/
Text
ИРКУТСКИЙ НАУЧНО-ИССЛЕДОВАТЕЛЬСКИЙ ИНСТИТУТ
БЛАГОРОДНЫХ И РЕДКИХ МЕТАЛЛОВ И АЛМАЗОВ
ОАО “ИРГИРЕДМЕТ"
В.В.ЛОДЕЙЩИКОВ
ТЕХНОЛОГИЯ ИЗВЛЕЧЕНИЯ
ЗОЛОТА И СЕРЕБРА ИЗ
УПОРНЫХ РУД
В 2-х томах
Том 1
Иркутск
1999
УДК 669.21/23:622.342.1
упорных руд: В 2х томах.- Иркутск: ОАО "Иргиредмет". 1999.
Т. 1.342 с. Табл.42. Ил.83
также студентов.
ISBN
ОГЛАВЛЕНИЕ
ТОМ 1
ВВЕДЕНИЕ.............................................. 11
часть первая, общая характеристика упорных
ЗОЛОТЫХ И СЕРЕБРЯНЫХ РУД КАК ОСОБОЙ КАТЕГОРИИ
МИНЕРАЛЬНОГО СЫРЬЯ.. ..... 16
Вводные положен и я................................... 16
ГЛАВА 1. РОЛЬ ЦИАНИСТОГО ПРОЦЕССА В ТЕХНОЛОГИИ
ОБОГАЩЕНИЯ ЗОЛОТЫХ И СЕРЕБРЯНЫХ РУД........... 22
1.1. Значение металлургического передела в технологических
схемах извлечения золота и серебра из рудного сырья. 22
1.2. Современное состояние и пути дальнейшего
усовершенствования цианистого процесса как основного
метода извлечения золота и серебра из руд и концентратов . 29
ГЛАВА 2. ФАКТОРЫ. ОПРЕДЕЛЯЮЩИЕ ИЗВЛЕЧЕНИЕ
МЕТАЛЛОВ ПРИ ЦИАНИРОВАНИИ. ОСНОВНЫЕ
ПРИЗНАКИ II КРИТЕРИИ ТЕХНОЛОГИЧЕСКОЙ
УПОРНОСТИ ЗОЛОТЫХ И СЕРЕБРЯНЫХ РУД.................. 34
2.1. Характер связи золота и серебра с рудными компонентами
Физическая депрессия благородных металлов в цианистом
процессе........................................ 34
2.2. Влияние цианисидов и восстановителей на процесс
выщелачивания золота и серебра цианистыми растворами.
Химическая депрессия благородных металлов....... 40
2.3. Влияние природных сорбентов на извлечение золота при
цианировании. Сорбционная активность золотосодержащих
руд и концентратов.............................. 46
2.4. Влияние других факторов на скорость и полноту
выщелачивания золота и серебра цианистыми растворами . 54
ГЛАВА 3. РЕКОМЕНДУЕМАЯ СИСТЕМА ТЕХНОЛОГИЧЕСКОЙ
КЛАССИФИКАЦИИ И ТЕХНОЛОГИ ЧЕСКОЙ ОЦЕНКИ
ЗОЛОТЫХ И СЕРЕБРЯНЫХ РУД........ .... 59
3.1. Варианты технологической классификации
золотосодержащих руд в трудах советских и
зарубежных ученых............................... 59
3.2. Классификация золотых и серебряных руд по характеру
и степени их технологической упорности. .... 62
3.3. Рекомендуемая методике технологической оценки
золотых и сепебояных пуд...... .................. 65
ЧАСТЬ ВТОРАЯ. НАУЧНО-ПРИКЛАДНЫЕ ОСНОВЫ
ТЕХНОЛОГИИ ИЗВЛЕЧЕНИЯ ЗОЛОТА И СЕРЕБРА ИЗ
УПОРНЫХ РУД .... ...... ................. 75
Вводные положения.................................... 75
РАЗДЕЛ I. РУДЫ С ТОНКОВКРАПЛЕННЫМ ЗОЛОТОМ И
СЕРЕБРОМ............................................... 77
ГЛАВА 4. ОСОБЕННОС1 н МЕХАНИЧЕСКОГО ОБОГАЩЕНИЯ РУД
С ТОНКОВКРАПЛЕННЫМ ЗОЛОТОМ И СЕРЕБРОМ.................. 78
ГЛАВА 5. ВОЗМОЖНОСТИ ИСПОЛЬЗОВАНИЯ МЕТОДОВ
ТОНКОГО И СВЕРХТОНКОГО ПОМОЛА В
ТЕХНОЛОГИИ ПЕРЕРАБОТКИ УПОРНЫХ
ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ РУД И КОНЦЕНТРАТОВ..................... 90
ГЛАВА 6. ГИДРОХИМИЧЕСКОЕ ВСКРЫТИЕ
ТОНКОВКРАПЛЕННОГО ЗОЛОТА И СЕРЕБРА ... .105
6.1. Кислотно-кислородное выщелачивание (ККВ)
золиюсидержащнх сульфидов....................... 106
6.2. Автоклавное окисление сульфидных руд и концентратов. 114
6.3. Сульфидно-щелочное выщелачивание эолотосодерщего
антимонита. ................... 127
6.4. Кислотное вскрытие и выщелачивание железистых
золотосодержащих руд............................ 129
6.5. Щелочное вскрытие окисленных мышьяксодержащих
золотых руд и огарков........................... 132
6.6. Гидрометаллургические методы вскрытия дисперсного
серебря в марганцовистых рудах.................. 137
ГЛАВА 7. БАКТЕРИАЛЬНО-ХИМИЧЕСКОЕ ОКИСЛЕНИЕ
ЗОЛОТО- И СЕРЕБРОСОДЕРЖА11UIX СУЛ ЬФИДОВ .... 146
7 1. Теоретические основы бактериального вскрытия и
выщелачивания сульфидных золотосодержащих рул
и концентратов.................................. 147
7.2. Принципиальная схема бпогидрометаллургического
извлечения золоти и серебра из мышьяково-пир1ГП1ЫХ руд ... 161
7.3. Методы интенсификации процессов бактериального
вскрытия и выщелачивания золотосодержащих руд... 174
7.4. Результаты технологических исследований и укрупненных
испытаний технологии БВ-цианирование ........... 183
7.5. Кучное бактериальное выщелачивание упорных руд
золша и серебра................................. 198
7.6. Состояние и перспективы промышленного использования
биогилрометяппургической технолоп.... золота
из упорных руд .............................. 206
ГЛАВА 8. ОКИСЛИТЕЛЬНЫЙ обжиг сульфидных
ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ РУД И КОНЦЕНТРАТОВ . 212
8 I. Общие положения ................ 212
8.2 Условия термохимического вскрытия эолото- и
сереброеодержаших сульфидов...................... 215
8 3 Поведение металлического золота и серебра в процессе
обжига сульфидных руд (концентратов)............. 235
8.4 Поведение некоторых минералов и химических соединениП
золота и серебра при обжиге......................... 244
8 5 Влияние протекающих при обжиге химических процессов
на извлечение золота и серебра из огарков методом
цианирования........................................ 248
8 6 Общие рекомендации по использованию процесса
окислительного обжш а как метода подготовки
сульфидных эолото- и сереброеодержаших руд
(концентратов) к цианированию................... ... 253
8.7 Особенности применения обжигово-цианпстоП технологии
при извлечении золота из пиритных и мышьяковопирптных
рул (концентратов).................................. 256
ГЛАВА 9. ДРУГИЕ СПОСОБЫ ТЕРМОХИМИЧЕСКОГО ВСКРЫТИЯ
ЗОЛОТА 11 СЕРЕБРА.......................................... 267
9 I Окислительио-хлорирующий обжиг................... 267
9 2 Арсенатиэируюший обжш............................ 275
9 3 Окисл1ггельно-еул1>ф|Щ1г>11рующиП обжиг. 278
9.4 Термическое вакуумирование мышьяковистых
концентратов .... ... 280
9 5 Парооксиднрование............................... 282
9 6 Радиационно-термическая обработка...... 283
9 7. Низкотемпературный обжиг серебряных руд 287
9 8 Низкотемпературный обжиг (прокалка) феррозолотых руд 288
9.9 Обжиг марганцовистых сереброеодержаших руд . 295
ГЛАВА 10. ПЛАВКА ЗОЛОТО-11 СЕРЕБРОСОДЕРЖАЩИХ
КОНЦЕНТРАТОВ............................................... 297
10.1 Извлечение золота п серебра в свинцовом производстве
10.2. Извлечение золота и серебра в медном производстве
10 3. Извлечение золота и серебра в цинковом производстве .
10 4.11 тлечение золота и серебра в сурьмяном производстве
10 5. Плавка золотосодержащих концентратов на железный
шзейн ................................................ 314
Ю 6 Плавка ипритных золотосодержащих концентратов
на еаморассыпающпйся шлак................... 318
Ю 7 к»«оллекторная плавка золотых концентратов
на металл Доре.............................. 321
ГЛ АВА 11 ВЫСОКОТЕМПЕРАТУРНОЕ ХЛОРИРОВАНИЕ С
ВОЗГОНКОЙ ЗОЛОТА И СЕРЕБРА В ГАЗОВУЮ ФАЗУ 325
ГЛАВА 12. РЕКОМЕНДУЕМЫЕ ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЕ ВАРИАНТЫ
ПЕРЕРАБОТКИ РУД С ТОНКОВКРАПЛЕННЫМ
ЗОЛОТОМ И СЕРЕБРОМ.................................... 338
ТОМ 2
РАЗДЕЛ]]. РУДЫ. СОДЕРЖАЩИЕ ХИМИЧЕСКИЕ
ДЕПРЕССОРЫ И ПРИРОДНЫЕ СОРБЕНТЫ ЗОЛОТА И СЕРЕБРА 343
ГЛАВА 13. ИЗВЛЕЧЕНИЕ ЗОЛОТА И СЕРЕБРА ИЗ РУД.
СОДЕРЖАЩИХ ЦИАНИСИДЫ И ДРУГИЕ
ХИМИЧЕСКИ АКТИВНЫЕ ПРИМЕСИ 344
13.1 Условия цианирования руд (концентратов), относящихся
к технологическому типу “В"................. 345
13 2 Термическая пассивация химических депрессоров
золота и серебра перед цианированием 363
13 3 Особенности флотационного обогащения медистых,
ппрротинсидержащих. сурьмянистых, сернистых и
теллуристых руд 371
13 4 Применение метолоя гилрометяллургпчсскоП селекции при
переработке медь-, сурьму-, теллур- и селепсодержащпх
золотых руд и концентратов...................
13 4| Медистые руды............................
13 4 2. Сурьмянистые руды .....................
13 4 3 Теллуристые и селенистые руды .... .....
ГЛАВА 14 ТИОКАРБАМИДНОЕ ВЫЩЕЛАЧИВАНИЕ ЗОЛОТА
И СЕРЕБРА ИЗ УПОРНЫХ РУД.................................... 414
14 1 Вводные положения............................... 414
14 2 фцзнко-хпмпческие закономерности растворения золота,
серебра, их сплавов, минералов и химических соединения
в кислых растворах тиокарбамида.................. 418
14.3 Рациональная схема и режимы гидрометаллургическоП
переработки золотых и серебряных рул метолом
тнокарбамидного выщелачивания.....................425
14.4. Влияние вещественного состава руд на процесс
тнокарбамидного выщелачивания и оценка перспектив
использования этого процесса для извлечения золота
и серебра ш упорного сырья .......................... 430
ГЛАВА 15. ИЗВЛЕЧЕНИЕ ЗОЛОТА II СЕРЕБРА ИЗ РУД.
ХАРАКТЕРИЗУЮЩИХСЯ ЕСТЕСТВЕННОЙ
СОРБЦИОННОЙ АКТИВНОСТЬЮ.................................. 439
15 I. Особенности цианирования руд, содержащих природные
сорбенты золота и серебра......................... 441
15.2. Основные принципы сорбционного цианирования
углеродсодержащцх и глинистых рул 451
15 3. Цианирование углистых руд (концентратов)
с предварительным окислением углероде хлорагентами 464
15 4. Применение технологии: окисл|ГтельныЛ обжиг -
цианирование к углистым золотым рудам и концентратам
с повышенной сорбционной активностью.............. 467
15 5 Использование операций механического обогащения в
схемах переработки углистых и глинистых золотых руд .... 485
ГЛАВА 16. РЕКОМЕНДУЕМЫЕ ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЕ ВАРИАНТЫ
ПЕРЕРАБОТКИ РУД. СОДЕРЖАЩИХ ХИМИЧЕСКИЕ
ДЕПРЕССОРЫ И ПРИРОДНЫЕ СОРБЕНТЫ ЗОЛОТА
II СЕРЕБРА............................................... 500
16.1. Извлечение золота н серебра из медистых, сурьмянистых.
пиррот)1нсолержяшнх, сернистых и теллуристых руд .... 502
16 2. Извлечение золота и серебря in углеродсодержащцх
и глинистых руд...................................... 506
ЧАСТЬ ТРЕТЬЯ. ФАБРИЧНАЯ ПРАКТИКА ПЕРЕРАБОТКИ
УПОРНЫХ РУД ЗОЛОТА И СЕРЕБРА................ 510
Вводные положения........................... 510
ГЛАВА 17 ПЕРЕРАБОТКА ПИРИТНЫХ И
МЫШЬЯКОВО-ПИРИТНЫХ РУД С
ТОНКОВКРАПЛЕННЫМ ЗОЛОТОМ. 511
Фабрика "Птогон" (Филиппины)........................ 513
Фабрика "Мак-Интайр" (Канада)....................... 515
Фабрика "Артур Вайт" (Канада)....................... 516
Фабрика Джайент Йеллоунайф" (Канада) 518
Фабрика Кемпбелл" (Канада).......................... 523
фабрика "Нью Консорт" (ЮАР)... 527
Завод "Квскве" (Зимбабве)........................... 532
Кочкарскнй обжиговый завод (Россия) 535
Фабрика "Гстчслл" (США) ............................ 536
Фабрика "Кзинон" (США) 539
Фабрика "Мак Лафлин" (США). . 539
Фабрика "Меркьюр" (США) .... 544
Фабрика “Голдстрайк" (США).......................... 547
Фабрика “Синела" (Канада)........................... 549
Фабрика “Остин" (США)............................... 552
Фабрика “Тонкин Спрингс" (США)...................... 553
Горнодобывающий комплекс “Эрго" (ЮАР)............... 555
Завод "Сальспнь” (Франция).......................... 561
Завод “Кова Сейко" (Япония)......................... 564
ГЛАВА 18 ИЗВЛЕЧЕНИЕ ТОНКОГО ЗОЛОТА II СЕРЕБРА
ИЗ ОКИСЛЕННЫХ ЖЕЛЕЗИСТЫХ И
МАРГАНЦОВИСТЫХ РУД...................
Фабрика “Ссрро-Колорадо" (Испания)............
Фабрика “Сигма” (Канада).....................
*<£ £
Горнорудный комплекс “Кортес" (США)................. 570
Фабрика “Коннемара" (Ю.Родеэня)..................... 572
Фабрика “Минера Кнлдун” (Мексика) . . . 575
ГЛАВА 19. ИЗВЛЕЧЕНИЕ ЗОЛОТА ИЗ ППРРОТИНСОДЕРЖАЩПХ.
МЕДИСТЫХ II МЕДНО-ЗОЛОТЫХ РУД................................. 577
Фабрика “Люпин" (Канада)............................ 579
Фабрика “Детур Лэйк" (Канада)....................... 581
Фабрика “Днлнайт" (Канада) 583
Фабрика “Коппер Рэйл" (Канада)...................... 585
Фабрика “Опемпска" (Канала)....................... 588
Фабрика “Хорсшу" (Австралия)........................ 588
Фабрика “Оянкос" (Чили)............................. 591
Завод “Беренгела" (Перу)............................ 592
Фабрика “Пэмоур Поркьюпайн" (Канала)................ 595
Фабрика “Квемонт" (Канада).......................... 598
Фабрика “Палиден" (Филиппины)....................... 601
Фабрика “Ла Лус" (Никарагуа)........................ 602
Фабрика “Уоррего” (Австралия)....................... 603
Фабрика “Магма Коппер' (США)........................ 605
Фабрика “Дамэгэмн" (Канада)......................... 606
Фабрика “Флпн-Флон" (Канада)........................ 608
Обогатительно-металлургический комплекс "Олпмппк
Дэм" (Австралия) . . 612
ГЛАВА 20 КОМПЛЕКСНАЯ ПЕРЕРАБОТКА ЗОЛОТО-СУРЬМЯНЫХ
РУД II КОНЦЕНТРАТОВ............................................ 616
Фабрика "Блю Спек' (Австралия)...................... 618
Обогатительно-металлургический комплекс
"Консилидейтед Мэрчпсоп" (ЮАР)...................... 619
Обогат! ггсл ьно-мс i аллурпi ческ!lit комплекс
‘Пеллоу Пяйн" (США) ................................ 625
Фабрика “Хнллтрув" (Австралия) 629
Сарылахская фабрика (Россия) 632
ГЛАВА 21. ИЗВЛЕЧЕНИЕ БЛАГОРОДНЫХ МЕТАЛЛОВ ИЗ
СЕРНИСТЫХ (СЕРЕБРЯНЫХ). ТЕЛЛУРИСТЫХ.
СЕЛЕНИСТЫХ И ПОЛИМЕТАЛЛИЧЕСКИХ РУД . . 634
21.1. Переработка сернистых руд........................ 636
Фабрика “Тайольпгта" (Мексика)...................... 636
Фабрика “Деламар" (США)............................. 638
Фабрика 'Реал дель Монте" (Лорето. Мексика)......... 641
Фабрика “Кэуболт" (Канада).......................... 645
Карамкенская ЗИФ (Россия)........................... 647
21 2. Переработка теллуристых и селенистых руд......... 650
ЗолоторудныП комплекс "Калгурлп" (Австралия) 650
Фабрика “ГреГгг Боулдер" (Австралия) .. 654
Фабрика "Эмперор" (Фиджи).... 656
Фабрика "Кохномай" (Япония)......................... 659
21 3. Переработка полиметаллических руд ............... 661
Фабрика "Монтана Танелс" (США)...................... 661
Фабрика "Вснироса" (Мексика)........................ 663
Фабрика "Саншайн" (США)........................... 666
Фабрика "Пачука" (Мексика).......................... 669
Фабрика "Арктик” (Канала).... .... 669
Фабрика "Голден Мэц1ггоу" (Канада).................. 671
Фабрика "Эль Мочито" (Гондурас)......................673
Фабрика "Айрон Кинг' (США).......................... 676
ГЛАВА 22 ИЗВЛЕЧЕНИЕ ЗОЛОТА ИЗ ГЛИНИСТЫХ РУД ... 678
Фабрика Хоумстепк (США)............................. 680
Фабрика Мэсбейт" (Филиппины).........................686
Фабрика -Кндь-тон* (Австралия)...................... 688
Фабрика "Пинсон Mai'iuiiHi " (США) 691
Куранахская ЗИФ (Россия)............................ 693
ГЛАВА 23. ПЕРЕРАБОТКА УГЛИСТЫХ ЗОЛОТЫХ РУД И
КОНЦЕНТРАТОВ......................................... 698
Фабрика “Карлин" (США)....................... 699
Фабрика “Джеррнт Кзньон" (США).............. 703
Фабрика "Керр Эддисон" (Канада)............. 706
ЗИФ нм.Матросова (Россия)................... 708
Фабрика “Кидд Крик" (Канада)................ 711
ЗАКЛЮЧЕНИЕ........................................... 714
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ.................................... 720
ПРИЛОЖЕНИЕ 1. Краткая характеристика наиболее распространенных
минералов, обуславливающих технологическую
упорность золото- н серебросодержащих руд
(концентратов)....................................... 758
ПРИЛОЖЕНИЕ 2. Указатель фабрик по переработке упорных и
комплексных золото-серебросолержапшх руд.............. 770
ПРИЛОЖЕНИЕ 3. Указатель месторождений ютмо-серсбросодержащнх
руд. по которым приведены результаты
экспериментальных исследований....................... 776
10
ВВЕДЕНИЕ
Проблема извлечения блогородных металлов из технологически
упорных руд и концентратов, не поддающихся обработке простыми
(общепринятыми в промышленной практике) методами, является одной
из наиболее важных в цветной металлургии. Особое значение опа при-
обретает для России и стран СНГ, где ежегодно перерабатываются
миллионы тонн упорных золото- и серебросодержащих руд и произво-
дятся многие тысячи тонн флотационных концентратов, реализация
которых связана со значительными трудностями. Актуальность данной
проблемы становится еще более очевидной в связи с планомерным
ухудшением качества перерабатываемого золоторудного сырья, вовле-
чением в эксплуатацию новых крупных месторождений упорных руд, а
также резко возросшими в последние годы требованиями к комплекс-
ности использования сырья и охране окружающей среды. Эти требова-
ния приобретаю! особую остроту в случае переработки именно упор-
ных руд н концентратов, характеризующихся, как правило, сложным
вещественным составом.
В решении проблемы упорных руд золота н серебра в настоящее
вррмя участвует большая группа специализированных научных цент-
ров практически во всех странах мира, являющихся производителями
благородных металлов из рудного сырья (ЮАР, США, Бразилия, Ка-
нада, Австралия, Россия. Узбекистан, Казахстан, Япония, Зимбабве,
Китай и др.).
В Российской Федерации наибольший объем исследований в облас-
ти переработки упорных золо!ых н серебряных руд проведен в инсти-
туте “Иргнредмег", длительные годы выполнявшего функции головной
научно-исследовательской организации по золотодобывающей про
мышленности в системе цветной металлургии СССР. Многие из этих
исследований выполнены при личном участии и под руководством ав-
тора. занимающегося данной проблемой с 1955 года.
Анализ результатов проведенных исследований (которыми охваче-
ны практически все известные в мире разновидности золоторудного
сырья), сопоставление их с промышленным опытом извлечения золота
п серебра из руд сложного вещественного состава привели автора к
выводу о целесообразности выделения упорных золото- и серебросо-
держащих руд в отдельную категорию минерального сырья и выработ-
ки научно обоснованных критериев для выбора рациональной техно-
логам нх переработки. Эта идея нашла соответствующее отражение в
подготовленных Иргиредметом н выпущенных центральными изда-
тельствами страны монографиях: “Извлечение золота из упорных руд и
концентратов" (М.: Недра, 1968), "Рациональное использование сере
бросодержащих руд” (М.: Недра, 1973), “Техника н технология извле-
чения зилота из руд за рубежом” (М.: Металлургия, 1973).
Указанные монографии и сегодня нс утратили своей значимости и
широко используются работниками промышленности и пауки п прак-
тических целях. Однако за период, прошедший с момента выхода в свет
этих публикаций, появилось много информации, свидетельствующей о
значительном npoipecce в области теории и практики использования
процессов извлечения золота и серебра из упорного сырья, объемы ко-
торого а мире существенно возросли, а число технологических разно-
видностей увеличилось.
В последние годы разработаны и внедряются в промышленность
новые технологические процессы, такие как гидрохимическое, авто-
клавное и бактериальное вскрытие золотосодержащих сульфидных рул
н ктшентратов; бсснианидные способы гидрометаллургического из-
влечешь золота и серебра; оригинальные и эффективные способы
очистки промышленных сточных вод и газов от токсичных компонен-
тов. Создан ряд конструкций нового технологического оборудования,
предназначенного для извлечешь благородных металлов из упорного
сырья.
Значительно усовершенствованы и традиционные способы метал-
лургической переработки упорных золотосодержащих руд и концент-
рвзов: окислизольный обжиг, сорбционное цианирование, различные
варианты плавки и др.
В этой связи признана целесообразной подготовка нового моно-
графического издания, посвященного проблеме переработки упорных
золотых и серебряных руд, в которой нашли бы исчерпывающее отра-
жение ясс известные на данный момент способы извлечения золота и
серебря, а также сопутствующих им других ценных компонентов из
данного вида минерального сырья.
Работы над новой монографией были начаты в 1992 г. при финан-
совой поддержке Государственного научно-технического центра про-
мышленности по добыче п обработке алмазов и драгоценных металлов
(НТЦ “Алмаззолотопрогресс”. В.И.Политюк, Н.К.Колмогоров).
С 1995 г. в связи с прекращением деятельности НТЦ все работы,
свя-1аш1ые с подготовкой и изданием монографии, выполнялись за счет
собственных средств акционерного общества “Иргирсдмст".
Монография представлена 2-х томах и состоит из т р е х основных
частей.
Первая часть носит в основном методологический характер. Ес
главное назначение - дать общее представление о технологически
упорных рудах золота и серебра как особой категории минерального
сырья. В данном разделе сформулированы основные признаки и крите-
рии технологической упорности золотых и серебряных руд, представ-
лена научно обоснованная система классификации упорных рул, пред-
ложена методика экспрессной технологической оценки золото- и сере-
бросодержаших руд. Материалы этой части монографии нашли соот-
ветствующее отражение в ранее изданных Иргиредметом “Метоличе-
12
ских рекомендациях по типизации руд, технологическому опрооовв-
нию н картированию коренных месторождений золота" (Иркутск:
ОЛО “Иргиредмет", 1997).
Во второй части монографии изложены научно-прикладные
основы технологии извлечения золота, серебра и сопутствующих им
других ценных компонентов нз упорных и комплексных руд. Рассмот-
рены основные принципы извлечения тонковкрапленного
золота и серебра из кварцевых, сульфидных (в том числе мышьяково-
пиритных) и окисленных рул с использованием методов мехв1шче<жого
(тонкий н сверхтонкий помол), гидрохимического (выщелачивание) и
термохимического (обжиг) вскрытия золото- н серебросодержащих
минералов. Существенное внимание прн этом уделено возможностям
переработки руд данного типа по бногидромсталлургнчсской техноло
гии с применением серу- и железоокисляющих бактерий. Наряду с гид-
рометаллургическими, описаны также и пирометаллургические методы
извлечения золота и серебра из упорных руд (концентратов): плавка с
медь-, свинец-, сурьму- и железосодержащими коллекторами, бескол-
лекторная плавка богатых концентратов на металл Доре, высокотем-
пературное хлорирование (хлорндовозгонка). Отдельным разделом
представлены научно обоснованные рекомендации по переработке м е-
дистых, сурьмянистых, пирротин содержащих,
теллуристых, । л инистых и углистых руд золота и се-
ребра, относящихся к категории технологически упорных и пользую-
щихся достаточно широким распространением в природе.
При описании рекомендуемых технологических схем извлечения зо-
лота и серебра проанализированы возможности использования в цикле
обработки упорных руд операций механического обогащения
(гравитация, флотация н др.). Показаны наиболее э(|>фективиыс соче-
тания указанных операций с гидро- и пирометаллургическимн процес-
сами для каждой из выделенных (в 1-й части монографии) разновидно-
стей упорного золоторудного сырья. Рассмотрены основные пути ре-
шения экологических проблем, связанных с влиянием отходов про-
мышленного производства на окружающую среду. Изучены условия и
определены перспективы применения к упорным рулам технологии
тнокарбамидного выщелачивания в качестве альтернативы цианисто-
му процессу.
В треть е й (зоключитсльной) части моищ рафии обобщена ин-
формация о промышленной практике переработки упорных руд золота
н серебра, относящихся к различным технологическим категориям
Описана работа более 70 предприятий из 16 стран, являющихся основ-
ными производителями благородных металлов в мире, в том числе и
некоторых наиболее интересных российских золотонзвлска1ельны.х
фабрик.
Для лучшего восприятия материала в табличных приложениях к
монографии представлена характеристика основных минералов, обус-
лавливающих технологическую упорность золоторудного сырья, при-
13
веден алфавитный указатель предприятий по переработке упорных и
комплексных руд золота и серебра, а также указатель месторождений,
на которые имеются ссылки в тексте с результатами эксперименталь-
ных исследований.
В процессе создания книги проработано большое число информа-
ционных источников: статей, монографий, отчетов о НИР, докладов,
патентов и т.д., осуществлен перевод на русский язык ряда наиболее
интересных зарубежных публикаций по проблеме обогащения и метал-
лургической переработки упорных золотых и серебряных руд (концен-
тратов). Отражением этой части работы является прилагаемый би-
блиографический перечень, включающий 879 литературных источни-
ков, в том числе 500 иностранных.
При подготовке монографии автор старался по возможности полнее
отразить в ней вклад отечественной отраслевой науки и в частности -
института “Иргиредмет” в решение проблемы извлечения золота и се-
ребра из упорного сырья. В силу известных причин многие из имею-
щихся в стране научных и практических разработок в данной области
длительные годы не получали соответствующего освещения в открытой
печати. Между тем, по целому ряду позиций отечественная отраслевая
наука по золоту и серебру ие только соответствует международным
стандартам, но и в известной мере превосходит зарубежный уровень.
Примером, в частности, могут служить проведенные в Иргиредмете
теоретические и прикладные исследования по изучению процессов
окислительного обжига и бактериального вскрытия сульфидных золо-
тосодержащих концентратов; тиокарбамндпого выщелачивания золота
и серебра из трудноцианирусмых руд; высокотемпературного хлориро-
вания, ионообменной технологии и т.д. Заслуживают быть отмеченны-
ми и работы института в области комплексного использования золото-
сурьмяных, золото-серебряных и собственно серебряных руд (сернис-
тых, марганцовистых н др ), способствовавшие созданию в стране
практически новых для России промышленных производств.
Кроме Иргиредмета в проведении научных и прикладных нсследо-
ВШП1Й по упорным рудам золота и серебра принимала участие целая
группа других отраслевых НИИ, а также ряд институтов АН СССР,
высших учебных заведений и промышленных предприятий отечествен-
ной цветной металлургии. Поэтому описание результатов этих иссле-
дований в рамках данного монографического издания позволяет полу-
чить достаточно четкое и объективное представление о современном
состоянии работ по проблеме упорных руд в Российской Федерации в
целом, сопоставить их уровень с достижениями мировой золотодобы-
вающей промышленности, а также определить возможные направления
сотрудничества между соответствующими научными организациями и
предприятиями России и других пран, производящих драгоценные
металлы.
Автор выражает глубокую благодарность своим коллегам по рабо
те: кандидатам наук Дементьеву В.Е., Жучкову И.А., Муллову В.М..
14
Панченко А.Ф., Пунишко А.А., Рейнгольду Б.М., Семеновой Л.П..
Смагунову В.Н., Хмельницкой О.Д., Храмчснко С.И.; научным сотруд-
никам Аннсимопой А. А., Васидковой Н.А., Глотовой З.И.,
[Игнатьевой К.Д.] н другим специалистам института “Иргиредмет",
участвовавшим в проведении методологических, теоретических и при
кладных исследований, результаты которых использованы в соответ-
ствующих разделах книги. Автор весьма признателен сотрудникам
Информационно-аналитического центра Иртредмега (Г.М.Костина,
Т.Б.Белова, Т.А.Соколова, Е.Н.Ивкина, Н.М.Белькова, В.И.Пушкина),
принимавишм активное участие в поносе и первичной обработке необ-
ходимых информационных материалов.
Особая роль в подготовке и издании книги принадлежит Научно-
техническому Совету (председатель В.Е.Дсмснтьсв) и Совету директо-
ров ОАО “Иргиредмет” (председатель С.В.Баликов), которые оказы-
вали постоянную поддержку автору при работе над монографией.
15
ЧАСТЬ ПЕРВАЯ
ОБЩАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА УПОРНЫХ ЗОЛОТЫХ И
СЕРЕБРЯНЫХ РУД КАК ОСОБОЙ КАТЕГОРИИ
МИНЕРАЛЬНОГО СЫРЬЯ
Вводные положения
Значение благородных металлов, и прежде всего - золотв, в условиях
современного промышленного производства чрезвычайно велико. Об
этом, в частности, свидетельствует roi факт, что в общей стоимости
товарной продукции, добываемой нэ минерального сырья, золото за-
нимает почетное 5-е место, уступая по этому показателю лишь нефти,
природному газу, углю и железным рудам и значительно опережая дру-
гие цветные металлы и алмазы [I].
Благодаря своим физико-химическим свойствам и способности к миграции
золото достаточно широко распространено в природе: оно присутствует как в
литосфере (земная кора, мантия земли), так и в гидросфере (морская водя) и
биосфере (растительный мир). Практически неисчерпаемым источником пер-
вичного золота являются воды мирового океана (минерализованная часть гид-
росферы). хранящие в себе миллионы тонн металла. По имеющимся статисти-
ческим сведениям средняя концентрация золотя в морской воде оценивается
величиной 5 мг/м3, достигая в отдельных участках (прибрежные воды США.
Японии и других стран) 10-20 и даже 60 мг/м3. Эго послужило основанием для
постановки широких исследований ио изучению генезиса и топографии распро-
странения золотя в морской воле и изысканию промышленных способов его
извлечения. Можно предположить, что уже в первой половине XXI века ис-
пользование вод мирового океана с целью извлечения золота получит, наконец,
практическое развитие. А до этого времени основным и фактически единствен-
ным сырьевым источником получения золота (так же, как и серебра) остаются
руды дислоцирующихся в земной коре коренных и россыпных месторожде-
ний.
Среднее содержание золота в земной коре (кларк золота) составляет
1-Ю-6 % (10 мг/т). Промышленные запасы золота в недрах оцениваются
величиной порядка 60 лыс. юнн, что при существующих масштабах
золотодобычи (около 2 тыс. тони золота в гол) обеспечивает золотодо-
бывающую промышленность сырьем в течение 30 лет. Приведенная
выше цифра (запасы) является в достаточной степени условной, т.к.
учитывает только запасы руд с промышленным содержанием золота (не
менее 2 г/т в коренных рудах н 50 мг/м3 - в песках россыпных месторож-
дений [2]) н опирается ня данные уже выполненных геологоразведочных
работ, которыми охвачены далеко не все потенциальные месторожде-
ния золота.
16
Основная масса золота в мире (80 % запасов) представлена соб-
ственно золотыми рудами коренных месторождений; 18 % приходится
на золотосодержащие руды цветных металлов (золото в которых играет
роль попутного ценного компонента) и 2 % - на руды россыпных мес-
торождений (пески). Для Российской Федерации эти цифры соответ-
ственно составляют 65, 8 и 27 %. В связи с более шгтснсивнон отработ-
кой россыпей, доля запасов золота в коренных рулах с каждым годом
неуклонно возрастает. Особенно это характерно для отечественной
золотодобывающей промышленности [3], где интенсивность использо-
вания запасов собственных золотых руд в 5 раз, а золотосодержащих
руд цветных металлов - в 18 раз ниже, чем золотосодержащих песков [4].
В этой связи, в целях недопущения общего спада производства золота в
Российской Федерации, в 1993 г. разработана Федеральная программа
развития золотодобывающей промышленнЪсти страны на nq»no;i до
2000 гола. Главной особенностью данной программы якляется ориен-
тация на ускоренное освоение золоторудных (коренных) месторожде-
ний, с тем, чтобы в максимально короткие сроки ликвидировать
имеющуюся диспропорцию между сырьевой базой и структурой золо-
тодобычи рудного и россыпного золота. Программой предусматри-
валось построить 21 новое горно-обогатительное предприятие с сум-
марной годовой производительностью по руде 17,6 млн.т и рекон-
струировать 7 действующих предприятий с суммарной мощностью 3.2
млн.т. В результате добыча рудного золоти за счет освоения новых
месторождений к 2000 году должна была увеличиться более, чем в 2.5
раза по сравнению с уровнем 1993 г. (150 т).
Перспективы увеличения рудной золотодобычи в РФ в значительно!
мере связаны с вводом в строй Ленского золоторудного комбинат:
(Иркутская область), сырьевой базой которого является крупнейшее I
мире месторождение Сухой Лог.
Существенное значение в плане роста рудной золотодобычи при
дается и освоению малых месторождений рудного золота с нспользова
ттем капитало- и энергосберегающих металлургических технологий
например, кучного цианистого выщелачивания.
Реализация намеченной программы позволит приблизить о бьем ь
добычи рудного золота в Российской Федерашш к добыче металла и
песков с пос.чс,туютим увеличением доли рудного золота в металлурги
чсском балансе страны до 60-80 %. Таким образом, в недалекой перепек
тиве золотосодержащие руды коренных месторожде1П1Й стонут основ
ным сырьевым источником добычи золота в стране, что, в частности
характерно для мировой золотодобывающей промышленности в целом.
Указанное обстоятельство обуславливает особую значимость ра-
бот, связанных с проблемой рациональною использонаиия золоторуд-
ных месторожлеш1Й, включая и такой важный аспект проблемы, как
извлечение золота, серебра и других сопутствующих полезных компо-
нентов из так называемых “у п о р и ы х” руд, трудно поддающихся
17
обработке традиционными (для золотодобывающей промышленности)
методами обогащения и мсталлур! ин.
Термин "упорные золотые руды” (Refractory Gold Ores) существует уже
много пет, однако и сегодня отсутствует единая точка зрения по вопросу о том,
что же все-таки следует подразумевать пол технологической упорностью золо-
торудного сырья. В значительной степени это связано с тем, что одна и та же
золотая руда, проходя через ряд последовательных технологических операций,
составляющих а совокупности схему сс переработки, совершенно по-разному
проявляет свои свойства, в частности, технологическую упорность, на каждом
из указанных переделов. Так, например, руда, содержащая золото в тесной
ассоциации с сульфидами (пиритом, арсенопиритом и др.), в принципе доволь-
но легко подвергается флотационному обогащению. Наоборот, за же руда или
получаемые из нее концентраты в случае переработки их шшинрлвяннем или
плавкой могут оказаться чрезвычайно упорными* в технологическом отноше-
нии. Точно так же руда можег быть легко цианируемой, но трудно под-
дающейся флотаипи. легко флотируемой, но трудно измельчаемой и г.д. Учи-
тывая вышесказанное и опираясь на опыт собственных исслелоаанпй. автор
предлагает оценивать технологическую упорность любой руды по поведению
этой руды в каком-то одном, наиболее важном базовом технологическом
переделе, определяющем итоговые показатели извлечения металла в конечную
товарную продукцию обогатительно-металлургического цикла.
Таким образом, в качестве одной из основных предпосылок, формирующих
представление об упорных рудах, в частное! и. золото- и серебросодсржащих.
является вопрос о том. какой из технологических переделов обработки указан-
ных руд может и должен быть принят в качестве базового.
Проведенный нами анализ работы болыпой группы отечественных и
зарубежных предприятий, осуществляющих извлечение драгоценных
металлов из рудного сырья [5-13], показал, что существенное влияние на
определение базового передела в тохнологни обработки золотосодер-
жащих руд оказывает ценностное соотношение в рудах золото,
серебра и других полезных компонентов.
Исходя из существующих требований комплексного использования
сырья и высокой товарной ценности золота как металла, к категории
золотосодержащих, как правило, о i носят руды с очень широ-
ким диапазоном концентраций Au: от сотых долей (попутная добыча)
до 5-10 г/т и выше. При этом относительная ценность золотя в рудах
(Qau) может колебаться от 0,005-0,01 (0,5-1 %) до единицы (100 %). Со-
вершенно очевидно, что подходить к таким рудам с одинаковой меркой
при определении их технологических свойств и, в частности, их техно-
логической упорности, было бы неправомочным. С этих позиций иамн
рекомендовано [4, 14-15] подразделять все золотосодержащие рулы, в
зависимости от величины дли, на 3 категории, именуемые технологиче-
скими классами:
I - собственно золотые руды - Рлиш, золото в которых является
главным, профилирующим компонентом (qAu>qn, где п - любой, кроме
золотя, ценный компонент руды), и при этом относительная ценность
золота превышает величину 6,75;
18
II- комплексные золотые руды Рлил , золото в которых
остается профилирующим ценным компонентом (qAu>qn), однако отно
снтельная ценность его составляет менее 0,75;
111- золотосодержащие руды цветных металлов, золото в
которых выполняет роль нопупюго ценного компонента (qAu<qn).
Аналогичную классификацию рекомендуется применять и к ссрсбро-
содержашим рудам [9, 16].
Сопутствующие золоту ценные компоненты предлагается разделить
на 2 группы. К первой из них отнесены: серебро, медь, свинец, цинк,
сурьма, вольфрам, молибден, уран, олово и другие цветные металлы,
которые, как правило, образуют в рудах самостоятельные минеральные
ассоциации н могут быть выделены прн обогащении в легко реализуе-
мую товарную продукцию. Во вторую группу включены рассеянные
элементы (селен, теллур н др.), железо, сера, марганец, мышьяк, барит,
флюорит, кварц и прочие компоненты и минералы руды, вопрос об
извлечении которых (за редким исключением) не может быть решен па
ранней стадии исследований, т.е. до разработки детальной технологи-
ческой схемы обогащения н выбора места строительства горно
обогатительно! о или металлургического предприятия.
Компоненты (цветные металлы), отнесенные к первой группе, а т ак-
же золото участвуют в определении совокупной ценности золотосодер-
жащей руды (EQ):
EQ = Qau+ Qi +Qj + ... + Q-.+Q-.
где Qau, Qi, ..., Qn - абсолютах ценность извлекаемого из руды золота
и других полезных компонентов (цветных металлов), выражаемая в
рублях или других валютных эквивалентах (например, долл. США).
Отношение Qau:EQ характеризует собой относительную ценность
золота в руде (qAu). Аналогично устанавливается и величина относи-
тельной ценности других полезных компонентов: qn=Qn:EQ- По полу-
ченным значениям qAu и qn производится отнесение золотосодержащей
руды к определенному технологическому классу.
Методика расчета значений Q и q для комплексных золотосодержа-
щих руд приведена в разделе 3.3.
Рекомендуется упорядочить рубрикацию н наименование золотосо-
держащих руд в зависимости от относительной ценности npncyi-
ствуюших в них золота и других ценных компонентов. Сущность этих
предложений может быть, в частности, проиллюстрирована на примере
руд, содержащих золото и сурьму (см.таблицу).
Прн наличии в рудах трех, четырех и более учитываемых ценных
компонентов последние соответствующим образом отражаются в сим-
воле руды н ее наименовании, например: Рди_<ачАе> - суркмяно-золотая
серебросодд)жашая руда; РзьлцАи.гь) - серебряио-сурьмяная золото- и
свинецсодержащая руда; РАильл( - полиметаллическая золотая руда;
Рл^я>.гь<Аи) - полиметаллическая золотосодержащая руда и Т.Д.
19
Символ и наименование руды при наличии в ней двух ценных компонентов:
золота п сурьмы
Ча» qsb Технологический класс Символ РУДЫ Наименование РУДЫ
по Au по Sb
100 0 I Pa. Золотая
>75 <25 1 in Pau(SI» Золотая сурьмусодержащая
50-75 25-50 II III ?Au.Sb Сурьмяно-золотая
75-50 50-75 III II Psb.Au Золото-сурьмян ая
<25 >75 III I P ЯКА.) Сурьмяная золотосодержащая
0 100 I Psb Сурьмяная
Компоненты в символе руды изображаются в последовательности,
соответствующей нх относительной ценности (начиная от наиболее
ценного). При этом металлы, суммарная относительная ценность кото-
рых превышает 0,75 (75 %), выносятся за скобки и разделяются запяты-
ми.
Количество компонентов, отраженных в символе и наименовании
руды, не должно превышать 4-х, причем золото обязательно входит в
это число независимо от того, какое место оно занимает в ряду относи-
тельных ценностей анализируемых металлов.
Необходимо подчеркнуть, что установление принадлежности руды к
тому или иному технологическому классу нс только даст достаточно
объективное представление о комплексном характере изучаемого сырья
(что важно само по себе), но одновременно с этим позволяет н более
правильно определить принципиальную схему ее переработки.
Совершенно очевидно, например, что переработка золотых руд пер-
вого технологического класса должна осуществляться по “золотой"
технологии, обеспечивающей прежде всего максимальное извлечение
золота. Извлечение других компонентов в этом случае производится нз
отходов или промпродуктов обогащения, по возможности без суще-
ствешюго нарушения режимов и показателей основного цикла. При
этом затраты на получение дополнительного товарного продукта, как
правило, должны окупаться стоимостью этого продукта. Соблюдение
последнего требования не является обязательным, если получение до-
полнительной продукции продиктовано условиями основного техноло-
гического процесса (например, очистка обжиговых газов, сточных вод;
регенерация растворителя и т.д.).
Для золотых руд второго технологического класса наиболее эффек-
тивными представляются комбинированные технологические схемы, в
которых элементы “золотой" тс.хноло|ии сочетаются и тесно перепле-
таются с элементами технологии извлечения других ценных компонен-
тов.
Наконец, золотосодержащие руды третьего технологического класса
должны перерабатываться по технологическим схемам, применяемым
для соответствующих руд цветных металлов, по учитывающим возмож-
20
кость попутного извлечения золота иа стадии обогащения или метал-
лургической переработки
Сказанное выше может быть, в чаш ноши, проиллюстрировано на примере
комплексных руд (см.таблицу). содержащих золото и сурьму
Если руда в качестве главного ценного компонента содержит сурьму (Psmaui)
го в основу технологии ее переработки должны быть положены процессы и
методы, принятые в сурьмяной промышленное! и. например, 1рав1ггацпон-
но-флотационное обогащение (в режимах, обеспечивающих максимальное
извлечение сурьмы), сульфидно-шелочное выщелачивание сурьмы из концент-
ратов, электролиз сурьмяных растворов с получением катодной металлической
сурьмы. Наиболее благоприятными в технологическом отношении считаются
руды, содержащие сурьму, главным образом, в виде антцмошгта при минималь-
ной степени окисления SbiSj. Такие руды легко обогащаются гравитационно-
i|>jioi анионным методом, а получаемые при этом концентраты могут быть эф-
фективно переработаны гидрометаллургическим способом. Присутствие не-
больших концентраций золота в исходной сурьмяной руде не может являться
основанием для коренного изменения принятой технологии, однако необходи-
мость попутного выделении золота в виде соответствующего товарного продук-
та предъявляет дополнительные требования к условиям обогащения и металлур-
гической переработки исходного сырья. Эти требования становятся еще более
значимыми при увеличении содержания золота в руде и переходе ее из техноло-
гического класса Psmaui в Psb.Au. В схему обработки сурьмяных руд включаются
специальные onepaiuui по извлечению золота (в том числе - и цианирование).
В случае переработки золотых руд. содержащих незначительные кон-
центрации сурьмы (Pahsm). последняя рассматривается, главным образом, как
вредная минеральная примесь и основное внимание те.\ноло|ов уделяется ней-
трализации отрицательного влияния сурьмы ня процесс извлечения золота,
которое особенно сильно проявляется на стадии гидрометаллургической пере-
работки руды (цианирование). Наиболее упорными при этом сч!гтаются руды,
содержащие сурьму именно в сульфидной форме, так как присутствие даже
незначительных количеств Sb:Sj в руде, подвергаемой цианированию резко
ухудшает показатели извлечения золота и существенно осложняет процесс
последующей очистки сточных вод и хвостов гидрометаллургической перера-
ботки
В промышленной практике известны примеры (например. KMCornftimri
Мзрчисон в ЮАР), когда в рамках одного предприятия осуществляется перера-
ботка золото- и сурьмусодержаших руд. существенно различающихся по цен-
ностному соотношению указанных компонентов. Для этой цели построены
отдельные фабрики (заводы), работающие по принципиально разным обогати-
тельно-металлургическим технологиям.
Аналогичные примеры могут быть приведены из практики переработки руд.
содержащих золото и уран: золото и мель: золото, свинец и цинк: золото >
вольфрам и т.д.
В соответствии с целевой направленностью монографии основными
объектами для рассмотрения в ией являются золотые (Рамп)), а так-
же серебряные (Рацы) и комплексные руды: Рдил, Ра»л.
отнесенные автором к I н II 1елнологнческим классам по Аи и Ag.
21
Исходя m этого, материалы данного раздела излагаются в следую
шей последовательности:
1. Выбор и обоснование главного (базового) передела в схемах обра-
ботки собственно золотых и серебряных руд;
2. Выявление основных признаков технологической упорнишн ука-
занных выше рул исходя из повеления их в базовом технологическом
переделе;
3. Выделение отдельных типов и разновидностей упорных золотых н
серебряных руд (в зависимости от характера и степени их технологи-
ческой упорности) и разработка па этой основе обшей системы техноло-
гической классификации и технологической оценки данного вида мине-
рального сырья.
ГЛАВА 1
РОЛЬ ЦИАНИС ТОГО ПРОЦЕССА В ТЕХНОЛОГИИ
ОБОГАЩЕНИЯ ЗОЛОТЫХ И СЕРЕБРЯНЫХ РУД
1.1. Значение металлургического передела в технологических схемах
извлечения золота и серебра из рудного сырья
Золотые руды коренных месторождений обладают рядом специфиче-
ских особенностей, существенно отличающих их от руд других цветных
металлов и предъявляющих особые требования к технологии извлече-
ния металла.
Во-первых, благодаря своей химической устойчивости золото в ру-
дах присутствует, как правило, в самородной (металлической) форме с
нрикпм ушапазопом размеров частиц: от нескольких миллиметров до
тысячных долей миллиметра (“микрониики”)- Известные в природе
неметаллические минеральные образования золотя: теллуриды (калаве-
рит, сильванит, петцит); антимонид (ауростибпт) и другие пользуются
ограниченным распространением и не играют сколько-нибудь значи-
тельной роли в сырьевом балансе Meia.i'in. В то же время подавляющее
большинство цветных металлов, а также железо и марганец представ-
лены в рудах в виде соответствующих химических соединений с серой
(сульфиды), кислородом (оксиды), углеродом (карбонаты) и другими
элементами.
Во-вторых, юлотыс руды характеризую 1ся чрезвычайно низким со-
держанием основного ценного компонента. В сферу промышленного
22
производства в настоящее время вовлекаются руды с содержанием Au 3-
5 г/т, я иногда и еще ниже. В то же время конечной продукцией золото-
добывающей промышленности является металлическое золото высокой
степени чистоты. Таким образом, общая степень концентрирования
золота S* в процессе переработки рудного сырья является весьма высо-
ком, составляя величину порядка 200-300 тысяч. Таких значений S ие
знает ни одня другая отрасль горнодобывающей промышленности,
исключая алмазодобывающую.
В третьих, для подавляющего большинства руд цветных и черных
мшаллов типовой процесс переработки рулы (рис. 1.1) четко подразде-
ляется на 3 техпологачсских передела.
1. Механическое обогащение руды (гравиташ1я, флотация, радио-
метрическая или магнитная сепарация и тл.), целью которого является
получение обогащенных по содержанию ценного компонента продук-
тов - коиисшра юв и отвальных хвостов, не требующих дополнитель-
ной переработки. Данная цель, как правило, достигается без примене-
ния процессов, нарушающих кристаллическую решетку минералов, в
связи с чем извлекаемые ценные компоненты присутствуют в кои
центрвтвх в той же минеральной форме, что и в исходной руде.
2. Металлургическая переработка рудных концентратов с использо-
ванием гидро- (выщелачивание ценных компонентов водными раство-
рами кислот, щеточей, солей) и пирометаллургическпх (плавка) опера
ций, результатом которых является получение черновых металлов.
3. Рафинирование черновых металлов (аффинаж) с целью очистки их
от посторонних примесей и получения конечных товарных продуктов,
удовлетворяющих условиям рынка.
Представленная на рис. 1.1 последовательность технологических
операций в принципе применима и для золотых руд. Однако при этом
необходимо сч»па1ься с тем обстоятельством, что обеспечение высокой
степени концентрирования золота (S) и сохранение при этим приемле-
мых показателей извлечения металла из руды в конечную товарную
продукцию (Е) возможны лишь при условии применения комби-
нированных технологических схем, в которых операции механи-
ческого обогащения и металлургической переработки рудных продук-
тов тесно переплетаются и дополняют друг друга, причем в самых раз-
личных сочетаниях. По этой причине большинство золотоиэвлекатсль-
ных фабрик работает по схемам с законченным циклом обработки ру-
ды до получения па месте высококачественных товарных продуктов
(лшазурпое золото, катодные осадки и др.), которые удовлетворяют
требованиям аффинажных заводов. Имеются примс-ры (фабрики Хоум-
стейк в США. Мурушпау в Узбекистане и др.), когда аффинирование
золота также производится в рамках золотодобывающего предприятия.
s = СФДГРЖЯПК металла р К9Н9ЧН9П Т98ЭДЦ9Й ПВ2ДУКШ1Н
23
выдающего металл в виде слитков чистотоП 99,9 % Au и выше. Для
других подотраслей цветной металлургии (медная, свинцово-цинковая,
сурьмяная, никель-кобальтовая, оловянная н т.д.) характерно более
четкое разделение процессов обогащения руды и металлургической
переработки концентратов (включая рафинирование металлов), кото-
рые часто осуществляются на предприятиях, входящих в состав различ-
ных горнорудных объединений и расположенных на значительном рас-
стоянии друг от друга.
Руда
Рис. 1.1. Типовая схема извлечения металлов из руды
Наконец, одной из отличительных особенностей технологии перера-
ботки золотых рул является особая, превалирующая роль в ней рудного
металлургического цикла.
Если представить (соглвсно схеме на рис. 1.1) процесс извлечения зо-
лота нз руды состоящим из трех последовательных переделов: механи-
ческого обогащения, металлургической обработки концентратов и ра-
финирования чижового золота, то степень концентрирования металла
на каждом из указанных переделов S"®, SMCT, в nqwoM приближении
может быть принята равной соответственно 20, 5000 и 2. Таким обре-
зом, максимальная степень концентрирования золота имеет место а
рудном металлургическом цикле. Этим золотые рулы принципиально
24
отличаются о । подавляющего большинства руд других цветных метал-
лов, для которых определяющим в этом плане является передел механи-
ческого обогащения (табл. 1.1).
К сказанному следует добавить, что очень часто процессы гравита-
ционно-флотационного обогащения золотых руд нс обеспечивают по-
лучения отвальных по содержанию металла хвостов и играют роль
вспомогательных операций при подготовке руд к последующей гидро-
металлургической переработке, а иногда и вообще отсутствуют
(вариант, изображенный нв рис. 1.1 пунктиром). В этих условиях значе-
ния S“" могут значительно превосходить приведенную выше величину
(5-10’). Следовательно, если подходить к оценке отдельных технологи-
ческих переделов в схемах переработки рудного сырья с точки зрения
возможной степени концентрирования металла (что. по мнению автора,
является вполне уместным), то очевидно, что главным таким переде-
лом в технологии переработки золотых руд является рудный м е-
таллургичсский цикл, которым, в основном, и определяются
технико-экономические показатели процесса извлечения золота в це-
лом.
В значительной мере это положение справедливо и в отношении
серебряных руд (На», Ра8.п), что вытекает из цифровых данных,
представленных в табл. 1.1.
Современная практика переработки золотых руд (концентратов)
основана на использовании следующих металлургических процессов:
цианирование, амальгамация, плавка, тиокарбамилное выщелачивание
[8, 13, 19-21], роль которых в добыче золота, однако, далеко неодинако-
ва.
Амальгамация золотых руд основана па способности метал-
лического золота вступать в химическое взаимодействие с ртутью с
образованием гетерогенных (твердое-жцдкос) систем - амальгам, кото-
рые могут бьиь jieiKo отделены от рудной пульпы н переработаны на
металлическое золото с одновременной регенерацией ртути.
Ранее этот процесс очень широко использовался в промышленной
практике извлечения золота. Однако в последние годы вмальгвмаю1я
золотых руд в значительной степени утратила свое былое значение.
Основными причинами этого являются, с одной стороны, высокая ток-
сичность ртути и сложность обезвреживания ртутъеодержащих отходов,
а с другой стороны - существенное ухудшение качества руд, посту-
пающих в обработку (снижение в них доли крупного свободного золо-
ia). Там где этот процесс сохранился, он используется главным обрвзом
лишь как метод извлечения золота из относи i ель но богатых по содер-
жанию металла концентратов гравитационного обогащения, причем
масштабы применения вмальгамвцин с каждым голом планомерно
уменьшаются.
В отличие ci амальгамации, тиокарбамилное выщела-
чивание (ТКВ), напротив, рассматривается как достаточно перспск-
25
тивный металлургический процесс извлечения золота и серебре, особен-
но из технологически упорных руд (концентратов).
Таблица i.i
Степень концентрирования металлов по отдельным переделам
технологической схемы переработки руд
Данные по содержанию металлов в исходных рулах н концс1пратах .тля
определенна величины S позаимствованы из |2. 17. I8J. Массовая доля не-
Селективное растворение золота в кислых тиокарбамидиых раство-
рах основано ив протекании реакции
Au + nThiO + Fc(ThiO)j+ Н^Р-4» Au(ThiO)J + Fe(ThiO)*+,
глс TliiO - тнокарбамнд CS(NH2):.
Анали1нчни происходи» растворение металлического серебра.
В настоящее время тиокарбамид широко применяется на предприя-
тиях золотодобывающей промышленности России и других регионов
бывшего СССР в качестве элюента для снятия золота и cq>e6pa из
насыщенных ионообменных смол гидрометаллургического цикла. Через
эту стадию проходило до 50 % золота, добываемого в Российской Фе-
AqtauHH из рудного сырья. Таким образом, по масштабам использова-
ния тиокарбамида в гидрометаллургии благородных металлов Россия
26
(и республики СНГ) намного опережают все остальные страны - произ-
водители золота в современном мире. Имеются положительные резуль-
таты проведенных в СССР и за рубежом лабораторных исследований и
полупромышленных испытаний по применению тиокарбамида и я ка-
честве растворителя золота (серебра) в первичном рудном цикле. Одна-
ко по состоянию на начало 1997 года единственным промышленным
предприятием, применяющим технологию тиокарбамидного выщела-
чивания золота из руд, является фабрика Хиллгрув в Австралзш, где
этим методом производится извлечение золота нз коллективного золо-
то-сурьмяною концентрата (содержание золота в концентрате 30-40
г/т). Поэтому тнокарбамидное выщелачивание пока ие может рассмат-
риваться в качестве универсального способа металлургической nq>q>a-
ботки золото- и сереброеодержаших руд, н область применения ТКВ в
ближайшей перспективе, видимо, будет ограничена довольно узким
кругом материалов, включая и некоторые (содержащие золото и сереб-
ро) промпродукты металлургического производства меди, цинка, нике-
ля, кобальта, урана и других цветных металлов.
Также достаточно ограниченными представляются и возможности
применения к золотым и серебряным рудам и рядовым концентратам
процесса плавки.
Опыт мировой золотодобывающей промышленности свидетельству-
ет о том, что плавка указанных материалов экономически оправды-
вается лишь в том случае, когда эти материалы содержат (причем в
значительных количествах) медь, свинец, сурьму и другие металлы,
способные выполнял, при плавке роль “внутреннего" коллектора бла-
городных металлов, и кроме того, сами представляют определенную
промышленную ценность. Отражением этой тенденции является су-
ществующая практика металлургической переработки медных, свинцо-
вых, сурьмяных н других концентратов, золото и серебро в которых
присутствуют в виде попутных ценных компонентов и извлекаются из
концентратов в самостоятельную товарную продукцию па стадии ра-
финирования получаемых цветных металлов.
В принципе метол плавки может быть применен и для извлечения
золота из некоторых категорий собственно золотых руд и концентра-
тов. нс содержащих другие цветные металлы. К их числу Moiyr быть в
первую O4q>eju> отнесены богатые гравитационные концентраты плн
огарки, для которых, наряду с классическими методами пиромсталлур-
гичсскон обработки, представляет интерес вариант бесколлекторной
плавки непосредственно па черновое золото или золото-серебряный
сплав. В случае расположения зопотоиэвлекательного предприятия
вблизи действующих пирометаллургическпх заволок достаточно эф-
фективным представляется также использование золотых руд (концент-
ратов) в качестве кварцевых или железосодержащих флюсов в медном и
свинцовом производстве при условии, что эти руды (концентраты) по
своему вещественному составу удовлетворяют техническим условиям на
флюсы.
77
В настоящее время в России и за рубежом ведется разработка новых
методов гидрометаллургической переработки золоторудного сырья, к
которым, в частности, могут быть отнесены: тиосульфатное выщелачи-
вание, выщелачивание растворами брома, йода; бактериальное выще-
лачивание золота и серебра гетеротрофными микроорганизмами и др.
Однако эти процессы пока еще ие вышли зв рамки технологических
испытаний и не находят применения в промышленности.
Особое место в мировой золотодобывающей промышленности за-
нимает процесс цианирования, основанный на способности
металлического золота, а также серебра, растворяться в слабых раство-
рах щелочных цианидов по реакции;
2Au + 4NaCN +'/Ю2 +Н2О = 2NaAu(CN), +2NaOH.
Относительная селективность растворителя (цианида), удачное со-
четание процессов растворения и осаждения благородных металлов из
цианистых растворов (цементация цинковой пылью, сорбция ня ионо-
обменных смолах и активированных углях и др.), простота аппаратур-
ного оформления и другие преимущества цианирования делают его
весьма эффективным н производительным, обеспечивая возможность
применения данной технологии не только к концентратам механиче-
ского обогащения, но и к рядовым золотым рудам и даже к хвостам
обогащения, содержащим 1-2 г/т золота и ниже.
В настоящее время цианирование применяется при перч>аботке
85 % золотых руд в мире [22].
Ни использовании цианистого процесса основана золотодобы-
вающая промышленность ЮАР, Каналы. США, Австралии и других
стран, являющихся главными производителями золота. В Советском
Союзе в 1990 г. методом нивинрования переработано более 85 % всех
золотых руд (в I960 г. - 60 %; в 1980 1 - 80 %). Предполагается, что к
2000 году эта величина (для стран СНГ) возрастет до 90-95 %, а
доля металла, извлекаемого посредством цианирования, составит не
менее 80-85 % за счет вовлечения в эксплуатацию новых золоторудных
месторождений и перевода ряда действующих фабрик на законченный
цикл обработки руды.
К достоинствам цианистого процесса выщелачивания золота и се-
ребра, как это пи парадоксально звучит на первый взгляд, следует от-
нести его экологичность.
Хороню известно, что щелочные цианиды (калия, пифия, кальция)
и । носятся к категории СДЯВ, что предъявляет особые требования к
условиям их использования, хранения и транспортировки. Летальная
доза цианида, в случае одномоментного попадания его в организм че-
ловека, определена величиной 100 мг. На цианистые соединения уста-
новлены весьма жесткие нормы ПДК (предельно допустимые концент-
рации) в воде, составляющие для хозяйственно-питьевых водоемов 0.1.
а для рыбохозяйственных водоемов - 0,05 мг CN" на I л. Это определя-
ет недопустимость проникновения цианидов в поверхностные и грун-
7R
говые воды и необходимость их глубокого обеззараживания перед
сбросом в хвостохранилиша.
Вместе с тем отработанные и выводимые нз технологического про-
цесса цианистые растворы относительно легко поддаются разложению
различными химическими окисли гелями (хлор, озон, пероксид водоро-
да и др.) с образованием в конечном итоге азотсодержащих соединений
и углекислоты, которые ие только не представляют опасности дпя
окружающей природы, ио и.наоборот, способствуют развитию флоры и
фауны.
Данное обстоятельство, в сочетании с относительно низкой кон-
центрацией цианидов в рабочих растворах (десятые н сотые доли трам
ма на литр), неагрессивностъю цианистых растворов по отношению к
различным конструкционным материалам и реальной возможностью
их химической очистки до требуемых норм ПДК делает использование
цианистых раствор>гтслсй в металлургии золота и серебра технически
более удобным по сравнению, няпример, с кислотами, концентрнро
ванными щелочами или солевыми растворами. Такого мнения в на-
стоящее время придерживается большинство экспертов, изучающих
проблему применения цианидов в гидрометаллургических целях в кон-
тексте с проблемой охраны окружающей среды от воздействия токсич-
ных отходов промышленного производства [23 и др.].
1.2. Современное состояние и пути дальнейшего усовершенствованна
цианистого процесса как основного метола извлечения золота и
серебра in руд и концентратов
Анализ современного состояния техники и техполоти цианирова-
ния золотых рул (концентратов), которым охвачена деятельность более
120 действующих предприятий [6-13, 24, 25], показал, что мировая золо-
тодобывающая промышленность располагает большим количеством
вариантов tcxhojioi нчсски.х схем с применением цианистого процесса
(рис. 1.2). которые в совокупности обеспечивают законченный цикл
обработки руды па месте даже для технологически упорных руд. при
достаточно высоком сквозном извлечении золота.
Классическая технология цианирования золотосодержащих руд (пол н ы >
иловый процесс) включает в себя следующие технологические операции:
измельчение руды до крупности, обеспечивающей необходимую полноту
вскрытия золотя:
перемешивание измельченной руды со щелочными цианистыми растворами
в аппаратах-агитаторах механического, пневмомеханического и пневматиче-
ского типа:
отделение золотосодержащих растворов от твердой части пульпы
(сбрасываемой в отвал) методами сгущения и фильтрации;
осаждение золота из растворов цементацией на цинковой пыли:
29
Рис.1.2. Варианты цианирования золотых руд
30
обработка золотосодержащих осадков (выщелачивание кислотами, обжиг,
плавка) с получением чернового металлического золота, направляемого на
рафинировочные заводы:
химическая очистка сточных вод и хвостов гидрометаллургического про-
цесса от токсичных цианистых соединений.
Для извлечения золота из руд обычно используют слабые растворы NaCN
(0.1-0,5 г/л). Растворы с более высокой концентрацией цианида применяют
только при обработке руд. обогащенных серебром, сочетая в ряде случаев про-
цесс выщелачивания с последующей регенерацией NaCN из растворов (завод
Лорето в Мексике и др.). С целью предупреждения гидролиза NaCN, приводя-
щего к образованию токсичной синильной кислоты, в пульпу вводят известь,
концентрация которой по СаО не превышает, как правило, 0.64J.8 г/л.
В отличие от полного илового процесса схема раздельного циани-
рования предусматривает предварительную классификацию измельченной
руды на и л а (обрабатываемые методом перемешивания) и пески, выщела-
чиваемые перколяцией (просачивание растворов через слой руды). В последние
годы интенсивно развивается технология чисто перколяционного (кучною)
цианирования, посредством которого извлекают золото из забалансовых рул и
рудных отвалов.
Разновидностью цианистого процесса является агитационное выщелачива-
ние с последующей отмывкой растворенного золота в сгустителях методом
противоточной декантации.
Качественно новым этапом развития цианистого процесса явилась разра-
ботка и внедрение п промышленную практику бес фильтрационной
технологии цианирования золотосодержащих рул. основанной на прпмепе.
гранулированных ионообменных смол и активированных углей. В этом вариан-
те растворимое в цианиде золото выделяется на гранулах сорбента, размер
которых значительно превышает крупность частиц измельченной руды. Нагру-
женный золотом сорбент отделяют от обеззолочеиной пульпы на специальных
дренажных устройствах и обрабатывают в отдельном цикле с получением то-
варного золотосодержащего продукта. В зависимости от характера перераба-
тываемой руды н других факторов, сорбция золота осуществляется либо после
предварительного выщелачивания, либо одновременно с ним (вариант сорбци-
онного выщелачивания).
Техника и технология извлечения золота из цианистых пульп активирован-
ными углям.....онообменными смолами подробно описаны в [8. II. 13]. В Рос-
сийской Федера.странах СНГ данную технологию практикуют Кураиах-
екая, Лебединая. Карамкенская, им.Матросоеа. Многовершинная. Североенисеб-
ская (Россия): Мурунтауеекая, Ангренекая. Марднашбуяакская (Узбекистан);
Макмаяъская (Кыргызстан), Араратская (Армения) золотоизвлекотсльныс
фабрики. Кроме Лебединой ЗИФ. все перечисленные выше предприятия рабо-
тают с использованием в качестве сорбентов золота ионообменных смол. В
зарубежной практике наиболее распространена техноло! пи сорбции золота in
рудных цианистых пульп активированными углями.
Процесс циапировяпия золотых руд постоянно совершенствуется и
модернизируется Все более широкое применение в промьпиленпости
находит метод совмещения цианистого выщелачивания с измельчением
рулы; разрабо1вны и используются на ряде предприятий: автоклавное
цианирование золотых руд и концентрате, методы активного циани-
рования с использованием акуст нчсского возденствия и других интен-
сифицирующих факторов; технология ииаиироввния гравитационных
концентратов в аппярвтах специальной конструкции и др. Значитель-
ным достижением золотодобывающей промышленности н отраслевой
науки в послед)П1е годы следует считать широкое освоение электроли
тического метода извлечения золота из богатых раствороа (элюатов
сорбционного цнкла) на конечной сталии гидрометаллургической пе-
реработки золотых руд, что позволило существенно повысить качество
товарной продукции золотоизвлекательных фабрик и полностью ав о-
матизироватъ работу данного технологического передела.
Определенные успехи достигнуты в области разработки нового гид-
рометаллургического оборудования в золотодобывающей промышлен-
ности. Созданы и эффективно используются на предприятиях аппараты
интенсивного выщелачивания золота, сорбционные пачукн (пневмати-
ческие перемешнвателн) с дренажными устройствами, электролизеры
различной конструкции, регенерационные колонны, автоклавные уста-
новки для элюирования и реактивации насыщенных сорбентов, высо-
коэффективные обезвоживающие аппараты (пластинчатые сгустители,
ленточные фильтры), приборы автоматического кошроля и регулиро-
вания параметров гидромет аллургичсского процесса и т.д.
С целью обеспечения охраны окружающей среды от воздействия
токсичных отходов цианистого процесса, осуществлен перевод боль-
шинства гидрометаллургических предприятий на полное оборотное
водоснабжение, внедрены в производство усовершенствованные методы
хлорирования сбросных цианистых растворов, разработаны и проходят
стадию полупромышленных и промышленных испытаний новые эф-
фективные методы нейтрализации цнансодержаших стоков: озониро-
вание, радиационное облучение, ионообменная очистка (с одновремен-
ной perenqiatuieft цианида), биохимическая очистка, электролиз и др.
Предо! явленный выше краткий обзор убедительно свидетельствует о
том, что освоенный промышленностью более 80 лет тому назад процесс
цианирования золотых руд в настоящее время не только не утрачивает
своего значения, но и, наоборот, имеет тенденцию к дальнейшему раз
витию и coBqjuieHCTBOBainuo, занимая домшшруюшее положение среди
остальных методов металлургической переработки золоторудного
сырья. Это позволяет рассматривать его в качестве главного (ба-
зового) передела, на который должна быть ориентирована Texno.ioi ня
извлечения золота из руд и по отношению к которому должна произво-
диться техноло! ичсская оценка золотых руд и концентратов.
Следовательно, под технологически упорными необходимо
прежде всего подразумевать такие золотые рулы (или концентра-
ты), которые по тем ....... причинам трудно поддаются обработке
методом цианирования.
Данное положение в полной мере может быть распространено и на
серебряные руды, ncpq>a6oiKa которых основана в сущности па
32
тех же принципах, что и переработка золотых руд, хотя (как будет по-
казано ниже) и имеет ряд специфических особенностей. Применительно
к серебряным рудам (Рав) процесс цианирования также остается глав-
ным методом получения товарной серебросодержащей продукции. Об
этом свидетельствует опьп работы многочисленной группы зарубеж-
ных, в частности, мексиканских и канадских фабрик, практикующих
цианирование как исходных руд (Лорето. Тайолыпита. Кзуболт), так и
различных продуктов обогащения: хвостов флотации (Пачука, Сан
Хуан Лукане), цинковых н пиритных серебросодержащих концентратов
(Голден Мзнитоу), огарков хлорирующет о обжша руды (Минера Кил-
дун) и т.л. [9].
Еще большее распространение получило цианирование комплекс-
ных золото-серебряных (Pau>*) н серебряно-золотых (Pa^au) руд, кото-
рое успешно применяется на предприятиях Японии (Кохномай, Токата-
на. Мохикоси), Канады (Арктик, Ред Лзйк), России (Карамкенская и
Многовершинная ЗИФ). Эквадора (Портлвелл) и др.страи.
Отсюда может быть сделан вывод, что и для серебряных, а также
комплексных Au-Ag руд главным признаком технологической упорно-
сти следует счзгтать упорность их по отношению к цианистому процес-
Сказанпое ни в коей мере не умаляет значимости и остальных тех-
нологических переделов (операций) в схемах обработки золото- и сере-
бросодержащих рул, набор и целесообразность использования которых
определяется особенностями вещественного состава перерабатываемых
РУД
Так, например, при наличии в рудах крупных частиц самородного
золота производится извлечение их до цнанироаания методами грави-
тационного обогащения (отсадочные машины, концентрационные сто-
лы, шлюзы, центробежные и барабанные концентраторы, винтовые
сепараторы) Получаемые гравиоконцентраты, в зависимости от со
держания металла в них, перерабатываются на месте путем плавки на
черновое золото или цианированием в отдельном цикле с использова-
нием аппаратов интенсивного выщелачивания.
С целью концентрирования золото- и ссрсбросодсржащих сульфи-
дов. измельченная руда подвергается предварительному флотационно-
му обогащению с использованием соответствующих реагентных режи-
мов и аппаратов (флотомашин) различной конструкции [8, 26-28].
Главная цель флотации при этом - сократить обз>ем материала, посту-
пающего на металлургическую обработку, за счет удаления в хвосты
пород с отвальным содержанием золота. В ряде случаев флотация ис-
пользуется для выведения из руды минеральных компонентов-прпмесеп.
мешающих процессу цианирования (сорбцнонпоактивнос углистое
вещество, пирротин, антимонит и др.). Наконец, одно из назначений
флотации: получить при обработке комплексных TonoTocoaq^amiix
руд обогатпеиные по содержанию цветных металлов (медь, свинец,
цинк, сурьма, вольфрам и др.) концентраты или полупродукты, кото-
33
рые могут быть переработяны на месте в отдельном технологическом
цикле или же направлены на соответствующие заводы цветной метал-
лургии.
Для вскрытия тонковкрапленного золота в пирите и арсенопирите
исходная руда или получаемые из нее флотационные концентраты под-
вергаются перед цианированием окислительному обжигу, автоклавно-
му выщелачиванию или бактериально-химическому окислению [8, 13 и
др.]. Окислительный обжиг используется также с целью нейтрализации
присутствующего в золотых рудах (концентратах) свободного углеро-
да, а также некоторых других вредных для цианирования компонентов.
Необходимо еще раз подчеркнуть, что все перечисленные выше опе-
рации (гравитационное и флотационное обогащение, обжиг, автоклав-
ное и биохимическое выщелачивание и др.) сами по себе не обеспечи-
вают получения конечной товарной золото- и ссрсбросод$ржашей про-
дукции и выполняют, как правило, вспомогательную роль в схемах
обработки руд, дополняя и интенсифицируя цианистую технологию
извлечения металлов.
ГЛАВА 2
ФАКТОРЫ, ОПРЕДЕЛЯЮЩИЕ ИЗВЛЕЧЕНИЕ МЕТАЛЛОВ
ПРИ ЦИАНИРОВАНИИ. ОСНОВНЫЕ ПРИЗНАКИ И КРИТЕРИИ
ТЕХНОЛОГИЧЕСКОЙ УПОРНОСТИ ЗОЛОТЫХ И СЕРЕБРЯНЫХ
РУД
2.1. Характер свози золота и серебра с рудными комиопен1ами.
Физическая депрессия металлов в цианистом процессе
Опыт мировой золотодобывающей промышленности и результаты
мно1 очнеленных экспериментальных исследований убедительно свиде-
тельствуют о том, что главной стадией процесса цианирования являет-
ся стадия выщелачивания. Именно здесь определяются общие
показатели извлечения и возможные потери металлов с технологиче-
скими хвостами.
Полнота извлечения золота п серебра при цианировании зависит от
целого рядя факторов [7], главным нз которых является характер связи
(ассоциации) драгоценных металлов с рудными и породообразующими
минералами.
Как уже отмечалось, золою в рудах присутствует преимущественно
в металлическом состоянии. По характеру ассоциации золотин с рул-
14
нымн компонентами они могут быть разделены на 3 основных катего-
рии (рнс.2.1):
1. Золотины с полностью обнаженной поверхностью (“свободное"
золою);
2. Золотины с частично обнаженной поверхностью (в сростках, по-
крытое несплошными пленками и проч.);
3. Золотины, поверхность которых полностью изолирована от кон-
такта с растворителями (главным образом, тонковкрапленное золото).
Гидро- J'
ге
Рнс.2.1. Характер ассоциации золота с рудными
и породообразующими компонентами:
Aik». Aikp. Aunp - соответственно свободное
юлою. шюю. находящееся в сростках и
вкрапленное а минералах.
Наличие н рудах тонковкрапленного золота является одной из глав-
ных причин технологической упорности золоторудного сырья. При
зтом, естественно, имеется в виду, что минералы, являющиеся носите-
лями юнко вкрапленного золота, должны обладать плотной меха-
нической структурой, абсолютно непроницаемой для цианистых рас-
творов. Именно совокупность двух факторов: плотность структуры
минеральных зерен плюс дисперсность заключенного в ннх золота и
обуславливают технологическую упорность золотых руд и концентра-
тов в гидроме! аллур|ическом процессе.
В максимальной степени этим условиям соответствует кварц и золо-
тосодержащие сульфиды, ведущее место среди которых и по распро-
страненности, и по практической значимости, принадлежи! пнригу
FcS, и арсенопириту FeAsS.
Указанные сульфнлы, как правило, характеризуются повышенной
золотоносностью (десятки и сотни граммов Au на I т сульфида). При
л ом значительная часть золота в них (в отличие от большинства дру-
гих золотосодержащих минералов) представлена дисперсными части-
цами, крупность которых лежит за пределами разрешающей способ-
35
ностн оптических микроскопов. Это даже послужило поводом для вы-
движения отдельными исследователями предположения о существова-
нии истинных твердых растворов золота в сульфидах. Однако факт
существования такого рода твердых растворов экспериментально не
доказан и, наоборот, опровергается результатами целого ряда исследо-
ваний.
Так. например. А.А.Иванов [29]. основываясь на данных электрон-
но-микроскопических исследований рудных минералов, пришел к выво-
ду, что золото в сульфидах, в частности, в естественных и синтезиро-
ванных пиритах, присутствует исключительно в виде механической
примеси, причем размер металлических включений золота в пиритах
может достигать величины КН-10-6 см (1-Ю*1 мкм).
Данный вывод подтвержден и в некоторых более поздних публика-
циях. Так, в работе [30] обсуждены результаты исследований по изуче-
нию тоиковкряпленного (до 15 мкм) мышьяксодержащего пирита мес-
торождения Гансу (КНР). Содержание золота в пирите составляет 320
г/т. Пирит подвергали растворению в азотной кислоте. Состав осадка
изучали с помощью спектрометрического метода анализа и сканирую-
щего электронного микроскопа. Исследования показали, что золото пс
адсорбировано па поверхности пирита и не образует изоморфных за-
мещений в его кристаллической решетке, а существует в форме субмик-
роскопических включений крупностью менее 0,2 мкм.
Установленный А.А.Ивановым и в работе [30] размер вкраплений
шло га в пиритах позволяет отнести их к коллоидным частицам.
В значительной степени это присуще и арсенопириту, хотя золото-
носность последнего часто объясняется и другими причинами, в част-
ности изоморфным замещением мышьяка золотом в кристаллической
решетке FeAsS (вследствие близости физических свойств атомов Au и
As) [31] или же присутствием золота в виде сульфида [32-34]. Как счита-
ет большинство исследователей [35 и др.], последнее предположение
представляется маловероятным, поскольку трудно представить воз-
можность длительной “консервации" сульфида золота в условиях фор-
мирования гидротермальных месторождений.
Поэтому наиболее достоверной формой присутствия “невидимого”
золота в сульфидных мгшералах следует все же считать системы типа
твердых “псевдорастворов" (крнсталлозолей), золото в которых вы-
полняет роль дисперсной фазы.
Объяснение причин образования крнсталлозолей золота, а также той пс-
ключительноп роли, которую в этом процессе сыграли отдельные сульфидные
минералы железа (главным образом, пирит и арсенопирит). следует, естествен-
но. искать в особенностях геохимии золота и сопутствующих ему металлоген-
иых компонентах.
Общеизвестно, что коренные месторождения зо.-ioia. шк же. как п место-
рождения большинства других цветных металлов, возникли в результате пнев-
матолито-гидротермальных постмагматических процессов, протекающих, как
правило, на значительных глубинах, вне контакта с тверженными породами
36
[35]. По О.Е.Звяп1Нцеву [36], наиболее вероятной формой присутствия золота в
маточных гидротермальных растворах является анион [АиЗ]~. возможность
образования которого (в присутствии окислителей) подтверждена специальны-
ми опытами растворения порошкообразного золота в водных растворах гидро-
сульфида натрия. В результате охлаждения гидротермов золото, так же. как и
друшс металло1снные компоненты, выкристаллизовывалось из растворов,
причем подавляющее количество золота выделялось в самородном виде. Сле-
довательно. если признать правильным предположение о том, что первоначаль-
ной формой нахождения золота в гидротермальных растворах являлся сульфид
- анион [AuSp. или какое-либо другое растворимое химическое соединение, то
следует признать и тот факт, что процессу кристаллизации золота из растворов
предшествовали определенные химические реакции, способствовавшие восста-
новлению химически связанного золота до элементарного состояния. Опреде-
ленная роль а этих процессах, безусловно, должна принадлежать н окислите-
лям. в частности, кислотам, которые, как известно, способны разлагать указан
ный выше гадросульфидный комплекс с образованием металлического золота.
Так или иначе, факт выделения золота из гидротермальных растворов в ви-
де металлических частиц в настоящее время считается общепризнанным и под-
тверждается практически всеми геохимическими и минералогическими иссле-
дованиями. выполненными на золоторудных н других месторождениях цветных
металлов. Также установлено, что выделение золота из гидротермальных рас-
творов происходило во всем диапазоне температур, характеризующих cvie-
ственное состояние указанных растворов, т.е. от 400 до 100 °C и ниже. Практи-
ческим следствием этого является тот факт, что золото в рудах коренных мес-
торождений может образовывать ассоциации с очень широким кругом
"гидротермальных" минералов, включающих кварц, сульфиды, арсениды. 1сл-
луриды. карбонаты, шеелит и проч. При этом золото обнаруживается как внут-
ри зерен кварца, сульфидов и др. минералов (если оно выделялось одновремен-
но с ними. т.е. сингенетпчно), так н на поверхности минералов (в случае более
поздней кристаллизации золота).
Доказано [36]. что наиболее энергичными коагулянтами дисперсного
(коллоидного) золота из "холодных” (100-200 °C) гидротермальных растворов
являются именно сульфиды, в особенности пирит и арсенопирит.
Как считают некоторые исследователи, сингснстизм нс является единствен-
ной причиной образования систем, содержащих коллоидное золото Так. на-
пример. опираясь на результаты экспериментальных исследований Кларка
(I960 г.). Н.В.Петровская [35] отмечает, что тонкая вкрапленность золота в
сульфидных минералах могла образоваться и в результате проникновения золо-
тых растворов в агрегаты ранее образованных сульфидов. Отличием таких
систем от крпсталлозолей является лишь меньшая равномерность распределе-
ния золота по массе минерала.
Важно подчеркнуть, что все авторы, изучавшие “невидимое” золото
в сульфидах, единодушны во мнении: любая форма такого золота чрез-
вычайно упорна в технологическом отношении и не может быть нзвле
чена цианированием без специальной химической подготовки, связан-
ной с деструкцией и окислением ассоциирующих золото сульфидов. А
любой процесс окисления (обжиг, автоклавное вскрытие, бактериаль-
но-химическая обработка и др.) в свою очередь неизбежно предполага
37
ст присутствие в получаемых продуктах дисперсного золота в наиболее
устойчивой его модификации - металлической форме.
В настоящее время установлен довольно широкий круг сульфидных
минералов, являющихся носителями дисперсного золота. Кроме пирита
и арсенопирита, к ним могут быть отнесены: тетрадимит, Bi’TejS, неко-
торые разновидности антимонита, халькопирита CuFeSi, галенита PbS,
сфалерита ZnS. Ранее высказывались предположения, что в этот пере-
чень входят и пиррозтшы FeS* (где х переменная величина, несколько
большая единицы). Однако специальные исследования И.Н.Масленни-
кого [37] показали, что для пирротннов в целом характерна относи-
тельно крупная вкрапленность золота. Данный факт хорошо под-
тверждается многочисленными 1СХНОЛОГИЧССКНМИ исследованиями, а
также практикой гидрометаллургической переработки пирротнпсодер-
жаших золотых руд и концентратов.
Перечисленные выше сульфидные минералы характерны, главным
образом, для первичных руд коренных месторождений золота, пробле-
ма переработки которых с точки зрения извлечения тонковкрапленного
золотя представляется наиболее сложной. Все последующие процессы
естественного окисления или разложения золотосодержащих минералов
в той или иной степени способствуют ослаблению ассоциации
золота с указанными минералами и делают его более доступным для
извлечения гидротермальными методами.
Однако в определенных условиях и в зонах окисления золоторудных
месторождений могут образовываться минеральные ассоциации, в ко-
торых наличие дисперсного золота сочетается с плотной физической
орукгурой ассоциирующих его компонентов.
Примером таких ассоциаций могут, в частности, служить золотосо-
держащие гидроксилы железа (гетит FeiOj-HiO, гидрогетит - лимонит:
FejOj-HiO-aq и др.), являющиеся продуктами естественного окисления
золотосодержащего пирита. Предполагается, что золотоносность гети-
та (лимонита) обусловлена наличием в них первичного золота,
начальная ассоциация которого с пиритом сменилась ассоциацией зо-
лота с образующимися в результате окисления пирита гидроксидами
железа.
Аналогичные процессы протекают и в зонах окисления месторожде-
ний мышьяково-пиритных руд Основным продуктом окисления арсе-
нопирита является скородит или гндроарсснат железа
FcAsOj-2H:O, который, тяк же, как и арсенопирит, очень часто харак-
теризуется повышенной золотоносностью.
Указанные выше закономерности в целом характерны и для сере-
бросодсржаших руд. Подобно золоту, серебро в рудах часто образует
рассеянную вкрапленность в других минералах. Однако, если для тон-
кого золота наиболее распространена ассоциация с сульфидами железа,
то основными носителями дисперсного серебра в рудах являются прак-
тически не растворяющиеся в NaCN сульфиды цветных металлов (гале-
нит. сфалерит, халькопирит и др.), а также окисленные минералы желе-
38
за и особенно - марганца. К числу последних в первую очередь должен
быть отнесен пиролюзит МпОз, представляющий собой наиболее
устойчивую модификацию марганца в зоне окисления рудных место-
рождений.
Другой отличительной особенностью серебра в рудах является то.
что оно характеризуется значительно большим разнообразием мине-
ральных форм (с преобладанием неметаллических), что объясняется
более высокой, по сравнению с золотом, активностью серебра в хими-
ческих и геохимических процессах. Поэтому, говоря о тонковкраплен-
ном серебре в рулах, следует подразумевать пол этим дисперсные вклю-
чения в минералах - носителях не только металлического, но также хи-
мически связанного серебра, например, его сульфидов типа Ag:S.
В число минералов - носителей дисперсного золота и серебра нами
специально не включены продукты естественного окисления или вывет-
ривания первичных золото- и серебросодержащих сульфидов меди,
свинца н цинка: борнит CusFeSi, халькозин Cu:S, куприт CujO, мала-
хит СиСОз-Си(ОН):, хризоколла CuSiOjnHiO, англезит PbSOa, церус-
сит РЬСО>, смитсонит ZnCOj и др. В подавляющем своем большинстве
перечисленные минералы (в отличие от оксидов и гидроксидов железа и
марганца, а также скородита) характеризуются относительно высокой
растворимостью в щелочных цианистых растворах. Поэтому вскрытие
золота и серебра, ассоциированных с указанными компонентами, про-
исходит само собой в процессе цианирования. Определенная ic.xhoло-
гическая упорность золотых н серебряных руд, содержащих вторичные
минералы меди, свинца и цинка, вызывается совершенно другими при
чинами, анализ которых будет дан в последующих разделах моногра-
фии.
