота. Как показали исследования И. Н. Масленицкого, И. Н. Плаксина, С. В. Хрящева и др., 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.
При выщелачивании в кислой среде окисление пирита и арсенопирита протекает по реакциям:
 
2FeS2 + 7O2 + 2Н2O = 2FeSO4 + 2H2SO4;
 
2FeAsS + 6,5O2 + 3H2O = 2FeSO4 + 2H3AsO 4. 
 
Ионы Fe²⁺ окисляются кислородом до Fe³⁺
 
2FeSO4 + 0,5О2 + H2SO4 = Fe2(SO4)3 + Н2O.
 
Последние, будучи сильным окислителем, также принимают участие в окислении сульфидов:
 
FeS2 + 7Fe2(SO4)3 + 8Н2O = 15FeSO4 + 8H2SO4;
 
2FeAsS + 13Fe2(SO4)3 + 16H2O = 28FeSO4 + 2H3AsO4 + 13H2SO4.
 
Перешедший в раствор мышьяк осаждается в виде малорастворимого арсената железа:
 
2H3AsO4 + Fe2(SO4)3 = 2FeAsO4 + 3H2SO4 .
 
Полнота осаждения мышьяка тем выше, чем выше концентрация ионов Fe³⁺ и чем меньше кислотность раствора. Ионы Fe³⁺ частично подвергаются гидролизу:
 
Fe2(SО4)3 + 3Н2О = Fe2О3 + 3H2SО4. 
 
Степень гидролиза возрастает с повышением температуры выщелачивания и уменьшением кислотности раствора.
В результате протекания этих реакций большая часть железа и практически вся сера переходят в раствор, основная масса мышьяка остается в нерастворимом остатке. Последний состоит из компонентов пустой породы, оксида и арсената железа. После отделения от жидкой фазы и промывки он представляет — собой благоприятный продукт для извлечения золота цианированием.
При выщелачивании в щелочной среде характер протекающих реакций иной. В этом случае все железо остается в нерастворимом остатке а в раствор переходит не только сера, но и весь мышьяк:
 
2FeS2 + SNaOH + 7,5О2 = Fe2О3 + 4Na2SО4 + 4Н2О;
 
2FeAsS + l0NaOH + 7О2 = Fe2О3 + 2Na3AsО4 + 2Na2SО4 + 5H2О.   
 
Последующее цианирование автоклавного остатка дает весьма высокое извлечение золота. Однако из-за большого расхода щелочи и сложности ее регенерации щелочной процесс по своим технико-экономическим показателям уступает кислому.
Как показывают исследования, 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 тонкодисперсного 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.
 
Для окисления пирита и арсенопирита наиболее пригодны тионовые железобактерии (Thiobacillus ferrooxidans), способные окислять сульфиды, сульфат закиси железа, элементарную серу, тиосульфат и другие ненасыщенные соединения серы. Механизм окисления сульфидов при бактериальном выщелачивании сложен. Считают, что участие тионовых железобактерий в окислении сульфидов может быть прямым и косвенным. В первом случае, бактерии, закрепляясь на поверхности сульфида, принимают непосредственное участие в окислительном процессе, выполняя функцию переносчика электронов от сульфида к кислороду.
В качестве промежуточного продукта окисления образуется элементарная сера. В присутствии бактерий она окисляется затем кислородом до серной кислоты. Во втором случае роль бактерий состоит в ускорении процесса окисления сульфата закиси железа до сульфата оксида. При обычных температурах и давлениях кислорода этот процесс в отсутствие бактерий идет очень медленно. Образующийся сульфат оксида вступает в химическое (без участия бактерий) взаимодействие с сульфидами, окисляя их до сульфатов . Скорость этих реакций достаточно высока. Таким образом косвенное участие бактерий в окислении сульфидов состоит в регенерации сульфата оксида железа. По данным С. И. Полькина с сотрудниками основное значение имеет прямой механизм.
 
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. Результаты исследований, проведенных под руководством С. И. Полькина, свидетельствуют о перспективности этого направления. В настоящее время процесс находится в стадии лабораторных и укрупненных испытаний.
Вы читаете, статья на тему руды с тонко вкрапленным золотом

Добавить комментарий

Your email address will not be published. Required fields are marked *

You may use these HTML tags and attributes:

<a href="" title=""> <abbr title=""> <acronym title=""> <b> <blockquote cite=""> <cite> <code> <del datetime=""> <em> <i> <q cite=""> <s> <strike> <strong>