Технологии переработки золотосодержащих концентратов

Фазовый химический состав меди (таблица 1.4) показывает, что основная часть меди находится в окисленной форме (80-85% отн.) и по данным минералогического анализа представлена карбонатами меди (малахит, азурит) и частично хризоколлой, а также присутствует в значительных количествах в виде примеси в гидроокислах железа (1-5%).

Таблица 2.4 – Фазовый анализ меди флотационных концентратов

Форма нахождения металла в пробе	Концентрат
	Массовая доля, %	Отн. %
Медь свободных окисленных минералов	0.71	52.9
Медь связанных окисленных минералов	0.42	31.4
Медь вторичных сульфидов	0.03	2.0
Медь первичных сульфидов	0.19	13.7
Исходная	1.35	100.0

На долю первичных сульфидов (халькопирита) приходится лишь 13,4-17,4% (отн.). Медь вторичных минералов представлена в основном ковеллином, халькозином, реже борнитом и составляет 1,3-2,8% (отн.).

Фазовый анализ золота в концентрате приведен в таблице 2.5. По результатам фазового анализа основная часть золота в концентрате (74-78% отн.) находится в свободной форме и в сростках.

Таблица 2.5 - Фазовый анализ золота флотационных концентратов.

Форма нахождения золота	Концентрат
	г/т	%
Свободные частицы золота, золото в сростках	21.95	74.5
Золото в минералах меди	6.6	22.4
Золото, покрытое пленками и заключенное в минералах, растворимых в соляной кислоте	0.9	3.1
Золото в сульфидах (пирите, арсенопирите, галените)	<0.10
Золото в породообразующих минералах (кварце и минералах нерастворимых в кислотах)	<0.10
Исходная	29.5
Исходная по хим. анализу (ЗАО «РАЦ Механобр Инжиниринг Аналит»)	33.1

Минераграфическое исследование концентрата показало, что размер свободных золотин может достигать 100-120 мкм, но основная часть проанализированных знаков золота имеет размер от 20 до70 мкм. Формы свободных золотин в основном дендритовидные, зачастую вытянутые в одном направлении или, напротив, почти изометричные (рис. 1).

Рис. 1 - Свободные золотины в концентратах, полученных из исходной руды. Отраженный свет, николи.

По данным минералогического анализа основные сростки золото составляет с гидроокислами железа и реже с халькопиритом. Включения золотин в сложных сростках с гидроокислами железа имеют достаточно широкий диапазон по крупности: от весьма тонких включений размером 2-3 мкм до овальных и дендритовидных размером 20-50 мкм (рис. 2).

Рис. 5 - Золотины в сростках с гидроокислами Fe в концентратах, полученных из исходной руды. Отраженный свет, николи.

По данным фазового анализа значимая часть золота связана с минералами меди (около 20% отн.). Как правило, золотины в виде включений в халькопирите имеют каплевидные формы выделения и мелкие размеры (5-10 мкм) (рис. 6). По данным электронно-микроскопического исследования знаки самородного золота в концентрате имеют постоянную примесь серебра от 7,4 до 29,5 %, что в среднем составляет 13,6% Ag.

2.2. Причины, вызывающие расход цианида.

Химические реакции, на которые расходуется цианид:

1) Чистая медь хорошо растворяется  цианидом подобно золоту по  реакции:

4Сu + 12NaCN +2H2O + O2 = 4Na2Cu (CN)3 +4NaOH

Энергия Гиббса равна

Присутствующий в руде медный колчедан CuFS2 при своем окислении дает сернокислые соединения железа и меди, которые также вредны для цианирования и дают большой расход цианида. Уже при содержании в руде меди в массовой долее 0,5 % создаются огромные препятствия не только в отношении большого расхода цианида, но и по причине малого извлечения золота.