Обобщая вышесказанное, а также учитывая принятую выше (стр.34)
классификацию золотин, величину предельного извлечения золота н
серебря в цианистые растворы прн выщелачивании можно представить
в виде следующего выражения:
Сме(||С1)
Кс - коэффициент извлечения;
См«»р> - солержтте топковкрапленного золота н серебра;
См«ок»> - содержание металлов в исходной руле или концентрате;
К* - коэффи11ие1гт, характеризующий относительную долю дисперсного
золота (серебра), ассоциированного с плотными и нерастворимы-
ми с NaCN минералами, названный нами коэффициен-
том физической депрессии золота (серебра).
Примерное представление о величине К* можно получить из диа-
грамм, приведенных ня рис.2.2, которые составлены по результатам
рационального анализа на золото некоторых рул и флотационных
концентратов отечественного производства.
39
0.(77 Q.1t Ml (7.9/ QM
Ф (7 %}((?%) &7Ц (9Щ (f9%J
Рис.2.2. Диаграммы,
характеризующие рас-
пределение Ли по сте-
пени упорности в раз-
личных рудах и кон-
центратах:
I - массовая лоля ани-
мируемого золота;
2-4 - ыасеоваа дела Au,
тонхоакрапленного в ок-
сидах (2). сульфидах (3) и
кварце (4)
I - руда Мурун-Тау.
II. III. IV - сульфидные
концентраты Степняка,
Терекеая и Кокпатаса-.
го концентрата.
Нередки случаи, когда коэффициент Кф превышает 0.6-0.7 и даже 0,9
(что особенно xapaKTqiiio для мышьяковистых руд и концентратов),
причем он, как правило, не зависит от условий цианирования и опреде-
ляется в основном гранулометрической хараюсристикой планируемого
материала (в том числе и гранулометрической характеристикой самого
золота или серебра). При цианировании руд с ярко выраженной физи-
ческой депрессией благородных металлов (ФД) обычно наблюдается
быстрое нарастание концентрации металлов в растворах до определен-
ного предела, сохраняющегося постоянным при дальнейшем увеличе-
нии продолжи 1С.1ЫЮС1 и выщелачивания (рис.2.3, кривые 1,4,5).
2.2. Влияние нианпсидов и восстановителей на процесс
выщелачивания золота н серебра цианистыми растворами.
Химическая депрессия G.iai аридных металлов
Как правило, рулы и концентраты, подвергаемые цианированию,
xapaKTcpinyioicM сложным вещественным составом. Они содержат
сульфидные и окисленные минералы меди, железа, сурьмы, мышьяка,
цинка, свинца и другие примеси, которые могут существенно затруд-
нить nqicxon золота и серебра в цианистые растворы. В обшем виде
отрицательное влияние минералов - примесей на извлечение Au, Ag при
40
цианировании может быть охарактеризовано как "химическая
депрессия” металлов и выражено символом ХД.
Рнс.2.3. Влияние про-
должительности выщелачи-
вания на извлечение золота
при цианировании руд и
концентратов различного
вещсс1венного состава'-
I - кварцевая рул* Мурун-
2,3 - глинистые руды место-
рожленнП Канавное н Боковое
Курамахского рудного поля:
ты Токурской ЗИФ и Кокпатас-
екого месторождения;
Артемовского рудника:
7,8.9 углистые концентраты
ЗИФ им. Матросова. Миндяка и
Бакырчика-.
Высцелочс/бсж/яь v
обжига кокпатасского кон-
центрата.
Основной формой проявления химической депрессии золота и се-
ребра в цианистом процессе является “вялое” растворение металлов,
вследствие поглощения растворителя (цианида) или присутствующего в
пульпе кислорода активными "цианисидами" и восстановителями.
Исследованиями советских и зарубежных ученых установлено [19,
20], что скорость растворения золота в щелочных цианистых растворах
по реакции, приведенной па стр.28, определяется, главным образом,
скоростью диффузии кислорода к поверхности металлических частиц.
Естественно, что поглощение кислорода посторонними примесями рез-
ко замедляет процесс перехода золота в раствор. Аналогичное влияние
оказывает и связывание свободного цианида присутствующими в руд
ной пульпе химически активными компонентами (“цианисидами”).
При этом следует отметить, что отрицательное влияние цианисидов
проявляется не только в том, что они уменьшают концентрацию ак-
тивного цианида в жидкой фазе рудной пульпы н вызывают повышен-
ный расход растворителя. В связи с хорошей растворимостью в воде
большинства образующихся в процессе выщелачивания цианистых
комплексов, последние существенно увеличивают общий солевой фон
41
растворов, следствием чего является образование на поверхности золо-
тин всякого рода химических пленок, тормозящих процесс растворения
золота (так называемое явление “усталости" растворов). Этим в значи-
тельной степени и объясняется по!шженнос извлечение благородных
металлов в растворы при гидрометаллургической обработке руд, со-
держащих химические депрессоры золота и серебра.
Наиболее сильное депрессирующсе действие на процесс растворения
металлического золота и серебра в водных растворах щелочных циани-
дов оказывают минералы и химические соединения
сурьмы, присутствие которой в золотых и серебряных рудах является
одним из наиболее характерных признаков их технологической упор-
ности.
По своей химической активности в цианистом процессе природные
минералы сурьмы могут быть расположены в следующей последова-
тельности: антимонит, валентинит SbiOj, минералы группы сульфосо-
лей (пираргирит 3AgS Sb:Sj, тетраэдрит 3Cu:S-Sb:Sj и др.), сервантит
SbzOi.
Анализ результатов экспериментальных исследований, выполнен-
ных И.Н.Плаксиным и М.Д.Ивановским [38], В.К.Смирновым (1942-
1946 гг.), И.В.Чипаниным (1944 г.), В.В.Шубиной и А.С.Черняком
(1948-1949 гт.) и другими авторами, а также известные сведения по хи-
мии сурьмянистых соединений [39 и др.], позволяют сделать вывод, что
при взаимодействии сульфида сурьмы с нзвещыо или другой едкой
щелочью происходит образование сульфо- и оксисолей сурьмы:
2Sb:SJ+6Ca(OH)2=CaJ(SbO3)2+Ca3(SbS3)2+6H’O.
Сульфосоль сурьмы разлагается цианидами в присутствии кислоро-
да по реакции
Ca3(SbSj)2+3NaCN+J/jOj+3HjO=Sb2S3+3NaCNS+3Ca(OH)2,
в результате чего образуется соответствующая роданистая coni, и вто-
ричный сульфид сурьмы SbiSj, который выпадает из раствора в осадок.
Сульфид сурьмы снова реагирует со щелочью и цианидом, поглощая
кислород. Процесс протекает до пошито перевода всей сульфидной
сурьмы в оксисоль сурьмянистой кислоты (Свз^ЬОз)^. Последняя под
воздействием кислорода окисляется до Ca(SbOj),:
Сал(ЗЬОз)2+О:+2Н:О= Ca(SbOj)2+2Ca(OH)2.
Таким образом, сульфид сурьмы в щелочном цианистом процессе
выполняет роль одновременно и цнанисида, и восстановителя.
Кроме того, как установлено работами В.И.Петренко и В.Г.Аге-
енкова [40]. а также И.Н.Плаксина и М.Д.Иваповского [38], существен-
ное значение при цианировании сурьмусодержаших золотых руд и кон-
центратов имеет образование на поверхности золотин вторичных
сурьмянистых пленок, замедляющих процесс перехода золота в раство-
42
ры ня стадии выщелачивания. При этом наиболее вероятной формой
соединения, осаждающегося на поверхности металлических золотых
частиц, по мнению М.Д.Ивановского. является сульфид SbjSj, обра-
зующийся в результате протекания реакций между NaAu(CN), и
NajSbSj (илиСаз(5ЬЗз):).
Образование такого рода поверхностных пленок наблюдалось и на-
ми при цианировании пластинок металлического золота, серебра н
золото-серебряного сплвяя в присутствии SbiSj [41].
Отмеченные выше закономерности, очевидно, могут быть распро-
странены и на простые сульфиды мышьяка: реальгар AsS и ауропиг-
мент AsiSj, хотя детальных исследований в этом направлении, насколь-
ко нам известно, не проводилось, ввиду ограниченной распространен-
ности указанных мышьяковых минералов в золоторудных месторожде-
ниях.
К числу активных химических депрессоров 1-го рода относятся
быстроокисляющисся сульфиды железа: некоторые
разновидности пирита, марказит FeSj и пирротин FeS».
Наиболее значительные работы по изучению взаимодействия ак-
тивных сульфидов железа, в частности, пирротна, со щелочными циа-
нидами в присутствии кислорода и защитной щелочи проведены в
СССР В.Я.Мостовичем с сотрудниками [42], Г.В.Иллювневой [43],
И.Н.Масленицким [37], И.К.Скобеевым [44]. Из результатов выполнен-
ных исследований вытекает, что при перемешивании измельченного
пирротина и других активных сульфидов железа с растворами, содер-
жащими NaCN (или KCN). Оз и ОН” - ионы, происходит образование
ферроцианида Mej[Fe(CN)6] (где Me - одновалентный металл), элемеи
тарной серы и целого ряда серусодержаших анионов: SjOV, SO,’ .
SO J” , S2’ и др. Сульфидная (S2-), гипосульфитная (SjO2-) и не успев-
шая окислиться элементарная сера образуют в этих условиях соответ-
ствующие роданиды MeCNS. Появление последних в рвстворс может
являться и результатом непосредственного взаимодействия FeS: с
NaCN по реакции FcS:+NaCN=FeS+NaCNS.
Таким образом, и железо и сера, входящие в состав природного пир-
ротина или марказита, выступают в роли весьма активных поглотите-
лей цианида и кислорода, поэтому наличие указанных минералов в
исходном сырье может явиться серьезным препятствием для осущест-
вления цианистого процесса.
Заметное дспрессируюшее действие на золото и серебро при циани-
ровании оказывают минералы и химические соедине-
ния м с д и, на растворение которых расходуется от 2,3 до 3,4 кг
NaCN на 1 кг меди, присутствующей в исходной руде (табл.2.1). При
этом, в отличие от рассмотренных ранее химических депрессоров золо-
та (сульфиды сурьмы и железа), большинство медьсодержащих мннсра
лов не проявляет при цианировании восстановительных свойств. Вмес-
43
те с тем, установлено, что по аналогом с цианированием сурьмяных
РУД. увеличение концентрации Си в растворах может вызвать образо-
вание па поверхности золотых частиц вторичных химических пленок,
тормозящих процесс последующего растворения золота. Предполага-
ют, что состав этих пленок представлен комплексными соединениями
типа AuCu(CN)z, AgCu(CN)] и простым цианидом меди CuCN [20].
Таблица 2.1
Реакции растворения минералов меди в водных растворах цианида натрия
Минерал Химическая формула Реакция рнснюреиим в цианис- тых растворах Количество ве- совых частей NaCN. необхо- димых для растворения 1 весомой части меди. входящей в состав мине-
Самород- ная медь Куприт Мелаконит Халькантит Малахит Азур|гт Халькозин Си СщО СиО CuSO4-5H2O СиСОз-Си(ОН)’ 2СиСОзСи(ОН)2 Cu2S 2Cu+6NaCN+ >/2О2+Н2О= 2Ne2Cu(CN)3+2NaOH Cu20+6NaCN+H2O= 2N>2Cu(CN)j 12NaOI I 2CuO+8NaCN+2H1O= 2Na2Cu(CN)J+(CN)2+4NaOH 2CuSO4+8NaCN= 2Na2Cu(CN)j+2N a2SO4+(CN )2 1 2CuCOj+8NaCN= 12Ып,Си(СМ)л+2Ка2СОэ+(СЬ1)2 [ 2Cu(OH)2+8NaCN= J 2NB2Cu(CNh+4NaOH+(CN)2 2Cu2S+14NaCN+2H2O+O2= 2NajCu(CNS)(CN)j+ 12Na:Cu(CN)j+4NaOH 2.3 2,3 3.4 3.4 3.4 3.4 2.7 J
В [45] отмечается возможность образования “медистых" пленок на
золотинах и при цианировании халькопирита.
В этой же работе показано, что некоторые минеральные примеси
могут оказывать двоякое влияние на скорость растворения золота в
цианистых растворах. Так, например, ионы'РЬ1* увеличивают скорость
растворения золота при малых концентрациях, но замедляют этот про-
цесс при повышенных концентрациях. Положительное влияние сви-
нецсодержащих минералов и химических соединений при цианирова-
нии некоторых разновидностей сульфидных руд и концентратов отме-
чалось и ранее [7-10] и нередко этот факт специяпкно используется в
технологических целях (см.разделы 13.1, 19, 21).
Внешним проявлением ХД при циатфовают руд, содержащих ак-
тивные минералы сурьмы, меди и железа, является растягивание про-
44
цесса растворения золота во времени н повышенный рвсход цианида в
гидрометаллургическом процессе.
На рис.2.4 (кривая 1) представлены результаты экспериментов по
цианированию смеси, составленной из порошка химически чистого
ЗОЛО18 (10 мг, крупность - 0,074 мм), пирита (0,75 г) и антимонита
(0,25 г) [46]. Для сопоставления на этом же графике приведены криаыс,
характеризующие процесс растворения золота в присутствии только
одного пирита (2), а также извлечение золота из огарков, полученных в
результате окислительного обжига сульфидной смеси (0,75 г FcS? и
Рис 7 4 Динамика растворения золота при цианировании
минеральных смесей:
I - FeS^+Sb^Sj; 2- FeSj; 3.4 - смесь FcS’ и Sb’Sj. обожженная
ctxnucicmeHHO при температурах 400 и 670 ”С. 1-
долю золота, лепресспрованного аитнмонмтом
Как следует из рис.2.4, выщелачивание золото цианистыми раство-
рами в присутствии Sb:Sj протекает чрезвычайно медленно и в приня-
тых условиях эксперимента завершается только по окончании 6-й ста-
дии цианирования. При этом процесс сопровождается высоким расхо-
дом NoCN (от 20 кг на тонну смеси на 1-й щадим до 4-5 кг - на послед-
ней 6-й стадии выщелачивания). В отсутствие SbzSj (опыт 2) полное
45
растворение золота имеет место уже па 1-й сталии цианирования при
расходе NaCN на выщелачивание смеси порядка 4 кг/т. Предваритель-
ный обжиг смеси способствует уменьшению депрессирующсго влияния
сурьмы на процесс расширения золота, в результате полного (оп.4) или
частичного (оп.З) перевода SbiSj в менее активную .химическую форму
(SbjCU).
На ранее приведенном рис.2.3 (кривая 6) показана скорость раство-
рения золота при цианировании флотационного концентрата Арте-
мовской ЗИФ, содержащего значительное количество цианистораство-
римой меди и пирротина. Характер приведенной кривой существенно
отличается от характера аналогичных кинетических кривых, построен-
ных для кварцевой золотосодержащей руды Мурун-Тау (отсутствие
каких-либо форм депрессии золота в цианистом процессе), токурского
сульфидного концентрата (физическая депрессия золото) и углистого
концентрата ЗИФ им.Матросова (сорбционная активность).
23. Влияние природных сорбентов на извлечение золота
при цианировании. Сорбционная активность
золотосодержащих руд н концентратов
Одной из распространенных форм упорности золото- и ссрсбросо-
держащих рул в цианистом процессе является адсорбция растворенного
в NaCN золота и серебра минеральными компонентами руды.
Данный факт уже давно обращал на себя внимание исследователей,
особенно в связи с переработкой углесодрржащнх рул, цианирование
которых, как правило, сопровождается повышенными потерями метал-
ла и цианида в гидрометаллургическом процессе. Изучсншо причин и
условий, способствующих осаждению золота из цианистых растворов и
рудных пульп активным углеродом, посвящено большое количество
исследований и научных публикаций. Наиболее известны в этом плане*
труды зарубежных авторов: М.Грима [47], В.К.Фельдгмаиа [48],
Дж.Гросса и В Скотта [49]; Б.Шайиера, Р.Е.Линдстрома и Т.А.И.Гсири
[50]; Р.И.Дэвидсона [51], М.Д.Адамса[52]; и советских авторов:
С.М.Ясюкевича [53], Н.И.Ванеева [54]; И.Н.Плаксина и Н.А.Журлова
[55]; В.И.Максимова [56, 57]; В.М.Кузьминых и Н.Г.Тюрина [58-60];
М.Х.Зайцевой, М.Д.Ивановского и Н.К.Лариной [61]; И.Д.Фридман.
Е.Е.Сапари и Н.Н.Деминой [62, 63]; А.Н.Грабовского [64, 65), Г.И.Вой-
лошникова [66] и др.
Несмотря на значительное количество выполненных исследований,
механизм осаждения золото пл углях о известной мере остался невыяс-
ненным. В настоящее время существуют две гипотезы, объясняющие
данное явление. Первая из них основана на предположении, что причи-
ной осаждения золота активными углистыми веществами является хи-
мическое воздействие золото-цианистого комплекса с оксидом углсро-
да, который в том или ином количестве всегда присутствует в исходных
углях. Данный процесс представляется реакцией:
NaAu(CN)?+CO+NaCN+,/2O2+H2O=AuCN CO(CN)j+2NaOI I.
CouiacHo другой гипотезе, осаждение золота на углях объясняется
адсорбцией комплексного аниона Au(CN) )j. Эго предположение
подтверждается тем, что количество осаждаемого золота находится в
прямой зависимости от суммарной поверхности частиц углистого ве-
щества. Кроме того, как отмечено Гроссом и Скоттом, скорость н пол-
нота перехода золота из раствора ив уголь по1П1жается с повышением
температуры, что также указывает на адсорбционный характер процес-
са осаждения.
Указанные выше закономерности, интерпретированные, в основном,
к процессу извлечения золота из цианистых растворов активированны-
ми углями, далеко не всегда воспроизводятся при исследовании сорбин
онной активности присутствующих в золотосодержащих рудах углис-
тых веществ. Объясняется это тем, что природные углеродсодержащие
материалы имеют гораздо билес сложный состав по сравнению с акти-
вированными углями. Они могут содержать н элементарный углерод,
который (по аналогии с АУ) может физически сорбировать золото
цианистый комплекс, и углерод в виде органических соединений, спо-
собный образовывать с золотом прочные металлоорганические соеди-
нения.
По мнешпо большинства исследователей, максимальной сорбцион-
ной активностью характеризуется свободный углерод, присутствующий
в форме графита. Специальными исследованиями А.Дорфмана, выпол-
ненными на фабрике Мак-Ишпайр (Канада), показано, что перераба-
тываемая на данном предприятии руда, содержащая около 6 % графи-
та, способна сорбировать из растворов до 250 г/т золота, что соответ-
ствует 5-6 кг Au на 1 т активного углерода. Аналогичные результаты
были получены нами при изучении сорбционной активности флотаци-
oinrux концентратов, полученных при обогащении руд Бакырчшсского
месторождения (Казахстан). В то же время встречаются отдельные раз-
новидности графитизированных сланцев, сорбционная активность у
которых в цианистом процессе выражена значительно слабее (руды
месторождений Наталь и Барбертон в ЮАР; Сухой Лог в России, Кок-
патасское в Узбекистане и др.), а иногда вообще нс проявляется. Такое
различие в поведении углерода часто объясняется различным проис-
хождением графита. При этом отмечается, что бблыпей сорбционной
активностью обладает графит минерального происхождения
(восстановление химических соединений углерода, в частности углекис-
лого газа, при повышенных температурах в магматических очагах), не
содержащий органических веществ.
В работе [61] представлены результаты исследований по сорбции зо-
лота из цианистых растворов углеродистым веществом, присутствую-
47
пгим я флотационных концентратах двух месторождений (Наталкин-
ское в Магаданской обл. и Бакырчик). Показано, что при примерно
одинаковом содержании углерода в исследованных продуктах
(соответственно 19 и 25 %) сорбционная емкость бакырчнкского кон-
центрата по золоту в 9 роз выше, чем у поталкииского концентрата,
что свидетельствует о разном характере углистого вещества я рулах
указанных месторождений. При этом для обоих концентратов отмечено
существенное (в 3-4 раза) увеличение сорбционной активности кон-
центратов с повышением температуры с 20 до 70 °C, указывающее на
превалирующую роль я данном процессе актов химического взаимодей-
ствия.
В исследованиях, проведенных институтом ЦНИГРИ [62, 63), отме-
чается определенная аналогия между сорбционными свойствами иско-
паемых углей и углистых веществ, присутствующих в золотосодержа-
щих рудах. Показано, что и в том, и другом случае сорбционная актив-
ность материалов по отношению к золоту определяется степенью
“преобразованности” углеродистого вещества (т.е. степени упорядо-
ченности структуры атомов углерода). При этом основную ответствен-
ность зо сорбцию золота песет кероген - нерастворимый в хлороформе
и щелочах углеродистый остаток, состоящий из ароматических поли-
конденсированиых группировок (в частности, асфальтогениых кислот)
и свободных радикалов, которые и играют главную роль в проте-
кающих хсмосорбциониы.ч процессах. С увеличением степени “прсобра-
зованности” углеродистого вещества доля указанных группировок в
нем уменьшается и сорбционная активность материала ослабевает. На
примере 9 проб руды, содчзжащих 1,5-2,5 °6 углерода, показано, что
при уменьшении концентрации асфальтогеповых кислот в образцах
примерно в 2 раза , сорбционная емкость руды снижается более, чем в
10 раз.
Приведенные выше данные позволяют сделать вывод, что наличие в
золотосодержащих рудах графита и графитизированных пород само по
себе еще нс является достаточно надежным признаком технологической
упорности этих руд, которая достоверно может быть установлена толь-
ко экспериментальным путем.
Кроме графита (и некоторых других утлеродсодержащнх минералов)
в качестве сорбентов золота и серебра в цианистом процессе могут вы-
ступать и крут не КОМПОИСП1Ы руды. К их числу Moiyr быть отнесены:
глинистые минералы, например, пирофиллит [67], коллоидная кремие-
кислота, образующаяся в процессе тонкого измельчения кварцевых руд
[42, 68), сульфиды железа: пирит, пирротин [67, 69-73); гидроксид железа
ге(ОН)2 [69, 73); сульфиды меди: халькозин, борнит, халькопирит [67,
74); ryxojun [67] и нскоюрыс друт не. Степень сорбции золота указан-
ными выше минералами и химическими соединениями может достигать
заметных величин (5-10 % и выше), причем она очень сильно зависит от
содержания металла в растворах, концентрации растворителя - NaCN,
48
суммарной поверхности шламов и общего физико-химического состава
пульпы.
С целью получения более полного представления о характере сорб-
ции золота из цианистых растворов и рудных пульп минеральными
компонентами, в Иргиредмете (В.М.Муллов) были проведены экспери-
менты по определению величины сорбционной активности некоторых
золотосодержащих руд. существенно различающихся между собою по
минеральному составу [75, 76].
В качестве объектов для исследований были выбраны: кварцево-
глинистая руля месторождения Боковое Куранахского рудного поля
(S1O2 76,5 %; AhOj 7,2 %; FeiOj 8,1 %: Au 5,5 г/т), углистый флотацион
ный концентрат фабрики им.Матросова (SiOj 59 %; Fe 4,2 %; S 0,4 %:
С 2,9 °Ь; Au 45 г/т) и сульфидный мышьяково-пиритный концентрат
Дарасунской фабрики (Fc 36,0 %; S 28 %; As* 12,0 %; Au 35,0 г/т). Про-
дукты контактировали с водным раствором соли NaAu(CN):, нс содер-
жащим свободного NaCN. при отношении Ж:Т=4:1. Кинепгческая ха-
рактеристика сорбционного процесса устанавливалась по отношению
Сж/Со, где Сж - концентрация Au в жидкой фазе суспензии. Со - исходная
концентрация Au в растворе.
Зависимость К1тетики сорбции от. величины Со для указанных выше
материалов представлена на рис.2.5, из которого видно, что для квар-
цево-глинистой руды сорбция золота выражена весьма слабо. Более
того, в диапазоне низких концентраций Au наблюдается так назы-
ваемая “отрицательная" адсорбция - явление, характерное для тех слу-
чаев, когда растворитель (в данном случае вода) адсорбируется сильнее
растворенного вещества. Основной причиной этого следует считать
склонность присутствующих в рудах Куранахского поля глинистых
веществ (до 30 °Ь от массы руды) к интенсивному смачиваншо водой и
набуханию.
Скорость сорбции золота углистым веществом концентрата ЗИФ
им. Матросова (рпс.2.5, 6) умеренная. Равновесие устанавливается тем
быстрее, чем выше концентрация золота в растворе. У сульфидного
кош1снтрата (рис.2.5, в) скорость и степень сорбшт золота достаточно
высоки. За исключением растворов с концентрацией Au 280 мг/л, рав-
новесие устанавливается практически мгновенно.
Полученные результаты, естественно, нс могут служить доказатель-
ством того, что тоикодисперсные сульфиды в дарасунском концентрате
в целом обладают более сильно выраженной сорбционной активностью
по отношению к золоту, чем углистое вещество в концентрат ЗИФ
им.Матросова Если отнести долю золота, сорбированного углистым
концентратом, на массу присутствующего в концентрате свободного
углерода (3 ° о), то относительная сорбционная активность углерода в
данном концентрате окажется равной примерно 5,6 кг Au на I т “С. Та
же величина для сульфидов дярасунского концентрата составляет 1,0 кг
Au на 1т MeS. Однако и сульфиды, и углистое вещество в данном слу
чае inpaioT роль достаточно сильных сорбентов золота из цианистых
49
растворов, причем сорбционная активность сульфилиого концентрата
в ббльшей степени зависит от степени измельчения материала, чем
сорбционная активность углистого концентрата, который уже в есте-
ственном состоянии (т.е. без лоизмельчения) содержит в своем составе
значительное количество ошламованного углерода.
Рис.2.5. Проявление сорбционной активности рудных материалов
по отношению к золото-цианистому комплексу:
а - глинистая руда месторождения Поковав
б - сульфидный концентрат Дарасумского рудника:
о - углистый KvHueHipai ЗИФ им.Матросова.
С» - исходная концентрация Аи в растворах, мг/л
Последующие эксперименты показали, что при введен!П1 извести в
кварцево-глинистую пульпу сорбционное равновесие по иону Au(CN)i~
50
между твердой и жидкой фазами смещается из области отрицательной
сорбции в область положительную. Однако интенсивность сорбции
золота и в этом случае остается незначительной. Сорбционная актив-
ность углистого концентрата при изменении величины pH в интервале
от 5 до 8-11 уменьшается примерно в 3 раза. Для сульфидного кон-
центрятя, напротив, имеет место резкое (в 5-10 раз) возрастание сорб-
ционной активности при увеличении pH от 5-9 до 11-12.
Табл.2.2 характеризует сорбционную активность (СА) перечислен-
ных выше материвлов по отношению к золоту в реальных условиях
цианирования, т.е. прн одновременном присутствии в растворах NaCN,
Са(ОН)>, цианистых солей золота и сопутствующих ему других цветных
металлов, а также железа.
Таблица 2.2
Сорбционная активность золотосодержащих рудных материалов
в цианистом процессе
Исследуе- мыЛ матери- Содержание Аи Отмоет пель- мая сорбци- онная актив- ность мате- риала (С А). %
(С)°г/т сорбционно- го цианиро- вания (С), г/г обычного цианирова- ния (С*Э. г/г в распорах обычного цманнрова- н>ш(С,).|Ум’
Углистый концентрат 45.0 4,2 10,7 15.0 26.5
СульфндныЛ конце) прог 35.0 8.0 8.2 13.0 3.7
Глинистая 6.1 0,3 0,4 2,9 0
Примечание: Общие условия цианирования: продолжительность 48 ч: R=JK:T=2:I
концентрация NaCN 1.5 г/л: pH=l I: загрузка смолы (АМ-2Б) в экспе-
риментах сорбционного выщелачивания - 50 % (объемных).
Для определения величины СА на идентичных по составу пробах
каждого материала проводилось по 2 параллельных опыта: один - в
режиме обычного цианирования, другой - в режиме сорбционного вы-
щелачивания с добавкой 50 % по объему анионообменной смолы
АМ-2Б, предварительно приведенной в сорбционное равновесие с циа-
нистым раствором. При такой высокой объемной коннентряшги смолы
обеспечивалось практическое отсутствие Au в растворах в продолжение
всего периода сорбционного выщелачивания н предотвращалась его
адсорбция рудной массой. Относительная СА материала рассчитыва-
лась по формуле:
В порядке контроля кекн обычного цианистого выщелачивания (без
смолы) промывались водой (Ж:Т=4:1) и анализировались на содержа-
ние золотя (С").
51
Результаты экспериментов показывают, что в реальных условиях
цианистого выщелачивания золота существенной сорбционной актив-
ностью обладает только углеродсодержащий продукт. Адсорбирован-
ное углистым веществом золото лишь частично отмывается при про-
мывке кека водой. Глинистый материал не проявляет какой-либо за-
метной сорбционной активности, однако, полная отмывка от кека рас-
творенного золота вызывает определенные затруднения. Хемосорбция
золота сульфидным материалом практически полностью устраняется за
счет присутствия в растворе избытка свободного цианида и комплекс-
ных цианистых анионов неблагородных металлов. Растворенное золою
легко отмывается прн промывке кека.
Об отсутствии четко выраженной сорбциошюй активности у суль-
фидных золотосодержащих руд и концентратов, подвергаемых циани-
рованию при достаточной концентрации свободного NaCN в раство-
рах, свидетельствуег и характер кривых 4 н 5 на рис.2.3, отражающих
полноту извлечения золота из концентратов в цианистые растворы, а
зависимости от продолжительности выщелачивания.
Аналогично протекают процессы растворения золота из кварцевых
руд (кривая I на рис.2.3), огарков окислительного обжига сульфидов
(кривая 10) и других материалов, ис обладающих заметной сорбцион-
ной активностью по отношению к золото-ция кистому комплексу.
Прн обработке сорбционно-активных руд (концентратов) характер
кинетических кривых выщелачивания золота цианистыми растворами
существенно меняется. Кривые (2, 3, 7-9 на рис.2.3) имеют огчеглиао
выраженный максимум п нисходящие ветви с различным утлом наклона
к оси абсцисс, которые являются отражешгем депрессирующего влияния
на золото присутствующих в исходном сырье природных сорбентов, в
данном случае - активного углерода и глинистых веществ. Максимумы
на кривых характеризую! возможное извлечение золота прн цианиро-
вании указанных руд (концентратов). Чем выше сорбшюннвя актив-
ность материала, тем больше величина ешх отзслоняется от теоретиче-
ски возможного извлечения золота в гидрометаллургическом процессе,
определяемого коэффициентом физической депрессии К*. Это хорошо
видно из диаграммы, представленной на рис.2.6 и характеризующей
процесс выщелачивания зилот цианистыми растворами из углсродсо-
держащих концентратов ЗИФ им.Матросова и МинЛяка.
Величина отрицательного влияния природных сорбентов на показа-
тели цианистого процесса практически не зависит от характера присут-
ствующего золота и (так же, как в случае ХД) целиком определяется
химической активностью минеральных компонентов рулы.
Вместе с тем существует принципиальное различие между данной
формой технологической упорности золоторудного сырья и той, кото-
рая была рассмотрена в предыдущем разделе (2.2). Так, например, в
отличие от химических депрессоров, присутствующие в руде
(концягтратс) природные сорбенты не препятствуют выщелачиванию
52
золота и серебра в NaCN и даже, наоборот, в определенных условиях
могут способствовать интенсификации этого процесса.
В этой связи отрицательное влияние минерального комплекса руды
на извлечение золота и серебра в цианистом процессе, проявляющееся в
адсорбции растворенных металлов рудной массой, рекомендуется ква-
лифицировать как сорбционную активность руды.
Рпс.2.6. График, отряжающий влияние сорбционной ак| инносн1 концентратов
на скорость и полноту извлечения золотя я цианистые растворы
I - концентрат Л/нн<)якл;
2 - концентрат 311Ф им. Матросова.
Заштрихованная область характеризует долю золота, сорбированного углистым
С учетом высказанных выше положе! шй, общее извлечение Au и Ag
в цикле выщелачивания рудного сырья Ш1анистыми растворами может
быть представлено выражением
К“ =[1-(К»+К.+Кг)),
где К*, Кх и Ке- соответственно коэффициенты фишчсскон, химической
депрессии и сорбционной активности, выраженные через относительное
количество золота и серебра, иедоизвлеквемых на данной стадии тех-
нологического процесса.
53
В отличие от К* коэффициенты К. и Кс нс являются постоянными
величинами и для одного н того же материала могут изменяться в до-
вольно широких пределах, в зависимости от принятых условий циани-
рования (продолжительность выщелачивания, концентрация раствори-
теля. Т:Ж, ионный состав жидкой фазы пульпы и т.д.). Это создает объ-
ективные возможности уменьшения величины К. п Кс путем подбора
оптимальных условий цианирования или применения специальных,
иногда несложных методов подготовки материала к выщелачиванию.
В последующем эти возможности будут рассмотрены более подроб-
но на примере отдельных разновидностей упорных золото- и серебро-
содержащих руд.
2.4. Влияние других факторов на скорость и полноту
выщелачивания золота и серебра цианистыми рас 1 ворами
Поскольку процесс рвстворсиия металлического золота в щелочных
цианистых растворах носит ярко выраженный диффузионный харак-
тер, существенное влияние на скорость и полноту выщелачивания золо-
та прн цианировании могут оказать гранулометрическая
характеристика и морфология золотых частиц. Этот
вопрос подробно рассмотрен в зрудах И.Н.Плаксина и С.К.Шябариня
[19, 77[, А.Г.Лопатипя [7R] н других работах, из которых следует, что
присутствие в планируемых рудах зерен золота крупнее 0,1 0,2 мм мо-
жет рассматриваться как один из признаков технологической упорно-
сти указанных руд.
Медленное растворение в NaCN крупных частиц золота, как будет
показано в дальнейшем, не препятствует применению цианистою про-
цесса, в частности, при nepq>a6oTKe гравитационных золотосолержа
щих концентратов, однако требует соблюдения специальных условий
выщелачивание и применения специального технологического обору-
дования.
Определенное, а в ряде случаев и существенное влияние на показате-
ли цианирования оказывает минеральная форма присутствую-
щего золота.
Известно [79], что наиболее быстро и полно растворяются в циани-
дах частицы высокопробного золота, несколько хуже - зерна природ-
ных серебряно-золотых и медно-золотых сплавов (электрум, кюстелит,
медистое золото и др.). Низкая скорость растворения золота наблю-
дается из ею соединений со ртутью (амальгама золота), платиной и
платиноидами [20], : также теллуром (калаверит АиТе: и др.) н сурьмой
(ауростибит AuSb;).
Последние 2 группы соединений характеризуют собой практически
единственные, nocToBqMio установленные в природе неметаллические
минеральные образования золота, в связи с чем поведение их в процессе
цианирования представляет особый интерес.
54
На рис.2.7 представлены результаты проведенных в Иргиредмете
(при участии В.Н.Смагунова) экспериментов по "микроцианированию"
теллурида н антимонила золота (80).
Прежде чем анализировать полученные результаты, следует отме-
тить, что растворимость чистых теллуридов золота в NaCN изучалась
и ранее: за рубежом - проф.Кристи и в СССР - проф.Мостовнчем. При
этом авторы не пришли к единому мнению в части отнесения указан-
ных минералов к категории упорных. В частности, В.Я.Мостовичем [81]
показана возможность высокого извлечения золота при цианировании
его сплавов с теллуром (в пределах содержаний Au от 10 до 60 %), хози
и отмечено более мелленное растворение в NaCN сплава, отвечающего
составу AuTej. Что касается AuSbi, то поведение его в процессе циани-
ровашш ранее никем нс исследовалось.
Представленные на рис.2.7 кинетические кривые свидетельствуют о
том, что растворение золота из AuTej и AuSb: в принятых условиях
выщелачивания протекает с чрезвычайно низкой скоростью, и в этом
отношении оба испытанных соединения примерно равнозначны. Ха-
рактер приведенных кривых (а также аналогичных им кривых раство-
рения AgjTe и AgiSb) позволяет сделать вывод, что здесь мы имеем дело
с явлением, близким к тому, которое ранее было квалифицировано как
химическая депрессия Au, причем роль химических депрессоров золота
в данном случае выполняют теллур и сурьма, входящие в состав АиТез
и AuSbj. В пользу такого подхода, например, свидетельствует тот факт,
что растворение AuTej в NaCN протекает по реакции
2 АнТе- + 4CN' + 6ОН’ + 4'/2О2 = 2Au(CN) ’ + 4ТеО + ЗН:О,
которая сопровождается значительным расходом кислорода на окисле-
mie теллура до 4-валентного состояния.
Кроме того, из практики цианирования руд и концентратов, содер-
жащих теллуриды золота, известно, что скорость растворения золота а
данном случае существенно зависит от условий выщелачивания, в част-
ности, от степени аэрирования пульпы, концентрации щелочи в рас-
творах и других факторов, чю является одним из основных признаков
проявления прн цианировании химической депрессии золота.
Указанные рассуждения, очевидно, могут быть распространены и на
антимонид золота, поведение которого в цианистом процессе может
быть описано вероятной реакцией
2AuSb-> + 4CN +10 ОН' + 3'/2O2=2Au(CN)2 + 4 SbO; + 5HjO
Особое значение отмечаемая форма депрессии приобретает в случае
цианирования ссрсбросодсржащнх руд.
По своему характеру собственные минералы серебра (около 100
наименовании) могут быть расклассифицированы па следующие
основные группы:
55
- минералы, серебро в которых присутствует в металлическом со-
стоянии: самородное серебро, природные сплввы серебра с золотом
(электрум и др.);
- простые сульфиды типа AgjS (аргентит, акантит);
- сложные сульфиды серебра: пираргирит AgjSbSj, сзсфант AgsSbS^,
прустит AgiAsSi и др.;
- антимониды и арсениды серебра, типичным представителем кото-
рых является минерал дискразит AgjSb;
- теллуриды и селениды серебра (гессит Agile и др);
- природные галоиды и сульфаты серебра: кераргирит AgCl. арген-
тоярозит AgFei(SO«)7(OH)6 и лр.
Существуют и другие системы классификации сереброеодержаших
минералов. По одной из них [82] последние разделяются на следующие
группы:
I. Самородные элементы и сплавы;
2. Простые сульфиды и теллуриды ( например, группа акантита);
3. Бедные свинцом сульфосоли (стефанит, прустит, пираргирит, ми-
аргирит AgSbSi, полибазит Aglt[(Sb,As):Sj]);
4. Свинцовые сульфосоли (рандорит AgPbiSbjSi, диафорит
AgjPbiSbjS», фрейсслсбенит AgPbSbSi).
В [83] содержится информация о новой минеральной разновидности
серебра - серебристом ртутистом золоте (СРЗ), имеющем следующий
химический состав (%): Au 56-67, Ag 18-31, Hg 10-15, Си до 2,7. Отмеча-
йся равномерное распределение указанных элементов в СРЗ, которое
по своей структуре отвечает самородному серебру.
В монографии [9] на основании проведенного анализа и обобщений
известных литературных сведений по химии, минералогии и технологии
серебра нами лапа общая оценка возможностей извлечения cq>e5pa из
руд с применением различных технологических процессов, в том числе
и процесса цианирования. Показано, в частности, что наиболее легко
цианируются хлорид и простой сульфат серебра, процесс выщелачива-
ния которых протекает практически без участия кислорода и других
окислителей:
AgCl+2NaCN=NaAg(CN):+NaCl.
Значительно труднее происходит растворение в NaCN сульфида
AgiS, что связано с необходимостью полного окисления входящей в его
состав серы до 6-валентного состояния:
2AgiS+8NaCN+4O:=4NaAg(CN):+2Na:SO4.
В противном случае образующийся по реакции
Ag:S+4NaCN«=^ Na ;S+2Na Ag(CN):
сульфид натрия может вызвать обратный процесс осаждения серебра и,
кроме того, явиться причиной химической депрессии золотя при циа-
нировании.
56
По мнению большинства исследователей, коюрое подтверждается
промышленной практикой цианирования серебросодержащих руд, нан
большей упорностью по отношению к цианистому процессу обладают
сложные сульфиды (прустит, пираргирит), а также теллуриды серебра и
ар|снтоярозит [9, 49].
К сожалению, имеющиеся в литературе разрозненные сведения по
растворимости отдельных минералов серебра в NaCN. полученные
различными авторами в разное время и в различных условиях экспери-
мента, не позволяли провести сопоставление их между собой и тем са-
мым определить относительную упорность указанных соединений в
цианистом процессе. Учитывая вышесказанное, были поставлены соот-
ветствующие эксперименты по цианированию различных химических
соединений серебра, в число которых, наряду с аналогами природных
минералов, были также включены отдельные, не изучавшиеся ранее
продукты термохимического взаимодействия Ag и Au с мышьяком
(AgjAs.AgjAsOj), сурьмой (AgjSb, AuSb:, AgSbOj) и теллуром (AgjTcOj)
[46, 80].
Опыты проводились на специально созданной для этой цели установке мик
ровышелачпванпя. прн соблюдении следующих общих условий: Koiiiicirrpaiina
NaCN в растворе 5 г/л: рН=П (создавалось за счет введения NaOli): масса
серебра в загружаемой навеске 25 мг на опыт; объем раствора 10 мл: перемеши-
вание - воздушное. Исходные препараты были синтезированы в Иргиредмете и
поступали на цианирование в виде порошков крупностью - 0.044 мм. Качество
препаратов контролировалось методами рентгеновского (фазового) и химиче-
ского анализа. Эталонами сравнения прн цнанирова. служили порошки
химически чистого золота серебра, а также природные минералы серебра-
кераргирит и гессит приблизительно той же крупности. Пэ представленных на
рпс.2.7 кривых видно, что минералы и синтезированные соединения серебра
одного и того же фазового состава одинаково ведут себя в цианистом процессе,
что в принципе подтверждает правильность выбранной методики экснеримен-
Анализ полученных экспериментальных данных (см.рнс.2.7) позво-
ляет условно разделить минералы и химические соединения cqicfipa па 2
категории (смлакже [84]):
а) легко (быстро) растворяющиеся в NaCN: металлическое cqrcGpu. а
также хлорил. сульфат, арсенит и арсенат серебра;
б) трудно (медленно) растворяющиеся в NaCN: Ag?S, сульфосоли
типа nAg:S mSbiSj н iiAgjS-mAsjSj, теллурид Ag:Tc п метаантимонат
ixpcCpa AgSbOj.
Промежуточное положенно между ними занимают AgTcOj и AgjSb.
57
2 4 g a 10 91 94
Пгедалжитал1ностк цшнитдииа, ч
Рпс.2.7. Влияние продолжительности ипянпровянпя па inivie4cuiie золота
и серебра из различных минералок и химических соединений
Следует подчеркнуть, что минералы группы “б", за исключением
AgSbCh, пользуются достаточно широким распространением я природе
н присутствие их о исходном сырье является ианболее частым призна-
ком технологической упорности серебряных руд в цианистом процессе.
Сера, мышьяк и сурьма, а также теллур, входящие в состав указанных
минералов и выполняющие при цианировании роль активных восста-
нов1гтелей (сера - дополнительно роль цианисида), могут быть по ана-
логии с АиТез и AuSb: отнесены к числу “внутренних” химических
депрессоров серебра. Вместе с тем, присутствие Ag:S в рудах может
рассматриваться как один из признаков технологической упорности не
только серебряных, но и золотых руд. В равной степени это относится и
к сложным сульфидам серебра (прустит, пираргирит).
Повышенная (по сравнению с золотом) химическая активность се-
ребра накладывает определенный отпечаток и на повеление природных
золото-серебряных сплавов, при цианировании которых в присутствии
сурьмы, меди и других компонентов существенно возрастает вероят
ность образования поверхностных химических пленок, изолирующих
частицы металла от контакта с цианистыми растворами. Еще более
резко это проявляется в случае применения к сульфидным золотым ру-
дам и концентратам термических методов обработки (например, окис-
лительного обжига). В процессе такой обработки серебро избирательно
взаимодействует с сульфидной серой, мышьяком, сурьмой и другими
активными компонентами рулы, что также приводит к образованию на
поверхности зерен золото-серебряных сплавов всякого рода минераль-
ных пленок. Более подробно данный вопрос будет рассмотрен во вто-
рой части монографии. Здесь достаточно лишь отметить, что наличие в
рудах низкопробного золота (так же, как и Ag:S) в целом должно рас-
сматриваться как неблагоприятный фактор, который в определенных
условиях может способствовать депрессии золота в цианистом процес-
се.
ГЛАВА 3
РЕКОМЕНДУЕМАЯ СИСТЕМА ТЕХНОЛОГИЧЕСКОЙ
КЛАССИФИКАЦИИ И ТЕХНОЛОГИЧЕСКОЙ ОЦЕНКИ
ЗОЛОТЫХ И СЕРЕБРЯНЫХ РУД
3.1. Варианты технологической классификации золотосодержащих руд
в трудах советских и зарубежных ученых
Выше уже отмечалось, что, обладая некоторыми общими признака-
ми, золотосодержащие руды в то же время характеризуются целым ря-
дом индивидуальных особенностей (химический и минеральный состав.
59
форма присутствующего золота, характер связи металла с различными
рудными и породообразующими минералами и тл.), оказывающими
существенное влияние на выбор рациональной технологии их перера-
ботки. Поэтому совершенно естественными являются предпринимаемые
вот уже на протяжении более 50 лет попытки создать единую класси-
фикацию золотосодержащих руд, которая бы увязывяля вещественный
состав руд с их технологическими свойствами. Совершенно очевидно,
что решение этого вопроса имеет большое значение не только для тех-
нологов (обогатителей, металлургов), но и для геологов, занимающихся
разведкой новых и изучением существующих месторождений рудного
золота, а также для работников научно-исследовательских и аналити-
ческих лабораторий.
Из предложенных ранее вариантов типизации золотосодержащих
руд наиболее простой представляется классификация указанных руд по
наличию в них преобладающих компонентов.
Так, Л.Ф.Ли [85] рекомендует разделять золотосодержащие руды на
следующие 7 типов: I - кварцевые; II - кварцево-сульфилные ; III - квар-
цево-турмалиновые; IV - золото-полиметаллические; V - золото-
колчеданные; VI - гематитовые; VII - гематитово-халькопиритовые.
Классификация золотосодержащих руд, разработанная Н.В.Петров-
ской [86], основана на особенностях генезиса руд, определяющих их
состав и, в известной мере, технологические свойства. В соответствии с
этой классификацией, золотосодержащие руды подразделяются на мало
сульфидные, умеренно сульфидные и существенно сульфидные. В каж-
дом семействе выделены отдельные типы, характеризующиеся наличием
преобладающей формы сульфидного оруденения (пиритовые, арсено-
пиритовые, полиметаллические).
Общим недостатком описанных выше систем классификации являет-
ся чрезвычайно слабое отражение в них технологических особенностей
руд, которые (как было показано выше) очень часто определяются нс
количественно преобладающими минеральными компонентами, а ми-
нералами-примесями, проявляющими высокую активность в процессах
обогащения и металлургической переработки золи i орудного сырья.
Влияние указанных прнмсссй (кпк правило, отрицательное) ня повеле-
ние золотя и серебра в технологических процессах проявляется даже
при очень небольших концентрациях, измеряемых иногда десятыми
долями процента. На эту особенность обращали внимание еще
М.Эйслер [87] и Э.Роуз [47], создавшие nqiBbic капитальные труды по
металлургии золота, а также Э.Гамнльтон [88], отметивший отрица-
тельное влияние теплурнлов и соединений мышьяка на цианирование
золотосодержащих руд.
Первая научно обоснованная типизация золотосодержащих руд ио
технологическим признакам была разработана группой канадских пс
следователей в 1931 г. [89]. В соответствии с предложенной ими класси-
фикацией, все золотосодержащие руды разделены на 5 типов: I - легко-
обогащаемые руды (содержащие золото преимущественно в свободном
60
металлическом состоянии); II - руды, содержащие золото как а свобод-
ном виде, так и в состоянии ассоциации с сульфидами железа; III, IV и
V - руды, характеризующиеся наличием соответственно медных, мы-
шьяковых и углистых минералов. Руды I, II и IV типов, в свою очередь,
включают по 2 подтипа, различающиеся между собой по крупности
присутствующего золота; а III тип (медистые рулы) подразделяется на 3
подтипа, в зависимости от соотношения Cu:Au и характера их взаим-
ной ассоциации.
Позднее эта классификация была расширена Б.В.Нсвским и С.В.Ко-
ролевым [90] за счет включения в нее дополнительно охристых, сурьмя
ннстых и высококолчеданнстых руд.
Дальнейшее развитие технологическая типизация золотосодержа-
щих руд получила в известных работах И.Н.Плаксина [19, 91], в соот-
ветствии с которыми все руды золота разделены на 6 основных групп: I
- кварцевые рулы и рулы окисленных зон месторождений; II - кварце-
во-сульфилные рулы (преимущественно с пиритовой минерализацией);
III - медистые рулы; IV - мышьяковистые и сурьмянистые рулы; V - тел-
луристые и сульфо-теллуристые руды; VI - углистые (графитистые) ру-
ды. Данная классификация принята в основу "Правил технической
эксплуатации золотонзвлекательных предприятий” [92].
В работах В.Я.Мостовича [42] и И.К Скобеева [44] в качестве особой
разновидности золоторудного сырья выделены золотоносные пирроти-
ны, требующие применения специальных мегомов металлургической
переработки
Ф.В.Мак Квистон и В.В.Шумейкер [10] рекомендуют подразделять
золотые руды на следующие технологические категории: I - рулы со
свободным золотом; II - рулы, золото в которых связано с пиритом и
марказитом; III - пирротиновыс руды; IV - мышьяковистые руды, V -
теллуристые руды; VI - руды с золотом, связанным с халькопиритом;
VII - руды с золотом в свинцовых и цинковых минералах; VIII - углеро-
дистые (графитистые) рулы. Для каждой из перечисленных разновидно-
стей приведены способы переработки, применяемые в промышленной
практике.
Весьма дифференцированная технологическая типизация золотосо-
держащих руд предложена В.И.Зеленовым [93].
Выделение основных ihiiob руд в данном случае рекомендуется про-
изводить исходя из наличия в них, кроме золотя, других псиных компо-
нентов, необходимость извлечения которых, по мнению автора этой
системы, является главным фактором, определяющим выбор техноло-
гической схемы обработки руды.
В соответствии с сказанным принципом, все золиiисидсржащнс р>
ды подразделены ня 8 основных типов: I - золотые; II - золото-
пиритные; III - золото-медные; IV - золото-мышьяковые; V - золото-
сурьмяные; VI - золото-урановые; VII - золото-урапово-пнрнтиые; VIII
- золото-полиметаллические. Каждый тип руды включает подтипы, раз-
61
личяющиеся по степени окислснности минералов; в каждом подтипе, в
свою очередь, выделены технологические разновидности руд, характе-
ризующиеся различной крупностью золота и наличием компонентов-
примесей, осложняющих технологию извлечения золото.
Разработанная В.И.Зеленовым классификация является своего рола
обобщением ранее выполненных в этом направлении исследований
других авторов и представляет собой попытку объединить в единую
систему все характерные признаки эолотосодс-ржаншх руд, определяю-
щие возможности их обогащения, независимо от того, какие процессы
и схемы должны лечь прн этом в основу технологии переработки ука-
занных руд. Следствием такого подхода явилась известная громозд-
кость предлагаемой системы технологической типизации золотосодер-
жащих руд. В общей сложности В.И.Зеленовым выделено 25 технологи-
ческих разновидностей руд, причем при самом беглом анализе эта циф-
ра может возрасти по крайней мере вдвое за счет других типов золото-
содержащих руд, не нашедших отражения в рекомендуемой классифи-
кации (например, золото-серебряные, золото-висмутовые, золото-воль-
фрамовыс н др.), а также выделения внутри каждого типа дополни-
тельных подтипов и технологических разновидностей руд- в зависимос-
ти от сгепат их окисления и крупности золота.
Приведенный выше пример наглядно показывает, что разработка
единой (универсальной) классификации золотосодержащих руд, в оди-
наковой степени удовлетворяющей специалистов различного профиля,
является весьма сложной задачей, к решению которой можно подходить
с самых различных позиций.
3.2. Классификация золотых и серебряных руд по характеру
н степени их технологической упорности
В соответствии с целевой направленностью монографии основными
объектами рассмотрения в ней являются золотые и с е р е б р я-
и ы е руды (1 и II технологические классы по Au и Ag). Технология
обработки указанных рул характеризуется рядом общих признаков.
Главным из них является использование цианистого способа извлече-
ния золота и серебра. Исходя из этого Иргиредметом [4, 14, 46, 94, 95J
разработан вариант технологической классификации золотых и сереб-
ряных руд, основанный на отношении этих рул к процессу цианирова-
ния.
Сам по себе принцип установления технологических свойств рудного сырья
по отношению к какому-то одному "базовому" технологическому переделу,
определяющему эффективность технологии в целом, хорошо известен и доста-
точно широко используется при оценке руд новых месторождений и геолого-
технологическом кяртиронянии. Для железных руд. например. таким “базовым"
переделом является мокрая магнитная сепарация, для оловянных руд н золото-
содержащих песков - гравитационное обогащение, для большинства руд других
62
цветных металлов - флотация. Все перечисленные процессы относятся к группе
методов механического обогащения, роль которого в формировании конечных
покяэятелеП извлечения Металлон для данных видов минерального сырья доста-
точно наглядно иллюстрируется приведенной ранее табл .1.1
В качестве главного разделительного критерия при технологической
классификации золотых и серебряных руд принимается коэффициент
извлечения Au и Ag иа стадии цианистого выщелачнвииня К“, выра-
жаемый (см.стр.53) через коэффициенты физической (ФД), химической
(ХД) депрессии и сорбционной активности руды (СА).
Указанные коэффициенты в совокупности характеризуют степень
технологической упорности руды в цианистом процессе, а каждый из
них в отдельности - причину упорности руды, связанную с особенностя-
ми нешественного состава исходного сырья и определяющую и конечном
итоге выбор рациональной схемы извлечения золотя.
Основываясь иа данном принципе и опираясь в известной мере на
представленные выше результаты исследований других авторов, а также
на существующую практику псрсрабозкн рудного сырья, все золотые и
серебряные рулы рекомендуется подразделять (рнс.З. I) но п р о с т ы с,
т.е. легкоцианируемые руды (технологический тип “А”) и упори ы с
(трудноцианируемые) руды, которые в свою очередь включают три
технологических типа:
Б - руды с тонковкрапленным золотом и серебрим (физическая де-
прессия золота в цианистом процессе);
В - руды, цианирование которых сопровождается химической депрес-
сией золота минеральными компонентами - примесями, проявляющими
восстановительные или “цнаннсидные” свойства;
Г - рулы, характеризующиеся повышенной сорбционной hkiiiii-
иостъю по отношению к растворенным в ннаннле благородным метал-
лам.
Легкоцианируемые руды (технологический тип “А") рекомендуется
разделить на 3 основные технологические разновидности: кварцевые
(As,). сульфидные (А«г<>) и окисленные (AMr<i) а зависимости от преоб-
ладания в них соответствующих минералов - носителей рудного золотя-
кварца (силикатных пород), сульфидов (пприг, арсенопирит) и оксидов
железа (лимонит н др.).
Выделение технологических разновидностей из упор-
ных руд (“Б-Г") произведено исходя из того, какие компоненты явля-
ются конкретной причиной упорностн этих руд в цианистом процессе.
Так, например, к технологическому типу “Б" отнесены руды, содержа-
щие тонковкраплсиное золото и серебро в кварце (Б&), сульфидах желе-
за (Бяго), сульфидах цветных металлов (Бкш)), гидроксидах и гидроар-
сепотох железа (Боищ, Бома»), оксидах марганца (Боцмп)). Руды, отно-
сящиеся к технологическому типу “В”, включают сурьмянистые (В»),
мелистые (Вс»), пирротинсодержашие (вгл). сернистые (Bs), теллуристые
63
(Втс). К технологическому типу "Г” отнесены углистые (1 утя) и глинис-
тые РУДЫ (Ггя).
Выделение теллуристых руд в отдельную категорию упорного золо-
торудного сырья обусловлено тем, что эти руды, хотя и имеют ограни-
ченное распространение в природе, тем не менее обладают достаточно
четко выраженной технологической индивидуальностью и, как будет
показано ниже, требуют применения специальных методов обогащения.
В еще большей степени это касается сернистых руд, к числу которых
нами, прежде всего, отнесены серебряные и золото-серебряные руды,
серебро в которых представлено преимущественно сульфидными мине-
ралами.
Рпс.3.1. Классификация золотых руд по характеру и степени их
технологической упорности
64
В то же время рулы, золото и серебро в которых представлено анти-
монидами н антимонатами (AuSb?, AgjSb, AgSbOj), не обладают такой
индивидуальностью и поэтому объед>п1ены с более распространенными
в природе сурьмянистыми рулами (Bst>). содержащими антимонит в
качестве главного химического депрессора золота и серебра.
В соответствии с предложенной системой технологической класси-
фикации одни и тот же тип руды может нключшь ма гериа.чы, суще-
ственно различающиеся между собой по химическому и минеральному
составу, например, золотые руды, содержащие антимонит (В»). и се-
ребряные руды или концентраты с преобладанием серебра в форме
AgzS(Bi). Это означает, что технология nqjepaboTKii указанных руд
должна быть основана на каких-то общих принципах, пс зависящих oi
тех индивидуальных особенностей конкретной рулы, которые отлича-
ют ее от других представителей (разновидностей) руд данного техноло-
гического типа. Прн этом допускается, что количество технологических
разновидностей упорных золотых и серебряных руд может возрасти за
счет полых, пока малоизученных и мснсс распространенных в природе
категорий минерального сырья.
Опыт отечественной и зарубежной золотодобывающей промышлеи
ности показывает, что в обработку часто вовлекаются руды, соче
тающие в себе два или несколько признаков технологической упорно
сти. Например, руды могут содержать золото, тоиковкриплсппос i
сульфидах железа и сорбционпо активное углистое вещество (фабрик»
Керр Эддисон и Джайенгп Йеллоунайф в Канаде, месторождение Бакыр
ник в Казахстане). В качестве химических депрессоров золота при ина
ннровании некоторых руд одновременно могут выступать и пирротин,»
медные минералы (фабрики Коппер Рэнд, Квсмошп, Норанда в Ku поде
Артемовская ЗИФ в Россзш). Присутствие теллуридов в рудах, как пра
вило, сочетается с наличием в >шх золотосодержащего пирита и арсено
пирита (фабрики Калгурли, Ред Лэйк в Австралии). Возможны н другш
варианты с комбипиронаниой формой технологической упорности pvj
(ФД+ХД, ФД+СА, ХД+СА, ФД+ХД+СА).
В этом случае отнесение руды к определенной категории (тип. раз-
новидность) должно производиться »1сходя из преобладаю щ е й
формы технологической упорности в цианистом процессе, определяе-
мой абсолютным»! значениям»! коэффициентов Кф. К, и Кс.
3.3. Рекомендуемая методика технологической оценки
золотых и серебряных руд
Очевидно, что любая система технологической типизации руд может
представлять практический интерес только в том случае, если опа до-
полнено конкретными методическими указаниями, позволяющими с
помощью достаточно простых манипуляций и при наличии миннмаль
ных сведений о руде определить принадлежность ее к определенному
технологическому типу или разновидности.
65
В этой связи шпором с учнстисм К.Д.Игингьсвой разработана [4, 9,
14, 95] методика экспрессной технологической оценки (ЭТО) золотых н
серебряных руд, включающая два последовательных этапа работ:
1. Установление технологического класса руды по относительной
ценности присутствующих в ней полезных компонентов.
2. Установление технологического типа и технологической разно-
видности руды (рис.3.1) на основе усовершенствованной методики ра-
ционального анализа рулы па золото, дополненной результатами хи-
мического и минералогического анализа.
Установление технологического класса золотосоде-ржащнх руд
производится исходя из относительной ценности золоти в руде (чди).
определяемой из выражения:
q -Qau--------СА» •ЦаЛ_-К«Ац>.. . В котором
EQ 1сГо.ош»ке(л)
С ди - содержание золота в руде i/r;
Цди- цена I г золота в рублях или других денежных единицах;
CJJ- содержание (массовая доля) сопутствующих золоту других ценных
компонентов - цветных металлов (перечень которых приведен в разделе
2-2), %;
Lb, - цена I т металла;
Кади| И К.вп) - коэффициенты сквозного пзнлечеиня золота н других
металлов из руды в конечную товарную продукцию в долях единицы.
На основании проведенного Иргиредметом [9] анализа показателе»!
работы 28 зарубежных предприятий, перерабатывающих комплексные
золото- и серебросодч^жащие руды, значения К^дц, и Квп) в первом
приближении могут быть приняты одинаковыми и рапными в среднем
0,8, что позволяет предстопнтз, приведенную выше' формулу в более
простом виде:
По полученным значениям qAu производится отнесение золотосо-
держащей руды к 1-му (qAll более 0,75), П-му (0.75 > qAu > qn ) или П1-му
(qAu менее qn) технологическому классу.
В связи с имеющей место в настоящее время неустойчивостью цеп па
металлы па внутрпроссийском рынке (в условиях реформирования) п
все более тесной интеграцией российской промышленности в междуна-
родную систему хозяйствования, при определении абсолютной (Q) и
отнооггельной ценности металлов в руде следует ориентироваться,
прежде всего, па международные цены па металлы (Лондонская биржа,
западно-европейский или американский “свободный" рынок). Необхо-
66
димые сведения по данному вопросу могут быть получены из
“Бюллетеня иностранной коммерческой информации" (издание Всерос-
сийского научно-исследовательского котлопктурного института), жур-
нала “Metali Bulletin” (Лондон) и других источников.
В табл.3.1 представлена информация о цепах па золото, серебро н
основные цветные металлы на Лондонском рынке по состоянию на
конец 1995 г.
Таблица 3 I
Международные цены на металлы (1995 г.)
Металл Единица измерения Цена. лолл.США
Золото Тройская унипя 387.8
г 1*4
Серебро Тройская унция 5.3
г 0.17
Медь 1 2920
Свиней т 742
Цинк 1023
Сурьма т 4950
Олово т 6305
Никель т 8235
Вольфрам tWOj 9000 (Америк, рынок)
Молибден т 36344
По приведенным в табл.3.1 данным в качестве примера произведен
расчет величин q*„ и q„ для некоторых комплексных рул, перерабаты-
ваемых на зарубежных предприятиях, а также на двух российских фаб-
риках: Омсукчшюсой и Сарылахской (табл.3.2). Для рул, относящихся к
категории золотых (I и II технологические классы по Au), кроме того,
определены значения “приведенного” содержания золота (СА" по фор-
муле: С*" = C₽u:4Au).
Установление технологического типа и технологической раз-
новидности производится для золотых рул. отнесенных к I-
му и П-му технологическим классам.
Основной задачей данного этапа является экспч>именталыгое уста-
новление величин, входящих в выражение
К“ = [I - (К* + Кл + Ке)]
и характеризующих возможности извлечения золота из руды в раство-
ры на сташт цианистого выщелачивания. Для определения указанных
величин исследуемая руда подвергается обраби гке по схеме усовершен-
ствованного рационального анализа, представленной па рис.3.2.
67
Навеска рулы массой 1,2 кг, измельченная до крупности минус 0,15
мм (75-80 % класса минус 0,074), амальгамируется по методу Шервуда
[79]. Хвосты амальгамации подвергаю ня цианированию в трех раз-
личных режимах. Первый из них характеризует “стандартные” условия
цианирования. Навеску руды массой 200 г выщелачивают во вра-
щающихся открытых бутылях раствором NaCN (0,1 г/л) ncnpqiuBHO в
течение 24 ч при Ж:Т=2:1 в присутствии извести (2-3 кг па 2 т рулы). По
резулыатам выщелачивания золота в данных условиях летается заклю-
чение о степени упорности исследуемой рулы. Если содержание золота в
кеках цианирования (Ci) не превышает величины 0,5 гЛг, а извлечение
его в цианистый раствор находится на уровне 90 % и выше, то исследу-
емая рула относится к технологическому типу "А". Если же полученные
показатели извлечения золота пе удовлетворяют перечисленным выше
требоваттям, то такая руда относится к категории упорны х.
Для выявления причин упорности рулы н количественного уста-
новления коэ<|>фициентов К*. Кж и Кс в схему рационального анализа
(рис.3.2) вводятся операции II и Ill-ю цианирования. П-е цианирование
хвостов амальгамации производится в 3 последовательных стадии (по
8 ч) с полной сменой выщелачивающих растворов после I-й и 2-й ста-
дий. Ill uiiainipoBaiiiie проводится также в 3 стадии, по с дополнитель-
ным введением в пульпу высокоактивного гранулированного сорбента,
например, анионообменной смолы АМ-2Б в циан-формс (5-10 г на 200 г
твердого). После каждой стадии производится замена сорбента и циа-
нистого раствора.
Суммарная продолжительность цианистого выщелачивания золота
во всех трех вариантах цианирования составляет 24 ч, т.е. соответству-
ет продолжительности I-го цианнровопня. Остальные условия гидроме-
таллургической обработки остаются соответствующими режиму перво-
го цианирования.
Прн проведении экспериментов 1-1II цианистого выщелачивания в
ходе рационального анализа целесообразно осуществлять одновремен-
ный оперативный контроль за содержанием растворенного золотя
(атомно-абсорбнноппый анализ), изменением концентрации свободно-
го цианида и его расходом в процессе цианирования, с целью уста-
новления оптимального количества стадий при II и III цианировании.
Ве.шчнна Кф ус1апавливается ни основании сопоставления резуль-
татов I н III цианирования.
Трехкратная обработка материала свежими цианистыми раствора-
ми позволяет устранить (или по крайней мерс снизить до минимума)
проявление химической депрессии золота. В то же время введение в
цианистую пульпу анионообменной смолы обеспечивает достоточно
надежную нейтрализацию присутствчзошпх в ncxo.’uioii руле или кон-
центрате природных сорбентов и, следовательно, предотвращает воз-
можность осаждения золота (н серебра) рудной массой.
68
Таблица 1.2
Примеры ьстамовленна технологического клаха золотосодержащих руд по <пнос1ггаьноЛ ценности золота
и coiiitctbvioiiiix ему полезных компонентов
Наименование фабрики, пере- рабатывающей дяинтю pvav Масеоваа дои металлов в руде Относительнее ценность металлов 1 • руда Sb Технологи- ческий класс руды ПО 30- Символ руды Ф r/r
Аи. г/т Ag. г/т Св. 7.п. РЬ. Sb. АН Ag Си гл РЬ
Джонии-Мачти! (К) 15.8 20.0 0.6 0.99 0.02 0.08 I PAulCi.All 16.7
Ламзгзми (К) 0.35 0.8« 0.02 0.14 1 P Au.Cu(Aa) 5.7
Опемиска(Ki 2.В 1.7 1.16 0,50 0.02 0.48 II P Au.Cu(Aa) 5,6
Нораила(К) 5.4 11 2.1 0.52 0,01 0.47 II P Au.Cu(Aa) 10,4
Хорсту (А) 3.9 35 0.2В 0.03 0,69 III P Au.Cu(Aa)
Флнн-Флон (К) 2.1 37 2.7 4.В 0,16 0.04 0,49 0.31 III PCu2MAu.A|)
Арктик (К) 20.8 «15 0,71 0.29 II PAU. Ab 29,2
Омсукчанскал (Р) 4 4 4 0,17 0.72 0,07 0,04 III P Ag.Au(Za.?b)
Голден Мзнитоу 1.15 133 0.15 з.в 0.5 0.17 0.27 0.05 0.47 0.04 III PZn.AaAu(Cu)
(К) Хн-игрув (А) 9.0 45 0.34 0.66 III PSb.Au
Сарылахекав (Р) ♦ к-к виада. А-Ав icrpajui IM. Р -1 0.22 078 III PSIMAu)
I |сходная руда (концентрат!
•0.15 мм. 1.2 кг
Опрепеленпе
Определение Ли
Определение Ли
тит сорбционного вы-
щелачивания с ионооб-
менноП смолоП. Про-
должительность каждоП
стадии 8 ч)
"Г”
Контрольны!*!
1
Остаток цианировании
2001
I
Определение Ли
---------------1
Вскрытие Ли. ассоциированного с
окисленными минералами железа,
мышьяка. мар| anna и проч, (обра-
I
Вскрытие Аи.тонковкрвпленного о
сульфидах: пирите, арсенопирите н др.
(обработка раствором HNOj. Т=80-90 "С.
Ж:Т“Т:1 продолжительность 2 ч)
4
V цианирование
Остаток цианирования
Определение Ли
. НрОДОЛЖ|ГТСЛЫ|ОСТТ. 2 ч)
Рис.3.2. Схема ycoDepiiiencTDonaiiiioro рационального (технического)
анализа руды на золото (массы продуктов лапы в расчете
на исходную руду или концентрат)
С - содержание золота, г/т
70
Содержание золота в твердых остатках 3-й стадии сорбционного
выщелачивания (Cj) характеризует, таким образом, колнчежлпо юн-
ковкрапленного золота, а отношение этой величины к исходному со-
держанию металла в руде (С«ж) составит значение коэффициента физи-
ческой депрессии золота (К*). На основании результатов цианирования
руды в “стандартном" режиме и с учетом полученного значения
Кф=Сз:Сн« определяется сумма коэффициентов Ki+Kc=(Ci-Cj):Cik.x.
Дальнейший расчет К» и Ке производится по формулам, приведен-
ным в табл.3.3.
Сопоставление полученных значений К*, Кж и Кс позволяет доста-
точно точно установить тсхнолш ический тип, к которому относится
исследуемая руда.
Последней стадией рационального анализа (рис.3.2) является опре-
деление массовой доли тонковкрапленного золота в отдельных мине-
ральных составляющих руды путем растворения (или разложения) зо-
лотосодержащих минералов в кислых растворах (HCI, HNOj) с после-
дующим цианированием остатков химической обработки.
Процесс цианистого выщелачивания рекомендуется проводить в
присутствии ионообменных смол, нейтрализующих действие углистого
вещества и других природных сорбентов золота.
На основании полученных данных (габ.ч.3.3) и с учетом результатов
химического анализа руды и минералогических исследований устана-
вливается принадлежность руды к технологическим разновидностям
Бонго, БяРс), Б«|ш|, Б&.
Аналогичным образом прн наличии четко выраженной химической
депрессии золота в цианистом процессе (ХД, Кж) сопоставление резуль-
татов рационального анализа с химическим и минеральным составом
руды позволяет отнести упорную золотую руду к технологическим раз-
новидностям Beu, BFeS, В», Вте.
Наиболее jici ко дифференцируются на соответствующие технологи-
ческие разновидности: Г,,» и Г.л сорбционнопктнвныс золотые рулы
(СА, Кс). резко отличающиеся между собой по внешнему виду в связи с
окрашиванием руды в черный цвет углистым веществом. Так же доста-
точно просто выявляются технологические разновидности легкош1ани-
русмых руд (А&, Axfo, AoxtFc)).
Используемый в рекомендуемой методике “ЭТО” метод последова-
тельного вскрытия и выщелачивания золотосодержащих минералов с
целью установления характера связи “невидимого" золота с отдельны-
ми рудными и породообразующими компонентами достаточно широко
применяется в современной практике научных исследований.
В ряде последних публикаций данный метол называют “лияпюсти
ческим выщелачиванием” [96, 97], подразумевая под ним “минералоги-
ческую идентификацию золотооцкржащих руд посредством селек-
тивною разложения MiiiiqianoB" [98]. Набор применяемых при этом
растворителей, как правило, ограничивается цианидами, соляной и
серной кислотами, хотя отмечается, что круг pacrnopi пелен может быть
значительно расширен в соответствии с освоенностями вещественного
состава исследуемых руд.
Таблица 3.3
Порядок расчета коэффициентов К . Кф. К,. К.
по результатам рационального анализа рулы на золото
Показатели Принятые обозначения показатслсП
Содержание золота в продуктах рационального анализа руды, г/т Амальгама Хвосты амальгамации Исходная руда Кек 1-го цианирования Кек 11-го цианирования Кек Ill-го цианирования Кек lV-го цианирования Кек V-ro цианирования С1Ю.=С+ С.ы Ci Сз Сз Ci С5
Коэффициент извлечения золота в ~с1анлн|нны.\~ >слим11и.\ цпнипровапим к. -£i-
Коэффициент физической депрессии золоти в цианистом процессе К ф = ——
Коэффициент химической депрессии золота в цианистом процессе С ИС X
Коэффициент сорбционной активност и руды по отношению к цианистым комплексам золота ‘ Сяс,
Распределение тонковкраплсииого золота ио группам минералов. % единения железа, марганца, мышьяка, сурьмы 6) сульфиды (пирит, арсенопирит, халькопирит, галенит и проч.) в) кварц и алюмосиликаты 1 4 ~ с * 10 0
Представленная на рпс.3.2 схема и методика paiuioHa.ibiioro анализа
в принципе применима н для техполоп1чсской оценки серебряных, а
также комплексных 3O.noTo-cqje6pHiii.i\ руд. При одновременном при-
сутствии в исследуемых рудах н золоти, и серебра технологическая
упорность рул должна устанавливаться по значениям Kt, Кф, К> н Кг
72
иля того из компонентов, который является превалирующим в ценност-
ном отношении (например, золою в рудах Рашац или серебро в рудах
Рл«ли) В случае близких значений qAu и qAg отнесение руды к соответ
ствующей категории целесообразно производить ориентируясь па ком-
понент. характеризующийся наибольшей технологической упорностью.
Данный пришит положен нами, в частности, в основу при технологи-
ческой оценке ссребряно-золозых руд Хаканджинского месторождения и
серебряных концентратов Дукатского ГОКа, результаты исследований
которых представлены соответственно в разделах 6.6 и 14.4 моногра-
фии.
Экспериментальная апробация рекомендуемой методики установле-
ния технологических свойств золотых н серебряных руд на основе усо-
вершенствованной схемы рационального анализа на золото показала,
что указанная методика характеризуется относительной простотой,
экспрессностъю и известной универсальностью, поскольку она при-
годна для опробования не только исходных руд, по также гравнтацн-
ОШ1ЫХ н флотационных концентратов, хвостов обогащения, отдельных
продуктов гилро- и пирометяллургнческого производства н т.д. Это
позволяет рекомендовать данную методику к использованию в научно-
исследовательских организациях и заводских лабораториях для реше-
ния различных задач: и в качестве nqiBoro этапа технологической
оценки руд поп ы х месторождений, н для установления причин исдо-
нзвлечения золота и серебря нз руд па действующих фабриках с целью
выдачи соответствующих рекомендаций по снижению потерь металлов
с отвальными хвостами.
При этом следует учитывать возможность упрощения схемы анализа
при работе с золото п серебросодержащими материалами, состав и
свойства которых в известной мере определены предварительным хи-
мическим и минералогическим анализом или техлолотчсскимн экспе-
риментами. Гак, например, при отсутствии в исходных продуктах
крупного свободною золота (флотационные концентраты и др.) нз
схемы может быть исключена амальгамация; если руды и концентраты
заведомо не содержат активных природных сорбентов золота и се-
ребра, операции IV и V цианирования могут осуществляться в обычных
условиях, т.е. без применения ионообменных смол; в случае исс.тедова-
Н1Я руд, нс содержащих сульфидных минералов, излишней представ-
ляется операция азотнокислого выщелачивания с последующим циани
рованием и т.д.
С другой сторо... возможно и усложнение схемы рационального
анализа рулы на золото. Так, при наличии в руде окопных форм мы-
шьяка или сурьмяных минералов целесообразно введение операции
щелочной обработки кеков 111-го luiaiiiipoBaima в следующем режиме:
концентрация NaOH 70-100 г/л; Ж:Т=4:1; температура 90-95 °C. про-
должительность 2 ч. При снлы1овыражеп11ой химической депрессии
(высокие значения коэффициент а К.) количест во стадий пыщелачнва-
73
ния может быть увеличено до 4-.х и более до получения максимально
возможного извлечения золота в цианистые растворы.
Распределение тоиковкраплениого золота между отдельными суль-
фидами, например, пиритом и арсенопиритом может быть установлено
нп основе дополнительных экспериментов бактериального выщелачи-
вания в “мягком" режиме, способствующем селективному вскрытию
арсенопирита и последующего цианирования остатков БВ [96].
Для отдельных руд (“Г"), обладающих сильновыражсппой сорбци-
онной активностью по отношению к цианистым комплексам золота,
целесообразно, в дополнение к изложенным выше рекомендациям, про-
водить прямое определение величины СА путем контактирования из-
мельченной руды с синтетическим золотооиюржащнм раствором опре-
деленной концентрации (по аналогии с мстодзгкой установления стати-
ческой обменной емкости по золоту ионообменных смол и активиро-
ванных углей [79]).
С этой же целью в ряде случаев целесообразно подвергать углерод-
содержащую руду или концентрат глубокому кислотному выщелачива-
нию, а полученный углистый остаток обрабатывать по двум вариан-
там: прямым цианированием и цианированием с предварительным
окислительным обжигом, способствующим переводу углерода в газо-
вую фазу [4].
Из вышесказанного слезет, чю пронсдсппс работ по экспрессной
технологической оцешее золото п серебросодсржящпх рул с целью
установления принадлежности их к определенному технологическому
типу или разновидности требует творческого подхода и достаточно
высокой квалификации исследователей - исполнителей таких работ.
При этом важно еще раз подчеркнуть необходимость сочетания тех-
нологических экспериментов с различными методами iпучения веще-
ственного состава исходного сырья, в том числе и микроскопическими
исследованиями образцов, результаты которых характеризуют морфо-
логию золота и серебра и степень ассоциации их с отдельными руд-
ными компонентами.
Таким образом, применительно к золотым и сч>ебряпым рудам ком-
плекс исследований, входящих в программу "ЭТО", может быть отнесен
к категории работ, объединяемых понятием “ технологическая минера-
логия" или “мниералургия" и представляющих собой первый этап тех-
нологических изыскании, целью которых является выбор рационально-
го способа обогащения и металлургической переработки золоторудно-
го сырья.
74
ЧАСТЬ ВТОРАЯ
НАУЧНО-ПРИКЛАДНЫЕ ОСНОВЫ ТЕХНОЛОГИИ
ИЗВЛЕЧЕНИЯ ЗОЛОТА И СЕРЕБРА ИЗ УПОРНЫХ РУД
Вводные положения
Возможны два принципиальных подхода к решению проблемы из-
влечения золота и серебра из упорных руд. Первый из них предполагает
сохранение цианистого процесса в качестве основного метода получе-
ния товарной продукции. Обеспечение приемлемых показателей извле-
чения металлов в данном случае может быть достигнуто за счет вклю-
чения в технологическую схему дополнительных операций или исполь-
зования специальных приемов цианирования, целью которых является
снижение до минимума значет1й коэффициентов Кф, Кж н Kj в гидроме-
таллургическом цикле. Альтернативой данному подходу может етужнть
замена цианирования другими металлургическими процессами, по от-
ношению к которым технологическая упорность руды проявляется в
меньшей степени.
Анвлиз современного состояния н тенденций развития золи одобы-
ваюшей промышленности и результаты многочисленных исследований
советских и зарубежных авторов позволяют слелать вывод, что первый
из указанных выше путей представляется более рациональным, хотя
для отдельных разновидностей упорных золотых и особенно - серебря-
ных руд и концентратов могут быть эффективно использованы и пс-
цианистые методы металлургической обработки. Данный вывод принят
нами за основу при выборе и технологической оценке возможных вари-
анта извлечения золота и серебра из упорных руд (относящихся к раз-
личным технологическим типам) н изложении теоретических основ
отлельных металлургических процессов.
Вторая часть монографии состоит из двух разделов. В разделе I
освещены теоретические и прикладные аспекты технологии извлечения
из руд тонковкрапленного золота и серебра (руды технологического
типа “Б”)- Раздел II посвящен проблеме переработки юлогых и cq>e6-
ряных руд, содержащих химические депрессоры и природные сорбенты
(технологические типы “В” н’Т”). Каждый из этих разделов имеет са-
мостоятельное значение. Вместе с тем по целому ряду позиций они тес-
75
но соприкасаются и дополняют друг друга, is качестве примера можно
сослаться на описание процесса окпслзгтслыюго обжига применительно
к пирит-арсепопиритовым рудам и концентратам (глава 8), а также к
медистым, сурьмянистым, теллуристым (глава 13, подраздел 13.2) или
углеродсодержашнм рудам (подраздел 15.4). То же самое можно сказать
и в отношении флотационного обогащения рул, относящихся к различ-
ным техноло|мчсским типам н разновидностям (Бмго, Вс», Ва.. Гп. и
др.); тнокпрбпмцдиого выщелачивания золота и серебра из марганцо-
вистых (подраздел 6.6), медистых и сурьмянистых руд (глава 14) и т.д.
Особое значение данный фактор приобретает при рассмотрении вопро-
сов, связанных с переработкой золото- и серсбросодсржащих руд слож-
ного вещественного состава с комбинированной формой технологи-
ческой упорности, я также комплексных: Au-Ag, Au-Cu, Au-Sb и других
РУЛ
Представленные в разделах I и II материалы базируются, с одной
стороны, на достижениях мировой промышленности и озраспевой пау-
ки в области обогащет1Я и металлургической переработки золотых н
серебряных руд (концентратов), а с другой стороны - на результатах
экспериментальных исследований, выполненных в институте "Иргиред-
мет” в период 1955-1995 гт.и охватывающих практически все известные
в настоящее время технологические разновидности упорных золотых и
серебряных руд.
При оценке результатов теоретических и технологических исследо-
ваний, а также имеющихся практических разработок в области извле-
чения золота п серебра из упорных руд принимались во внимание пс
только технические возможности и экономические преимущества того
или иного варианта, но также и такие важные факторы, как: воз-
можность получения зол стан серебра и а месте п
виде высококачественной товарной продукции; комплексность
использования сырья (попутное извлечение меди, сурьмы,
серы, мышьяка, марганца п других полезных компонентов); зашита
окружающей среды от воздействия токсичных отходов про-
мышленного производства. В процессе исследований в известной мере
использованы достижения других отраслей и подотраслей мс1аллурги-
ческой промышленное! и.
76
РАЗДЕЛ I
РУДЫ С ТОНКО В КРАП ЛЕННЫМ ЗОЛОТОМ И СЕРЕБРОМ
Руды с тонковкрапленным золотом и серебром (технологический тип
“Б”) пользуются широким распространением в природе, занимая в этом
отношении ведущее место среди всех технологических типов упорного
сырья.* Переработка таких руд в принципе может был. эффективно
осуществлена на основе метода цианирования, после предварительного
механического (измельчение), химического (выщелачивание) или тер-
мохимического (обжиг) вскрытия золота и серебра, ассоциированных с
соответствующими м»П1сралы1ымн компонентный.
Возможность и экономическая целесообразность применения каждо-
го из перечисленных выше методов определяются, в основном, физико-
химическими свойствами минералов, являющихся носителями тонков-
крапленного золота и серебра в рудах: их плотностью, твердостью,
хрупкостью, растворимостью в воде, щелочах, кислотах, солевых рас-
творах и прочих растворителях; окисляемостъю при обычных и повы-
шенных температурах и т.д. Указанные свойства определяют также и
возможности предварительного концентрирования этих минералов
различными методами механического обогащения (|ранигация, <||лота-
ция, электрическая и магнитная сепарация н т.д.). Последнее обстоя
тельство является немаловажным, если учесть, что большинство из пе-
речисленных выше методов подготовки руд данного типа к цианирова-
нию являются относительно дорогими. Поэтому сокращение коли-
чества материала, поступающего па металлургическую обрабо1к> (при
одновременном увеличении содержания золота в нем) должно рассмат-
риваться в качестве одного из весьма существенных факторов повыше-
ния экономической эффективности разрабатываемой технологии.
* Так. например. по данным, опубликованным о Melal.Bull.Mon. 1995. Apr.. Suppl.-Р.26-31.
доля упорных руд. золото в которых находится в виде тонких вкраплении в су.-и.ф|щных
минералах (пирите и арсенопирите), составляет до .30 '• мировых запасов золоторудного
77
ГЛАВА 4
ОСОБЕННОСТИ МЕХАНИЧЕСКОГО ОБОГАЩЕНИЯ РУД С
ТОНКОВКРАПЛЕННЫМ ЗОЛОТОМ И СЕРЕБРОМ
Кпк уже отмечалось выше, основными носителями тонковкраплен-
ного золота и серебра а рулах являются сульфиды: пирзгт, арсеноПМрзгт,
халькопирит, галенит, антимонит и др.
Относительно высокая плотность сульфидов в сочетании с их по-
вышенной флотационной активностью (прил. 1) позволяют отнести эти
минералы к категории легкообогптпмых. При переработке
сульфидных золотых руд эффективно используются стандартные гра-
витационно-флотационные или чисто флотационные схемы обогаще-
ния, обеспечивающие при умеренной степени измельчения руды доста-
точно высокие показатели извлечения золота.
Теория н практика флотационного обогащения золото- и
серсбросодержащих рул достаточно подробно описаны в [6, 8, 26, 27].
Процесс флотации, как правило, осуществляется в етабощелочной
среде при рН=7-9. Для создания щелочной чзеды применяется сода или
известь (используется реже, так как обладает слабовыражсппым лепрес-
сируюшим свойством по ouioiiieiiiiio к золотосодчзжащему пириту', а в
некоторой степени и к самородному золоту). В качестве собирателя
применяется этиловый или бутиловый кса1гтогепат, а пенообразователя
- сосновое масло или крезол. В исходных рудах иногда содержатся лег-
кофлотнруемые слюдистые, графитистыс и другие чешуйчатые минера-
лы, которые флотируются вместе с сульфидами и золотом. Чтобы пред-
отвратить загрязнение концентрата чешуйчатыми минералами, прово-
дят флота юно их при небольшом расходе пенообразователя и ограни-
ченной аэрации или подавление тех же компонентов силикатом натрня
шли умеренным количеством органического коллоида (растворимого
крахмала) также в условиях минимальной дозировки пенообразовате-
ля.
В случае повышенного содержания глины в руде производится тща-
тельная регулировка концентрации водородных ионов в жидкой фазе
пульпы с целью наибольшей пептизации шламов, что обычно достига-
ется в условиях слабощелочной среды, создаваемой содой, а также не-
большими позировками силзосата или сульфида натрия. Эти реагенты
обычно вводятся непочзедственпо в мельницу.
Флотация сульфидов, подвергшихся noaqixiiocriioMy окислению,
производится с применением ксантогепатов высших спиртов (напри-
мер, нзопмнлового или амилового) и рсагагтов, используемых для фло-
тации глинистых минералов. В качестве второго собирателя может
78
применяться один из дитиофосфатов (например, диизоамиловый). Для
яктивацим золотосодержащего пирите в мельницу иногда подаезся
медный купорос с содой. В ряде случаев в цикле перечистки хвостов
применяют катионный собиратель для выделения кварца или кварцево-
го порфирита, которые доизмельчаются с целью обнажения дисперсно-
го золотя.
При наличии в руде золота, покрытого плешками оксидов, продол-
жительность контакта руды с флотационными реагентами увеличи-
вается.
Флотация самородного золота, присутствующего в виде свободных
тепгц, протекает наиболее эффективно в плотной среде.
Как отмечено в [99], процесс флотации тонких частичек золота су-
щественно интенсифицируется в результате предварительного конди-
ционирования. Экспериментально установлено, что интенсивное (2
кВт-ч/м1) кондиционирование пульпы в присутствии различных вспе-
штателей (“Доуфрос 250”, сосновое масло, метилизобутилкарбнпол)
усиливает кинетику последующей флотации золотых чпетиц, повышает
извлечение металла в концешрат амиловым ксаитогенатом и суще-
ственно улучшает качество концентрата. Данный факт объясняется
увеличением концентрации гидрофобных частиц в результате процесса
агрегации мелких золотзт, что подтверждается микроскопическими
исследованиями.
Возможности флотационного обогащения золотосодержащих руд (в
гом числе относящихся к категории технологически упорных) в значи-
тельной степени зависят от качества и ассортимента применяемых фло-
тационных реагентов. В опубликованных за рубежом справочных ма-
териалах отмечается возможность использова1П1я в качестве флотореа-
гентов около 6 тысяч химических соединений. Из распространенных в
зарубежной практике реагентов обращает иа себя внимание иптрокое
применение стандартизированных синтетических реагентов - спирто-
вых вспенивателей и собирателей, реагентов - активаторов (промото-
ров) для крупнозернистой фло1ации и специальных реагагтов-
регуляторов ценообразования, получивших название антивспенивате-
лей. Расширяется применение в качестве дешевых и эффективных фло-
тационных реагентов сернистого газа и серной кислоты, выполняющих
функции активаторов и регуляторов среды. Данные продукты получа-
ют нп самом предприятии путем обжига пиритных концентратов пли
сжиганием комовом серы.
В последние годы все больше внимания уделяется изыскапшо
"экологически безопасных” флотационных реагентов для золотых и
серебряных руд.
Так, в [100] представлены результаты исслсдоваиин процесса флота-
ции серебросолержашнх минералов комплексообразующим собирате-
лем трнмеркапто-З-трпазнпом ((CNS)j) с фирменным названием
79
ТМТ-15. который вводится в пульпу в виде натриевой соли. Показано,
что по сравнению с обычно применяемыми собирателями (смесь ксап-
тогената с дитиофосфатом), при равных расходах реагентов, ТМТ-15
обеспечивасг аналогичные технологические показатели. Олнако суще-
ственным преимуществом нового собирателя является полное отсут-
ствие его ионов во флотационной пульпе, тле ТМТ-15 образует с нона-
ми тяжелых металлов нерастворимые соединения в виде сравн>ггельно
крупных, хорошо фильтрующих флокул.
Для флотации золото- и серебросодержащих руд, в зависимости от
их вещественного состава, применяю! самые различные аппараты: ме-
ханические, пневмомеханические, пневматические и большеобъемные
(чановые) флотомашины. Более подробная информация о применении
указанных машин в золотодобывающей промышленности дана в раз-
деле 13.3, а также в третьей части монографии (“Фабричная практика
переработки упорных руд зилота н серебра”). Интересным дополнением
к данной информации следует считать применение колонных флотаци-
онных машин на фабрике Пэддингтон (Зап.Австралия), где эти машины
используются для извлечения тонкозернистого (минус 40 мкм) арсено-
пирита и других золотосодержащих сульфидов из хвостов гравитаци-
онного общ ашення руды. Введение в технологическую схему фабрики
“колонной флотации" позволило повысить общее извлечение золота с
80 до 90-92 % [10Ц.
Весьма широкое распространение в мировой практике nq>epa6oTKH
упорных золото- и ссребросодч>жащих руд находят и методы гра-
витационного обогащения с использованием отсадочных ма-
шин, концентрационных столов, винтовых сепараторов, короткоконус-
пых । ндроциклонов, веерных шлюзов, барабанных (трубных), ленточ-
ных, центробежных и других концентраторов [6-8], которые эффектив-
но извлекают нз руд как свободное, так и связанное (с сульфидами,
гидроксидами, другими тяжелыми минералами) золото и серебро.
Существенным достижением золотодобывающей промышленности
является широкое внедрение сепараторов типа “Нельсон", первые об-
разцы которых были разработаны в 1978 г. Концентраторы данного
типа предназначены, главным образом, для извлечения тонкого сво-
бодного золота (включая частицы крупностью до I мкм) нз руд как
россыпных, гак и коренных месторождений. В настоящее время они
применяются в более чем 50 странах, в том числе - и в Российской Фе-
дера шш. Извлечение свободного золота в концентраты достигает 97-99
%. что обеспечивается за счет высоких центробежных ускорений, дости-
гающих величины 60 g [102].
Механическое обогащение руд с тонковкрапленным золо-
том и серебром характеризуется рядом специфических особенностей,
80
оказывающих существенное влияние на экономические показатели
данного технологического процесса.
Это. в частности, может быть лучше всего проиллюстрировано па
примере пнрнт-арсенопнритовых золотых руд, которые
представляют собой наиболее распространенную и важную с практи-
ческой ючки зрения разновидность руд данного технологического ти-
па.
В большинстве пирит-арсепопиритовых рул отмечается отчетливо
выраженная корреляционная зависимость между содержанием золота, с
одной стороны, и содержанием серы, железа, в ряде случаев мышьяка, с
друюн стороны (рис.4.1). Следовательно, непременным условием по-
стижения удовлетворительных показателей обогащения пирит
арсеноппритовых, а также и других разновидностей сульфидных эоло-
Сойержамие 6 канцеитралк ныи/ыма,'/.
Рнс.4 I. Корреляционная зависимость между содержанием золота
и содержанием железа, серы и мышьяка в пирит-арсснопн-
рнтовом концентрате (месторождение Бакырчик}
Ожидаемое в этом случае содержание Au в сульфидных KOHueirrpa-
гах (С д„) может быть определено из выражения:
RI
где Сдц и C^eS- соответственно содержание золота (г/т) н суммарное
содержание сульфидов в руде (%);
Еди - общее извлечение золота а концентраты механического обо-
гащения, %;
К р = Z - С ’ eS - коэффициент, характеризующий разубоживание
концентрата несульфиднымн минералами (у - выход концентрата,
% от руды).
На рис.4.2 приведены результаты некоторых, выполненных в Ир-
гиредмете, экспериментальных исследований [103-106], позволяющих в
первом приближении оценить величину коэффициента КР для пирит- и
ярсенопиритсодержашнх золотых руд.
Рис.4.2. Показатели обогащения руд НемсОанинского (О ).
Бакырчикского ( О ). Кокпатасского (•). Сухолож-
ского (Д ) и Муруитауского (о) месторождений:
£ди - извлечение золота в концентраты;
Кр - коэффициент разубоживания концентрата
несульфиднымн минералами.
82
Следует отметить, что исследованные руды существенно отличаются
друг от друга по характеру присутствующего топота н степени техно-
логической упорности. Тем не менее, для всех пяти руд можно выделить
примерно одну и ту же оптимальную область значений КР (1,5-2,5), при
коюрых обеспечивается достижение достаточно высоких показателей
извлечения золота, при одновременном сохранении удовлетворительно-
го качества концентратов. Для указанной (оптимальной) области с
определенной долей погрешности можно принять частное £^и :КР рав-
ным 50.В этом случае зависимость между ожидаемым содержанием в
руде золота и сульфидов принимает следующий окончательный вид:
С;„ =50-^-, г/т;
СМ«
Проверка данного эмпирического выражения на мышьяково-
пиритных рудах различных месторождений (в том числе и перерабаты-
ваемых на действующих золотоизвлекательных фабриках) показала
вполне удовлетворительную сходимость между фактическим и расчет-
ным содержанием золотя в концентратах гравитационно-флотацион-
ного обогащения. В пользу принятой нами в расчетах величины Кг(=2)
свидетельствуют также данные по содержанию сульфидной серы в кон-
центратах, получаемых на зарубежных золотоизвлекательных фабри-
ках (16 22%).
Следует, однако, оговориться, что при обработке упорных золотых
руд с пирит-арсенопиритовой минерализацией по комбинированным
схемам, включающим, наряду с флотацией, операцию цианирования
руды (до нлн после флотацнонно! о обогащения) или же цианирование
промпродуктов флотации, может оказаться возможным снижение вели-
чины КР до I и ниже без существенного ущерба в извлечении золотя.
Как следует из приведенной выше эмпирической формулы, главным
фактором, определяющим качество концентратов гравитационно-
флоташюнпого обогащения, является содержание золота в ассоции-
рующих его сульфидных минералах (100 C£u iC^). Поэтому имеющая
место разница между содержанием золота в мышьяково-пиритных кон-
центратах различных месторождений, как правило, не является след-
ствием каких-то особых приемов в технологии обогащения руд, а свя-
зана в основном с различными значениями величины
Сд'3 = IOOC£u:C£leS для перерабатываемых рул.
Длительные годы внимание специалистов-обогатителей привлекает
вопрос о возможности флотационной селекции п н р н т- а р ce-
ll о п и р И т о в ы х золотых руд и концентратов.
83
Этот вопрос в свое время детально изучался с теоретических и тех-
нологических позиций И.Н.Плоксииым (совместно с Г.Я.Мясниковой и
А.М.Околояич [107]). получив соответствующее развитие в работах
Иргиредмета, ЦНИГРИ и других научно-исследовательских организа-
ций.
Для разделения пирита и арсенопирита рекомендованы следующие
варианты:
- применение окислителей как реагентов, создающих различную
флотируемость этих минералов;
- проведение селективной флотации в известковой среде с предвари-
ельной активацией медным купоросом;
- применение аммониевых соединений и извести прн селективной
флотации;
- флотационное разделение пирита и арсенопирита в содовой среде
после предварительной обработки известью.
Первый из указанных методов основан на экспериментально проверенном
факте снижения флотационной активности арсенопирита, подвергаемого пред-
варительному окислению. В качестве окислителей в данном случае могут быть
использованы воздух (при интенсивной аэрации пульпы), кислород, перманга-
нат калия, пиролюзит, гипохлориты щелочных металлов и др.
Основное условие успешного проведения процесса - строгая дозировка из-
вести. которая подбирается экспериментально для каждой разновидности ми-
нералов и руд и контролируется по содержанию растворимого оксида кальция
в водной части пульпы д пределах 0.2-0.3 г/л. Пирит в этих условиях также
подвергается некоторой депрессии, которая выражена в значительно меньшей
степени, чем у арсенопирита Показатели разделения пирита и арсенопирита
улучшаются с увеличением длительности интенсивности окисления.
Во втором способе разделения сульфидов использовано свойство арсенопи-
рита, активированного медью, сохранять свою флотационную способность в
известковой среде при одновременном подавлении флотируемости пирита.
Третий способ флотационной селекции пирита и арсенопирита основан на
способности пирита сохранять свою способность флотировать прн введении в
известковую среду аммониевой соли, в то время как арсенопирит при этом
подавляется.
Наконец, в последнем способе разделения сульфидов используется способ-
ность пирита, депресснрованного известью, флотировать а содовой среде в
отличие от арсенопирита, у которого такой способности не наблюдается. Это
различие в поведении сульфидов было использовано сотрудниками Фрейберг-
ской академии Х.Кпрхбергом и К.Шубертом прн селективной флотации в со-
довой среде (pH =8.8-9) сгущенных фабричных хвостов свинцово-цннковой
флотации, в которых пирит и арсенопирит были депресс!(рованы известью [7]
Прн этом было установлено, что максимальное извлечение пирита н арсенопи-
рита в соответствующие концентраты достигается в случае применения амило-
вого ксантогената (40 г/т) в содовой среде (pH =8).
84
В качестве дополнительных примеров, иллюстрирующих возмож-
ности селективной флотации пирита и арсенопирита с применением
перечисленных выше методов, могут быть приведены материалы неко-
торых последних зарубежных исследований.
Так, в работе [108] предъявлены результаты экспериментов по фло-
тационной селекции коллективного пирпт-арсенопирнтового кон-
центрата фабрики Голд Майн (Зап.Австралия). Во флотапии применяли
реагенты: вспениватель МГВК, собиратель РАХ, регулятор среды -
каустическая сода. В качестве реагентов-окислителей испытаны NaOCl,
Со(ОС1)’, КМпОч. Показано, что нанлучшнс рс1улыаты депрессии
FeAsS при селективной флотации пирита достигаются в случае приме-
нения NaOCl в сочетании с высоким значением pH (10,7). При этом
показатели селекции пирита и арсенопирита заметно улучшаются с
увеличением длительности и интенсивности окисления.
На основе установленных в [109] различий в скорости естественною
окисления арсенопирита и пирита в содовой среде разработана и апро-
бирована на опытно-промышленной установке (40 кг руды в час) тех-
нология селективной флотации минералов из пирит-арсснопнритовой
пульпы, включая следующие основные операции:
- кондиционирование пульпы с карбонатом натрия (дспрсссирова-
inie арсенопирита).
- флотация nupirra бутиловым ксантогепатом,
- активация арсенопирита сульфатом меди и флотация FeAsS ксан-
тогенатом.
Эффективность разделения пирита и арсенопирита при этом соста-
вила около 90 %.
На предприятии МиКиК (Ю.Корея) производится пиритовый кон-
центрат, содержащий в качестве прнмеси арсенопирит, с которым свя-
зана основная масса золота. Для отделения золотосодержащего арсено-
пирита испытан способ флотационной депрессии последнего с по
мощью портландцемента (ПЦ). Установлено, что арсенопирит при
рН=10,5 практически на 100 % депрессируется умеренными дозами ПЦ,
в ю время как пирит полностью сохраняет свою флотационную актив-
ность н может быть извлечен в концентрат амилксаитатом. Предпола-
гается, что причиной* депрессии арсенопирита является физическая ад-
сорбция на его поверхности частиц гидратированного и гидрализован-
пого шлама ПЦ [110].
D [III] описаны ръулыагы лабораторных исследований по разде-
лению арсенопирита и пирита нз коллективного концентрата методом
сульфонатной флотации. Арсенопирит селективно флотировался из
концентрата при рН=4 с использованием в качестве анионного собира-
теля натриевого додецилсульфопата. Селективность флотационного
процесса усиливалась добавлением окисляю!и» о at ст а - перманганата
калия, а также метилизобутипкетоиа. выполняющего роль вспеннвате
ля.
85
Достаточно интересными представляются результаты исследовании
по селективной флотации FeAsS иэ золотосодержащей руды рудника
Фзйрвыо (ЮАР), содержащей I % арсенопирита, 2.2 % пирита и 8,1 rh
золота [112]. Перед работой ставилась цель изучить возможность полу-
чения обогащенного упорным золотом мышьякового концентрата,
предназначенного для обработки меюдом бактериального выщелачи-
вштя и miainipoDaimn кеков БВ, и пиритного золотосодержащего кон-
центрата, направляемого на непосредственное цианирование. Данная
цель была достигнута за счет использования при флотации арсенопи-
рита (pH=l I) натриевого изобутнлтнофосфата (30 г/т) и смеси натрие-
вых UHKJloitKCHJi- и пропиддизиокарбамата в соотношении 1:9 (120 г/г)
с добавленнем в пульпу в качестве активатора FeAsS сульфата меди. В
данном режиме получен концентрат, содержащий 78,5 % арсенопирита,
8,4 % пирита и 271 г/г золота. Показано, что на селективность разделе-
ния арсенопирита и пирита оказывает существенное влияние процесс
“старения" руды, который можно искусственно ускорить предвари-
тельным подогревом рудной массы.
Примером практического использования флотационной селекции
пирита и арсенопирита может служить процесс обогащения мьппьяко-
во-пирнтных полиметаллических руд рудника Мариетта (США), золо-
то в которых генетически не связано с арсенопиритом н продуктами его
окисления [7].
Исходная руда, содержащая 33,5 г/т золота. 64 г/т серебра, 1,2 % свинца. 1,2
% цинка, 22,4 % железа и около 6 % мышьяка, нодвсргаоси измельчению в
шаровых мельницах до крупности -0,074 мм. В цикл измельчения (в мельницы)
вводятся известь (0,45 кг/т), сола (0,68 кг/т) и сульфит натрия (0,45 кг/т). Из-
мельченная руда а виде пульпы поступает на флотацию, которая пронзвод1гтся
с использованием амилового ксантогената калия (14 г/г) пенообразователя
Доу-250 (14 г/г). Продолжительность флотации 5 мин, содержание твердого в
пульпе 30 %. При этом получается грубый флотационный концентрат, содер-
жащий 400 г/т золота, 110 г/т серебра, 20,8 % свинца, 29.8 % серы, 27 % железа и
1 ильки 4.1 % мышьяка.
Грубый концентрат подвергается повторной флотации в присутствии пер-
манганата калия (28 г/т) при оптимальном значении pH =5,5. В результате полу-
чают окончательный концентрат следующего состава: 700 г/т золота. 1400 г/т
серебра. 27.5 % свинца. 3,3 % мышьяка. Содержание золота в хвостах флотации
составляет 2 г/т. обшее извлечение металла в концентрат около 92 %.
Заслуживает внимания предложештя в свое время схема флотаци-
онной переработки мышьяковистых кеков старых отвалов цианистых
заводов. Мышьяк в этих продуктах представлен в основном золотосо-
держащим арсенопиритом, подвергшимся в значительной степени
окислению.
В основу разделения минералов в данном случае было положено
различие в скорости флотации пнрнта и арсенопирита. На I стадии
86
флотации был получен концентрат, содержащий 80 % пирита и всего
лишь 0.5 % мышьяка. После обесшламливания хвостов пиритной фло-
тации (с применением обдирки минеральных зерен в гидроциклонах и
удалением водорастворимых солей) повторной флотацией из ннх был
получен богатый пенный продукт с содержанием мышьяка 18 % и золо-
та 20 г/т при извлечении соответственно 70 п 53 %. Этот концентрат
рекомендовалось подвергнуть обжигу с целью извлечения мышьяка, а
огарок - плавке на пирометаллургическом заводе для извлечения упор-
ного золота. Пиритный концентрат вместе со сливом гидроциклонов
представлял материал, пригодный для непосредственного цианирова-
1П1Я. При осуществлении данной технологии общее извлечение золота в
огарок и цианистые растворы составляло около 80 % [7].
Очевидно, что с практической точки зрения осуществление флота-
ционной селекции пирита и арсенопирита имеет смысл в тех случаях
когда одни из разделяемых компонентов не содержит благородных
металлов (иапрнмдз, арсенопирит в рудах, перерабатываемых на фаб-
рике Мариетта) или же требует применения различной технологии
переработки (как па руднике Фзйрвъю или в последнем примере флота-
ции лежалых цианистых хвостов). Однако для типичных пирит-
арсенопнрнтовых руд такие сочетания являются довольно редкими. В
большинстве указанных руд дисперсное золото распределяется между
обонмн сульфидами, которые к тому же часто находятся в тесной ассо-
циации друг с другом.
В качестве примера можно сослаться на уже упомянутые выше руды
Кокпатасского и Бакырчикского месторождений, конечной стадией ме-
ханического обогащения которых (как показали проведенные исследо-
вания [105-106]) должна являться коллективная флотация суль-
фидов с необходимым количеством перечисток концентрата, обеспечи-
вающим получение конечного продукта для металлургической обра-
ботки с содержанием ие менее 40-50 % сульфидов железа.
В ряде случаев флотацию целесообразно сочетать с операциями
предварительного гравитационного обогащения руды. Для сульфидных
руд, практически не содержащих крупного свободного золота и харак-
теризующихся тонкой вкрапленностью металла в рудных и породооб-
разующих минералах (например, руды Кокпатасскпм месторождения),
применение гравитационных методов обогащения в принципе нецеле-
сообразно. Для таких руд высокие показатели извлечения золота могут
быть обеспечены чисто флотационным путем.
Использование селективной флотации в техиолопт переработки
сульфидных руд с тонковкраплениым золотом и серебром целесообраз-
но в тех случаях, когда эти рулы, наряду с пиритом и арсенопиритом,
содержат сульфиды цветных металлов (сурьмы, медн, свинца, цинка и
др.), попутное извлечение которых может представлять определенный
практический интерес.
87
Описанные выше закономерности в целом сохраняют свою силу и
при оценке возможностей извлечения тонковкраплениого золота (и
серебра) из полностью или частично окисленных руд. Для таких
руд также может бьпь установлена корреляционная зависимость между
содержанием Au (Ag) и какого-то другого компонента, входящего в
состав минералов или химических соединений, ассоциирующих благо-
родные металлы.
Примером может служить, например, связь Au-Fe в продуктах окис-
лительного обжига мышьяково-пнритных концентратов или связь Ag-
Мп в окисленных марганецсолержащих рулах (рис.4.3. н 4.4.). Извлече-
ние золотосодержащих оксидов, гидроксидов и гидроарсенатов железа;
кварца и окисленных минералов марганца может быть также осущест-
влено методами гравитационно-флотационного обогащения [27], хотя в
целом, как известно, проблема флотационного обогащения золотых руд
с высокой степенью окисленности сульфидных минералов представ-
ляется значительно более сложной.
В [113] приведены результаты исследований по разработке промыш-
ленной ivxHojioiHH iioiiyiHoio извлечения зонта из железных руд Оле-
негорского ГОКа. Исходным продуктом для получения золота являются
концентраты отсадочных машин, установленных иа хвостах мокрой
магнитной сепарации. Золото в этих концентратах связано, в основ-
ном, с гематитом. Для концентрирования золотосодержащего гематита
предложена схема гравитационно-флотационной доводки с использо-
ванием в стадии гравитации концентрационных столов. Богатые гра-
виоконцентраты могут быть обработаны методом амальгамации или
плавки, бедные флотоконцентраты рекомендовано подвергать циани-
рованию. Предполагается, что общее извлечение золота из концентра-
тов отсадки по данной технологии составит около 65 % , а затраты на
организацию попутной золотодобычи могут быть окуплены за 0.5 гола.
Значительный интерес представляет возможность магнитного
обогащения руд, золото и серебро в которых связаны с окисленными
минералами железа или марганца. В работе [114] отмечается, что в про-
цессе измельчения некоторых золотосодержащих руд происходит осаж-
дение гидроксидов железа на поверхности частиц золота, что усиливает
их магнитные свойства. Так, например, из класса -160+50 мкм методом
электромагнитной сепарации получен концентрат с содержанием золо-
та 60 % при извлечении металла в концентрат до 71 %.
Результаты исследований, приведенные в [115], указывают на воз-
можность извлечения из руд серебросодержащего пиролюзита методом
полиградиентной магнитной сепарации (ПМС). Объектом исследова-
ний явилась руда Хаканджинского месторождения. Установлено, что
комбинации ipaBHiBUHOHHoiо обозашення, сслекзнззной флотации н
ПМС обеспечивает общее извлечение серебра в концентраты иа уровне
37-92 %. Из этого количества до 40-42 % серебра извлекается в серебро-
88
содержащий марганцевый продукт ПМС (600-800 г/т Ag), пригодный
для последующей металлургической переработки.
200'
too-
0 12 3 4 5 6
Смп t°/a
Рнс.4.3 Корреляци-
онная зависимое! ь меж-
ду содержанием золотя
(Сди) и содержанием же-
леза (CFe) в огарках
ок! ниппельного обжига
сульфидных концентра-
тов Бакырчика (I) п Кок-
патаса (2)
Рнс.4.4. Корреляци-
онная зависимость меж-
ду содержанием серебра
(Сл() и содержанием
марганца (Смп) в руде
Хаканлжинского место
рождения
89
ГЛАВА 5
ВОЗМОЖНОСТИ ИСПОЛЬЗОВАНИЯ МЕТОДОВ ТОНКОГО И
СВЕРХТОНКОГО ПОМОЛА В ТЕХНОЛОГИИ ПЕРЕРАБОТКИ
УПОРНЫХ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ РУД И КОНЦЕНТРАТОВ
Для вскрытия тонковкрапленного золота (перед цианированием)
или тонкозернистых золотосодержащих сульфидов нередко практику-
ются схемы с 3-х и 4-х стадиальным измельчением руды, применение
которых позволяет получать мазерная крупностью 90-95 % класса ми-
нус 0,04 мм (фабрики Лейк Шор, Вестерн Дик Левелз, Сигма в Канаде;
Лзйк Вью энд Стар в Австралии; Тасеевская ЗИФ в России и др.). При
этом достигаются вполне приемлемые показатели извлечения золота в
процессе цианирования упорных руд с тонким золотом, особенно в тех
случаях, когда носителями золота являются кварц, оксиды, гидроксиды
н гндроярсенаты железа' (технологические разновидности Б&. Бохг»
Бохл»). Определенный эффект по вскрытию тонковкрапленного золота
дает использование методов само- и полусамоизмельчения руды, а так-
же применение галечных, центробежных и башенных мельниц [8, 12].
Однако примени 1сльно к сульфидным рудам и концентратам
возможности механического вскрытия дисперсного золотя на базе су-
ществующего и применяемого в золоторудной промышленности
(а также других отраслях черной и цветной металлургии) измельчн-
тельного оборудования представляются достаточно ограниченными.
В качестве иллюстрации к данному выводу на рис.5.1 представлена
графическая интерпретация результатов планирования ряда пиритсо-
держащих золотых руд Канады (в зависимости от крупности измельче-
ния), позаимствованная из [37].
Аналогичная закономерность прослеживается и при цианировании
упорных флотационных концентратов отечественного производства
(Ключевская. Токурская. Немс Ланине кая. Дарасунекая н др.ЗИФ). золото
в которых преимущественно связано с сульфидами железа: пиритом и
арсенопиритом (табл.5.1).
Химический и рациональный анализ хвостов цианирования кон-
центратов на золото показал, что основная доля металла в хвостах
связана с сульфидными минералами. Доиэмельчение концентрата II
(см.табл.5.1) до крупности, соответствующей 100 % класса минус 0,053
мм. позволило снизить потери золота с хвостами 1шанирования с 24 до
16 г/т; для концентратов V и VI эти цифры составили соответственно
7,7 и 5,0; 4,0 и 3.0 г/т.
90
Рис.5 1 Влияние
крупности нимола на
извлечение золотя при
цианировании пирит-
ных руд Канады:
1.5- Киркленд-.
2.4- Лейк Шор.
3 - Норт Серн Кве-
бек-.
6. 7 - Поркьюпайн
Максимальная величина
Зерен пирита, мкм
Показатели цианирования концентратов
Таблица 5 I
Показатели Концентрат
I II III IV V VI
Крупность концентрата, массо- вая доля класса -0.П74 мм. % 98 73 95 97 63 71
Содержание в концентрате. % железа 18.2 38,2 37.4 32,0 24,5 23.3
серы 18,1 37,6 38.9 33.0 24,0 32.6
мышьяка 0.9 1.7 1 0 5 2 8.3 9,6
Содержание золота, г/т в исходном концентрате 1534,0 100,5 31.0 30,0 63,0 27 2
в хвостах цианирования 34.0 24.0 17.5 4.4 7,7 4.0
Извлечение золота в растворы при цианировании % 97,8 ^76J_ 43.5 86.3 87.8 85.3
В 1995-1997 гт. Hpi предметом (А.Ф.Панченко, Т.В.Чикнна) при
участим специалистов Иркутского государственного технического уни-
верситете и АО "Псрвомайка” разработана, апробирована и реализо
вана в промышленных масштабах технология переработки дарасунских
золи । осодсржаших концентратов, основанная на тонком нзмельчепии н
последующем пианистом выщелачивании концентратов в режиме “CIP”
91
[116]. Особенность процесса состоит в использовании стандартного
нзмечительно-классифнцирующего оборудования, работающего в спе-
циальных режимных условиях, ранее не применявшихся в технологии
рудо- и пульпоподготовки.
Измельчение концентрата осуществляют в стандартных шаровых
мельницах с применением миогоразмерной загрузки шаров, обеспечи-
вающей максимальную площадь контакта с измельчаемым материалом.
В качестве классифицирующего оборудования использованы гидро-
циклоны пониженной конусности, собранные в мультициклонные ба-
тареи. Предложенная схема измельчения обеспечивает получение гото-
вого продукта крупностью 97-99 % класса минус 0.020 мм, что позволя-
ет на 10-15 % повысить извлечение золота в последующем гидрометал-
лургическом цикле по сравнению с цианированием неизмельченных
концентратов. Однако общее извлечение золота при псрсрабо|кс кон-
центратов (80-8S % от исходной руды) и содержание металла в отваль-
ных хвостах цианирования (7-10 г/т) ие дают оснований считать дан-
ную технологию законченной и требуют применения дополнительных
технических решений, направленных на улучшение показателей извле-
чения золота.
Приведенные выше данные показывают, что дополнительное из-
мельчение сульфидных флотационных концентратов хотя и даст неко-
торый эффект по снижению потерь золота в гидрометаллургическом
цикле, однако в целом не решает проблемы коренного улучшения тех-
нологических показателей по извлечению золота нз упорных концент-
ратов, поскольку крупность минеральных частиц, получаемых в усло-
виях "стандартного” шарового помола, как правило, значительно пре-
восходит крупность включений дисперсного золота.
В этой связи естественно было предположить, что решение пробле-
мы механического вскрытия дисперсного золота следует искать в при-
менении специальных методов сверхтонкого измельчения твер-
дых материалов (в вибрационных, струйных или планетарных мельни-
цах), используемых в отдельных отраслях химической и горнохими-
ческой промышленности, а также в производстве строительных мате-
риалов.
С целью получения общего представления о технологических воз-
можностях сверхтонкого измельчения золотосодержащих рул и кон-
центратов (как способа подготовки их к гидрометаллургической пере-
работке) в Иргиредмете были проведены специальные эксперименталь-
ные исследования [46, 75].
Исходными материалами для исследований явились упорные в тех-
нологическом отношении золотые концентраты различного веществен-
ного состава и с различной степенью дисперсности золота.
В качестве нзмельчнтельного аппарата использовался вибрацион-
ный истиратель со специально оснащенным стаканом. С целью более
92
полного приближения к условиям промышленного внброизмсльчения,
истирающий стержень был заменен шарами диаметром 6 мм. Масса
шаров при загрузке составляла 1,3 кг (-80 % oi рабочего объема мель-
ницы). Измельчение проводилось при отношении Ж:Т~1:1, навеска
измельчаемого материала - 100 г.
Эффективность измельчения концентратов устанавли-
валась па основе дисперсионного анализа и замера удельной поверх-
ности измельченного продукта.
Полученные результаты (рис.5.2-5.4) позволяют сделать вполне
определенный вывод, что эффективность измельчения золоторудного
материала в вибрационных мельницах значительно (примерно на 2
порядка) превышает таковую для обычных шаровых мельниц: 4-
мннутный вибропомол обеспечивает такое же увеличение удельной
поверхности материала, как и 4-часовое измельчение во вращающейся
мельнице с шаровой загрузкой (фавн, рис.5.3 и 5.4).
Из приведенных графиков также следует, что эффективность вибро-
помола затухает при увеличении продолжи 1ельности измельчения (в
данном случае - свыше 4 мин). Это свидетельствует о том, что возмож-
ности данного метода измельчення (так же как и всех других) ограни-
чиваются вполне определенными пределами.
Одними из важнейших качеств рудной пульпы являются ее реоло-
гические свойства: вязкость, способность к структурированию
и др.
Проведенные экспериментальные исследования позволяют конста-
тировать, что процесс выщелачивания тонкоднсперсных пульп, полу-
чаемых в результате вибрационного измельчения практически всех
разновидностей золотых руд (концентратов), должен осуществляться в
относительно разбавленной среде (Ж:Т более 2:1) при одновременном
интенсивном перемешивании пульпы.
Изучение сгущаемости дисперсных пульп после вибропомола
золотых концентратов в щелочных цианистых растворах показало, что
процесс осветления пульпы протекает достаточно быстро, однако по-
лучение пульпы плотностью более 40 % твердого в этих условиях связа-
но со значительными трудностями.
Несколько неожиданные результаты были получены при изучении
фильтруемости тонкодисперсных пульп. Учитывая чрезвычайно
высокую удельную поверхность измельченного рудного материала,
можно было предположить, что скорость фильтрации такого рода
пульп окажется очень низкой. Однако данные экспериментальных за-
меров не подтвдзднли указанного предположения. Оказалось, что все
испытанные тонкодисперсные пульпы обладают вполне удовлетвори-
тельной фильтруемостью.
93
Содерззсание нииусо&по мвссо, %
Крупность vGC/wu, мк*
Рис.5.2. Грануло-
метрическая характе-
ристика измельченного
концентрата (Токур-
ский рудник) при про-
должительности виб-
ропомоля:
1 - 0 (без измельчения):
2-2 мнн..
3 - 4 мин.,
4 - 8 мин.
Рнс.5.3 Изменение
удельноЛ поверхности
материала (S) в зави-
симости от продолжи-
тельности внбропомо-
ля:
1 - у глисты Л флото-
кпниситрат ЗИФ им.Могп-
2 - кварцевая руда
Агинского месторождения:
3 - сульфидныЛ кон-
цстрат Дарасунскоги руд-
94
Рис.5.4. Изменение удельной
поверхности материала S
(дарасунскнй концентрат) при
измельчении в лабораторной
шаровой мельнице:
мельченна
Весьма существенное влияние на показатели извлечения золота при
цианировании тонкоизмельченного материала оказывают процессы,
связанные с сорбцией растворенного металла TBqyiofi
фазой цианистой пульпы.
Более подробно данный вопрос рассмотрен памп в предыдущем раз-
деле монографии (глава 2). Здесь следует лить указать, что с уве-
личением тонины помола сорбционная активность углистого кон-
центрата возрастает в меньшей степени по сравнению с сульфидным
концентратом, что в целом согласуется с графиком, характеризующим
изменение удельной поверхности указанных материалов, в зависимости
от продолжительности измельчения (рис.5.3).
С целью изучения влияния сверхтонкого помола на показатели из
влечения золота из концентратов были проведены эксперименты по
трем варпа1гтам:
I. Виброизмсльчение - цианирова1гие в обычном режиме;
И. Виброизмельчение - сорбционное вышелачипанис (RIL);
III. Цианирование - виброизмельчение - сорбционное выщелачива-
ние.
Во всех опытах помол концентратов осуществлялся в цианистых
растворах, т.е. операция внбронзмсльчсиня использовалась одновре-
менно и как метол интенсивного выщелачивания золота.
95
Анализ полученных экспериментальных данных (рис.5.5) позволяет
расклассифицировать все испытанные золотые концентраты на 4
основные группы.
1-я группа концентратов включает те из них, для которых наи-
больший эффект в извлечении золота достигается именно за счет при-
менения сверхтонкого помола. К этой группе, в частности, относится
богатая золотая рула Агинского месторождения (рнс.5.5; 1).
Для 2-й группы золотосодержащих материалов, типичным пред-
ставителем которых является углистый концентрат ЗИФ им.Матросова,
характерно резкое улучшение показателей цианирования за счет при-
менения метода сорбционного выщелачивания с аниоиообмеипыми
смолами, в то время как дополнительное измельчение концентрата не
дает сколько-нибудь ощутимого эффекта (рис.5.5.; 6). Концентраты
данного типа характеризуются естественной сорбционной активностью
(технологический тип “Г”), которая в значительной степени “подав-
ляется" ваодимым в пульпу Солсе сильным синтетическим сорбентом.
К 3-й группе золотосодержащих материалов должны быть отне-
сены руды и концентраты, улучшение показателей цианирования кото-
рых обеспечивается совместным воздействием тонкого помола и сорб-
ционного выщелачивания (рис.5.5; 2, 4, 5). В зависимости от общего
содержания металла в исходном сырье, относительного количества
тонковкрапленного золота и сорбционной активности минерального
комплекса, эффективная переработке указанных материалов может
быть осуществлена либо по варианту II (саралшккий и миндякский кон-
центра гы) либо по варианту III (тасеевский концентрат).
Наконец, 4 ю группу составляют упорные золоторудные мате
риалы, для которых ни одни из указанных факторов (тонкое измельче-
ние, использование ионообменных смол) не обеспечивает достижения
приемлемых показателей по извлечению золота. К таким материалам, в
частное) и, moi ул бьиь отнесены мышьяково-пирнтные тилотыс кон-
центраты Кокпатасского месторождения (рие.5.5; 3), содержащие зна-
чительное количество тонкодисперсиого золота, не вскрываемого в
процессе вибрационного измельчения.
Приведенные выше результаты подтверждают высказанное ранее
положение об ограниченных возможностях механического вскрытия
тонковкрапленного золота и, в частности, о недостаточной эффектив-
ности этого метода для многочисленной группы концентратов с пирит-
арсенопнритовой минерализацией.
Последующие исследования института связаны с технологической
оценкой процесса сверхтонкого измельчения золоторудных продуктов
(содержащих дисперсное золото) в струйных и планетарных мельницах.
96
ПDodos73fcL//r?esr6r/oc/rrt> с/ЗАгельчемсуя
Рпс.5.5. Результаты опытов по гидрометаллургической переработке
золотосолержяшнх руд и концентратов-.
I - концентрат Татвсяой ЗИФ:
4 - концентрат Сарацинской ЗИФ:
5 - концентрат Миндяка:
6 - концентрат 311Ф им.Мотросога.
1. II. Ill • варианты технологических схем обработки
концентратов
97
Следует отметить, что Иргиредмет обладает значительным опытом
создания и эксплуатации струйных мельниц. На базе опытно-
промышленных образцов струйных мельниц (производительностью до
100 и более кг/ч по готовому классу) институтом при участии специа-
листов производства успешно решены проблемы тонкого измельчения
слюды (до минус 20 мкм) и механической активации вольфрамитовых
концентратов, а также других редкометалльных продуктов перед гид-
рометаллургической переработкой (измельчаше до первых едтиш
мкм). Проведены укрупненные эксперименты по измельчению в струй-
ных мельницах и некоторых упорных золотосодержащих концентратов.
Однако существенного эффекта по донзвлечению золота при цианиро-
вании продуктов измельчения получено не было.
Более обнадеживающим следует считать результаты проведенных в
Иргиредмете экспериментов (Б.М.Рсйнгольд. Т.В.Чикина) по сверхтон-
кому измельчению золото- и серебросодержащих продуктов в плане-
тарных мельницах, опытные образцы которых были разработаны и
предоставлены для испытаний Ниш и тугом геологии и геофизики
(ИГиГ) СО АН СССР, а также институтом “Гидроцветмет” (г.Новоси-
бирск).
В качестве ибтлктов для лабораторных исследований были выбра-
ны: пиритный концентрат с тонковкрапленным золотом в пирите (Au
25,7 г/т, Ag 19,5 г/т, S 35,3 %, As 0,05 %, органическое углистое вещество
7 %), серебряный концентрат (Ag 6,9 кг/т, Au 10 г/т, SiOi 50 %, S 10 %),
серебряная золотосодержащая руда (Ag 520 г/т, Au 0,5 г/т, SiOj 70,1 %,
S 0,3 %) и марганцовистая золото-серебряная руда (Ag 275 г/т,
Au 5,8 г/т, SiOi 80 %, Мп 1,4 %). Измельчение материалов осуществля-
лось в водной qienc с использованием планетарной мельницы М-3
(ИГиГ). В ряде случаев в пульпу вводили реагентные добавки для уси-
ления мсханодсструкннн золото- и сереброеодержаших минералов.
Результаты опытов (табл. 5.2) подтверждают эффективность предва-
рительной механохимической обработки практически для всех испы-
танных материалов, в том числе и для пиритного золотосодержащего
концентрата. Повышение извлечения золота при цианировании данно-
го концентрата с 65 до 85-90 % однозначно может быть объяснено бо
лее полным механическим вскрытием дисперсного золота, ассоцииро-
ванного с пиритом. Что касается серебра (руда 3 и 4), то эффект в его
извлечении связан, главным образом, с химическими превращениями
сереброеодержаших минералов, которые усиливаются при введении в
пульпу соответствуюиитх реагентов. Для руды 3, серебро в которой
представлено преимущественно сульфидными минералами: акантитом,
пруститом и пирарпфнтом, лучшие результаты достигаются при акти-
вации в щелочной среде, способствующей аморфнзацни н преобразова-
нию сложных сульфидов серебра в Ag:S и далее - в металлическое се-
ребро. Указанные превращения подтверждены специальными эксперн-
98
ментами, проведенными на синтезированных в Иргиредмете сульфидах
Ag:S, AgjAsSjH AgsSbSj.
Таблица 5 2
Результаты экспериментов по гидрометаллургической переработке
золото- и серебросодержащих материалов, подвергнутых механо-
химнческой деструкции
Способ обработки Пиритный концентрат (95 % класса минус 74 мкм) (1) Сереб- рмныЛ концен- трат (2) Серебряная золотосо- держащая руда (3) Марганцо- вистая зо- лото-сереб- ряная руда (4)
Извлечение металлов. %
Au Ag Ag Au Ag Ag
Цианирование исход- ного продукта 65 47 96,0 94 57 48
Безреагентная акти- вация-цпанированне 85 64 98,5 - 77 73
Реагентная активация
-цианирование 90 70 99,6 96 99 97
Для маргпнцопистой ссрсбросодержащсй руды (4) более благопри-
ятным оказался режим активации в слабокислой среде, обеспечи-
вающей более полное вскрытие пиролюзита, с которым ассоциирована
основная масса дисперсного серебра.
Опираясь на результаты лабораторных исследований, Иргиредме-
том при участии специалистов ИГнГ и Гидроцвстмста были проведены
полупромышленные испытания механохимической технологии на двух
продуктах Дарасунского рудника* (лежалый огарок: Au 7,2 rh.
Ag 48 г/т; крупность минус 3 мм н мышьяковопиритпый флотоконцент-
рат: Au 19,4 г/т, Ag 44,8 г/т, Fe 21,5 %, S 18,6 %, As 3,9 %, Си 0,8 %;
крупность 60-80 % класса минус 0,074 мм), а также на пиритном золото-
содержащем концентрате, выделенном при флотационном обогащении
руды месторождения Кумптор, Таджикистан2 (Au 37,8 г/т, Ag 32,5 г/г,
99
S 32.1 %, Fc 29.2 %. As 0.06 %, Copr 4,6 %). Все перечисленные выше ма-
териалы содержали значительное количество тонковкрапленного золо-
та и серебра.
Испытания проводились иа Балейской опытной фабрике в период
1985-1989 гг.
В качестве измсльчительных аппаратов апробированы опытные об-
разцы 3-х мельниц: РПМ (роликовая планетарная мельница), АИР
(активатор-измельчитель роликовым) и МПЦ (мельница планетарная
центробежная), сконструированные и изготовленные в Гидроцветмете.
При переработке дарасунских продуктов предпочтение было отдано
мельнице АИР, характеризующейся следуюшимим параметрами и ре-
жимом работы:
количество измельчающих барабанов 3,
вместимость 1-го барабана 1,8 дм1,
расположение осей барабанов - параллельно главной оси планетар-
ного вращения,
частота вращения водила и барабанов соответственно 500-600 и
1300-1500 об/мин.,
центробежное ускорение 350-450 м/с1,
мощность двигателя 45 кВт, потребляемая мощность (прн плотности
пульпы 40-60 °, о твердого) 23-27 кВт,
масса шаровой загрузки 3-5 кг в каждый барабан,
крупность шаров (сталь ШХ-15) 8-12 мм,
режим измельчения - ударный,
режим работы мельницы - полунепрерывный с кратковременной
остановкой через каждые 5 ч работы для подзагрузки шаров.
Огарок Дарасуна (масса пробы 8 т), содержащий значительное
количество крупных фракций, подвергался предварительной дезинте-
грашш и измельчению в шаровой мельнице 1500x1600 мм до крупное! и,
примерно соответствующей крупности флотационного концентрата.
После измельчения в планетарной мельнице огарок (слив классифици-
рующего гилроциклона) крупностью 90-93 % класса минус 0,05 мм (98-
99 % класса минус 0,074 мм) партиями по 50-100 кг обрабатывался в
механических аыиаюрах-мутилках цианистыми растворами (0,5-1,2 г/л
NaCN) в течение 24-36 ч. Параллельно производилось цианирование
огарка, измельченного в обычной шаровой мельнице до 95 % класса
минус 0,074 мм. В результате получены кеки цианирования, содержа-
щие золота соответственно 1,4-1,7 (измельчение в АИР) и 1,6-3,0 г/т
(МШР) прн извлечении 78 и 68 %. Извлечение серебра п указанных
условиях составило 58 и 20 %.
Переработка флотоконцентрата осуществлялась по двум
вариантам: активация - цианирование н цианирование - активация -
цианирование. Измельчение (активация) концентрата производилось
до 100 % класса минус 0,05 мм прн производительности мельницы по
100
твердому 0,4-0,6 т/ч. Всего переработано 3 т концентрата. Для циани-
рования использовались контактные чаны вместимостью 2,2 м1 с одно-
временным пропусканием через пульпу сжатого воздуха. Режим циани-
рования аналогичен принятому при обработке огарка. Лучшие резуль-
таты получены по 2-му варианту: содержание металлов в хвостах: Au -
1,6, Ag - 18,8 г/т; извлечение соответственно 91,7 и 58,0 %. Установлено
положительное влияние добавки в пульпу при измельчении-активации
нитрата калия (1 % от массы концентрата).
Переработка кумптирскиго флотационного концентрата
производилась на измельч>гтельиой установке, схема которой пред-
ставлена на рнс.5.6.
В качестве измельчителя-активатора использовалась мельница
МПЦ, близкая по своим технологическим параметрам мельнице АИР и
отличающаяся от последней большей вместимостью нзмельчительного
барабана (3,0 дм1), бблыпей шаровой загрузкой (9 кг на I барабан) и,
соответственно, несколько большей производительностью. Измельче-
ние концентрата производилось до крупности 100 % класса минус 0,045
мм (95 % класса минус 0,02 мм). Цианирование измельченного продукта
осуществлялось в 10-камериим сорбционном аппарате методом “RIL”
при соблюдении следующих условий: концентрация NaCN 1,2-1,3 г/л,
Ж:Т=2:1, продолжительность 16 ч. В контрольных опытах цианирова-
ния на пробе активированного концентрата массой 450 кг получены
следующие показатели: содержание золота в твердой фазе хвостов
сорбции 3,0-4,2 г/т, извлечение на смолу 89-92 % от исходит о.
При пняинровякии в сопоставимых условиях неактивироваииого
концентрата (73 % класса минус 0,045 мм) потери металла с хвостами
составили 8-10 г/г при извлечении 72-76 %. Таким образом, эффект от
измельчения концентрата в МПЦ выражается величиной в 16-17 %
дополнительно извлеченного металла. Интересно отмстить, что анало-
гичный эффект был достигнут и в случае измельчения концентрата в
обычной шаровой мельнице 900x600 мм, включенной в схему
(см.рис.5.6) вместо МПЦ. При обработке материала аналогичной
крупности (99 % класса минус 0,045 мм) среднее извлечение металла из
концентрата ня смолу составило около 90 %.
Проведенные испытания, представляющие собой один из немного-
численных примеров использования мелынщ специального назначения
для сверхтонкого помола золотосодд>жаших руд и концентратов (перед
их цианированием), позволяет высказать ряд предположений, ка-
сающихся преимуществ и недостатков данного способа.
101
Piic.5.6. Схема цепи аппаратов установки для переработки золотосодержащих
концентратов с применением механохимичесхо!) активации:
1 • тельфер: 2. загрузочныЛ бак; 3 • бункер; 4 • терсльчатыЛ л Интел»; 5 • раслульпоаочиаа
аоронжа; б дозатор пульпы; 7 гидрошиаон (Х5 мм); 1.9- ротаметры; 10 келькииа-агтеатр
11 зумпф; 12,11.1 б. 18 насосы: 13 репульпер: 15.17 • еборн1ки пульпа)
Можно констатировать, что сверхтонкий помол способствует
вскрытию дисперсного зологв практически нз всех минеральных ассо-
циаций (сульфиды, оксиды, силикаты) и поэтому может рассматривать
ся как один из возможных методов подготовки золотых рул и концент-
ратов технологического типа "Б” к последующей гидрометаллурги-
ческой переработке. В случае переработки окисленных материалов
(примером которых являются огарки Дарасуна) эффект а извлечении
металла достигается исключительно за счет увеличения тонины помола
Прн сверхтонком измельчении сульфидных рул и концентратов опре-
деленную роль начинают играть н механохимнческие процессы, спо-
собствующие разрушению кристаллической решетки сульфидов, в
частности, пирита и арсенопирита [117].
Специальными исследованиями ИГиГ и Иргиредмета показано, что
в результате интенсивного мокрого измельчения мономинсральной
фракции пиритя в лабораторной планетарной мельнице в течение 15
мин. удельная поверхность минерала увеличивается в 200-300 раз и
достигает величины 16,3 м2/г. При этом до 80 % пирита аморфизирует-
ся, что зафиксировано на рентгенограммах полученных продуктов.
Аналогичная картина наблюдается и в процессе сверхтонкого помола
кумпторского концентрата. Установлено, что удельная поверхность
концентрата сначала возрастает с 2 до 6 м2/г (за первые 2-4 мин. из-
мельчения), после чего начинает снижаться. Одновременно происходит
увеличение доли рентгеноаморфного продукта (от разложения пирита)
и образуется новая минеральная фаза - элементарная сера. Породооб-
разующие минералы (кварц, гидрослюды, полевой шпат) в изученном
диапазоне продолжительности измельчения (2-15 мин.) полностью со-
храняют свою кристаллическую структуру.
Исследованиями, проведенными на дарасунском концентрате, за-
фиксирован факт мехянохимичсской активации не только пирита, но
также арсенопирита, халькопирита и некоторых других сульфидов. С
одной стороны, это способствует дополнительному вскрытию дисперс-
ного золота, ассоциированного с указанными сульфидами, но, с другой
стороны, приводит к образоватно соедшгатй, выполняющих прн циа-
нировании роль химических депрессоров и природных сорбентов, что
может явиться причиной недонзвлечення металла и повышенного рас-
хода цианида в гидрометаллургическом цикле. В результате увеличения
солевого фона растворов существенно ухудшаююя условия последую-
щего извлечения золота нз растворов, а также химической очистки
сточных вод от цианидов, тноционатов и других токсичных продуктов.
Так, при цианировании активированного дарасунского концентра-
та общий расход NaCN превысил 10 кг на I т концентрата. Для кумп-
торского концентрата эта величина составила от 15 до 23 кг/т. Расход
жидкого хлора на обезвреживание хвостов цианирования активиро-
ванного кумпторского концентрата (до существующих норм ПДК по
103
CN“ н CNS“) составил около 130 кг/т, что примерно в 5 раз превышает
аналогичную величину для продуктов UHainipoDainiH концентрата, под-
вергнутого обычному шаровому помолу.
С другой стороны, экспериментами на дарасунском концентрате,
содержащем 8-9 % арсенопирита, показано, что безреагентная механо-
химичсская активация в плане! арний мельнице способствует сохране-
нию мышьяка практически полностью (99,9 %) в твердой фазе пульпы.
Концентрация As в растворе находится на уровне 2-3 мг/л, что позволя-
ет относительно легко решить вопрос очистки сточных вод от мышьяка
[118].
Таким образом, механохимнчсскнс процессы, протекающие при
сверхтонком измельчении сульфидных золотосодержащих концентра-
тов, играют и положительную и отрицательную роль, причем отрица-
тельный фактор может иметь преобладающее значение. Напротив, для
серебросолержащих материалов сложного вещественного состава, как
было показано выше, более существенным является положительный
эффект от механохнмических преобразований, который может быть
усилен введением в пульпу соответствующих реагентов.
Очевидно, что окончательный вывод о возможностях и целесооб-
разности применения мельниц интенсивного помола (механохимн-
ческих активаторов) для вскрытия тонковкрапленного золота и серебра
перед последующим цианированием может быть сделан лишь в процес-
се более глубоких научных исследований и технологических прорабо-
ток. Особое внимание прн этом должно быть уделено и экономической
оценке мельниц-активаторов, в том числе - мелышц планетарного типа,
с учетом нх достоинств (возможность измельчения рудных материалов
ди “микронных” размерив, чрезвычайно высокая удельная производи-
тельность, компактность н др.), а также и недостатков. К числу послед-
них, в первую очередь, следует отнести сложность конструкции мельниц
и значительный износ рабочих деталей в процессе эксплуатации.
Проведенные Иргиредметом сопоставительные испытания техноло-
гии тонкого (сверхтонкого) помола в планетарных и обычных крупно-
объемных шаровых мельницах показали, что для определенного круга
золоторудных материалов применение последних также является доста-
точно эффективным. Еще большие возможности с точки зрения меха-
нического вскрытия тонковкрапленного золота открываются в связи с
разработкой новых типов промышленных мельниц для тонкого из-
мельчения рудного сырья, например, вертикальных шаровых мельниц,
оспашенпых специальными перемешивающими устройствами.
Аппараты данного типа давно используются для тонкого и сверхтонкого
измельчения пигментов, керамических материалов, химических полупродуктов
и др. Применение же их в промышленности основных материалов и для измель-
чения минералов до сих пор оканчивалось неудачей из-за большого износа,
низкой ироизводительност..екоторых технологических трудностей. В 1986 г.
104
.рпрма “Сала” (Швеция) начала исследования по созданию шаровых мельниц
именно для указанных отраслей. Исследования завершились созданием мельни-
цы SAM (Sala Agitated Mill) Новая мельница имеет цилиндрический корпус с
плоскими днищем и крышкой. На крышке установлен приводной электродви-
гатель. вращающий расположенный по продольной оси корпуса ротор с за-
крепленными на его поверхности массивными пальцами из карбида вольфрама.
Конфигурация нижних пальцев заставляет мелющие теля подниматься’вверх.
Ротор вращается в трубе, защищающей его от износа абразивным измель-
чаемым материалом. Мельница SAM пригодна как для мокрого, так н для су-
хого помола. Расход энергии при сс эксплуатации составляет примерно
40 кВт-ч/г. что на 25-50 % ниже аналогичного показателя для обычных шаровых
мельниц [119].
Учитывая ожидаемые осложнения при гидрометаллургической пере-
работке (цианировании) тонконзмельченных сульфидных золотосодер-
жащих рул н концентратов в связи с их повышенной активностью в
цианистом процессе (ХД, СА), определенного внимания заслуживают
технологические варианты, в которых сверхтонкий помол рул (концен-
тратов) сочетался бы с.операцнямн механического конце и-
трнровання дисперсного золота в центробежных сепараторах
типа “Нельсон" или Других аппаратах аналогичного назначения. Ком-
бинация указанных процессов открывши возможности для резкого
сокращения массы рудного материала для последующей переработки,
которая может быть осуществлена как гидро-, так и пирометалчургиче-
скнмн методами.
ГЛАВА 6
ГИДРОХИМИЧЕСКОЕ ВСКРЫТИЕ ТОНКОВКРАПЛЕННОГО
ЗОЛОТА И СЕРЕБРА
Как правило, химическая активность большинства золотосодержа-
щих минералов значительно превышает химическую активность ассо-
цнровянного с ними золота.{^то обуславливает принципиальную во>-
можностъ селективного растворения или разложения указанных мине-
ралов (при воздействии на них различными кислотами, щелочами или
солевыми растворами, см.прил.ГТ") с сохранением освобождаемого
при этом металлического золота в нерастворимом остатке, откуда оно
105
затем может быть легко извлечено метолом шинирования. Если такого
рода подготовка упорного золоторудного сырья к цианированию со-'
провождается значительной убылью массы материала, то она может
рассматриваться нс только как способ вскрытия тонковкрапленпого
золотя, но и как один из методов химического обогащения руд. теоре-
тические основы которого изложены в известной монографии
А.С.Черняка [120].
Определенное практическое значение могут иметь и такие варианты,
когда гидрометаллургическое вскрытие золотосодержащих минералов
сопровождается одновременным растворением золота. В качестве кол-
лективных растворителей золота и ассоциирующих его минералов в
определенных условиях могут выступать щелочные цианиды, кислые
растворы гномочевины, растворы солей трехвалентного железа, хлор,
царская водка н некоторые другие.
“Технологичность" методов химического вскрытия дисперсного зо-
лота и серебра зависит от многих факторов, главными из которых яв-
ляются:
доступность и стоимость реагентов, используемых в качестве рас-
творителей минералов, выполняющих роль физических депрессоров
благородных металлов;
химическая агрессивность реагентов, определяющая выбор соответ-
ствующих конструкционных материалов для изготовления гидрометал-
лургического оборудования;
возможность регенерации реагентов с попутным извлечением из
растворов других ценных компонентов;
наличие достаточно эффективной системы нейтрализации сбросных
технологических растворов.
Исходя нз этих позиций, в данной главе рассмотрены некоторые ва-
рианты гидрометаллургической переработки упорных золото- н ссре-
бросодержащнх рул (концентратов), которые предусматривают пред-
варительное химическое вскрытие благородных металлов кислыми,
щелочными или солеными растворами. В число указанных вариантов
прежде всего включены те нэ них, которые в той или иной степени уже
применяются в промышленной практике или, по крайней мере, прошли
стадию крупномасштабных испытаний и подготовлены к промышлен-
ному внедрению.
6.1. Кпслотио-кислороднос выщелачивание (ККВ)
золотосодержащих сульфидов
Единственным растворителем п и р и т а в обычных условиях (т.е.
прн нормальной температуре и атмосферном давлении) является азот-
ная кислота, разлагающая FeSj по реакции
FeS2+4HNO3=Fe(NO3)j+2S+NO<r>+2H2O.
106
При соблюдении определенных условий (подогрев, использование
дополнительных окислителей и т.д.) процесс растворения пирита в
азотной кислоте может протекать с частичным окислением сульфидной
серы до сульфатов и серной кислоты:
2FeSz+10HNOj=FeXSO4)j+H2SO4+1ONO+4H’О.
Аналогично происходит растворение в азотной кислоте и других
сульфидов, образующих в данных условиях водорастворимые соли:
нитраты, сульфаты и др.
Таким образом, азотная кислота может рассматриваться как кол-
лективный растворитель сульфидных минералов и, следовательно, мо-
жет быть использована для полного вскрытия золота, ассоциированно-
го с указанными минералами.
Образующийся по приведенным выше реакциям оксид азота, благо-
даря своей низкой растворимости, переходит в основном в газовую
фазу н в присутствии воздуха или кислорода подвергается окислению
до диоксида NOi. Последний обладает значительно более высокой рас-
воримостью в воде и водных растворах. Это создает благоприятные
предпосылки для регенерации азотной кислоты (ЗЬЮзщ+НгО------►
----► 2HNOj+NO<r>). которая может быть возвращена в технологический
процесс на выщелачивание сульфидов.
Указанные закономерности положены в основу процесса ККВ, ко
торый может быть осуществлен в виде следующих вариантов [121-123]:
I. Н и т р о к с (NITROX) - процесс, особенностью которого являет-
ся выщелачивание сульфидов азотной кислотой в присутствии воздуха
при атмосферном дпвпенни н нагревании пульпы ди 80-90 °C а течение
1-2 ч. Данный вариант обеспечивает полное окисление железа, мышья
ка, сульфидной cqibi и цветных металлов (включая серебро), присут-
ствующих в исходном сырье. Достоинством процесса является безавто-
клавный режим. Кроме того, связывание газообразного NO кислоро-
дом воздуха в зоне реакции позволяет избегать газовых выбросов нз
аппаратов, где протекает процесс ККВ. Недостатком данного варианта
следует считать образование значительного количества элементарной
серы, отрицательно сказывающейся на последующем извлечеюш золота
нз остатков ККВ методом цианирования. С целью устранения отрица-
тельного влияния серы рекомендуется подвергать золотосодержащие
остатки ККВ горячей известковой обработке или обжигу.
В патенте [124] рассмотрен вариант, в котором процесс азотнокис-
ло! и окисления ведут при барботировании воздуха через пульпу, в ре-
зультате чего частицы элементарной серы н захваченное ими золото
флотируются и в виде пены удаляются с поверхности пульпы. Получен-
ный концентрат, в который переходит до 80 % золота, перерабатывает-
ся во вращающейся печи с кислородным дутьем. По другому Варна игл
серу нз KOHiicHipaia удаляют вытапливанием.
107
2. А р с е и о (ARSENO) -процесс, предполагающий использова-
ние в качестве растворителя сульфидов не взогной, а азотистой кисло-
ты - HNO:, которая, по мпешпо разработчиков данного варианта [123],
обеспечивает более высокую кинетику выщелачивания, чем HNOj. Хи-
мизм процесса определяется равновесиями реакций
2NOKD+HJO HNOi+HNOj,
3HNOj «=* HNOj+2NO(r> +H2O.
Поддерживая относительно высокое парциальное давление NO,
равновесие последней реакции сдвигают влево. Другим отличием этого
варианта от нитрокс-процесса является использование кислорода прн
умеренном избыточном давлении (околи 5 кПа). Температура пульпы
прн этом сохраняется на уровне 80-90 °C.
Совокупность указанных режимных условий обеспечивает весьма
высокую скорость окисления сульфидов (продолжительность выщела-
чивания 15 мни), в результате чего процессы осаждения примесей нз
растворов не успевают развнзься в заметной степени и все железо,
сульфатная сера и мышьяк остаются в растворе. Это в свою очередь
позволяет достичь высокой степени концентрирования золота в не-
больших по выходу остатках ККВ, что является существенным положи-
тельным фактором прн последующей гидрометаллургической обработ-
ке указанных продуктов.
Как и в предыдущем варианте, процесс окисления сульфидов сопро-
вождается выделением элементарной cqibi, и все проблемы, связанные с
ее нейтрализацией, сохраняются в полной мере.
Принципиальная схема арсено-процесса представлена на рис.6.1.
Одной из разновидностей данной технологии является разработан-
ный фирмой “NMS Technology” процесс одновременного окисления
сульфидов азотной кислотой и выщелачивания золота солевыми рас-
творами. Совмещенный процесс окисления-выщелачивания проводится
в трубчатом реакторе [125].
3. Р с д о к с (REDOX) - процесс, представляющий собой высокотем-
пературный вариант арсено-процесса.
Если первые два описанных выше способа ККВ разрабатывались в
качестве альтернативы ив i оклавным методам Окисления сульфидов, то
редокс-процесс является одним нз вариантов автоклавного процесса,
выщелачивание сульфидных минералов в котором производится с учас-
тием оксидов азота прн температуре 180 °C и выше. В этих условиях
удается избежать неприятных последствий, связанных с образованием
элементарной cqibi. Для выделения из растворов мышьяка (в виде арсе-
ната железа) и сульфитной серы (гипс) в реактор для выщелачивания
рекомендуется вводить известняк.
108
Концентрат
Пульповые емкости
Деазотирование
^Отделение газа^
П ульпа Окащ азота NO
Раствор Твердый осадок
Нейтрализация
в отвал
| Окисление]
Разделение фаз
Твердый остаток Раствор
Воля-------1 I 4_____
Отмывка водорастворимых
примесей
Золотосодержащий
остаток ККВ
I
на извлечение
золота
-----1
Промывные
растворы
Рнс.6.1. Принципиальная схема кислотно-кпелородного выщелачивания
сульфидных золотосодержащих концентратов (арсено-процесс)
Процесс ККВ испытан за рубежом на большом количестве золото-
содержащих руд и рудных концентратов Северной Америки, Австра-
лии. Китая. Результаты испытаний и выполненные на их основе технн
ко-экономнческие расчеты указывают на определенную перспектив-
ность процесса.
Технологические возможности ККВ могут быть проиллюстрированы ре-
зультатами исследований, выполненных в институте "Иргиредмет" [126] на трех
разновидностях сульфидных золотосодержащих концентратов (табл.6.1 и 6.2).
Лабораторными экспериментами показана возможность гидрометаллурги-
ческого окисления сульфидов азотной кислотой (с пропусканием кислорода) в
отноаггельно мягких условиях: температура 40-80 °C. концентрация HNO? 20-
100 г/л; продолжительность выщелачивания 2-6 ч. Расход кислорода близок к
стехиометрическому количеству, необходимому для окисления сульфидов: при
109
этом подача кислорода осуществляется таким образом, чтобы обеспечить в
реакторе разряжение 50-100 Па.
Таблица 6.1
Результаты кислотно-кислородного выщелачивания концентратов
Тип концентрата Сое Fe гав koi S «центр As >ата. Си 1-13ВЛ1 Fe As । рас- Си Выход твер- дого остатка,%
Пиритный 33,0 40,4 0.3 0.4 60.2 80,3 85,0 65.4 .
Нирит-арсено- пиритовыЛ 28.1 26.5 3.5 0,0 80,1 96,3 61.0
Пирит-халькл- пиритовый 10,2 9.1 0.0 1.3 85.9 89,3 76,0
Из табл.6.1 видно, что процесс ККВ позволяет перевести в раствор основ-
ную массу железа, мышьяка н меди.
Извлечение золота и серебра при цианировании остатков ККВ (после пред-
варительной обработки известковыми или швестково-содовыми растворами)
составляет соответственно 93,6-94,8 и 86,4-90.4 % (табл.6.2). При этом эффект
от применения щелочноЛ обработки составил 2-6 % дополнительно извлеченно-
го золота и 10-20 % серебра.
По результатам лабораторных исследований определена рациональная схе-
ма гидрометаллургической персрабагкн концсквраюв (рис.6.2), киюраи испы-
тана в полупромышленных масштабах на опытнлЛ фабрике Иргиредмета
Таблица 6.2
Результаты цианирования исходных концентратов и продуктов
кислотно-кислородного вскрытия
Тип концентрата Содержание в ис- ходном концентрате, г/т Мзвлече! из 1ICX копцб! line в циан одних гтратов шетый раствор. % из остатков ККВ
Аи Ag Аи Ag Аи Ar
Пиритный 31.0 18.0 73.6 48.7 94,8 86,4
Пирит-арсено- пиритовыЛ 53,3 43,0 84.1 37.7 93,6 89,3
Пирпт-хапыгл- пиритовый 76.3 42,0 88.3 50.5 94.5 90.4
110
Исходный материал
Известковая nvntna
ll—
Цианирование
^Фильтрация
Кек Раствор
Цпанпрорацне Осаждение
благородных
фильтрация металлов
Раствор Кек
I г
В хвостохраиилише
Рис.6.2. Схема гидрометаллургической переработки сульфидных
концентратов с использованием процесса ККВ
Концентраты выщелачивали на установке непрерывного действия. состоя-
щей ш 4-х титановых реакторов вместимостью по 10 дм1. Производительность
установки 10-15 кг/ч. Всего переработано 700 кг концентрата. Полученную
пульпу подвергали сгущению и фильтрации. В оборок для распульповки ис-
ходного материала использовали 60-70 % раствора Остальную часть раствора,
а также промывочные растворы нейтрализовали известковой суспензией и
сбрасывали в хвостохраиплище. Общий расход реагентов иа I т концентрата
составил, кг: 160 HNOj, ISO CaO; 60 NajCOj. 500 м1 Ог- Известково-содовую
обработку проводили в периодическом режиме при температуре 70-80 °C.
Ж:Т=2:1. продолжительность 3 ч. Расход карбоната натрия и оката кальция по
дайной операции составил соответственно 60 и 30 кг иа I т концентрата.
Цианирование кеков известково-содовой обработки проводили в 2 стадии
(по 24 ч каждая) при концентрации цианистого натрия 2 г/л. Расход цианида
составил 4.6 кг иа I т концентрата.
Извлечение золота и серебра в цианистый раствор составило 92,0 и 73, 6 %,
остаточное содержание в кеках цианирования - 5,1 и 11,3 г/т соответственно.
Примером промышленного использования технологии ККВ является
фабрика Синода (Канада), перерабатывающая кварцевые руды с рассе-
янными в кварце золотосодержащими сульфидами железа. Производи-
тельность фабрики 6000 т руды в сутки. Содержание золота в исходном
2,5 г/т. Измельченная до крупности 60 % класса минус 0,08 мм руда
подвергается окислению азотной кислотой при температуре 85 °C в
течение 2 ч. Степень окисления сульфидов достигает 95 %. Окисленная
пульпа после нейтрализации известью направляется на цианирование
пп методу "”С1Р”. Извлечение золота составляет 92 %. Выделяемый в
процессе окисления сульфидов оксид азота поступает в цикл регенера-
ции азотной кислоты. Более подробно информация о работе предприя-
тия представлена в главе 17.
Вариант высокотемпературного азотнокислого выщелачивания
(редокс-процесс) с последующим цианированием остатков испытан за
рубежом применительно к мышьяковистым лежалым отвалам от обра-
ботки золотосодержащих руд месторождения Сноу Лзйк (Манитоба,
США). С 1949 по 1958 гт. накоплено около 300 тыс.т таких отвалов,
содержащих 11,9 г/т золпта, 25,1 % железа. 23,0 % мышьяка, 14,6 % се-
ры. Основными минеральными компоне1гтами являются арсенопирит
(47,1 %) и пирротин (11,8 %). Золото находится в упорной форме и свя-
зано с арсенопиритом. Для сю вскрытия разработай процесс ввтоклав-
ного окисления с использованием следующего режима: температура
190-210 ®С; давление 1.6-2.3 МПа; рН<1; ch=650-700 мВ; плотность
пульпы 10-20 %; концентрация HNOj 60-230 г/л. При цианировании
продуктов автоклавной обработки достигнуто извлечение золота на
уровне 97-98 %, что на 75 % выше, чем при прямом цианировании.
Осаждение золота из растворов рекомендуется производить сорбцией
на активированный уголь. Общее извлечение золота по рекомендуемой
технологии составляет 91,5 %. Технология апробирована в полупро-
112
мышлснных масштабах. При производительности завода 350 т отвалов
в сутки капиталовложения оценены в 6,5 мли.долл., а эксплуатацион-
ные затраты - 3990 долл, на I кг золота [127]-
В [128, 129] описаны результаты промышленных испытаний редокс-
процесса на золото-мышьяковых концентратах, выделенных нз руд
месторождения Бакырчик (Казахстан). Испытания проводились на пи-
лотной установке производительностью 15 кг/ч в течение 3-х месяцев,
при температуре выщелачивания 200 °C. Извлечение золотя из продук-
тов азотнокислого окисления осуществлялось цианированием по мето-
ду "С1Р". При оценке результатов испытаний в качестве положитель-
ных моментов рсдокс-процесса отмечаются небольшая продолжитель-
ность окисления (около 10 мин) и образование химически устойчивой
модификации мышьяка - арсената железа. Отмечено также, что присут-
ствующий в исходных концентратах сорбционноактивный углерод
оказывает отрицательное влияние на процесс цианирования, суще-
ственно снижая извлечение золота. В этой связи рекомендован усовер-
шенствованный режим флотационного обогащения руды, позволяю-
щий удалить основную массу углерода в хвосты. С этой же целью полу-
ченный золото-мышьяковый концентрат предложено подвергать до-
полнительной гравитационной перечистке на концентрационных сто-
лпх и уже перечищенный концентрат направлять на а ютнокнелую об-
работку. Благодаря этому достигнуто высокое извлечение золота в
гидрометаллургическом цикле (96 %). Однако повышенные потерн ме-
талла в процессе гравитационно-флотационного обогащения руды (в
юм числе с углеродсодержащими промпродуктами) не позволяют одно-
значно рекомендовать данную технологию к промышленной реализа-
ции.
Факт образования (при осуществле!.... рсдокс-процесса на пирит-
крсенопиритовых рудах и концентратах) прочных в химическом отношен.
поэтому менее токсичных модификаций мышьяка подтверждается многими
исследованиями. На этой основе разработан способ перевода весьма токсично-
го трпоксида мышьяка в скородит FcAsO«-2IIjO [130]. Пульпу, содержащую
0.25М AS2O3. 0.5М Fe(NOj)i и 2.5М HNCh. обрабатывают в автоклаве при тем-
пературе 130-160 °C. Минимальное значение температуры соответствует мо-
менту образования летучего NO. При максимальной температуре (160 °C) дав-
ление паров в автоклаве достигает 1200 кПа. Общая продолж|ггельностъ про-
цесса 4 ч. Проверка растворимости полученного осадка в HNOj (при рН=4)
показала, что за 4 ч обработки концентрация As а растворе составила 1.6 мг/л.
В работе [131] описан способ азотнокислой обработки богатых Ag-
As флото- и гравноконцентратов (содержание серебра от 0,8 до 31,5
кг/т), в которых в качестве попутных полезных компонентов присут-
ствуют висмут, никель, кобальт, медь и цинк. Смесь концентратов ре-
комендуется подвергать выщелачиванто раствором HNOj (расход кис-
лоты 124 % от массы концентрата) при температуре 125 °C, давлении
113
кислорода I МПа; Ж:Т=6:1, в течение 30 мин. При этом в раствор пе-
реходит 95-99 % присутствующих металлов, включая мышьяк и железо.
Из получаемых растворов последовательно осаждаются: серебро в виде
хлорида (введением NaCl); оксихлорид-гидроксид висмута; железисто-
мышьяковый осадок (нейтрализация раствора аммиаком соответствен-
но: до pl 1=0,4-0,8 и 0,8-1,8) и смесь сульфидов никеля, кобальта, мели и
цинка (обработка раствора сульфатом аммония при рН=5-7). Путем
прокаливания AgCl с содой при 600 °C получали порошок металличе-
ского серебра высокой чистоты. Переработку остальных твердых про-
дуктов рекомендовано производить стандартными методами, также с
получением чистых металлов. Получаемый после отделения шлама
азотнокислый раствор предложено использовать в качестве удобрения.
Степень извлечения серебра и других металлов при химико-
металлургической переработке осадков достигает 99 %.
6.2. Автоклавное окислите сульфидных руд и конциааратов
В последнее время все бблыпее значение в химической технологии и
гидрометаллургии цветных металлов приобретают процессы, ааро а с-
каюшис в условиях повышенных давлсний-н температур.
В применении к золотосодержащему сырью иаггересны 2 возможных
варианта такого рода технологии:
I. Автоклавное вскрытие (окисление) сульфатов с сохранением зо-
лота и серебра в нерастворимом остатке, нз которых нх можно извлечь
цианированием или другими гидрометаллургическими методами.
2. Автоклавное (например, кислородно-аммиачное) выщелачивание,
в котором процесс вскрытия золотосодержащих сульфатов совмещен во
времени и аппаратуре с процессом растворсшая золота.
Сущность автоклавного способа заключается в том, что водная
пульпа, содержащая сульфиды, в частности, пирит, нагревается в авто-
клаве до TeMnqaaTypbi 120-200 “С в атмосфере воздуха аиш кислорода
при давлении, превосходящем упругость пара раствора. Пирит при
этом окисляется по реакциям:
2FeS2+7Oz+2I kO=2FcSO«+2H:SO.i.
2FeSOj+,/2O’+HjSO4=Fej(SO4),+H?O
2FeS2+7'/:O2+H:O=Fei(SO4)j+H2SO4
Образующийся сульфат трехвалентного железа подвязгается гидро-
лизу:
Fe:(SO4)3+(3+ii)H2O=FeiOjnH2O+3H2SO4;
Fe2(SO4)3+(2+2n)H2O=2[Fe(OH)SO4-n Н :О]+Н :SO4
114
Прн повышении температуры пульпы (до 130 °C и выше) гидроксид
железа РезОз-пНЮ и основной сульфат Fe(OH)SO.i-nH’O разлагаются с
образованием гематита FejOj. Очень часто железистые осадки пред-
ставляют собой смесь основного сульфата и оксида железа.
Главными факторами, определяющими скорость и степень окисле-
ния пирита в автоклаве, являются температура и парциальное давление
кислорода.
По И.Н.Мослешщкому [132], практически полное окисление пирита
и превращение его в оксид железа при 140 °C и парциальном давлении
кислорода 2000 кПа может быть осуществлено за 2 ч. По Грею, опти-
мальными условиями автоклавного окисления пирита являются темпе-
ратура 200 °C н давление кислорода 3200 кПа, обеспечивающие еще
более высокую скорость взаимодействия пирита с кислородом.
Веде1П№ процесса прн температурах, превышающих 120 °C, неиз-
бежно связано с расплавлением элементарной серы, некоторое количе-
ство которой выделяется при разложении пирита. Расплавленная сера
покрывает поверхность окисляющихся зерен сульфида, препятствуя их
дальнейшему взаимодействию с кислородом. В результате этого
несколько снижается общая степень окисления пирита, а следователь
но, н степень вскрытия золота, связанного с сульфидами. Кроме того,
наличие серы в твердом остатке вызывает прн последующей гидроме-
таллургическоп обработке повышенный расход цианида на образова-
ние соответствующих роданистых соединений. Поэтому продукты, по-
ступающие ня цианирование, рекомендуется (как и в случае ККВ) под-
вергать предварительной обработке щелочами с целью перевода эле-
ментарной серы в форму водорастворимых сульфидов натрия или
кальция. Наиболее удобна в этом отношении известь, являющаяся бо-
лее дешевым реагентом по сравнению с другими едкими щелочами.
Как уже было отмечено вьппе (на примере редокс-процесся), воз-
можно создание условий автоклавного окисления пирита, при которых
вероятность образования элементарной серы может быть сведена до
минимума. Эю досгигасгся, в основном, за счет использования повы-
шенных температур (более 180-200 ®С), что считается более экономич-
ным. чем проведение щелочной обработки остатков автоклавного
окисления nqjen цианированием.
Окисление арсенопирита в условиях автоклавного процесса
происходит по следующей основной реакции:
2FeAsS+6l6O>+3HJO=2H3AsO<+2FcSO.1.
Значительная часть мышьяка при этом переходит в раствор в виде
мышьяковой кислоты; некоторое количество мышьяка образует нера-
створимый FeAsOj. Вследствие гидролиза сульфатов железа выпадаю-
щий в осадок гидроксид РезОз-пН:О адсорбирует на своей поверхности
115
почти весь растворимый мышьяк, который в процессе автоклавного
выщелачивания практически полностью остается в нерастворимом
остатке. Для удаления мышьяка перед цианированием твкже требуется
предварительная щелочная обработка.
Полное окисление пирротина в водных растворах достигается
при температуре 110-115 °C и парциальном давлении кислорода поряд-
ка нескольких сот кПа. Основная реакция окисления пирротина:
4FeS+3O: —► 2Fe:Oj+4S". Данная реакция положена в основу способа
[133] получения элементарной серы, предложенного Даунсом н Брюсом.
Этими же авторами отмечается, что эолото и серебро в процессе авто-
клавной обработки пирротинсодержащего сырья полностью остаются в
оксиде железа, откуда они могут быть извлечены цианированием на
99 %. Однако расходы цианида н извести при этом довольно высокие.
Концентрирование и сохранение золота в остатках кислого авто-
клавного выщелачивания характерно н для других сульфидов железа:
пирита и аресенопирнта. Однако, как отмечается в [134] и некоторых
других публикациях, часть присутствующего в пиритных концентратах
золота(до 5-6 0 о от исходного) может переходить в растворы автоклав-
ного выщелачивания, что предъявляет дополнительные требования к
условиям проведения даннот о процесса и вызывает необходимость ор-
ганизации тщательного контроля состава жилкой фазы на содержание
благородных металлов.
Что касается формы нахождения золота в твердых остатках, то, по
мнению большинства исследователей, она является достаточно благо-
приятной для последующего извлечения золота цианидами или другими
растворителями, в том числе тиокярбямидом.
В табл.6.3, приведены результаты опытов, проведенных И.Н.МаслеНпцкнм
[13?] по автоклавному окислению и цианированию некоторых золотосодержа-
щих концентратов отечественного производства. Перед цианированием остат-
ки автоклавного окисления (выход около 30 % от исходного) подвергались
дополнительной известковой обработке с целью удаления дисперсной серы.
С учетом относительно невысокого содержания золота в исходном сырье,
полученные показатели извлечения следует считать вполне удоалетнорптель-
ными.
В отличие от золота, серебро а условиях кислотного автоклавного
выщелачнания, как правило, трансформируется из одной упорной фор-
мы в другую. Оно достаточно полно высвобождается из сульфидных
минералов, однако затем большая часть серебра аккумулируется ярозн-
говымп соединениями, осаждающимися из растворов в процессе окис-
зения под нянчением. и становится упорной для цианирования.
116
Таблица 6 3
Результаты опытов но цианированию золотосодержащих
сульфидных концентратов после автоклавного окисления
Показатели Концентрат
А Б В
Содержание в концентрате, %: железа 43,4 45,0 44,1
серы 38,3 36,8 37,4
мышьяка 0.8 1,7 0,9
Содержание золота, г/г: в концентрате 43,0 6,2 24,0
в хвостах цианирования в рас- чете на исходный концентрат 2.0-3.5 0,5 1.0 1,5
Извлечение золота в раствор, % 92,0-95,3 92,0 93.5-96,0
Примечание. Расход NaCN на обработку концентратов 3-4 кг/т
Известно [135], что серебро, включенное в ярозитно-беданттггную
фвзу, может быть вскрыто разложением последней известью или каус-
тической содой. В этой связи рекомендовано [136] при автоклавной
переработке серебросодержащих руд и коице1пратов использовать
операцию горячего известкования, что в конечном итоге приводит к
существенному улучшению показателей извлечения серебра при циани-
ровании (табл.6.4).
Таблица 6 4
Извлечение серебра из концентратов, подвергнутых автоклавному
выщелачиванию (месторождение Порггра. Пanyа-Новая Гвинея)
Концен- траты Содержание в исход, ном сырье Извлечение серебра при цианировании. %
Исход- ное Остаток автоклав- ного выще- лачивания Продукт автоклав- ного выщелачива- ния после щелоч- ной обработки
Мышь- Сера. Сереб- ро, г/г
1 8,79 22,6 51,3 46 8 82
2 0.22 32,4 149 54 9 99
3 3.07 44.3 126 64 менее 5 98
4 4.64 16.5 19,5 н/о менее 5 91
0,10 7,8 41,5 26 менее 5 89
6 Mei ice 0.1 4.8 25.5 61 мснсс 5 90
Однако рекомендуемый для этой цели "жесткий” режим известковой
обработки (температура 90 “С, продолжительность 2 ч, расход СаО до
100 кг на I т концентрата), как считают некоторые специалисты [137],
ставит под сомнение экономичность данного технологического приема.
Кроме того, при этом возникает проблема “дестабилизации" осадков
арсенатов железа, что нежелательно по экологическим соображениям.
В качестве альтернативы предлагается вариант [138], в соответствии
с которым в окислительную систему вводится иод Ii, способствующий
переводу серебра в легкорастворнмый в NaCN иодил Agl.
Некоторые недостатки автоклавного окисления сульфидов
(образование элементарной серы, “окклюзия” серебра ярознтами и др.)
могут быть устранены прн осуществлении процесса в щелочных рас-
творах (например, в растворах NaOH). Химизм щелочного автоклавное
го окисления описывается следующими основными реакциями:
2FcS2+8NaOH+7l/iOj=2Fe(OH)3+4NajSO4+HjO;
2FcSI+2NaOH+7,/jOi+2HjO=FejOJ+NajSO«+3H2SO..;
2FcSj+2NaOH+3Oj=FejO3+Na2SO<+3S°+ Н2О;
2FcAsS+8NaOH+7O2=2Nn2HAsO4+2Na2SO,+Fe2Oj+3H2O;
2FcAsS+l0NaOH+7O1=2NaJAsO..+2Na2SO.,+Fe2OJ+5H1O и тщ.
Исследованиями Р.Картера, К.Кэмнса, И.Стенхау«а, В. М. Арм-
стронга (1952 г.); Ф.А.Форварда, Т.Х.Уорреиа (I960 г.); ИЛЧ.Плаксина,
А.И.Синельниковой (1970 г.) и других авторов установлено, что кеки
щелочного разложения золотосодержащих сульфидов - благоприятный
материал для цианирования, вследствие достижения полного вскрытия
металла, разрушения пленок на золотинах, разложения цианидов, а
также полного перевода мышьяка в раствор в виде арсената натрия
NajAsOd. Таким образом, данный процесс можно рассматривать как
гидрометаллургическую селекцию золота и мышьяка в коллективных
мышьяковопирнтных концентратах. Полученный раствор арсената
натрия можно нспользова 1ъ дня извлечения мышьяка в товарную про-
дуктов, например, арсенат кальция, с одновременной регенерацией
щелочи:
2NaJAsO*+3Ca(OH)2=Cai(AsO<)1+6NaOH
Отрицательный момент щелочного автоклавного выщелачивания -
весьма высокий расход NaOII, значительная часть которого связывает
ся в прочный сульфат NasSOdH не регенерируется простыми способами.
Из анализа приведенных выше реакций щелочного разложения FeS:
вытекает, что минимальный (теоретически необходимый) расход
NaOH, в случае образования в качестве основного продукте оксида
Fc;Oj, составляет около 330 кг на 1 т пирита. Расход щелочи на вза-
имодействие с FeAsS и FeS значительно превышает эту величину.
С целью повышения экономичности щелочного автоклавного выще-
лачивания, патагтом [139] предложено вместо NaOH использовать
КОН, с последующей утилизацией отходов ндромсталлургичсского
118
процесса путем получения из них калийного удобрения (в виде сульфа-
та калия).
Одной из разновидностей автоклавно-щелочного процесса является
аммиачное выщелачивание. Эксперименты, проведенные в инсти-
туте “Гинцпетмет” С.И.Соболем с сотрудникам»! [140] по обработке
данным способом двух разновидностей упорных золотосодержащих
концентратов (1-й концентрат: Fe - 26,3; S - 25,2; As - 5,9; SiOj - 21,3 %;
цианистонерастворимое золото - 7,6 г/т; 2-й концентрат: Fe - 7,8; S - 1,3;
As - 0,3 %; золото - 93,7 г/т), показали возможность извлечения золота в
растворы соответственно на 86,1 н 97,7 % при содержании металла в
твердых остатках 1.2 и 2,3 г/т.
Работами Соболя и других авторов установлено, что в избытке ам-
миака (50-75 г/л) простые сульфиды тяжелых металлов дают раствори-
мые (сульфаты) или нерастворимые (гидразы оксидов) соединения.
Сложные сульфиды (арсенопирит, халькопирит), окисляясь кислоро-
дом, распадаются на составные части, одни из которых растворяются в
аммиаке (медь, никель), а другие образуют нерастворимые соединения
(железо).
Мышьяк нс образует комплексных соединений с аммиаком и перехо-
дит в раствор в форме аннона AsoJ" , который под влиянием кислорода
и повышенной темпчзатуры переходит в Aso’". Эти анионы мышьяка
связываются в труднорастворимые в аммиачных растворах соединения
типа NH-iMgAsO-i или NlbCaAsO-», что позволяет очистить растворы (и
содержащееся в них золото) от мышьяка.
Растворение золота в аммиачном процессе связано с присутствием в
растворах тиосульфатов (S2Oj* ) и гидросульфидов (SH‘):
2Au+4SjOj’ +Н2О+'/гО1=2Аи(52Оз)2 +2ОН’
2Au+2SH~ +'/2O2=2AuS’ +Н2О.
Последние образуются в щелочной среде в результате гидролиза
растворимой сульфидной серы: S2‘ +H2O=SH‘+OH‘.
Основными условиями извлечения золота в аммиачные растворы
являются:
- полное окисление сульфидной серы в сульфатную;
- перевод железа, сурьмы, мышьяка, селена, теллура и других компо-
нентов в соединения высшей валентности;.
- поддержание температуры пульпы в пределах 1UU-190 °C.
При соблюдении указанных условий процесс аммначно-авто-
клавного окисления и выщелачивания золота может быть осуществлен
в одну стадию с хорошими показателями извлечения металла, незави-
симо от того, в какой форме золото представлено в концентратах
(свободное или связанное) н независимо от хараюера самих концент-
119
ратов. Однако в некоторых случаях (в частности, прн обработке бога-
тых концентратов) может потребоваться н лвухстялияльное выщелачи-
вание для получения хвостов, отвальных по содержанию золота.
В качестве осноаного метода осаждения золота и серебра из амми-
ачных растворов, имеющих сложный химический состав, рекомендуется
сорбция благородных металлов ня активированный уголь.
Отмечается, что наибольший эффект автоклавно-аммиачный про-
цесс может дать при комплексной переработке медно-золотых концент-
ратов, обычные мс1 оды извлечения золота из которых не обеспечивают
удовлетворительных результатов.
Аммонийное выщелачивание благородных металлов в автоклавном
режиме рекомендуется и для некоторых категорий неупорных руд
и других материалов, содержащих золото и серебро преимущественно в
самородной форме [141].
Одной из разновидностей автоклавного выщелачивания золота нз
упорных пнрит-арсснопнрнтовых руд и концентратов является про-
цесс “К э ш м е н" (Caschman), основанный на окнеленин сульфидов
в присутствии хлорида кальция при температуре около 130 °C:
2FeS2+7'/jO’+H’O+4CaCl’ —» 2FcClj+4CaSO4+2HCl,
FeAsS+SVjOj+H’O+CaClz —► FeAsO.i+CaSO4+2HCl.
Вскрываемое нз сульфидов золото растворяется в образующихся
кпоридных растворах, из которых оно может быть извлечено цемента-
цией на медном порошке. Данный процесс в настоящее время прораба-
тывается корпорацией C.S.S. Management Corporation в Баринге
(США), а также горнорудным управлением США.