2) Общим поглотителем цианистого  натрия при обработке золотосодержащих  руд является «натертое» железо  из дробилок, мельниц и измельчающих  шаров. Расход железа достаточно  велик и составляет в большинстве  случаев более 1 кг/т руды. И хотя  большая часть сношенного железа  не переходит в раствор, а осаждается  в ловушках и отделяется при  гравитации, оно частично соединяется  в щелочной среде с пиритом  с образованием сернистого железа  по реакции:

Fe + FeS2 = 2FeS

Оно первым окисляется кислородом, и последнего становится недостаточно для растворения золота. Некоторая часть наиболее тонкого железа непосредственно реагирует с цианидом по реакции:

Fe + 6NaCN + 2H2O = Na4Fe(CN)6 + 2NaOH + H2

Энергия Гиббса равна

3) Наиболее частым случаем большого  расхода цианида натрия является  присутствие в рудах или концентратах  сульфидных минералов железа (их  еще называют колчеданами. Большинство  свежих сульфидных минералов  железа очень медленно и слабо  взаимодействует с цианидом натрия. Но достаточно этим сульфидам  полежать во влажном состоянии  на воздухе, как уже начинается  процесс их разложения. Особенно  легко происходит окисление измолотых  колчеданов вследствие огромного  увеличения их поверхности, особенно  энергично окисляются при измельчении  с отщеплением элементарной серы, которая реагирует с цианидом  по реакции:

NaCN + S = NaCNS

Энергия Гиббса равна

4) Естественно, что цианид расходуется  на золото, по реакции:

2Au + 4NaCN + ½O2 + H2O = 2Na[Au(CN)2] + 2NaOH

Энергия Гиббса равна

Суммируя вышесказанное, можно дать приблизительную оценку величины потерь цианида натрия в процентах от общего расхода по перечисленным причинам. Расположим их в порядке возрастания:

- до 5 % механические потери цианида  — проливы растворов и пульп, течи аппаратуры и трубопроводов, передозировка крепких цианистых  растворов;

- 10–15 % — потери цианида за  счет адсорбции свободных ионов  СN на поверхности тонких рудных  шламов;

- 10–15 % — потери цианида за  счет сорбции на сорбенты в  процессе сорбционного цианирования;

- до 15 % цианид теряется в жидкой  фазе хвостов;

- 15–20 % — потери цианида в  результате гидролиза, разложения  углекислотой, поступающей со сжатым  воздухом при пневматическом  перемешивании в пачуках и аэрации пульпы в емкостях выщелачивания с МПУ;

- 20–40 % — химические потери цианида  на взаимодействие с вредными  примесями, находящимися в руде  в виде сульфидных, карбонатных  и сульфатных минералов цветных  металлов и железа.

Чтобы снизить расход дорогостоящего цианида, мною рассмотрена технология регенерации цианида при одновременном извлечении меди, цинка и золота.

2.3. Оптимальные условия цианирования.

По данным проведенных исследований были выбраны оптимальные параметры цианирования:

- масса концентрата 1 т

- время цианирования 24 часа

- содержании твердого в  пульпе 25% масс.

- концентрации цианида  натрия 1 г/л

Данные извлечения меди  раствор представлены в таблице 2.1.

Таблица 2.1 – Извлечение меди в раствор при выщелачивании флотоконцентратов

Содержание Au в исходном концентрате, г/т	Содержание Сu в исходном концентрате, %	Извлечение Сu в раствор, %
33,1	1,35	15,43

Состав конечного раствора представлен в таблице 2.2

Таблица 2.2 – Состав конечного раствора выщелачивания.

[NaCN], г/л	Содержание, мг/л
	Au	Ag	Cu	Fe	Zn	Ca	Mg	Co	SCN-
1	8,23	1,36	442,20	<0,1	10,65	5,40	<0,1	<0,1	11,50

Оптимальные параметры загрузки сорбента представлены в таблице 2.3.