Вариант автоклавного хлорпдного выщелачивания золота из упорных мы-
шьяксодержащих концентратов рассмотрен также в работе [137]. Объектом
лабораторных исследований явились 2 концентрата: канадский, содержа-
щий (%) Fe - 24.8; S - 18.3: As - 9.8: углерода - 0,8: золота 307 и серебра 43 r/i;
и г р е ч е с к и и (Fe - 39.6; S - 42,5: As - 9,6; С - 0,2 %: золото - 34.6 и серебро -
27 г/т). Выщелачивание концентратов проводилось в системе Oi-HiSO.-NaCI
при соблюдении следующих условий: температура 170-200 ”С; давление кисло-
рода 20 атм.: концентрация Н* ионоя 0.5-1.5 н; концентрация NaCI 1.5-3.5 н,
продолжительность обработки I -6 ч. При этом достигнуто извлечение золота 99
%. серебра - 98 %. Отмечено, что контролирующими факторами процесса яв-
ляются скорость разложения сульфидов и степень блокировки поверхности
частиц золота образующимися осадками, я частности, элементарной серой. С
целью ослабления влияния серы рекомендуется использовать добавки кремне-
зема
В [142], наряж с другими способами автоклавной перяхаботки
упорных золоз осидсржящнх руд н концс1ггратов, описан совмещенный
процесс яскрытия-выщелачнвппня золота г и и о х Л о р и т н ы М И
растворами. Эксперименты по выщепячиняцшо руды с дисперсным
120
золотом проводили в двухлитровых автоклавах, имеющих корпус из
нержавеющей стали и титановую футеровку. Условия выщелачивания:
температура 210 °C; давление 680 кПа; продолжительность 90 мин; рас-
ход гипохлорита натрия 120 кг иа 1 т руды. После окисления раствор
отделяли от твердой фазы пульпы, кек промывали 10 %-ным раствором
соляной кислоты. Извлечение золота в раствор составило 97 %. Пока-
зана возможность замены гипохлорита натрия смесью гипохлорит
кальция + HCl+NaCl с достижением близких показателей извлечения.
Переход Au в гипохлоритные растворы при окислении под давлением
происходит быстро и завершается в одну стадию, что делает ненужным
последующее цианирование.
В [143] в качестве перспективного рассмотрен Bapiiairr, в котором
процесс автоклавного вскрытия упорных пиритных руд сочетается с
последующим выщелачиванием золота и серебра из остатков бромны-
ми растворами (смесь Вп н NaBr). На примере 3-х типов руд определе-
ны оптимальные режимы бромного выщелачивания: температура 40 °C,
продолжительность 3 ч; плотность пульпы 100 г твердого на 1 л, обес-
печивающие извлечение золота в гидрометаллургическом цикле от 87
91 до 97 %. Первые цифры относятся к материалам, содержащим сереб-
ро, последняя - к чисто золеным рудам. Отмечено положительное влия-
ние активированного угля на процесс выщелачивания золота (повыше-
ние извлечения на 2-3 %), а также более низкий расход сорбента и более
высокая скорость сорбции золота прн бромном выщелачивании по
сравнению с цианированием.
При всем многообразии вариантов автоклавного вскрьгтня упорных
золиюсодержащих руд и концентратов в промышленных условиях пока
реализован только один, а именно: автоклавное окисление сульфидов
кислородом в волной среде. Основным разраби1чиком данной техноло-
гии, а также аппаратуры (автоклавов) лля ее осуществления является
канадская фирма “Шеррит Гордон”.
На рпс.6.3 приведена типичная технологическая схема процесса, разрабо-
танная компаниями “Метва" и “Шеррит Гордон' применительно к концентра-
там фабрики Ояжмяиас (Греция).
121
Концентрат
Измельчение
-----j, | $------Лнгносол
Предварительная
Охлаждающе
вода
Окисление под давлением
|--------------------1
Пульпа Водяной пар
Промывка методом
противоточной.
декантаинн
Промывные
NaCN
Крепкие
—I
Отмытая пульпа
Воздух----
Извести
Активированный уголь-----
| Известь
Цианирование метолом
"Уголь в пульпе*’
Известь
НеИтраш1зация |
Хвосто хранилище
Оборотная
вола
_______1
осты Насыщенный золотом
уголь
Десорбция золота, электролиз,
^плавка осадка, регенерация угля
| Металл Дорс| Отрсгснсрироваииый
уголь
Рнс.6.3. Технологическая схема переработки сульфидных золотосодержащие
концентратов с применением автоклавного выщелачивания
122
После окисления в автоклавах и перед тем, как поступить на цианирование
пульпа подвергается нескольким стадиям сгущения, промывки н нейтрализа-
ции Осадки, получаемые а процессе нейтрализации кислых промрастворов
направляются в хвостохранилище. Часть растворов, обогащенных кислотой
возвращается на стадию автоклавного окисления, либо - на стадию предвари-
тельной обработки концентратов (если в них содержатся карбонаты). В тел
случаях, когда в процессе автоклавного окисления не образуется значительны*
количеств элементарной серы, а процесс шламообразованпя при нейтрализации
пульпы протекает не очень активно, при обработке концентратов по представ-
ленной на рис.б.З схеме достпгас|ся очень высокое извлечение (более 95 %) при
относительно небольшой продолжительности цианирования.
В случае переработки концентратов с высоким содержанием серы (каковым
в частности, является концентрат Олжмыюс), часть окисленного твердого про-
дукта рекомендуется возвращать в технологический процесс на доокпеление. С
целью “рассеивания" жидкой элементарной серы и предотвращения захвата ек
золота, в пульпу, поступающую в автоклав, вводится лигносол.
В [144], а также в более поздних публикациях (см.главу 17) представ-
лена информация о работе 7 промышленных установок по переработке
упорных золотосодержащих руд и концентратов методом автоклавное
вскрытие - цианирование.
Фабрика Мак-Лафлин, принадлежащая компании "Хоумстейк”
(США), с 1985 г. осуществляет переработку нсобогащенных сульфид
ных золотосодержащих руд (2700 т в сутки, содержание Аи 4-6 г/г) по
схеме, включающей предварительную кислотную обрнботку. автоклав-
ное вскрытие сульфидов (температура 160-180 °C, давление 2200 кПа,
продолжительность 1,5 ч), промывку пульпы методом противоточной
декантации, нейтрализацию (известь) и цианирование по методу “С1Р”
В связи с отапситепьио низким содержанием серы в исходном сырье
пульпа перед поступлением в автоклав подогревается до температуры
90-120 °C в теплообменниках. Извлечение золота составляет 92-93 %.
Фабрика Гетчелл (США, штат Невада) с 1989 г. перерабатывает ру-
ду со средним содержанием золота 4,0 г/г, серы 3,5, мышьяка 2,3, кар-
бонатного углерода 1,6 % по автоклавио-цианистой технологии. Схема
переработки руды аналогична принятой на фабрике Мак Лафлин Ра-
бочая температура в автоклаве 210 °C, давление 3500 кПа. Проектная
производительность установки 3000 т руды в сутки. Извлечение золота
89 %.
Фабрика Мвркъюр (США, штат Невада) функционирует с 1988 г.
перерабатывает руду с содержанием золота 2-3 г/г. серы 0.R-1,7 % по
схеме: автоклавное окисление в щелочной среде - цианирование. Усло-
вия автоклавного выщелачивания: температура 225 °C, давление 3350
кПа, продолжительное!ь 70 мин. Щелочная среда создается в результа-
те нейтрализации образующейся H2SO4 присутствующими в руде кар-
бонатами (массовая доля карбонатов 20 %). Перед поступлением в яв-
123
токлав рула измельчается до крупности минус 75 мкм, пульпа сгущается
до 50 % твердого и подогревается в башенных нагревателях. Циани-
рование производится по методу “С1Р”. Извлечение золота составляет
83 % с перспективой увеличения до 90-91 %.
Фабрика Голдстрайк, как и Меркъюр, принадлежит корпорации
“Эмерике!। Бэррик”. Пушена в эксплуатацию в 1990 г. Производитель-
ность фабрики 1400-1500 т руды в сутки. Содержание золота в руде
5,4 г/т. Отличием руды от перерабатываемой на фабрике Меркыор яв-
ляется низкое содержание карбонатов (около 3 %). Поэтому выщелачи-
вание сульфидов (массовая доля 1,5-3,5 %) происходит в кислой среде.
Пульпа перед цианированием нейтрализуется известью. В остальном
технология аналогична принятой на Меркьюр. Извлечение золота со-
ставляет 89 %.
Золотодобывающее предприятие Санта Барбара (компания “Сан
Бенту Мииерасан”, Бразилия) вступило в строй в 1987 г. Автоклавному
окислению (температура 190 °C, давление 1600 кПа) подвергается золо-
то-мышьковый флотационный концентрат, содержащий 9,9 % мышья-
ка, 18,7 % серы, 34 % железо. Концентрат предварительно обрабаты-
вается кислотой с целью разложения карбонатов. После нейтрализации
(известкование) окисленная пульпа подвергается цианированию в при-
сутствии активированного угля. Производительность предприятия по
руде 660, по концентрату - 200 г в сутки. Извлечение золота из кон-
центрата 90-91 %.
На фабрике Кэннон (США) производительностью 1500-2000 т руды в
сутки пиритизированиая золотомц^зжащая руда с исходным содержа-
нием золота 8-10 г/т, после измельчения до крупности 95 ° о класса ми-
нус 0,074 мм, повергается флотационному обогащению. Концентрат
флотации планируется а 2 стадии с промежуточным автоклавным
окислением. Осажденне золота нз растворов производится цинковой
пылью. Общее извлечение золота в товарную продукшно фабрики со-
ставляет 92 %. Ьолее подробная характеристика перечисленных выше
предприятии дана в разделе “Фабричная практика переработки упор
пых руд золотя и серебра” (гл. 17).
В 1990 г. введено в строй золотодобывающее предприятие Поргера
(Папуа - Новая Гвинея) с плановой мощностью 28 т золота в год в те-
чение первых 6 лет эксплуатации. В 1991-1992 it. производи зсльиисть
фабр|п<п составила порядка I млн.т со средним содержанием золота в
руле 36 г/т. Переработка руды на фабрике производится методом фло-
тационного обогащения с извлечением золота в низкосортные пирит-
ные концентраты (coAqmanue серы в концентратах 9 ° о) па уровне 90-
95 %. Технологическая схема -переработки концентратов включает сле-
дующие основные onq>auH>i: окисление пирита в автоклавах кислоро-
дом при температуре 190 °C и да плен и 1800 кПа в течение 3 ч; отделе-
ние шлама от кислого раствора в сгустителях; цианирование шлама по
124
стандартной угольно-сорбционной технологии с получением в конеч-
ном итоге металлических слитков золота.
Применяемые на фабрике секционные горизонтальные автоклавы
характеризуются следующими параметрами: длина 27 м, внутренний
диаметр 3,6 м, рабочий объем 160 м\ Автоклавы изготовлены нз 25 мм
углеродистой стали и изнутри футерованы свинцом и огнеупорными
материалами. Каждый автоклав снабжен 7-10 мешалками из титана
мощностью по 110 кВт. Продолжительность пребывания пульпы в ав-
токлаве составляет 3 ч. При этом обеспечивается степень окисления
сульфидной серы до 95 % и более. Для снабжения автоклавов кислоро-
дом построена кислородная станция, потребляющая 46 тыс.м1 воздухе в
час.
За сентябрь-декабрь 1991 г. в автоклавах переработано ПО тыс.т
концентратов. Извлечение золота в металлургическом цикле составило
более 95 %.
В ноябре 1993 г. на предприятии закончен 4-й этап строительства с
увеличением мощности по переработке рулы до 9,4 тыс.т в сутки. Об-
щие запасы руд в горном отводе составляют 50,7 млн.т со средним со-
держанием золота 6,0 г/г, в том числе 5 млн.т с содержанием 15,2 г/т.
Плановая длительность экишувтации предприятия 17 лет (145-147].
Технология автоклавного выщелачивания сульфидных золотосо-
держащих руд и концентратов планируется к внедрению и на ряде дру-
гих предприятий.
Компания “Санта Фе Пасифнк Гоад" предполагала осуществить а 1997 г
ввод в эксплуатацию обогатительной фабрики по переработке сульфидных руд
на золотодобывающем предприятии Г«яя Крюсе (СП! А, штат Невада). Запасы
золота в сульфидных рудах в горном отводе предприятия оцениваются в
152.4 т. что составляет 57 % общих запасов. За счет ввода новой обогатитель-
ной фабрики планируется увеличить добычу золота на 3, I т а год с последую
щпм наращиванием добычи до 12.4 т в год. На фабрике создана металлургиче-
ская установка, в состав которой входят 2 автоклава производительностью по
3.6 тыс.т руды в сутки (2,7 млн.т а год). Эксплуатационные затраты на извлече-
ние I г золота из сульфидных руд оценены величиной 7.7 долл [148]
На руднике Лора Тра перерабатывается до 1.4 млн.т в год окисленных золо-
тых руд с исходным содержанием золота 3,1 г/т по технологии кучного цианис-
того выщелачивания. Извлечение металла при этом составляет 80-90 %. При
разработке рудного тела выявилось наличие значительных ресурсов упорных
пирит-арсенопиритовых руд с тонковкрапленым золотом, извлечение металла
из которых по традиционной технологии не превышает 20-40 %. Для таких руд
разработан и планируется к внедрению на фабрике процесс низкотемператур-
ного автоклавного выщелачивания с ожидаемой степенью окисления сульфид-
ной серы 50-75 %, что должно обеспечить приемлемые показатели извлечения
золота при цпан11|юва|111п [149].
125
Технология автоклавного выщелачивания н цианирования рассматривается
в качестве оптимальной для руд некоторых новых месторождений: Эскей Крик
(Канада) (150], Ппимок (Словакия) [151] и др.
В новых проектах учитываются возможности дальнейшего усовер-
шенствования автоклавного процесса, включая передел нейтрализации
кислой пульпы перед цианированием.
Так, в процессе опытно-промышленных испытаний технологии на
упомянутой выше фабрике Лоун Три [149] показана эффективность
двухстадиальной схемы щелочной нейтрализации разгрузки автоклава
с предварительной интенсивной аэрацией пульпы, что позволило уско-
рить процесс перехода Fe2* в Fe’* и получить стабильные Fe-As осадки,
пригодные для складирования в хвостохранилище. В результате аэра-
ции расход NaCN снизился на 1,0 кг/т. Проведенные усовершенствова-
ния обеспечили значительное снижение капитальных и эксплуатацион-
ных затрат.
Целесообразность продувки воздуха через пульпу автоклавного
выщелачивания при ее нейтрализации подтверждена в патенте [152]. В
этом же патенте отмечается важность правильной дозировки H2SO4,
расход которой должен быть не более 50 % от стехиометрически необ-
ходимого на разложение карбонатной составляющей руды.
В работе [153] представлены результаты исследовании и расчетов по
оптимизации процесса автоклавного выщелачивания рудных материа-
лов в мио! осгуиснчатых реакторах на основе математического модели-
рования. Показано, что для достижения стабильного автоклавного
режима необходимо поддерживать постоянство общего давления в си-
стеме (О2+Н2О), а не парциального давления Ог. Отмечается также, что
прн содержании серы в исходном сырье более 5,5 % целесообразно ис-
пользовать комбинацию из двух автоклавов: первый - 4-секцио1П1ЫЙ с
равным объемом секций, я второй - 5-секционный с удвоенным пйьемом
1-й камеры.
С целью удешевления автоклавов рекомендуется использовать кера-
мическую футероаку, преимуществами которой являются невысокая
стоимость, устойчивость к коррозии, истиранию 11 термоударам, хоро-
шие изоляционные свойства, а также надежность и долговечность. Ке-
рамическая футеровка может быть изготовлена в виде пластин и кир-
пичей нз углеродистых материалов, SiC, Zrth, глиноземистых и сили-
катных материалов [154].
В [155] проведено экономическое сопоставление вариантов авто-
клавного окисления исходных руд и флотационных концентратов. По-
казано, что по 2-му варианту капзатраты снижаются в 2 раза. Улучше-
ние экономических показателей процесса возможно при циркуляции
кислоты, используемой для предварительной обработки рудного сырья.
Так, например, повышение степени рециркуляции кислоты с 18 до 36 кг
126
на I т руды снижает сроки окупаемости процесса с 4,3 до 2,1 года, а для
переработки концентратов в сопоставимых условиях - с 2,3 до 1,4 пет
63. Сульфидно-щелочное выщелачивание
золотосодержащего антимонита
Для вскрытия золота, тонковкрапленного в антимоните н продук-
тах его окисления, может быть использован метод сульфидно-
щелочного (NajS, NaOH) выщелачивания, применяемый в про-
мышленности при гидрометаллургической переработке сурьмяных кон-
центратов [7, 120]. Метод основан на следующих химических реакциях
растворения сурьмяных минералов:
Sb2S3+3NaiS=2NajSbSj;
Sb2Oj+3Na2S=NajSbSj+NajSbOj;
SbjO3+6NaiS+3H2O=2NajSbS3+6NaOH;
SbiS3+6NaOH=Na3SbS}+Na3SbOj+3H2O.
Наиболее эффективно процесс протекает прн температурах 90-
100 °СГ близких к температуре кипения растворов. Предварительное
выщелачивание сурьмы позволяет сконцентрировать основную массу
благородных металлов (а также свинец, медь, железо) в нерастворимом
остатке, откуда золото н серебро могут быть извлечены методом цна
нирования. Сурьма, переходящая в сульфидно-щелочные растворы, в
случае необходимости может быть выделена в виде соответствующего
товарищ и продукта способами электрохимического или химического
осаждения, применяемыми в промышленной практике гидрометаллур-
гического производства сурьмы.
В процессе выщелачивания сурьмы растворами сернистого натрия
или едкими щелочами, в результате протекания вторичных реакций
окисления Na:S, возможно образование некоторого количества тио-
сульфата натрия Na’SiOj, который обладает определенной растворяю-
щей способностью по отношению к металлическому золоту. По данным
Т.К.Роуза, Стелефельда, И.Н.Масленицкого и др., растворение золота в
тиосульфатах щелочных металлов происходит в результате образова-
ния водорастворимого комплекса AmSiOj-SNaiSiOi-nHiO. Это позво-
ляет высказать предположение, что переход металлического золота в
раствор связан с протеканием реакции
2Au+4Na:S’O3+H2O+>/2Oj=Au2SiO3-3Na2S2Oj+2NaOH,
аналогичной реакции растворения золота в цианидах. Подобным же
образом происходит растворение в тиосульфатах металлического се-
ребра и ci и соединений [13, 156-159].
127
Доля золота, растворяющегося в процессе сульфидно-щелочного выщела-
чивания. в ряде случаев может составлять значительную величину. В качестве
примера в табл.6.5 приведены результаты промышленных экспериментов по
выщелачиванию коллективного золото-сурьмяного концентрата, проведенных
Иргиредметом на гидрометаллургической установке КадамджаЛского сурьмя-
ного комбината (Кыргызстан) [7]. Концентрат содержал 23.7 % сурьмы (в том
числе в форме SbjSj - 14.9; SbjOj - 1,9; SbiCh - 5,2 н SbzOs - 1,7 %) и 9,4 г/т золо-
та. Растворителями служили технический раствор сернистого натрия (160 г/л) и
оборотный электролит следующего состава (г/л): 104,6 NazS; 29,6 NaOII; 19,2
NazCOi; 21,4 Sb..Выщелачивание производилось в чанах-перемешнвателях с
паровым обогревом при температуре 95-100 *С. По окончании перемешивания
пульпа подверглась фильтрованию. Кек распульповывался горячим раствором
NazS и повторно фильтровался. Отфильтрованный остаток промывался на
фильтре горячей водой.
Таблица 6.5
Результаты промышленных экспериментов по выщелачиванию
сурьмы из коллективного золото-сурьмяного концентрата
Показатели Раствор NazS Оборотный электролит
Отношение Ж:Т в пульпе при выщелачива- нии Продолжительность выщелачивания, ч ному концентрату Содержание в кеках сурьмы. % Содержание в кеках золота, г/т Извлечение в растворы. % сурьмы золота 2 73 3.0 Н.2 90.7 13.0 5 68 4.6 10,8 86,8 22.0
Максимальное растворение золота происходит при использовании в
качестве растворителя оборотного электролита, содержащего значи-
тельно больше примесей (в том числе тиосульфата натрия), чем свежий
NazS. Чтобы предотвратить возможность растворения золота в цикле
сульфидно-щелочного выщелачивания, необходимо предпринять соот-
ветствующие меры: использовать для выщелачивания сурьмы раство-
ры, нс содержащие тиосульфат натрия, проводить выщелачивание без
доступа кислорода или с добавкой соответствующих восстановителей.
Представляет также интерес вариант с введением в пульпу при выщела-
чивают активных сорбентов золота (сорбционный пульповой процесс)
и т.д.
При извлечении золота из остатков сульфидно-щелочного выщела-
чивания особое внимание должно быть обращено на нейтрализацию
вредного влияния сурьмы и неотмытых щелочей на процесс цианирова-
128
ния (химическая депрессия). Более подробно этот вопрос рассмотрен в
главе 13 в связи с проблемой переработки золотосодержащих руд и
концентратов, относящихся к технологической разновидности В».
Метод сульфидно-щелочного выщелачивания может быть применен
не только к антимониту, но н к некоторым другим сурьму- а также мы-
шьяксодсржащим материалам, с которыми могут ассоциировать топ-
ковкрапленное золото и серебро.
Данным методом, в частности, рекомендуется обрабатывать обо-
жженную блеклую руду (Сиз [(Sb.As)Sj] ). Показано, что применение
щелочного раствора Na;S при температуре 84-96 °C и атмосферном
давлении позволяет достичь полной экстракции сурьмы нз предвари-
тельно измельченной руды за 15-20 н мышьяка - за 20-40 мин, при от-
ношении Ж:Т=2,5-4,8 и расходе электроэнергии 80-160 кВт ч/г [160].
В [161] приведены результаты лабораторных Исследований по селек-
тивному удалению мышьяка нз сульфидного золотосодержащего мед-
но-пиритного концентрата. Показана возможность извлечения до 80 ° с
мышьяка с помощью NaiS в сильнощелочной среде. Авторы отмечают
надежность и простоту данного технологического процесса, в ходе ко-
торого достигается частичная регенерация реагентов (Na;S и NaOH).
6.4. Кислотное вскрытие н выщелачивание железистых
золотосодержащих руд
Из химических методов вскрытия золота, ассоциированного с окси-
дами и гидроксидами железа, заслуживает внимания обработка руды
растворами соляной или серной кислоты при температурах 60-80 °C.
Растворение железа в этих условиях протекает по реакциям:
Fe203+3H’S04=Fej(S04)3+3H’0;
Fe:03+6HCl=2FeCl3+3HjO.
Данный технологический прием широко применяется при исследо-
вании золотосодержащих руд с целью определения доли золота, покры-
того железистыми пленками [162, 163]. Это определяет и возможности
промышленного использования кислотного выщелачивания, прежде
всего при обработке богатых по содержанию металла продуктов, связь
золота с оксидами железа в которых проявляется, главным образом, в
форме поверхностных образований (пленки н минеральные корочкн на
золотинах) и процесс их разложения не требует применения высоких
концентраций и расходов выщелачивающих агентов. Кроме соляной и
серной кислот, для этих целей могут быть также использованы сер-
нистая кислота или сернистый газ, получаемый при обжиге сульфидных
концентратов.
Применение кислотных методов вскрытия к рудам, золото в коюрых
присутствует в виде тонкой и глубокой вкрапленности в зернах оксидов
129
н i пироксилин железа, требует более жестких режимов выщелачивания
и значительного расхода кислоты на растворение железа.
На рнс.6.4 представлен график, характеризующий потери золота при циа-
нировании остатков, полученных а процессе кислотной обработки огаркоа от
окислительного обжига золото-мышьяковых концентратов месторождения
£акцр«к. Огарки на 60-65 % состоят нз гемапгга. с которым связано значи-
тельное количество тонковкраиленною золота. Непосредственное цианирова-
ние этих огаркоа (100 г/т золота) дает извлечение золотя около 85 % при содер-
жании металла а хвостах более 15 г/т. Предварительная сернокислая обработка
огарков позволяет снизить потери золота с хвостами последующего цианиро-
вания. Исследования [7] показали, что извлечение золота при цианировании
кислотных остатков находится в прямой зависимости от количества раство-
рившегося гематита, которое в свою очередь определяется расходом кислоты
на обработку огарка.
Рпс.6.4. Содержание золота в
хвостах цианирования огарков, под-
вергнутых предварительному кислотно-
му растворению ( дано в расчете на ис-
ходный огарок)
Одним из возможных вариантов переработки золотосодержащего
гематита по схеме кислотное выщелачивание - цианирование рассмот-
рен в патенте [164] применительно к пиритным огаркам сернокислотно-
го производства, в которых, кроме золотя и серебря, присутствует не-
которое количество меди н цинка. По данному способу огарок подвер-
гают обработке кислотами, пульпу отфильтровывают и нз растворов
выделяют цветные металлы. Твердый остаток доизмельчают в при-
сутствии извести, полученную суспензию аэрируют прн повыше! шых
температурах и давлении, после чего планируют в присутствии сорбен-
та (сорбционное выщелачивание по методу “R1L"). Данный метод по-
зволяет извлечь нз 1 т огарка более 2 г золота, около 30 г серебра, 2-3 кг
меди и 6-8 кг цинка Рекомендуемая техноло|ня предусматривает
130
очистку производственных сточных вод от мышьяка и получение
"экологически чистых" отвалов.
С практической точки зрения для вскрытия дисперсного золота, ас-
социированного с РезОз, более предпочтительным представляется ис-
пользование соляной кислоты. Получаемые при этом золотосодержа-
щие остатки могут быть переработаны как цианированием, так и мето-
дом гндрохлорировання. В последнем случае рекомендуется [165] вести
процесс выщелачивания золота до зпаче1тй ОВП 900 100 мВ, после
чего осуществлять выделение металла из раствора сорбентами, в част-
ности, полистиролсу.тьфндом.
Экономическая целесообразность кислотной обработки железистых
золотосодержащих материалов с тонковкрапленным золотом во мно-
гом зависит от возможности регенерации реагентов, стоимость кото-
рых составляет 30-60 % от общих затрат по тдрометаллуршчсскиму
циклу. В этой связи представляют интерес результаты исследований
Иргиредмета (А.С.Черняк. Г.Г.Минесв) по выщелачиванию оксидов
железа из шламов (74+10 мкм) соляной кислотой с последующей реге-
нерацией растворителя [120].
Исходный продукт содержал около 40 % железа (в пересчете на РезОз).
представленного, в основном, бурым железняком гематитом. Процесс выще-
лачивания железо растворами соляной кислоты изучался в зависимости от кон-
центрации и количества растворителя. продолжительности обработки и темпе-
ратуры пульпы. При этом установлено, что положительные результаты извле-
чения железа в растворы (85-90 %) достигаются при соблюдении следующих
условий: концентрация НС! 150 г/л, Ж:Т~6:1. температура 80 90 °C. продолжи
дельность выщелачивания 1-2 ч.
Загрузка кислоты (по 100 % HCI) в проведенных экспериментах составляла
3.4 кг на I кг растворяемого оксиде железа и определялась, в основном, высо-
ким отношением Ж:Т. Фактически же на растворение железа расходуется кис-
лоты в несколько раз меньше (в пределах стехиометрической нормы (1.4 кг НС!
на I кг РезОз).
Регенерация соляной кислоты, связанной в хлорид железа, осуществлялась
на основе усовершенствованного метода получения НС! нз растворов хлорис-
того железа [174]. в соответствии с которым в отработанный солянокислый
раствор вводилась концентрированная серная кислота, раствор нагревался до
температуры 100 *С и выделяемый по реакции: 2FeCl3+3H’SO4-Fei(SO.i)3+6HCl
хлористый водород отгонялся и улавливался водой. Установлено, что соляная
кислота регенерируется по данному методу на 95-96 % при расходе HiSOi по-
рядка 110 % от стехиометрпчески необходимого количества.
Образующийся после отгонки НС! сульфатный остаток подвергался терми-
ческой диссоциации (800 ®С. продолжительность 1-1.5 ч). в результате чего
осуществлялась регенерация H?SOa и получался железистый концентрат с со-
держанием Fe?Oj более 70 %, удовлетворяющий кондициям на сырье для чер-
ной ме1нллу|>| пп.
131
В [167] рассматриваются другие возможные способы регенерации
НС1 из железосодержащих хлоридных растворов. Один нз них заклю-
чается в том, что хлориды железа подвергаются пирогидролизу при
зсмпсрагурс 600-800 °C пи реакциям 2FcCh+3HiO=FeiOj+бНО н
4FeC12+4H:O+O;=2FeiO3+8HCl. Основное ограничение процесса пиро-
гндролиза заключается в высоких энергозатратах, которые прн исполь-
зовании природного газа составляют от 60 до 150 долл.США на 1 т
FejOj.
6Л. Щелочное вскрытие окисленных мышьяксодержащих
золотых руд и огарков
Данный способ изучен и рекомендуется в качестве основного метода
химико-металлургической переработки руд и концентратов, золото в
которых тесно ассоциировано с арсенатами и гндроарсена-
т а м и железа.
Отличительной особенностью указанных соединений является их
относительно высокая химическая активность по отношению к гид-
роксидам «I карбонатам щелочных металлов (КОН, NaOH, NazCOj н
др.). При взаимодействии FeAsOi с указанными реагентами мышьяк
образует водорастворимый арсенат натрия, а железо остается в твердой
фазе в виде гидроксила:
FeAsO4+3NnOH=Na3AsO4+1 Fc(OH)j;
2FcAsO4+3NaICOj+3H2O=2NajAsO4+12Fc(OI 1)з » |ЗСОз.
Переход железа из арсената в гидроксид сопровождается полным
разрушением кристаллической структуры FcAsOj, что в свою очередь
приводит к практически полному освобождению ассоциированного с
иим золота. Таким образом, последовательная обработка материала
щелочными и цианистыми растворами может рассматриваться в ка-
честве одного из наиболее интересных методов гидрометаллургическо-
го извлечения золота (п в случае необходимости и мышьяка) нз скоро-
дитовых руд и других подобных им продуктов.
Преимуществами щелочного выщелачивания арсенатов (по сравне-
нию, например, с кислотным вариантом) является возможность исполь-
зования обычного, г.с. нскоррозиоииоустойчивого оборудования, от-
сутствие необходимости нейтрализации кеков перед поступлением их
на цианирование, а также более легкие условия обезвреживания сточ-
ных вод и хвостов технологического процесса.
Возможности применения технологии щелочного выщелачивания
непоцзедственно к окисленным мышьяково-золотым рудам впервые
освещены в работе В.Г.Агеенкова и Н.В.Свистунова [168], относящейся
к 1959 г.
132
Согласно рекомендуемой авторамн технологической схеме, рула, со-
держащая значительное количество золота, покрытого пленками арсе-
натов железа, после предварительного измельчения до соответствую-
щей крупности подвергается флотационному обогащению. При этом а
концентрат извлекается 24 % золота и 22 % мышьяка, содержание ме-
таллов в концентрате составляет соответственно 10-12 г/т и 7 %.
Хвосты флотации выщелачиваются растворами каустической соды. В
раствор прн выщелачивании переходит до 65 % мышьяка, который
затем выделяется из растворов известью по ранее приведенной (с. 118)
реакции. Извлечение мышьяка в осадок арсената кальция составляет
около 98 %. Попутно регенерируется до 67-70 % каустика. Остаток пос-
ле выщелачивания подвергается цианированию, в результате которого
дополнительно извлекается 72 % золота. Общее извлечение золота в
концентрат флотации и цианистые растворы coci авляст 96 %.
Позднее (1963-1973 гг.) данный метод был нспытаи в Иргиредмете
на мышьяхеодержящих огарках и пылях, полученных в результате
окислительного обжига сульфидных золотосодержащих концентратов
[169].
В отличие от скородитовой руды, эти продукты имели относительно
невысокое содержать мышьяка. В то же время они представляли собой
весьма упорный MaTqnian для цианирования из-за наличия в них опре-
деленного количества золота, тесно связанного с арсенатами железа.
Такое золото может быть практически нацело вскрыто при обработке
огарка едкой щелочью. При этом максимальный эффект по извлечению
золота достигается в случае применения к огаркам схемы двухстади-
ального цианирования, где щелочная обработка играет роль подгото-
вительной операции ко П стадии цианнроввиня. В табл.6.6 представле-
ны сравнительные результаты щелочной обработки различных продук-
тов обжига по указанной схеме, а также по схеме прямого двухстади-
ального цианирования (суммарная продолжительность цианирования в
обоих вариантах принята одинаковой - 8 ч). Условия щелочной обра-
ботки: исходная концентрация NaOH 50-75 г/л: отношение Ж:Т в пуль-
пе щелочной обработки 2:1: температура 80-90 °C: продолжительность
выщелачивания 2 ч.
Как было отмечено при проведении экспериментов, достаточно вы-
сокое извлечение окисленного мышьяка в растворы может быть до-
стигнуто и прн более низких температурах (40-50 “С) или при использо-
вании растворов NaOH более низкой концентрации (30-40 г/л). Однако
продолжительность процесса в данном случае существенно увеличи-
вается, а степень растворения мышьяка (в цикле щелочной обработки)
н золота (при цианировании) cooibcicibchho уменьшается.
133
Таблица б.б
Влияние щелочной обработки на результаты цианирования
золотосодержащих огарков
Показатели Обрабатываемый материал
огарок циклон- ная пыль от обжига концен- трата в кипящем слое
№1 по- №2 по- дового обжига от обжига концен- трата R кипящем слое
Содержание Аи в исходном огарке (пыли), г/г 92.4 57.0 56.0 100.4
Содержание Аи в хвостах пря- мою цианирования, г/г* 12.8 14.4 14.6 20,0
Содержание Аи в хвостах двухстадиального цианирова- ния с промежуточной щелочной обработкой, г/т 7.6 9.0 8 4 10.5
Извлечение Аи при прямом цианировании огарков, % 86,2 74,7 74.0 78.7
Извлечение Ли при обработке огарков по схеме двухстадиаль- ного цианирования с промежу- ючной щелочной обработкой, % 91.8 84.2 85,0 88,1
Дополнительное извлечение Аи в результате введения щелочной обработки: г/т огарка 5.2 5,4 9.5
% 5.6 9.5 11.0 9,4
•) циаинропанне а 2 стадии
Эксперименты по регенерации NaOH известью (2NajAsO<+
ЗСа(ОН)з ~ Caj(AsOM)j+6NaOII) показали [170], чго необходимым рас-
ход осадителя должен составлять около 120 % по отиошапио к стсхио-
метрически необходимому количеству его па взаимодействие с раство-
римыми соединениями мышьяка. Из растворов с исходной концентра-
цией мышьяка 1,88 г/л таким путем было достигнуто извлечение мы-
шьяка в осадок (а соответственно - и степень регенерации щелочи из
NajAsOa) порядка 98 %, при остаточной концентрации As в растворах
0,03-0,04 г/л. Обезметалленные и отрегенерированпые таким образом
растворы после подкрепления их до необходимой концентрации NaOH
134
были использованы для повторной обработки огарков (2 и 3-кратный
оборот). Прн этом не было замечено какого-либо ухудшения техноло-
гических показателей извлечения золота.
Было также отмечено, что огарки окислительного обжига, наряду с
окисленными соединашями мышьяка, содержат и другие “потре-
бители" щелочи (недоокислившиеся сульфиды н сульфаты железа, алю-
мосиликаты и проч.), что, естественно, приводит к увеличению общего
расхода NaOH и уменьшению возможной степени ее регенерации.
Вместе с тем, предварительная щелочная обработка позволяет сни-
зить расход NaCH в цикле последующего цианирования. Для исследо-
ванных продуктов данный эффект выражается в 0,5-2,5 кг сэкономлен-
ного NaCN на I т огарка.
Изложенные выше результаты экспериментальных исследований и
выполненные технологические расчеты по определению необходимой
степени отмывки щелочи перед цианированием позволили определить
оптимальный вариант щелочной обработки мышьяксодержаших золо-
тых огарков (н других подобных им материалов), графически изобра-
женный на рис.6.4.
Операция щелочной обработки огарков включена в разработанную
Иргиредметом общую технологическую схему извлечения золота нз
мышьяковистых концентратов Бакырчикекого н Кокпагяасского место-
рождений [7, 170, 171].
Возможность эффективного растворения окисленных соединений
мышьяка в растворах каустической соды использована, в частности,
прн разработке способа селективного выведения As из пылей сурьмяно-
го произподствя [172]. По этому способу мышьяксодержящая сурьмяная
пыль подвергается обработке раствором NaOH при температуре 90-
95 °C и Ж:Т=6:1. В пульпу при выщелачивании постепенно (в течение
1,5-2 ч) вводится окислитель - пероксид водорода с таким расчетом,
чтобы расход II >Oj соответствовал 5 %-му избытку его от стехиометри-
ческого количества для обрязовяння трудиорастворимого NaHiSbO«.
Обшая продолжительность выщелачивания составляет 3 ч. Окончание
процесса контролируется по содержанию мышьяка в растворе и твер-
дом остатке.
135
Рудная^пульпа
Обезвоживание
(сгущение, фильтрация^
NaOH Кек Оборотная вода
I (Ж:Т=0.3:1) или растворы
J—JI 1—I
Расиулыювка в голову технологического
(до Ж:Т^=2:1) процесса
Агитация со щелочными растворами
(1=80-90 *С, концентрация активной
NaOH в растворах -50 г/л)
-----i
Фильтрация
Известь
Фильтрат
Кек
(Ж:Т=0.3:1)
I Вода
Осаждение арсената
кальция
Фильтрация
Промывной
раствор
Кек
Оттснсрпрованный Осадок
раствор NaOH Caj(AsOi):
Утилизация
или
захоронение
....Т.......
Упаривание
....I
В отвал
на цпани-
Рис.6.5. Принципиальная схема щелочной обработки окисленных
мып|ьяксодержащпх золотых руд и огарков перед
цианированием
136
6.6. Гидрометаллургические методы вскрытия дисперсного серебра
в марганцовистых рудах
Руды, содержащие серебро в состоянии тесной ассоциации с марган-
цевыми минералами, в частности - пиролюзитом - MnOi (технологи-
ческая разновидность Бон<мп)), достаточно распространены в природе
(месторождения Бальмонт, Норанда в США; Проспекта, Гуанацеви,
Круз де Майо в Мексике; Хаканджинское в России и др.) и часто явля-
ются источником промышленного производства серебра.
Переработка таких руд может быть осуществлена гидрометаллурги-
ческим путем ня основе комбинации цианирования с предварительным
химическим вскрытием и выщелачиванием марганца. Разработаны и
рекомендованы к практическому использованию следующие варианты
гидрометаллургического вскрытия МпОг
Данный способ (называемый процессом “Мак-Клюскн”) основан на
восстановлении пиролюзита в водной среде по реакции
MnOi+SOi MnSCh
Перешедший в раствор марганец осаждается известью в виде гидра-
тированного оксида, после чего пульпа подвергается усиленной аэра-
ции (с цеш>ю удаления остатков SO’) и цианированию, в процессе кото-
рого происходит практически полное извлечение серебра, освобожден-
ного от ассоциации с марганцевыми минералами. Примером практнче
ского использования данной технологии является фабрика Фреснилло
[8, 19, 173].
В [174] описан процесс гидрометаллургической переработки упорной
марганцевой серебросодержащей руды следующего состава (%); Ми
27,5; SiO: 22,8; Fe 8,4; Ag 555 г/т. Марганец в руле представлен в основ
ном пиролюзитом и nci помела пом. Для данной руды разработана
двухстадияльная схема обработки. Первая стадия включает измель-
чение руды до крупности 75 % класса минус 0,074 мм и выщелачивание
ее при KUMHaiHOH темпераiype с введением в суспензию (Ж:Т=2:1) сер-
нистого гяза. После выщелачивания пульпу отфильтровывают, раствор
подвергают многократной очистке от примесей, после чего выпари-
вают на 1/3 при температуре 100-110 °C с целью кристаллизации и
осаждения MnSOi. Осадок отделяют иа 2-м фнльтре, фильтрат возвра-
щаю! в Ш1кл 1-й фильтрации. Вторая стадия гидрометаллурги-
ческой схемы включает цианирование кека I -й фильтрации при содер-
жании твердого в пульпе 20 % с последующей цементацией растворен-
ного серебра. Извлечение марганца на I-й стадии процесса составляет
99,9 %; извлечение серебра (2-я стадия) - 95 %.
В Иргиредмете процесс "Мак-Клюскн” испытан на марганцовистых
золото-серебряных рулах Хакандмсинского месторождения (Au - 13.6 г/т:
137
Ag - 427 г/т; Мп - 3,3 %) [46]. Показано, что последовательная обработ-
ка руды серпнстокнслымн и цианистыми растворами обеспечивает до-
статочны высокие показатели извлечения всех присутствующих в руде
полезных компонентов (Au, Ag, Мп). Прн этом лучшие результаты в
цикле выщелачивания достигаются после предварительного гравита-
ционного обогащения руды, способствующего выведаппо в голове
процесса крупных зерен золото-серебряного сплава (табл.6.7).
Таблица 6.7
Извлечение золота, серебра и мар| анца в процессе
гидрометаллургической переработки руды по схеме:
ссрнистокпслое выщелачивание - цианирование
Исходный материал Руда Хвосты гравитационного обогащения руды (Аи 9.0 г/г, Ag 390 г/г. Мп 2,9 %)
Содержание Мп в остатках сернис- тою юл ого вышетвчивяния. % 0.05 0.05
Содержание Аи в хвостях иияниро- ванпя. г/т 1.1 0.2
Содержание Ag в хвостах цианиро- вания. г/т 31 17
Извлечение ценных компонентов в цикле выщелачивания. %
Аи 92.4 97,9
Ag 93.1 95.6
Мп 98.5 98.3
Сджокислотное
восстановителем
Процесс ряссмотриппется, главным образом, применительно к
“марганцевой” технологии, хотя в принципе он может оказаться полез-
ным н для переработки комплексных Mn-Ag руд. Выщелачивание мар-
ганца рекомендуется производить растворами HzSOi в присутствии
реагентов-восстановителей, в качестве которых могут выступить атри-
промпродукты: патока и крахмал [175]. Установлено, что основными
факторами, определяющими скорость выщелачивания марганца, явля-
ются концентрация кислоты и температура процесса. В оптимальных
условиях: температура 90 °C, концентрация H’SQi IM, концентрация
реагента-восстановителя 20 г/л, плотность пульпы 10 % твердого, за 5
мни выщелачивания достигнуто извлечение марганца в растворы 73 %,
за 30 мин - 95 %.
138
Аммиачно-тиосульфатное выщелачивание
Рекомендовано в качестве метода коллективного выщелачивания
марганца и серебра нз упорных для цианирования руд. Основным рас-
творяющим агентом в данном случае является смесь сульфита н тио-
сульфата аммония. Первый № них используется для вскрытия и выще-
лачивания марганца
MnOi+2(NH4)jSOj+2HiO —► MnS5O4+4NH«OH,
второй - для растворения серебра н сопутствующего ему золота.
В зависимости от особенностей вещественного состава рулы, кон-
центрация тиосульфата аммония в растворах может колебаться в ши-
роких пределах: от 20 до 200 г/л. Устойчивость тиосульфат - ионов в
процессе обеспечивается за счет поддержания pH раствора в пределах
7-8, а также добавки растворимых солей мели (1-4 г/л). Оптимальная
температура процесса 40-60 °C.
С целью регенерации тиосульфата предложено добавлять в раствор
(после выделения из них благородных металлов) растворимые сульфи-
ды или элементарную серу:
2NH1+SO J' +S»+H2O —► (NH^jSjOj.
Для вывода избыточного сульфнт-иоиа из процесса предусмотрено
известкование с последующим удалением гипса вместе с хвостами вы-
щелачивания.
Метод испытан в укрупненных масштабах на 6 реальных объектах -
рудах с содержанием серебра от 170 до 400 г/т; марганца - от 0,9 до
22,4 % [156]. Прн этом достигнуто извлечение серебра в растворы от 82
до 96 %. В случае выщелачивания руд юлько тиосульфатными раство-
рами (в отсутствие сульфита аммония) извлечение серебра значительно
ниже: от 27 до 63 %, что указывает на существенную роль операции
гидрохимического вскрытия МпО2 в данном технологическом процессе.
Сульфатное (FeSCh) выщелачивание
Представляет собой усовершенствованный вариант гидромсталлур
гической переработки упорных марганцовистых золото-серебряных руд
[176], в основу которого заложен принцип восстановления MnOi суль-
фа том двухвалентного железа в сернокислой среде:
MnO2+2HiSO4+2FeSO4=MnSO4+Fc:(SO4)j+2HjO.
Растворение пиролюзита в кислых растворят FeSOj детально изуча-
лось в [177] с изменением pH н редокс-потешогала выщелачивающих
растворов с последующей обработкой результатов на микро-ЭВМ.
Установлено, что из mhoi нх исследованных факторов на скорость рас
творения марганца оказывает влияние только концентрация ионов Fc-*
и температура. Соотношение продуктов приведенной выше реакшт
139
практически соответствует стехиометрии. Приведено моделирование
исследованного процесса с нспользова1тем моделей сжимающегося
ядра и изменения энергии активации по Бриттену. Достигнуто удовлет-
ворительное согласие результатов модельных расчетов и эксперимен-
тальных данных.
В Иргиредмете исследование процесса выщелачивания марганца
сульфатными растворами [178] проводилось на хвостах гравитацион-
ного обогащения хаканджинской руды, измельченной до крупности
минус 0,15 мм и содержащей 3,7 % Мп.
В результате проведенных экспериментов установлено, что практи-
чески полный (на 99-99,5 %) переход марганца в сульфатные растворы
обеспечивается при обычной температуре (20 °C) менее, чем за 2 ч вы-
щелачивания, при расходе FeSO«, близком к георстичсскому.
Расход H2SO4 несколько превысил теоретический, вследствие вза-
имодействия ее с некоторым количеством присутствующих в руде
основных оксидов, в частности, AhOj.
Как показали проведенные эксперименты, золото и серебро в про-
цессе сульфатного выщелачивания полностью освобождаются от ассо-
циации с МпОг и могут быть легко извлечены гидрометаллургическим
путем.
В процессе исследований установлено, что наряду с марганцем в
растворы сульфатного выщелачивания переходит значительное количе-
С1во серебра.
Снмбатный ход кривых ня графике (рис.6.6) свидетельствует о том,
что в данных условиях прежде всего растворяется серебро, осво-
бождающееся от ассоциации с марганцевыми минералами и обла-
дающее в связи с этим более сильно выраженной реакционной автив-
ностъю.
Растворение серебра происходит в результате реакции
2Ag+Fei(SO<)j HlSOt Ag:SO4+2FeSO4.
Вместе с серебром в растворы частично переходит и золото, степень
растворения которого в зависимости от условий эксперимента колеба-
лась в пределах от 20 до 30 % (1,2-1,8 г на 1 т руды). Предположительно
растворение Au при сульфатном выщелачивании происходит за счет
увеличения потенциала системы на участках с повышенным содержани-
ем МпОг н образованием в связи с этим неустойчивого сульфатного
комплекса [Au(SOi)i]*, распадающегося далее через [Аи(ОН)з]* до кол-
лоидного золота [179].
На основе полученных результатов разработана принципиальная
схема сульфатного выщелачивания марганцовистых золою-ссрсбряных
руд, представленная на рнс.6.7.
140
Рнс.6.6. Извлечение серебра и марганца нз руды в кислые растворы
сульфата железа в зависимости от продолжительности
перемешивания
Описанная технология апробирована в полупромышленных мас-
штабах и рекомендована к практической реализации, в частности, для
переработки руд Хахамбзкимского месторождения.
Основными преимуществами данного способа переработки марган-
цовистых золото-серебряных руд являются:
комплексность извлечения всех трех ценных компонентов (серебро,
золото, марганец) в соответствующие товарные продукты;
возможность организации бессточного гидрометаллургического
процесса;
использование малотоксичного н удобного в обращении реагента -
растворителя МпО: (сульфата железа), в отличие, например, от SO: и
сульфита аммо1П1я.
141
Рудная пульпа
H2SO4
_4_
Обезвоживание
(сгущение, фильтрация)
Кек
Распулыювка
—-ь-
Агитация с “сульфатными'
растворами
I
Пульпа
^Фильтрация
____Фильтрат
Флотация
Оборотная вола
в голову технологического
процесса
Бутиловый ксантогенат
/йстпвпроваииый уголь
Раствор Концентрат
I *—
Электрохимиче-
ское осаждение Мп
г-
Товарный
диоксид
марганца
ые растворы
F” г
Электрохимическое
восстановление
железа (III)
4
Отгснсрнрованн.
раствор FeSCh
Промывка
Отмытый! кек Промывные рас
в отвал или на в оборот
гндрометаллур-
ческую перера-
ботку с целью
донэвлечення
Au н Ag
--------J
Озоление и плавка
,_______1______,
Товарный Au-Ag
I продукт (сплав) |
Рнс.6.7. Принципиальная схема сульфатно! о вьи
марганцовистых золото-серебряных рул
142
Тнокар^амндн 9 е-вьцдодрчтани?
Способ вскрытия ссребросодержашего пиролюзита кислыми раство-
рами тиокарбамида (CSfNHih, Thio) впервые разработан институтом
"Иргиредмет” [46, 180].
Специально проведенными экспериментами установлено, что прн
умеренных концентрациях марганца в растворах тнокарбамцд расходу-
ется лишь на восстановление Мп4* до Мп2*, не образуя с ним устойчи-
вых химических соединений и окисляясь прн этом до формамидинди-
сульфида (CaSiN^He, Dithio). Это позволяет представить процесс рас-
творения пиролюзита в виде следующей химической реакции:
MnO2+HiSO«+2CS(NH:h—► MnSO^+CjSiNjHe+ZHjO.
Таким образом, тиокарбамид в данном случае выполняет ту же роль,
что и b'eSCh в предыдущем варианте. Однако в отличие от сульфата
железа, тиокарбамид обладает более выраженной растворяющей спо-
собностью по отношению к различным минералам серебра и металли-
ческому золоту. Поэтому он может рассматриваться в качестве коллек-
тивного растворителя МпОз и благородных металлов. В процессе ис-
следований оптимизированы условия тнокарбамидного выщелачива-
ния марганцовистых руд, разработай способ регенерации тиокарбами-
да (CiSjN-iHe+Meo+^H* —► 2CS(NH2)2+Me2*), ляны рекомендации по
извлечению золота, серебра, а также марганца нз кислых растворов в
соответствующую товарную продукцию.
Результаты выполненных исследований, в сочетании с другими экс-
периментальными даштыми, характеризующими технологию шикир-
бамилного выщелачивания золота н серебра из рудного сырья (глава
14), позволяют оценить указанный способ гидрометаллургической пе-
реработки марганцовистых руд Боммт как достаточно перспективный.
Принципиальная схема гидрометаллургической переработки ука-
занных руд с применением тиокарбамнда представлена на рис. 6.8.
По приведенной на рис.6.8 схеме был проведен контрольный опыт
выщелачивания руды (Аи 10,2 г/т; Ag 427 г/т; МпО 3,7 %). Прн этом
получены следующие технологические показатели: извлечение золота и
серебра на активированный уголь соответственно 95-96 и 96-98 %, из-
влечение марганца в растворы 99 %; расход реагентов (кг на I т руды):
CS(NH2): 5,0; H2SO4 70; Fcu^ 20; активированный уголь (КАД) 2,0; из-
весть 154.
143
Рудни пульпа
Обезвоживание
CS(NHi)z (сгущение, фильтрация)
H2SO4 (-------------------i
Кек Оборотная вода
Распульповка в голову технологического
| процесса
Выщелачивание марганца
Обезвоживание
(сгущение, фильтрация
с промывкой кеков)
Растворы
-Тиокарбамид.
"серная кислота
Осаждение Аи и
Регенерация
тномочевпны
I
Оттен ернрован-
ный раствор
Обогащенный
металлами
уголь_______
Озоление и
плавка
Обезвоживание
(сгущение, фильтрация
с промывкой кеков)
Растворы Акт
СаО
Товарный
Au-Ag
Осаждение
Распульповка
Осаждение Au и Ag
I 1
Насыщенный
уголь
Обсзмстол-
ленные
растворы
Г
Нейтрализация
Рис.6.8. Принципиальная схема комплексного извлечения золота, серебре
и марганца из руд кислыми растворами тпокарбамида
144
Способ рассматривается как альтернатива процессам SOj - и FeSO-i -
выщелачивания пиролюзита, недостатком которых, пи мнению разра-
ботчиков БВ. является загрязнение окружающей среды сернистым га-
зом и осадками железа. В качестве биореагентов испытаны [1811 куль-
туры следующих бактерий: T.ferrooxidans, L.ferrooxidans, T.thiooxidans
и Acidiphilium (концентрация до 10е кл/мл). Количество элементарной
серы в питательной среде при выращивании бактерий составляло I ° с
массы на единицу объема. PH раствора для выщелачивания марганца
колебалось в пределах 0,5-1,5, продолжительность выщелачивания от 7
до 70 сут. Извлечение марганца в раствор за 70 сут. составило около 30
%, что свидетельствует о четко выраженной экстенсивности данного
технологического процесса.
В [182] представлены результаты лабораторных исследований по
бактериальному выщелачиванию марганца из низкосортных марганце-
вых руд 10 месторождений, содержащих от 3,4 до 36,4 % Мп. Экспери-
менты проводили иа образцах руды, измельченной до минус 300 мкм
(выщелачивание в колбах), минус 6,3 мм и минус 19,0 мм (выщела-
чивание в колонках диаметром соответственно 50 н 125 мм). Одновре-
менно на материале минус 19 мм апробировался вариант БВ “в кучах”.
Микроорганизмы специально не подбирали, используя те, которые
присутствуют в рудничных водах месторождений. В качестве питатель-
ной среды применялся раствор глюкозасульфата аммония фосфата
калия (1-4 г/л) на основе мелассы. Масштаб экспериментов в колбах -
2 г руды на 100 г раствора, в колонках - соответственно 500 г +5 л рас-
твора и 9 кг+20 л раствора. Опыты "кучного” БВ проводились в ци-
лзпщрнческом контейнере диаметром 33 см. Масса руды 35 кг, высота
слоя 40 см. Процесс БВ во всех случаях осуществлялся при температуре
22±3 °C. Продолжительность экспериментов - от 4 до 57 недель При
крупности руды минус 6,3 мм извлечение марганца в растворы за 44
педели составило 92, а за 51 неделю - 99 %. Из руды крупностью минус
19 мм извлечение марганца в колонке за 57 недель нс превышало 26 °'о,
“в куче" - 10 %.
Разработан способ биогидрометаллургнческой переработки сере-
бросодержащегр пиролюзита [183] с использованием штаммов Д-1,
АТСС-55030 бактерий Bacillus pohmuxa. Концентрация бактерий 10е
кл/мл в процессе БВ поддерживается добавкой усвояемого углерода к
руднобактериальной смеси. Процесс восстановления Мп4* до Мп2* ве
дут без доступа воздуха прн температуре 10-45 “С с поддержанием кис-
лотности среды.близкой к нейтральной.
В патенте [184] рекомендуется использовать чистую культуру
"Bacillus polimuxa” нз питательной среды, содержащей глюкозу или
крахмал, с добавкой или без добавки азота, по достижению этой куль
турой экспоненциальной фазы роста. Предлагаемый способ предпола-
145
гает несколько стадий процесса: контактирование измельченной руды с
эффективным количеством бактерий - прямых восстановителей Мп4*,
выдерживание рудно-бактериальной смеси при нейтральном значении
pH до достижения необходимой степени перехода марганца в раство-
римое состояние, извлечение свободного серебра. Приведены примеры
использования данной культуры бактерий при извлечении серебра из
марганцовистых руд различного типа.
ГЛАВА 7
БАКТЕРИАЛЬНО-ХИМИЧЕСКОЕ ОКИСЛЕНИЕ ЗОЛОТО- И
СЕРЕБРОСОДЕРЖАЩИХ СУЛЬФИДОВ
Бактериально-химическое вскрытие упорных зо-
лотосодержащих руд и концентратов как метод подготовки их к циа-
нированию относится к числу наиболее “молодых” технологических
разработок в золотодобывающей промышленности. Метод основан на
использовании давно установленного факта, что в присутствии микро-
организмов, в частности, автотрофных бактерий типа “Тиобациллус
фсррооксидснс” (Thibacillus ferrooxidans, T.f.) золотосодержащие суль-
фиды железа окисляются до конечных химических соединений (сульфат
и арсенат железа, серная кислота) без применения высоких давлений и
температур. Освобождающееся прн этом золото становится доступным
для выщелачивания цианистыми растворами. Основным разработчи-
ком бмогцдромсталлургической технологии переработки пиритных и
мышьяковопиритных руд (концентратов) за'рубежом является корпо-
рация “Дженкор”, ЮАР [185]. В СССР первые крупные теоретические н
экспериментальные разработки в данном направлении выполнены в
Московском институте стали и сплавов (С.И.Полькин, Э.В.Адамов,
В.В.Пашги) и Институте микробиологии АН СССР (Г.И.Каравайко и
др.) [186-190].
В последние годы исследования по биохимическому вскрьгппо упор-
ных золото- и серебросодержащих руд (концентратов) интенсивно про-
водятся в институтах “Иргиредмет", ЦНИГРИ н других научно-
исследовательских центрах России и стран СНГ.
В период 1989-1994 и. ли рабо>ы принидзьчнсь а рамках проекта
“Биотехнология золота и серебра” Государственной научно-
технической программы “Новейшие методы бионнжненерни” (научные
руководители проекта Г.И.Каравайко и В.В.Лодейщиков).
146
Из всех металлургических технологий извлечения золота и серебря
нз рудного сырья биогидромсталлургия в настоящее время развивается
наиболее динамично, о чем можно судить по большому количеству пу-
бликаций в отечественной и зарубежной печати. По материалам этих
публикаций Иргиредметом в 1993 г. подготовлен и выпущен специаль-
ный обзор (с глубиной поиска 15-20 лет), в котором отражено более 200
литературных источников (включая отчеты о НИР), описывающих
состояние научных исследований и практических разработок в данной
области.3
В 1986-1992 гт. построены н введены в эксплуатацию первые про-
мышленные и опытно-промышленные биогидрометаллургические уста-
новки по переработке мышьяксодержащих золотых концентратов и руд
в 6 странах (ЮАР, США, Канада, Австралия, Бразилия, Зимбабве),
относящихся к числу основных производителей золота в мире [191-199]
7.1. Теоретические основы бактериального вскрытия и выщелачи-
вания сульфидных золотосодержащих руд и концентратов
Процесс бактериально-химического окисления пирита и арсенопи-
рита в присутствии серу- и железоокисляющих автотрофных бактерий
типа Т.Г. описывается следующими химическими реакциями [189, 190,
200-206]:
2FeS2+7O2+2H2O —► 2FeSO«+2H2SO<
2FeSj+2H2SOa+O2------► 2FeSO4+2H2O+4Se;
4FeSOa+2H2SOa+O2 2Fc2(SO«)j+2II2O;
2S®+3Oj+2HjO -^-►2H2SO4;
heS2+Fe2(SO4)3 -Ы» 3FeSO4+2S°_________
2 FeS’+7,5O2 +НЮ ^4 FerfSOah+HjSOe.
2FeAsS+6,5Oj+3HjO-----► 2HjAsO4+2FeSO4;
4FeSO4+2H:SO4+Oj -^4 2Fej(SO4)j+2H:O;
2FeAsS+2Fej(SO4)j+3HjO+2,5Oj----► 2HjAsO4+6FeSO4+2Se;
2Se+3Ch+2H2O -^4 2HjSO4;
2H3AsO4+Fe2(SO4h-----► 2FeAsO4+3H2SO4.
2FeAsS+7Oj+2H2O ► 2FeAsO4+2H2SC>4.
1 Состояние нсследованнЛ и практических разработок в области бногидрометаллурги-
ческоЛ переработки упорных золотосодержащих руд н концентратов Л1ргиредмет;
В.ВЛодеПшиков.-Иркутск. ЮТЗ.-ЗППе.
147
В соответствии с приведенными реакциями роль бактерий сводится
по существу к ускорению окисления промежуточных продуктов разло-
жения сульфидов (FeSCh, Se) до конечных химических соединений:
Fe2(SO«)3 н H2SO4. Иными словами, имеет место “непрямое” окисление
сульфидов, активное участие в котором принимают микробные мета-
болиты: H2SO4 и Fcz(SO4)j.
Существует и другая точка зрения, в соответствии с которой допус-
кается прямой механизм биоокисления сульфидов, когда разрушение
кристаллической решетки сульфидных минералов происходит путем
адсорбции бактерий на их поверхности и их последующего биохимиче-
ского воздействия на окисляемый субстрат. В подтверждение этого
приводятся результаты оптических и электроиномикроскопических
исследований, показывающих, что в процессе бактериального выщела-
чивания (БВ) образуются глубокие проникающие поры, имеющие ци-
линдрическую форму, что предполагает прямой (контактный) механизм
выщелачивания. Поры преимущественно ориентированы параллельно
кристаллооптическнм осям и совпадают с расположением дислокаций
кубической решетки сульфида (пирита). Отмечено существенное значе-
ние расположения тонких включений золота внутри пирита в наруше-
ниях решетки, так как эти совпадает с местами бактериальной корро-
зии [207].
В статье [208] представлена информация, енндстельстнующая о том, что
скорость бактериально-химического окисления FeSj увеличивается с увеличе-
нием размеров частиц пирита от 150-250 до 1190-2830 мкм, т.е. с уменьшением
поверхности контакта (при последующем увеличе.размеров частиц скорость
окисления надает). Данный факт объясняется прямым механизмом биохимиче-
ского окисления сульфидов, подразумевающим процесс прикрепления бактерий
T.f. из жидкой фазы к определенным местам частиц минерала по схеме:
“свободные бактерии - прикрепленные бактерии”. Процесс протекает в течение
4-8 ч. после чего прикрепленные бактерии непосредственно воздействуют на
минерал по реакциям, приведенным выше. Особенностью прикрепления бакте-
рий является то, что оно происходит, главным образом, по трещинам на по-
верхности частиц, образующихся при измельчении. Отмечается, что свободные
бактерии в жидкости участия в растворении FeSi не принимают. Растворение
FeSi приводит к схеме: “прикрепленные 6aKTepiui+FeS2-► бактерии в жид-
кости + Fe2* +H2SO4". Высказанные положения опираются на соответствующие
экспериментальные данные. Прн этом допускается сочетание прямого механиз-
ма бноокпеления с непрямым.
Важно подчеркнуть, что независимо от рассматриваемых вариантов
механизма биоокисления (прямой или косвенный), этот процесс по су-
ществу имеет ту же направленность, что и электрохимическое окисле-
ние: микроорганизмы являются катализаторами, т.е. переносчиками
электронов от донора (сульфида) к акцептору (кислороду).
148
В институте ЦНИГРИ проведены исследования по изучению внут-
реннего строения пиритовых зерен и влияния его на скорость БВ. Про-
ведено Сииикислсннс 8 образцов бактериями T.f. Установлено, что в
одних и тех же условиях БВ степень окисления отдельных образцов
неодинакова и колеблется в пределах от 19 до 60 %. Прн этом она зави-
сит от двух основных факторов: наличия в пиритах микропримесей
других минералов (чем выше содержание микропримессй, тем выше
степень биоокислсиия пирита) и крнсталлохнмичсских особенностей
самих зерен пирита. В работе [209], напротив, отмечается, что на кине-
тику биовыщелачивания FeSj практически не влияет различие в кри-
сталлическом состоянии пиритов. В экспериментах с различными пи-
ритными образцами из нескольких месторождений (выщелачивание
бактериями T.f. при температуре 30 “С и рН=2) достигнуты близкие
скорости и кинетические параметры выщелачивания.
По информации, представленной в [206] и [210], окисление пирита в
биохимических растворах сопровождается образованием ярозита
НРез(БО4)з(ОН)«. Последний, осаждаясь на поверхности зерен FeSi,
тормозит процесс выщелачивания.
Установлено [203, 205, 211-216], что максимальная скорость био-
окислсния сульфидов железа бактериями Т.Г. достигается при соблюде-
нии следующих режимов: окислительно-восстановительный потенциал
среды 0.4-0.8 В: рН=0.8-3,0; температура пульпы 28-40 °C; плотность
пульпы 10-20 % твердого: скорость окисления по Fe(II) 2-5 г/л в час.
Для обеспечения активной деятельности бактерий, особенно в на-
чальный период биоокислительного процесса, в выщелачивающую
среду вводят серную кислоту, питательные добавки н кислород
(воздух). Пионером в части использования барбошривания воздуха
прн осуществлении процесса БВ золотосодержащих концентратов яв-
ляется рудник Фэйрвью, применяющий данную технологию уже более 10
лет [217].
Обязательной также является предварительная адаптация бактерий
к выщелачиваемому сырью. Применение адаптированных штаммов
микроорганизмов является одним из существенных факторов интенси-
фикации окислительных бактериальных процессов и дает возможность
осуществлял» эти процессы прн достаточно высоких концентрациях в
растворах меди, шпгка, мышьяка, серебра, железа (III) и других инги-
бирующих примесей [218-220] н производить достаточно полное извле-
чение этих металлов нз руд. Так. в частности, использование адаптиро-
ванного штамма тионовых желсзоокисляюпшх микроорганизмов, вы-
держивающих концентрацию мышьяка до 12-15 г/л, позволяет извлечь
в относительно короткий промежуток времени около 85-90 % мышьяка
[185]. Бпообряботка арсенопирнтового золотого концентрата (Fe
20.0 %. As 6.8 %. S 24.4 %. Au 10-2- г/т) адаптированными температур-
но-толерантными бактериями при температуре 30 “С в течение 7 сут.
149
позволила получить извлечение золота при последующем цианирова-
нии на уровне 78 % против 70 % в аналогичных условиях, но в случае
использования неадаптированных штаммов. При увеличении продол-
жительности бновыщслачивания до 14 сут. извлечение золота возраста-
ет до R6 и R0 % соответственно [221]. Влияние адаптации бактерий и
частичной замены выщелачивающих растворов на скорость и степень
протекания биохимических процессов детально изучено при исследова-
нии комплексной руды, содержащей золото и серебро [222]. Установле-
но, что использование данных технологических приемов существенно
улучшает показатели извлечения золота и серебра в гидрометаллурги-
ческом цикле.
В зависимости от особенностей вещественного состава пирит-
арсенопиритовых руд (концентратов) достаточная полнота окисления
золотосодержащих сульфидов железа (85-95 %) в оптимальном режиме
достигается за 2-4 суток. Отмечается, что в ряде случаев необходимые
показатели извлечения упорного золота из руд н концентратов при
цианировании обеспечиваются и при более низкой степени бноокисле-
ння сульфидов.
Так, например, по данным [223] бактериально-химическое вскрытие
бедного пирнпюю концсн1рата, содержащего 5.5-6.0 г/т золота и 75-
100 г/г серебря, обеспечило повышение извлечения золота при циани-
ровании с 10-20 до 75 % при степени окисления FeSi всего лишь 13-
15 %. В работе [224] отмечается достаточность частичного биоокисле-
ния сульфидов (в частности, пирита) до сульфатов, чтобы сделать
связанные с этими сульфидами золото и серебро доступными для выще-
лачивания цианидами, тнокарбамидом, хлорагентами и другими рас-
творителями.
Таким образом, можно говорить об отсутствии какой-то линейной
зависимости между степенью биоокислення сульфидов и степенью
вскрытия- упорного золота в биогндромсталлургнчсском процессе, хотя
в целом полнота извлечения золотя но всех случаях определяется и кон-
тролируется степенью бактериально-химического окисления указанных
сульфидов. При этом учитывается не только окисление сульфидов желе-
за, но также и сульфидов цветных металлов (медь, свинец, сурьма, цинк
и др-), которые могут являться коллекторами (физическими депрессо-
рами) благородных металлов в исходных рудах и концентратах.
В этой связи представляется интересной информация о повсдснгп! в
бноокнелителъном процессе таких минералов, как халькопирит, ковел-
лин, халькозин, сфалерит, антимонит, галенит и др. в сопоставлении с
пиритом и арсенопиритом. По данным, приведенным в [190, 203, 225,
226], последовательный ряд сульфидов по способности к биоокислению
может быть представлен в следующем виде:
пирротин > арсенопирит > антимонит > пирит > сфалерит > халько-
пирит > галенит.
150
Эта последовательность, обоснованная в [190] термодинамическими
расчетами, хорошо подтверждается экспериментальными данными.
Так, при обработке золотого концентрата, содержащего (%): арсенопи-
рита 9,8; luipHia - 28,1; антимонита - 1,6; за 9 суток биоаышелачивания
(Т:Ж=1:5; температура 28-30 °C; рН=2,0-2,2) достигнута степень окис-
ления сульфидов (%): арсенопирита - 86,6; пирита - 30; антимонита - 74.
При этом извлечение золота в цикле цианирования остатков БВ соста-
вило 88-90 %, что на 70-80 % выше, чем при прямом цианировании кон-
центрата [225]. В золотосодержащем концентрате из месторождения
Пезшюк (Au 34 г/г, As 15',5 %, Sb 4,2 %) основными сульфидными мине-
ралами являются пирит, арсенопирит, антимонит, гудмундит. За 120 ч
биовыщелачивания адаптированными бактериями Т.Г. достигнута сте-
пень разложения арсенопирита и антимонита на уровне 94-99 %. Для
пирита этот показатель равен 47-67 %. Извлечение золота из остатков
БВ цианированием после предварительной аэрации и электрохими-
ческой обработки пульпы составило 88-89 % при содержании металла в
хвостах 3,8-4,1 г/г [227]. При гидрометаллургической переработке в
полупромышленных условиях сложного золото-мышьякового кон-
центрата, содержащего (%): пирита 6,4; арсенопирита 7,2; пирротина
25,3; антимонита 1,5; золота 49,0 г/т и серебря 37 г/т, за 90 ч выщелачи-
вания достигнуто 100 %-ное окисление пирротина и арсенопирита.
Степень окисления антимонита составила 90 о/о. Пирит окислился в
незначительной степени. При цианировании остатков БВ, подвергну-
тых предварительной щелочной обработке с аэрацией, получено извле-
чение золота 91.4, серебра - 81 % [228]. В работе [229] приведены резуль-
таты лабораторных экспериментов по бактериальному окислению мы-
шьяково-пиритного золотосодержащего концентрата месторождения
Олимлиас (содержание Fe 38,5 %, As 13,1 %, Au 27 г/т, Ag 36 г/г). При
плотности пульпы 20 % твердого после 13 сут. выщелачивания степень
окисления пирита и арсенопирита составила 62 и 87 %. При плотности
20 % твердого и продолжительности выщелачивания 17 сут. степень
окисления сульфидов оказалась равной соответственно 22 и 70 %. От-
мечено, что арсенопирит разлагается при более низких значениях по-
тенциала пульпы: 390-430 мВ по сравнению с пиритом (570-600 мВ). Ня
основании математического анализа предложена эмпирическая форму-
ла, увязывающая основные параметры биогидрометаллургичсскогс
процесса:
1,28 А + 21,7 В + 4 =27 С,
где А и В - степень окисления пирита и арсенопирита (%), С - извлече-
mie золота при цианировании. С учетом различий в скорости биоокис-
ления пирита и арсенопирита показана возможность селективного
вскрытия FeAsS адаптированными к мышьяку бактериями T.f. в раз-
бавленных пульпах (10 % твердого) при значении ОВП 480-550 мВ,
концентрации Fe1’ 10 г/л и рН=1-1,2. Установлено, что в указанных
151
условиях окисление пирита происходит в незначительной степени. При
общей степени окисления сульфидной серы 40-50 % извлечение золота в
цианистом процессе составляет 70-80 %. Дальнейшее улучшение пока-
зателей извлечения связано, очевидно, с необходимостью дополнитель-
ного биоокнеления пирита [230].
Указанные выше закономерности сохраняются и в случае биогид-
ромсталлургнчсской переработки п о л и м е 1 а л л и ч с с к и х руд.
Так, например, из пиритного концентрата, выделенного нз сульфидных
свинцово-цинковых руд, при температуре 30 °C за 28 сут. выщелочено
99 % сульфида цинка, 98 % пирита н только 20 % сульфида свинца [231].
Приведенные примеры, свидетельствуют о том, что наиболее благо-
приятным сырьем для биоокислительного процесса являются м ы ш ь-
яксодержащне руды и концентраты, золото о которых преиму-
щественно ассоциировано с арсенопиритом. Более упорны в данном
отношении пиритные руды и концентраты, а наибольшую сложность
для обработки по биогндрометаллургической технологии представляют
рудные материалы, благородные металлы в коюрых связаны с галени-
том, халькопиритом и сфалеритом. Прежде всего это касается серебро
содержащих руд, для которых такие ассоциации являются достаточно
распространенными.
По данным, приведенным в [232], биоокисление галенита (при
рН=2,8) протекает с образованием сульфата PbSOj.
Процесс биоокнеления халькопирита проходит через рял
промежуточных реакций с образованием твердых продуктов: CuS,
Cu(OH):, Cu?S и Си. Данный факт экспериментально подтвержден на
халькопиритовом концентрате флотации, содержащем 28,8 % Си, 29,5
% Fe и 32.9 ° a S. при соблюдении следующих условий БВ: температура
35 °C, рН=2,3. Показано [233], что приведенные выше фазовые превра-
щения халькопирита протекают н в “нсбактч>нальной" химической
среде. Однако скорость окислительно-восстановительных процессов а
присутствии тионовых жслсзоокисляющих бак1срнй существенно уве-
личивается Отмечено также, что скорость биовыщелачиванпя халько-
пирнта (как и в случае PbS), лимитируется диффузией в твердой фазе.
Эго позволяет провести определенную аналогию между процессами
биоокисления и окислительного обжига сульфидов (см.гл.8).
В ряде публикаций [234 и др.] отмечается каталитическое влияние ионов Ag4
на GaKiepua.’ibHoe окисление халькопирита, что связыаастся авторами с фактом
образования на поверхности частиц халькопирита пленок сульфида Ag:S. Осо-
бенно заметно положительное влияние серебра на скорость растворения меди в
начальный период бпоаыщелачиванпя. при этом pH среды должно находиться
на уровне 1.3. Каталитический лффекв усиливается при введении в бактериаль-
но-химическую пульпу хлорил-понов (100 мг/п). способствующих осаждению не
сульфида, а более легко растворимого хлорида серебра [235].
152
Известно [236, 237 н др.], что ноны серебра . даже при небольших концент-
рациях, ингибируют желеэоокнсляющую способность Т.Г Скорость окисления
Fc1* a FcJ* в присутствии Ag* (1-10 мг/л) снижается а 2-3 раза. Однако прн од-
новременном присутствии В жидкой фазе ионов серебра и мели ингибирующее
действие серебра ослабевает. Установлено, например, что введение в пульпу
при БВ ионов меди восстанавливает желеэоокнсляющую способность Т.Г. ко-
торая была ингибирована ранее серебром [236]. Следовательно, в случае пере-
работки серебросодержаших материалов уже медь может выполнять роль ката-
лизатора биохимического процесса.
В качестве катализаторов биоокислительных процессов при переработке
сульф|щных руд и концентратов цветных металлов, кроме Ag*. могут быть
также использованы ионы висмута, олова (0.01-1.0 г/г) и некоторых других
металлов [238].
Определенный интерес представляют данные по биоокислению а н-
тимонита. Как уже отмечалось выше, этот минерал в золотых ру-
дах и концентратах может выступать одновременно н как физический
(коллектор) н как химический депрессор золота в цианистом процессе.
По результатам исследований Иргиредмета* и с учетом других инфор-
мационных материалов окисление SbjSj в присутствии бактерий Т.Г
может быть описано следующей суммарной реакцией:
БЬзБз+бОз+ЗНзО Tf> Sb:Oj ♦ 3H:SO<.
Таким образом, процесс бноокислсния антимонита (осуществляе-
мый в относительно мягком режиме) должен способствовать улучше-
нию технологической характеристики цианируемого материала, в связи
с освобождением ассоциированного с SbjSj золота и переходом сурьмы
в менее активную химическую форму.
Аналогичный вывод может быть сделан н в отношении пирро-
тина, являющегося, так же, как и SbjSj, активным химическим депрес-
сором золота в цианистом процессе. Установлено, что в процессе БВ
происходит трансформация пирротина (через FcSOa) в яроэиты железа
(в частности, карфосидерит Fe4(SO«)i-OHj-2H’O) и далее - в FeiOj, т.е. а
инертные для цианирования формы. Образующаяся в этих условиях
элементарная сера под воздействием кислорода и бактерий может быть
переведена в сульфатную форму и затем выведена из процесса до опе-
рации циа1шровшп1Я. В совокупности это должно обеспечивать полную
нейтрализацию пирротина как химического депрессора золота.
Что касается простых сульфидов меди (ковеллин, халькозин, купрн!
и др.) , то перевод их в процессе биоокислеиия в водорастворимую
металлов из упорных концентратов на основе использован!» процесса бактериального
выщелвчнаанпя: Отчет о НИР Л1рп|редмег. Рук. ОД-Хмельницкая. -Nt ГР 0188002340 -
Иркутск. 1989,-ПОс.
153
сульфатную форму также не должен вызывать особых проблем с точки
зрения отделения меди от золота и последующего цианирования остат-
ков БВ.
Обобщая вышесказанное, можно сделать общее заключение, что
бактериально-химическое окисление золотосодержащих минералов, руд
н концентратов должно в целом оказывать благоприятное воздействие
на упорные золоторудные материалы, относящиеся по принятой нами
классификации к технологическим типам “Б” и "В”.
Значительно более сложным представляется вопрос о возможности
использования биогидрометаллургии к углеродсодержашнм
золотым рулам и концентратам с повышенной сорбционной актив-
ностью (технологический тип “Г”).
В ряде информ анионных источников отмечащея перепек 1нвнос1ь
бактериального процесса и для данного вида сырья. Предложено
несколько патентов по переработке углистых золотых руд и концент-
ратов биогндрометаллургическнм способом.
По одному из них [239], руДную пульпу выдерживают в контакте с бакте-
риями в течение 2-10 суток при температуре 15-35 *С, после чего углерод теряет
способность сорбировать золото и серебро. Одновременно происходит частич-
ное окисление и разрушение сульфидных минералов. Для размножения бакте-
рий рекомендуется питательная среда на основе углеродсодержащцх веществ:
керосин, дизельное топливо, хелаты, тириты. Согласно патенту [240]. углерод-
содержащая руда подвергается одностадиальному микробиологическому вы-
щелачиванию с участием гетеротрофных микроорганизмов или смесей микро-
организмов в гетеротрофных условиях, при которых осуществляется нх культи-
вация и рост, в результате чего снижается содержание углерода а руде. Обра-
ботка таким методом битуминозной ппрнтизпрованпой золотой руды позволи-
ла получить извлечение золота в гидрометаллургическом цикле на уровне 85 %,
в то время как при прямом цианировании руды извлечение золота не превыша-
ло 5 %. Определены условия микробиологического выщелачивания: крупность
руды 100 % класса минус 0.15 мм. плотность пульпы 5-45 % твердого, рН=7.5-
8.2. температура 28-30 *С, продолжительность обработки 20-30 ч. В [241] пред-
ложен способ биогидрометаллургаческой переработки сульфидных углеродсо-
держащпх золотых п серебряных руд. в соответствии с которым бпообработку
проводят в 2 последовательные стадии- На 1-й стадии осуществляют бпоокпе-
ление сульфидов методом кучного БВ автотрофными микроорганизмами Т.Г. и
др. при температуре 15-40 °C. 2-я стадия проводится с целью деактивации угле-
рода на основе использования сочетаний гетеротрофных микроорганизмов.
Деактивацию углерода производят совместно с выщелачиванием благородных
металлов а цианистых или тиокарбамидных растворах в присутствии щелочи.
В перечисленных выше патентах приводится перечень групп гетеротрофных
микроорганизмов, рекомендуемых к использованию а целях деактивации сорб-
цпонноактпвного углерода.
154
Известно [240], что компанией “Ньюмоит Года" (США) в настоящее
время проводятся обширные исследования и технологические испыта-
ния процесса бновыщелачивания золота из сульфидных материалов,
содержащих активный углерод. Запасы такого сырья в горных отводах
предприятий компакт, в штате Невада оцениваются в 90 т золота.
Вместе с гем, имеется достаточное количество публикаций [243 и
др.], свидетельствующих о том, что при бактериальном вскрытии н
выщелачивании углеродсодержаших сульфидных рул и концентратов с
использованием Т.Г. и других автотрофных микроорганизмов сорбци-
онная активность шшнируемых остатков БВ в значительной степени
сохраняется. Иллюстрацией этому могут служить результаты исследо-
ваний Иргиредмета на концентратах Бакырчикского месторождения,
характеризующихся высокой естественной сорбционной активностью в
цианистом процессе и тесной ассоциацией золота в сульфидах: арсено-
пирите, пирите [244-248].
Объектами для постановки экспериментов явились:
а) исходный концентрат,
б) концентрат, обработанный средой 9К* ,
в) концентрат, подвергнутый бактериальному вскрытию (кек БВ). а также
тяжелые н легкие фракции, выделенные из перечисленных выше продуктов
методом разделения их в тяжелой жидкости плотностью 2,9 г/см1.
Состав исходного концентрата н выделенных из него легкой и тяжелой
фракций характеризуется следующими данными:
Выход. Сера. % Железо. Мышьяк Углерод. % г/г
Тяжелая фракция 5.6 31,9 33,5 19.2 4,3 226
Легкая фракция 94.4 2.0 1.9 0.8 16.1 12.4
Концентрат 100.0 3,7 3,7 1.9 15.5 24.4
Установление сорбционной активности (СА) исследуемых продуктов про-
водилось с использованием следующей методики: навески продуктов массой по
2 г контактировали (механическое перемешивание в бутылях) с 40 мл золотосо-
держащего раствора (концентрация золота 20-25 мг/л) в течение 24 ч. через
определенные промежутки времени отбирались пробы раствора на содержание
металла. По окончании опыта твердые остатки о|делялись от раствора, филь-
тровались. промывались на фильтре хололной водой и сушились, после чего
опробывались на золото.
* Состав среды 9К (г/л): аммоний сернокислый - 3.0: калий хлористый - 0.1; калий фосфор-
нокислый двуэамещенный - 0.S; кальций азотнокислый - 0.01: магний сернокислый - 0.5.
сульфат жмнй (I!) - 11.8
155
Данные, представленные в табл.7.1, показывают, что максимальной
сорбционной способностью по отношению к цианистым комплексам
золота обладает легкая (углисто-глинистая) фракция исходного
концентрата (степень сорбции золота нз раствора 98,4 %). СА тяжелой
(сульфидной) фракции концентрата проявляется в незначительной
форме (степень сорбции золота 4 %), хотя массовая доля углерода в
данной фракции составляет 4,3 %. Преобладание в концентрате легких
фракций (94 % от массы конценфмга) определяет в конечном итоге н
его весьма высокую СА (98,6 % сорбированного золота).
Таблица 7.1
Результаты экспериментов по определению сорбционной активности углнето-
сульфндного концентрата и продуктов его биохимической обработки
Наименование продуктов Концентрация золота в Содержание золота во фракциях, г/г Извлечение золота из раствора. %
до серб- 1 цнн | эе, мг/л после сорбции
до сорб- ции после | сорбции
Исходный концентрат (содержание серы 3.7: углерода - 15.5%)
Концентрат 1 1 220 1 1 03 1 24.4 447.0 I 98.6
Тяжелая фракция 25.0 24,0 226.3 246,3 4.0
легкая фракция | 1 25,0 | 1 0,4 | 1 «2.4 1 | 504,4 1 | 98.4
Концентрат, обработанный средой 9К без бактерий.
(содержание серы 3.7; углерода - 1 15.5%)
Тяжелая фракция 1 25.0 22.5 1 ,86’7 1 236.7 I I Ю.О
Легкая фракция | 1 25,0 | 1 0.5 I 1 126 | | 506.1 | | 98.0
Кек бактериального выщелачивания
(содержание серы - 2.3 %; yi лерода 15,5%)
Кек БВ 25.0 27.6 I 418.6 I 78.2
Тяжелая фракция 25.0 238.4 70!.4 92.4
Легкая фракция 1 8Д | 213 1 353.3 | I 66.0
Обработка обеих фракций концентрата средой 9К (без бактерий)
практически мало влияет на конечные показатели их сорбционной ак-
тивности, хотя в динамике процесс сорбции золота из растворов легкой
фракцией после обработки средой 9К протекает несколько менее ак-
тино.
Присутствие бактерий (бактериальное выщелачивание в среде 9К)
снижает сорбционную активность легкой фракции и, одновременно с
этим, существенно увеличивает сорбционную активность тяжелой
фракции. В совокупности СА концентрата, подвергнутого БВ, хотя и
ослабевает, однако в целом остается достаточно высокой, что иллю-
стрируется приведенными в тябл.7.1. данными: доля золота, сорбиро-
ванного нз раствора исходным концентратом за 24 ч, составляет 98,6 %;
кеком БВ - 78,2 %.
156
Очевидно, что основную ответственность за проявление сорбцион-
ной активности кеков БВ в цианистом процессе несет углерод, хотя
нельзя исключить участия в этом процессе и других компонентов, в
частности, продуктов биогидрометаллургического разложения сульфи-
дов железа (ярозиты, элементарная сера и др.) [247]. По данным некото-
рых исследований [248], сорбционным действием в кеках БВ могут об-
ладать также арсениты, арсенаты и некоторые другие гидратированные
соединения железа.
В любом случае следует признать, что золотосодержащие руды п
концентраты технологического тала “Г" могут быть отнесены к числу
наиболее упорных для биогидрометаллургической технологии. Приме-
нение последней (в ее “классическом варианте”) к такого рода сырью
невозможно без устранения или, по крайней мерс, снижения до мини-
мума сорбционной активности углистого вещества.
Из всех аспектов, касающихся возможностей использования биогид-
рометаллургической технологии в золотодобывающей промышлен-
ности, наиболее слабо отражен и печати вопрос повеления самих бла-
городных металлов в процессах бактериального вскрытия и выщелачи-
вания сульфидных руд (концентратов). Между тем. этот вопрос имеет
не только теоретическое, но и важное практическое значение, в част-
ности, для объяснения возможных причин дебаланса золота н серебра
при осуществлении технологии БВ - цианирование в полупромышлен-
ных и промышленных условиях.
Так. например, о процессе пролупромышленных нспьпанпП биопщрометал-
луртческой технологии на упорных золото- и сереброеодержаших концентра
тах Неждаяииского месторождения (Гидроцветмет. 1986 г.) зафиксировано
извлечение золота и серебра в кек БВ 92,1 и 88,8 %; т.е. дебаланс металлов в
б|юокпсл1гтельном цикле составил соответственно 7,9 и 11.2 %. Аналогичное
явление отмечено и при проведении технологических испытаний на концентра
тах Ояамниадияскогоместорождения (Иргиредмет, ЦНИГРИ. НИМИ. МИСиС.
1989. 1992 гт.). В обоих случаях при объяснении причин недопзвлечения золота
и серебря в твердые продукты БВ не исключалась и возможность частично! и
перехода благородных металлов в бактериально-химические растворы, хота
прямого экспериментального подтверждения этому факту в данных исследова-
ниях нс было получено.
В работе [249] представлены результаты лабораторных исследований по
бактериальному выщелачиванию комплексной серебросодержащей руды сле-
дующего состава: серебро - 438 г/г; медь - 0,22 %; свинец - 2.5 %; цинк - 0,26 %
Серебро в руде представлено, главным образом, тетраэдритом - 4 (Cu;S.
Ag2S)-Sb?Sv свинец - галенитом; цинк - сфалеритом, железо - преимущественно
пиритом. Для БВ применяли культуру Т.Г., бактерии выращивали в среде, со-
держащей lO-i-IO-* М AgNOj и 9 г/л FeSO«. Выщелачивание измельченной руды
проводили а стеклянных реакторах при pH=2 при соблюдении непрерывного
режима БВ: ввод исходного раствора у дна реактора, вывод насыщенного рас-
твора - через боковой отросток у верхней части реактора. За 49 суток БВ в
157
раствор извлечено 75 % серебра. В отсутствии бактерпП за тот же период рас-
творено 50 % серебра. Цветные металлы в обоих случаях практически полнос-
тью (на 98-99 %) остались в нерастворенном остатке, что позволяет определен-
но говорить о селективности выщелачивания серебра бактериально-
химическими растворами.
В период 1990-1992 гт. Иргиредметом (О.Д.Хмельннцкая, О.Н.Лаи-
чакова, В.Н.Смагунов) проведен цикл исследований по изучению пове-
дения благородных металлов в биогидрометаллургическом процессе.
Эксперименты проводили на синтезированных аналогах природных
минералов серебра (аргентит AgjS, пираргирит AgjSbSj, прустит
AgiAsSi, гессит Ag’Te), а также иа металлическом золоте и серебре, а
стандартных условиях в присутствии Т.Г. В качестве субстрата приме-
няли пирит.
Установлено [244, 246], что прн бактериальном выщелачивании ме-
таллического золота равновесная концентрация металла в растворе не
превышает 0,1-0.2 мг/л. По результатам рентгеноспектрального анали-
за (микрозондирование) золото в биомассе не обнаружено. Присутствие
его в культурных средах в указанных концентрациях, очевидно, обус-
ловлено образованием AuSO,2- , что подтверждается термодинамиче-
скими расчетами.
В отличие от золота, металлическое серебро в процессе бактериаль-
ного выщелачивания практически полностью переходит в раствор.
Однако затем оно сорбируется биомассой. Данный факт подтверждает-
ся методами реиттеноспектрального микроанализа и ИК-спсктроско-
пичсскнмн исследованиями.
Аналогичные закономерности имеют место и в случае бактериаль-
ного окислашя сульфидов серебра. Содержание серебра в биомассе,
полученной в цикле микробиологического окисления исследованных
образцов, составляет от 2,5 до 8,0 мг/г при равновесной концешрации
серебра в жидкой фазе 1-2 мг/л. Сделано предположение, что серебро в
биомассе присутствует в форме сульфида.
В процессе бактериального выщелачивания AgzTe имеет место рас-
творение обоих компонентов: серебра и теллура. Значительная часть
серебра затем сорбируется биомассой, а теллур выпадает а минерализо-
ванный осадок в виде трудиорастворнмого соединения неустановлен-
ного состава.
Отмечено, что цианирование продуктов бактериального выщелачи-
вания характеризуется значительно более высокой скоростью раство-
рения cqie6pa (в 3-10 раз выше, чем при цианировании исходных об-
разцов). Отсюда сделан вывод, что процесс бактериального окисления
способствует трансформации минералов серебра в менее упорную для
цианирования форму.
Результаты исследовании на синтезированных минералах серебра
хорошо сот лисуются с экспериментами, проведенными на реальных
серебросодержащнх концентратах. Объектом исследований явились
158
концентраты Нежданинской и Тасеевской фабрик, а также концентра-
ты, выделенные из руд месторождения Купольное (Якутия). Серебро в
указанных концентратах присутствует в различных минеральных фор-
мах.
Бактериальное выщелачивание проводили в оптимальных условиях
для каждого материала. По результатам атомно-абсориионного анали-
за концентрация серебра в культуральных средах не превышала 0,5
мг/л, золота - 0,3 мг/л. Рентгеноспектральный анализ подтвердил факт
сорбции растворенного металла бактериальными клоками. Содержа-
ние серебра в* биомассе составило 1.2-3.8 мг/г.
Результаты исследований Иргиредмета подтверждают принципи-
альную возможность перехода топота в бактериально-химические рас
творы, хотя степень растворения золота в условиях БВ весьма незначи-
тельна. При концентрации золота в растворах 0,1-0,3 мг/л и значениях
Ж:Т=4+6:1 потери металла с жидкой фазой пульпы не могут превышать
1-2 г на 1 т перерабатываемого сырья. Очевидно, чю при соблюдении
определенных условий БВ (а частности, при работе с полным внутри
фабричным оборотом кислых бактериальных растворов) эти потери
могут быть сведены к минимуму или вообще исключены.
Чю касается серебра, то возможности его извлечения из сульфидных
руд и концентратов по бногцдромсталлургнчсской тсхнолшни во мно-
гом зависят от полноты отделения и последующей переработки отрабо
тайной биомассы, каждый грамм которой может содержать (как было
отмечено выше) от 2 до 8 мг сорбированного серебра.
По данным работы [250],в процессе бактериального выщелачивания
золото-серебряных концентратов до 80 % биомассы находится на по-
верхности концентрата и 20 % - в жидкой фазе. Степень anreiini бакте-
риальной массы в принципе может быть увеличена до 90-95 %, что
должно способствовать переходу основной массы серебра в твердые
продукты БВ. Последующее извлечение серебра прн цианировании этих
продуктов (в том числе и серебра, сорбированного биомассой), очевид-
но, не должно вызывать особых осложнений. Более существенной яв-
ляется проблема утилизации серебра нз жилкой фазы бактериальной
пульпы, поскольку в этом случае приходится считаться не только с
внутриклеточной аккумуляцией металла, но также и с возможностью
механических потерь серебросолержящей биомассы, в частности, за
счет налипания ее на стенки трубопроводов, стационарные н движу-
щиеся части технологического оборудования [121].
Представленные выше материалы еще раз показывают, что техноло-
гические возможности биогндрометаллургической переработки золото-
и ссребросодержащнх руд (концентратов) определяются не только
условиями бактериального вскрытия сульфидов (коллекторов золота и
серебра), ио и особенностями поведения благородных металлов в этом
159
процессе и нс учитывать этот фактор нельзя, особенно в случае перера-
ботки материалов с повышенным содержанием серебра.
Одним из преимуществ биогидрометаллургической технологии пе-
реработки мышьяковистых золотых руд считается возможность более
простого (по сравнению с другими альтернативными металлургически-
ми вариантами) решения “проблемы мышьяка”. По мнению зарубеж-
ных экспертов [231 и др.], процесс БВ сопровождаемся образованием
“безвредных” (т.е. экологически безопасных) химических соединений
мышьяка, а также - сурьмы. Итогом двухлетней деятельности промыш-
ленной установки БВ на руднике Фзйрвью [192] является доказательство
эффективности обезвреживания сточных вод и хвостов биогидрометал-
лургического процесса от мышьяка простым известкованием. Един-
ственными условиями реализации данного способа считаются поддер-
жание соотношения концентраций железа и мышьяка не 1шже 4:1 и
размещение станции нейтрализации в непосредственной близости от
шламоотстойника во избежание запаковывания трубопроводов. Воз-
можность достаточно полного осаждения мышьяка из биохимических
растворов известью и известняком отмечается и в [252]. В данной рабо-
те представлены 3 режима осаждения мышьяка, обеспечивающие полу-
чение плотных кристаллических и труднорастворимых мышьяковистых
осадков. Даются рекомендации по оптимизации молярного отношения
Fe:As, кинетики реакций осаждения, pH, температуры, плотности пуль-
пы, а также расхода реагентов.
Однако по другим сведениям проблема очистки сточных вод и хвос-
тов биогндрометаллургнческого процесса от мышьяка представляется
более сложной. Так, например, при обработке указанным методом мы-
шьяксодержащей золотой руды (Аи 12,8 г/г. As 6,2 %, S 3,5 %, Fe 8,7 %),
мышьяк в которой представлен арсенопиритом и частично - скороди-
том, при обшей степени окисления сульфидов 95 %, до 47 % мышьяка
переходит в растворимое состояние. Концентрация As в растворах до-
стигает 17 г/л, что нс оказывает существенного влияния но микроорга-
низмы (а связи с длительной предварительной адаптацией бактерий к
данному субстрату), но создает существенные затруднения при очистке
стоков. Благодаря чрезвычайно высокой стабильности растворимых
соединений мышьяка (представленного по результатам исследований
преимущественно в трехвалентной форме) перевод их в состояние выс-
шей валентности AsJ* лаже при значительном избытке железа (III) и
окислителя происходит недостаточно полно. Поэтому последующее
известкование пульпы позволяет очистить ее только от основной мас-
сы растворимого мышьяка, что дает возможность opi аннзовать цирку-
ляцию растворов в биохимическом процессе. Полной же очистки рас-
творов от мышьяка таким способом добиться не удается [253].
С целью изучения возможности получения в биогидрометаллурги-
ческом цикле малотоксичных мышьяксодержащих отходов, пригодных
160
для хранения в хвостохранилищах обычного типа, Иргиредметом
(О.Д.Хмельницкая, И.Л.Фурсова, О.В.Ланчакова и др.) с применением
комплекса физико-химических методов исследования изучены фазовые
превращения мьппьяка при обработке арсеиопиритовых руд (концен-
тратов) по полной схеме, включающей БВ. сорбционное цианирование
(CIP) и обезвреживание хвостов сорбции гипохлоритом кальция [254].
Рентгеноструктурным и микроренттсноспектральным анализом
установлено, чю в хвостах обезвреживания цианистых пульп мышьяк
присутствует преимущественно в виде аморфных соединений, относя-
щихся к классу сульфат-арсенатов железа, а также в форме кристалли-
ческих фаз, в основном, в виде скородита. Состав вторичных соедине-
ний мьппьяка определяется молярным соотношением железо : мышьяк.
Па основании результатов исследований поверхности проб методом
рентгеновской фотоэлектронной спектроскопии сделано предположе-
ние о гидратной основе аморфных соединений. В качестве промежуточ-
ных форм мьппьяка в кеках бактериального выщелачивания'выявлены
кислые арсенаты железа и соединения As (III).
Изучена вымывасмостъ мышьяка из продуктов биогидромсталлур-
гической обработки. Экспериментально установлено, что миграция
мышьяка из твердой фазы зависит от молярного отношения железо:
мышьяк.
Минимальная вымываемость мьппьяка наблюдается при отношении
Fe:As=6-9 (концентрация As в растворе 0.2-0.4 мг/л). Показана воз-
можность снижения концентрации мышьяка в жилкой фазе до норм
ПДК (0,05 мг/л) и ниже за счет дополнительной термической обработки
(сушки) хвостов гидрометаллургического процесса при температуре
200 °C.
Полученные результаты в целом свидетельствуют о возможное in
создания экологически приемлемой технологии переработки упорных
мышьяксодержашнх золотых руд и концентратов иа основе процесса
бактериального вскрытия и выщелачивания сульфидов.
7.2. Принципиальная схема биогидрометаллургического извлечения
золота и серебра из мышьяково-пиритных руд
Основными стадиями биогидромегаллургической переработки пи-
рит-арсснопиритовых золотых руд и концентратов (рис.7.1) являются:
бактериальное вскрытие сульфидов (включая адаптацию бактерий);
цианирование остатков БВ с получением товарной золотосодержа-
щей продукции.
Рекомендуемый режим БВ лян в предыдущем разделе. Продолжи-
тельность данной технологической операции для разных продуктов
неодинакова и зависит от состава руд (концентратов), структуры золо-
тосодержащих сульфидов и характеристики самих благородных метал-
161
лов. В ряде случаев представляется целесообразной “двухконтурная"
схема БВ (выщелачивание в 2 последовательные стадии с промежуточ-
ным сгущением кислой бактериально-химической пульпы и частичным
обновлением выщелачивающих расширив).
Подготовка бактериальной массы включает выделение штаммов
Т.Г, их концентрирование (путем многократного пересева) и адапта-
цию биомассы применительно к перерабатываемому рудному материа-
лу.
Операции БВ предшествует соответствующая подготовка руд
(концентратов). В простейшем случае оиа включает измельчение мате-
риала до крупности минус 0,074 мм (в ряде случаев - до еще более тон-
кого состояния) и обезвоживание пульпы (сгущение, фильтрация) перед
поступлением иа биохимическую обработку.
Цианирование продуктов БВ производится с учетом двух основных
особенностей: гранулометрического состава продуктов (преобладание
ошламованных фракций, образующихся в процессе измельчения и бак-
териального выщелачивания исходного сырья) и повышенной сорбци-
онной активности цианируемого материала. Совокупность указанных
факторов вызывает необходимость проведения цианирования в режиме
сорбционного выщелачивания с использованием 1всрдых синтетиче-
ских сорбентов: ионообменных смол и активированных углей. В ос-
тальном технологическая схема и условия цианирования (аключая по-
лучение конечной товарной продукции и обезвреживание сточных вод
и хвостов) мало отличаются от применяемых в промышленности при
обработке богатых золотосодержащих руд или рудных концентратов.
Важной сталией биогндрометаллургического процесса является хи-
мическое кондиционирование продуктов БВ перед поступле-
нием нх на цианирование. Основными задачами данного передела яв-
ляются:
перевод бактериально-химической пульпы из кислой в щелочную, во
избежание возможности образования синильной кислоты в цикле циа-
нирования;
нейтрализация присутствующих а продуктах БВ цианиендов, вос-
становителей и других химических депрессоров золота и серебра, к ко-
торым могут быть отнесены элементарная сера и ее производные, суль-
фат двухвалентного железа, некоторые соединения цветных металлов и
ДР-
162
Руда.
Сгущенный "Слив
________J Бактериальное I
J окисление |
Пульпв
Обезвоживание
(с промывкой твердого остатка методом
Кислые бактериально-
химнческне растворы
Пульпа Твердые сорбенты
I |— (актманрованыЯ уголь. *
CaO
Получение
мышьяк со-
держащей
товарной
продукции
| Нейтрализация |
Реагенты
Сорбционное
цианирование
Обсзвре:
(очистка от цианидов.
Концентрат
(промпродукт)
Аи-содержа-
щий товар-
ный продукт
Гравитационно-
флотационное
обогащение
Оттен ерн-
ро ванный
Обезвреженная пульпа
в хвостохраиилпше
В основной
цикл обога-
щения рулы
Рнс.7.1. Технологическая схема бпогидрометаллургичсской переработки
мышьяковопирнтных руд и концентратов
163
Наиболее простым способом кондиционирования бактериально-
химической пульпы является известкование (обработка извес-
тью или известняком). При этом считается целесообразным произво-
дить предварительную отмывку твердого остатка БВ от кислых бакте-
риальных растворов, например, методом противоточной декантации в
сгустителях, и подвергать нейтрализации только жидкую фазу. т.е.
растворы.
Во многих случаях [255 и др.] рекомендуется часть отработанных
растворов направлять (без предварительной очистки) в основной цикл
БВ с целью более полного использования биомассы и других полезных
компонентов раствора. Как правило, это практикуется в случае перера-
ботки материалов с невысоким содержанием мышьяка. При биогидро-
металлургической обработке богатых по мышьяку концентратов рас-
сматривается возможность выделения мышьяка из оборотных раство-
ров в виде скородита или соответствующих товарных мышьяксодер-
жащих продуктов [256]. В первом случае (выделение скородита) осажде-
ние мышьяка может быть осуществлено безреагентным способом: про-
греванием пульпы до температуры 90-95 °C в течение 1,0-1,5 ч.
Известны разработки, в соответствии с которым нейтрализации
подвергается вся пульпа, без разделения ее на твердую и жидкую
фракции.
Эффективность известкования бактериально-химической пульпы
значительно повышается, если эта операция производится с одновре-
менным подогревом пульпы и аэрированием. В этом случае облегчается
перевод сульфидной серы в сульфатную форму (с осаждением ее в виде
CaSOx) и достигается максимальная очистка растворов от мышьяка,
железа и других примесей. Следствием этого является существенное
снижение расхода реагентов в цикле последующего цианирования про-
дуктов и обезвреживания хвостов t идрометаллургичсского цикла, что в
некоторой степени компенсирует затраты иа нейтрализацию кислой
пульпы БВ. В ряле случаев известкование дополняется электрохими-
ческой обработкой пульпы (Ж:Т=3:1, рН=10,5-12) при объемной плот-
ности тока 0,3-1,5 А/л в течение 1-3 ч. В результате сокращается про-
должительность последующего цианирования и снижается расход
NaCN [257].
Одним из существенных недостатков известковой обработки пульпы
является гипсообразование со всеми вытекающими отсюда последстви-
ями (закупорка трубопроводов и т.д ). К числу последних может быть
отнесена и возможность “окклюзии” золота и серебра в остатках БВ
труднорастворимыми сульфатами, хотя прямо этот факт не установлен
и никем не исследовался. В этом плане вариазгт с известкованием толь-
ко растворов БВ (рис.7.1) представляется достаточно обоснован-
ным.
164
В качестве альтернативы рассматривается возможность использова-
ния в цикле нейтрализации пульпы БВ каустической соды. Хотя по-
следняя по сравнению с СаО является более дорогим и более дефицит-
ным реагентом, использова1те NaOH имеет и свои положительные
моменты. По данным [225]. в случае применения NaOH извлечение зо-
лота при последующем цианировании увеличивается на 4 % (с 90 до 94
%), а расход NaCN сокращается более, чем в 2 раза. Эксперименталь-
ными исследованиями Иргиредмета [258] показано, что в процессе вы-
щелачивания кеков БВ горячими (85-90 °C) щелочными растворами
происходит дополнительное вскрытие упорной части благородных
металлов (особенно серебра), в результате чего извлечение их при по-
следующем цианировании существенно возрастает. Установлено также
[259], что образующиеся в процессе NaOH-обработки серощелочные
растворы целесообразно направлять в цикл БВ. Присутствующая в
этих растворах активная сера (S2-) является хорошим осадителем метал
лов-примесей, которые накапливаются в жидкой фазе бактериально-
химической пульпы и тормозят процесс БВ. При взаимодействии с се-
рошелочными растворами этн металлы осаждаются в форме тонкодис-
персных сульфидов, которые являются энергетическим субстратом для
бактерий, что обуславливает рост биомассы и дополнительно интенси-
фицирует бактериально-химического вскрытия сульфидов. Особый
эффект данный технологический прием дает в случае переработки по
схеме БВ-цнанирование сульфидных (мышьяковистых) золотых кон-
центратов. содержащих значительное количество пирротина. В работе
[260] рекомендуется проводить NaOH-обработку кеков БВ при темпе-
ратуре 80-90 °C в течение 1 ч. В результате нейтрализации активной
серы по реакции 4S+6OH"=2Sr+S2Ojr+3H’O резко снижается расход
цианида на образование CNS'. К числу недостатков NaOH-нейтра-
лизации следует отнести образование в значительных концентрациях
растворимых сульфатов и арсенатов натрия, что вызывает необходи-
мость принятия специальных мер по очистке растворов от этих соеди-
нений, в том числе и методом известкования.
Обезвреживание хвостов бногндрометаллургической пере-
работки упорных золотосодержащих концентратов в целом произво-
дится на основе общеизвестных принципов, применяемых в золотодо-
бывающей промьпилешюсти. Очистка жидкой фазы хвощ он от циани-
дов и роданидов (тиоцианатов) может быть осуществлена путем хлори-
рования, озонирования, ионного обмена, процессом ИН КО (сернистым
газом) и другими методами, включая и микробиологические. То же
самое можно cxaiaib и в отношении мышьяка, сурьмы, меди и других
токсичных примесей, очистка от которых производится с использова-
нием известных методов [261. 262].
Одним из вариантов обезвреживания хвостов 6актер|1алыю-циан1к.-юП тех-
нологии может служить способ, разработанный Иргиредметом на примере
165
концентратов Тасеевской и Нежданинской фабрик. Технологическая схема
очистки предусматривает обработку всей массы пульпы в 2 стадии. На первой
стадии ocyuieciiuiMeivM деструкция цианидов и тиоцианатов с применением
хлорсодержашпх окислителей Дялее пульпа без промежуточного обезвожива-
ния поступает на очистку от мышьяка и сурьмы. С учетом опыта ранее прове-
денных исследований, а также элементного состава технологических растворов,
наиболее приемлемым методом их очистки признан известково-купоросный,
основанный ня осаждении мышьяка с гидроксидами железа и других металлов.
При наличии в исходных концентратах сульфидных золотосодер-
жащих минералов, трудно поддающихся бактериальному вскрытию
(отдельные разновидности пиритов, галенит, халькопир>гт и др.), в це-
лях недопущения чрезмерной длительности процесса БВ, целесообразно
предусматривать в схеме дополнительные операции по доизвлечснию
золота и серебра (в виде недоокислившихся сульфидов) из хвостов гид-
рометаллургического никла методами гравитационно-флотационного
обогащения. Данный вариант изображен пунктиром на правой части
схемы на рнс.7.1. Получаемые при этом обогащенные продукты, в зави-
симости от их состава и технологических свойств, могут быть возвра-
щены в цикл БВ, переработаны в отдельном металлургическом цикле
или направлены в различные точки основного обогатительного про-
цесса.
В соответствии с патентом Иргиредмета [263] бактериальное выще-
лачивание сульфидных золотосодержащих концентратов рекомендуется
вести до степени окисления сульфидов 4S-60 %, а кеки бактериального
выщелачивания перед шинированием подвергать флотации 4с возвра-
щением флотокопцентратов на БВ.
В отечественной и зарубежной практике имеется немало примеров,
когда noneqiraeMbifl металлургической переработке флотационный
концентрат, наряду с упорным, содержит значительное количество
цианисторастворнмого золота и к тому же характеризуется относи-
тельно невысоким содержанием сульфидной серы. Для таких материа-
лов предпочтительны технологические схемы, предусматривающие
предварительное выведение шинируемого золота и cqie6pa до процесса
БВ. С одной стороны, это позволяет и «бежать дополнительных потерь
благородных металлов в бногидрометаллургмчсском цикле, вероят-
ность чего отмечена ранее. С другой стороны, открываются дополни-
тельные возможности концентрирования золотомцвдзжаишх сульфидов
за счет выведения нз руд и nq>B>i4Hbix бедных концентратов обеззоло-
чсниых (в резхлыаю предварительного шинирования) силикатных н
глинистых минеральных образований.
Такого рода схема, в частности, рекомендована Иргиредметом для
убогих по coaqj»caHHK> золота и сульфидов флотационных концентра-
тов Тасеевской ЗИФ (см.раздсл 7.4) Для некоторых разновидностей
166
упорных золотосодержащих флотоконцентратов предложена техноло-
гия, предусматривающая предварительное цианирование концентратов
перед БВ и флотацию твердых остатков бактериального окисления
совместно с исходной рудой иди продуктами ее обогащения [264].
Выше уже отмечалось, что наибольшие сложности могут возникнуть
при обработке по биогидромсталлургичсской технологии углистых руд
и концентратов, где наличие тонковкраплеш!ого золота в сульфидах
(ФД) сочетается с повышенной сорбционной активностью углистого
вещества (СА). В этом плане представляют интерес следующие техноло-
гические варианты:
I. Гравитациошю-флотационная перечне! ка концентратов с разде-
лением их иа сульфидный и угольный золотосодержащие продукты;
обработка сульфидного продукта по схеме БВ-цнанирование. угольно-
го концентрата - по специальной технологии, принятой для такого
рода материалов (см.гл. 15, 16, 23), без применения БВ.
2. Выделение углистого вещества нэ кскоа БВ методом флотации.
Возможность такого варианта обосновывается наблюдениями, что
сульфиды (в частности, пирит) в процессе БВ депрессируются, т.е. те-
ряют свою флотационную активность, а органический углерод в значи-
тельной степени сохраняет эту способность. Данный принцип положен
в основу разработки нового способа десульфуризации высокоссрнис-
тых углей [265], согласно которому угли подвергаются обработке бак-
териями Т.Г., адаптированными к тонкоизмельченному "угольному"
пириту, после чего производится пенная флотация угля. Наибольшая
степень отделения пиритной серы (85-90 %) достигается при продолжи-
тельности предварительной бактериальной обработки 10 мин При
этом содержание серы в угольном концентрате снижается с 4 до 1 % и
ниже.
3. Бактериальное выщелачивание с последующим химическим или
термохимическим окислешюм углистого вещества. Данный способ
апробирован Иргиредметом (В.В.Лолейшиков. Л.П.Семенова, И.И.Ря-
занова) на концентратах Бакырчшсского месторождения. Установлено,
что комбинация БВ с окислительным обжигом и последующим циани-
рованием огарков обеспечнваег извлечение золота из концентрата
(содержание серы 3,6 %; мышьяка 1,6 %; железа 3,7 %; углерода 15,1 %;
золота 24,5 г/т) на уровне 94 %, что на 8-10 % превышает извлечение
золота по схеме: окислительный обжиг - цианирование и более чем на
30 % - извлечение золота по стандартной биогидрометаллургической
технологии.
Следует отмстить, что все описанные выше технологические вариан-
ты ориентированы, главным образом, на цианистый способ извлечения
золота и серебра из продуктов бактериального вскрытия концентратов.
Между тем, возможна комбинат^ БВ и с цецнанистыми способами
металлургической переработки, например, тиокарбамилиым, тиосуль-
167
фатным, сульфитным, хлорным выщелачиванием благородных метал-
лов, а также различными пирометаллургическими процессами (плавка,
высокотемпературное хлорирование и др.).
Из гидрометаллургических методов в этом плане наибольший инте-
рес представляют такие, которые позволяют осуществлять извлечение
благородных металлов из кислых пульп БВ без их предварительной
нейтрализации. К таким методам прежде всего относится тиокарба-
мидное выщелачивание (ТКВ), теоретические и прикладные основы
которого представлены в главе 14. Возможности применения техноло-
гии ТКВ к продуктам биовскрьггия золотосодержащих руд и концент-
ратов могут быть проиллюстрированы на примере ряда зарубежных
исследований.
Так, в работе [266] опубликованы результаты экспериментов на концентра-
те. содержащем (в %): железа - 17,9; мышьяка - 11,4; сурьмы - 15,4; золота - 55
г/т. Бактериальное выщелачивание концентрата проводили в 10-литровом па-
чуке прн 34 *С. В пульпе содержалось 10 % твердого, продолжительность про-
цесса 190 ч. В кеке БВ обнаружено 6,6 % железа и 6.1 % мышьяка. В результате
выщелачивания золота из кека при расходе тиомочевины 6,9 кг/т, температуре
40 *С; pH =0,95-1.49; потенциале 508-877 мВ: в течение 5 ч извлечение золота
составило 89,1 %. Извлечение золота в тиокарбамидном процессе без предвари-
тельного БВ не превышает 35 %.
В статье [267] приведены результаты псследовапиП по переработке эолото- и
серебросодержащего свинцово-циикового концентрата методом БВ - тиокар-
бамцдное выщелачивание. Опыты по бактериальному выщелачиванию прово-
дили в реакторе вместимостью 1 л. оборудованном системой контроля ch. pH,
температуры и скорости вращения мешалки. В реактор загружали 540 мл рас-
твора, 120 г концентрата (содержащего 1,75 г/т золота и 22,5 г/т серебра) и
60 мл бактериальной суспенз..... культиватора. Выщелачивание благородных
металлов тномочевипой проводили в том же реакторе после отделения раство-
ра. По результатам экспериментов построена математическая модель процесса,
выражаемая исходным уравнением dx/dt=K(ao-x)°. где х - количество металла,
извлекаемого за время t. В ходе итерационной процедуры с изменением п и а»
находят х. Принимается модель, имеющая минимальное значение суммы квад-
ратов отклонений экспериментальных и предсказанных значений
Определенный интерес представляют материалы, опубликованные в [268].
Пиритный концентрат, содержащий 35 г/г Ли, 91 г/г Ag. 44 % 5 и 38,3 % Fe
после предварительной обработки ацетоном и дошмельчения. подвергался
бпоокпеленпю Т.Г. при температуре 35 °C. рН=1.4-1,6 и th=0,54 В. Бпоокпсле-
ине осуществлялось в 5-ти последовательно расположенных реакторах по
принципу противотока с продувкой через пульпу воздуха, обогащенного СОз.
Последующее извлечение благородных металлов из остатков БВ (степень окис-
ления пирита 60 %) производилось раствором тиокарбамнда (0.5 моль/л) в при-
сутствии озона (3 г/л) при pH =0,5 и температуре 25 °C. Извлечение золота при
этом составило 90 %, серебра - 70 %. Без предварительной бпообработкн извле-
чение золота из концентрата не превышало 30 %.
168
В статье [269] изложены результаты экспериментов по тиокарбамндному
выщелачиванию золота из упорного концентрата, подвергнутого предвари-
тельной бактериальной обработке. За счет оптимизации режима выщелачива-
ния ( pH среды, концентрация тпокарбамида. концентрация железа (III), тем-
пература) достигнуто извлечение золота в растворы на уровне 77 %, что на 37 %
превышает аналогичный показатель прямого ТКВ концентрата. Показано, что
добавка в пульпу сульфита натрия снижает расход Thio. Полученные результа-
ты сравнимы с результатами цианидного выщелачивания.
Обстоятельные исследования по бесцианидной гидроме!«лири-
ческой переработке продуктов БВ с применением ТКВ проведены в
институте “Иргиредмет" (А.Ф.Панченко. О.Д.Хмельницкая, 1989-
1990 гт.). Исходными материалами для апробации данного варианта
явились продукты бактериальной обработки концентратов Олимяиа-
динского, Тасеевского, Нежданинского месторождений (Россия); место-
рождения Делита (Куба) и рудника Салъсшл (Франция). Состав исход-
ных концентратов и продуктов БВ представлены в табл.7.2.
Эксперименты по тиорарбамидпому выщелачиванию благородных
металлов из кеков БВ осуществляли в 3 последовательные стадии общей
продолжительностью 20 ч, при концентрации тиокарбамида 40 г/л;
серной кислоты 5 г/т; Ж:Т=3:1; температуре 50-60 °C. Достигнутое при
этом извлечете золота и серебра в тиокарбамидные растворы показа-
но в табл.7.3. Для сопоставления в этой же таблице приведены показа
теин извлечения металлов при обработке исследуемых концентратов по
другим альтернативным металлургическим вариантам.
Из сопоставления приведенных в табл.7.3 технологических показа-
телей видно, что тиокарбамидное выщелачивание кеков БВ обеспечи-
вает практически равнозначное с цианированием извлечение золота и,
как правило, более высокое извлечение серебра. При этом оба iгидроме-
таллургических варианта (БВ - ТКВ и БВ цианирование) характер!!
зуются лучшими показателями извлечения золота по сравнению с ком-
бинированной пиро-гидрометаллургической переработкой концентра
тов (обжиг - планирование).
Как установлено исследованиями, главным недостатком ТКВ
(применяемым в сочетании с бактериально-химическим вскрытием кон-
центратов) является относительно высокий расход реагентов (серной
кислоты и тпокарбамида). Поэтому главной задачей технологов при
разработке бактериально-тнокарбамидной технологии извлечения зо-
лота н серебря нз упорных концентратов должно явиться изыскание
условий гидрометаллургической переработки, обеспечивающих прием-
лемые показатели извлечения металлов при минимальных затратах
химических реагентов.
169
Таблица 7.2
Химический состав исходных концентратов и продуктов БВ
Компоненты Олимпи- адинский Исследуемые концентраты Тасеев- 1 Нежда- 1 М-ние 1 скпй | нинскпП 1 “Делита” | I Рудник | "Сальсинь*
Кремнезем Глинозем Железо (общее) Сера (общая) Мышьяк Сурьма Углерод (общий) Углерод (орган.) Золото, г/т С е р е б р о. г/т Железо (общее) Железо (сульфид) Сера (общая) Мышьяк (общий) Мышьяк (сульфид) Золото, г/т Серебро, г/г Арсенопирит flupirr Антимонит 40,1 5.0 22,0 14.5 3.7 5.0 1.0 49.0 40,0 9.3 3.2 10.1 2.3 0.2 48,4 38.5 95 74 99 Массов Исход 41,5 9.6 9,3 10,6 0.7 0.3 31.0 31,0 I 8,0 3.0 6.0 0.5 0.01 30,0 28.6 IL б||ОХИМ| I 98 65 ея доли ко ныс koi 31.3 9.1 15,6 15.2 4.8 0.1 21.6 120 1родук 6,9 0.3 3.0 0.2 21,4 ичсского о LL MiioHeirroB, нцентра 3.5 1.2 29,3 25.3 25,3 6.4 4.1 3.6 49,1 235 ты БВ 22.5 3.8 15.7 14.2 0.1 49.0 238 кнеления су I 99 69 I 99 % ты Пет данных 20.6 2.0 10,4 18.0 0.2 18.3 55.2 льфидов, “Л \
В целом же процесс ТКВ благородных металлов из кеков БВ может
быть осуществлен на основе ранее разработанных Иргиредметом тех-
нологических рекомендаций (см. главу 14), включая и такие вопросы,
как способы получения конечной товарной продукции, регенерация
растворителя, организация бессточного гидрометаллургического цик-
ла
170
Таблица 7 3
Показатели извлечения благородных металлов из концентратов
по различным вариантам металлургической обработки
Концентраты Варианты обработки
Прямое ши- нирование БВ - цианиро- вание БВ-ТКВ । I Окислительный обжиг • цнаниро-
Извлечение металлов, %
Аи АД Аи Ag Аи АК Аи Ag
Олимппадинский 42.7 94.4 77.0 93,6 96,9 86,6 52,3
Тасеевскпй 72.0 46.7 96.8 85,5 95.0 86.0
Нежданинский 95.4 71.0 94.0 54.7 82.7 81.6
Делита 36,6 п.з 96,0 82,7 95,1 93.4 86.0 93.9
Сальспнь 83,4 84,4 94,0 93,0
Олин из возможных вариантов комбинации БВ и ТКВ представлен
на рис.7.2.
Изображенная на рисунке технолого-аппаратурная схема разработана для'
мышьяково-ппрптиых золотых концентратов, выделяемых при обогащении руд
месторождения Олимпиас, Греция [270]. Концентраты характеризуются сле-
дующим (средним) химическим составом, железо • -40 %, сера - 41 %, мышьяк -
12 %, золото - 25 г/т. серебро - 35 г/т. Минеральный состав концентрата- nupirr -
67,5 %: арсенопирит - 22,2 %; сульфиды цветных металлов (Cu;S. PbS, ZnS) - 2,8
%. Расчетное годовое производство концентратов 100 тыс т в год
В соответствии с представленной проектной схемой, концентрат измельча-
ется до крупности 80 % класса минус 0.074 мм и смешивается с питательными
добавками, оборотным продуктом бповышелачпвания и кислотой. Полученная
смесь насосами подается в три параллельных лпнип БВ. каждая из которых
состоит из 3-х последовательно расположенных биореакторов для выщелачи-
вания. Реакторы работают при плотности пульпы 30 % твердого. Общая про-
должительность выщелачивания составляет 80 ч, что обеспечивает степень
окисления сульфидной серы на уровне 75 %. Каждый реактор снабжен встроен-
ным механизмом для рассеивания воздуха Степень использования кислорода
составляет предположительно 25 %. Для каждого реактора предусмотрен от-
крытый цикл охлаждения. Значение pH в разгружаемой пульпе поддерживается
по уровне 1,2
Обезвоживание пульпы производится на ленточном фильтре Твердый оста-
ток БВ после отмывки от маточной влаги подвергается выщелачиванию рас-
творами тнокарбамида при концентрации его 5 г/л, плотности пульпы 35 %
твердого и продолжительности обработки 4 ч. Выщелачивание производится с
добавлением в пульпу пероксида водорода и некоторого количества SO: что
позволяет снизить расход тнокарбамида до величины 2 кг на I т концентрата
171
Концентрат (100000 т)
| Хвостохраннлнше |
Цифрами указано годовое количество материалов (т. кг)
Рис.7.2. Технологическая схема переработки мышьяково-пиритного
золотого концентрата месторождения Олимпиас методом
БВ - тиокарбамиднос выщелачивание (проект)
172
По окончании выщелачивания пульпа отфильтровывается на вертикальном
напорном фильтре. Золото in получаемых растворов извлекается методом
угольной сорбции с последующим сжш анисм насыщенного угля и плавкой
золы на золото-серебряный слиток.
Кек ТКВ смешивается с нейтрализованным (известью) раствором БВ и
сбрасывается в хвостохранилище.
Проектное извлечение золота при обработке концентрата по принятой тех-
нологии состанляет 94 %, извлечение серебра - 90 %.
Очевидно, что передел ТКВ изображен на рнс.7.2 весьма схематично
и не отряжает всех нюансов н технологических возможностей данного
процесса, в том числе и возможности полного внутрициклового оборо-
та отработанных тиокарбамидных растворов, сброс которых в общее
хвостохранилище не может быть признан целесообразным и по эконо-
мическим, и по экологическим соображашям.
Поэтому дальнейшая проработка варианта БВ - ТКВ рассматри-
вается нами как чрезвычайно важнвя в научном и технологическом
отношении проблема, успешное решение которой может существенным
обрвзом повлиять на дальнейшие перспективы использования бногид-
рометаллургической технологии в золотодобывающей промышлен-
ности.
Достаточно интересными представляются результаты исследований
Иргиредмета по выщелачиванию золотв и серебра из продуктов БВ
серусодержящимн растворителями, основой получения которых может
служить элементарная сера, образующаяся в процессе бноокисления и
концентрирующаяся в кеках БВ. К числу таких растворителей может
быть отнесен сульфит натрия NajSOj.
Бик|сринльно-сульф|ггная схема переработки концентратов включает в себя
я качестве основных технологических операций: бактериальное вскрытие руды
(концентрата), собственно сульфитное выщелачивание в специальном режиме
[271] и осаждение золота н серебра in растворов сорбционно-цементационным
способом.
Схема предусматривает максимальное использование промывных и обеззо-
лоченных (в результате цементации) сульфитных растворов во внутрифабрич-
ном обороте.
Сквозное извлечение золота и серебра по дайной схеме при переработке
концентратов Олимяиадияского месторождения (лабораторные исследования)
составило соответственно 87-89 и 60-70 %, что лишь на 2-3 % (золото) и на 7-10
% (серебро) ниже показателей бактериально-цианистой технологии
Предварительная технико-экономическая оценка технолопш сульфитного
выщелачивания показала, что по сравнению с некоторыми другими возмож-
ными вариантами беецпанндной гидрометаллургической переработки продук-
тов БВ (в частности, тиосульфатным выщелачиванием) он характеризуется
значительно (в 5-10 раз) меньшими затратами на реагенты и. что особенно
важно, не требует особой подготовки кеков БВ к последующему выщелачива-
нию.
173
Данный технологический вариант (БВ + сульфитное пыщепячивание про-
дуктов БВ) предполагается испытать в полупромышленных масштабах с целью
получения исходных данных для проведения более детальных технико-
экономических расчетов и проектирования.
В заключение необходимо подчеркнуть, что описанные выше ком-
бинации бактериального выщелачивания с различными методами ме-
таллургической переработки продуктов BR. я также операциями меха-
нического обогащения (в частности, флотацией) значительно расши-
ряют возможности использования биотехнологии для извлечения золо-
тя и серебра нз рудного сырья.
Так. например, объектами применения данной технологии могут
явиться не только собственно золотые и серебряные рулы (концен-
траты), но также и некоторые разновидности комплексного рудного
сырья, золото н серебро в которых присутствуют в качестве попутных
ценных компонентов.
Достаточно перспективными представляются и варианты, где БВ
может использоваться как один нз способов удаления вредных приме-
сей, например, мышьяка, нз концентратов цветных металлов н различ-
ных видов горнохимического сырья, пирита - нз угольного концентра-
та [272]; или с целью селективного разделения различных сульфидных
концентратов и промпролуктов [275].
7 J. Методы интенсификации процессов бактериального вскрытия
и выщелачивания золотосодержащих руд
Одним нз главных недостатков процессов бактериального вскрытия
золотосодержащих сульфидов является их э к с т с н с н н н о с т ь. По-
этому проблема сокращения продолжительности БВ с целью уменьше-
ния суммарной вместимости бногидрометвллургического оборудования
н энергетических затрат представляется наиболее актуальной.
В известной мере интенсифицировать бактериально-химический
процесс можно зв счет упомянутых ранее технологических приемов:
повышения качества концентратов, поступаюншх па бактериаль-
ную обработку (увеличение содержания железа и серы), например, пу-
тем нх гравиташюнно-флотаннонной перечистки;
обновления выщелачивающих биохимических растворов, зв счет
выведения нз них мьппьяка и других балластных примесей;
применения двух- и зрсхстадивльных схем бновыщелачиввния,
строгого соответствия общей степени 6ноокисле1П1я золотосодер-
жащих сульфидов установленному экспериментальным путем пределу,
обеспечивающему приемлемые показатели извлечения золота и серебра
в последующем гидрометаллургическом переделе;
174
дообогвщения хвостов бногидрометаллургической переработки
концентратов (грввитационно-флотвционным и другими способами) с
возвращением нсдоокнслившихся золотосодержащих сульфидов в голо-
ву бактериального процесса, либо обработкой их в отдельном техноло-
гическом цикле;
выведения из концентратов планируемых форм золота н серебра до
поступления этих концентратов на бактериальное выщелачивание.
Вместе с тем, существуют н специальные методы интенсификации
процесса БВ применительно к золоторудному сырью, которые могут
быть подразделены на следующие основные группы:
I. Оптимизация условий биовыщелачивания (продол
жительность, температура, плотность пульпы, концентрация реагентов,
pH среды, ОВП и др.) с учетом особенностей вещественного состввв
перерабатываемого сырья.
2. Повышение эффективности действия микроорганизмов Т.Г. на
окисляемый субстрат и изыскание новых высокоэффективных штаммов
бактерий.
3. Введение в бактериальную пульпу различных интенсифицирую-
щих добавок.
4. Использование специальной перемешивающей аппаратуры.
Как уже отмечалось ранее, выбор оптимальных условий БВ в случае
переработки золоторудного сырья в конечном итоге определяется пока-
зателями извлечения золоте при гидрометаллургической переработке
(цианировании) продуктов БВ. В то же время критерием эффективности
БВ чаще всего считают степень окисления сульфидов. В этой связи
чрезвычайно важным является установление чезкой зависимости между
этими двумя параметрами для каждого конкретного концентрата.
Эта зависимость, как правило, не является простой, подтверждением
чему может служить табл.7.4, составленная по результатам полупро-
мышленных испытаний концентратов на руднике Фэйрвью [192].
Из представленных в табл.7.4 данных видно, что в течение первых
двух суток прирост извлечения золота за счет бактериальной обработ-
ки концентрата в целом соответствует степени окисления сульфидов
(соответственно 47 н 55 %). Однако затем этв зависимость резко нару-
шается: за двое последних суток прн возрастании степени окисления
сульфидной серы на 25 % (с 55 до 80 %) дополнительное извлечение
золота увеличилось только на 8 %.
Как свидетельствуют результаты многочисленных исследований,
одним из существенных резервов интенсификации БВ является повыше-
ние активности применяемых бактерий. Главные возможности здесь
усматриваются в использовании термофильных микрооргнниз
мов
175
Таблица 7.4
Влияние продолжительности БВ на степень окисления сульфидной серы
н извлечение золота при цианировании (концентрат рудника Флйрвлю,
полупромышленные испытания)
Продолжитель- ность DD. сут. Степень окисления сульфидной серы. % Извлечение золша при цианировании. % Прирост из- влечения. %
0 0 40
0.5 16 55 15
1.0 30 65 25
1.5 45 R0 40
2.0 55 87 47
2,5 60 90 50
3.0 68 92 52
3.5 75 94 54
4.0 80 95 55
Известно, что процесс биоокисления сульфидов является экзотерми-
ческим. При достаточном содержании в концентратах естественного
“топлива” (сульфидной серы) бактериально-химическая пульпа может
саморвзогреваться до температур, значительно превышающих опти-
мальный предел для Т.Г. Поэтому поиск бактерий, способных
“работать” при повышенных темпера урах, причем в условиях iditkiix
значений pH, представляется достаточно актуальным
Интересные результаты в этом плане получены в Институте микробиологии
АИ СССР [203, 255]. В 1984 г. институтом создана синтрофная ассоциация тер-
моацидофильных бактерий, состоящая из Sulfobacillus thermosulfidooxidans и
Thiobacillus Sp., успешно “работающая" при температуре 35-50 "С и рН=1,0-3,0.
Позднее в этом же институте проведены исследования по окислению бакыр-
чикского концентрата факультативно-термофильными бактериями Sulfobacillus
thermosulfidooxidans subsp. asporoRcnes. Впервые nocniniyro активное развитие
этих бактерий в относительно плотной пульпе (Ж:Т=5:1) при температуре 45 "С.
Окисление сульфидных минералов протекает в области pH от 2.5 до 1,5-1,7.
Максимальная скорость перехода железа в раствор постигает 2.5 г/л в сутки
при eh около 770-780 мВ. Прирост биомассы достигал I г/л. Степень окисления
пирита и арсенопирита при использовании термофила составила 87 и 96 %, у
T.f. - 72,7 и 92,5 % соответственно.
В 1991 г. в Институте микробиологии завершены исследования по изучению
нового вида автотрофной термоацидофильной бактерии Lepiospirillum
lhermoferrooxidans. Эта бактерия окисляет Fe-* при температуре 45-50 °C и
является постоянным спутником Sulfobacillus ihcnnosulfidooxidans. Скорость
окисления сульфидных минералов в бинарной культуре увеличивается в 1.5-2
раза. Это важно для решения технологических задач переработки сложных по
составу концентратов, содержащих цветные и благородные металлы. Заверше-
но также тучение новой термоацидофильной архебикгерии. окисляющей Fe’*.
176
S“ ii сульфидные минералы при температуре 40-W) "С. зто третий случал в ми-
ровой практике выделения подобных бактерий.
Имеются публикации, свидетельствующие о том. что за рубежом попеку ак-
тивно действующих термофильных бактерий, которые могут противостоять
высоким температурам (50-70 °C), уделяется достаточно большое внимание [274
и др-]-
В случае использования обычных бактерий T.f. эффективность их
действия, как показывают исследования отечественных н зарубежных
ученых, может быть повышена зя счет увеличения концентрации био-
массы в пульпе. Так, в работе [275] рекомендуется поддерживать соот-
ношение концентраций биомассы и закисного железа в пульпе равное
1:4 (в расчете ив 100 единиц твердого продукте). Отмечено, что исполь-
зование концентрированной культуры увеличивает скорость выщела-
чивания мышьяка из концентратов в несколько .ряз. В ряботе [276] ис-
следовано влияние количества биомассы T.f. на скорость окислитель-
ных процессов в условиях подземного выщелачивания и при чановом
выщелачивании арсенопиритовых концентратов. Для интенсификации
процессов окисления железа и сульфидных м>шералов рекомендуется
применение биомассы высокой плотности (25 г/л), а также подача в
пульпу дополнительно до 10 г/л Fe2*. По данным исследований, пред-
ставленным в [273], определенный эффект по ускорению процесса био-
окнелення (увеличение скорости БВ на 30 %) достигается при увеличе-
нии плотности биомассы с I -2 до З-б г/л.
Предложен способ повышения реакционной способности суспензии
микроорганизмов T.f. путем предварительной обработки ее постояи
ным током при потенциале катода от -0,1 до -1.0 В. Нв примере кон-
центрата, содержащего 8,5 % мышьяка; 17 % серы; 18 % железа; 20 %
углерода и 94 г/т золота, показано, что такой способ подготовки мик-
роорганизмов позволяет сократить продолжительность баюернально-
го выщелачивания на 25 % (с 80 до 60 ч). При этом достигается степень
окисления мышьяке 81 % [277].
В работе, выполненной институтом “Гидроцветмет”, отмечается по-
ложительный эффект от введения в пульпу БВ некоторого количества
неадаптированной биомассы, что позволяет сократить продолжитель-
ность пронесся ня 20-30 %.
Приведенные выше примеры позволяют сделать пыиод о юм, чю
“микробиологический фактор” должен рассматриваться как один из
важных резервов интенсификации БВ, н ему следует уделять самое при-
стальное внимание.
В некоторых нвучно-нсследовательских работах отмечается воз-
можность ускорения БВ за счет введения в пульпу различных интенси-
фицирующих добавок. Так, институтом САИГиМС предложен способ
бактериального извлечения металлов нз руд и концентратов с нсполь-
177
зованием Thiobecillus thiooxidans и Т.Г. [278], по которому в бактери-
альные растворы или суспензии добавляют соединения двухвалентного
марганца (в частности, MnSCh) и процесс ведут при концентрации его в
растворе 0,25-0,35 г/л. За счет этого обеспечивается увеличение скорос-
ти БВ пирнтв в 2-4 разе. Исследованиями Московского института ста-
ли и сплавов [279] установлено положительное влияние солей серебра
(AgNOj) на процесс БВ золото-мышьяковых концентратов с высоким
содержанием серебря. На основе экспериментальных данных сделай
вывод. что при добавлении 5 мг/л AgNOj извлечение Au возрастает с
91,8 до 97,6 %.
Из других способов интенсификации БВ заслуживает быть о смочен-
ной предварительная мсханохимнчсская активация (МХА) золото-
мышьяковых концентратов перед бногилрометаллургической обработ-
кой. Такой вариант, в частности, рассмотрен в работе [213], где приво-
дятся результаты биохимической обработки концентрата с исходным
содержанием мышьяка 9,5 %, после предварительной МХА ф мни в
ударном сухом режиме) и без гаковой. По первому варианту при
Ж:Т=10:1 и концентрации клеток 10 г/л за 22 ч содержание мышьяка
снижено до 1,7 %. Без МХА зв этот же период получены кеки БВ с со-
держанием мышьяка 3,8 %. В случае применения более плотных пульп
(Ж:Т=5:1), при продолжительное! н выщелачивания 44 ч получены
остатки БВ с содержанием мышьяка соответственно равным 2,0 % (с
МХА) н 4.9 %.
Институтом “Иргиредмет’’ проведены эксперименты по сверхтонкому из-
мельчению пирита в планетарной мельнице с последующим бактериальным
выщелачиванием сульфида в стандартных условиях (продолжительность выще-
лачивания 72 ч). При этом получены следующие результаты:
Продолжительность Удельная поверхность Степень окисления FcSj.
измельчения.мин сульфида S. м’/г %
0 0.8 53,0
0.5 1.4 73.5
1 2,1 78.0
3 3,9 83.0
С увеличением удельно!! поверхности сульфида (исходная крупность зерен
0.044 + 0.20 мм) окисляемость его возрастает в 1.4-1.6 раза. При этом скорость
окисления сульфидной серы при S=2.9 м2/г составляет 0,8 г/м- в час по сравне-
нию с 0.5 г/м2 в час при S=0.8 м2/г.
В [280] представлены результа!ы лабораторных исследований по бактери-
альному выщелачиванию механически активированного пирита микроорга-
низмами Т.Г. Показано, что измельчение пирита в шаровой мельнице в течение
30 мин не только увеличивает свободную поверхность зерен минерала, но и
существенно изменяет кристаллическую структуру пирита. тго в совокупности
положительно влияет на скорость БВ.
178
Прн обработке золотосодержащих материалов, трудно под-
дающихся бактериальному вскрытию, достаточно перспективными
представляются варианты, в которых процесс БВ сочетается с другими,
более интенсивными методами окисления сульфидов, например, окис-
лительным обжигом или автоклавным выщелачиванием. Последний
вариант, в частности, реализован на предприятии Санта Барбара [199].
Технология бактериально-автоклавного выщелачивания (БАВ) ре-
комендована для переработки пирротиновых концентратов [281]. Пока-
зано, что предварительная бактериальная обработке пульпы пирроти-
нового концентрата перед автоклавным выщелачиванием позволяет
уменьшить продолжительность последнего с 1,5 до 0,5-0,8 ч без ухудше-
ния показателей процесса. Предложены 2 принципиальные схемы БАВ,
предусматривающие последовательное и последовательно-параллель-
ное объединение процессов БВ и автоклавного выщелачивания. Рас-
смотренные схемы выщелачивания опробованы также на углистых зо-
лото-мышьяковых и медно-цинковых концентратах.
Одним из существенных факторов интенсификации процесса БВ яв-
ляется применение специальных методов перемешивания бактериально-
химической пульпы [282].
Исходя из предпосылки, что обязательным элементом технологии
БВ является аэрация пульпы, можно было бы предположить, что опти-
мальным аппаратом для бноокислительного процесса является пневма-
тический перемешиватель типа “пачук". Однако известно, что эффек-
тивность смешивания у пвчука ниже, чем у реакторов с механическим
перемешиванием пульпы, что особенно существенно для процесса БВ с
учетом его значительной продолжительности. Очевидно, что по этой
причине вес функционирующие в настоящее время промышленные
установки БВ на зарубежных эолотоизвлекателъиых фабриках осу-
ществляют бвктеривльио-химическую обработку концентратов в меха-
нических перемешивателях, конструкция которых постоянно совершен-
ствуется и модернизируется.
Имеется информация о создании новых конструкций биореакторов,
которые могут быть эффективно использованы для переработки упор
ного золоторудного сырья.
Так. например, в США запатентован новый тип конструкций реакторов не
прерывного и полунепрерывного действия, предназначенных для бактериаль-
ного выщелачивания пиритных. арсенопнритных золото- и серебросодержаших
руд и концентратов различного состава. Реакторы снабжены вращающимися
мембранными диффузорами, которые обеспечивают равномерное распределе-
ние газов в объеме аппаратов, интенсивную аэрацию пульпы: позволяют полу-
чить пузырьки газа (кислорода или воздуха), диаметр которых не превышает
4.5 мм. В реакторах с помощью теплообменников поддерживается темпераiypa
30-35 °C. Предусмотрены внутренние фильтрующие устройства для непрерыв-
ного удаления побочных продуктов реакций н метаболитов. Осуществляется
автоматический контроль за температурой и содержанием кислорода в пульпе.
179
Как считают авторы изобретения, использование разработанных реакторов
позволяет осуществить бактериальное выщелачивание с высокой скоростью,
повысить производительность процесса, резко уменьшить энергетические за-
траты [283].
Агитаторы, как правило, снабжены соответствующими системами аэрации
и теплообмена. Лучшей конструкцией импеллера считается импеллер с осевым
потоком, который, в отличие, например, от турбин, обеспечивает ..мольное
“срезывающее усилие". способствуя тем самым сохранности клеток бактерий и
закреплению их на поверхности сульфидных частиц. При этом такой импеллер
обладает хорошей перекачивающей способностью н потребляет меньше энер-
гии. В совокупное!!! продолжительность CD сокращается примерно в 2 раза.
В [284] приведена конструкция аппарата-реактора для биовыщелачивания
руды. Реактор представляет собой открытую емкость для пульпы, имеющую
дно, входное и выходное отверстия. Внутренний объем емкости разделен на
параллельные секции таким образом, что пульпа от входного отверстия до
выходного движется по лабиринту. Для выщелачивания и эффективной дея-
тельности биомассы аппарат снабжен системой подачи кислорода (воздуха)
через многочисленные пористые мембранные диффузоры. В реакторе также
имеется механическая мешалка для активного перемешивания пульпы я процес-
се выщелачивания, причем механическая мешалка установлена на раме над
реактором с возможностью передвижения в камере реактора.
Одним из путей совершенствования auuapa iyрного оформления процесса
БВ является применение вращающихся барабанов (в том числе барабанных
мельниц), основными преимуществами которых считаются возможность рабо-
ты с плотными пульпами и повышение скорости окисления железа и мышьяка
[285].
В США предложен метод и схема аппарата биовыщелачивания пиритных
руд, содержащих благородные металлы. Концентрат загружается в танк биоре-
актора, куда подводятся вода, Оз, СОз, питательные добавки, вводится соответ-
ствующий Ш1амм микроорганизмов и осуществляется подвод энергии для их
роста и жизнедеятельности. Полученная взвесь непрерывно перемешивается п
фильтруется для удаления токсичных продуктов жизнедеятельности бактерий.
Оптимальные условия процесса окисления поддерживаются с помощью авто-
матики. Подвод Оз осуществляется в нижнюю часть танка в форме мелких
пузырьков по трубопроводу, находящемуся внутри полого стержня механи-
ческой мешалки. Через этот же стержень с помощью насоса удаляются продук-
ты реакции. На радиально расположенных в нижней части мешалки кронштей-
нах находятся лопатки мешалки и пористые мембраны для продувки мелких
(менее 4.5 мм) пузырьков воздуха. Мембраны изготовлены in гидрофобных
материалов и могут быть различно ориентированы относительно вертикальной
осп танка [286].
В Иргиредмете (В.М.Муллов и др.) в лабораторных условиях прове-
дено сопоставление интенсивности БВ золотосодержащих сульфидов в
различных аппаратах: механических перемешивателях, пачуках и пуль-
сационных колоннвх. Установлено [244], что более предпочтительны в
этом плане пульсационные аппараты, обеспечивающие более высокое
(по сравнению с пачукам и) качество аэрирования пульпы, критерием
180
которого является величина удельной поверхности кон i акт жидкон и
газовой фаз (УПКФ, м-*)- Показано, что при оптимальном расходе воз-
духа 4 м1 на I м2 площади сечения аппарата в минуту УПКФ в пульса-
ционных колоннах составляет 350 м2/м\ что в 3-4 раза превышает ана-
логичную величину для пачука (100 м '). С учетом полученных резуль-
татов в Иргиредмете разработаны и испытаны в полупромышленных
условиях на Балейской опытной фабрике две пульсационные биохими-
ческие установки с вместимостью реакционных зон 0,16 и 1,2 м1.
Первая установка, смонтированная на базе одной пульсационной
колонны диаметром 0,2 и высотой 5 м, оснащенной насадками КРИМЗ,
была испытана в технологии биохимического окисления золотосодер-
жащего концентрата Тдеамской фабрики. Пульпа я колонну подава-
лась непрерывно в направлении снизу вверх, удельный расход воздуха
поддерживался на уровне 4м/мин. Га зона сьпца шесть пульпы в этих
условиях составляла 15-20 %. Установлено, что благодаря реализуе-
мому в пульсколонне принципу вытеснения весь цикл биохимической
обработки удается завершить в одном аппарате. Высокое качество
аэрирования пульпы позволило сократить продолжительность цикла
БВ до 42 ч. В сопоставимых условиях продолжительность цикла БВ в
пачуках составляла 120 ч. Также отмечено, чго эффект аккумуляции
золота а пульсколонне минимальный.
На второй установке (рис.7.3), смонтированной на базе 2-х пульса-
ционных колонн диаметром 0,53 м, оснащенных насадками жалюзий-
ного тэта (разработаны в Иргиредмете), были проведены испытания
технологии биохимического окислс1П1я концентрата, выделенного нз
коренных руд ОлимпиаЛинского месторождения. Пульпу подавали в
нижнюю часть первой колонны, конечный продукт выводили из ниж-
ней части второй пульсколонны. Удельный расход воздуха также под-
держивали на уровне 4 м/мин. По результатам испытаний необходимая
степень вскрытия сульфидов была достигнута за 60 ч агитации, в то
время как в пачуках эта же степень достигалась только эа 120 ч. Из
расчета на крупномасштабное производство расход воздуха на 1 т кон-
центрата составил 5000 м1, что эквивалаггно уровню удельных затрат
энергии - 100 кВт-ч.
Прн разработке (на основании проведенных испытаний) исходных
данных для проектирования золотодобывающих предприятий пульса-
ционные колонны рекомендованы Иргиредметом на всех операциях,
предусматривающих агитацию пульпы, включая бактериально-хими-
ческое вскрытие сульфидного концентрата, нейтрализацию и известко-
вую обработку пульпы БВ, предварительное цианирование и сорбин
онное выщелачивание золота.
181
Рпс.7.3. Схема цепи аппаратов опытно-промышлсппоЛ установки
бактериального выщелачивания в пульсационных колоннах:
I - агитатор с исходным концентратом: 1 • песковый насос: 3- контактныЛ чаи
для кондиционирования пульпы; 4 - бак оборотных растворов: 5 - контактный
чан дм культивирования бактернЛ: б - дозатор пульпы; 7 - сепаратор воздуха; I
- эрлифт; 9 - пульсационная колонна: 10 - автопульсатор; 11 - сгусттполь плас-
ныЛ: 14 - чан дм нейтрализации пульпы: 15 - фильтр-пресс рамныЛ: 16 - агнта-
182
В настоящее время Иргиредметом уже разработана опытно-
промышленная пульсационная установке с двумя колоннами див-
мстром 1,2 м с обшей вместимостью 16 м*.
Для промышленного использования предполагается разработать
проекты пульсационных установок БВ на базе пульсколонн с единич-
ной вместимостью рабочей зоны 200 н 500 м1.
7.4. Результаты технологических исследований и укрупненных
испытаний технологии БВ - цианирование
В данный раздел включены основные результаты технологических
исследований процесса чанового БВ упорных золото- и серебросодер-
жащих руд (концентратов), выполненных советскими и зарубежными
авторами в течение последних 10-20 лет.
В работе [287] представлены результаты лабораторных исследова-
ний по извлечению золота из пирит-арсенопиритовой руды (золото -
9,75 г/г, мышьяк - 0,35 %; железо - 6,23 %; сера - 1,76 %) н получаемого
из нее флотационного концентрата (золото - 161 г/т; мышьяк - 6,31 %;
железо - 31,2 %; сера - 31,7 %) при переработке их по схеме БВ - циани-
рование. Опробованы 3 варианта схемы: бактериальное выщелачива-
ние исходной руды; бактериальное выщелачивание флотационного
концентрата и обжиг концентрата с последующим цна1шроаа1тем
огарка. Показано, что путем последовательной адаптации могут быть
получены бактерии, устойчивые к высоким концентрациям мышьяка и
высокой кислотности растворов. Сквозное извлечение золота по пере-
численным выше вириинтам составило соответственно 92,7; 89,9 86,0 %.
Несмотря на более высокое извлечение золота, первый вариант (БВ
исходной руды) признан экономически нецелесообразным, а осталь-
ные два - равнозначными.
Авторами статьи [288] на примере трех п и р н т н ы х концентра-
тов (один из Новой Гвинеи и два - из Каналы) исследован процесс
предварительного биологического окисления сульфидов с целью повы-
шения извлечения золота н серебра при последующем цианировании.
Во всех случаях получены положительные результаты. После окисления
87 % пирита в одном нз концентратов извлечение золота составило
81 % против 24 % в случае цианирования исходного (неокнеленного)
концентрата. Для двух других концентратов извлечение золота и се-
ребра возросло соответственно от 60-78 до более 90 % н от 80-96 до
более 98 %. Скорость окисления серы составила от 0,26 до 0,75 % в час.
Предложены и испытаны способы поддержания высокой скорости
окисления серы путем вывода части раствора с высоким содержанием
солей и подачи вместо него питательного раствора, а также путем под-
держания оптимальной кислотности.
183
Исследователями канадской компании “ПМ Личинг Технолоджес,
Инк" осуществлены разработка н технологические испытания процесса
биогидрометаллургической переработки арсснопнритовых золотосо-
держащих концентратов рудника Кемпбелл Ред Лэйк [251]. Ня пробе
концентрата, содержащей 155 г/т золота, в течение 6 недель проводи-
лись укрупненно-лабораторные испытания в непрерывном режиме с
рециркуляцией бактериально-химических растворов. По окончанию
процесса отфильтрованный и промытый остаток БВ подвергали цна
пированию в стандартном режиме. При этом достигнуто извлечение
золота порядка 98 % против 60 % в случае прямого цианирования кон-
центрата. По результатам испытаний и проведенных на их основе тех-
нико-экономических расчетов сделан вывод о целесообразности пере-
работки концентратов указанным методом, вместо применяемого в
настоящее время процесса окислительный обжиг - цианирование.
В статьях [289, 290] опубликованы данные лабораторных исследова-
ний по биохимической обработке 4-х золотосодержащих сульфидных
концентратов, состав которых характеризуется данными табл.7.5.
Таблица 7.5
Химический состав кониин ц>атов
Марка кон- центрата Место добычи руды Содержание, мас.%
Сера Мышьяк Железо Золото, г/г
А Зимбабве 21.0 10.1 18,2 58.0
в Папуа-Новая Гвинея 28,8 0,8 8.0 26.1 26.6
с Малайзия 20,2 11.9
й Южная Африка 9.5 7.7 5.7 11.3
Установлено, что уже при степени окисления сульфидной серы 10 %
извлечение золота в цикле цианирования продуктов БВ составляет 80-
90 %; при дальнейшем увеличении степени окисления до 50-60 % извле-
чение золота возрас1ас1 до 95 %. Отмечается весьма существенная роль
такого фактора, как плотность пульпы. Так, например, для концентра-
та В при изменении плотности пульпы в пределах 5-40 % извлечение
золота (прн цнашфовании продуктов БВ такой плотности)снижается
очень резко: с 95 до 33 %. Для концентратов С и Д увеличение плот-
нос1и пульпы при БВ с 20 до 60 % приводит к снижению показателей
извлечения золотя с 94,5 до 85,2 и 79.8 % соответственно. Отмечено
также, что предварительная обработка продуктов БВ свежим подкис-
ленным раствором позволяет существенно улучшить показатели после-
дующего цианирования.
В лабораторных и полупромышленных масштабах изучено бновы-
шелачиваине (с применением жслезоокисляющих тионовых бактерий)
двух проб ярсеиоппрнтового концентрата месторождения Сальсши,.
содержащих (я г/т): золота 18.5-53,5: серебра 143-147; сурьмы 250-350 н
184
(в %): железа 32,9-34,2; серы 22,1-25,3; мышьяка 19,3-32,0; висмута 0,37-
0,42 н меди 0,17-0,46.
Основные минеральные составляющие концентрата Сальсннь: арсе-
нопирит 42-70 %; пирит 11-17 %; пирротин 6-16 % и халькопирит 0,5-
1,3%.
Испытания проводили в каскаде из 4-х биореакторов вместимостью
по 100 л каждый. Прн последующем цианировании в оптимальном ре-
жиме извлечение золотя составило 84,4 %; извлечение серебра - 83,9 %.
Отмечена положительная роль аэрации и перемешивания в адаптации
микроорганизмов при работе с плотными пульпами [291].
На фабрике Салмита (Канада), работающей по цианистой техноло-
гии, была предпринята попытка переработать таким методом руду с
соседнего участка Ред 24, принадлежащего компании “Джайент Иел
лоунайф”. Однако руда, содержащая 21,0 г/т золота; 2.92 % железа; 0.75
% мышьяка и 0,94 % серы (преимущественно в сульфидной форме), ока-
залась чрезвычайно упорной: извлечение золота при цианировании
составило всего лишь 65 %, прн этом цианистые растворы оказались
сильно загрязненными железом н серой. Установлено, что причинами
упорности руды в цианистом процессе являются наличие дисперсного
золота в арсенопирите Н присутствие пирротина, несущего основную
ответственность зя загрязнение растворов. В этой связи проведен цикл
исследований по бновыщелачнванню руды, включающий два лабора-
торных и одно- “мини-промытленное” испытание [292, 293].
В процессе исследований определены оптимальные параметры процесса БВ.
крупность материала - 80 % класса минус 0.074 мм; плотность пульпы - 20-25 %
твердого: выщелачивание в 3 последовательные стадии; общая продолжитель-
ность контакта - 2-2.5 сут. В указанных условиях достигнута степень окисления
сульфидов 75 %. Цианирование окисленной руды позволило получить извлече-
ние золота - 95 %. причем отмечена высокая скорость растворения Аи: необхо-
димая полнота извлечения достигается уже через 8 ч цианирования. За указан-
ный период расход цианида составил 0,9 кг/т, а при увеличении продолжитель-
ности цианистого выщелачивания до 25 ч он возрос до 1.5 кг/т без существен-
ных изменения показателей извлечения золота. Проблем с загрязнением золо-
тосодержащих растворов не было обнаружено, что подтверждает высказанное
рапсе (раздел 7.1) И|>сдиоложенис о возможности полной нейтрализации пирро-
тина как химического депрессора золотя при осуществлении бактериально-
химического окисления сульфидов.
В работе [294] обсуждены результаты полупромьпп лепных испыта-
ний предварительного биоокнеления пиритного золотосодержащего
концентрата (Зимбабве) с последующим цианированием продуктов БВ
и нейтрализацией сточных вод. Биообрабогкя проведена в двух реак-
торах вместимостью по 57 м] каждый. Общая продолжительность ис-
пытаний составила около года. Достигнуто извлечение золота при
цианировании на уровне 90 %. Отмечается, что рассматриваемая тех-
нология в экономическом отношении может вполне конкурировать с
185
применяемым в Зимбабве процессом окислительного обжига золотых
концентратов.
Интересные результаты исследований и полупромышленных испы-
таний биогилрометаллургической технологии на упорных золоторуд-
ных материалах представлены в [295]. Обз>ектом исследований явились
лежалые хвосты флотационного обогащения руды предприятия Эквилш
Силвер Майю Лтд (Канада), разделенные на 2 разновидности исходя из
соотношения в них благородных металлов. Первая разновидность со-
держит золота 0,9 г/т и серебра около 20 г/т; в другой разновидности
содержится металлов соответственно 0,5 н 40-50 г/т. Прямым цианиро-
ванием хвостов извлекается 10-20 % золота и 10-30 % серебра. Повтор-
ная флотация хвостов позволяет извлечь 80-85 % золота и 50-60 % се-
ребря в продукт, содержащий 5.5-6.0 г/т золота и 75-100 г/т серебра,
который не имеет коммерческого сбыта из-за высокого содержания
мышьяка. Предварительное автоклавное окисление или обжиг, позво-
ляющие впоследствии извлекать металлы цианированием, экономиче-
ски нецелесообразны.
Лабораторные исследования показали, что даже частичное био-
окисление пирита в концентратах (13-15 %) позволяет повысить
извлечение золотя цианированием до 75 %. На установке производи-
тельностью 2 т в сутки проведены полупромышленные испытания, по
зволившие' определить принципиальную схему заводской (про-
мышленной) установки, требования к промышленному оборудованию и
отдельные технологические показатели. Технологическая схема вклю-
чает сульфидную флотацию хвостов, донзмельчение концентрата, био-
выщелачиванис, обезвоживание, промывку и нейтрализашпо кека, циа-
нирование с активированным углем и обезвреживание хвостов циани-
рования.
Проектируемое предприятие производительностью 80 т концентрата
в сутки потребует 9246 тыс. канадских долл, капитальных и 18,37 долл,
на I т концентрата эксплуатационных затрат.
Особый интерес и практическую значимость имеют результаты тех-
нологических исследований по разработке биогнлрометаллургической
технологии для упорных золотосодержащих концентратов рудника
Фэйрвью [192, 217].
Рудник входит в четверку крупнейших производителей золота в
горнорудной прояиншш Барбертон (ЮАР) и функционирует с 1912г.
Основные запасы золота в регионе представлены упорными рудами,
содержащими в среднем 7 г/т золота; 1,3 % серы и 0,5 % мышьяка.
Основными сульфидными минералами являются пирит и арсенопирит
со следами халькопирита, сфалерита, стибнита, галенита, пирротина и
петля плита. Золото в основной своей массе присутствует в руде в виде
субмнкроскопнческих (до 0,2 мкм) включений в зернах пирита и арсе-
нопирита. Рула на предприятии обогащается традиционным флошци-
186
онным методом. Получаемый концентрат содержит 120 г/т золота (в
том числе цианнруемого 40 г/т или 35 %). 29 % серы н 6 % мышьяка.
Центром технологических иссисдоааний корпорации “Дженкор” для
концентратов Фэйрвью разработан процесс биохимического вскрытия
на основе использования бактерий Т.Г. Лабораторными эксперимента-
ми показана возможность повышения извлечения золота из концентра-
та до 97 % в случае обработки его по технологии БВ - цианирование.
Однако для этого необходимо производить бноокислснис сульфидов в
течение довольно длительного времени (16 суток) н при значительном
разжижении пульпы (Ж:Т=8:1). Тем не менее, полученные результаты
были расценены как достаточно обнадеживающие. В связи с этим была
построена и в 1984 г. пушена в строй полупромышленная установка БВ,
имеющая производительность 750 кг концентрата в сутки и предназна-
ченная специально для работы с флотационным концентратом
Фэйрвью с целью определения проектных параметров для создания
промышленного производства. Установка проработала примерно 2
года. В течение данного периода накоплен значительный объем ценной
информации по теории н практике осуществления процесса БВ и опре
делены возможности интенсификации данного процесса.
В табл.7.6 приведено сравнение основных рабочих параметров в начале и
конце полупромышленных испытаний. Тщательный кин |роль рабочих условий
на протяжении двух лет позволил бактериям адаптироваться и осуществить
мутации, что дало возможность к концу испытаний сократить продолжитель-
ность БВ с 10 до 4 суток без ухудшения показателей извлечения золота. Кроме
того, удалось адаптировать бактерии к более высоким концентрациям мышья-
ка а растворе (до 13 г/л) по сравнению с тем. что имело место в начальный
период испытаний (4 г/л).
В процессе испытаний установлена четкая зависимость между такими важ-
ными параметрами БВ. как продолжительность выщелачивания, степень окис-
ления сульфидов н извлечение золота при цианировании (см .табл.7.4).
Таблица 7.6
Результаты работы полупромышленной установки БВ
на концентратах рудника Фэйвью
Пуск установки После двух лет рабо- ты установки
Продолжительность БВ, сут 10 4
Отношение Ж:Т в пульпе 8:1 8:1
Пропэвод1гтелъность установки, кг на 1 куб.м рабочего объема в сутки 10 30
Извлечение золота при цианирова- нии продукта БВ. % 97 97
187
Результаты технологических разработок , проведенных в ЦТИ кор-
порации “Дженкор”, положены а основу проекта промышленной уста-
новки БВ на руднике Фэйрвью, характеристика и основные результаты
которой представлены в [192].
Как уже отмечалось, основными разработчиками биогидрометал-
лургической технологии переработки упорного золоторудного сырья в
СССРивРоссинйской Федерации являются институты
ЦНИГРИ, ИНМИ, МИСнС, Иргиредмет, Гидроцветмет. Указанными
организациями выполнен н основной объем технологических исследо-
ваний в данном направлении.
В институте ЦНИГРИ [296] процесс БВ испьгган в лабораторных
условиях иа ряде золотосодержащих концентратов, выделенных из руд
новых месторождений. Концентраты характч>изуются различным со-
держанием золота (от 20 до 200 г/т) и мышьяка (1-20 %). В некоторых нз
них присутствуют сурьма, углистое вещество и другие вредные для циа-
нирования примеси. Бактериальное выщелачивание концентратов
культурой T.f. проводилось в пульпах плотностью 10-20 % твердого,
при температуре 27-34 °C, рН=1,5-2,5; продолжительности выщелачи-
вания до 120 ч. Достигнута степень окисления арсенопирита в кон-
центратах ня уровне 85-93 %, за исключением концентрата № 3
(табл.7.7), отличающегося повышенной химической стойкостью (а так-
же наличием минералов сурьмы). Тем самым показана возможность
применения технологии БВ к материалам с высоким содержанием мы-
шьяка (до 20 %), что ранее ставилось под сомнение.
Таблица 7.7
Состав концентратов и результаты их переработки
по бногидрометаллургической технологии (ЦНИГРИ)
Содержание компонентов в кон- Извлечение золота. %
центратах , % (Аи и Ag в г/т)
Концентраты 113 исходных нз остатков
As Sb С Аи Ag концентратов БВ
Концентрат № 1 8-10 31 10-30 90
Концентрат № 2 4-5 0,9 4,7 40 10-30 75
Концентрат № 3 2 2.0 9 46 15 60
Концентрат № 4 8-20 6-21 85-200 до 30 87
Концентрат № 5 10 85 40 93
Концентрат № б 13 20 50 81
Концентрат № 7 11 9 75 730 66 88
Концентрат №8 3 54 60 94
Концентрат № 9 Хвосты иианп- 10 70 30 10 92
риаяннв гон- иентрата № 10 1 0.5 20 0 70-80
Примечание: прочерк в таблице означает отсутствие результатов анализа
188
Во всех случаях зафиксировано существенное увеличение извлечения
золота при цианировании за счет предварительного биоокисления кон-
центратов.
Отмечено, что присутствие углистого вещества в концентратах не
снижает биологическую активность микроорганизмов и не сказывается
отрицательно на показателях бактериального окисления сульфидов.
Однако извлечение золота при цианировании продуктов БВ с повы-
шенным содержанием органического углерода находи гея, как правило,
на более низком уровне.
В 1988-1989 гт. институтом “Иргиредмет” произведена технологиче-
ская оценка концентратов Ю-тн действующих золотоизвлекательных
фабрик производственных объединений “Забайкалзолото”, “Каззоло-
то”, “Еннсейзолото”, “Узбскзолото”, “Армзолото" (которыми в сово-
купности производится более 90 % от общего объема упорных золото-
содержащих концентратов на предприятиях бывшего СССР), а также
некоторых проектируемых объектов (Бакырчик, Олилишадинское место-
рождение) ни предмет возможности обработки их по технологии БВ -
цианирование.
Химический состав исследованных концентратов приведен в
табл.7.8. Все концентраты характеризуются наличием сульфидов с
вкрапленным золотом и серебром, доля которых для различных кон-
центратов колеблется в очень широких пределах: от 5 до 50 %. Ряд кон-
центратов, например, акжальскнй, бакырчикский, зармнтанскнй, олим-
пиадннский, характеризуется повышенным содержанием органического
углерода с различной степенью сорбционной активности. В некоторых
из них отмечается наличие заметных количеств мели (аксусский, ара-
ратский, ангренский концентраты) н сурьмы (олимпнадинский, зармп
танский, тасеепскнй концентраты).
По форме нахождения сульфидов железа (табл.7.8, 7.9) концентраты
могут быть условно подразделены на 2 основные группы:
пиритные (ключевской, беспобннский, жолымбетский, ангрен-
скпй, араратский) и смешанные мышьяково-пнритиые.
Перед поступлением на БВ исходные концентраты измельчались до круп-
ности 98 % класса минус 0,05 мм. Окисление сульфидов осуществляли тионо-
выми бактериями Т.Г.. смешанной культурой: T.f.+Thlbacillus ihiooxidans (T.I.) и
термофилами Thennosulfidooxidans (T.S.). Все культуры прелпар! стельно адап-
тировались к исследуемым концентратам. Эксперименты БВ проводили в лабо-
раторных пачуках при температуре пульпы 28-30 *С (Т.Г. и T.f.+T.t.) и 54-56 вС
(T.s.); Ж.Т-3.1. pH-1.5-1.7: в течение б сут. При использовании всех культур
микроорганизмов получены примерно идентичные по составу (для каждого
концентрата) кеки БВ. Степень биохимического окисления арсенопирита, как
правило, превышала 90 %, достигая в ряде случаев 98-99 % (табл.7.9). Степень
окисления пирита значительно ниже. 17-77 %. Показатели окисления халькопи-
рита. за редким исключением, аналогичны таковым для пирита.
189
Таблица 7.8
Химический состав концентратов
Концентраты Ее Массовая доля компонентов. % Ag. г/т
s As Sb Си С", Аи г/т
КлючевскоЛ 39,7 36.6 0.31 0,01 0,27 24.0 17.2
Тассевошй 13.2 13,0 2,00 0,50 0,27 1.5 35,6 56.3
ДарасунскиЛ 28.1 26,5 8.56 0,19 0.60 45.0 46.2
Жолымбетский 13.5 10.0 0,10 0,01 0.18 1 6 105 40,4
Ахсусский 22.0 20,1 1.25 0.08 4.56 2,4 40.3 60.1
Беспобинсхий 16.8 13.9 0,10 0,01 0.33 1.8 270 139
АкжальскиЛ 8.0 5,4 2.20 0,01 0,05 9.5 32.2
Акгренский 17.1 18.9 0.85 0,25 0.83 55.0 307
Зарм шанский 32.9 30,9 3,0 1.00 0.10 3.9 27,6 247
Араратский 10,6 8.4 0,46 0,09 4.27 2,3 50,0 39,1
БакырчикскиЛ 7.3 4.1 1.90 0.01 0,03 2,3 24,2 1.0
ОлимпиадннскшТ 21.9 14.5 3.73 1.78 0.11 4.0 49.0 40.1
нента в концентрате
Перед поступлением на цианирование кеки БВ подвергались предваритель-
ной щелочной обработке в следующих условиях: Ж:Т=2:1: температура 50-60
°C: концентрация NaOH в растворе 100 г/л; продолжительность 2 ч. Установле-
но. что указанные условия являются оптимальными практически для всех кон-
центратов. Расход щелочи (по результатам лпроавния) составлял 44-60 кг на I
т концентрата.
Последующее цианирование продуктов проводилось в режиме сорбционно-
го выщелачивания в присутствии смолы АМ-2Б (объемная доля 8 %), при
Ж.Т-2:|. KOHUeHipaiuiii NaCN 2 i/л. в |ечеипе 24 ч.
Результаты uiiaiiuponaHiifl прслстяппены в тябп 7 9 Для сопостяяпения в
этой же таблице приведены показатели прямого цианирования концентратов (2
стадии выщелачивания в указанном выше режиме с промежуточным допзмель-
чснисм концентратов до крупности минус 0,05 мм).
Из данных табл.7.9 следует, что предварительная бактериально- хи-
мическая обработка концентратов существенно улучшает показатели
цианирования. Для большинства исследованных концентратов извле-
чение золота из кеков БВ достигает величины 95-98 %. При этом разни-
ца в извлечении золота по сравнению с цианированием “сырых” кон-
центратов в ряде случаев составляет 10-15 % и выше. Аналогичная кар-
тина имеет место и для серебра.
Исключение составляют углистые концентраты Акжальской ЗИФ,
Бакырчиксого и Зармшпшккого .месторождений, характеризующиеся
повышенной сорбционной активностью в цианистом процессе; а также
пиритные концентраты Юиочевскоа фабрики, трудноподдающиеся бак-
териальному окислению.
190
Таблица 7 9
Результаты цианирования коицагтратов н кеков DD
Концентраты Содержание металлов в исходных концентратах. г/г Содержание хвостах ина- Извлечение металлов по схеме БВ - цианирование. % Извлечение МСТАЛПЛЙ При прамом циани- ровании кон- центратов. %
HlipOl Аи ;в.г/г Ag
Аи Ag Аи Ag Аи Ag
КлючсветсоЛ 24.0 17.2 5.0 7.5 79,2 56.4 79.2 49,4
ТасеевскнЛ 35,6 56,3 । 2 8,5 96,6 84,9 75.3 65,4
ДарасунскпЛ 45,0 4А 2 2,2 18,0 95,1 61,0 89.7 70.1
Жолымбетстспй 105,0 40,4 2,2 3 з 97.9 91,8 94,8 88,9
Аксусскпй 40,3 60,1 1.2 33 97,0 94.5 81,6 93,3
БеспобпнсхпЛ 270 0 139,0 6,8 50 97.5 93,4 92,3
АкжальскпЛ 32,2 3.7 307,0 н.о 65,8 19,9 45,9
АнгренскнП 55,0 0,9 14,0 98.4 95.4 93.8 81.6
Экртгтаногий 27 6 247,0 2,9 5.6 89,5 97.7 66,7 62,7
АрвратскпЛ 5о’о 39.1 1.2 3.1 97.6 92.1 90 2 82,6
БакырчнкскнП 24,2 1.0 9.4 61,2 10-15
OjuiMiiiiawiHCKiin Смесь ключевского тасеевского и даря- 49,0 40,1 4.0 92,0 62.6
сунсьог V кончен 1- Смесь аксусского, жолымбетского и 33.0 38,7 2.5 11.8 92.4 69.5
беспобпнского концентратоп 88.0 68.0 2,2 3.6 97.5 94.7
Проведенными исследованиями выявлены объекты из числа дей-
ствующих золотоизвлекательных фабрик, где технология БВ - циани-
рование могла бы быть реализована с наибольшим технологическим
эффектом. К ним, в частности, отнесены предприятия Забайкалья
(Тасвввская и Дарасунская фабрики), Казахстана (Аксусская и другие
фабрики), а также Араратская (Армения) и Ангренская (У |бекистан)
ЗИФ. Достаточно перспективным представляется использование ука-
занной технологии и для концентратов, выделяемых нз коренных руд
Олимпиадинского месторождения (Красноярский край), для которых
эффект в дополнительном извлечении золота за счет БВ выражается
ориентировочной величиной 30-35 %.
Опираясь па результаты лабораторных исследований, Иргиредме-
том разработана схема биогндрометаллургической переработки та се-
е а с к и х концентратов (рис.7.4), обеспечивающая извлечение золота
на уровне 96-97 % (244, 297].
191
Концентрат
I Предварительное-!
цнанпрованн^ |
Концсн|рат Золотосодержащие
_______I __________ растворы
Гров| гтоционно-флотацнонная
перечистка (с допэмсльченнсм
Вторичный
концентрат
I Бактериальное I
*1 выщелачивание!
Обезвоживание пульпы
(сгущение, фильтрация^
Растворы Кек БВ
------
Промлродукты
перечистки
в основной цикл
обогащения руды
CaO
Нейтрализация
I
Лвухстадиальное цианирова-
ние (2-я стадия - в режиме сорб-
Ц1 юнного выщелачивания)
На обезвреживание
и складирование в
хвостохранилище
Au-содержащий
товарный продукт
Рпс.7.4. Рекомендуемая технологическая схема бпоп|дрометаллурп1ческой
переработки концентратов ТасеевгкоЛ ЗИФ
Особенностью технологии является использование операции гравн-
тационно-флотацнонной перечистки исходного концентрата, позво-
ляющей в 2,5 раза уменьшить объем мятеривлв. поступающего на БВ,
повысить активность штаммов T.f. с 0,4 до 3 г/л-ч, улучшить показате-
ли обезвоживания пульпы. Бактериально-химическую обработку кон-
центрата рекомендуется вести в пульсационных колоннах, что обеспе-
чивает снижение энсрюзаграт в 1,5-2 раза и продолжительности про-
цесса в 2-3 раза в сравнении с пачуками н пневмомеханическими агнта-
192
торами. Кроме того, использование пульсоколонн позволяет реализо-
вать процесс выведения из бактериальной пульпы недоокнсленной
сульфидной фазы (ccieci венная флотация), направляемой в голову БВ.
Схема апробирована в полупромышлеттых условиях на Балейской
опытной фабрике.
Институтом ЦНИГРИ при участии ИНМИ и МИСиС в 1989-1990
гг. выполнен цикл лабораторных исследований по разработке биогнл-
рометаллургической технологии извлечения золота и серебра из д а-
расунских концентратов (золото 74,6 г/т; серебро 103 г/г; сера 20,5
%; мышьяк 6,0 %). За 100 ч биивыщелачивания достигнута степень
окисления арсенопирита 75-80 %, что обеспечивает извлечение метал-
лов при цианировании (после предварительной электрохимической
обработки пульпы) золота - 96 %; серебра - на уровне 70-80 %. Данные
показатели соответственно на 11 и 40-50 % выше, чем при прямом циа-
нировании концентрата.
На пробе концентрата текущей добычи массой 5 т (золото - 51.5 г/г серебро
- 67.1 г/т; железо - 2-1.1 %; сера - 21.9 %; мышьяк - 1.1 %, кремнезем - 27.4 %;
глинозем - 8.8 %) проведены полупромышленные испытания технологии на
Тульской опытной базе ЦНИГРИ (1990-1991 гт.). В оптимальных условиях
бновыщелачпванпя на адашированной к концентрату среде прн продолжи-
тельности БВ 72 ч степень окисления сульфидов составила: арсенопирша - 97
%: пирита - -15 %. Содержание сульфидной серы в остатке - 11.1 %.
Изучено распределение золота н серебра по продуктам бновскрытня. Золо-
о в растворах и в клетках бактерий не обнаружено; концентрация серебра в
растворах - 0.59 мг/л.
В процессе сорбционного цианирования кеков БВ получены хвосты с со-
держанием золота 0.5-0.6 г/т; серебра - 13-14 г/т. что соответствует извлечению
металлов 98-99 и 79-81 %. Эффект по извлечению серебра за счет предваритель-
ной биохимический обработки в данном случае составил 34-35 % (допзвлсчспис
золота 2-3 %).
По итогам проведенных исследований на концентратах Тасеевской и
Дарасунской фабрик и с учетом технологических особенностей других
сырьевых объектов ПО “Забайкалзолото” выданы рекомендации [298]
по централизованной переработке концентратов Забайкалья на пло-
щадях Тасеевской ЗИФ. Целесообразность такого варианта подтверж-
дена технико-экономическими рвечетямн института “Гиналмаззолото"
(1991 г.).