 

Таблица 2.3 – Оптимальные параметры загрузки сорбента

Содерж. сорбента в пульпе, % об.	Содерж. Au в кеке выщелач-я, г/т	Извлечение Au в раствор и на сорбент, %	Извлечение Au на сорбент, %	Содерж. Au в конечном растворе, мг/л	Расход NaCN, кг/т	Расход NaCN на Au, кг/г	Расход CaO, кг/т
5	0,4	98,18	97,83	<0,05	7	0,41	1,1

2.4. Математический баланс процесса

На рисунке 6 представлена принципиальная схема процесса цианирования золотосодержащего концентрата.

Рисунок 6. Схема процесса цианирования.

2.5. Расчет материального баланса процесса цианирования золотосодержащего концентрата.

Исходя из состава концентрата можно сказать, что содержание меди достаточно высокое, а, следовательно, и затраты цианида большие. Поэтому расчёт проводился по золоту и по меди. В таблице 3.1 представлен материальные баланс процесса цианирования золотосодержащего концентрата.

 

Таблица 3.1. Материальный баланс процесса цианирования.

Статья баланса	Масса, т	Количество		Извлечение, %		Содержание
		Au, г	Cu, кг	Au	Cu	Au, г/т, мг/л	Cu, %, мг/л
Предварительное цианирование
Поступило
Концентрат	1	33,1	13,5	100	100	33,1	1,35
Влага кека (20%)	0,2
Вода	1,30
NaCN	0,007
CaO	0,0011
Получено
Пульпа тв.	1	9,9	11,4	30	84,6	9,93	1,1
Пульпа ж.	1,5	23,2	2,08	70	15,4	15,45	1388,7
Сорбционное выщелачивание
Поступило
Пульпа тв.	1	9,9	11,4	30	84,6	9,93	1,1
Пульпа ж.	1,5	23,2	2,08	70	15,4	15,45	1388,7
Уголь	0,18
Получено
Уголь	0,18	32,8	0,13	99,0	1,0	187,2	7,6
Хвосты тв.	1,0	0,3	11,4	0,9	84,6	0,3	1,1
Хвосты ж.	1,5	0,045	2,0	0,1	14,4	0,03	1300,0
Грохочение
Поступило
Уголь	0,18	32,8	0,13	99,0	1,0	187,2	7,6
Хвосты тв.	1,0	0,3	11,4	0,9	84,6	0,3	1,1
Хвосты ж.	1,5	0,045	2,0	0,1	14,4	0,03	1300,0
Получено
Хвосты тв.	1	0,3	11,42	0,91	84,57	0,3	1,14
Хвосты ж.	1,5	0,045	2	0,14	14,4	0,03	1300
Уголь	0,175	32,755	0,13	98,96	0,99	187,17	7,6
Фильтрация
Поступило
Хвосты тв.	1	0,3	11,42	0,91	84,57	0,3	1,14
Хвосты ж.	1,5	0,045	2	0,14	14,4	0,03	1300
Получено
Кек	1,0	0,30	11,4	0,91	84,6	0,30	1,14
Влага кека (20%)	0,3	0,0075	0,3	0,02	2,4	0,03	1300,0
Фильтрат	1,3	0,0375	1,6	0,11	12,0	0,03	1300,0
Осаждение меди
Поступило
Фильтрат	1,25	0,0375	1,6	0,11	12,0	0,03	1300,0
H2SO4	0,003
NaHS	0,001
Получено
Сульфидный медный концентрат (кг)	2		1,6
Раствор на регенерацию цианида	1,25		0,0163
Десорция и электролиз золота
Поступило
Уголь	0,175	32,755	0,133	99	0,99	187,17	7,6
NaOH	0,35
Получено
Уголь	0,18	8,8				50
Катодный осадок (г)	28,3	22,6				80
Раствор после электролиза (остаточная концентрация золота 3-5 мг/л)	0,35	1,4				4
Извлечение Au из концентрата, %	98,94