В 1990 г. Иргиредметом(В.Е.Дементъев и др.) проведены исследова-
ния по бногидромета.члургической переработке концентрата Ангрен-
ской ЗИФ. Основным объектом исследований явилась смесь флото- и
гравноконцентрата текущей добычи фабрики (в соотношении 10:1).
характеризующаяся следующим химическим составом (%): SiO? - 43.0;
А1:Оз - 6,9; CaO - 1,6; Feoe - 11,0; S - 9,4; As - 0,36; Sb - 0,4; Cu - 0,9; Zn -
193
0,2; Сорт - 1,08. Содержание золота в концснзрагс 75,3 i/i; содержание
серебря 422 г/г.
Относительная доля цианисторастворимого золота и серебра в кон-
центрате (по данным рационального анализа) составляет 85,5 и 53,2 %
соответственно.
Эксперименты по бактериальному окислению концентрата, измель-
ченного до крупности 97-98 % класса минус 0,05 мм, проводили при
температуре 28-30 °C и плотности пульпы 25 % твердого. Условия БВ:
ОВП 560-585 мВ, активность культуры T.f. 3,5 г/л-ч, потребление кисло-
рода бактериями 2,8 мг/л-ч, концентрация биомассы в растворе 3,6 г/л,
рН= 1,65, концентрация Fe1" 6,5-7,0 г/л. В указанных условиях за 4 сут
выщелачивания достигнута степень окисления железа 60,1, мышьяка -
80,0 и мели - 47, 3 %.
При цианировании остатков БВ в лабораторных условиях получено
извлечение золота 97,0 %; извлечение серебра - 89,4 %. Показано, что
дополнительная щелочная обработка кеков БВ (Ж:Т=2:1; температура
60 °C, концентрация NaOH 100 г/л; продолжительность 2 ч) позволяет
повысить извлечение металлов до 98,7 и 93,7 % соответственно.
В укрупненных экспериментах цианирования в режиме “RIL” извле-
чение золота на анионит после 8 ч выщелачивания составило 98,8 %,
извлечение серебра - 96,5 %.
Серия публикаций и отчетов о НИР посвящена проблеме биогидро-
металлургической переработки упорных золотосодержащих концент-
ратов Нежданинского месторождения (Якутия). Объектом большин-
ства проведенных исследований являлась смесь гравитационного и
флотационного концентратов, содержащая: железа - 15-17 %; мышьяка
- 4-6 %; серы - 13-16 %; золота - 25-30 г/т. К особенностям концентрата
следует отнести наличие в них серебра (от 100 до 800 г/т) и органиче-
ского углерода (от 1,5 до 3 4 %). Основные руллыс компоненты кон-
центрата: пирит и арсенопирит, с которыми ассоциирована значитель-
ная часть золота н серебра.
Исследованиями Гидроцветмста (Л.К.Чучалин, Б.А.Емельянов,
А.Н.Гарцмаи, 1986-1987 гт.), приведенными на непрерывно действую-
щей лабораторной установке БВ, показана возможность окисления 70-
80 % мышьяка за 36 ч выщелачивания с получением остатков БВ, со-
держащих менее 2 % As.
Последующая гидрометаллургическая nqiepaOo-nca полученных про-
дуктов изучалась в институте “Иргиредмет” (А.Ф.Панчснко, 1986 I.).
Рассмотрены 3 варианта технологии:
а) тнокарбамидное выщелачивание (ТКВ);
б) цианирование (со смолой АМ-2Б);
в) щелочная (NaOH) обработка + цианирование.
194
По первому варианту за 3 стадии ТКВ (12+24+12=48 ч) из косое БВ,
подвергнутых предварительной сернокислотной обработке (Аи 26,7 г/т;
Ag 429 г/т), получены хвосты, содержащие золота 4,7 г/г; серебра 24,4
г/т. что соответствует извлечению металлов в тиокарбамидные раство-
ры 82,4 и 94,3 %. При цианировании кеков БВ (Ж:Т= 1,5:1: концентра-
ция NaCN 1,0 г/л; объемная доля смолы в пульпе 20 %; продолжитель-
ность 24 ч) достигнуто извлечение золота 87,5 %. Однако извлечение
серебра оказалось чрезвычайно низким: на уровне 30 %. Применение
щелочной обработки перед цианированием позволило повысить извле-
чение серебра до 90 % и несколько улучшить показатели извлечения
золота. Аналогичный эффект, как показали исследования Иргиредмета
на других (близких по составу нежданинским) продуктах бактериаль-
ного вскрытия мышьяковистых золотосодержащих концентратов,
обеспечивается и в случае применения интенсивной известковой обра-
ботки косов БВ с подогревом и аэрированием пульпы.
В работе [248] представлены результаты полупромышленных испы-
таний биогндромсталлургической переработки концентратов Нежда-
нинского месторождения, проведенных институтом ЦНИГРИ на Туль-
ской экспериментальной базе. Проба конпетгтрата содержала: железа
15,4 %; серы 13,3 %; мышьяка 5,5 %; сурьмы 0.1 %; органического угле-
рода 1,8 %; золота 25,4 г/т; серебра 800 г/т. Обработка концентрата
производилась по схеме, включающей опсрашш интенсивного бактери-
ального окисления сульфидных минералов с оборотом бактериальных
растворов после осаждения из них мышьяка и железа; аэрацию остат-
ков БВ в известковой среде и их сорбционное цианирование. Из про-
дуктов БВ (Аи 29,2 г/т, Ag 920 г/г) получены хвосты цианирования с
остаточным содержанием золота 1,5 и серебра - 44,2 г/т при извлечении
металлов 94,8 и 95,2 % соответственно.
Аналогичные технологические испытания проведены на копией ipa-
тах Майского месторождения (Колыма), характеризующихся более
сложным (по сравнению с нежданинским концентратом) вещественным
составом и повышенной технологической упорностью [248, 299]. По-
следнее связано с присутствием в концентрате, наряду с пиритом (28,1
%), арсенопиритом (9,8 %) и органическим углеродом, заметного коии-
чества антимонита (1.6 %), я также более тесной ассоциацией золота с
сульфидами железа, главным образом, арсенопиритом. Химический
состав исследованной пробы концентрата характеризуется следую-
щими данными (в %): железо - 19,8; сера - 18,3; мышьяк - 5,7; сурьма -
1,4; углерод - 2,9; диоксид кремния - 33,0; золото - 68,8 г/т; серебро -
9,0 г/т. Относительная доля планируемого золота в концентрате - около
20® о.
При обработке концентрата данного состава в лабораторных усло-
виях за 9 сут БВ (Ж:Т~5:1; температура 28-30 ®С; рН=2,0-2,2) достигну-
та степень окисления сульфидов (°'п): арсенопирит - 86; пирит - 30; ап-
195
niMoiiHT - 74. Извлечение золота и серебра из кеков БВ при цианирова-
нии составило соответственно 90 и 62 %. Прн проведении полупро-
мышленных испытаний технологии БВ - цианирование указанные по-
казатели возросли до 94,6 и 70,0 % соответственно.
Заслуживает быть отмеченным также н установленный в процессе
испытаний факт относительно высокой сорбционной активности (СА)
продуктов БВ К цианистым комплексам золота н серебра. При этом
наблюдается некоторое снижение СА углистого вещества (что объяс-
няется авторами пассивацией поверхности частиц углерода продуктами
метаболизма бактерий) и, одновременно, возрастание сорбционной
активности других компонентов концентраia. К числу последних авто-
ры относят гидроксид, арсениты и арсенаты железа. В совокупности
это приводит к увеличению обшей величины' СА кеков БВ по сравне-
нию с СА исходного концентрата.
В отчете о НИР Московского института стали и сплавов
(Э.В.Адамов, 1990 г.) представлены результаты лабораторных исследо-
ваний по бактериальному выщелачиванию упорных золотосодержащих
концентратов месторожде1шя Зармшпан (Узбекистан). Достигнута сте-
пень окисления арсенопирита, позволяющая извлекать при последую-
щем цианировании до 89 % присутствующего в концентрате золота,
чю на 5 % превышает извлечение металла при прямом цианировании
концентрата.
В 1989 г. институтом ЦНИГРИ, при участии Иргиредмета, проведе-
ны полупромышленные испытания биогидрометаллургической техно-
логии извлечения золота и серебра нз пиритных золотосодержащих
концентратов месторождения Кумптор (Киргизия). Концентрат содер-
жал (в %): серы - 30,2; железа - 28,9; мышьяка - 0,01; углерода - 1.5. Со-
держание золота в концентрате - 39,2 г/т; серебра - 27,4 г/т.
Практически псе золото и серебро в концентрате представлено
упорными (не извлекаемыми цианпропаиисм) минеральными формами.
Обработка концентрата по схеме БВ - цианирование позволяет полу-
Ч1гть хвосты с содержанием золота 2,1 н серебра - 3,6 г/т, что соответ-
ствует извлечению металлов в биогидромсталлургнческом цикле 94,1 н
85,5 % соответственно.
Интересные результаты получены прн бпогидромсталлур! ической
переработке флотационного конце1гтрата. выделенного из руд место-
рождения Куполыюе (О.Д.Хмельницкая, 1993 г.).
Химический состав концентрата характеризуется следующими дан-
ными (%): кремнезем - 59,3; глинозем - 10,3; железо (общее) - 8,9; железо
сульфидное - 4,2; сера - 4,8; мышьяк - 0.92; сурьма - 0,3; свинец - 1,4.
Особенностью концентрата является чрезвычайно высокое содержание
в нем серебра, составляющее 4210 г/г. Основная масса серебра в кон-
центрате представлена ссребросодержащим галенитом, а также соб-
ственными минералами: пираргиритом и аргентитом. Значительная
196
часть серебра связана с сульфосолями: тетраэдритом, теннантитом
(имеющую общую формулу - Cui2(As,Sb)jSi)) н джемсонитом
Pb4FeSb«Si4. D указанных сульфосолях серебро частично замещает медь
(на 15-20 %), свинец и сурьму. Относи1сльная доля цианисторастворн-
мого серебра составляет около 25 %, таким образом, концентрат может
быть отнесен к числу весьма упорных для цианирования серебросодср-
жащих материалов.
Процесс бактериального выщелачивания вели в следующем режиме:
температуря 28-30 °C, Ж:Т=5:1, рН=1,8, продолжительность 144 ч.
Последующая гидрометаллургическая переработка сереброеодержаших
продуктов БВ производилась по схеме: щелочная (NaOH) обработка -
цианирование. Условия щелочной обработки: Ж:Т=4:1, исходная кон-
центрация NaOH в растворах 100 г/л; температура 85-90 “С; продол-
жительность 2 ч. Условия цианирования: Ж:Т=4:1; концентрация
NaCN 2,0 г/л; рН= 10,5-11; оптимальная продолжительность выщелачи-
вания 10-12 ч.
В указанных выше условиях извлечение серебра в биогидрометал
лургическом цикле составило 87 %.
В 1988-989 гг. институтами “Иргиредмет”, ЦНИГРИ и ИН МИ РАН
(В.Е.Дементьсв, С.С.Гудков, Р.Я.Аслануков, Г.И.Каравайко) проведены
полупромышленные испытания технологии биогнлрометаллургической
пердзаботки концентратов коренных руд Олимпиадшижого месторож-
дения, состав концентратов приведен в табл.7.8. Испытания проводи-
лись на Тульской опытной установке. Обработка концентрата осу-
ществлялась по схеме, включающей донзмельченне материала до 95 ° о
класса минус 0,(144 мм, сгущение пульпы, бактериальное окисление (с
использованием оборотных растворов), обезвреживание бактериальной
пульпы с одновременной нейтрализацией ее известью, н цианирование
в режиме сорбционного выщелачивания (с ионообменной смолой). При
этом достигнуты следующие показатели: содержание золота и серебра в
хвостах цианирования 3,7 и 4,9 г/г; извлечение металлов соответственно
89-91 и 77-78 %. При прямом цианировании концентрата (по данным
рационального анализа) получаются хвосты с содержанием золота 21,1
г/т и серебра 15,4 г/т. Следовательно, за счет дополнительного
биовскрытия сульфидов нз I т копией фата донзвлекается 18,4 г/т золо-
та и 10,5 г/т серебра.
По результатам полупромышленных испытаний в 1990 г. разрабо-
тан и передан проектной организации (Гиналмаззолото) технологиче-
ский регламент на проектирование золотонзнлекательной фабрики по
переработке коренных руд месторождения с использованием биогидро-
металлургической технологии1. Дополнительными технологическими
’ Технологический регламент для разработал рабочего проекта золотопзвлекателхной
фабрики для переработки коренных рул Олпмпиадинсзсого месторождения /11ргиредмет-
Иркутск. 1990.-83 с.
197
испытаниями (1992 г.), проведенными на Балейской опытной фабрике,
установлена возможность существе!того улучшения технологических и
экономических показателей проектной технологии за счет использова-
ния пульсационных биовыщелачивателей (вместо пачуков), применения
усовершенствованной схемы нейтрализации кислой пульпы БВ перед
цианированием, замены ионообменной сорбции золота на угольную.
Результаты испытаний явились основой для корректировки ранее вы-
данного технологического регламента6.
7.5. Кучное бактериальное выщелачивание
упорных руд золота и серебра
Учитывая экстенсивность процесса БВ н связанные с этим значи-
тельные энергетические затраты, принято считать, что объектами при-
менения данной технологии должны являться золотосодержащие кон-
центраты или богатые руды с относительно высоким содержанием
упорного (неизвлекаемого цианированием) золота. Однако при опреде-
ленных условиях бногидрометаллургическая технология может ока-
заться полезной и при переработке бедного золоторудного сырья,
включая 1П!зкосортные руды, рудные отвалы и лежалые хвосты циани-
рования. В данном случае имеются в виду энергосберегающие варианты
перколяционного и кучного (полигонного) БВ.
Последний вариант (полигонное БВ) предпочтителен при донзвле-
чении золота из лежалых хвостов цианирования упорных золотосодер-
жащих руд, заскладированных в отработанных хвостохранилишах.
В качестве примера можно сослаться на описанный в зарубежной
печати [300] опыт переработки лежалых хвостов одной нз золотонзвле-
кптельных фабрик ЮАР, содсржаишх золото (до 0,5 1/1) и уран (0,25 %
иЮя). Слежавшиеся за время хранения шламовые отвалы подвергают
рыхлению с помощью дискового плуга па глубину примерно 30 см, что
позволяет превратить их в гранулированную массу, через которую от-
носительно легко проникают вода, воздух и бактерии. Предварительно
шлам, содержащий до 4,5 % пирита, орошают разбавленным раствором
H2SO4 при расходе кислоты 1,5 кг ня 1т шлема с целью их подкисления
до pH 2-3, что благоприятствует разв>ггию бактерий и стабилизирует
структуру рыхлых гранул. Внесение бактерий в разрыхленный шлам
рекомендуйся производить путем орошения его бактериальным рас-
твором или же смешиванием первичного шлама с ранее окисленным
(поверхностным) слоем шлама (3-4 см) в соотношении 10:1. Подго-
товленный шлам собирают в кучи, орошают водой до влажности около
15 % и выля>живают 60 сут для обеспечения необходимой полноты
еппут микробиологии РАН.- Иркутск. 1993.-51 с.
IQR
окисления минералов. Затем его выщелачивают водой с целью извлече-
ния урана. Остаток шлама после нейтрализации планируют для извле-
чения золота. Описанным способом извлекается до 86-88 % урана и 60
% золота. Затраты ориентировочно составляют 4,5 рэнда на 1 т шлама,
что указывает на рентабельность БВ слежавшихся шламов прн доиз-
влечении ценных металлов.
Интересные исследования по применению полигонного БВ проведе
ны на лежалых хвостах предприятия Голд Флокс, ЮАР [301]. Предприя-
тие находится в. золоторудном районе Внтватерсрэнд, где накоплены
колоссальные запасы золотосодержащих хвостов цианирования. Для их
утилизации компанией “Эрго” разработана и реализована в промыш-
ленных масштабах классическая технология извлечения золота и урана,
включающая флотацию и окислительный обжиг золотосодержащего
пирита с последующим цианированием огарка. Образующиеся прн
обжиге сернистые газы перерабатываются на серную кислоту, которая
используется для выщелачивания урана нз mipimioro концентрата (до
поступления его иа обжиг).
В качестве альтернативного варианта рассматривается возможность
переработки хвостов по схеме БВ - цианирование. Основанием для это-
го послужил отмеченный на хвостохранилите факт поверхностного
биохимического окисления пнритсодержаших хвостов, протекающего
при участии микроорганизмов типа Т.Г. В результате процессов окис-
ления на хвостохранилнще образуется верхний (тонкий) слой материа-
ла, в котором пирит находится в окисленном состоянии, а золото - пре-
имущественно в доступной для цианирования форме, в то время как
основная масса хвостов (практически нв всю глубину хвостохранили
ша) представлена плотным слежавшимся материалом в его первона-
чальном неокнелеином состоянии. В верхней эоне хвостохранилища pH
составляет 2,4, а в иеокисленной - 7,6; влажность хвостов - соответ-
ственно 7,5 и 14 %.
Содержание золота в отвалах колеблется а пределах 0,2-0,65 г/т, со-
держание сульфидной серы - 1,2-1,6 %.
После проведения экспериментов на месторождении был смоделиро-
ван процесс бактериального выщелачивания хвостов в кучах размером
2,0« 1,8x0,5 м. При этом изменялись следующие параметры; соитоше-
ние окисленных и неокнеленных хвостов, введение бактерий, питатель
кых веществ и железа. Лучшие технологические показатели процесса
(извлечение золота из остатков БВ на уровне 75 % прн продолжитель-
ности БВ 80 сут) достигаются при соотношении массы окисленных и
неокнеленных хвостов 1:4 и прн условии введения в раствор питатель-
ных добавок (азот, фосфор) и дополнительного количества микроорга-
низмов. Вместе с тем отмечено, что присутствие FeJ* в условиях прове-
денных экспериментов не только не ускоряет, но даже, наоборот, за-
медляет процесс БВ, что противорсчш резу.тьтатам чанового (агита
199
ционного) выщелачивания этих же продуктов. Объясняется это, по-
видимому, тем, что при недостаточной влажности материала, уло-
женного в кучу, и отсутствии железа (II) механизм “выживания” бакте-
рий заставляет их мигрировать к частицам пирита, который в данном
случае является единственным источником энергии для бактерий. Это
движение замедляется при введении в систему железа, выполняющего
функции альтернативного источника энергии.
По завышении описанного цикла исследований на шламах хвосто-
хранилища произведены полупромышленные испытания технологии
полигонного БВ.
Участок хвостохраннлнща, выбранный для испытаний, имел доступ для тя-
желого оборудования. На участке были проведены 2 полосы (А и Б) размером
9x50 м перпендикулярно дамбе, примерно в 100 м от нее. Между полосами была
оставлено зона шириной 1S м
Окисленные хвосты, залегающие до отметки 1,2 м ниже поверхности
хвисюхраннлнша. удаляли и складировали. Оставшийся слой окисленных
хвостов имел мощность приблизительно 0,1 м. Испытательные полосы были
вспаханы плугом с двойным отвалом на глубину 0.46 м для получения смеси
примерно на 22 % in окисленных н на 78 % in неокисленных хвостов. На каж-
дой испытательной полосе было выделено по 3 участка размером 20x6 м. на
которых были установлены оросительные системы. состоящие из емкости для
воды с pH 2 и 15 оросителей.
Полоса А имела участок А,. оставленный нетронутым, участок А; с введени-
ем пн|и|ельных добавок и регулируемым (путем добавки серной кислоты) зна-
чением pH и участок А/, идентичный участку А?, по подвергнутый дополни-
тельной вспашке с целью лучшего смешивания кислых растворов с обрабаты-
ваемым материалом. Полоса Б имела участки Б,. Б? и Б}, на которых были
проведены те же работы, что и на участках в полосе А. Различие заключалось
лишь в том. что на участках Б, и Б, производилось дополнительное введение
бактерий. В процессе экспериментов на всех участках осуществляли контроль
pH. концентрации Fe2* и Fe’* , содержания сульфидной серы в остатках БВ.
влажность поддерживалась на уровне 15 %. Эффективность БВ устанавливали
по результатам цианирования проб полученных продуктов. Общая продолжи-
тельность цикла составляла 112 сут.
В результате проведенных испытаний установлено, что лучшие технологи-
ческие показатели биохимическою вскрытия достигнуты в кучах Аз н Аз. вы-
щелачивание которых производилось без дополнительного введения микроор-
ганизмов. За 70-80 сут БВ достигнуто снижение содержания сульфидной серы в
хвостах с 1.38 до 0,74-0.78 % (степень окисления пирита - около 50 %), при этом
количество цпанпсторастворимого золота увеличилось с 40-50 до 70-75 %. Под-
тверждено необходимость введения питательных добавок и поддержания опти-
мального значения pH на уровне 2. Показано, что дополнительная вспашка
материала (участки Аз и Бз) позволяет примерно в 1.5 раза сократить общую
продолжительность БВ.
200
По результатам испытаний выданы практические рекомендации по
использованию технологии полигонного БВ для извлечения золота из
лежалых хвостов. При этом отмечено, что данный процесс более при-
влекателен по сравнению с переработкой хвостов по схеме флотация -
обжиг как с технологической (степень извлечения золота), так и с эко-
номической точек зрения (меньшие капитальные и эксплуатационные
расходы). Кроме того, он вызывает гораздо меньшее загрязнение окру-
жающей среды.
Применительно к упорным золотосодержащим рудам технология
кучного бактериального выщелачивания (КБВ) предполагает в ка-
честве обязательной подготовительной операции тонкое измельчение
руды и ее агломеращпо (окомкование, брикетирование) с использова-
нием специальных связующих материалов и с одновременной пропит-
кой гранул (брикетов) бактериальными растворами.
Согласно патенту (302), пиритную или арсенопиритную руду с тон-
ковкрапленным золотом измельчают, пропитывают раствором, содер-
жащим соответствующие бактерии (доля раствора составляет 4-12 % от
массы руды), брикетируют и укладывают в кучи высотой 180 см. После
этого осуществляют выщелачивание руды кислыми растворами (pH
менее 2,5) в течение 200 и более суток с принудительной рециркуляцией
растворов. В другом американском патенте [303] предложен способ КБВ
сульфидных глинистых руд (в том числе - золотосодержащих), при ко-
тором руда подвергается предварительной агломерации с использова-
нием в качестве связующего - водного раствора акриламидного поли-
мера с молекулярной массой более 500 тыс. (смесь акриламида с
N-сульфоалкил-акриламидом) Раствор содержит более 1 г/л Fe3* и
имеет pH менее 3. По способу, описанному в [304], частицы измельчен-
ной золотосодержащей руды агломерирую! в комочки с помощью кис-
лого раствора водорастворимого полимера (1,3<рН<2,5), содержащего
серуокисляюшие бактерии. Агломерированную рулу укладывают в кучу
и подвергают бактериальному выщелачиванию в течение 30-210 сут. В
патенте Иргиредмета [305] предложен способ переработки упорного
золотосодержащего сырья, который включает предварительное циани-
рование измельченной руды, фильтрацию пульпы с промывкой осадка,
смешивание кеков со связующими материалами, например, цементом и
сульфатом железа, и кучное бактериальное выщелачивание. Цемент
вводят в пульпу перед ее фильтрацией, а сульфат железа - в процессе
отмывки кеков цианирования. Последующее извлечение золша из про-
дуктов КБВ осуществляется гидрометаллургическим методом.
В I9M-I99I гт. в Иргиредмете (С.С.Гудков, Л.П.Ссменона, В.Я.Бы-
вальцев) выполнен комплекс технологических исследований по разра
ботке процесса КБВ применительно к упорным золотосодержащим
флогоконцентратам [306].
201
На лабораторной установке КБВ вместимостью 25 кг материала проведены
исследования по выбору связующих (а также добавок к ним) и режимов оком-
кования концентратов. Исследования выполнены ня концентратах А кере некой.
Тасеевской, Дарасунской золотоизвлекательных фабрик, Зармшналского и
Оламявадияского месторождений. Введение адаптированных бактерий Т.Г в
концентраты производилось через среду 9 К. Продолжительность закисления
гранул для отдельных концентратов составляла от I до 3 мес Эффективность
процесса КБВ определялась степенью извлечения золота при последующем
цианировании кеков БВ.
На примере ангренского концентрата показано, что за 90 сут перколяцион-
ного выщелачивания бактериальными растворами из кеков предварительного
цианирования концентрата, содержащих 6.8 г/т золота и 128 г/т серебра, до-
полнительно вскрывается (н может быть доизвлечено при последующем циани-
ровании) до 88 % золота н 95 % серебра при содержании металлов и конечных
хвостах соответственно 0,8 и 6,4 г/г. На основании проведенных исследований
установлены перспективность использования данного метода и необходимость
проведения соответствующих полупромышленных испытаний.
В 1991 г. Иргиредметом, завершена разработка и проведены полу-
промышленные испытания технологии кучного БВ па концентратах
Тасеевской ЗИФ комбината “Балейзолото”. Пробу концентрата под-
вергали предварительному цианированию в оптимальном режиме.
Хвосты цианирование отмыввлн от золотосодержащих растворов ме-
тодом противоточной декантации, отмытую пульпу фильтровали. Кек
подсушивали до влажности 5-7 %, смешивали с цементом в соотноше-
нии (10-15):!. Полученную смесь доводили до влажности 15-18 % и гра-
нулировали. Крупное! ь 1ранул: -20+2 мм (преимущественно 5-10 мм).
Содержание основных компонентов в грапулироооппом материале, г/г:
золота - 6,3, серебра - 38,5, общего железа - 6.73 %, сульфидного железа
- 5,8 %, серы - 5,8 %, мышьяка - 0,4 %.
Для проведешш полупромышленных испытаний технологии КБВ в
составе Балейской опытной фабрики была создана специальная уста-
новка (риг.7.5), состоящая из двух независимо работающих модулей.
Каждый модуль включает в себя колонну из титана диаметром 0.54 м,
высотой 5 м и вместимостью 0,8 м3, оснащенную системами орошения,
дренажа, аэрации. Колонна имеет перфорированное дно, установлен-
ное под углом 45"
Испытания проводились в две последовательные стадш1:
запуск установки, выход на режим непрерывной циркуляции бакте-
риальных растворов и закисление гранул;
выщелачивание в рабочем режиме.
202
Рпс.7.5. Схема цепи аппаратов модуля кучного БВ:
очистки распоров: 4 - мешочные фильтры: 5 - эрлифты: б - сепаратор
Обшая продолжительность процесса - 3,5 мсс. За этот период сте-
пень окисления сульфидного железа составила 45,5 %. Биологическая
характеристика растворов: ОВП - 530-540 мВ; активность бактерий по
окислению железа (III) - 7,8-8,0 г/л; железа (II) - 1,2-1,4 г/л.
По завершении процесса КБВ гранулы орошали раствором извести с
целью их нейтрализации (до достижения pH выходящих растворов не
менее 7-8), после чего материал был дезинтегрирован до крупности
исходного флотоконцентрата (95 % класса -0,074 мм). Получеютую
пульпу подвергали дополнительной известковой обработке с продув-
кой воздуха и шянпровппию в течение 24 ч. После фильтрации пульпы
и Двухстадиальной промывки кеков содержание золота в хвостах циа-
нирования составило 2,0-2,5 г/г, содержание серебра -6-8 г/т, что соот-
ветствует извлечению металлов в цикле БВ - цианирование 60-68 и 74-
203
84 ° о. С учетом предварительного цианирования общее извлечение зо-
лота ш концентрата получено ня уровне 95 97 0/о.
Установлено, что извлечение золота н серебра нз растворов 2-й ста-
ют выщелачивания (цианирование после БВ) может быть эффективно
осуществлено по усовершенствованной Иргиредметом цементационной
технологии (цементация цинком в смеси с углсродсодя>жащнм нвш-
ном). После цементации раствора с содержанием золота 2,1-2.3 и се-
ребра 14-16 мг/л получены растворы, содержащие соответственно 0.05
мг/л золота и 0,3 мг/л серебра.
В целом результаты проведенных Иргиредметом исследований тех-
нологических испытаний по кучному бактериальному выщелачиванию
концентратов Тасеевской, Ангренской и других фабрик позволяют сде-
лать вывод, что дшшая технология может оказаться достаточно эффек-
тивной в экономическом отношении, особенно для материалов, содер-
жащих, наряду с упорным, значительное количество цианируемого
золота. Обработка нх по схеме предварительное цианирование - оком-
конаннс - бактериальное выщелачивание (в перколяционном режиме) -
повторное iDiaHiipoBaiuie должна обеспечить высокое извлечение золо-
та при минимальных капитальных и эксплуатационных затратах.
Прежде всего это касается объектов, где уже имеются установки по
цианированию руды илн продуктов ее обогащения (концентратов,
промпродуктов, хвостов).
В плане усовершенствования технологии КБВ золотосодержащих
концентратов Иргиредметом [264] предложен способ, предусматри-
вающий флотацию кеков БВ совместно с исходной измельченной ру-
дой, что позволяет (на примере рул Ангренской п Тасеевской фабрик)
повысить общее извлечение золота на 1,4-2,5 “о, серебри - па 3-5 "о и
примерно на 10 % снизить удельный расход электроэнергии ня обра-
ботку руды.
Следует иметь в виду, что рассмотренные выше примеры примене-
ния кучного бактериального выщелачивания предполагают переработ-
ку тонкоизмельченных материалов, характеризующихся весьма высо-
кой удельной поверхностью окисляемых сульфидов. В литературе прак-
тически отсутствуют сведения о применении перколя1то1|ного БВ к
крупнозернистым сульфидам и сульфидным концентратам и тем более к
исходным рудам илн рудным отвалам, как это, в частности, практи-
куется в вариантах кучного цианирования золотых илн кислотного
выщелачивания окисленных медных, урановых п друз их руд. Эю про-
исходит из-зя чрезвычяйно низкой скорости биоокисления крупных
зерен золотосодержащих сульфидов (пирит, арсенопирит и др.), даже
если они находятся в свободном состоянии и могут контактировать с
бактериальными растворами.
204
В этом плане заслуживают внимания результаты сслслонаппй индийских
ученых по разработке б|югплрометаллургпческой тсхполопш извлечения желе-
за из низкокачественных пиритов [307].
Сущность технологии заключается в том, что пириты крупностью -1.2+0.05
мм подвергаются биоокпелению в перколяционном режиме с использованием
кислых шахтных вод. содержащих бактерии T.f. Образующийся раствор суль-
фата железа нейтрализуется аммиаком, в результате чего получают осадок
гидроксила Fc(OH)»+Fc(OH)’. используемый в дальнейшем для производства
железа, и относительно чистый раствор сульфата аммония. Последний подвер-
гается упарпаанию с использованием солнечной энергпп. Выкристаллизованная
соль (NHjhSCU nHzO реализуется в качестве товарной продукции.
Эксперименты по перколяционному БВ пиритных концентратов, содержа-
щих 15.2 % железа. 13.(1 % серы, 71,7 % НО, проводились и колонне диаметром
0,6 и высотой 2.43 м. вмещающей 1,5 т концентрата. Ситу колонна была снаб-
жена диспергатором воздуха, а также температурным да тчиком и приспособле-
ниями для сбора растворов на различных высотах. Выщелачивание осу-
ществлялось шахтной водой с pH 2.5. После выщелачивания в течение 60 сут
извлечение железа в раствор составило 55 % (на К) % ниже, чем при агитацион-
ном выщелачивании). В отсутствие бактерий за этот же период выщелочено
лишь 7 % железа.
Были также проведены зкспериметпы перколяционного БВ ппритсодсржа-
щей руды текущей добычи крупностью кусков от 2.5 до 10 см. Во пбсжаппс
засоренпя воздушного диспергатора и выходного патрубка нпжняя часть воз-
душной колонны заполнялась галькой in пнерптого материал я на высоту до
15 см. Произволтгтелытостъ колонны по рабочему раствору составляла 8.3 л/ч
При рП 2.5 скорость выщелачивания была очень низкой, и только после того,
как pH снтпттлась до 2.0. скорость возросла до требуемых значений. Необходи-
мая степень твлечештя железа в растворы достигнута через 100 сут. выптепячн-
нанпя. Расчет соотношения Fe3+ :Fe2+ показал, что бактяиталытая активность в
условиях колонного выщелачивания была достаточно хорошей
В 1997 г. Иргиредметом (В.Е.Дементьев, С.С.Гудков п др.) подго-
товлены технические предложения по созданию энергосберегающей
технологии кучного БВ мышьяковистых золотосодержащих руд с ис-
ходной крупностью кусков от минус 10 до минус 100 мм. Дя1П1яя техно
логия предполагает совмещение процессов вскрытия п измельчения
сульфидов в единой операции бновьпцелачивания. Суть процесса за-
ключается в том, что в результате просачннання кислых бактериальных
растворов через штабель руды и закрепления микроорганизмов на по-
верхности кусков происходит локальное окисление су.-п.фн.-шых мине-
ралов (железа, мышьяка, меди и др.) с образованием оксидных соедине-
ний, имеющих малую механическую прочность. В итоге при длитель-
ном воздейств1т бактерий пп куски сульфидной руды последние под-
вергаются дезинтеграции. Одновременно происходит освобождение
золота, ассоцшфовашюго с сульфидами, и оно становится доступным
для выщелачивания цианидами и другими растворителями. Как пока-
зали поисковые 3Kcnq>HMcHibi, указанная технолопш .может оказаться
205
весьма эффективной для коренных руд Олимпиадинского месторожде-
ния, обладающих благоприятной для данного варианта БВ физико-
химической характеристикой [ЗОЯ].
7.6. Состояние н перспективы промышленного использования
бпогилромсталлургичсской технологии извлечения золота
из упорных руд
Первым промышленным предприятием, применившим технологию
БВ - цианирование, является рудник ФэАаыо. В течение длительного
времени (начиная с 1955 г.) переработка упорных золотосодержащих
концентратов на руднике осуществлялась с использованием технологии
окислительный обжиг - цианирование, обеспечивающей извлечение
золота из концентратов па уровне 90 %. В связи с износом обжиговых
печей н необходимостью их замены на более совершенные агрегаты
встал вопрос о реконструкции предприятия. В качестве альтернативно-
го металлургического варианта был предложен процесс бактериально-
го вскрытия концентратов. На основе резулыаюв исследований и по-
лупромышленных испытаний, проведенных корпорацией “Дженкор”,
осуществлено проектирование и строительство па руднике промыш-
ленной установки БВ первоначальной производительностью 10 т/сут
концентрата с последующим расширением ее до 15 т/сут (50 % общего
объема концентрата). В течение двух лет установка работала парал-
лельно с обжиговыми печями, что позволило в сопоставимых условиях
сравнить технологические показатели обработки концентрата по обо-
им вариантам. В результате установлено, что извлечение золота по
схеме БВ - цианирование (95 %) на 5 % превышает таковое лля обжиго-
во-цпаинстой технологии. Определены оптимальные параметры БВ:
температуря до 45 °C. Ж:Т=4:1. продолжительность 4 сут.. расход реа-
гентов (кг/т): (NH-i)’SO-i 8,4; КОН 1,43; НзРО4 1,56. Отмечена устойчи-
вость работы биогидрометаллурп1ческой установки по всему циклу,
включая узел подготовки и адаптации бактерий.
По итогам промышленных испытаний принято решение о закрытии
на заводе обжигового передели с переходом полностью на биогмлроме-
таллургическую переработку концентратов [192, 309].
Положительный опыт освоения процесса бактериально-химиче-
ского окисления золотосодержащих сульфидов на зааоле Фэйвью спо-
собствовал бурному развитию работ в указанном направлении как в
Южной Африке. । ак и н других pci ионах.
Ио разработкам фирмы “Дженкор” построена и в 1994 г. введена в
эксплуатацию фабрики ио нсрсрабслкс сульфидных юлоюсодсржащн.х
концентратов методом бпоокпеления с последующим цианированием
на крупнейшем золотодобывающем предприятии Ганы - Ашанти
206
(рудник Обуоси, 3 линии ВЮХ с 3-мя параллельно работающими реак-
торами вместимостью по 900 м3). На обогатительной фабрике Помпора,
принадлежащей этой же компании (“Ашанти Годдфнлдс”), в сентябре
1995 г. запушена 4-я линия ВЮХ для переработки флотационных кон-
центратов, что позволило довести общий объем ко1щентратов, перера-
батываемых таким способом, до 720 т в сутки. Благодаря внедрению
новой технологии эксплуатационные затраты на получение 1 г золота
снизились с 8.36 до 6.43 долл. Капиталовложения в реконструкцию со-
ставили 445 млн-долл. [310-314].
Имеется информация о том, что компанией “Вааль Риф Експло-
рейшн Энл Майнннг” (ЮАР) вблизи Клсрксдорфа создана и функцио-
нирует установка биовыщелачивания золотосодержащих флотацион-
ных концентратов производительностью около 20 т/сут [193]. В 1988 t.
компанией “Эймко” на фабрике Ливер Ли (Зимбабве) построена уста-
новки БВ (5 т/сут) для переработки флотационного копце1гтрата, со-
держащего 31 "-о пирита, 18 % арсенопирита и 60 г/т золота [144].
Существенно интенсифицировались работы по практическому ис-
пользованию бногидромсталлургичсской технологии переработки
упорных золотосодержащих руд н концентратов и на Американском
континенте.
В 1990 г. в США, штат Невада, компаниями “Ю.С.Годд Корпо-
рейшн" и “Хоумсгок Майнннг" на новой фабрике Тонкин Спрингс осу-
ществлено первое в стране промышленное внедрение биогидрометал-
лургической технологии извлечения золота нз упорных сульфидных руд
с исходным содержанием золота 3,9 г/г. Технология включает бактери-
альное вскрытие измельченной руды в чанах-реакторах из нержа-
веющей стали диаметром 16 н высотой 13 м с использованием бактерий
T.f. Последующее извлечение золота нз продуктов БВ производился
методом сорбционного выщелачивания в присутствии активированно-
го угля. Производительность фабрики по руде составляет 1500 т в сут-
ки, извлечение золота из руды 90 %, годовая добыча металла 1,5 т [196.
197].
В этом же году технология биоокнеления сульфидов внедрена ни
другой американской фабрике Остин. Производительность фабрики по
руде 900 т в сутки. Содержание золота в руде 6,9 г/т. Бпоокисленню
подвергается зoлoucoдq>жaщий флотационным копцепзрат (90-170 i
Au ня I т). Выщелачивание производится с использованием нескольких
культур бактерий. Продолжительность обработки 120 ч. Пульпа БВ
подвергается нейтрализации известью и цианированию по методу
“CIL”. Извлечение золота в гидрометаллургическом цикле составляет
90 «о (на 20 ’•» выше, чем прн прямим цианировании концентратов)
Более подробная информация о работе указанных предприятий пред-
ставлена в главе 17.
207
В Капиле компаниями “Джайент Бей” и “Джанет Йеллоунайф" па
фабрике Саммита н 1987 г. создана опьтю-промыптпепная установка
БВ произволительпостью 10 т/сут руды, предназначенная для демон-
страции возможностей биогндрометаллургнческой технологии извле
чення золота нз упорных руд и отработки отдельных элементов ука-
занной технологии. На руде с исходным содержанием серы 0,95 %, мы-
шьяка 0,75 0 о п золота 21 г/г достигнуто н (влечение металла 95,6 %, что
примерно на 30 % превышает извлечение при прямом цианировании
руды. На другой квнадской фабрике Конгресс (пров. Британская Ко-
лумбия) проведены испытания промышленного образца реактора вмес-
тимостью 225 м1 ;|ля биовыщелачивания упорных золотосодержащих
руд и концентратов. Результаты испытаний пи указанных двух объек-
тах [198] использованы для технико-экономической оценки бногндро-
металлургнчсской технологии и подготовки к ее внедрению па пред-
приятиях Канады.
В Австралии технология БВ - цианирование впервые применена па
фабрике Хэрбур Лайте, перерабатывающей методом флотации упорные
пприт-арсспоппритовые руды с дисперсным золотом. Внедрению про-
несся BIOX предшествовали предварительные опытно-промышленные
испытания на пробе флотационного концентрата массой 6 г. В 1991 г.
ввела ia в строй промышленная биогилрометаллургичсская установка
(БВ + цианирование) производительностью 40 т концентрата в сутки с
извлечением золота из KOHUcnipa ra 90 % [315].
Аналогичный процесс реализован иа двух других австралийских
фабриках Вилуна и Джуанми с производительностью по концентратам
115 и 120 т/сут соответственно [316,317].
По результатам экономического сопоставления технологии БВ с
технологией обжига (фабрика Вилуна) установлено снижение капи-
тальных затрат иа 20 % (с 5,4 до 4,3 млн.долл.), эксплуатационных за-
трат - на 10 0 о, увеличение извлечения золота - ло 13 °'о и сокращение
времени на строительство - на 25 % [316].
Большинство зарубежных экспертов в последние годы склоняются к
мнению, что биогидрометаллургическая техиолотя в перспективе мо-
жет занять ведущее место средн возможных методов металлургической
переработки сульфидного золоторудного сырья.
С точки зрения извлечения золотя технология БВ равноценна авто-
клавным методам вскрытия (превосходя по этому показателю процесс
окислительного обжига), однако с экономических позиций опа имеет
существенные преимущества перед автоклавной технологией. Об этом,
в частности, свидетельствуют представленные в табл.7.10 pciy.ibiaibi
экономического сопоставления вариантов металлургической перерп
боткп упорных золото-мышьяковых концентратов п руд, проведенного
наиболее квалифицированными в данной области зарубежными фир-
мами. При этом, естественно, принимался во внимание такой суше-
208
ственный недостаток БВ. как его экстенсивность (продолжительность
бактериальной обработки в 50-100 раз превышает продолжительность
автоклавного окисления или окислительного обжига). Однако этот
недостаток бактериального процесса вполне компенсируется такими
его неоспоримыми технологическими преимуществами, как простота
аппаратурного оформления, “инерционность” процесса (слабая вос-
приимчивость ко всякого рода внешним возмущениям и отклонениям
от оптимальных режимов), хорошая воспроизводимость результатов
при переходе от лабораторных экспериментов к промышленным, что
создает широкие возможности для организации ангомэтического кон-
троля режимных параметров и разработки математической модели
данного технологического процесса.
Таблица 7 10
Экономическое сопоставление вариантов металлургической
переработки упорных золото-мышьяковых концентратов и руд
Виды затрат Технологические варпаты
Бактериальное вскрытие - циани- рование Автоклавное вскрытие - циа- нирование Окислительный обжиг - циани- рование
Корпорация "Дженкор” (ЮАР). 1986 г Ко iiiicinpuT с содержа-
ннсм серы 24 "о. мышьяка - 14 % у=24О т/су
Инвестиции. % 100 | 165 1 123
Фирма “Райт Енджпнпрс" (Капала). 1986 i Концентрат с
Инвестиции содержанием серы 20 • О. мышьяка -10% у= = 100т/сут
тыс долл США 3778* 7481 4889
Эксплуатационные расходы: 100 198 129
долл /т 43.1 42.8 55.9
•11 100 99 130
HHBcvnmiiii Фирма “РаЛт Еилжин! серы 0.95 %.мышьяка - рс” (Канала). 1987 г 0.75 % Q = 900 т/сут Рьла с содержанием
тыс долл СШ А 23140 33880 26170
Эксплуатационные расходы 100 146 113
долл /т 18,7 20.3 19.4
% 100 109 104
•) При Q=50 т/сут - 2081 тыс долл . при Q-200 т/сут - 5704 1ЫС410ЛЛ
По мнению специалистов корпорации “Дженкор" (опирающихся на
опыт завода Фзйрвью), технология БВ не требует применения высоко-
квалифицированного труда (в отличие, например, от автоклавной тех-
209
полоши) и может ныть успешно реализована на предпрнятях практи-
чески любого масштаба, в том числе удаленных от крупных промыш-
ленных н научных центров.
Опыт работы первых предприятий, применивших технологию БВ -
цианирование, а также результаты многочисленных технологических
испытании и экономических расчетов позволили н значительной стспс-
• ни преодолеть имевшее место ранее некоторое недоверие к этой техно-
логии. Характерным примером в данном отношении может служить
Hinvpecnoe техническое решение, принятое па преллриязип Санта Бар-
бара. Как уже отмечалось выше, на фабрике используется технология
автоклавного окисления флотационных золотосодсржпших коннсигрп-
тов. В связи с планируемым увеличением объемов добычи рулы состав-
лен план реконструкции металлургического комплекса, которым пред-
усмотрена установка на фабрике, в дополнение к существующим авто-
клавам, 8 чанов - реакторов бак1срналыюго выщелачивания вмести-
мостью по 500 м} каждый, что позволяет примерно па 25 °о увеличить
общую производительность цикла окисления. По имеющейся информа-
ции [199], первые 2 емкости пущены в эксплуатацию в 1990 г. Реализуе-
мая на фабрике комбинированная биоантокланиая технология вскры-
тия золотосодержащих сульфидов разработана фирмой “Джснсрал
Маннинг Металз энл Мппералз", являющейся aonqiiiiiM предприятием
корпорации “Дженкор".
Важным моментом, определяющим перспективность бпогпдроме-
таллургической технологии, является ее экологичность.
Выделяемые из рудничных вод и применяемые в технологии БВ ав-
тотрофные микроорганизмы типа Т.Г. безопасны для окружающей q>e-
ды н проявляют достаточно высокую устойчппость н данном техноло-
гическом процессе прн условии соблюдения соотнетсгнузощ||х режим-
ных параметров.
В отличие от окислительного обжига, осуществление БВ не связано с
выделением значительного количества токсичных газов п поэтому не
требует создания развитых систем пыле- и газоочистки, хотя в плане
комплексного использования сырья (утилизация серы и мышьяка) про-
цесс обжига по цзавнепию с БВ обладает бблыиимп возможностями.
Учитывая вышесказанное, ведущими фирмами мира ведутся работы
по расширен!по областей применения тсхиологип БВ - цианирование, н
том числе - н к неокислепиым сульфидным золотосодержащим рудам с
низким содержанием металла. Так, например, компания "Ныо.моит
Голд” (США) осуществила прирост запасов золота к концу 1994 г. па
35 т за счет вовлечения в переработку по схеме БВ - цианирование за-
балансовых и некондиционных руд. Определенные перспекзэты а этом
плане связаны с освоением технологии кучного ВЮХ [242, 318].
Фирма “Лонро” (Великобритания) аминю учас1нуст и разработке
проекта создания сонмесзного предприятия по переработке биогидро-
210
металлургическим методом упорных руд одного из крупных золоторуд-
ных месторождений Узбекистана с использованием технологии
“Дженкор”. По плану пуск предприятия в эксплуатацию был намечен
на начало 1996 г. при начальном ежегодном объеме добычи золота
около 10 т. В течение последующих 4-х лет добыча металла должна
увеличиться до 15 т. Инвестиции в строительство предприятия оценены
величиной 250 млн.долл. с периодом освоения 8 лет [319].
В настоящее время ведется подготовка к внедрению бногидромстал-
лургической технологии на предприятиях российской золотодобы-
вающей промышленности.
На основе разработанных Иргиредметом (с участием ИНМИ РАН н
ЦНИГРИ) технологических регламентов н с учетом имеющегося миро-
вого опыта осуществлено проектирование и начато строительство пер-
вой в Российской Федерации фабрики ВЮХ для переработки золотосо-
держащих концентратов, выделяесых из коренных руд Олилишадшккого
месторождения. Пуск предприятия в промышленную эксплуатацию
намечен на 1999 г. Для отработки параметров технологического про-
цесса в составе действующего Олимпиадинского горно-обогатительно-
го комбината (перерабатывающего руды окисленной зоны месторож-
дения по технологии “RIP”) создана опытно-промышленная биоуста-
новка производительностью 500 кг концентрата в сутки.
Работы, связанные с подготовкой к внедрению технологии “ВЮХ”
на Олимлиадинском месторождении, осуществляются акционерным об-
ществом “Полюс", которое является в настоящее время одним из наи-
более крупных производителей золота в России (10-15 т в год).
Прорабатывается вопрос о внедрении биогндромсталлургнческой
технологии и на других предприятиях отечественной золотодобы-
вающей промышленности, перерабатывающих или планирующих в
перспективе переработку упорных золотосодержащих руд и концентра-
тов.
211
ГЛАВА 8
ОКИСЛИТЕЛЬНЫЙ ОБЖИГ СУЛЬФИДНЫХ
ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ РУД И КОНЦЕНТРАТОВ
8.1. Обтн<
Под процессом обжига подразумевается нагревание руды или кон-
центрата до температуры, при которой еще не наблюдается плавления
исходного материала, но происходит весьма интенсивное изменение
химического состава рудной массы в желательном для технолога на-
правлении. Если обжиг осуществляется в атмосфере воздуха или кисло-
рода, он носит назвашзе окислительного.
Окислительный обжиг находит весьма широкое применение в цвет-
ной металлургии, где он используется в качестве подготовительного
процесса перед плавкой или гидрометаллургической переработкой руд
и концентратов, содержащих медь, никель, цинк, свинец н другие ме-
таллы. К числу объектов применения окислительного обжига относятся
и упорные золотосодержащие руды (концентраты) с сульфидной мине-
рализацией. Основной задачей обжига в данном случае является термо-
химическое вскрытие дисперсного золота, ассоциированного с сульфи-
дами, прежде всего - пиритом и арсенопиритом, чю достигается благо-1
даря трансформации плотных зерен сульфидов при обжиге в пористые
зерна оксидов железа, доступные для проникновения цианистых рас-
творов. В ряде случаев обжиг применяют с целью нейтрализации хими-
ческих депрессоров золота и серебра (сульфидная сера, сурьма, свобод-
ный углерод и др.).
Как способ подготовки золоторудных материалов к цианированию
процесс окислительного обжига пользуется достаточно широким рас-
пространением в золотодобывающей промышленности. По технологии
обжив - цианирование в настоящее время работают около двух десят-
ков предприятий в Канаде, ЮАР, США, Австралии, Ганс, Зимбабве и
других странах. Осуществляется строительство и ряда новых заводов,
технология которых отвечает всем требованиям современного про-
мышленного производства, в частности, комплексности использования
минерального сырья и охраны окружающей среды.
Вместе с тем нельзя не отметить , что несмотря иа длительное (более
70 лет) использование обжнгово-цианистой технологии многие вопро-
сы, касающиеся теоретических аспектов процесса окислительного об-
жига золото- и серебросодержащих руд и концентратов, до сих пор
остаются до конца нс выясненными. К нх числу относи i си н главный
вопрос: что же в конечном итоге определяет показатели извлечения
212
золота и серебра из обожженных продуктов (огарков) и какие су-
ществуют возможности улучшения этих показателей, особенно при
обработке относительно бедных по содержанию металлов продуктов. О
том, что этот вопрос действительно является достаточно сложным,
можно сулить, в частности, по представленным на рис.8.1 и 8.2 графи-
кам, характеризующим влияние температуры на показатели обжнгово-
цианистой технологии извлечения золота нз различных по составу
концентратов отечественного производства (состав концентратов при-
веден в табл.8.1).
Таблица 8.1
Характеристика исследуемых концентратов
Концентраты Массовая доля компонентов, % Содержание золота, г/г
Fe S As Sb
1 9.4 11.6 0.9 0.8 35.2
2 38,2 39,2 1.7 0,3 118,3
23,3 32,6 9,6 27,1
18,2 18.1 0.9 2.2 15.6
5 7.5 14,3 0.8 15.6 30.2
сернистого натрия
Рис.8.1. Влияние температуры на степень десульфуризации
концентратов при обжиге:
1-5 номера концентратов (табл.8.1)
213
Рнс.8.2. Влияние температуры обжига на извлечение золота из огарков
метолом цианирования.
11рн анализе полученных результатов прежде всего обращает на се-
бя внимание отсутствие пропорциональной зависимости между извле-
чением золотя из огарков н степенью десульфуризации концентратов
при обжиге. В интервале температур 400-700 °C степень десульфуриза-
ции планомерно возрастает с увеличением температуры обжига, в то
время как извлечение золота при цианировании огарков изменяется в
зависимости от TeMnqjaiypw по сложным кривым с более или менее
четко выраженным максимумом в области температур 450-600 °C.
Тот факт, что количество упорного золота в огарках с увеличением
температуры обжига выше определенного предела не только нс умень-
шается, но и, наоборот, возрастает (нисходящие отрезки кривых на
рнс.8.2), позволяет сделать вполне однозначный вывод, что в процессе
окислительного обжига копце1протов, наряду с термохимическим
вскрытием золотосодержащих сульфидов, протекает обратный процесс
депрессии золота рудными компонентами огарков, величина и характер
которой зависит от вещественного состава концентратов и принятой
температуры обжига.
R период 1958-1984 гт. в Иргиредмете под руководством автора про-
веден широкий комплекс теоретических и экспериментальных исследо-
ваний по изучению физико-химических закономерностей процесса
окислительного обжига сульфидных золотосодержащих мнндзалов и
минеральных продуктов (концентратов) [41, 46, 80, 320-333]. Исследо-
214
вяния проводились по специально разработанной методике, пред-
усматривающей возможность контроля за изменением вещественного
состава минералов непосредственно в процессе обжига в зависимости
от температуры, характера газовой среды, интенсивности нагрева об-
разцов н других факторов. Оценка качества конечных продуктов обжи-
га производилась с использованием химического, спектрального, мик-
роренттеноспектральиого, активационного и других методов анализа,
а также мииераграфических исследований. Технологические свойства
огарков устанавливались по результатам их цианирования на специ-
ально созданной для этой цели установке мнкровыщелачнвання.
Ниже излагаются наиболее важные из результатов проведенных ис-
следований, интерпретация которых дана в сопоставлении с выводами
других авторов, занимавшихся изучением данного технологического
процесса.
8.2. Условия термохимического вскрытия золото-
и серебросодержащих сульфидов
Пирит FeSj. В процессе обжига данный минерал претерпевает
сложные химические превращения, характер которых зависит от темпе-
ратуры обработки и среды, в которой производится обжиг.
В простейшем случае, при нагревают пирита в атмосфере инерт-
ного газа (азот) происходит термическая диссоциация пирита:
FeSj=FeS« + —-S2,
2
сопровождающаяся образованием пирротина FeS>*.
На рпс.8.3 показано влияние температуры па процесс диссоциации пирита, а
на рпс.8.4 - микроструктура образующихся при этом продуктов.
Полученный в интервале температур 500-600 °C (переходная эона) огарок
представляет собой отчетливо выраженную двухфазную систему (рис.8.4. А),
состоящую из плотных кристаллов исходного пирита и вновь образованных
зерен пирротина с петельчатой пористой структурой. Такая структура пнрро-
тина является весьма показательной. Она наглядно отражает процесс экспуль-
спи (удаления) серы, образующейся при диссоциации пирита. Пары серы как
бы пробивают себе дорогу к поверхности обжигаемых зерен, образуя обилие
пор и каналов. При температуре 700 вС остатки пирита в обожженном продукте
исчезают. Огарок представлен пирротином, сохраняющим свою пористую
структуру (рис.8.4. Б). Начиная с 1000 °C диссоциация FcS: сопровождается
оплавлением образующихся зерен. Прн |емпературе 1100 *С происходит полное
расплавление огарка (рис 8 4. В)
* По мнению Р. А. Исаковой (334 н др.|. более точным тображеннем формулы пирротина
215
Рис.8.3. Температурные зоны диссоциации (а) и окисления (б) пирита
I - эона mipirra. II - переходная эона. Ill - эона пирротина. IV - эона
216
А Б В
Рис 8 4 \'пк['острук-)ра продуктов термпческои диссоциации FeS: при температурах
6f0(?.) 7)0-500 (F>) и |(ХЮ-1 00'С (3) Пол |роэяиныЛ шлиф, увеличение 500-
I пирит FcSi; 2 ni'ppcTiui FcSt
При наличии кислорода а газовой фазе обжиг пирита сопровож-
дается его окислением по реакции:
2 ftSj+5'Л Оа = FejOj + 4SOj.
При исходной крупности пирита - 0,15+0,1 мм процесс интенсивного
окисления его в атмосфере воздуха начинается при температурах 450
500 °C (рис.8.3, б; 8.5), т.е. примерно на 100 °C ниже температуры дис-
социации FcSa. Процесс сопровождается образованием на поверхности
обжигаемых зерен пористых минеральных корочек, состоящих из окси-
дов железа, главным образом, гематит FcjOj. Определенная часть пи-
рита в этих условиях остается незатронутой окислительным процессом
и сохраняется в огарке в виде плотных реликтовых остатков FeSj во
вновь образованном пористом гематите (рис.8.6. А). Характерно, что
получаемый при данной температуре огарок обладает, как правило,
ярко выраженными ферромагнитными свойствам»!. Эго указывает на
присутствие в нем. помимо основных компонентов (FeSa, РегОз), иеко
торых количеств магнитных соединений железа, главным образом,
магнетита FciO< и пирротина.
Анаши полученных результатов позволяет сделать вывод, что тер-
мохимическое разложение пирита в окислительной атмосфере протека-
ет по схеме: FeS; —► Fe& —► FciOj—► FejOi, что в целом согласуется с
результатами исследований других авторов.
В некоторых литературных источниках отмечается факт образования в про-
цессе окислительного обжига FeS; сульфатов железа Так. например, в [335]
представлены результаты псследоваппн по изучению механизма термических
превращений inipimioro концентрата, а также концсн1ри|и. подвергнутого
предварительной мехаиохпмической активации. Показано, что обработка кон-
центрата в высокоэпсргонапряжсиных аппаратах даже в течение небольшого
в|м.-мснп существенно влияет на ход окисления пирита, которое начинается уже
на стадии мехаиохпмической активации. При последующем нагревании акти-
вированных фракций концентрата интенсивное разложение FcSi начинается
при температуре на 50-80 °C ниже, чем для исходного пирита, причем протека-
ет. в основном, с образованием магнетита, а не гематита. При этом имеет место
интенсивное сульфатообразованне. которое маскирует тонкое изменение хи-
мизма окисления FeS? на начальных его стадиях. При обжиге в атмосфере воз-
духа основной формой сульфатного железа является FeSOj, однако после того,
как температура обжига превышает 360 *С. в огарке начинает превалировать
Fc’fSOah в различных оксисульфатных формах. Постепенно окснсульфаты
теряют SOj. превращаясь в оксиды железа При температуре 480 °C па ДТА-
крпвых активированных фракций пиритного концентрата (дернватограф с
плоским держателем образца) фиксируется вторичный экзопик. связанный с
окислением магнетита, образовавшегося на первой crajuin. до конечной формы
- Fe.Ov
Pnc.8.5. Кривые, характеризующие десульфуризацию сульфидов и
сульфидных смесей при ншреванип их в атмосфере воздуха:
Л - скорость лссульфурюшки, мг/мин (сплошные линии).
Б - температура. *С (пунхтирые линии).
I -FeSi(1.0г):2-FeAsS(1.0г); 3-SbiS>(l.0r):
4 - ZnS (IЛ г): 5 PbS (1,0 г): 6 - FcSi+FcAsS (1.010.25 г):
7-FeSz+PbS (1.0+0.25 г)
Повышение температуры обжига пирита до 600 ®С и выше значи-
тельно ускоряет процесс перехода его в FeiOj. Возникновение пористой
структуры зерен (рис.8.6. Б), их отчетливо выраженная декрнптация
при обжиге являются доказательством того, что окислению пирита в
данном случае предшествует его термическая диссоциация.
Высокая скорость окислительного процесса в интервале температур
600-900 °C влияет на фазовый состав полученных огарков. Вес они
представлены в основном, пористым гематитом, практически не содер-
жащим сульфидов железа, магнетита и других примесей. С точки зре-
ния последующего цианирования, такой характер пиритных огарков
является нанболее благоприятным, поскольку он обеспечивает возмож-
ность проникновения выщелачивающих растворов внутрь окисляемых
зерен, а с другой стороны - гарантирует минимальную химическую
активность огарка в цианистом процессе.
219
Рпс.8.6. Микроструктура продуктов окислительного обжига FeSi при температурах:
500 (А). 600-900 (Б) и 1000-1100 *С (В). Полированны!) шлиф, увеличение 500
I • пирит FeSi; 2 - гематит FejOj
При повышении температуры обжига пирита примерно до 1000 °C
процесс сопровождается образованием расплавов (рнс.8.6, В), характе-
ризующихся довольно сложным фазовым составом. Наиболее вероят-
ной причиной расплавления огарков в этих условиях является возник-
новение эвтектических смесей, состоящих из пирротина и оксидов желе-
за [336].
Наблюдения за термическим режимом процесса обжига показали,
что вследствие большого количества тепла, выделяемого на поверх-
ности частиц сульфидов при обжиге, температура огарка в момент
окисления существенно превышает температуру окружающей среды
(которая обычно фиксируется как температура обжига). В зависимое! и
от скорости протекания реакций окисления и условий теплообмена
между частицами огарка и газовой фазой, величина “перегрева” огарка
может колебаться в очень широких пределах. Некоторое представление
об этом может дать дна!рамма (рис.8.7) [321], характеризующая рас-
пределение тепла экзотермических реакций окисления пирита.
Па данной диаграмме, построенной на основании соответствующих тепло-
химических расчетов (графическое решение уравнений теплообмена, с под-
тверждением результатов расчетов на ЭВМ), величина Qc означает количество
тепла, использованного на разогрев частицы; Qe u Q. - потерн тепла вследствие
силообмена с окружающей средой путем излучения н конвекции
При осуществлении процесса обжига пирита крупностью 0.1 мм во взве-
шенном состоянии (скорость окисления серы -200 % в секунду) величина Qr
составляет около 13 % по отношению к общему количеству тепла экзотермиче-
ского процесса. Этого достаточно для того, чтобы нагреть зерно огарка до
температуры, которая почти на 600 ®С превышает температуру окружающей
среды (кр.2 на рис.8.7), результатом чего может явиться оплавление пгяркя уже
в условиях относительно низкотемпературного обжига (600-700 *С)
При обжиге в кипящем слое расчетная величина перегрева огарка в анало-
гичных условиях составляет всего лишь 60-70 *С. Это объясняется более интен-
сивным теплообменом между твердыми частицами и газами, находящимися в
аппаратах кипящего слоя.
Приведенные выше данные подтверждаются практическими наблю-
дениями. Так, например, установлено [337], что обжиг колчедана круп-
ностью 0,12 мм во взвешенном состоянии при температуре 550-600 °C
обеспечивает скорость выгорания сульфидной серы 190 %/с. Результаты
микроскопического исследования показали, что огарки, полученные в
этих условиях, характеризуются заметно оплавленной структурой. Это
является косвенным доказательством того, что максимальная темпера-
тура зерен при обжиге могла превысить температуру, замеряемую в
печи, на 350-400 °C, что соответствует величине местного перегрева,
вычпелетюй аналитически (рнс.8.7). Работами Р.Харзсра и С.Кэмпса
[338] показано, что в условиях подового обжига сульфидных золотосо-
221
держащих концентратов перегрев огарка в процессе окисления может
составить в отдельные периоды 400-500 ®С.
-3 -2 -I 0 ♦! *2 *3
-► 4д V (V-ekepomb ateiubpv/шзации, **/*»*)
Рис.8.7. Распределение тепля -пгютермическоП реакции окисления пирита
Q (А) и величины перегрева зерен АТ (Б) в зависимости от скоро-
сти десульфуризации (V) и условно теплообмена:
I -2 - изменение величины ДТ в зависимости от скорости окисл1гтсльного
соответственно 7.2-1О’1 u 10-2 см): 3 - то же для случая обжига пирита в кипя-
щем слое (крупность зерен 10-2 см); I а. 16. 2в. 26, За. 36 - кривые, характери-
зующие распределение iciuib экзотерыическоЛ реакции окисления иприта
Арсенопирит FeAsS. В атмосфере инертного газа арсенопи-
рит, так же, как и FeS?, диссоциирует с образованием газообразного
металлического мышьяка и твердого остатка, близкого по составу к
моносульфиду железа. Работой Б.Стродела и И. Пи лжеца [339] показа-
но. что плотность паров мышьяка при температурах ниже 800 °C боль-
ше соответствует формуле Asu. Реакция термической диссоциации
FeAsS, таким образом, может бьпъ представлена в виде
4 FeAsStTi = As<<r) + 4 FeS<T>.
Область наиболее интенсивной дассоцнации арсенопирита харак-
теризуется ингерввлом температур 600-700 °C. Этот вывод хорошо со-
гласуется с результатами наших исследований по термической диссо-
циации арсенопирита [326. 329]. которые покатывают, что данный про-
цесс, по аналогии с процессом разложения пирита в атмосфере инерт-
ного газа, также может быть условно разделся на три основные темпе-
ратурные зоны (рис.8.8), расположение которых мало отличается от
расположения соответствующих температурных зон для пирита. Следо-
вательно, процессы термической диссоциации обоих сульфидов проте-
кают примерно в одинаковых условиях. Эти процессы отличаются
лишь тем, что при диссоциации FeSj образуются пирротины с перемен-
ным атомным отношением серы к железу, а при диссоциации арсенопи-
рита образуется моиосульфнд железа практически одинакового соста-
ва, отличающийся от пирротинов также и полным отсутствием феррп-
магнитных свойств, что представляет, главным образом, интерес с тео-
ретической точки зрения, однако может быть использовано и в техно-
логических целях.
На рис.8.9 представлена микроструктура продуктов термической диссоциа-
ции арсенопирита. характеризующих каждую из трех рассмотренных выше
температурных зон.
Интенсивное термическое разложение арсенопирт происходит при темпе-
ратуре 600-700 *С (рис.8.8. А).
Зерна исходного арсенопирита в исследуемых продуктах замещаются нивой
фазой - моносульфидом железа, которая характеризуется своеобразной ячеис-
той структурой. Развитие новой фазы протекает сначала на поверхности зерна,
распространяясь затем на весь объем.
При температурах обжига 750-900 °C (рис.8.9. Б) микросгруктура образую-
щихся продуктов почти не меняется. Внутренее строение зерен в данном случае
напоминает ходы древесных жуков в коре. Возникновение такого рода струк-
туры. как уже оз мечено ранее на примере термической диссоциации пирита,
является следствием интенсивного образования II выделения газообразных
компонентов реакции (в данном случае паров мышьяка). Однако изменение
механической структуры зерен не сопровождается нх растрескиванием, что. в
частности, имеет мест при термическом разложении FeSi. Как правило, зерна
арсенопирита при обжиге сохраняют свои внешние контуры, хотя размер их
несколько увеличивается.
Повышение температуры обжига до 1100 °C и более вызывает резкое изме-
нение микрострук|уры зерен. В этих условиях образуются очень плотные агре-
гаты. характеризующиеся в шлифах высокой отражательной способностью
Причиной этого является частичное, а в ряде случаев - и полное расплавление
FeS.
223
Выход (ft огарма,% Stitodtfioiiwro,
Рнс.8.8. Температурные зоны диссоциации (а) н окисления (6)
арсенопирита:
I - зон» afKCHuiiupiiin. II - переходная эона. III - эона троили-
та (моносульфида железа). IV эона гематита
224
Рис.8.9. Микроструктура продуктов термической диссоциации арсенопирита при температурах,
м 600-700 (А), 750-1000 (Б) и 1100 *С (В). Полированные шлифы, увел. 500:
К I - арсенопирит FeAsS 2 троилит FeS
На основании аналогии между процессами термической диссоциа-
ции пирита и арсенопирита может быть сделан вывод о возможности
получения при диссоциации FeAsS достаточно пористых от аркой.
Аналогия в поведении арсенопирита и пирита в значительной сте-
пени сохраняется и в том случае, когда обжит указанных минералов
осуществляется в окислительной атмосфере.
Интенсивное окисление арсенопирита по общеизвестной реакции:
2 FeAsS + 5О: = FeiOj + As:Oj + 2 SO:
также начинается при температуре, которая примерно на 100 °C ниже
температуры диссоциации этого минерала (рис.8.8, 6).
Конечным твердым продуктом окисления арсенопирита является ге-
матит FezOj, причем образование гематтгга происходит по схеме:
FeAsS—► FeS—► FejO< —► FejOj, которая в принципе не отличается
от приведенной ранее схемы разложения пирита. Характерно.что су-
ществование промежуточных продуктов термического розложе1П1я ар-
сенопирита при переходе его в гематит проявляется более четко, чем
при окислении FeS: (рис.8.10).
Продукты окисления арсенопирита, полученные при температурах
480-700 °C, отличаются ярко выраженными ферромагнитными свойст-
вами, что подтверждает наличие в этих продуктах магнитного оксида
железа FeiCh. а также некоторого количества маггемита (у - модифика-
ция Fe:Oj). При дальнейшем повышении температуры до 800 °C и бо-
лее огарки теряют свои магнитные свойства.
Одной из существенных особенностей процесса окисления арсенопи-
рита является образование огарков с менее развитой микропорис-
тостъю по сравнению с аналогичными продуктами окисления FeS:. Из
рнс.8.11 видно, что большинство зерен арсснопир»пового огарка имел
сердцевину, состоящую из неокнслившегося и непродиссоциированного
FeAsS (фаза 1), которая снаружи покрыта плотной каемкой продуктов
окисления. В некоторых случаях поверхностный слой представляет со-
бой массу однородного вещества серого цвета, обозначенную фазой 2.
В других случаях поверхностные образования напоминают по структу-
ре затвердевший эвтектический рясппав, основу которого составляет та
же фаза 2, содержащая тонкие включения вещества желтоватого цвета
(фаза 3). Знач1ггельное количество зерен представлено обломками, со-
стоящими целиком из фазы 3 или эвтектики.
226
Рис.8.10. Дифрактограммы продуктов окислительного обжига
apceiionupirra
227
Piic 8.11. Микроструктура продуктов окислительного обжига арсенопирита
при температурах 450-500 *С (а), переходная эона: н 600-900 *С (б)
Полированные шлифы, увел. 500:
I - арсенопирит FeAaS; 2 - гематит FejOj; 3 - промежуточные продукты
окисления FeAsS
Как показали наши исследования, ухудшение микроструктуры огар-
ков в данном случае связано с образованием мышъяксодержащих про-
межуточных продуктов окисления FeAsS.
Анализ дифрвктограмм, представленных на рис.8.10, свидетельству-
ет о том, что разложение арсенопирита в сильноокислительной атмо-
сфере сопровождается образованием, наряду с оксидами железа, ряда
новых химических соединений: фазы Ф-1 (наиболее интенсивная линия
<1/п=3,05-3,09), анджеллелита Fc<AsjOii и фазы Ф-2 (d/n=3,25). Методом
ИК-спектроскопии установлено, что все перечисленные выше соедине-
ния представляют собой отдельные разновидности арсенатов железа
(общая полоса поглощения ИК-лучей в области длин волн 750-950 см-'),
последовательность взаимных переходов которых может быть пред-
ставлено приведенной ниже схемой:
,FeS ♦ FejQi.............♦ a-FejOj
FeAsS.-:"-'-’» Ф.-:.............................
(500-800 °C) * Fe^AszOu ► Фз.........♦ a-Fekh+AsjOj
(750-950 °C) (850 950 °C) (выше 950 °C)
По данным ранее выполненных экспериментальных исследований
[328, 331] термическая обработка смеси FeS (продукт диссоциации
(FeAsS) и арсенатов железа уже при температуре 650 °C приводит к
228
образованию зерен с оплавлешюй структурой, аналогичной структуре
зерен огарка от окисления арсенопирита в переходной зоне (рис.8.11).
Таким образом, можно предположить, что образование арсенатов
железа и является основной причиной получения уже при относительно
низких температурах обжига огарков с характерными признаками
оплавления. Следовательно, процесс арсенатообразовання при окисли-
тельном обжиге мышьяково-пиритных золотых концентратов является
крайне нежелательным и с точки зрения скорости окислительного про-
цесса, и с точки зрения возможной полноты “обезмышьяковывания”
концентратов, н, наконец, е точки зрения последующего извлечения
золота нз огарков гидрометаллургическим методом (цианированием).
Другой особенностью окислительного обжига золото-мышьяковых
концентратов является то, что из трех основных составляющих арсено-
пирита (мышьяк, сера, железо) наибольшим сродством к кислороду в
данных условиях обладает мышьяк, окисление которого прн обжиге
происходит в первую очередь. Это хорошо согласуется с принятой вы-
ше схемой разложения FeAsS, представленной в виде последовательно-
го протекания реакций:
2 FeAsS + УгОз = 2 FeS + AszOj;
3 FeS + 5Oi = РезОз + 3 SOi:
2 РезОз + '/i Oi = 3 FeiOj,
или (в случае предварительной диссоциации арсенопирита)
4 FeAsS = 4 FeS +As« и As« +3 Oi = 2 Аз’Оз,
и далее окисление FeS по реакции, приведенной выше.
Последовательность окисления мышьяка н серы особенно четко
проявляется в условиях ограниченного доступа воздуха. Прн избытке
окислителя в газовой фазе указанные реакции в значительной степени
накладываются друг на друга, хотя порядок протекания нх прн этом
сохраняется прежним.
При проведении обжига концентратов в слабоокислительной атмо-
сфере можно добзгтъея практически полного удаления мышьяка в газо-
вую фазу в виде AsiOj, сохранив основное количество серы а огарке.
При вторичном обжиге огарка (в условиях значительного избытка
окислителя) можно получить продукт с минимальным содержанием
мышьяка н серы. Этот фактор широко используется в промышленной
практике при осуществлении технологии обжига (с цианированием
огарков) применительно к мышьяксодержащим золотым рудам и кон-
центратам.
Халькопирит CuFeSi. Данный минерал является сложным
сульфидом и в определенных условиях может под вергаться термической
диссоциации При обычных температурах обжига золотосодержащих
концентратов (400-600 °C) упругость паров серы прн диссоциации
229
халькопирита очень невелика. По данным А.Н.Вольского и
Р.А.Аграчевой [340], прн температуре 400 °C величина lgPs2 (Р в мм
рт.ст) халькопирита равна -8,6; прн 700 °C она составляет -4,8. Вследст-
вие этого процесс термической диссоциации халькопирита прн обжиге
нс Имес! большого значения. Только прн температурах 800-1000 °C и
выше его роль становится значительной.
В.Н.Смагуновым (Иргиредмет) методом высокотемпературной рент-
генографии установлено [80], что термическое разложение халькопири-
та протекает не через образование простых сульфидов меди и железа
(как это можно было предположить по реакции 4 CuFcSj - 2 CujS +
+ 4 FeS + Sz [341]), а через борнит-халькопиритовый твердый раствор,
борнит CuiFeSi и троилит FeS, что согласуется с результатами исследо-
ваний других авторов [342, 343]. До температуры 800 °C процесс терми-
ческой диссоциации халькопирита протекает достаточно вяло, а при
900-930 °C отмечено плавление образцов, фиксируемое по отсутствию
дифракционных пиков на рентгенограммах.
Термическая диссоциация халькопирита часто сопровождается де-
криптированием минерала.
В присутстюш окислителей процесс термического разложения халь-
коптрнто резко тггенснфнцнрустся. Прн этом характер и направление
данного процесса существенно зависят от температуры обжига и кон-
центрации кислорода в газовой фазе.
Основными реакциями окисления халькопирита являются:
CuFcS: + 4Oj = CuSO* + FeSO-i (преобладает прн температуре менее
400 °C);
2 CuFeS? + Оз = CujS ч-FeS +SOj (имеет место во всем диапазоне
температур, обуславливая значительное содержание Cu:S и FeS в про-
дуктах частичного окисления халькопирита);
4 CuFeSz + 15 О: = 4 CuSO-i + 2 FejOj + 4 SOi (преобладает прн тем-
пературе 400-600 °C);
2 CuFeSj + 6>/з Oj = 2 CuO + РезОз + 4 SOz (преобладает при темпе-
ратурах 700-800 °C);
2 Cu FeS з + 6'/: Оз = CuO-FeiOj + CuO + 4 SO:;
xCuO+yFeiOj = (СиО)ж-(РезОз)у (начинается при 670-700 °C и выше).
Таким образом, в зависимости от условий окислительного обжига,
продуктами разложения халькопир1гга могут явиться сульфаты: CuSO4,
FeSOj; свободные оксиды мели и железа: CuO, FeiOi и ферриты меди
переменного состава (CuOMFe:Oj)y. Кроме перечисленных соединений,
в огарках от обжига CuFcSz обнаруживаются также: CuO-CuSO4, РезОж,
СизО, (СизО)ж (РезО.|)у и некоторые другие, нерасшифрованные рентге-
нометрическим анализом фазы [80].
230
За исключением ферритов, все перечисленные выше химические сое-
динения меди обладают хорошей растворимостью в цианидах, а неко-
торые из них (например, CuSO«) - и в воде. Поэтому перевод халькопи-
рита в оксиды и сульфаты меди в условиях относительно низкотемпе-
ратурного обжига (ло 700 °C) является гарантией полноты вскрытия
благородных металлов, ассоциированных с халькопиритом, перед по-
следующим цианированием.
Антимонит SbiSj. Методом высокотемпературной рентгено-
графии установлено [46, 80], что при отсутствии окислителя в газовой
фазе сульфид сурьмы сохраняет свою структуру вплоть до температуры
плавления (отсутствие дифракционных пиков при 540 °C) и в дальней-
шем возгоняется без разложения. На воздухе (рис.8.12) уже при темпе-
ратуре 330 °C SbiSj переходит в сенармонтит SbzOi (<Vn=3,24), который
затем переокисляется до тетраокецда SbjO« (450 °C). Последняя (d/n=
=2,95; 3,08) представляет собой наиболее устойчивую форму сурьмы в
огарках окислительного обжига, сохраняющуюся до 1000 °C. Выше
этой температуры SbiO« рвзлагается и возгоняется в виде SbiOi. Харак
терно. что процесс перехода SbiSi в SbiCh в принятых нами условиях
осуществляется при температуре более низкой, чем температура субли-
мации Sb:Oj, результатом чего является концентрирование бблылей
части сурьмы в остазках обжига. В слвбоокнслнгельной атмосфере
SbjOj начинает заметно улетучиваться уже при температуре 500 “С.
Айя логичный эффект имеет место и при обжиге SbjSi (SbjOi) в при-
сутствии восстановителя, чем, в частности, пользуются в промышлен-
ных целях при осуществлении процесса возгонки сурьмы из окисленных
и сульфидно-окисленных сурьмяных руд, а также комплексных руд,
содержащих тяжелые цветные и благородные металлы.
На рис.8.5 приведена кинетическая кривая (3). характеризующая
процесс десульфуризации SbiSi при окислительном обжиге в трубчатой
печи. Из сопоставления ее с аналогичными кривыми для пирита, арсе-
нопирита и других сульфидных минералов видно, чю ангимонш оiно-
сится к числу наиболее легко возгораемых сульфидов.
Отличительной особенностью процесса обжига антимонита являет-
ся расплавление огарка. Кроме SbjSj и SbiOj, к числу легкоплавких
химических соединений сурьмы относится также промежуточный про-
дукт окисления антимонита - 2 SbjSj-Sb^Oj (температура плавления 547
°C), возможность образования которого отмечается в [18]. Поэтому
присутствие указанных компонентов в сульфидных рудах и концентра-
тах, подвергаемых окислительному обжигу, может вызвать значитель-
ное спекание материала, с образованием очень прочных в механи-
ческом О1ИОШСНИИ aiломе]>агон (рис.8.13), что в свою очередь може)
явиться препятствием к последующему извлечению золота и серебра из
огарков методом цианирования.
231
Рис.8.12. Дифрактограммы продуктов окислительного обжига антимонита
232
Рис s 13
Агломераты. образующиеся при окислительном обжш е
схльфпдных смесей, содержащих антимонит (хвет.15)
Гале и и г PbS. Природный сулы|1пл свинца харак-iepinxem.
значте-тыю бо.лес высокой юмператхрой воспламенения (”00 °C) п.
сравнению с другими сульфидами, составляющими основу рудной
комплекса шло i осодержаuuix ру д и концентратов. В обычных условиях
обжига, рекомендуемых для пнрп i пых и мышьякоко-нири ГНЫХ коипен
тратов (500-600 °C), окисление PbS протекает довольно вяло (см.крнвхк
5 на рис.К.5). Основных] продхкюх] окисления галенита в ынных у. ю
виях является сульфа! cbiiiiii.t PbSО,- Плотные корочки сульфат ы
ipy;uiaioi доступ кислорода к впу ipemieii часш iqieii минерала В ре
зульзаю этого общая степень окисления PbS (следовательно, li cieneni
ассоциированного с галетпом) при пн.
возможною вскрытия толога
котемперагурном обжиге (400-600 °C) является, как правило, весьм
незначительной. При более высоких юмперагурах, превышающих icv
пера iypy воспламенения PbS. происходит частичное или полное онл,.-
теине свинцовых соединений. а в прпсу iciuiin лру| их минералов - оор..
тованис плотных епеков. аналогичных представле.... на рис.к ! '
Как покататн паши исследования, оплавление терем снятии ,
юванпем в процессе окислительного обжш а металлическою свинц.
который является иродукюм в 1ипмодспсiимя о;що- и четырсхос1юви.ч
сульфата (PbO PbSO,. 4ГЬО PbSO-) с la iciiiiiOM По даипым ip i
авторов, представленным в [341], причиной образования расплавов при
обжиге галенита может явиться эвтектика PbO- PbO-PbSCh, плавящаяся
при температуре 827 °C.
Таким образом, золото (а также серебро), находящееся в ассоциации
с галенитом, нс может быть извлечено в процессе обработки концент-
ратов по схеме обжиг - цианирование, так как, независимо от темпера-
туры обжига, оно остается закрытым плотными оболочками нз суль-
фида, сульфата и других соединений свинца, препятствующими кон-
такту золотин с цианистыми растворами.
Сфалерит ZnS. Так же, как н галенит, сульфид цинка характе-
ризуется относительно высокой температурой воспламенения
(см.рнс.8.5). Однако в отличие от PbS, он не образует при обжиге лег-
коплавких соединений. Суммирование результатов различных исследо-
ваний и наблюдений по обжигу ZnS позволяют считать наиболее до-
стоверным следующий механизм окисления этого сульфида при после-
довательном возрастании температур;
1. Первым продуктом окисления ZnS является сульфат шпгка (ZnS +
2 Oj = ZnSO«).
2. Сульфат цинка заметно реагирует с сульфидом уже прн темпера-
турах 350-400 °C и дает начало образованию оксида ZnO.
3. При повышенных температурах обжига сульфат цинка подверга-
ется термической диссоциации с образованием основного сульфате
ZnO-27.nSOj (температуря 600 °C) и оксида цинка (температура
740 °C).
4. Образование оксида может протекать н в результате прямого
окисления ZnS по реакции: 2ZnS+3 Ог = 2ZnO + 2SO:, которая суще-
ственно интенсифицируется прн увеличении температуры обжига до
900 °C и выше.
5. Оксид цинка прн надлежащей концентрации SO: в газовой фазе
может сульфатнзироваться при температурах ниже 700 °C н давать
сульфаты вторичной формации.
Таким образом, регулируя соответствующим образом условия окис-
лительного обжига ZnS, можно перевести шшк в оксидную или суль-
фатную форму, в зависимости от принятого способа извлечения содер-
жащихся в данном сульфиде благородных металлов (главным образом,
серебра).
Пирротин FeS». Природный пирротин по своему химическому
составу мало отличается от пирротина, образующегося при обжиге
FeS:. Так же, как н в случае окнелення FeS:, природный FeS» прн вза-
имодействии с кислородом воздуха образует первоначально магнетит,
который затем переходит в оксид железа FezOj. В процессе окисления
природного пирротина при повышенных температурах возможно обра-
зование расплава типа FeS-FeO(Fe3O4). Поскольку степень ассоциации
234
золота с природным FeSx обычно невелика, применение процесса обжи-
га к золотосодержащим пирротиновым рудам н концентратам прсл-
сгавляет ишерес, главным образом, с точки зрения возможности пасси-
вирования пирротина как активного цивпнеида и химического депрес-
сора золота в цианистых растворах.
8 J. Поведение металлического золота и серебра в процессе
обжига сульфидных руд (концентратов)
Meiалличсскос золою является по своей природе довольно стойким
в химическом отношении металлом и прн обжиге сульфидных руд н
концентратов относительно простого состава нс претерпевает каких-
либо существенных преобразований вплоть до температуры, соответ-
ствующей температуре его плавления (1063 °C). При дашюй температу-
ре прнсу! снующие в рудном материале частички металлического золо-
та евмой различной конфигурации (пластинки, зерна, конкреции и пр.)
образуют прн расплавлении сферические каплеобразные гранулы,
весьма трудно поддающиеся растворению в NaCN. В определенных
условиях оплавление золотин в процессе окислительного обжига суль-
фидных материалов может иметь место и прн более низких гм лера гу-
рях Причиной этого могут быть, с одной стороны, присутствие в об-
жигаемом сырье теллуридов и антимонидов золота (см.разл.8.4), а с
другой - взаимодействие металлического золота с сульфидом сурьмы -
антимонитом.
На рис.8.14 в определенной последовательности изображены плас-
тинки золота и серебра, а также золото-серебряного сплава (70 % Au и
30 % Ag), обожженные с антимонитом при температурах 400, 600, 800 и
1000 °C [3] Видно, что уже при 600 °C золотая пластзгнка утрачивает
первоначальный вид (что указывает нв протекание химического вза-
имодействия между золотом н сурьмой), а при 800 °C она полностью
расплавляется, приобретая форму королька.
Методами рентгеновского фазового И MHKpOpCHIICHOCIIClCipa.tbHOI о
яиялизов установлено [80], что расплавление Au при обжиге с SbzSj
связано с образованием ауростибита (tru, = 460 °C) или эвтектики Au -
AuSbj (tnx = 360 °C), которые при нагревании в окиелзгтелыюй атмо-
сфере разлагаются с образованием вторичного металлического золота,
сохраняющего при зтом корольковую структуру.
Таким образом, антимопзгт, с точки зрения возможностей химиче-
ского воздействия на металлическое золото прн обжиге, занимает осо-
бое место среди всех остальных рассмотренных выше сульфидных ми-
нералов (пирит, арсенопирит, халькопирит и др.), которые не оказы-
вают подобного действия. Некиюрым исключением может явиться
лишь галенит Хотя прямого химического взаимодействия между золо
235
том (а также серебром) и РЬ в процессе их совместной термической об-
работки установить не удалось, тем не менее отмечено, что в условиях
ограниченного доступа воздуха, способствующего образованию в
огарке металлического свинца, последний, будучи в расплавленном
состоянии, растворяет благородные металлы Образующиеся системы
после охлаждения характеризуются чрезвычайно плотной механи-
ческой структурой и могут явиться причиной недоизвлечения золота и
серебра в гидрометаллургическом процессе.
Рис.8.14. Пластинки золота (I); золото-серебряного сплава (2) и серебра (3)
после обжига их с антимошгтом при температурах (соответствен-
но сверху вниз): 400,600, 800 н 1000 *С
В качестве иллюстрации к вышесказанному в табл.8.2 приведены ре-
зультаты лабораторных опытов по цианированию продуктов обжига
порошкообразного металлического золота с различными сульфидами.
236
Таблица 8.2
Влияние сульфидов на поведение свободного золота прн обработке концентратов
по схеме обжиг - цианирование
Показатели FeS: FeS, FeS, Состав сульфндноП смеси I FeS, SbjS: (3:1) FeS: SbiSi (3:1) FeS, SfcSj PbS (3:1:1)
1 FeS: FeS, I FeS: FeAsS (3:1) FeS, PbS (3:1) FeS, PbS (3:1) 1 FeS1 ShS, (3:1)
। 2 3 4 5 2*oi 6 lure 7 8 9 10 II 12
Температура обжига, *С Mf. 400 500 900 1000 600 600 900 He o6- 400 600 600
Число стадиЛ цианиро- вания 2 i । । 1 । 6 3 2 I
Извлечете золота в раствор, %: 1 стали 100 34 100 100 95 100 100 85 5 60 80 73
последующие стадии — 66 95 33 5 -
общее 100 100 100 100 95 100 100 85 100 93 85 73
Количество иераство- ремкго золота, % 5 15 7 IS 27
Концентрация NaCN в фильтратах 1 стадии цианирования, г/л 3|° 0.4 4.5 _4L_ 5.0 3.1 2,9 1.8 0,4 3.3 5,2 2,8
Навеску сульфида (или смеси сульфидов) общей массой 1 г обжигали я
трубчатой лечи вместе с порошком химически чистого золота (10-12 мг, круп-
ность -0,074 мм). Огарки подвергали цианированию (без извести) в закрытых
стеклянных пробирках при следующих условиях: исходная концентрация NaCN
в растворе 5.2 г/л: Ж:Т=4:1; продолжительность перемешивания 8 ч: загрузка
окислителя (пероксида бария) 10-15 мг. По окончании 1-й стадии цианирования
огарки отфильтровывали, сушили и просматривали под бинокуляром. При
наличии свободного (видимого) золота кеки подвергали вторичной обработке
я тех же условиях. Эти операции повторяли до полного перехода свободного
золота в раствор. Фильтраты и кеки анализировали на золото.
В результате проведенных опытов установлено, что золото, обо-
жженное с пиритом при температурах 500-900 °C (опыты № 3 и 4), бы-
стро и полно извлекается при последующем цианировании. Повышение
температуры обработки до 1000 “С приводит к некоторому оплавлению
ui арка, следствием чего является потеря около 5 % золота с кеком циа-
нирования Наблюдения показали, что в зависимости от степени
оплавления материала потери золота в процессе могут колебаться в
довольно широких пределах.
При цианировании огарков низкотемпературного обжига (опыт
№ 2) может происходить депрессия золота вследствие поглощения сво-
бодного NaCN продуктами неполного окисления FeS:. Высокий расход
цианида и характерное окрашивание раствора в синий цвет позволяют
сделать предположение, что в данном случае происходит связывание
NaCN в комплекс Fcj[Fe(CN)«]. Дефицит растворителя является основ-
ной причиной недорастворения золота в 1-й стадии цианирования.
Присутствие в обжигаемом материале арсенопирита FeAsS (опьп
№ 6) практически не влияет на показатели извлечения свободного зо-
лота.
Проведенными экспериментами подтверждено влия1ше минералов и
химических соединений сурьмы на поведение золота при обжиге и по-
следующем цианировании огарков. Трансформация SbzSj в процессе
окислительного обжига в летучий триокецд SbjOj и другие окисленные
соединения сурьмы, обладающие значительно меньшей химической
активностью в цианистых растворах, существенно ускоряет процесс
растворения свободного золота. Число стадий цианирования сокра-
щается с 6 (опыт № 9) до двух (опыт № 11). Вместе с тем, с увеличением
температуры обжига усиливается процесс механического подавления
золота легкоплавкими соединениями сурьмы. Образуются очень проч-
ные агломераты, нс разрушающиеся при цианировании, с которыми
теряется от 7 (опыт № 10) до 27 % (опыт № 12) свободного золота. Ана-
логичный случай депрессш! золота наблюдается н прн обжиге сульфид-
ных смесей, содержащих галешгт. если температура обжига превышает
температуру воспламенения PbS (опыт № 8).
238
В отличие от золота, металлическое серебро проявляет весьма
высокую химическую активность при обжиге, вступая во взаимодей-
ствие практически со всеми сульфидными минералами, сопутствую-
щими благородным металлам в исходных рудах и концентратах.
Впервые данный факт был экспериментально установлен В.А.Ог-
лодковым в 1938-1940 гг. [344]. В 1956-1958 гт. в Иргиредмет (В.В.Ло-
дейшнков, И.К.Скобеев, В.Н. Смагунов) проведено изучение качествен
ного состава продуктов обжига металлического серебра с некоторыми
сульфидами, в том числе - с пиритом, составляющим основу рудного
комплекса большинства золотосодержащих концентратов [322, 324,
326]. Установлено, что при температуре воспламенения пирита послед-
ний взаимодействует с металлическим серебром, результатом чего яв-
ляется образование сульфида серебра AgjS:
Ag + FeSi » Ag?S + FeS,.
Таким образом, так же как н при термической диссоциации пирита,
конечным продуктом разложения FeS? в лаймом случае является пирро-
тин FeS. (х>1).
В определимых условиях обжига образование Ag:S может протекать
и в результате взаимодействия серебра с пирротином, образующимся
при разложении FeS?,
Ag + FeS.। —► AgiS + FcS.j, где xi>xj> 1.
При температурах, превышающих температуру диссоциации пири-
та, происходит взаимодействие металлического серебра с освобож-
дающейся прн диссоциации FeS? газообразной серой: Ag+S?^-♦ AgiS.
В зависимости от температуры обжига продукты сульфидирования
серебро могут быть представлены свободными кристаллами Ag:S (б-i
ня рис.8.15) или расплавом (д, е) Установлено, что образующийся
сульфид серебра является достаточно устойчивым в термическом отно-
шении и не диссоциирует даже прн относительно высоких температу-
рах (800-900 °C).
В присутствии кислорода сульфиды (Ag?S, FeS.), находящиеся в сво-
бодном состоянии, окисляются по схемам:
FeS. + Ог —► FejO« (FeiOj) + SO2; AgjS + О: —♦ Ag + SO2.
Образующееся прн этом вторичное металлическое серебро обладает
пористой (губчатой) структурой. Некоторое количество Ag2S прн окис-
лении переходит в сульфат: Ag2S + 2 О2 = AgzSO-i.
239
освобождающепся в процессе диссоциации пирита
а - пластинка серебра, покрытая слоем сульфида (I = 500 °C.
При гемператхрах около 600 °C ехтьфил серебра u FeS, , коюрые пс
хспели окпслшься, образую! расплав, аиало! ичиын по своем} харакге-
р\ >п>сипам меллои плавки (piics.it>. а). Кроме Agzb и Feb,, в состав
240
6
Рпс.8.16. Микроструктура исходного серебряного штеЛна (а) и продукта
окисления пггеПна при t = 800-900 *С (б), увел.500:
I - FeS,: 7 - лятпгппгя AgiS-FeS,: 3 - FejOi: 4 - металлическое (вторичное)
серебро: 5 - Fe>O>
241
Возникновение жидких фаз а системе Ag?S-FeS. при температурах,
которые намного ниже температур плавления обоих сульфидов, связано
с образованием соответствующих эвтектических смесей, основу кото-
рых составляет эвтектика с температурой плавления около 620 °C
(рис.8.17)
Образование серебряного штейна при обжиге резко замедляет про-
цесс дальнейшего окисления сульфидов, для успешного проведения ко-
Рпс.Я.17. Диаграмма состояния системы AgjS - FeS (по Шону) [345]
Очевидно, что с точки зрения возможностей извлечения серебра нз
огарков окислительного обжига гидрометаллургическим путем (циани-
рованием) образование штейнов прн обжиге является нежелательным и
по возможности должно быть предотвращено.
При обжиге металлического серебра с арсенопиритом в от-
сутствии окислителя основными продуктами химического взаимодей-
ствия Ag с FeAsS являются арсенид AgjAs и сульфид серебра AgjS.
При осуществлении процесса обжига в слабоокислительной атмо-
сфере образующиеся соединения серебра разлагаются с выделением
вторичного металлического серебра, сершктого и мышьяковистого
ангидридов. Увеличение концентрации кислорода в газовой фазе суще-
ственно ограничивает возможности образования арсенида серебра,
вследствие быстрого окисления As до AsiOj. Вместе с тем, в прн-
242
сутствии избытка окислителя отмечается процесс активного взаимодей-
ствия серебра, его сульфида и сульфата с соединениями пятивалентно-
го мышьяка, результатом чего является образование арсената серебра
AgiAsOt. При 1=840 °C наблюдается плавление арсената серебра с по-
следующим его разложением па металлическое серебро и AszOj.
Таким образом, можно сделать вывод, что. если для окислительного
обжига золотосодержащих пиритов преобладающими процессами кор-
розии серебра являются образование сульфида и серебряного штейна,
то ДЛЯ арсснопиритных руд н концентратов наиболее характерным
является образование в этих условиях арсената серебра типа AgjAsO»
Установлено [46, 80], что первым продуктом взаимодействии мпал-
лнческого серебра с антимонитом в нейтральной среде является
сульфид AgjS, образующийся прн температуре около 230 °C. Вероятной
причиной образования сульфида серебра в данных условиях может
быть протекание окислительно-восстановительной реакции 6Ag+
+ SbzSi—* 3AgjS + 2Sb, в которой серебро играет роль восстановителя.
На возможность образования металлической сурьмы при обжиге SbjSi
в присутствии восстановителя (например, оксида углерода) указывается
в [18] н других литературных источниках. В дальнейшем сульфид се-
ребра может вступать во взаимодействие с неразложившимся SbjSj,
образуя двойные соли типа миаргирита AgSbSz и пираргирита AgjSbSj.
Прн обжиге в вакууме имеют место практически те же процессы, ин-
тенсивность протекания которых, однако, выражена в меньшей степе-
ни, вследствие улетучивания значительной части SbjSj нз эоны реакции.
На воздухе процесс сульфидирования серебра прн взаимодействии
его с SbzSj также протекает с меньшей интенсивностью (чем в ней-
тральной среде) в результате одновременного окисления сульфида
сурьмы до SbiO) н далее - до SbjO4. Образующийся AgjS в процессе
последующего окисления разлагается по обычной схеме: AgjS-----►
-к (AgiSCh)—► Ag. Одновременно с указанными реакциями имеет мес-
то взаимодействие металлического серебра, его сульфида и сульфата с
образующейся в процессе обжига SbiO4. Результатом такого взаимо-
действия является образование нового химического соединения, близ-
кого по составу антимониту серебра AgSbOj. Не исключено (хотя пря-
мо не доказано), чю нменно данный процесс является главной причи-
ной возникновения расплавов в системе Ag+SbjSi+Oj при пониженных
температурах.
Методом высокотемпературной рентгенографии установлено, что
металлическое серебро в нейтральной атмосфере начинает взаимодей-
ствовать с халькопиритом уже прн температуре около 300 °C,
образуя AgjS, а также двойной сульфид типа штромейерита AgzSCuzS.
В окислительной атмосфере при t=300 °C отмечается образование AgjS.
который далее разлагается по обычной схеме: AgjS —► AgjSO< —► Ag.
243
Образование двойного сульфида серебра и меди в этих условиях ие
наблюдается.
При обжиге с галенитом металлическое серебро ведет себя
аналогично золоту.
Отмеченные выше фазовые превращения серебра в процессе обжига
сульфидных руд и концентратов имеют место н в том случае, когда
серебро присутствует в исходных продуктах в виде природных сплавов
с золотом (электрум, кюстелит н др.). Поведение этих сплавов в процес-
се окислительного обжига определяется, с одной стороны, высокий
химической активностью серебра по отношению к пириту, арсенопири-
ту', пирротину, халькопириту и некоторым другим сульфидным мине-
ралам, а с другой стороны, определенной инертностью металлического
золота в данных условиях. В связи с этим при обжиге частиц золото-
серебряного сплааа в контакте с сульфидами железа н других металлов
поверхность этих частиц подвергается своеобразной коррозии. Обра-
зуются сульфиды серебра, а в определенных условиях - и серебряный
штейн или системы, близкие по составу природным сульфосолям се-
ребра. Процесс сопровождается диффузией серебра к поверхности час-
тиц. причем внутренняя часть зерна природного золото-серебряного
сплава соответственно обогащается золотом. Интенсивность коррозии
зависит от общего вещественного состава обжигаемого концентрата и
прямо пропорциональна содержанию серебра в сплаве. В отдельных
случаях возможно образование на поверхности металлических частиц
заметных пленок или минеральных корочек, которые могут оказать
определенное влияние на извлечение серебра (а также н золота) прн
последующем цианировании. Данный факт должен учитываться прн
пиро-гндромсгаллургической переработке упорных руд н концентра-
тов. содержащих "шпкопробное” золото, в состав которого, кроме
серебра, могут входить также медь, железо и другие метядйические
примеси.
8.4. Поведение некоторых м>шералов и химических соединений
золота и серебра при обжиге
К числу достоверно установленных в природе “неметаллических”
минералов золота могут быть отнесены калаверит АиТез и ауростибит
AuSbi.
Изучение поведения теллуридов и антимонида золота прн обжиге
(Иргиредмет) проводилось на сиизсзнронанных АиТег н AuSbi, приго-
товленных путем термообработки смеси порошков металлического
золота, теллура и сурьмы (взятых в стехиометрическом отношении) в
среде чистого азота. Установлено, что в окислительной атмосфере
АиТез начинает заметно окисляться при температурах выше 300 °C. На
244
лифракто граммах (рнс.8.18) появляются линии парателлурита (d/n=
=3,44; 2,99), возрастает интенсивность линий металлического золота
(<Vn=2,36; 2,04). Указанные компоненты и составляют основу конечного
продукта обжига, охлажденного оз температуры 440 °C.
Рнс.8.18. Дифратограммы продуктов окислительного обжига
синтезированного калаверита AuTej
Термическая обработка ауростибита в атмосфере воздуха (рис.8.19)
приводит к его-окислению начиная с 200 °C и протекает с образованием
металлического золота и Sb’Oa (линии 3,46; 3,07; 2,94), которые не вза-
имодействуют друг с другом вплоть до температуры 1000 °C.
245
Piic.8.19. Дпфрактограммы продуктов окислительного обжига
антимонида золота AuSb:
246
Для серебра, как уже отмечалось ранее (раздел 2.4), характерно
значительно ббльшее разнообразие минеральных образований, обжиг
которых соответственно сопровождается большим количеством полу-
чаемых химических продуктов.
Экспериментально установлено, что поведение прн обжиге минерала
акантита AgjS мало отличается от поведения сульфида серебра,
образующегося по реакции Ag+SM«s —► AgjS.
Сложные сульфиды серебра, мышьяка н сурьмы (прустит, пирарги-
рит) ведут себя в процессе окислительного обжига аналогично серебря-
ному штейну Ag:S-FeS.. Термическое разложение их сопровождается
расплавлением продуктов уже при относительно низких температурах
(350-400 °C) и приводит в конечном итоге к образованию металличе-
ского серебра, простых оксидов сурьмы и мышьяка, а также целого
ряда побочных продуктов: арсената, антимонита и сульфата серебра.
Поведение теллуридов серебра изучалось как на природ-
ном минерале (гессит), так и на синтезированном AgiTe. Установлена
полная аналогия протекающих прн этом фазовых превращений се-
ребра. В обоих случаях при t= 150-200 °C зафиксировано полиморфное
превращение p-AgsTe в a-AgsTc. Окисление последнего начинается прн
450-500 °C и сопровождается образоваю1ем металлического серебра,
тетрагональной модификации диоксида теллура (парателлурат TcOj) и
ряда новых, пока не идентифицированных фаз, отвечающих окислен-
ным формам теллурида серебра типа nAgjO-mTeOj. Последнее под-
тверждено данными ИК-спектроскопни, а также прямым высокотемпе-
ратурным изучением взаимодействия металлического серебра с ТеО:,
которое происходит с образованием тех же соединений, что н при окис-
лении природного н синтетического гессита. Характерным для процес-
са термохимического разложения теллуридов серебра является расплав-
ление материала прн температурах обжига, близких к 600 °C.
При нагревании хлорида серебра в окислительной атмосфе
ре, вплоть до температуры плавления AgCl (450 °C) ие зафиксировано
каких-либо фазовых превращений. Прн обжиге в вакууме уже прн
1=350 °C происходит разложение AgCl с выделением металлического
Ag. Аналогичный процесс может иметь место и в условиях окислитель-
ного обжига, но прн значительно более высоких температурах, значе-
ние которых не было нами установлено.
Подобным же образом ведет себя при обжиге и сульфат се-
ребра, разлагающийся с образованием металлического Ag прн тем-
пературе 670-700 °C
247
8.5. Влияние протекающих при обжиге химических процессов на
извлечение золота и серебра из огарков методом цианирования
Результаты выполненных исследований по изучению процесса об-
жига золото- н серебросодержащих минералов, приведенные в резуль-
тирующей таблице 8.3 и других представленных выше иллюстрацион-
ных материалах, позволяют получить достаточно четкое представление
о возможном влиянии пронесся обжига на результаты последующего
цианирования огарков.
Таблица 8.3
Установленные в процессе исследований конечные н промежуточные
продукты термохимического разложения сульфидов, а также несульфидных
минералов н химических соединений благородных металлов
Исходный продукт Продукты термохимического разложения
Пирротин FeS» Пирит FeSi Арсенопирит FeAsS Антимонит ShjSj Халькопирит CuFeS? Халькозин CuzS Галенит PbS Сульфид серебра AgjS Хлорид серебра AgCl Прустит AgjAsSj_ Пираргирит AgjSbSj Антимонид серебра AgjSb Теллурид серебра AgjTe Антимонид золота AuSbj_ Теллурид золота .ЛиТс; Серебро металл. Ag’> Золото металл. Аи2> FeSz, FeiO». a-FezOj FcS«. ГсзО». a-FezOj, FvSO». Fe2(SO«)j FeS. арсенаты железа, ГсзО», a-FczOi SbjOi. SbiO» FeS,. CusFeSc CutO. CuO. CuSO». FejO». a-FezCb. ферриты меди Cu?Q. CuQ, CuSQj, CuQCuSO<, Cu,rw PbSOe, PbO PbSO». 4PbOPbSO«. PbO, Pb ига1и. Ag'SOe, Agii<Tui. AgCl AgjS, Ag:SO«. Agumu., AgjAs. AgjAsO» AgjS, AgjSOe, AgiMTui.. AgSbOy, Sb2O«. БЬгОз АЯмивм., AgSbOi, SbjOj. SbzO» AgiMTau.. AgTeOi. ТеОг AUnmu., Sb2O], SbiO» Auucnu., TeOz AjyS, AgzSO*. AgCuS, AgjAs. AgsAsO*. Ag)Sb§i. AgSbSj. Aii^b. AgSbO». A^Pb сплав AuSb:, иитермсталл.соединсния Au c Pb
» Обжиг в присутствии сульфидов.
а Обжиг в npiiyrmiui антимонита и галенита.
Сплошной линией подчеркнуты компоненты, выполнаюшие роль химически* депрессо-
ребра, труднорастзоримые в NaCN.
248
Очевидно, что огарки, поступающие на цианирование, должны удо-
влетворять следующим основным требованиям:
а) обладать максимальной макро- н микропористостью зерен, обес-
печивающей доступ растворителя к внутренним включениям дисперс-
ного золота;
б) содержать минимальное количество цианисто-активных приме-
сей;
в) содержать золото н серебро в наиболее удобной для цианирова-
ния химической форме.
Значение 1-го из перечисленных выше факторов может быть проил-
люстрировано графиком (рис.8.20), на котором приведены показатели
обработки по схеме: обжиг-цианирование пиритной фракции
золотого концентрата, содержащей 95 % FeS: н 15 г/т тонковкраплен-
ного, пенэвлекаемого прямым цианированием золота [41, 323]. Макси-
мальному извлечению золотя в цикле цианирования огарка (90-93 %)
соответствует наиболее развитая микроструктура зерен (рис.8.6) и ми-
нимальная плотность огарка (1,0-1,2 г/см1), которые обеспечиваются в
интервале температур обжига пирита 500-800 °C.
Аналогичная картина имеет место и прн обжиге арсенопирита (кр.2
и 2' на рис.8.20), хотя процесс термохимического вскрытия дисперсного
золота в данном случае осложняется образованием арсенатов железа с
более плотной механической структурой.
Данный вывод в целом согласуется с результатами большого коли-
чества технологических исследований, которые показывают, что увели-
чение в мышьяково-пиритных концентратах доли золота, связанного с
арсенопиритом (и соответственное уменьшение доли упорного золота,
ассоциированного с пиритом), приводит, как правило, к ухудшению
показателей извлечения металла из концентратов при обработке их по
схеме окислительный обжиг-цнпннровапне.
Присутствие в обжигаемом материале сульфидов сурьмы и свинца,
как уже было отмечено выше, может вызвать резкое ухудшение физи-
ческой структуры золотосодержащих огарков в результате оплавления
минеральных зерен продуктами термохимического разложения SbiSj и
PbS. Это может явиться причиной потерь при цианировании нс только
дисперсного золота, ассоциированного с сульфидами, но также и
“свободного” золота, которое в обычных условиях может быть легко
извлечено гидрометаллургическим путем (см.табл.8.2, оп.9, 11-13).
Обжиг халькопирита при 500-700 “С приводит к образованию лег-
корастворимых в NaCN соединений меди. Следовательно, золото, ас-
социированное с CuFeSi, в принципе должно полностью извлекаться в
цикле цианирования огарков. Поведение медных минералов прн обжиге
должно учитываться прежде всего с точки зрения изменения хим и-
ческой активности планируемых огарков.
249
Piic.8.20. Влияние температуры обжига на плотность получаемых огарков
(р, кр.Г п 2) п извлечение золота в цикле цианирования (Бди. кр.1 и 2):
I - nupirr (месторождение Степняк)-,
2 арсенопирит (Дараеуиекое месторождение)
На рис.8.21 представлены кривые (3-5). характеризующие скорость раство-
рения металлического серебра (порошок) в присутствии исходного халькопи-
рита и продуктов его термического разложения. Из приведенных графиков
видно, что образование при обжиге окисленных соединений меди (CuO. CuSOe)
увеличивает химическую депрессию благородных металлов в процессе циани-
рования, которая существенно ослабевает при повышении температуры обжига
до 950 °C в результате связывания части активной СиО в феррит (СиО-Ге»Оз).
Фазовые превращения SbiSj при обжиге в окислительной среде
(см.табл.8.2), напротив, приводят к резкому снижению химической ак-
тивности огяркя, результатом чего является увеличение скорости рас-
творения Аи в NaCN (кр.1,2 на рнс.8.21). Аналогичный эффект дости-
гается н при обжиге пирротина (кр.1-3 на рнс.8.22).
250
серебра при цианировании в присутствии антимонита, халькопп-
га и продуктов их окисления:
I - SbjSj: 2 - продукт окислительного обжига SbjS) прн 850 *С; 3 • CuFeSj;
4.5 - продукты окислительного обжига CuFeS: соответственно прн тем-
пературах 420н 950*С
Таким образом, окислительный обжиг сульфидных руд и концент-
ратов может по-разному влиять на технологические свойства огарка с
точки зрения величины возможной химической депрессии золота и се-
ребра в цианистом процессе. При этом возможны случаи, когда мине-
рал в процессе обжига претерпевает несколько фазовых превращений,
каждое из которых может оказывать противоположное влияние ив
химическую активность огарков. В качестве примера можно сослаться
на переход: FeSj —► FeS« (FeSOx)—► FejOj (кр. I -6 иа рис.8.22) или уже
упомянутые ранее превращения: CuFeSj—► CuO, CuSOx, FeiOj —► CuO-
•FcjOj (феррит).
Весьма существенное влияние на показатели цианирования окаэы
вает химическая форма присутствующих в огарке благородных метал-
лов.
251
Рис.8.22. Кривые, характеризующие скорость растворения металлического
серебра при цианировании в присутствии сульфидов железа и
продуктов их окисления:
ЗОЛ и 6<Ю *С: 4 - FeS?: S. 6 - продукты окислительного обжига FeS? при
температурах 400-420 и 600 *С
Большинство упорных по отношению к цианированию минералов и
химических соединений золота и серебра: AgjS, сульфосоли типа
nAgjS-mSbjSj и nAgjS-mAsjSj, теллуриды и антимониды (AuTej, AgjTe,
AuSbj, AgjSb), а также AgSbOj в процессе окислительного обжига раз-
лагаю! си с образованием в конечном итоге металлического золота н
серебра н некоторых других легкоцианируемых соединений. С другой
стороны, металлическое серебро, его природные сплавы с золотом, а в
отдельных случаях - и высокопробное золото при обжиге совместно с
серу-, сурьму-, мышьяк- и свине11содержа1пимп компонентами могут
образовывать упорные для цианирования формы (AgjS, серебряный
штейн, AuSbj. системы Au-Pb и Ag-Pb и др.). Наибольшее практическое
значение при этом имеет взаимодействие серебра с сульфидами железа,
приводящее к образованию AgjS и серебряного штейна (AgjS-FeS).
Влияние данного процесса на поведение Ag при цианировании было
изучено нами с помощью радиоактивного изотопа Ag-110 [322]. Уста-
новлено, что присутствие в огарке серебряного штейна может явиться
одной из основных причин потерь cq>e6pa и ассоциированного с ним
252
одной из основных причин потерь серебра н ассоциированного с ним
золота в цианистом процессе. Низкотемпературный (400-500 °C) обжиг
устраняет возможность образования штейна. Основная масса серебра в
огарке в этом случае представлена свободными зернами AgjS и может
быть извлечена цианированием достаточно полно. Однако процесс
растворения AgzS характеризуется тпкой скоростью, которая в 10-15
раз ниже скорости растворения металлического серебра с той же грану-
лометрической характеристикой.
Резюмируя вышесказанное, можно сделать вывод, что эффектив-
ность применения окислительного обжига как метода подготовки
упорных золотых руд и концентратов к цианированию очень сильно
зависит от общего химического состава обжигаемого сырья и от формы
нахождения золота и серебра в исходном.
С другой стороны, полученные результаты указывают иа возмож-
ность широкого регулирования технологических свойств золото- и се-
ребросодержащих огарков путем подбора соответствующей температу-
ры обжига, состава газовой фазы, а также правильного сочетания ско-
рости нагрева и скорости окисления основных рудных минералов.
8.6. Общие рекомендации по использованию процесса окислительного
обжига как метода подготовки сульфидных золото- и
серебросодержащих руд (концентратов) к цианированию
Представленные выше результаты экспериментальных исследований
позволяют сделать ряд практических выводов, касающихся оптимиза-
ции процесса окислительного обжига сульфидных золотосодержащих
материалов перед поступлением их иа цианирование.
Показано, например, что обжиг пиритных концентратов с высоко-
пробным золотом (как метод подготовки материала к последующему
цианированию) должен проводиться в умеренно окислительной атмо-
сфере при температурах порядка 600 °C. обеспечивающих возможность
максимального термического вскрытия золота, ассоциированного с
FeSj, и полный перевод сульфидов железа в малоактивную химическую
форму - FejOj. Увеличение температуры обжига выше указанного пере-
дела мало влияет ня скорость окисления FeSz, ио может вызвать ряд
нежелательных явлений, связанных с проявлением химической актив-
ности сопутствующих пириту примесей и ухудшением физической
структуры огарка.
Одшсм из наиболее важных условий окислительного обжига золото-
содержащего пирита является уменьшение до минимуме величины
местного перегрева частиц огарка за счет тепла экзотермических реак-
ций окисления. В этом отношении представляется целесообразным со-
блюдение принципа противотока, т.е. постепенное нарастание кон-
центрации кислорода в газовой фазе по мере продвижения огарков в
253
печи, что несложно осуществить в условиях подового обжига. В этом
случае исходный сульфидный концентрат в первый период нагрева
будет соприкасаться с газами, в значительной степени нагруженными
продуктами окисления (SOj н др.) и содержащими в связи с этим мини-
мальную концентрацию свободного кислорода. В контакт со свежим
воздухом (кислородом) вступает уже частично обожженный концентрат
(огарок), требующий более интенсивного окислительного воздействия.
При обжиге сульфидных материалов в аппаратах кипящего слоя воз-
можность перегрева зерен огарка относительно ограничена. Однако и в
этом случае вопрос регулирования скорости окислительного процесса
имеет немаловажное значение с точки зрения рационального использо-
вания тепла экзотермических реакций.
Изложенные выводы и рекомендации в принципе не являются новы-
ми и в известной мере уже используются в промышленной практике
обжига сульфидных руд н концентратов [7.8 и др.].
В процессе проведенных исследований установлено, что образование
благоприятной в механическом отношении (пористой) структуры пи-
ритных огврков возможно нс только в окислительной атмосфере, но н
атмосфере любого другого газа (в том числе инертного), я также при
нагревании пирита в вакууме. Однако цианирование таких продуктов
может вызвать значительные трудности, в связи с повышенной хими-
ческой активностью образующихся в этих условиях пирротинов, эле-
ментарной серы н других компонентов огврков. Поэтому диссоции-
рующий обжиг пирита ие может быть рекомендован в качестве метола
подготовки сульфидных золотосодержащих материалов к цианирова-
нию.
При наличии в пиритных концентратах низкопробного золота
(природные сплавы Аи и Ag), а также металлического серебра окисли-
тельный обжн| их должен проводиться в условиях, исключающих воз-
можность образования серебряного штейна. Наибольший интерес в
данном случае представляет осуществление двухстадналыюго обжига с
температурой на первой стадии 450-550 и иа второй стадии - 500-
600 °C.
Учитывая отмеченный в исследованиях факт физической депрессии
благородных металлов рудными компонентами огарков, а также воз-
можность механических потерь металлов с пылями, термическую обра-
ботку пиритных концентратов, содержащих свободное металлическое
золото и серебро, следует проводить после предварительного выведения
из них указаш1ых металлов методами механического или химического
обогащения.
Как было показано выше, основной отличительной особенностью
процесса окислительного обжига мышьяково-пиритных руд
254
и концентратов является образование при обжиге арсенатов железа с
относительно плотной механической структурой. Следовательно, од-
ним из наиболее эффективных путей улучшения показателей перера-
ботки мышьяково-пиритных концентратов по схеме: окислительный
обжиг - цианирование является осуществление процесса обжига в усло-
виях, исключающих или ограничивающих до минимума возможность
образования соединений пятивалентного мьппьяка. Оптимальным ре-
жимом процесса окислительного обжига мышьяково-пиритных золо-
тых концентратов следует считать обжиг в две последовательных ста-
дии: 1 стадия - в условиях недостатка, 2-я - в условиях избытка окисли-
теля.
Двухстадиальный обжиг позволяет получить благоприятный для
цианирования огарок (железо в котором представлено, в основном,
пористым гематитом) н снизить до минимума возможность образова-
ния в процессе обжига нелетучих арсенатов железа, так как наличие
значительных количеств активной серы в остатках 1-й стадии обжига
является своего рода гарантией предохранения мышьяка от псреокис-
ления. Возможности и технологическая эффективность такого варианта
будут проиллюстрированы ниже (глава 17) на примерах нз промыш-
ленной практики обжига в печах кипящего слоя мышьяксолержяших
золотых концентратов.
Присутствие в пиритных и мышьяково-пиритных рулях (концен-
тратах) сульфидов цветных металлов: халькопирита, антимонита, га-
ленита оказывает отрицательное влияние на показатели извле-
чения зилота и серебра ио схеме: окислительный обжнг - цианирование.
Термохимическое разложение указанных сульфидов в окислительной
атмосфере способствует образованию активных химических депрессо-
ров золота (оксиды и сульфаты меди, свинца) или же всякого рода лег-
коплавких соединений (сурьма, свинец), ухудшающих физическую
структуру огарков. В этой связи представляется целесообразным выве-
дение минералов меди, сурьмы и свинца из золотосодержащих руд и
концентратов до поступления их иа обжиг.
Особого внимания заслуживает вопрос о возможности и целесооб-
разности применения технологии обжиг - цианирование к серебря-
ным и золото-серебряиым рудам.
Для извлечения серебра из руд и концентратов, содержащих сульфи-
ды, сульфосоли, теллуриды н другие упорные для цианирования ссрс-
бросодсржашне минералы, может быть эффективно применен процесс
окислительного обжига при температуре 600-650 °C с последующим
цианированием огарков в оптимальном режиме. При осуществлении
обжига должны быть предприняты меры по устранению или ограниче-
нию возможности образования серебряного штейна н других легко-
плавких систем, которые могут служить причиной дополнительных
потерь металла с хвостами гидрометаллургической переработки огар-
255
ков. Если образоввнне таких систем при обжиге является неизбежным,
то огаркн перед цианированием следует подвергать дополнительной
обработке методами гравитационной концентрации или флотации, с
целью выведения упорной части серебра (в том числе и присутствую-
щих в огарке металлических корольков) в самостоятельные концентра-
ты с последующей обработкой их в отдельном цикле Данный техноло-
гический прием может оказаться полезным и в случае обжига сульфид-
ных матриалов, содержащих легкоплавкие теллуриды и антимониды
золота.
При одновременном присутствии в рудах (концентратах) золота и
серебра в форме легко- н трудноцианируемых минералов, наиболее
рациональной представляется схема двухстаднального цианирования с
промежуточным окислительным обжигом.
В заключение необходимо еще раз подчеркнуть, что основным пред-
метом для рассмотрения в данном разделе явилось изучение условий
обжига, способствующих получению 3o.ioTocoflq^aiitnx (или золото-
серебряных) огарков, пригодных для цианпропиния. Вместе с тем, ряд
полученных сведений, характеризующих поведение золота, серебра и
ассоциирующих их минералов в процессе обжига, имеют общее значе-
ние и могут бьггъ использованы прн оценке возможностей извлечения
благородных металлов нз огврков, получаемых и pciy.'ibiaie ниромс-
таллургической обработки сурьмяных, медных, свинцовых, цинковых и
других руд цветных металлов.
8.7. Особенности применения обжигово-циапистий технологии
при нэвлечен1П1 золота из пиритных и ьп.1111ьяково-пир|ггиых
руд (концентратов)
В табл.8.4 дана краткая характеристика некоторых зарубежных
предприятий, практикующих или применявших ранее технологию
ОКИСЛЗГГСЛЫ1ЫЙ обжиг - цианирование при nq>q>a6on<e упорных золо-
тосодсржаиц1х руд с пирит-арсеиопиритовои Miiiicpa.nnaiuien. Болес
подробно опыт работы указанных предприятий рассмотрен в третьей
Части монографии (главы 17, 21 и 23)
На фабриках Кемпбелл. Дзкайент Йеллоунайф. Фгйрвыо, обжиговом заводе
Квекве и некоторых других предприятиях окисл1ггелы1ому обжигу подвергают
з о л о т о - м ы ж ь я к о в ы е флотационные концентраты. Получаемые огар-
ки. посте их дополнительной подготовки (измельчение, водное или щелочное
выщелачивание, гравитационное обогащение и тд.) онанируют по классиче-
ским вариантам гидрометаллургической технологии с осаждением золота m
растворов цинковой пылью пли сорбцией из пульп па активированный уголь.
Мышьяк, переходящий при обжиге в газовую фазу и виде As^Jj. улавливается в
системе пылс-газоочистки. Получаемый трпоксид мышьяка в большинстве
случаев реализуется сторонним организациям в качестве товарной продукции.
256
используемой в деревообрабатывающей и других отраслях промышленности
Прн отсутствии потребителей выделяемый из газов окат мышьяка складирует-
ся а горных выработках или специальных хранилищах.
На фабриках Ашанти, Керр ЭМисои. Эмлерор, Кшиурли. горнодобывающем
комплексе Эрео и других предприятиях па основе окислительного обжига осу
ществляется переработка пиритных золотых концентратов. Некоторые из
этих концентратов (Эмлерор, Каягурли) содержат теллур, который извлекается
из концентратов в виде попутного товарного продукта. На Эмлерор. кроме
золота и теллура, дополнительно получают цементную мель, выделяемую нз
растворов после водной отмывки огарков.
Как правило, окислительному обжигу подвергаются обогащенные
золотом и сульфидами материалы, что позволяет вести процесс обжига
автогенно, т.е. без дополнительных затрат топлива. Вместе с тем, в
промышленной практике имеются примеры применения технологии
обжиг - цианирование и непосредственно к ynopifbiM золотым рудам без
их предварительного обогащения. Примером такого родя предприятий
может служить фабрика Гетчелл, а также ряд рудников США, осу-
ществляющих переработку углистых золотосодержащих руд (Кортес,
Джерршп Кзньон, Карлин, см.главы 16 и 23).
Обжиг необогашенных руд, характеризующихся относительно низ
ким содержанием горючих веществ (сера. углерол). требует применения
дополнительного топлива, в качестве которого чаше всего используют
дрова, уголь, нефтепродукты или природный газ.
Патентом [346] предложено применял» для этой цели метанол СНэОН. При
обжиге руды с исходным содержанием природной серы 2.5 % и золота В г/т
добавка метанола обеспечила температуру а реакторе взвешенного слоя на
уровне 560 °C В результате получен огарок, содержащий менее 0.1 % S. из ко-
торого цианированием извлечено 90 % золота.
С целью интенсификации обжигового процесса на исходных рудах,
осуществляемого в печах КС, в ряде случаев рекомендуется использо-
вать кислород, который действует одновременно и как “горючий” газ,
и как агент, создающий кипящий слой. Отмечено, что применение кис-
лорода вместо воздуха значительно сокращает эксплуатационные и
капитальные затраты и. как правило, обеспечивает более высокое из-
влечение золота в металлургическом цикле [347].
На большинстве предприятий обжиг золотосодержащих руд и кон-
центратов производится в печах кипящего слоя. В ряде случаев
(Эмлерор, Калгурли, Квеквё) для этой цели используются одноподовые
обжиговые печи Эдвардса с механическим перегреванием [7,8].
257
8SZ
K'pp Эддвеоа (Канада) джтияя ИчиоумЛф (Канада) : 1 !!- II
S £ 8м
Пнритизпронаиияя квар- цевая руда (Au 8.7 г/т) co эначитевышм содержани- ем утл истых веществ л варцево -сульфидная руда. Преобладающий сульфид • арсенопирит, коллектирующцП основ- ную массу тоиковхрамен- кого золота. Содержание золота в руде 1.2 г/т антимонит) с тонковкрап- ленным золотом , ассоции- рованным с сульфидами железа. Содержание золота 20,2 г/т I Комплексная руда (пирит, 1 m/d exiiUHdaixadax
Измельчение руды а цианис- тых распорах; аппашюиное выщелачивание: дстлаиаипя хвостов цианироваяня: фло- тация песковой фракции; обжиг концентрата в печи КС; доизмельчеиие и niiaiui- роваиие огарка Ч'ЛСПВЦПН с получением стальных хвостов: обжнг концентрата в двухкамерноП печи КС; отмывка водо- растворимы л солсЛ: дот- мельчеже м цианирование огарка по схеме полного илового процесса обж)г концентрата в печах КС; шмельчение, гравотаии- “головки"; цианирование хвостов доводки 1 Флотация с цпан|грованием I Применяемая технологи!
£ о 1 ! « _а
ь iHli
2 Доля обжи- га в общей ссбестоамо- ent перера- ботки руды, %
8
i
I
L
I
Продолжение табл.8 4
I 2 3 4 5 6 7
Эмлерор (Фиджи) 1250 Теллуристая медьсодер- жащая золотая руда со значительным содержани- ем сульфидов железа, ас- социирующих золото. Содержание золота в руде 7.2 гЛ Флотация теллура; цианиро- вание хвостов; флотация сульфидов из хвостов циани- рования; обжиг сульфидного концентрата в печах Эдвард- са; водная промывка огарка; цементация меди in раство- ров; цианирование обезме- жен кого огарка 862 10.3
Калеурл* (Авсграл1я) 1360 Теллуристая nupimnipo- ванная руда со средним содержанием золота б г/г Гравитационно-флотацион- ное обогащение; плавка гра- виокопиентрата; обработка флотохонцентрата по схеме; цианирование - обжиг в печах Элардса цианирование 87.8 8.1
Кики (Зимбабве) Концен- траты 30.0 Мышьяково-пир|ггные концентраты с тонков- крагиеиным золотом в сульфидах Среднее содержание зо- лота в концентрате <0 г/г цогтратов по химическому составу; обжиг п печах Эдвардса; тмельчсннс. вод- им промывка и шинирова- ние огарка 78.0 823 II.1
ФзЛреые (ЮАР) 400 Типичнее пирнт-арано- пиритовая руда с тонков- крагиенным золотом в сульфидах. Содержание Аи в руде 12- 14 гА Флотация; обжиг коацен- трете в печах Эдвардса; ш- мельчение н гравитационное обогащение огарка; амальга- мация грииоконцентрата; цианирование хвостов грави- тации 86,0 913
К
Продолжение табл.8.4
1 2 3 4 5 б 7
Лаиамаа (Ган.) 1200 Кварцев*» лиритсодержа- шал руд» с тонким жмо- том. 70 % которого свкза- но с сульфидами. Содержание золота а ру- де до 25 г/т Гравитацаонно-флотацнон- ное обогащение; доводка и плавка грааиокониеятрата; обжиг фаотационного кон- цепрата в печах Эдвардса; доизмельченпе н цианирова- ние огарка 94-95 8.4
Гемчелл (США) 1500 Пирнт-арсенопнритовал руда с содержанием золота 7 г/т Трехстадналъное дробление (до -10 мм); сухое измельче- ние (до -16 мм); обжат в печи КС; отмьвка огарка от во- дорастворимых сульфатов; измельчение п цаамнромние огарка по кльссичелоП тех- нологии с отмывкой раство- ренного золота методом противоточной декантации 80.0 80,0
щнй комплекс Эр» (ЮАР) Кенией* трет 1800 Пиритный концентрат, не содержащий цианируемого зелота. Содержание золота 8-10 г/г. Содержанке сульфидной серы 28-30 % Окислительный обжиг в 3-х параллельно работающих печах КС; шапка огарка в воде; сгущение пульпы; циа- нирование сгущенного про- дут по схеме полного ило- вого гроцхеа с доизалеченк- ем золота из кеков по методу CIL". Пршгводство серной кислоты из обжиговых газов котктным методом в двух сернокислотных установках 500 т кислоты в езтхн 90.0 Извлече- ние серы из кон- центрата верную кислоту 94%
Обжигово-цнаннстая технология переработки пиритных и мышья-
ково-пиритных золотосодержащих материалов постоянно совершен-
ствуется и модернизируется (включая решение экологических проблем).
В 1988 г. на руднике Нью Консорт (ЮАР) пущена в строй установка
по двухстадиальному обжигу в исчах КС золотосодержащего кон-
центрата (содержание серы 30-40 %; мышьяка 2-3 %; железа 30-33 %:
золота 150-230 г/т) производительностью около 100 т концентрата в
сутки. В качестве побочных товарных продуктов получаются триоксид
мышьяка н серная кислота (соответственно 60 и 3000 т в месяц). Осу-
ществляется полная очистка обжиговых газов н сточных вод от мышья-
ка н серы до требуемых норм [191].
На горнодобывающем комплексе -Эрго, где осуществляется ком-
плексная переработка старых отвалов цианистых заводов Рэнда с
целью доизвлечения из них золота, урана и серы, с 1977 г. функциони-
рует одна из наиболее крупных в отрасли промышленных установок по
обжигу в КС пиритных золотосодержащих концентратов. Установка
включает 3 параллельно работающих печи КС диаметром 14,5 м и
вместимостью 1806 м1. Производительность каждой печи составляет
25 т концентрата в час (600 т в сутки). Получаемые при обжиге огарки
подвергаются цнапирова1ппо, а обжиговые газы перерабатываются на
серную кислоту. Детали технологии описаны в главе 17.
Обжиг золотосодержащих теллуристо-пиритных концентратов в пе-
чах КС высокой производительности (25 т в час) планировалось в
1989 г. ввести на фабрике Оройя, которая построена на месторождении
Голден Мойл в Австралии. Месторождение характеризуется значитель-
ными запасами руды и золота, что обуславливает возможность созда-
ния высокорентабельного предприятия годовой производительностью
по руде до 6 млн.т.
В этом же году в Фимстокс (Зап.Австралия) построена и пушена в
эксплуатацию установка производительностью 575 т в сутки для обжи-
га золотосодержащих пиритных концентратов в печах с циркулирую-
щим слоем (ЦКС). Новая технология разработана компанией Лурги
(ФРГ) [348].
В соответствии с принятой технологией пиритный концентрат крупностью
50-60 % минус 38 мкм с содержанием серы 33-35 % подают в виде суспензии
(содержание твердого 65 %) вместе с горячими газами в замкнутую циркуляци-
онную систему - обжиговую печь, соединенную с камерой расслоения. Обжиг
проводят при 640-750 "С. Из камеры расслоения в верхних потоках удаляют
горячие газы на их очистку водой с элек|ростатпческ11м осаждением пылевых
частиц. Конечное содержанием пыли снижается ли 100 мг на I нм1. В нижней
части камеры расслоения разгружается обожженный концентрат, который
охлаждают во взвешенном слое: сверху - разбрызгиванием водой, снизу - пото-
ками газа. Охлажденная суспензия при содержании твердого 45 % и температу-
ре 60 **С поступает на выщелачивание золота При обжиге па 98.5 % удаляют
261
серу в виде SOz. а также углерод о виде СО. Остаточное содержание серы менее
0,1 %. Извлечение золота прн выщелачивании достигает 98.5 %. Сравнительные
испытания данного процесса с обычным обжигом во взвешенном слое показа-
ли, что обжиг в ЦКС легко управляем, более экономичен, характеризуется
более высокой скоростью.
Обжиг упорных золотосодержащих руд с использованием техноло-
гии ЦКС успешно осуществлен па обогатительной фабрике Компании
"Ньюмонт Голд” [349]. а также на одном из предприятий Индонезии
[350].
Технология обжига в печах ЦКС планируется к внедрению иа золо-
тодобывающем предприятии Бакырчик (Казахстан) для переработки
углистых золото-мышьяковых флото- и гравноконцентратов. Обжиг
будет применен взамен или в дополнение к используемому в настоящее
время “редокс”-проиессу. Проектная мощность 1-го модуля завода по
руде 1 млн.т в год [351].
Как показывает опыт мировой золотодобывающей промышлен-
ности, обжигово-цианистая технология переработки упорных золото-
содержащих руд и концепратов обладает следующими преимущества-
ми:
1. Обжиг не требует применения химических рсагаггов (кроме воз-
духа), а в случае переработки концентратов не связан с затратами энер-
горесурсов и даже может служить источником получения дополнитель-
ной тепловой энергии (опыт Керр Эддисон и др. предприятий). Положи-
тельный баланс тепла при обжиге позволяет в ряде случаев отказаться
от предвар>ггелыюй сушки концентратов н направлять на обжиг мате-
риал влажностью 25-30 %.
2. Окислительный обжиг золотых сульфидных концентратов в ком-
бинации с цианированием обеспечивает достаточно высокую ком-
плексность использования сырья. Кроме извлечения золота и серебра
он допускает возможность утилизации серы и мышьяка в виде соответ-
ствующих товарных продуктов.
3. Процессы обжига и последующей металлургической переработки
огарков хорошо отработаны в аппаратурном отношении, легко подда-
ются механизации и автоматизации.
Все это в совокупности делает технологию обжиг - цианирование
достаточно экономичной. По данным зарубежной практики себестои-
мость переработки золотосодержащих концентратов по данной техно-
логии колеблется в пределах 25-30 долл. США на I т концентрата. Прн
этом стоимость самого обжига составляет 10-30 % от обшей стоимости
переработки руды (см.табл.8.4).
Одной из главных задач дальнейшего усовершенствования данной
технологии является улучшение показателей извлечения золота н се-
ребра из огарков. Решить эту залачу можно путем:
262
а) тщательной оптимизации параметров обжига (температура, со
став газовой среды и др.) в соответствии с особенностями вещественно-
го состава исходных золоторудных материалов;
б) применения дополнительных технологических операций, способ-
ствующих довскрытню и доизвлечению упорного золота из огарков;
в) цианирования огарков в режиме “RIL” или “C1L”, с целью пред-
отвращения возможности сорбции золота остатками невыгоревшего
углерода и другими минеральными компонентами.
Особого внимания заслуживают мероприятия, объединенные в
группу “б”. К ним, в частности, MOiyi быть отнесены: щелочное
(NaOH) выщелачивание и флотационная доводка огарков перед циа-
нированием. Возможности использования такого рода приемов доста-
точно убедительно проиллюстрированы нами на примере бакырчик-
ских концентратов, представляющих собой наиболее упорную разно-
видность золоторудного сырья (см.раздсл 15.4). В промышленных уело
виях иногда практикуется гравитационная доводка огарков с целью
вывода из них медленно растворяющихся в NaCN крупных, часто
оплавленных частиц золота. Извлечение золота из получаемых гравио-
концентратов производится плавкой или амальгамацией (фабрики
Кемпбелл, Фэйрвью н др.). Практически на всех предприятиях, приме-
няющих обжиг, золотосодержащие огарки перед цнашфованием под-
вергаются допзмельчению и водной отмывке от сульфатов железа, меди
и других “цианиецдов" [8]. В ряде случаев эффект по доизвлечетпо зо-
лота достигается в результате дополнительной обработки хвостов циа-
нирования.
В [352] приведены результаты испытаний 3-х вариантов дотвлечсния золота
из лежалых хвостов цианирования огарков окислительного обжига. По 1-му
варианту материал подвергался дополнительному измельчению (до 95 % класса
минус 0.06 мм), интенсивной аэрации и цианированию. Извлечение золота со-
ставило 67 %. Тпокарбамцдное выщелачивание лежалых хвостов в строго
определенных дозировках кислоты и температуре (вариант 2) позволило увели-
чить извлечение металла до 80 %. 3-й вариант включал флотацию хвостов в
снльнокислой среде (pH менее 2.0, расход HjSOj 25 г/л). После двух перечпеток
был получен |||:ю1окониентрат с содержанием золота 350 г/т при извлечении 50
% в открытом цикле.
По информации, представленной в [353], в районе месторождения
Йеллоунайф (северо-запад Канады) накоплено значительное количество
отходов и промпродуктов окислительного обжига золото-мышьяко-
вистых руд и концентратов. Указанные продукты характеризуются
повышенным содержанием золота, а также мышьяка. Последний пред-
ставлен, в основном, водорастворимыми формами, что создает опреде-
ленную экологическую опасность при хранении отходов. Для утилиза-
ции данных продуктов предложено окислительное автоклавное выще-
лачивание с последующим цианированием остатков. Режим автоклав
263
кого выщелачивания: температура 210 °C, давление 2500 кПа, парци-
альное давление Ог (60-65 %) 700-750 кПа, продолжительность 2 ч,
рН=2, расход H1SO4 35 кг/т с добавкой 1 % элементарной серы, плот-
ность пульпы 18-24 % твердого. В процессе такой обработки происхо-
дит стабилизация мышьяксодержащих соединений с переводом их в
малотоксичный арсенат железа. Извлечение золота из остатков авто-
клавного окисления составляет 90 % (на 6 % выше, чем прн прямом
цианировании отходов). На основе полученных результатов разрабо-
тана программа промышленных испытаний технологии.
Достаточно актуальной проблемой прн реализации технологии
окислительный обжиг - цианирование остается утилизация об-
жиговых газов. О том, что эта проблема в принципе является
решаемой, свидетельствует опыт таких предприятий как 7/ыя Консорт.
Интересен в этом плане н завод Саяъсшл (Франция), характеристика
которого приведена в главе 17. Если существует спрос иа мышьяковую
продукцию, то стоимость реализуемого мышьяка практически окупает
все затраты на обжиг н пылегазовое хозяйство золотоизвлекательных
фабрик (цена 1 т белого мышьяка, содержащего не менее 95 % АззОзл
США в 1982 г. составляла 880 долл.). В противном случае возникает
необходимость специального захоронения мышьяковистых продуктов,
большинство нз которых относится к категории СДЯВ. По расчетам
советских специалистов затраты на захоронение мышьяка с учетом
существующих требований хранения высокотокснчных отходов в ценах
1985 г. определялись величиной 150-200 руб. в год на 1 т оксида мышья-
ка, а доля этих затрат в стоимости переработки концентратов
(содержащих 10 % мышьяка в пересчете на AS2O3) составила 15-20 %.
Существенным недостатком многих действующих предприятий,
применяющих окислительный обжиг, является отсутствие на них систем
улавливания и утилизации cepmicroro ангидрида. В условиях совре-
менного производства такое положение не может считаться нормаль-
ным, тем более, что опыт Нью Консорта, Сальсиня, некоторых австра-
лийских фабрик, а также южноафриканских предприятий, осу-
ществляющих комплексную переработку золото-урановых руд, убеди-
тельно свидетельствует о возможности переработки получаемых сер-
нистых газов (после соответствующей очистки их от мышьяке) на тех-
ническую серную кислоту.
Известную сложность при этом представляет тот факт, что большинство
обжиговых газов от обработки золотосодержащих концентратов характерту-
ется низким содержанием SO? (как правило, менее I %), что затрудняет произ-
водство H2SO4 даже наиболее пригодным для этой цели нитрозиым способом,
применяемым, в частности, на заводе Саяьсаяь. Эта проблема в целом харак-
ерна не только для предприятий золотодобывающей промышленности, но и
для других металлургических производств. Одним нз эффективных путей реше-
ния проблемы утилизацин бедных сернистых гаэоа в настоящее время
264
признается оораоотка их на серную кислоту и другие серусодержащие продук-
ты после предварительного концентрирования газов no SO2 методами
адсорбции на твердых сорбентах. В качестве последних рекомендуется исполь-
зовать активированные угли, а также природные сорбенты, например, цеолиты
Технология переработки слабосернпстых газов на серную кислоту с примене-
нием адсорбционных методов характеризуется высокой степенью очистки газов
(98-99 %) и предполагает возможность многократного использования сорбен-
тов после их регенерации в производственном цикле.
В последние годы в мире [354] наметилась тенденция снижения спро-
са на серную кислоту в связи с резким сокращением производства фос-
форных удобрений (60 % потребляемой кислоты), никеля, цинка и ти-
тановых пигментов. С 1989 по 1993 г. стоимость серной кислоты
уменьшилась в 2.5 раза. В США мощности по кислоте используются
всего на 68 %. Основными сырьевыми источниками производства
H2SO4 в настоящее время являются самородная сера (65 %), пиритные
концентра гы (15 %) и сульфидные руды цветных металлов (20 %). Со-
кращение производства серной кислоты происходит, в основном, за
счет первых двух источников. Масштабы получения кислоты нз суль-
фидных руд пока остаются на прежнем уровне, однако в перспективе
должны существенно возрасти в связи с дальнейшим развитием цветной
металлургии (в том числе и золотодобывающей промышленности).
Ожиляется, что к 2000 году' общее производство серной кислоты долж-
но составить 12 млн.т (по сравнению с 6 млн.т в 1993 г.), что в условиях
снижения спроса па кислоту ставит дополнительные проблемы по ее
производству п реализации. В наибольшей степени это касается золо-
тодобывающих предприятий, которые имеют, как правило, меньшую
(по сравнению с предприятиями других подотраслей цветной металлур-
гии) производственную мощность и расположены в менее благоприят-
ных географических условиях. В этом плане важным направлением
деятельности золотонзвлекательных фабрик, применяющих обжигово-
цианнстую технологию, является изыскание альтернативных аозмож
ностей утилизации сернистых газов. В зарубежной практике известны
примеры (Эмлерор, Грейт Боулдер - в Австралии; Лзйк Шор - в Канаде),
когда образующийся прн обжиге золотосодержащих концентратов
сернистый газ используется на этих же предприятиях во флотационном
цикле в качестве реагента - активатора сульфидов и теддуридов, а так-
же регулятора q>eju,i при флотационном обогащении хвостов цианиро-
вания руд.
Весьма перспективным, как показали работы последних лет, яв.ляет-
ся применение сернистого газа для очистки сточных вод п хвостов ЗИФ
от цианидов. Данный способ, названный “Inco SCh/Air" и запатенто-
ванный в 1984 г. фирмой “Инко-Методе”, уже реализован па ряде фаб-
рик Северной Америки. Сущность пронесся зякпточяется в том, что
265
цианиды окисляются до цианатов в щелочной среде смесью воздуха и
SO: в присутствии ионов меди в качестве катализатора.
По рекомендуемой технологии [355J хвосты цианирования золотосо-
держащих руд (концентратов, огарков) направляют в контактный чан
для интенсивного перемешивания с диоксидом серы, который подают в
газообразном или жидком состоянии. Туда же добавляют щелочь, на-
npiiMqi, Са(ОН): (для создания pH от 7 до 10 ) и сульфат меди. Через
дно чана с помощью компрессора подают воздух, который повышает
скорость разложения цианистых солей. Данный способ применим для
детоксикации хвостов как чанового, так и кучного выщелачивания.
Прн апробации его на 12 крупнейших предприятиях Северной Америки
получены следующие показатели: расход SO: от 2.8 до 7,0 г, щелочи -
0,12-9,2 г н Си1* 0,01-0,3 г на I г цианидов; атжеине концентрации
цианистых солей с 150-300 до 0,2 0,4 мг/л. Метод может быть применен
и с целью обеспечения полного разрушения цианидов прн направ-
лении очищенных стоков в природные водохранилища. Процесс “1псо
..." является более дешевым по сравнению с другими известными мето-
дами обезвреживания цнанвдов. Его стоимость (включая получение
серзшстого газа сжиганием элементарной серы) в 3 раза меньше стои-
мости хлорирования. В этой связн прн реализации технологии обжиг-
цианнрованне представляется интересным взаимное обезвреживание
обжиговых газов и цианистых стоков на основе изложенного выше
принципа.
При невозможности или экономической нецелесообразности утили-
зации SO: могут быть применены способы нейтрализации сернистого
ангидрида. основанные на связывании его в малоактивные химические
соединения. В [356] дан обстоятельный обзор современных методов
улавливания и использования SO:, выделяющегося при обжиге золотых
руд. В частности, рассмотрены : CKpy66q>Hoe орошение отходящих
обжиговых газов морской водой или солеными грунтовыми водами;
связывание SO2 в CaSOu iienoq>encTBeinio в процессе обжига вводимой в
шихту' гашеной известью; фиксация SO: шламами, инжектируемыми в
скруббере газоочистки. В качестве последних упомянуты шламы из-
вестняка, фосфатной руды, магнезиальных отходов и красный шлам
процесса Baitepa. Из перечисленных выше методов особого впима1П1я
заслуживает процесс обжига пиритных н мышьяково-пиритных золо-
тых руд (концентратов) с известью, который рассмотрен нами более
подробно в разделе 9.3.
266
ГЛАВА 9
ДРУГИЕ СПОСОБЫ ТЕРМОХИМИЧЕСКОГО ВСКРЫТИЯ
ЗОЛОТА И СЕРЕБРА
9.1. Окислительно-хлорирующнй обжиг
В работах М.Эйслера [82] и Т.Роуза [47] отмечается, что при обжиге
золотосодержащих сульфидных минералов с хлористым натрием полу-
чаются огарки, которые легче поддаются цианированию, чем огарки
простого окислительного обжига. Так, например, на Лзйк Шор введе-
ние в обжигаемый материал хлористого натрия в количестве 1,2 % от
массы исходного концентрата позволило повысить извлечение золота
из огарков при цианировании с 70-80 до 90 % и одновременно сокра-
тить необходимую продолжительность обжига па 10-12 % [357].
Прн воздействии активных хлорагентов присутствующие в исход-
ных концентратах сульфиды и оксиды железа подвергаются интенсив-
ному хлорированию с образованием солей FeCh и FcCh. Последние уже
при относительно невысоких температурах разлагаются кислородом
воздуха по схеме: FeCh + Oj —► FeiOi + Ch.
Выделяющийся при этом свободный хлор снова вступает во вза-
имодействие с сульфидными и окисленными минералами железа, об-
разуя хлориды, которые снова разлагаются и тл. Такая своеобразная
цепная реакция, связанная с многократной диффузией газообразных
продуктов через массу минерального зерна, и является причиной обра-
зования пористого гематита FeiOj, структура которого является благо-
приятной для доступа цианистых растворов даже к самым глубоким и
тонким включением золота. Благодаря этому огарок солевого обжига
прн цнаннровпннн выделяет в раствор больше золота, первоначально
окклюдированного в пирите, чем огарок простого окислительного об-
жига.
Механизм хлорирования железа при обжиге с хлористым натрием еще
окончательно не изучен
По мнению большинства авторов, хлористый натрий непосредственно не
передает хлор другим соединениям, поэтому для того чтобы начался процесс
хлорирования, необходимо иметь в газовой фазе пары элементарной серы или
сернистый газ. которые разлагают хлористый натрий по реакциям
2NaCI + S + 2Ch = Na:SO4+ Cl::
2NaCI +SO: +O: = Na:SO4 + Ch.
Образующийся свободный газообразный хлор, отличаясь высокой хими-
ческой активностью, хлорирует сульфиды и оксиды металлов, а также частично
металлическое золото и серебро. Таким образом, согласно этой теории, хлори-
267
рованню сульфидов должна предшествовать их термическая диссоциация или
же окисление.
Наряду с этим существует н другая точка зрения на механизм окнслительно-
хлорпрующего обжига сульфидов, которая не исключает и непосредственного
химического взаимодействия сульфидных н окисленных минералов железа с
хлористым натрием. Так, по ЛДингензнаиу [357], при хлорирующем обжиге
пиритных руд и концентратов возможны следующие реакции:
2FeSi + 4NaCI +2Оз = 2NajS + 2FeCh + 2SOi:
2NajS + 402 = ZNaiSCh;
2FeClj + ’/tOi = FejOj + 2Ch;
2FeSj + 4NaCI + 7'/tOi = 2Na2SC>4 + FejOj +2Ch + 2SOj.
FejOj + 6NaCI = 2FeCb + 3NB2O;
3NajO + 3SOi +V2O2 = 3NB2SO4;
2FeCli + V2O2 = FerOj ♦ 3Ch;
3SO2 + 6NaCI + 3O2 = 3NaiSO4 + 3Cb.
Таким образом, хлорированию подвергаются как исходные сульфиды, так и
продукты их окисления, причем хлорирование оксидов, по мнению Л.Дннген-
зпяня, происходит значительно труднее, чем хлорирование сульфидов, особен-
но в начальной стадии процесса (т.е. до появления SO: в газовой фазе).
На основании сказанного можно принять в равной степени вероятным хло-
рирование пирита как 1вердым хлористым натрием, так и газообразными хло-
раторами. К числу последних кроме свободного хлора следует отнести хлорис-
тые соединения серы (S2CI2, SCh). а также сульфурил SO2CI2. образующиеся при
взаимодействии хлора с присутствующей а газовой фазе элементарной серой и
SO2 [358 и др.].
Несмотря на некоторые различия в толковании механизма хлориро-
вания минералов и химических соединений железа при обжиге их с хло-
ристым назрием. совершенно очевидной является особая роль, которую
играет в этом процессе сульфидная сера. Присутствие такой серы в об-
жигаемом материале является обязательным условием успешного про-
ведения процесса хлорирования.
Однако при этом следует учитывать, что высокое содержание серы в
концентратах, подвергаемых обжигу, может вызвать соответственно
повышенный расход соли на осуществление данного технологического
процесса. Основным продуктом разложения NaCI в условиях окисли-
тельно-хлорнруюшего обжига является сульфат натрия Na:SO4. Если
условно пр1шять, что вся сера концентрата связывается при обжиге в
сульфат натрия, то, согласно стехиометрическим соотношениям, коли-
чество вводимой соли должно примерно в 4 раза превосходить содер-
жание серы в этом концентрате. Так, в частности, прн содержании серы
10 % теоретически необходимое количество NaCI составит около 36 %
от массы исходного концентрата, т.е 360 кг/т.
268
Практически приведенные выше соотношения никогда не выдержи-
ваются, так как значительная часть серы при обжиге теряется с газами
в виде диоксида SOj, не успевая прореагировать с солью. Тем нс менее,
прн обжиге высокосернистых материалов общий расход хлористого
натрия, определяемый количеством образующегося NajSO*, может ока-
заться настолько значительным, что процесс окислительно-хлорнрую-
щего обжига явится экономически нецелесообразным. В связи с этим
рекомендуется подшихтовыватъ соль уже к частично обожженному
материалу, содержание серы в котором составляет 3-5 %. Оптимальная
загрузка NaCl в этом случае должна быть равна 10-15 % от массы руды
или концентрата. В отдельных случаях возможно вести процесс хлори-
рования и прн более низком расходе NaCl. Однако атжение загрузки
соли приводит, как правило, к некоторому недоизвлечению золота при
цианировании огарков в результате недостаточно полного хлорирова-
ния сульфидов железа.
Таким образом, одним из основных факторов, определяющих эф-
фективность рассматриваемого технологического процесса, является
правильно подобранный н экспериментально обоснованный расход
хлористого натрия, обеспечивающий достаточно высокое извлечение
золота при последующем цианировании огарков.
Другим не менее важным фактором является возможность хлориро-
вания некоторой части металлического золота и перехода его в связи с
этим в газовую фазу.
В отличие от процесса хлорндовозгонки окислительно-хлорирую-
ший обжиг золотосодержащих концентратов как способ подготовки
зти материалов к цианированию предполагает сохранение всего золота
в огарках в первоначальном металлическом состоянии. В то же время
известно, что золою, а также многие другие рудные компоненты суль
фидных концентратов (серебро, медь, свинец, цинк, мышьяк, кальций,
магний) относительно легко хлорируются прн обжиге с хлористым нат-
рием, образуя соответствующие хлориды AuCb, AgCl, CuCh, PbCh,
ZnCh, AsCh, CaCh, MgCli. Большинство этих соединений (хлориды
свинца, меди, цинка, золота и серебра) обладают летучестью при по-
вышенных температурах и в процессе обжига в значительной степени
возгоняются.
При осуществлении процесса хлорирования в промышленных усло-
виях всегда имеется возможность сконденсировать и уловить основную
массу возгонов в огарок или циклонную пыль, которые затем подвер-
гаются гидрометаллургической переработке с целью извлечения из них
золота и других компонентов.
В качестве примера, иллюстрирующего возможности метола окне-
лнтельно-хлорирующего обжига сульфидных золотосодержащих мате-
риалов, приводим основные результаты технологических исследований,
выполненных в Иргиредмете в 1965 г. Р).
269
Объектом для исследований послужил обезмеженный мышьяково-
пиритный концентрат Дарасунской фабрики следующего химическою
состава (%): SiO2 13,3; А12Оз 3.0; Fe 34.0; S 31,3; As 10,9; Cu 0,14; Zn 0.44;
Pb 0,3; Au 18,8 г/т; Ag 26 г/т.
Непосредственное цианирование концентрата даже после очень
тонкого измельчения (95 % класса - 0,074 мм) дало извлечение золота в
растворы около 50 % прн содержании его в хвостах цианирования 9-10
г/т. Обычный окислительный обжиг концентрата на полу печи. а также
двухстадиальный обжиг на лабораторной установке кипящего слоя,
проведенные в оптимальных режимах, позволили снизить потери золо-
та с хвостами цнопнрования соответственно до 6-7 и 4-5 г/т, что также
нельзя было признать удовлетворительным В связи с этим были по-
ставлены специальные исследования по окислительному обжигу кон-
центрата в муфельной печи при температуре 600 °C с добавкой хлорис-
того натрия.
Оеновные результаты проведенных экспериментов представлены в
виде трафиков на рис. 9.1 и 9.2, из которых следует, что оптимальная
загрузка NaCl прн обжиге материала данного состава составляет около
20 % от массы исходного концентрата. Оптимальная продолжитель-
ность обжига - 1 ч. В этих условиях могут быть получены хвосты циа-
нирования с содержанием золота около 2 г/г, что примерно в 2-3 раза
ниже содержания золота в хвостах цианирования огарков обычного
окислительного обжига. В случае "мокрой" шихтовки материала
(смжр.2 на рис.9.1) прн одной н той же загрузке соли наблюдается
несколько лучшее вскрытие золота, ассоциированного с сульфидами.
Однако н в этих условиях надежным следует признать расход соли по
загрузке 20 %.
В табл.9.1 показано, как меняется выход продуктов в процессе окис-
лительно-хлорирующего обжига н последующей водной отмывки огар-
ка. При анализе приведенных в этой таблице цифровых данных прежде
всего обращает на себя внимание одинаковый во всех опытах выход
остатков водного выщелачивания, а также весьма незначительное ко-
личество в огарках водорастворимых соединений железа, меди, свинца
и других цветных металлов. Убыль массы огарка в процессе водной
отмывки происходит главным образом за счет хлорида и сульфата нат-
рия, соотношение которых в огарках существенно меняется в зависи-
мости от загрузки соли. Свободный NaCl отмечается в огарке лишь при
исходной загрузке соли 10 % и выше, что свидетельствует о полноте
взаимодействия соли с сульфидными минералами прн обжиге, проте-
кающем с образованием сульфата Na2SO«.
Анализом растворов после водной отмывки огарков не установлено
наличия в них даже следов золота. В то же время по результатам опро-
бования исходного концентрата н хллридных огарков можно было
сделать вывод о переходе некоторого количества Аи в газовую фазу.
270
Piic.9.2. Влияние продолжительности солевого обжига на показатели
извлечения золота из огарков методом цианирования:
271
Таблица 9.1
Выход продуктов окислитслыю-хлорнрующего обжига.
% от исходного концентрата
Продукт № опыта
1 2 3 4 5
Исходный концентрат 100 100 100 100 100
Хлористый натрий (99 % NaCl) 2 5 10 20
Итого 101 102 105 ПО 120
Огарок:
до водной ОТМЫВКИ 72.4 73.5 77.5 81,7 88.8
после водной отмывки 69.7 69.5 68.6 67.5 65.5
Водорастворимая часть огарка 2.7 4.0 8.9 14.2 23.3
в том числе:
свободный (иепрореагнро- вавший) хлористый натрий 0.16 1.52
сульфат натрия сульфаты и хлориды цвет- 1,05 2,27 6,75 11.26 18.36
ных металлов и железа 1.65 1.73 2.15 2.78 3,42
С увеличением солевой нагрузки количество золота, перешедшего в
газовую фазу, звметно возрастает, достигая 14,6 %:
Загрузка NaCl. % к массе
исходного концентрата
Доля золота, перешедшего в
газовую фазу. % к исходному
О 5
(окислитель-
ный обжиг)
О 1.8
15
9.2
20
30
14.6
С целью изучения возможности снижения расхода хлористого нат-
рия были проведены опыты по хлорированию концапрата, подвергну-
того предварительному окислительному обжигу. Прн расходе NaCl
20 % от массы концентрата уменьшение содержания серы в огарке, под-
вергаемом хлорированию, до величины 4-5 % не ухудшает показателей
извлечения золота в цикле цианирования. Однако прн более глубокой
десульфуризации эффект хлорирующего обжига заметно снижается
(табл.9.2).
Полученные экстгсрнментальныс данные вполне соответствуют опи-
CBiiiibiM закономерностям процессе окислительно-хлорирующего обжи-
га сульфилных золотосодержащих руд и концентратов. Эти закономер-
ности в основном сохраняются и в случае nq>epa6oTKH ссребросо-
держащих материалов. Оптимальное содч>жанис серы в сырье,
поступающем на хлорирование, в данном случае сосгавляс! 3,0-3,5 %.
Установлено, что присутствие FeSi, FeAsS, PbS, CuFeSi, ZnS шггенсн-
филирует процесс хлорирования серебра и его минералов. Такое же
влияние оказывают сульфаты: ZnSOa, CuSOa, FeXSO^j, FeSOa, MgSO<;
хлориды: CuCh, CuCl, FeClj; а также SiOi AI2O3 [9].
Таблица 9.2
Результаты опытов хлорирующего обжига концентрата
с предварительным окнслтсльным обжигом
Показа icjih Продолжительность предварительного окисли- тельного обжига, мин
0 10 15 20 30 60 60 (без
Выход огарка окислительного обжига, % от исходного кон- центрата 76,5 76,0 75.4 72.5 71,6 70.0
Содержание серы в огарке окисяительного обжига, % 31,0 16,4 5,4 4.3 2.3 0,3 0,4
Выход огарка хлорирующего обжига, % от исходного кон. 90.0 89.9 86.3 87,0 87.0 89.2
Выход остатка после водной отмывки огарка. % от исходного концентрата 65,3 64,8 65,6 65,0 65,9 66.5 70 6
Содержание золота в материа- ле. поступающем на цианирова- 28,8 29,0 28,7 28,9 28.5 28.3 26.3
Содаржанне золота в хвостах цианирования, г/т 2.0 1.5 2.1 1.6 4.0 7,0 7.1
Извлечение золота. % 93,1 94,8 92,7 94,4 85.9 75.3 72.9
В принципе процесс окнслительно-хлорирующа о обжи! а голо го- и
ссрсбросодсржащих руд (концентратов) может быть осуществлен а лю-
бых аппярятях, применяемых в химической технологии для взаимодей-
ствия твердых веществ: во вращающихся трубчатых печах, одно- и мно-
гоподовых печах с механическим перегреб а нием, аппаратах для обжига
во взвешенном состоянии и кипящем слое. Поскольку реакции хлори-
рующего обжига, как и окислительного, протекают в основном ня гра-
нице раздела твердой и газообразной фаз, наиболее перспективными в
данном случае следует считать два последних способа обжига (взвешен-
ный и кипящий слой). 1 Ipouecc хлорирующего обжига в КС протекает
со скоростью, а несколько раз превышающей скорость обжига в труб-
чатых н многоподовых печах (производительность обжига соответ-
ственно 6-7 и 0,5-1,0 т/м2 в сутки) [359].
В Англии. ФРГ других странах запатентованы способы непрерывного
хлорирующего обжига сульфидных материалов с каменной солью или другими
273
хлорилами (хлористый калий, карналлит и тд.) о кипящем слое. Кислородсо-
держащие газы (воздух), при необходимости подогретые в нефтяной или газо-
вой топке, пропускают через слой обжигаемого материала высотой (в спокой-
ном состоянии) менее 1,5 м со скоростью, поддерживающей частицы в турбу-
лентном движении. Свежий материал подают в слой, а обожженный выводят из
слоя непрерывно или периодически. К обжигаемому материалу можно добав-
лять необожженный пирит для доведения содержания серы до 5-6 %. Темпера-
тура обжига 400-700 “С [8].
При использовании многоподовых печей для улучшения результатов
хлорирующего обжига рекомендуется часть NaCl вводить дополни-
тельно на нескольких подах печи любым способом, включая подачу
насыщенного раствора поваренной соли.
Технологическая схема извлечения золота и серебра из огарков
окнелителыю-хлорирующего обжига, как правило, должна включать в
себя 2 основные onqiaunii: отмывку водорастворимых солей (иногда
совмещаемую с измельчением огарка) и шинирование огарка совмест-
но с уловленной пылью нз обжиговых газов. Данная схема, безусловно ,
не учитывает всего многообразия обрабатываемого сырья н применяе-
мых методов обжнга. Наиболее полно она отвечает условиям обжига
отностгтельно маломышьяковистых золотосодч>жащих концентратов в
печах кипящего слоя.
Прн обжиге концентратов в печах подового типа, работающих по
принципу противотока, следует обязательно учитывать возможность
конденсации на огарках некоторого количества хлорного золота, кото-
рое прн водной отмывке может переходить в промывные растворы.
В случае применения окислительно-хлорируюшего обжига концент-
ратов, содержащих значительное количество мышьяка, прн осущест-
влении горячего пылеулавливания могут возникнуть определенные
трудности в получении и переработке золотосодержащих возгонов, так
как АиС1з н AszOj обладают относительно близкими темпч)атурами
конденсации.
В связи с этим заслуживает внимания процесс обжига золото-мышь-
яковых концентратов в печах кипящего слоя в д в е последовательные
стадии с удалением мышьяка в газовую фазу 1-й стадии и введением
соли в огарок, поступающий на 2-ю стадию.
В патенте [360] рассмотрен вариант окиелнтельио-хлорируюшего обжига
и|р|гтсодержащих руд цветных и благородных металлов, в соответствии с ко-
торым измельченный материал (-0,1 мм) нагревается до температуры 450-650 *С
при перемешивании в токе СО?. При этом сера возгоняется и собирается в кон-
денсаторе. После этого проводят окисление огарка (воздухом или кислородом)
с целью перевода хлорида железа в оксид. Полученный твердый остаток под-
вергают выщелачиванию водой, насыщенной С1?. при рН = 1,8. В процессе дан-
ной операции в раствор извлекают более 95 % золота. 98 % меди. 94.3 % никеля,
100 % цинка и свинца.
274
Содержащееся в огарках окислительно-хлорирующего обжига хло-
ристое серебро может быть выщелочено раствором поваренной соли,
насыщенной хлором. Такой раствор одновременно с серебром выщела-
чивает н золото. Выщелачивание проводится при температуре 80 °C,
осаждение серебра из растворов может быть осуществлено медной
стружкой. Этот способ, в частности, был использован во Фрейберге под
названием Auqusting's - процесс. Недостатком его, главным образом,
является относительно idiskbh растворимость хлорида серебра в рас-
творе NaCl, что приводит к необходимости использования больших
объемов жидкостей.
Выщелачивание хлорида серебра может также осуществляться и
водными растворами других хлорищых солей (Fe, Са и NH«), которые
при нагревании пульпы до 80 °C и Ж:Т=10:1 обеспечивают полную
растворимость AgCl, если содержание его не превышает 0.2 % [361).
Одним нз возможных методов извлечения серебра из огарков хлори-
рующего обжига является тиосульфатное выщелачивание. И.А.Каков-
ским и В.В.Губайловским (362) сделано сопоставление констант скорос-
ти реакций растворения хлорида серебра, из которого следует, что тио-
сульфат натрия как растворитель AgCl нисколько не уступает цианиду
ни по кинетике, ни по термодинамике. Концентрацию тиосульфата в
растворах можно повышать до любых технологически приемлемых
пределов, так же, кик и температуру пульпы, которая оказывает весьма
существенное влияние на скорость растворения AgCl. Для снижения
расхода тиосульфата и получения более чистых растворов, материал
перед выщелачиванием рекомендуется промывать водой или разбав-
ленной кислотой для удаления ионов тяжелых металлов. Получаемые
при этом растворы могут бьпъ использованы в обороте.
Следует однако заметить, что хлорные и тиосульфатные растворы
как растворители благородных металлов нс обладают такой универ-
сальностью, как цианистые растворы, н возможности использования их
при обработке огарков окислительно-хлорирующего обжига суще-
ственно ограничены.
В работе [363] описан способ переработки упорных серебросодер-
жащих промпродуктов, включающий окислителыю-хлорирующнй об-
жиг (40 мин при 600 °C и 1 ч прн 350 °C с добавкой NH-tCl) с последую-
щей водно-кислотиой обработкой огарка при 50-55 °C и цианистым
или аммиачно-тиосульфатным выщелачиванием. Применяемая опера-
ция обжига обеспечивает извлечение серебра в пианистом процессе
85,3-91.5 %; в аммиачно-тиосульфатиом - до 87,2 %.
9.2. Арсена шзирующий обжиг
В отличие от окислительного н окислительно-хлорирующего обжига
золотосодержащих концентратов, арсенат нэнрующий обжиг предпола-
275
гает сохранение основной массы мышьяка и серы в огарке, что рас-
сматривается как существенное преимущество процесса, поскольку при
этом исключается насыщение обжиговых газов токсичными компонен-
тами.
Сущность метода заключается в том, что в обжигаемый концентрат
вводятся щелочные агенты (сода, известь), которые nqjcaojurr мышьяк
прн обжиге в форму нелетучих арсенатов, а серу - в соответствующие
сульфаты.
“Содовый" вариант процесса рассмотрен в работах [364-366]. Тер-
модинамическими расчетами определена возможность протекания ре-
акций между пиритом, арсенопиритом, содой и кислородом в интервале
температур 300-800 °C. Установлены наиболее Bqjoarnbic реакции вза-
имодействия указанных веществ с образованием сульфатов и арсенатов
натрия, магнитного оксида железа (РеэО«) и СОт. На основе теоретиче-
ских исследований разработан способ переработки золото-мышьяко-
вых концентратов, включающий: окислительный обжиг с содой, водное
выщелачивание и цианирование остатка, обеспечивающий извлечение
золота нз концентратов на уровне 88-90 % [364]. Установлено [365, 366],
что в процессе содового обжига происходит пассивирование золота
продуктами химического взаимодействия NajCOi с минеральными
компонентами, в связи с чем огарок nqjefl цианированием рекомендует-
ся подвергать дополнительной обработке сернистым газом в пульпе
при Т:Ж=1:10 и 1 %-иой серной кислотой. Извлечение Au по такой
схеме составляет 96,5-98 %.
Недостатком рассмотренного выше варианта является образование
в гцдромсталлур1нческом цикле значительного количества загрязнен-
ных мышьяком и серой промывных растворов, требующих дополни-
тельной химической очистки (например, методом известкования), а
также высокий расход дорогостоящего NaiCOj.
В этом плане более привлекательным представляется “известковый”
вариант арсенатнзирующего обжига, основой которого являются реак-
ции:
2 FeAsS + 5 СаО +70: = Fe20j + Ca^AsCh)? + 2 CaSO^, ‘
2FeS? +4 СаО + 7,5 Оз = РегОз + 4 CaSOi.
По данному варианту пиритные и арсенопиритные концентраты
смешивают с СаО (или Са(ОН)з) и нагревают до 550-650 °C. В процессе
обжига более 99 % мышьяка и 98 % серы концентрата связываются в
прочные и нерастворимые в воде арсенаты и сульфаты кальция, нс пе-
реходя при этом в газовую фазу. Процесс протекает достаточно быстро
в автогенном режиме. Прн шинировании огарка обеспечивается высо-
кое извлечение золота. Обжнг рекомендуется производить в трубчатой
печи. Разрабатывается обжиг в шгклоне и в печи КС [367].
276
Дополнительными исследованиями химизма и механизма данного
технологического процесса (368) на основании микроскопического из-
учения образцов пирита и арсенопирита, подвергнутых обжш у а при-
сутствии СаО, установлен факт образования в качестве промежуточных
продуктов обжига сульфита CaSOj и сульфида кальция CaS.
При повышении температуры до 650 °C CaSOj трансформируется в
CaSO«. Сульфид калышя может сохраняться и при более высокой тем-
пературе в случае дефицита СаО в обжигаемой iuhxic или недостаточ-
ной продолжительности обжига В работе [369] отмечается, что окисле-
ние пирита до FcjOj, как и в процессе обычного окислительного обжи-
га, протекает через сталию пирротина. Увеличение продолжительности
обжига оказывает в целом положительное влияние па степень удержа-
Ш1Я серы в огарке н извлечение золота и серебра прн выщелачивании,
которые по данным проведенных экспериментов составили соответ-
ственно 97, 93 и 83 %.
Возможности применения окислительного обжига с известью (LAR)
к золоторудному сырью рассмотрены также в статье (370]. Объектом
исследований явилась шламовая фракция флотационного концентрата,
солержащвя jDicnqicHoc золото в сульфидах и сорбционноактивиос
углистое вещество. Из-за чрезвычайно высокой технологической упор-
ности данный продукт отнесен к категории отходов и складируется в
спецхранилптс. Попытки nq>q>a6oTaTb его методом автоклавного
окисления в кислой среде с последующим цианированием не дали по-
ложительных результатов: извлечение золота составило менее 85 %.
Установлено, что обжиг концентрата с известью при температуре
700 °C позволяет связать в труднорястворнмые соединения более 95 %
cqjbi и 85 % мышьяка. Цианированием огарка извлечено 90-95 % золо-
та, прн этом заметного растворения мышьяка нс отмечается. Кроме
того, предварительная обработка LAR устранила необходимость до-
бавления извести в цикл цианпрова|П1я (с целью поддержания необхо-
димого значения pH).
В р71] представлены результаты исследований по тплечеппю золота из уг-
листых сулы|н1лных концентратов одного нз месторождений Ганы. Концентрат
содержал (%): С - 9.37; S - 3,53: As - 1.29: Au - 32.6 г/г. При сорбционном циани-
ровании концентрата с активированным vuicm илн аииоиообменной смолой
(амберлит) извлечение золотя составило 54 %. Автоклавное кислотное выщела-
чивание обеспечило окисление 95 % серы н 12-13 ®'» углерода, но извлечение
золота не превысило 65 %. Проведенные эксперименты по обжигу концентрата
с Са(ОН)з (молярное oi ношение CaO:S=1.5; температура 7<Х) *С) показали воз-
можность получения обезуглероженных огарков (степень окисления углерода
97 %), сера в которых оказалась на 90 % связанной в сульфат калышя. В про-
цессе цианирования такого огарка достигнуто извлечение золота более 90 %.
Установлено, что образующийся прн обжш с bhi ндрнг химически стабилен и не
277
разрушается при цианировании. Добавка СаО в цианистом цикле не нужна, так
как избыток ее в огарке обеспечивает pH на уровне 10,5.
В порядке усовершенствования LAR - процесса предложен способ
[372], по которому СаО-содержащсс вещество смешивают с водой и
полученную суспензию С а (ОН): вводят в обжиговую печь, нагружен-
ную сульфидной рудой или концентратом. Данный технологический
прием позволяет одновременно решить 2 задачи: связывание SOi в
CaSO« и поглощение избыточного тепла, выделяющегося в результате
экзотерических реакций окисления.
В [373] дано описание варианта арсенатизированного обжига упор-
ных золотых руд, содержащих мышьяк, cqjy и свободный углерод. Руду
обжигают в реакторе КС с добавкой соединений железа в количестве,
достаточном для связывания мышьяка в нелетучие арсенаты железа
(более 3,5 молей Fe на 1 моль As). Обжиг ведут в атмосфере, обогащен-
ной кислородом (25-65 об% Ог), прн TeMnqjaType 475-600 °C. Охлажден-
ный огарок подвергают цианированию по методу "CIL”. Для улучше-
ния теплового баланса обжига охлаждение огарка производят продув-
кой воздуха через реактор КС.
9.3. Окислитслы1о-сульф||Д11м>рук>1ций обжиг
Данный вариант обжига рекомендован для переработки мышьяксо-
держащнх концентра зов и нромпродуктов, выделяемых в цикле обога-
щеиня руд цветных металлов и золота. Главной целью окнелительио-
сульфнднзирующсго обжига является получение мышьяка в менее ток-
сичной сульфидной форме, благоприятной для последующего хранения
и промышленного использования. Способ разработан в Химико-
металлургическом институте АН Казахской ССР (г.Караганда) под
руководством С.М.Исабаева [374].
Сущность окислительно-сульфнднзнруюшего обжига заключается в
том, что в процессе тq>мичecкoй обработки гранулированных мышьяк-
coflq^auuix концентратов в шахтной печи (TeMnqiaTypa обжига 550-
750 °C) при ограниченном доступе воздуха и в условиях противотока:
твердое - газ присутствующие в концентратах мышьяковые минералы н
химические соединения подвергаются 1срмихнмнческому разложению.
Полученные продукты сульфидируются газообразной серой, сернистым
ангидридом, твердыми сульфидами железа и цветных металлов, резуль-
татом чего является образование летучих три- и тстрасульфида мышья-
ка. Указанные соединения отгоняются из верхней зоны печи и затем
конденсируются в виде достаточно ко1щепг]>нрованных металлических
порошков, которые в случае необходимости могут быть переплавлены в
компактные слитки. Участвующий в химических взаимодействиях кис-
лород расходуется в основном на окисление железа и серы. Таким обра-
278
1ом, процесс окнслительно-сульфидизирующего обжига (ОСО) может
бьпъ представлен в виде следующих суммарных реакций:
4 FeAsS + ЗО? = 2Fe?Oi + AsuSc
16 FeAsS +12 FeSz + 45 O2 = 14 FezOj + 4 As-iS-i + 24 SOz-
Достоверность указанных реакций подтверждена термодинамиче-
скими расчетами, комплексом современных методов фнзико-химичс-
ского анализа и кинетическими исследованиями. При этом показана
возможность получения сульфидов мышьяка (AszSj, A&1S4) нз содержа -
mix мышьяк мтшералов и химических соединений практически любого
состава, путем подбора соответствующих условий высокотемператур-
ного сульфидирования исходных материалов.
На примере котюнтрата Бестюбинской обогатительной фабрики
(Казахстан), содержащего 6,7 % мышьяка; 12,3 % серы и 98 г/т золота,
оптимизированы параметры деарсенацин в нейтральной (аргон) и сла-
боокислительной атмосфере, составлено обобщенное уравнение, увязы-
вающее температуру, продолжительность обжига, размер гранул кон-
центрата, скорость подачи газа-носителя. Экспериментально под-
твч?ждена возможность осуществления ОСО копцс1гграта с получением
трех основных продуктов:
сульфидных возгонов (смесь сульфидов мышьяка и элементарной се-
ры). содержащих до 65 % As;
сернистых газов (около 10 % SOz), которые могут быть использова-
ны для производства серной кислоты;
золотосодержащих огарков, пригодных для цна1тровапня
(извлечение золота при цианировании 95 %) или переработки па меде-
плавильных заводах.
Полученные результаты явились основанием для создания опытно-
промышленной установки для обжига концентрата в шахтных печах
(рис.9.3) прин>водитсльиостъю по концентрату 1-1,5 т в сутки, па кото-
рой проведены соответствующие технологические испытания. Достиг-
нутая в процессе испытаний степень деарсенацин концентрата (92-96 %)
и высокое качество получаемых мышьяксодержащих возгонов
(содержание мьппьяка в возгонах 67-68 %) явились основанием для вы-
дачи технологического регламента иа проектирование цеха терми-
ческой отгонки мышьяка из бестюбинскнх концентратов методом ОСО
производительностью 15 тыс.т концентрата в год. В соответствии с
проектом полученные огарки предполагается направлять для дальней-
шей переработки на медеплавильные заводы Казахстана, поскольку
цианирование их связано с высоким расходом NaCN и значительными
эксплуатационными затратами.
279
оВцратмая ЛаЛг
Рнс.9.3. Схема опытно-промышленной установки ОСО:
I - гранулятор; 2 - калорифер: 3 -
- сушильная печь:
4. 11 - вентилятор: ъ шяжзмая печь: о - пылеаая
камера; 7.8 - конденсатор: 9 - скруббер: 10 - бак-
отстоЛнпк. 12 - насос: 13 - тарельчатыП разгрузчик:
14 - манометр; 15 - ктобель
9.4. Термическое вакуумнровашп: мышьяковистых концентратов
Данный процесс, так же, как и предыдущий (ОСО), решает в ка-
честве главной задачи - выведение As из сульфидных руд и концентра-
тов с получением его в наименее токсичных металлической или суль-
фидной формах. Для достижения указанной пели рекомендуется под-
aqjraTb концентраты тч>мической обработке при температуре 650-700
°C в вакууме (избыточное давление паров 20-50 Па). В указанных усло-
виях за относительно KopoiKoe время (20-30 мни) из концентрата отго-
няется 95-98 % ...... Прн последующей конденсации паров полу-
чаются возгоны, которые, в зависимости от соотношения арсенопирит :
пирит в исходных концентратах, содержат от 60 до 90 % As (остальное -
элементарная сера). Остаточное содержание мышьяка в огарках колеб-
лется в пределах 0,2-0,6 %, что значн1слыю ниже, чем прн переработке
аналогичных концентратов методом окислительного или окислитель-
но-сульфиднзнруюшего обжига. Другим преимуществом термического
вакуумирования является гораздо меньшее (по сравнению с окисли-
тельным обжигом - в 50-70 раз) количество выбрасываемых газов.
Вследствие сжатия отходящих газов в пакуум-насосс перед выхлопом их
н атмосферу н дополнительной конденсации паров, выбрасываемые
280
газы содержат допустимое количество мышьяка и не нуждаются в са-
нитарной очистке.
Основным разработчиком технологии термического вакуумирова-
ния мышьяксодержащих золотых, а также полиметаллических рул
(концентратов) является Институт металлургии и обогащения АН
КазССР (ИМИО, г.Алма-Ата). Работы в данном направлении прово-
дятся под руководством Р.А.Исаковой, являющейся автором ряда капи-
альных трудов а области термической диссоциации сульфидов и ваку-
умной пироселекции полиметаллического сырья [314, 375]. Зя последние
20 лет ИМИО выполнен полный комплекс научно-исследовательских и
опытно-конструкторских работ по изучению данного технологического
процесса применительно к мышьяковистым золотосодержащим кон-
центратам ряда месторождений Казахстана и Якутии (Бакырчикское,
Василек веское, НежЛаштм н лр.). Осуществлена разработка техноло-
гии и непрерывно действующей аппаратуры вакуум-термического вы-
вода мышьяка из указанных концентратов, построены полупромыш-
ленная и опытно-промышленная установки гермовакуумнровання,
проведены соответствующие технологические испытания процесса.
Результаты проведенных работ, изложенные в [376-385]. свидетель-
ствуют об определенной перспективности данного технологического
процесса и необходимости продолжения работ в целях приближения
технологии к промышленной реализации. Особое внимание в этом пла-
не должно быть обращено на решение двух главных проблем:
I. Совершенствование аппаратурной схемы процесса (собственно
вакуумирование и улавливание мышьяковых возгонов).
2. Разработка рациональной технологии извлечения золота нз огар-
ков вакуумтермнчсской обработки.
Проведенными в ИМИО исследованиями определены следующие
основные 1рсбивання к аппаратуре термовакумирования: необходи-
мость обработки относительно тонких слоев материала (10-15 мм) или
интенсивное перемешивание его, обеспечивающее хороший тепло- и
массообмен; отсутствие внутри аппаратов вращающихся и трущихся
деталей, которые зарастают конденсатом и по этой причине могут вы-
ходить нз строя; простота н надежность работы в герметических ем
костях; непрерывность и высокая удельная производительность.
Установлено, что в наибольшей степени удовлетворяют этим усло-
виям аппараты вибрационного тэта. Данный принцип заложен в осно-
ву конструкции непрерывно действующей опытно-промышленной гер-
мовакуумпой установки производительностью 10 т концентрата в сут-
ки [377]. Удельная производительность процесса при использовании
вибровакуумной установки составляет 2,5-4 т концентрата ня I м: в
сутки, расход электроэнергии 350 кВт-ч/т концентрата.
281
Обеспыливание технологических газов рекомендовано осуществлять
в двух последовательно расположенных шпелоиях. При общем к.пд.
системы пылеулавливания 97,2-97,6 % в системе конденсации получен
качественный мышьяковый конденсат, содержащий мышьяк в металли-
ческой н сульфидной форме. Прн необходимости конденсат может быть
легко переплавлен в нейтральной среде и разлит в виде стеклообразных
блоков [380, 384]. Уловленная в циклонах безмыптьяковяя пыль (содер-
жащая благородные металлы) объединяются с огарком, поступающим
на дальнейшую переработку с целью извлечения золота.
Наиболее эффективным способом переработки золото- и серебросо-
держащих огарков вакуум термического обжига следует считать плавку
нх с медным коллектором. В [385] приведены результаты плавки таких
огарков совместно с медным концентратом на Cu-штейп. Эксперимен-
ты проводились методами тигельной плавки в ВЧ-псчи и циклонной
плавки. Извлечение золота в штейн при тигельной плавке составило
95,4 %, прн циклонной плавке - 99,3 %. Сквозное извлечение металла по
схеме вакуумирование - циклонная плавка получено на уровне 98 %.
Показано, что во избежание циркуляции мышьяка в процессе необхо-
димо максимально глубокое его удаление из концентратов при вакуу-
мировании. Отмечается также возможность проведения плавки огарков
на железистый штейн с аналогичными показателями извлечения золота.
В ряде случаев возможна и гидрометаллургическая переработка
огарков (в частности, методом цианирования). Однако при этом при-
ходится считаться с возможностью “окклюднрования” золота в огарке
легкоплавкими продуктами термической диссоциации сульфидов и
наличием в них активных химических депрессоров золота (пирротин,
элементарная серя и др.). Наибольшую сложность в данном плане
представляет цианирование продуктов, содержащих сорбционнояктив-
ный углерод. Последний в процессе вакуумирования, в отличие от
окислительного обжига, практически полностью концентрируется в
огарке, что деллет невозможным переработку этих огарков методом
цианирования, без применения кяких-то дополнительных технологиче-
ских операций [382].
9.5. Парооксидировапис
Данный способ [386-388] представляет собой вариант обжига пнрит-
арсекоппр|гговых концентратов, особенностью которого является то,
что обжиг осуществляется в среде водяного пара. Температура обжига
500-800 °C. В указанных условиях пирит разлагается с образованием в
газовой фазе сероводорода. Мышьяк из арсенопирита выделяется в
виде летучих сульфидов. Железо в огарке сохраняется преимущественно
в форме мягпетитл. Лабораторные исследования процесса, проведенные
В Красноярском институте цветных металлов па концентрате слсдую-
282
щсго состава (%): железо 19,6; сера 12,8; мышьяк 5,3, показали, что за
15-30 мин обжига в среде водяного пара при температуре 700 °C сте-
пень отгонки серы из концентрата достигает 90-97 %, мышьяка - 95-97
%. Благодаря такой высокой степени вскрытия золотосодержащих
сульфидов, извлечение золота при последующем цианировании огарков
пароокендировання, как правило, превышает аналогичный показатель
для огарков обычного окислительного обжига.
В этих же исследованиях рассмотрена возможность проведения об-
жига золотосодержащих сульфидов и сульфидных концентратов в па-
ровоздушной среде (пар:воэдух=1:1). Установлено, что получаемые при
этом огаркн планируются несколько хуже. Однако осуществление про-
цесса в данном режиме позволяет избежать образования прн обжиге
токсичного сероводорода. Газообразным продуктом термического раз-
ложения пирита в указанных условиях является элементарная сера.
9.6. Радиационно-термическая обработка
Одним нз возможных методов термохимического вскрытия тонко-
дисперсного золотя в сульфидах является радиационно-термическая
обработка, осуществляемая воздействием на рудный материал интен-
сивного пучка электронов. Принципиальным отличием РТ-обработки
от обычного обжзгга является одновременное воздействие на материал
высокой температуры и радиации. Этот метод характеризуется высо-
кой скоростью нагрева образца, быстрым протеканием процессов мас-
сопереноса и диффузии продуктов реакции. Образование радиолитиче-
ского озона приводит к резкому повышению скорости окисления суль-
фидов н снижает icMiicpaiypy их воспламенении.
Использование мощных пучков электронов в высокотемпературных
технологических процессах стало реальным в результате разработок
Института ядерной физики СО АН СССР по созданию ускорителей
электронов промышленного назначения типа ЭЛ В и ИЛУ.
Исследования по радиационно-термической обработке упорных зо-
лотосодержащих концентратов были начаты в Институте физических
исследований АН Армянской ССР (ИФИ) в конце 70-х годов при тех-
ническом содействии Армнипронветметя. Ня данный способ в 1979 г
получено авторское свидетельство СССР № 864808. В 1983 г. специа-
листами ИФИ (под руководством Р.Г.Аршакуни) и Иргиредмета
(Б.М.Рейнгольд) проведен комплекс экспериментальных исследований
по извлечению золота из концентратов ЗоЛского (Армения) и Дарасуп-
ского месторождений с применением технологии РТ-обработка + циа-
нирование [389].
Химический состав исследованных концентратов представлен в
табл.9.3.
283
Рудный комплекс зодского концентрата состоит а основном нз золо-
тосодержащего пирита. В дарасунском концентрате. наряду с FeS:,
присутствует арсенопирит, с которым также ассоциировано некоторое
количество дисперсного золота.
Таблица 9.3
Химический состав концентратов, подвергнутых РТ-обработке
Компоненты Массовая доля, %
Концентрат Зодского месторождения КонцектратДдрао’мсхого месторождения
Сера 25.5 21.6
Железо 23.3 21,4
Мышьяк 3,9
Кремнезем 27,4 26,3
Глинозем 2,5 15.5
Оксиды Са Mg 4,2 5,4
Медь 0,3 2.0
Свинец 0.4
Цинк 0.4 0.3
Золото, г/т 43,0 30,0
Облучение KOHucHipaToa (а также моиомиперального пирита) про-
водили на ускорителе промышлешгого типа ЭЛ В-2 мощностью 20 кВт с
КПД преобразования электроэнергии в энергию пучка 80 %. Нагрев
осуществляли взаимодействием пучка электронов с образцом со ско-
ростью 12-30 вС/с. Температура измерялась хромель-алюмелевой тер-
мопарой, погруженной в слой материала. Облучение производилось в
воздушной среде и в форкамере (5-102 мм рг.сг.). В опытах использо-
вался режим облучения с быстрым или “взрывным” выходом по опреде-
ленную температуру в течение 20-50 с (рис.9.4), после чего мощность
пучка Р, которая варьировалась в пределах 0.6-2.0 Мрад/с, уменьша-
лась примерно в 3 раза Продукты РТ-обработки изучали методами
химического и рентгеновского фозового анализа. Извлечение золота из
облученных концентратов осуществлялось методом сорбционного ши-
нирования (RIL). С целью улучшения показателей цианирования про-
ведены эксперименты по радиационно-термической обработке кон-
центратов с введением в шихту поваренной соли (10 % от массы кон-
центрата).
Установлено, что при облучении пирита в форвакууме образуется
моносульфнд железа. В воздушной среде пирит окисляется до гематита,
являющейся доминирующей фазой, и маггемита y-FciOj. Присутствие
последнего придаст огарку ма1нгггныс свойства. Образования магнети-
та при этом не зафиксировано. Таким образом, фазовые преобразова-
ния, происходящие при РТ-обработке FeS:. мало отличаются от тех.
которые имеют место при обычном окислительном обжиге.
284
о 40 20 JO w SO SO 70 SO 90.100 120 HO
Piic.9.4.1 Вменение температуры радиационно-термического нагрева
концентратов во времени:
I- облучение в форвакууме. 1 - облучение на апчлуее
В экспериментах с концентратом ЗоОского месторождения (на навес-
ках массой 100-200 г) лучшие результаты цианирования достигнуты на
шихте с NaCI в диапазоне 130-140 Мрад В указанных условиях получе-
но извлечение золота на уровне 90 %, что примерно па 40 % превышает
извлечение при обработке иеоблученного концентрата. Характерно,
что данный эффект достигнут при степени десульфуризации кон-
центрата всего лишь 30-40 %. Прн дальнейшем увеличе1ши дозы облу
чения извлечение золота в цианистом процессе снижалось (до 80 % при
400 Мрад).
При обработке данным способом Оарасунского концентрата (также с
введением в шихту поваренной соли) получены оста тки цианирования с
содержанием Ли 2,5 г/т, при извлечении 93 %, что примерно соответ-
ствует показателям окислительно-хлорируюшего обжига этих же кон-
центратов, приведенным в разделе 9.1.
Таким образом, результаты проведенных экспериментов показы-
вают, что посредством РТ-обработки может быть достигнута примерно
такая же степень вскрытия упорного золота, как и при обычном окис-
лительном обжиге, но прн значительно меньшей продолжительности
процесса. При этом предполагается, что оптимальная доза облучения
285
может быть существенно сннжсня по сравнению с принятой в экспери-
ментальных исследованиях.
Очевидно, что вопрос об использовании РТ-обработки в практиче-
ских целях при переработке упорного золоторудного сырья должен
рассматриваться лишь после проведения крупномасштабных техноло-
гических испытаний.
Интересно отмстить. что возможность вскрытия золотосодержащих суль-
фидных минералов при нагревании их электронным лучом использована в ми-
нералогических исследованиях, связанных с изучением фазовых превращений
золото-железистого арсенопирита в процессе окислительного обжига [390].
Эксперименты проводились на синтезированном арсенопирите, содержащем до
2 % все. “невидимого’ золога, а также на б образцах арсенопирита различных
месторождений с переменным отношением As:S. характеризующихся наличием
тонковкрапленного золота. Анализ образцов проводили с помощью дифракто-
метрических рентгеновских исследований, метода электронной микроскопии,
дифференциального термического анализа, трансмиссионной электронной
микроскопии. Исследования показали, что в процессе термической обработки
(500 °C), при нагревании электронным лучом зерен арсенопирита, содержащих
"невидимое" золото, происходит рекристаллизация арсенопирита в пирротин
(троилит) с высвобождением мышьяка. Золото, будучи нерастворимым в кри-
сталлической решетке FeS. образует тонкие капельки па границе пирротина.
Вследствие такой агрегации тонкие зерна Аи становятся “видимыми" фикси-
руются на энергетических спектрах.
В Московском горном университете проведены исследования [391]
по термохимическому вскрытию упорных золотосодержащих концент-
ратов в микроволновом поле. Исходным материалом для
исследований явился пиритный концентрат, выделенный нз руд Ворон-
цовского месторождения и содержащий 50 г/т Аи 60 г/т Ag. Пробы кон-
центрата обрабатывались в СВЧ-поле в непрерывном режиме воздей-
ствия. Температура концентратов при различных режимах обработки
находилась в пределах от 340 до 660 °C. Выделение золота из продуктов
термообработки производилось методом цианирования. Установлено,
что прокаливание концентрата в СВЧ-поле при температуре 400 °C
обеспечивает извлечение золота при последующем цианировании на
уровне 94 %. По результатам исследований сделано предварительное
заключение об эффективности данного метода. К преимуществам СВЧ-
обряботки отнесены: лучшее вскрытие материала в результате селек-
тивного нагрева, а также возможность гибкого контроля за степенью
обжига путем изменения генерируемой СВЧ-мощности. При этом из-за
объемного характера СВЧ-воздействия обработке могут подвергаться
частицы с диаметром в 20-30 раз большим, чем при обычном обжиге.
286
9.7. Низкотемпературный обжиг серебряных руд
А.К.Кунбазаровым по результатам исследований упорных золото- и
серебро содержащих руд ряда месторождений Средней Азии [392] пред-
ложено классифицировать эти рулы на 2 основные категории:
1. Серебряные и золото-серебряные руды, золото и серебро в кото-
рых (наряду со свободными формами) связаны с полиминеральными
вссоциацнямн типа сложных сульфосолей н блеклых руд.
2. Сульфидно-мьпиьяковые руды, содержащие золото в кристалли-
ческой решетке первичных сульфидов: пирита и арсенопирита.
Для рул й концентратов, относящихся к первой группе, в качестве
подготовительной операции к цианированию автором рекомендован
низкотемпературный обжиг (350-450 °C) прн ограниченном доступе
окислителя. На основе термографических исследований и рентгенов
ского фазового анализа моиомииеральных образцов показано, что в
указанных условиях сульфосоли серебра типа nAgjS-McjSj (Me-Sb, As):
миаргирит, пираргирит, стефанит, прустит; а также ялпаит SAgjS-CujS,
полибазит (Ag,Cu)i«Sb2Sn, пирсеит (Ag.CujieAsiSu и др. претерпевают
полиморфные превращения, протекающие с образованием простых
сульфидов серебра, сурьмы, мышьяка, мели. Последние при наличии
кислорода окисляются до соответствующих оксидов и других химиче-
ских соединений, a AgjS - до AgjSO-i и металлического серебра. Указан-
ные превращения (которые в целом соответствуют и результатам на-
ших исследований, представленных в разделе 8.4) способствуют перехо-
ду серебра из упорной в цианисторастворимую форму (см.рис.2.7). что в
конечном итоге обеспечивает существенное повышение извлечения се-
ребра в гидрометаллургическом цикле.
По данным А.К.Кунбазарова, прн обработке упорных ссрсбросо-
держащнх флотационных концентратов по схеме двухстаднального
цианирования с промежуточной термообработкой извлечение серебря
по сравнению с прямым цианированием повышается па 30-35 %.
Существенным обстоятельством является то, что термохимическое
разложение сульфосолсй серебра может быть осуществлено до начала
диссоцияции и окисления сульфидов железя, в частности - ярсенопирн-
та. Эго позволяет вести процесс без существенного загрязнения окру-
жающей среды токсичными отходами обжига.
К сожалению, недостаточное количество экспериментов технологи-
ческого плана не позволяет однозначно оценить перспективность дан-
ного варианта и определить конкретные объекты его применения в
отечественной золотодобывающей промышленности. Первым шагом к
практическому использованию предложенных рекомендаций может
явиться включение операции пн жотсмпсратурной термообработки а
схему технического (рационального) анализа cq>e6paHi>ix п золото-
серебряных руд для идентификации серебра, приехзетвующего в форме
287
упорных для цианирования сульфидных минералов, в том числе - и
входящих в состав блеклых руд (тетраэдрит, Teiniaimrr).
9.8. Низки 1смпературный обжиг (прокалка) феррозолотых руд
К категории феррозолотых (Бок (г«)) нами отнесены руды, основу
рудного комплекса которых составляют золотосодержащий гетит
FeiOj-HiO или гндрогстит (лимонит) FejOj-HjO-aq.
Известно [393 и др.], что в процессе нагревания происходи! дсгилра-
тизацня оксидов железа (в том числе н лимонита) по схеме
Fe’Oj-HiO —► FcjOj + Н:О.
В результате испарения кристаллизационной влаги структура зерен
минерала становится более благоприятной для последующего циа>пфо-
вания. Благодаря этому извлечение золота при luiamipoBanini прока-
ленной руды существенно возрастает.
Об эффективности данного метода переработки феррозолотых руд
можно судить по результатам работы предприятия Коннемара Голд
Майн (ТО.Родезия) [7], где осуществление предварительной прокалки
рулы позволило повысить общее извлечение золота в цикле unainiposa-
ния с 67 до 86 % (более подробное описание фабрики дано в главе 18).
Возможность использования термических методов подготовки фер-
розолотых руд к цианированию в отечественной практике отмечается в
исследованиях В.Г.Агеенкова [394] п других советских ученых.
Одним из наиболее важных факторов, определяющих показатели
извлечения золота из руд данного типа при обработке их по схеме об-
жиг-циаиирование,является температуря обжига.
В [393] отмечается, что интенсивное разложение гидроксидов железа
происходит уже при нагревании их до температуры 250-300 °C. На
Коннемара Голд Майн прокалка руды перед цианированием осу-
ществляется при 300-400 °C. В то же время В.Г.Агеенков, опираясь на
результаты собственных исследований, рекомендовал осуществлять
кальцинирование <|>еррозолотых руд при температуре порядка 500 °C.
С целью получения более четкого представления о влиянии темпера-
туры на процесс термохимического разложения гидроксилов железа и
выяснения причин получения столь противоречивой информации по
указанному вопросу, нами совместно с В.Н.Смогуновым н
С.И.Храмченко было проведено изучение фазовых превращений этих
соединений при обжиге, с использованием метола высокотемператур-
ной рентгенографии.
Объектом исследований явился гетит Алданского месторождения,
рентгенометрические характеристики которого согласуются с эталон-
ными для a-FeO(OH).
288
Кок показывают рентгенограммы, изображенные па рнс.9.5, процесс
термохимического разложения гетита в воздушной среде начинается
при температуре 200-250 °C. При этом происходит образование безвод-
ного оксида железа a-FcjOj (гематит). Процесс протекает достаточно
энергично. В принятых условиях эксперимента наиболее интенсивные
линии геона (<1/п=4,20; 3,30; 2,45) в продуктах обжига отмечаются
только до t=270 °C. Охлажденный от 515 ®С огарок представляет собой
продукт коричневого цвета, обладающий заметными магнитными
свойствами. Последние объясняются присутствием в огарке некоторого
количества магнетита (d/n=2,54), являющегося побочным продуктом
термического разложения FcjOj-HiO.
Отмечено, ч го дегидратизация гетита и переход его в a-Fe:Oj сопро-
вождается значительным увеличением пористости минеральных зерен.
В данном случае протекает процесс изменения физико-химического
состояния минералов, аналогичный тому, который имеет место при
обжиге сульфидов, например, пирита или арсенопирита (см.разлел 8.2).
Однако в отличие от обжига сульфидных рул и концентратов, образо-
вание пористой структуры огарка в процессе термообработки гетита
происходит прн значительно более низких температурах (300 °C). Оче-
видно, что указанный температурный интервал должен соответство-
вать и оптимальным условиям вскрытия золота, ассоциированного с
гидроксидами железа
В подтверждение вышесказанному на рис. 9.6 и 9.7 показано влияние
температуры н продо.тжшельности обжига на показатели извлечения
золота нз феррозолотых руд Колтыкоиского месторождения (Якутия),
исследованных нами в период 1963-1964 гт. [7, 395].
Основными составляющими руды являются оксиды и гидроксилы железа
(40 %), карбонаты (30 %), различные соединения крсмискислоты: кварц, опал,
хальцедон (15 %). Полный химический состав рулы представлен в табл.9.4.
Золото в основной своей массе связано с окисленными минералами железа.
Содержание Au в этих мцкеряпях составляет 100-120 г/т.
Прн просмотре руды под бинокуляром в ней было обнаружено большое ко-
личество золотин, покрытых красноватыми пленками оксидов и гидроксидов
железа темно-бурыми с черным шинном пленками гидроксидов марганца и
соединений серебра.
Непосредственное планирование руды в относительно жестком режиме
(измельчение в цианистом растворе до -0,15 мм; перемешивание в течение 32 ч:
концентрация NnCN в растворе 2.0 г/л; Ж:Т-1.5;1) позволило получить хвосты
с содержанием золотя 1.6-1,8 г/т. Рациональный анализ показал. что практиче-
ски все золото, теряемое с хвостами, приходится на охристпо часть руды, осно-
ву которой составляют окисленные соединения железа.
289
Рис 9 S Д|ц|>рактогрямм1.1 продукте!) термического рятложеиия тегита
290
Рис.9.6. Влияние температуры прокалки на технологические показатели
процесса цианирования:
I - выход прокаленной руды; 2 - содержание Аи в хвостах цианирования;
3 - концентрация СаО (н MgO) в фильтратах после цианирования
Btuxod прокаленной руды, % К иск.
из8леуение золота,
Рпс.9.7. Влияние продолжительности прокапки ня показатели
цианирования (температура прокалки 300-350 °C):
I - выход прокаленной руды; 2 - содержание Аи а хвостах
291
Таблица 9.4
Химический состав руды Колтыконского месторождения
КоМПОНС1НЫ Массовая доля, % Компоненты Массовая доля. %
SiOj 21,50 ТЮ2 0.23
FeiOj 33,52 Си 0,04
AI2O3 5.42 п.п.п. 19.44
СаО 8.54 Итого: 97.53
MgO 7,96 Аи 30,8 г/г
КзО + Na-O 1.81 *8 48.6 г/г
Установлено, что предварительная прокалка руды позволяет сни-
зить потери золота с хвостами цианирования с 2 до 0,6 г/г, т.е. почти в
3 раза. При этом лучшие показатели цианирования достигаются в слу-
чае обработки руды, прокаленной прн температуре 300-330 °C. Откло-
нения температуры от указанного значения приводят к возрастанию
потерь золота с хвостами. Весьма отрицательное влияние на после-
дующее панирование оказывает высокая температура: 500 °C и выше.
Характерно, что, начиная с 500 °C, отмечается резкое снижение вы-
хода огарка и одновременно с этим - увеличение концентрации щелочи
в цианистых растворах, что, вне всякого сомнения, является следствием
диссоциации карбонатов (главным образом, магнезита MgCOj с темпе-
ратурой диссоциации 400 °C), присутствие которых в руде достоверно
установлено химическим и минералогическим анализом. Это позволяет
высказать предположение о сущсствова1П1и определенной зависимости
между процессом разложения карбонатов н депрессией золота прн про-
каливании и цианировании рулы. Очевидно, что для достижения высо-
ких технологических показателей по извлечению золота методом циа-
нирования необходимо, чтобы термическая обработка руды проводи-
лась в условиях, прн которых процесс диссоциации карбонатов проте-
кает В минимальной степени
Приведенные выше зависимости в значительной степени являются
отражением индивидуальных свойств исследуемой руды (в частности,
наличия в ней легкодиссоцинруюших карбонатов) и, естественно, не
могут автоматически переноситься на другие разновидности феррозо-
лотых руд. Особенно это касается области высоких температур обжига.
В упомянутой выше работе В.Г.Агсснкова рассматривается обрат-
ный случай, когда увеличение температуры обжига ферроэолотой руды
с 300 до 500 °C не только не ухудшает, по, наоборот, улучшает- извлече-
ние золота в цикле цианирования. Исследованный им материал пред-
ставлял собой типичную руду “железной шляпы", содержащую (в %):
SiO- 54,0; А1:Оз 1,3; СаО 1,2; MgO 0,2; Fe 27,4; Pb 0,5; Zn 0,5; S 2,6. Исхо-
дя из приведенного химического состава можно предположить, что
292
одной hi возможных причин технологической упорности руды (наряду
с физической депрессией золота гидроксидами железа) является наличие
в ней золотосодержащих сульфидов, в частности, пирита, расчетное
содержание которого превышает 4 %. Этим, очевидно, и объясняется
наблюдаемый прирост извлечения золота в падрометаллургнческом
цикле (около 10 %) при повышении температуры обжига с 300 до
500 °C.
Таким образом, оба рассмотренных нами примера нс могут быть
противопоставлены друг другу с точки зрения обоснования оптималь-
ного режима термообработки феррозолотых руд. И в том, н в другом
случае процесс вскрытия золота, ассоциированного с гидроксидами
железа, протекает примерно в одном и том же температурном интерва-
ле: 300-400 °C. Указанные значения температуры соответствуют приве-
денным на рис. 9.5 данным рентгеновского исследования и хорошо со-
гласуются с практикой обжига руды на упомянутом выше предприятии
Коннемара Голд Майн.
Вместе с тем, результаты выполненных экспериментов и сопоставле-
ние их с данными других исследователей показывают, что выбор опти-
мальных параметров термообработки феррозолотых рул должен про-
изводиться с обязательным учетом присутствия в этих рудах других
форм упорного золота, а также возможности протекания прн обжиге
всякого рода побочных процессов, могущих повлиять на конечные по-
казатели гидрометаллургического извлечения золота из огарков.
Определенный интерес представляет применение низкотемператур-
ной термической обработки (прокалки) и к мышьяксодсржа-
ш и м рудам скородитового типа, золото в которых связано с гилроар-
сенатами железа (Бокал).
Данный вывод вытекает из рассмотрения рентгенограмм, представ-
ленных на рнс.9.8 и харакзернзующих поведение природного минерала
- скородита при нагреве его в окислительной атмос<|>ере. Рисунок пока-
зывает, что дегцдратнзация скородита начинается при еще более низ-
ких (по сравнению с гетитом) температурах: около 150 °C. При этом
основным продуктом разложения MiiHqiana является нормальный ар-
сенат |рсхвален1но1 о железа FeAsO-i, крнсгаллнчсские свойства ко-
торого усиливаются при повышении температуры прокалки от 150 до
760 °C. Выше 800 °C начинается разложение FeAsOu на анджеллелит
(d/n=3,18), гематит (d/n=2,51) и нерасшифрованную фазу (d/n=3,2), ко-
торые сохраняются в огарке н после охлаждения его до комнатной тем-
пературы.
Можно предположить, что удаление кристаллизационной влаги нз
золотосодержащего скородита (FeAsOj-2 НгО) в процессе его нагрева-
ния должно, по аналогии с FeiOj-HjO, способствовать улучшению
структуры мшгерала и вскрытию ассоциированного с ним золотя.
293
Рпс.9.8. Дпфрактогрпммы продуктов 1срмпческого разложения
скородита
294
9.9. Обжиг марганцовистых серебросодержащих руд
Как уже отмечалось ранее, основной причиной технологической
упорности руд данного типа (Бмод) в цианистом процессе является
тесная ассоциация серебра с плотными зернами пиролюзита MnOj.
Одним из способов переработки данного рода сырья может служить
восстановительный обжиг с последующим цианированием
огарка (процесс Карона). Прн обжиге в восстановительной среде выс-
шие оксиды марганца восстанавливаются до МпО, что приводит к об-
разованию структур, проницаемых для цианистых растворов, и извле-
чение серебра в гидрометаллургическом цикле повышается от 20-60 до
88-96 % (19. 88, 396].
Процесс обжига может быть осуществлен во вращающихся трубча-
тых печах на руде с крупностью кусков 2,5-5 мм. Температура обжига
должна находиться в пределах 500-700 °C. В качестве восстановителя
применяют генераторный газ. Выгружаемый из печи материал после
восстановительного обжига должен переходить в нейтральную атмо-
сферу (во избежание обратной реакции окисления МпО в МпОз в про-
цессе охлаждения огарка), либо непосредственно разгружаться в циа-
нистый раствор. Обжиг контролируется по содержашпо MnOi в огарке.
Прн последующем цианировании перемешивашюм необходим избыток
воздуха.
Практическое применение процесса Карона известно по результатам
работы предприятия Тамбанг Савох [397]. Обрабатываемая руда пред-
ставлена в основном кварцем и содержит 18 % МпОз, 900 г/г Ag и 12 г/г
Au. После дробления се подвергали восстановлению генераторным
газом прн 600 °C. Остаточное количество МлОг составляло 2 %. Из-
мельченную руду планировали с извлечением 87 % серебра н 97 % золо-
та, в то время как без предварительного обжига извлекалось только
25 % серебра. Расход цианида 1,0 кг/т.
Для восстановления МпОз в указанном процессе часто вместо гене-
раторного газа используются коксующиеся угли. Американскими ис-
следователями Эйманом н Табачником установлено, что еще лучшие
результаты, чем при действии генераторного газа н коксующихся углей,
достигаются при использовании в качестве восстановителя целлюлоз-
ных материалов (древесные опилки, щепа, древесный деготь и т.д.).
Предлагаемый процесс обработки заключается в шихтовании марга-
иецсодержащнх продуктов е требуемым количеством целлюлозного
материала в виде древесины и нагреванием шихты без доступа воздуха
прн температуре 500-700 °C. Расход древесины составляет 1-10 % от
массы руды, в зависимости от вида древесины н содержания марганца в
руде. После обжига древесный уголь удаляют нз руды просеиванием, а
восстановленную руду цианируют.
295
Таким способом, в частности, была переработана руда с содержани-
ем 21,4 % Мп и 1950 г/г серебра. Руда измельчалась до -1,65 мм, смеши-
валась с восстановителем (древесные опилки, 10 % от массы руды) и
обжигалась в течение двух часов прн температуре 700 °C. После доиз-
мельчения огарка до -0,15 мм и цианирования его в течение 48 ч (1,0 г/л
NaCN, 0,2 г/л СаО) извлечение серебра составило 81.6 % вместо 21,2 %
после цианирования в обычных условиях (без обжига) [398].
В последние годы опубликован ряд патентов, касающихся процессов
и оборудования для восстановительного обжига марганцевых руд.
По одному из них [399], для восстановления марганца в низшую форму ок-
сидов измельченную марганцевую руду смешивают с угольной пылью (8-38 %
по массе) и водой (5-10 %). Смесь прессуют а виде подушки, помешают на ко-
лосниковую решетку и поджигают сверху. Создавая разрежение под решеткой
проводят восстановление оксидов по всей толщине подушки. Процесс ведут
либо периодически, либо на непрерывно движущейся агломерационной ленте.
Для обеспечения охраны окружающей среды предусмотрен отсос отходящих
газов и зонт, закрывающий горящую смесь от доступа воздуха. Испытания
процесса на пробе руды с исходным содержанием марганца 46,8 % показали,
что восстановление МпОз до МпО в данных условиях завершается за 15 мин и
протекает более полно, чем во вращающихся печах или в печах КС. Из полу-
ченного огарка (после его дробления и охлаждения) марганец практически
нацело выщелачивается 8 %-ным раствором H2SO4.
Согласно патенту [400], марганцевая руда дробится до размера кусков менее
75 мм и во вращающемся горизонтальном или наклонном барабане смешивает-
ся с коксом крупностью до 6 мм. К смеси добавляют воду, которую впрыс-
кивают в барабан через рампу с форсунками. Соотношение: руда - кокс - вода
выдерживается в соответствии с предыдущим патентом. Увлажненная шихта
выгружается из барабана смесителя в бункер, откуда подается дозатором на
цепной горизонтальный конвейер с ящичными решетчатыми поддонами на
каждом звене Над конвейером помешен зонт, верхняя горловина которого
соединена с вертикальной газовой горелкой. Под верхней рабочей ветвью кон-
вейера напротив зонта расположен всасывающий раструб. Он соединен отво-
дящим газовым коробом с циклоном и смонтированным за ним вытяжным
вентилятором. Пламя горелки разогревает поверхность шихты в поддонах до
красного каления. Затем фронт пламени проникает вглубь п постепенно охва-
тывает всю толщину слоя шихты. Далее по ходу движения конвейера поддоны с
раскаленной шихтой подводятся под колпак, который изолирует их от окру-
жающей атмосферы. В эюй зоне конвейера МпОз восстанавливается до МпО
выделяющимся из кокса оксидом углерода - СО. Выходящий из-под колпака
спеченный агломерат сбрасывается из поддонов через газонепроницаемый
желоб в дезинтегратор. Далее измельченная масса подается в барабанный вра-
щающийся охладитель, где гасится струями воды. Последующая обработка
огарка производится по обычной схеме H2SO4 - выщелачивания.
Очевидно, что описанная выше тсхлоло! ия, дополненная операция-
ми гидрометаллургического извлечения серебра (см.раздел 6.6), в прнн-
296
ципе пригодна и для переработки комплексных Мп - Ag руд, серебро в
которых ассоциирует с пиролюзитом.
Другим вариантом термообработки маргацовистых серебросодер-
жащих руд является хлорирующий обжиг с лобавками NaCl,
способствующий переводу МпОг и связанного с iniM серебра в форму
хлоридов. Примером такого рода технологии может служить опыт пе-
реработки руды (4-5 % Мп; 500 г/г Ag; 2,0 г/т Аи) па фабрике Минера
Килдун (Мексика) [401, 402]. При непосредственном luiainqjoeainm ис-
ходной руды извлечение золота составляло 86,0 %, а извлечение серебра
- не более 20 %. Для повышения извлечения металлов из руды были
проведены исследования, показавшие возможность значительного
улучшения результатов цианирования за счет применения предвари-
тельного хлорирующего обжига. По материалам исследований и соот-
ветствующих полупромышленных испытаний построена фабрика, пе-
рерабатывающая марганцовистые золото-серсбряные руды по схеме,
включающей окиелзггельно-хлорирующий обжиг (в трубчатых печах),
цианирование огарка и упаривание обезметаллеш1ых растворов с
целью регенерации NaCl: По данной технологии получено извлечение
серебра 88 % (на 68 % выше, чем прн прямом цианировании) прн неко-
тором повышении извлечения серебра.
Болес подробная характеристика применяемой па фабрике Минера
КилЛун технологии дана в главе 18.
ГЛАВА 10
ПЛАВКА ЗОЛОТО- И СЕРЕБРОСОДЕРЖАЩИХ КОНЦЕНТРАТОВ
В отечественной и зарубежной практике нередки случаи, когда
упорные золото- и серебросодержащис концентраты не псрсрабаты
ваются на месте добычи, а передаются па заводы цветной мсталлургни.
где извлечение благородных металлов осуществляется при плавке со-
вместно с медь-, свинец- и сурьмусодержащими материалами. Золото и
серебро прн этом концентрируются в штейновой или металлической
фазе н выделяются затем в соответствующий товарный продукт на ста
297
дни рафинирования металлов. Тсхнологоя извлечения золота и серебра
из упорных концентратов в данном случае ничем не отличается от ана-
логичной технологии попутной добычи благородных металлов из мед-
ных, свинцовых, сурьмяных н других концентратов (а также полупро-
дуктов) цветных металлов, которая достаточно подробно описана в [18,
403, 404] и других известных литературных источниках. Поэтому автор
счел возможным ограничиться в данном разделе лишь кратким описа-
нием производства золота и серебра из перечисленных выше рудных
материалов с несколько более подробной характеристикой последней
стадии пирометаллургического цикла - рафинирования цветных метал-
лов. Наряду с этим, в разделе приведена необходимая информация о
некоторых научных разработках в области плавки упорного золото-
рудного сырья (например, пиритных и мышьяково-пиритных концент-
ратов), которая не предполагает участия и использования цветных ме-
таллов. К таким вариантам, в частности, могут быть отнесены: плавка
концентратов на железистый штейн и плавка па саморассыпаюшнйся
золотосодержащий шлак. Хотя указанные варианты и не получили
промышленного развития, тем не менее информация о них представ-
ляется полезной для общей оценки возможностей пирометаллурги-
чсской технологии переработки упорных золою- и ссрсбросодсржащих
рул.
В раздел также включены некоторые информационные материалы (в
основном, по разработкам института “Иргиредмет”) по б е с к о л-
лекторной плавке золотосодержащих продуктов непосред-
стветю па металл Доре. Данный вопрос прямо не касается проблемы
упорных рул золота и серебра, однако он представляет определенный
интерес, поскольку многие технологические схемы переработки упор-
ных руд включают операции гравитационного обогащения с целью
выведения присутствующих в этих рудах частиц свободного золота и
тяжелых золотосодержащих минералов. Последующая доводка полу-
чаемых гравиоконпентратов позволяет выделять из них богатые по
содержанию золота “головки", представляющие собой благоприятный
материал для плавки па металлические слитки без использования спе-
циально! о коллекюра.
10.1. Извлечение золота и серебра в евншювом производстве
Технология пирометаллургнческого производства свинца включает
в себя следующие стадии (рис. 10.1):
агломерирующий обжиг концентрата;
восстановительную плавку огарка;
рафинирование чернового металла.
Ai ломсрируюший обжиг обычно проводится па спекательных
(агломерационных) машинах. В процессе агломерации флотационных
298
концентратов происходит окускование материала, смешивание ei о с
флюсами и осуществляется окислительный обжиг с переводом свинца
из сульфида в оксид РЬО. Как правило, золото и серебро в спеке при-
сутствуют в металлическом состоянии, а серебро - также в виде сульфи-
да Ag;S. В процессе восстановительной плавки спека в шахтной печи
происходит восстановление оксида свинца до металла, прн этом об-
разуется жидкий свинец (веркблей) и шлак. Основная масса золота и
серебра при плавке концентрируется в веркблее.
При наличии в спеке сульфидов меди, цинка, мышьяка и сурьмы об-
разуются дополнительные продукты плавки - штейны и шпейзы, кото-
рые являются хорошими растворителями благородных металлов. Обра-
зование штейнов н шпейз при свинцовой плавке нежелательно, так как
в этом случае возникает необходимость дополнительной переработки
этих продуктов с целью донзвлечения золота и серебра, что сопряжено
с излишними потерями металлов и дополнительными затратами. По-
этому при наличии в концентратах меди, сурьмы н мышьяка агломерн
рующий обжнг целесообразно производить до полного удаления серы,
мышьяка и сурьмы в газовую фазу.
Полученный в результате плавки металлический сплав - веркблей
обычно содержит около 96 % свинца н до 0,5 % суммы благородных
металлов. R основном содержание золота и серебря а веркблее зависит
от их содержания в исходном концентрате, нередко их количество
имеет значительную ценность, а иногда даже превышает ценность са-
мого свинца [405].
Выделение золота и серебра из веркблея в товарную продукцию
производится на сталии рафинирования чернового свинца с использо-
ванием операции “обессеребривания".
Перед обессеребриванием свинец освобождается от излишних примесей, в
частности, меди. Металл плавится прн низкой температуре п размешивается.
Присутствующая в нем медь при этом всплывает на поверхность и снимается в
виде так называемого шлнккера. При дальнейшем повышении температуры
расплава из него удаляклся олово, мышьяк, сурьма и другие металлы в виде
оксидов. с некоторым количеством образующегося глста. В присутствии значи-
тельного количества меди основная масса благородных металлов переходит в
шлнккера, и медь не полностью удаляется из веркблея. Для предотвращения
этого медь переводят в сернистое сосдннснне,которое обладает меньшей кол-
лектпруюшей способностью по отношению к серебру (и золоту). Это осу-
ществляется при добавлении в расплавленный металл чистого свинцового
блеска. Происходит обменная реакция, в результате которой медь сульфидиру-
ется н в виде Cu;S всплывает на поверхность, о свинец нз сульфида переходит в
металлическое состояние. Лучшие результаты получаются при добавлении в
расплавленный свинец чистой измельченной серы.
299
Свинцовый концентрат
-1 I г-
Обжиг со спеканием
Запыленные газы
содержащие SO?
Плавка в шахтных печах
J----------------------
Шлак
I
В отвал или на до-
полнительную пе-
реработку для из-
влечения свинца
и цинка
Очистка от пыли
Черновой свинец Газы, сод ер- Пыль
I жащпе SOj I
На рафинирование На произвол-
от Си, As, Sb. Sn, Ag водствоНзбОз
Au, Zn, Bi, Mg, Ca
Товарный
свинец
Отходы
I
На отдельную
переработку
Нис. 10.1. Схема свинцовой восстппоп|ггслы1ой плавки
Обессеребривание веркблея может быть осуществлено по методу
Паттинсона или 11аркеса, а в отдельных случаях' - купеляцией или элек-
тролизом.
При многообразии применяемых на заводах приемов н схем по обес-
серебриванию чернового свинца, вис они по существу сводятся к
двухстадиальному процессу, принципиальная схема которого пред-
ставлена на рнс.10.2.
Для извлечения благородных металлов из чернового свинца, содер-
жащею до 50 |7т золота н 5 кгАт серебра, применяют металлический
цинк.
Использование цинка продиктовано тем. что он образует с золотом и се-
ребром ряд интерметаллических соединений (AuZn. AuZnj. Ag:Zns др.) н
твердых растворов, имеющих относительно высокую по сравнению со свинцом
температуру плавления; меньшую по сравнению с расплавом свинца плотность
н прн этом практически не расширяющихся в расплаве свинца.
При введении металлического цинка в свинцовый расплав указанные соеди-
нения образуют "серебристую пену", которая может быть легко отделена от
расплава н в дальнейшем подвергнута самостоятельной металлургической пе-
реработке.
300
Черновой свинец
Расширение богатой оборотной пены
Рнс.10.2. Принципиальная технологическая схема обессеребривания свинца
Обессеребривание начинают с растворения богато!! оборотной пены
предыдущей операшш в расплаве исходного чернового свит», нахо-
дящегося в рафинированном котле. Пену в виде блоков загружают на
поверхность ванны свинца и прн 530 °C интенсивно перемешивают.
Обычно количество оборотной пены равно 10-12 % массы ванны. Затем
при снижении температуры до 510-480 °C богатую товарную пену,
всплывшую на поверхность, снимают. Прн выходе пены, составляющем
!,5-2 % массы свинца, она содержит 60-110 кг/т серебра, 100-200 г/г
золота, 25-30 % цинка, 60-70 % свинцв. В товарной пенс до 10 % РЬ и Zn
находится в виде оксидов.
В свинце после съема богатой пены должно содержаться нс более
150-300 г/г серебра. На поверхность такого свинца загружается расчет-
ное количество цинка при 480 °C. Затем при интенсивном перемешива-
нии ванны растворяют цинк в свинце. Обычная продолжительность
растворения 40-60 мин. После окончания растворения приступают к
301
съему оборотной пены прн непрерывном охлаждении ванны от 480 до
330 °C.
В зависимости от режимов охлаждения съемы оборотной пены под-
разделяют на 2 группы. Первая - богптпя пена, снятая в интервале тем-
ператур 450-480 °C, и вторая - бедная пена, снятая при 380-330 °C. Бо-
гатые и бедные пены складируют отдельно. Процесс заканчивают
охлаждением ванны до 330-325 °C при содержании серебра в свинце не
более 5 г/г.
Весь цикл обессеребривания проводят в одном ко где. Продолжи-
тельность цикла в котлах вместимостью 260-350 т составляет 18-20 ч.
Расход цинка зависит от исходного содержания серебра, степени
очистки свинца. При содержании Ag 1-2 кг/т обычно расходуется 8-15
кг/т цинка. После обессеребривания в свинце содержится 0,6-0,7 % цин-
ка, что составляет 40-60 % от исходного количества. Остальной цинк
переходит в товарную пену.
Процесс обессеребривания может быть осуществлен н в непрерыв-
ном режиме, с использованием специальных рафинировочных аппара-
тов [404], что позволяет значительно сократить продолжительность
обработки н произвести более глубокую очистку свинца от благо-
родных металлов (содержание серебра в обессеребретюм свинце 0,7-
1,5 г/т).
Пену, получаемую прн периодическом или непрерывном обсссере-
бривпппи свинца, подвергают дистилляции с целью удаления и утили-
зации цинка, полученный остаток (серебристый свинец) купелируют.
Дистилляцию цинка проводят обычно в ретортах прн атмосферном
давлении и температуре 1200 °C. С целью улучшения санитарно-гигие-
нических условий труда на данной операции н исключения "дроссо-
образовпния” в ретортах разработан вакуумный способ обесцинкова-
ния пены, позволяющий за 40 Mini обработки при температуре 600 °C н
вакууме 1 мм рт.ст. достичь остаточных содержаний Zn в серебристой
пенс ниже 0,1 % [406]. Вакуум-днстилляционный способ переработки
серебристого свинца успешно освоен на Чимкентском свинцовом заво-
де (Казахстан). В сплав с суммарным содержанием благородных метал-
лов около 50 % извлечение серебра составляет 97,5 % [407].
Процесс купеляции основан на более высоком (по сравнению с
Аи н Ag) сродстве к кислороду свинца, а также других компонентов
пены: Zn, Cd, As, Sb, Tc, Se, Bi. Купеляцию проводят в отражательной
печи, имеющей небольшую выдвижную ванну - купель, выложенную из
магнезитового кирпича в плоской металлической коробке н нагре-
ваемую пламенем, проходящем над ней от одной стенки к другой.
Операцию осуществляют следующим образом. На поверхность рас-
плавленного металла направляется струя воздуха, который окисляет
свинец (до глета РЬО) н другие примеси. Последние растворяются в
глете, всплывают вместе с ним на поверхность ванны и удаляются воз-
302
душным потоком в купель. Процесс протекает в непрерывном режиме: в
печь загружают чушки серебристого свинца и непрерывно сгоняют
глет. Когда ванна заполняется серебром, загрузку свинца прекращают,
окисляют остаток свинца и серебра. Сплав серебра с золотом (97 % по
сумме благородных металлов) отливают в чушки н направляют на аф-
финаж.
В [408] рассмотрен усовершенствованный способ купеляции сереб-
ристого свинца, в соответствии с которым данный процесс осу-
ществляется не в отражательной, а в шахтной печи со стальным кессо-
нированным кожухом. Максимальное извлечение серебра в металл До-
ре (более 97 -%) достигается при температуре 1050 °C. Способ, прошед-
ший апробацию на опытном заводе Мельбурна (1987 г.), успешно внед-
рен на одном нз заводов Австралии.
Возможны и другие способы переработки серебристой пены.
Так, на заводе Ош-Гомшо (Италия) исследован и внедрен процесс перера-
ботки пены, заключающийся в удалении из нее цинка едким натром, отливке
полученного серебристого свинца в аноды и рафинировании последних в суль-
фамнновом электролите. В результате электролиза получают чистый электро-
литный свинец и анодный шлам, богатый серебром. Считается, что этот про-
цесс является экономически более выгодным, чем описанный рапсе (9].
Саннец может быть обессеребрен и электролитическим путем. “Сырая"
свинцовая чушка используется в качестве анода, а катодом служат листы высо-
кочистого свинца. Электролит представляет собой раствор свинца в кремнеф-
тористоводородной кислоте. Чистый свинец осаждается на катоде, а серебро,
золото и другие примеси переводятся в анодный шлам и осаждаются на дне
ванны. Способ обработки шлама зависит от его состава. Однако простого н
дешевого способа обработки, позволяющего извлечь все ценные металлы, за-
ключающиеся в шламе, пока не найдено.
Наряду си стандартной технологией агломерации и плавки в шахт-
ной печи (доля которой в мировой добыче свинца в 1984 г. составила
90, а 1992 г. - 71 %), интенсивно разрабатываются и внедряются в про-
мышленность новые методы пирометаллургической переработки свин-
цовых концентратов. К их числу относятся: свинцово-цииковая шахт-
ная плавка, КИВЦЕТ и некоторые другие [409], нс требующие предва-
рительной агломерации. Применение этих методов позволяет суще-
ственно сократить токсичные выбросы в атмосферу, более полно ути-
лизировать тепло экзотермических реакций окисления сульфидов н за
счет применения кислородного дутья получать более концентрирован-
ные по SOi отходящие газы.
Тем нс менее, несмотря на указанные выше преимущества прямых
способов плавки, классический двухстаднальный способ (агломерация
+ шахтная плавка) остается пока в мировой практике более предпочти-
тельным.
303
Описанная выше технология извлечения благородных металлов из
свинцовых руд н концентратов является достаточно сложной и энер-
гоемкой. Поэтому использование ее на отдельных, даже крупных золо-
тодобывающих предприятиях представляется мало вероятным.
Однако вполне возможна централизованная переработка упорных золото-
содержащих концентратов путем совместной планки их со свинецсодержащими
полупродуктами. Институтом металлургии Уральского отделения АН СССР и
Казахским политехническим пнеппутом, совместно со специалистами одного
>п предприятий цветной металлурги» СССР, разработан н внедрен процесс а к-
кумулнрующей электроплавки золотойсеребросолержащпх продуктов
(гравитационных концентратов, флюсовых руд, руд малых месторождений). В
качестве аккумулирующих свинецсодержащнх компонентов используются про-
дукты от рафинирования чернового и сурьмянистого свинца (шлнккера, спру-
дина), гранулированные продукты разделки аккумуляторного лома, высоко-
сортные свинцовые концентраты, а также свинцовые полупродукты (глет купе-
лирования, изгарь, паста н др.). Конечным продуктом электроплавки является
черновой свинец, обогащенный благородными металлам», который ' может
быть переработан на месте (по схеме, представленной на piic.10.2) или направ-
лен в качестве товарного продукта на специализированный свинцовый завод
[410].
10.2. Извлечение золотя и серебра в медном производстве
Наиболее распространенным методом металлургического извлече-
ния золота и серебра из медных руд н концентратов является концент-
рационная плавка (рнс.Ю.З), при которой медь выделяется в виде мед-
ного штейна (CuiS + FeS), а бйльшая часть породы переводится в от-
вальный шлак, бедный по содержанию меди. В данном случае медный
штейн действует как коллектор благородных металлов, подобно свинцу
в "свинцовой" плавке. Извлечение меди н благородных металлов в
штейн достигает 96-59,5 %.
Концентрационная плавка может быть осуществлена в обычных от-
ражательных печах (обогреваемых мазутом, природным газом или
угольной пылью), электрических печах, а также в аппаратах, приспо-
собленных для плавки концентратов во взвешенном слое. В последнем
случае процесс плавки совмещается во времени н пространстве с окис-
лительным обжнгом концентрата.
Одним нз главных достижений цветной металлургии ХХ-го века
считается разработка и внедрение процессов автогенной плавки
сульфидного сырья, относящейся к категории энергосберегающих и
экологически “безопасных" пирометаллургнческих технологий. Приме-
нительно к медным рудам и концентратам представляют интерес сле-
дующие варианты автогенной плавки: кислородно-взвешенная плавка
(КВП), плавка в жидкой ванне (ПЖВ), КИВЦЭТ, факельно-барбо-
304
тажная плавка (ФБП). Краткая характеристика указанных методов н
примеры нх практического использования на современном этапе разви-
тия медной промышленности приведены в [411].
серной кислоты
I------------1
Штейн
4
Шлак
♦
Г*""'
Черновая медь Конвертерный шлак
На рафинирование Отдельная
переработка
Рис. 10.3. Общая схема выплавки меди:
............... плавка "сырой" руды,
__________________________ плавка "сырых” концентратов
Получаемый в результате концентрационной плавки медный штейн
подвергается бессемерованию в конвертере.
Через расплавленную массу тонкими струями продувается сильно
сжатый воздух с одновременным добавлением флюса SiOi. Прн этом
происходит быстрое окисление сернистого железа н ошлакование обра-
зующейся FeO кремнекислотой. После окисления и озпламования всего
железа шлак сливается и производится дальнейшая продувка воздуха
через образующийся так называемый “белый матт”. При этом присут-
ствующая в расплаве медь (CuzS) начинает окисляться до CuzO, которая
тотчас реагирует с еще не иэмешпзшейся CuzS, следствием чего является
перевод всей меди из CuzS в металлическое состояние - черновую медь.
Извлечет ie меди и благородных металлов из штейна в черновую
медь с учетом переработки конвертерных шлаков составляет 95-99 %.
305
Черновая медь обычно содержит до 1000 г/т Ag и до 100 г/г Аи. В от-
дельных случаях содержание серебра достигает 2-3 кг/т и больше, со-
держание золота - 200-300 г/т.
Рафинирование черновой меди, как правило, включает в себя 2 по
слсдова тельные стадии. Основной целью первой стадии (огневое или
окислительное рафинирование) является получение нз черновой меди
плотных анодов для последующего электролитического рафинирования
н удаление примесей, присутствие которых в анодах отрицательно
влияет на процесс электролиза (мышьяк, сурьма, свинец, цинк, железо,
олово, марганец, никель и др.).
Огневое рафинирование меди осуществляется в стационарных или
поворотных (типа конвертера) отражательных печах прн подаче в рас-
плав воздуха и соответствующих шлакообряэователей (сода н др.).
Основная масса примесей при этом переходит в* шлак и удаляется из
ванны. После этого производится раскисление (восстановление) той
части меди, которая в процессе огневого рафинирования переходит в
форму СшО. Это необходимо для получения пластичного металла. Рас-
кислителями меди обычно служат древесина н выделяемые нз нее (прн
попадании в расплав) газообразные углеводороды, например. СНз:
4CujO + СНц = СО: + 8 Си + 2 Н1О.
Восстановление Cu’O до остаточных концентраций 0,3-0,5 % дости-
гается относительно легко, его можно ускорить вдуванием в ванну ма-
зута, угольной пыли или природного газа. На некоторых заводах дре-
весина полностью заменена паромазутной смесью, либо природным
газом, иногда конверсированным.
Рафинированную медь, в которой сконцапрнровапа основная масса
Аи и Ag, отливают в анодные плиты для электролиза, которые устана-
вливают в электролитные ванны, заполненные раствором медного ку-
пороса, содержащим свободную серную кислоту. В качестве катодов
используются тонкие медные пластины. При включении ванны в элек-
трическую цепь происходит электрохимическое растворение меди на
анодах и осаждение ее в виде металла высокой чистоты на катодах.
Благородные металлы - золото, серебро, платина и ее спутники как
более электроположительные элементы прн электролизе почти полнос-
тью переходят'в анодный шлам и концентрируются в осадке на дне
ванны. Примерный состав анодных шламов (%): 14,3 Си; 2.4 РЬ; 0,5 Bi;
5,5 Sb; 2,7 As; 35 Ag; 0,6 Au; 5.7 Se и 2.7 Те.
В промышленности прн электролитическом рафинировании мели,
содержащей значительное количество благородных металлов, рекомен-
дуется проводить электролиз прн концентрации меди в растворе 20-
30 г/л и температуре не выше 40-45 °C, поддерживать высокую плот-
ность тока, обеспечивающую получение плотного высокого качества
осадка, и осуществлять циркуляцию электролита вводом его сверху и
отводом снизу.
306
Шлам, выгруженный из ванны, отделяется от медного скрапа. Мел-
кая фракция, содержащая 10-20 % меди, обрабатывается серной кисло-
той прн температуре 70-80 °C и продувается воздухом. Отфильтрован-
ный и промытый осадок сушится и, если в нем присутствует селен, под-
вергается обжигу. Затем осадок плавится и поступает на аффинажный
завод для последующей переработки.
Серебро из анодного шлама после электролиза мели может быть извлечено
и прямым цнанированем. Исходный шлам подвергается многократной водной
отмывке для удаления сульфата меди (которая делает невозможным процесс
цианирования) н затем цнанируется. Концентрация NaCN в растворах в тече-
ние 20 ч перемешивания поддерживается на уровне 1.5-2.0 г/л: затем она повы-
шается до 3-4 г/л. Это позволяет снизить до минимума отрицательное влияние
на процесс цианирования присутствующих в шламе поглотителей NaCN (Zn;
Sb: As: Си металлическая и др.). Благородные металлы нз цианистого раствора
цементируются цинком в присутствии ацетата свинца [412].
Для золотосодержащих материалов, не содержащих меди или содер-
жащих ее в недостаточных количествах, возможно осуществление а к-
кумулнрующей плавки иа медный штейн с добавкой в шихту
медного скрапа или другого аналогичного коллектора. Получаемый
при этом штейн, обогащенный благородными металлами, может быть
направлен для дальнейшей металлургической переработки на специа-
лизированный медный завод. Такая технология, в частности, реализо-
вана на заводе Сальсит (Франция) при извлечении золота и серебра нз
местных и привозных мышьяково-пиритных концентратов [413]. Более
подробная характеристика данного предприятьня представлена в главе
17.
В 1958 г. В.Г.Агеенковым с сотрудниками [414] впервые высказана и экспе-
риментально обоснована идея создания в России централизованного производ-
ства по переработке медных золотосодержащих концентратов ЛебедшюО. Дяра-
сукскоЛ. Артемовское фабрик с применением технологии: окислительный об-
жиг н плавка огарка с CaCOi и SiOj на черновую медь и отвальный шлак сле-
дующего состава (%): SiOj 48; FeO 20; СаО 22. В качестве кварцевого флюса
предлагалось использовать богатую руду Тасеевского месторождения. Опти-
мальный состав шихты соответствует соотношению концентрат : флюсовая
руда =1:1. Для обжига концентратов рекомендояапо использовать печь КС. а
для плавки - электропечи с вертикальными электродами. Кварцевая флюсовая
руда н известняк измельчаются до крупности минус 3-5 мм.
Пл результатам проведенных экспериментов извлечение золота в штейн со-
ставило 98-99 %, при содержании металла в шлаке менее I г/г
Предложения по централизованной переработке упорных золотосодержа-
щих концен1ра1ив с использованием метода коллектирующей плавки получили
дальнейшее развитие в [415. 416] и других отечественных публикациях. Однако
до практической реализации они так и не были доведены.
307
103. Извлечение золота н серебра в цинковом производстве
Основной метод извлечения благородных металлов - плавка при-
меняется н к полупродуктам цинкового производства [403].
Переработка цинковых концентратов производится в основном по
двум схемам. Первая схема включает окислительный обжиг концентра-
та в печах кипящего слоя (для перевода цинка в окисленное состояние)
н затем - восстановительно-дистилляционный обжиг получаемого огар-
ка прн температуре 1100 °C. В процессе восстановительно-дистилля-
ционного обжига цинк испаряется и затем конденсируется в специаль-
ных холодильниках в виде жидкого металла. Вторая схема (гидро-
металлургическая) включает выщелачивание цинка нз обожженных
концентратов 10 %-ной серной кислотой с последующим электролити-
ческим выделением металла из растворов. Благородные металлы
(золото, серебро), присутствующие в исходных шппсовых концентратах,
в зависимости от принятого метода извлечения цинка, концентрируют-
ся либо в твердом остатке дистилляционного обжига (раймовке), либо в
кеках сернокислотного выщелачивания. Оба продукта содержат также
значительное количество цмоса, свинца, меди и железа, а раймовка,
кроме того, содержит до 20 % углерода, используемого при дистилля-
ционном обжиге в качестве восстапов>гтеля.
Для доизвлечения из этих продуктов цинка и основного количества
свинца производят дополнительный возгоночный обжиг материала
(1200 °C) во вращающихся трубчатых печах с добавлением в шихту в
качестве флюсов известняка н коксика (вельц - процесс). Обогащенные
цинком возгоны улавливают в электрических н мешочных фильтрах.
Выгружаемый нз печей твердый остаток - клинкер плавят в шахтных
печах на черновой свинец н медно-свинцовый штейн, коллектирующне
в себе золото н серебро. Последующая переработка указанных продук-
тов осуществляется обычными методами.
В течение последних 10 лет осуществлена разработка ряда новых
технологических вариантов извлечения серебра из кеков сернокислот-
ного выщелачивания цинковых огарков.
Установлено [417]. что основная масса серебра в кеках присутствует в виде
сульфидов, содержащих медь. цинк, свинец, железо, серебро другие металлы.
В этой связи изучалась возможность извлечения серебра из цинковых кеков
методом прямого флотационного обогащения [418]. Эксперименты проводи-
лись на опытной установке с тщательно конзролируемымп параметрами серно-
кислотного выщелачивания. Результаты испытаний показали, что при перера-
ботке цинковых огарков с повышенным содержанием серебра выщелачивание
целесообразно проводить в слабокпслой среде (pH=3.8), способствующей обра-
зованию корочек Ag;S или (Ag, Cu)jS на зернах нсдообожженною сфалерита,
выпадающих в осадок, и позволяющей избежать гидролитического осаждения
железа, которое депрссспрует флотацию серебра. Флотация серебра из осадка
308
может осуществляться с использованием традиционных собирателей. Процесс
протекает достаточно медленно. Серия экспериментов в замкнутом цикле пока-
зала возможность получения таким способом ссрсбросодсржащсго флотацпои
него концентрата при извлечении н него до 85 % серебра. Концентрат рекомен-
довано перерабатывать на свинцовом заводе пли методом автоклавного выще-
лачивания.
Прн наличии в цинковых кеках, наряду с сульфидами, окисленных форм се-
ребра представляется целесообразным применение комбинированных схем,
сочетающих флотацию с предварительной гидрометаллургической переработ-
кой кеков с применением соответствующих раствор1гтсле11 серебра.
Такая технология, в частности, рекомендована в [419] для извлечения се-
ребра нз кеков сернокислотного производства цинка, содержащих 20 % Zn.
21 % Fe, 3.1 % Pb, 1.9 % Си и 220 г/т Ag. Выщелачивание серебра пронзвод1гтся
растворами тиосульфата натрия и сульфата аммония (1:1). Осаждение серебра
нз отфильтрованных растворов осуществляется цинковой пылью Нераствори-
мое серебро доизвлекают флотацией после предварительного кондиционирова-
ния пульпы с бутиловым ксаитогенатом (370 г/т), машинным маслом (300 г/т) и
вспенивателем (100 г/т). Общее извлечение серебра по данной схеме составило
93,8 %. Один из вариантов комбинированной флотационно-гидрометаллурги-
ческой технолоп..звлеченпя серебра представлен в [420]. Технология включа-
ет кондиционирование цинкового кека (Ag 200 г/т) при температуре 100 *С и
Ж:Т= 1.2:1 раствором NaCl в присутствии металлического алюминия. В процес-
се кондиционирования происходит одновременное извлечение серебра, свинца
и меди из кека в раствор и их осаждение (цементация) на алюминии. Образую-
щаяся металлическая фаза флотируется обычными сульфидгнлрильными соби-
рателями, например, бутиловым кстиио1снатом. В результате флотации полу-
чают концентрат с содержанием серебра 2600 г/г при извлечении Ag 70 %.
В [421] представлены результаты исследований по гндрометаллурги
ческому извлечению меди, цинка, я тякже серебра нз клинкера
цинковых заводов. Схема включает 2 последовательных технологиче-
ских передела: 1. Химическое (сернокислотное) выщелачивание легко-
растворимых форм указанных выше металлов; 2. Бактериально-
химическое выщелачивание упорных соедзтеннй Си, Zn, Ag. Лучшие
результаты БВ достигнуты в агитационном режиме при добавлении 10
% биомассы. Общее извлечение металлов в гидрометаллургическом
шасле составило: Ag 50-60 %, Си 95 %, Zn 81 %.
Заслуживает внимания процесс гидрометаллургического извлечения
серебра из цинково-пиритных концентратов, получаемых прн перера-
ботке полиметаллических Pb-Zn руд месторождений Болгарин. Серебро
в этих рудах является попутным ценным компонентом н представлено
как собственными минералами, так и сложными Ag-Bi-Sb - соединения-
ми, связанными в основном с галенитом. Установлено [422], что наибо-
лее подходящим метолом извлечения серебра из коллективного цинко-
во-пиритного конценграта является тнокарбамидлос выщелачивание в
кислой среде (Fc:(SOj)3 + H?SOi). В оптималь..... условиях выщелачи-
вания из 1 т концентрата извлечено 60 г серебра. Дальнейшая перера-
309
ботка остатков ТКВ может бып» осуществлена по обычным техноло-
гиям. принятым в свипцово-цииковой промышленности.
10.4. Извлечение золота и серебра в сурьмяном производстве
Поступающие иа металлургическую переработку сурьмяные руды и
концентраты, в зависимости от содержания основного компонента,
могут быть условно подразделены на 3 категории [18]: бедные (с 1-25 %
Sb); средние (с 25-40 % Sb) и богатые (с 40-65 % Sb). Извлечение сурьмы
из указанных руд и концентратов может бьпъ осуществлено как гидро-
так и пиромсталлургнчсским методом. Краткая информация о приме-
няемых в сурьмяной промышленности пиромсталлургичсскнх процессах
представлена в табл. 10.1.
Присутствующие в сурьмяных рудах н концентратах благородные
металлы при плавке переходят в черновую сурьму, из которой они за-
тем извлекаются в процессе огневого рафинирования.
До тех пор, пока в сурьмяной промышленности не был разработан
процесс получения электролитной сурьмы из щелочных растворов, по-
давляющее большинство сурьмяных концентратов обрабатывалось
методом осадительной плавки с железом. Данный метол пользуется
наибольшим распространением и в настоящее время. Он основан иа
взаимодействии сульфидов сурьмы с металлическим железом при тем-
пературе 1200-1300 °C по реакции, приведенной в табл.10.1. При нали-
чии окисленных форм сурьмы плавка ведется с добавкой восстановите-
ля - угля. При этом оксиды сурьмы восстанавливаются до металла. Об-
разующийся штейн и богатые шлаки (более 2 % сурьмы) используются
в обороте. Черновой металл с содержанием 6-15 % Fe, концентрирую
щий основную массу золота и серебра, поступает на рафинирование.
Извлечение сурьмы из концентратов при плавке составляет 80-85 %, а с
учетом переработки оборотных продуктов 84-88 %. Осадительная плав-
ка является относительно дорогим процессом и применяется для обра-
ботки богатых руд н концентратов. Извлечение сурьмы из рядовых
флотационных кошкнтратов осуществляется, как правило, по схеме,
включающей окислительный обжиг концентратов с последующей вос-
становительной плавкой полученных огарков.
D патенте [423] рассмотрен ......рованный способ окнслнтелыю-
восстановнтельной плавки сурьмяных концентратов. Шихта, содержащая кон-
центрат. флюсы и углеродистый восстановитель. загружается на поверхность
шлаковой ванны, а которую подается кислородсодержащее дутье. Количество
кислорода в дутье составляв 0.8-1.1 от теоретически необходимого для окисле-
ния компонентов углеродистого топлива до диоксида углерода, а сульфида
сурьмы - до SO: и SbOa. Плавку ведут с переводом 6-20 мас.% сурьмы в черно-
вой металл (концентрирующий благородные металлы). Остальная сурьма улав-
310
лмвастся в виде возгонов, которые направляют на восстановительную плавку с
получением металлической сурьмы, не содержащей золота и серебра. Обедне-
ние шлаков первой плавки проводят после плавления с добавкой углеродистого
топлива. Шлаки от плавки сурьмяных возгонов обедняют с добавкой металли-
ческого железа (3-15 мас.% от шлака): железо-сурьмяный сплав возвращают* на
плавку.
Таблица 10.1
Основные способы пиромегаллургнческой переработки сурьмяного сырья
Виды сырья Возможный процесс переработки Основные химические реакции
Окисленные и сульфидно- Дистилляци- (SbXbb-csbiOik
окисленные руды, содержащие 1-25 % Sb; комплексные руды, содержащие тяжелые и благо- родные металлы; хвосты обо- гащения н кекн от выщелачива- ния онныП обжнг (Sb,SO™=(Sb?S,)r
Сульфидные и сульфидно- Окислитель- 2Sb2S3+9O2=2SbzO3+6SO2
окисленные руды н концентра- ты. содержащие 25-40 % Sb; ный обжиг гзьюз+Оз-гзьзО*
Сульфидные н сульфидно- Осадительная SbjSj+3Fe=2Sb+3FeS
окисленные руды и концентра- и осадительно- Sb:On+nC(CO)=
ты, 25-65 % Sb восстаиоои- тельная плавка 2Sb+nCO(COz)
Окисленные руды с содержани- Восстанови- Sb?On+nC(CO)=
ем Sb 25-65 %; продукты окис- лительного обжига: возгоны дистилляционного обжига; пыли сурьмяного производства (технический трпоксид сурьмы) тельная плавка 2Sb+nCO(COi)
Сульфидные и сульфидно- Окнсл1гтельно- 2Sb2S3+9O’= 2SbjOj+6SOi
окисленныс руды с содержани- ем сурьмы 25-40 % рсакционная плавка SbiSs+2SbiO3-6Sb+3SOi
Сульфидные и сульфидно- Содовая реак- SbiS3+3NajO+3C(CO)=
окисленные руды и концентра- ты. содержащие 40-65 % Sb ционная плав- ка 2Sb+3NaJS+3CO(CQi)
Независимо от принятого способа плавки дальнейшая гсхмолошя
рафинирования черновой сурьмы, содержащей благородшле металлы,
осуществляется в 3 стадии. Первая стадия включает очистку сурьмы от
железа. Для этого в расплав вводят дополнительное количество флюсов
(кварцевый песок, кальцинированную соду и сульфат натрия) При
311
этом происходит ошлакование железа, и содержание его в сурьме сни-
жается с 8-10 до 0,2-0,3 %. Во второй стадии огневого рафинирования
сурьмы производится удаление мышьяка. Это достигается с помощью
каустической соды, которая связывает мышьяк в арсенат натрия, пере-
ходящий в шлак.
Очищенная от железа и мышьяка сурьма подвергается конвертиро-
ванию (третья стадия рафинирования) при температуре около 900 °C, в
процессе которого основное количество сурьмы окисляется до летучего
триоксида и удаляется из расплава. По мере улетучивания сурьмы кон-
центрация остальных компонентов сплвва (золото, серебро, медь, сви-
нец) соответственно возрастает. При получении достаточно богатого
по содержанию благородных металлов продукта последний переплав-
ляют и передают на аффинажные заводы.
Примером использования указанной технологии может служить за-
вод Иеллоу Пайн (США), описание которого дано в главе 20.
Необходимо отметить, что процесс пироселекции золота и сурьмы
на стадии огневого рафинирования черновой сурьмы протекает доста-
точно медленно. Поэтому золотосодержащие остатки рафинирования
содержат, как правило, значительное количество неотосланной сурьмы
(содержание сурьмы в огарках до 60-70 %) и других металлов-примесей,
последующее отделение которых от золота н серебра связано с опреде-
ленными трудностями. В этой связи, при относительно высоких содер-
жаниях благородных металлов в исходных сурьмяных рудах и кои-
ценгратах переработку их рекомендуется проводить по схемам, вклю-
чающим дистилляционный обжиг с отгонкой сурьмы в газовую фазу.
Данный процесс может быть интенсифицирован и проведен при более
низких температурах (600 °C) за счет применения технологии вакууми-
рования при степени разряжения около 660 Па [424]. Получаемые в ре-
зультате дистилляции сурьмяные возгоны могут быть переработаны на
технический оксид сурьмы SbjOj, либо подвергнуты восстановительной
плавке на черновой металл. При вакуумной возгонке возможен также
вариант восстановления SbjOj в парах с последующей конденсацией
сурьмы в металлическом состоянии. Для извлечения золота и серебра из
огарков дистилляционного обжига целесообразно использовать гидро-
металлургические методы, например, цианирование после предвари-
тельной обработки огарков горячими щелочными (NaOH) растворами.
Так, на одном из предприятий Японии обожженный остаток, содержащий
(%): 0,31 Sb: 1,1 Си; 9.48 Fe: 1.8 С: 1.52 S: 87 г/г Аи и 3198 г/г Ag. обрабатывался
перед цианированием 8-10 %-нымн растворами NaOH при температуре R0-
100 "С в течение 6-8 ч. Цианирование проводилось при концентрации K.CN 2,5-
10 г/л с добавлением а раствор извести (1 % от массы огарка) и уксуснокислого
свинца. Отношение Ж:Т в пульпе варьировалось от 6 до 15. Извлечение золота
в раствор при этом составило 96 %, серебра - 88 %.
112
Как уже отмечалось нами ранее (раздел 8.2), процесс обжига сурьмя-
ных руд и концентратов осложняется плавлением сульфида, триоксида
и других химических соединений сурьмы, что может вызвать оплавле-
ние (спекание) огарка и окклюднрование присутствующих в нем благо-
родных металлов. Кроме того, это может служить причиной недоиэвле-
чсния сурьмы в газовую фазу - возгоны. Поэтому дистилляционный
обжиг стараются вести в строго определенном температурном режиме
(700-800 °C при содержании Sb в исходном сырье 10-25 % и 1100 "С -
при содержании сурьмы 1-5 %) и в слабо-восстановительной атмосфере
(2-5 % СО), во избежание образования нелетучих соединений сурьмы, в
частности, SbjCh. Чрезмерный избыток СО в газах нежелателен, т.к.
может привести к восстановлению сурьмы до металла и снижению сте-
пени ее отгонки. Процесс рбжига может быть осуществлен в печах раз-
ной конструкции: шахтных, вращающихся (трубчатых), печах КС и др.
Своеобразный процесс обжига золотосодержащих сурьмяных концентратов
осуществлен на заводе в Хиаго (Япония). Обжиг производится во взвешенном
COCIVMHIIU. В обжиговую печь шахтного типа поступает флотопена с располо-
женной я непосредственной близости обогатительной фабрики. Температура в
печн 1000-1200 *С. Степень .отгонки сурьмы составляет 87-90 %, расход кокса -
40 % от массы концентрата. Огарок перерабатывают с целью извлечения золо-
та н серебра [18].
В связи с присутствием в огарках дистилляционного обжига остат-
ков сурьмы и оплавленных минеральных агрегатов, цианирование этих
огарков, даже с предварительной щелочной обработкой, не всегда
обеспечивает постижение удовлетворительных технологических пока-
зателей. Поэтому ведется разработка и других (ненианистых) способов
извлечения золота и серебра. Интересен в этом отношении опыт пере-
работки золото-сурьмяного концентрата на заводе Консолидейпид
Мэрчисон (ЮАР) (см. главу 20).
Концагграт (50-60 % Sb: 15-30 г/г Au; 0,2 % As) подвергается окис-
лительному дистилляционному обжигу во вращающихся печах при
температуре 650-950 °C. Огарок доизмсльчается и флотируется. Золото
нз концен1рвта извлекается хлорным выщелачиванием. Достаточно
перспективным, па наш взгляд, представляется н вариант тнокарба-
мидного выщелачивания Au и Ag из сурьмянистых огарков в сернокис-
лой среде.
Одним из возможных вариантов пирометаллургической переработ-
ки сурьмяного сырья, при наличии в нем благородных металлов, яв-
ляется плавка иа штейн.
На заводе Бункер-Хияя (США) концентраты, содержавшие сурьму в форме
С1раэдр1гга. шихтовали с сульфатом натрия, содой и большим количеством
угля и проплавляли в трехэлектродной электропечи при температуре 1260 *С.
Сульфат натрия в этих условиях восстанавливается до сульфида, а последний
313
растворяет соединения сурьмы (а также медь и благородные металлы) с обра-
зованием штейповой фазы. Затем охлажденный штейн измельчали до круп-
ности минус 0,2 мм, выщелачивали сернистым натрием и из раствора электро-
литически осаждали сурьму. Кеки использовали для извлечения меди благо-
родных металлов.
В Австралийском патенте [425] описан двухстадиальный процесс пе-
реработки сурьмяных руд и концентратов. На 1-й стадии проводят
плавку руды в печи, позволяющей осуществлять подачу горючего и
кислородсодержащего газа непосредственно в расплав, например, через
погружал iyro или донную фурму. В качестве топлива могут быть ис-
пользованы нефть, уголь или природный газ. Отходящие газы пропус-
кают через конденсатор, где осаждается сурьма а виде SbiOi. На 2-й
стадии осуществляют коллектироваине других ценных компонентов -
Аи и Ag. В качестве коллектора рекомендовано использовать медь,
медный или Fc-S штейн.
Оригинальный способ металлургической переработки золото-сурьмяных
концентратов (20-39 % Sb; 17--23 % S; 9-16 % Ге; 0,5-1 % As, 0.1 % Си; 0,2 % РЬ;
70-90 г/г Аи) разработан в КНР. Способ включает шахтную плавку брикетиро-
ванного материала с отгонкой оксида и сульфида сурьмы. При этом получают
Au-Sb сплав (в который извлекается до 90 % золота), сурьмяные возгоны и
шлак. Возгоны, содержащие 77-79 % Sb; 0,15-0.2 % РЬ и 2-4 г/г Аи, спекают и
плавят в слитки. При дальнейшей переработке из них извлекают 90 % золота и
80 % сурьмы. Золото-сурьмяный сплав подвергают электролизу. Из шлама
электролиза извлекают 99 % золота в сплав, содержащий 94 % Аи [426].
10.5. Плавка золотосодержащих концентратов на железный штейн
Данный способ основан ня способности железного штейна (по ана-
логии с медным штейном) коллектироватъ золото и серебро при плавке
руд и концентратов с соответствующими флюсующими добавками.
Для пиритных золотосодержащих концентратов, получаемых в про-
цессе обогащения руд цветных и черных металлов и содержащих 30-
50 % Fe; 30-50 % S; до I % суммы цветных металлов; 2-3 г/т золота; 5-
25 г/т серебря, экспериментально обоснована н рекомендована к прак-
тическому использованию [427] технология, основу которой составляет
автогенная плавка концентратов в агрегатах с верхним кислородным
дутьем. Плавка ведется с-получением известковых шлаков и штейна,
аккумулирующего цветные н благородные металлы.
В качестве флюсов при плавке может быть использован фосфогнпс в
количестве до 50-60 % от массы концентрата. Извлечение серы в газы
из концентрата составляет 90 %, из фосфогипса - 95 %; содержание сер-
нистого ангидрида в отходящих газах 40-60 % (объемных). Такие высо-
ко концентрированные cq>H>icTbic газы пригодны для переработки ПО
J14
известной технологии на серную кислоту, жидкий SOj или элементар-
ную серу.
Получаемые при плавке известковистые шлаки, после соответ-
ствующей доводки, могут быть использованы в качестве связующих
при производстве стройматериалов, переработаны на высококаче-
ственный цемент или использованы как железосодержащий флюс в
доменном производстве.
Штейны целесообразно подвергать переработке методом сократи-
тельной плавки с получением медных промпродуктов (0,12 % Си), при-
годных для переработки в общей шихте медеплавильных заводов. Весь-
ма перспективным представляется применение к ним и гидрометаллур-
гической технологии, например, сернокислотного выщелачивания, по-
зволяющего перевести основную массу железа в раствор, серу - в газы (в
виде сероводорода), а медь, никель, благородные металлы сконцентри-
ровать в нерастворимом остатке.
Сернокислотное выщелачивание штейнов при температуре до 100 °C
в условиях повышенного парциального давления сероводорода обеспе-
чивает получение растворов железного купороса с весьма низким со-
держанием примесей цветных металлов, который может служить осно-
вой для производства пигментов, ферритов, аккумуляторного железа,
железных порошков, а также сырьем для получения металлического
железа. Другим вариантом переработки растворов железного купороса
может явиться кристаллизация сульфата железа (II) с последующей
переработкой его в оксиды железа высокого качества.
Сероводород, выделяющийся прн кислотном разложении штейна,
может быть использован для производства элементарной серы или сер-
ной кислоты.
Нерастворимый остаток от выщелачивания штейнов, выход которо-
го составляет от 10 до 25 % от массы исходного материала, представля-
ет собой высококачественный концентрат цветных (медь, никель, ко-
бальт) и благородных металлов. Степень обогащения его по меди и
благородным металлам достигает 80-200 раз по сравнению с исходным
пиритным концентратом. Переработка такого материала с извлечением
цветных металлов, золота и серебра в соответствующие товарные про-
дукты, по мнению разработчиков технолог»™, не представляет трудно-
стей и может быть осуществлена как пир о металлургическим. так и гид-
рометаллургическим способом.
Таким образом, рассматриваемая технология в целом характеризу-
ется высокой комплексностью использования сырья, представляя собой
один нз вариантов безотходною промышленного производства.
В принципе, она применима и к концентратам эолотодобвающей
промышленности, которые отличаются от пиритных концентратов
предприятий черной и цветной металлург»™ более высоким, как прави-
ло, содержанием благородных металлов, меньшим солержанием (иногда
315
полным отсутствием) мели и других цветных металлов, я также наличи-
ем мышьяка, сопутствующего золоту в большинстве сульфидных руд и
концентратов. Это накладывает определенный отпечаток иа условия
поведения “штейновой" плавки и качество получаемых при этом ме-
таллургических продуктов.
В работе [428] показано, что плавка на железистый штейн мышьяк-
содержащего золотого копце1гтрата, прсдвар>гтслыю обожженного до
остаточного содержания серы 10,7 %, позволяет сконцентрировать до
95 % золота в небольшом (15 % от исходного концентрата) объеме
штейна, содержащего 180-200 г/т золота. Оптимальная температура
плавки 1400 °C. Достаточно интересны результаты исследований и
полупромышленных испытаний по плавке на железистый штейн золо-
тосодержащего концентрата одного из месторождений Армении,
имеющего следующий химический состав (%): Fe - 20,0; S - 30,7; As -
0,85; Си - 0,54; Ni - 0,57; SiOj - 18,9; AhOj - 11,1; СаО + MgO 10,2; Au -
16,2 г/т; Ag - 22,8 г/т [429]. Плавку проводили на шихте, состоящей из
91 % концентрата и 9 % известняка (содержащего 51 % СаО), в трсх-
фаэной электродуговой печи типа ДС-0,5 мощностью 400 кВт. Вмести-
мость ванны 700-800 кг шлако-штейнового расплава. Температуру в
печи поддерживали па уровне 1600-1700 °C. Очистку газов осуществля-
ли в системе пылеулавливания, состоящей из циклопа ЦН-15, кристал-
лизатора (пылевой камеры) высотой 1000 н диаметром 500 мм и двух-
секционного рукавного фильтра. В результате плавки получен железис-
тый штейн (выход 30,7 %) следующего состава (%): 60,8 Fe; 31,6 S; 0,13
As; 1,2 Си; 1,55 Ni; 46,3 г/т Аи и 53,7 г/т Ag. С учетом возврата пылей
гозоходп и циклона в процесс извлечение металлов в штейн составило,
%: 97,8 Au; 80,2 Ag; 76,4 Си; 92,5 Ni. Отмечено, что в результате терми-
ческого разложения минералов происходит достаточно полная отгонка
мышьяка, преимущественно в металлическом состоянии.
По некоторым источникам информации [430, 431], эффективным
способом переработки пиритных и мышьяково-пиритных золотосодер-
жащих KoiiiieirrpaToB па железный нгтейн является плавка в жидкой
ванне. Данный процесс, разработанный в России под руководством
проф. А.В.Ванюкова, основан на том, что порошковая сульфидная
шихта вводится в шлаковый расплав при температуре 1200-1500 °C.
Сульфидные частицы плавятся в шлаке без контакта с газовой фазой,
образуя капельки штейна, оседающие на дно печи. Благодаря большой
поверхности контакта между рудными частицами и шлаковым распла-
вом все процессы протекают быстро и полно. При этом до 80 % As, Pb,
Sb удаляются в пылегазовую фазу, благодаря чему получается штейн с
минимальным содержанием указа1шых компонентов. Кроме того, при
ПЖВ имеется возможность использовать в качестве топлива низкока-
лорийные, высокозольные, высокосернистые и другие дешевые сорта
угля. По результатам проведенных технико-экономических расчетов
316
применение процесса Ванюкова для пнрит-арсепопнрптовых золотых
концентратов целесообразно при содержании сульфидной серы в кон-
центрате более 15-20 %. При более низком содержании серы предпочти-
телен процесс электроплавки.
В работе [432] показано, что переработка упорных золото-мышьяко-
вистых концентратов (Аи 150-200 г/т; As 13-14 %) на железистый штейн
можег быть осуществлена в двух вариантах:
I. Окислительный обжиг концентрата до содержания мышьяка , в
огарке 0,1-0,6 %; плавка огарка на богатый штейн (Аи 1,4-16.7 кг/т)
при условном коэффициенте кислотности шлаков 0,6-0,8.
2. Непосредственная плавка концентрата при кислотности шлаков
2,8-3,2 с последующим конвертированием штейна (As менее I %) до
получения концентрированного по золоту продукта.
В период 1990-1992 гт. институтом “Гпналм аззолото" (Б.А.Бочков.
И.С.Гучетль) при участии специалистов других научно-исследовательских ор-
ганизаций и работников опытно-промышленного производства проведена
серия полупромышленных испытаний технологии "железной" плавки на пирит-
ных и мышьяково-пиритных концентратах ряда месторождений СССГ (Нсжда-
шшское, Олимлиадямское, Сухоложское, Чщрмкяюя, АмшшАтву, Коклаяшс,
Даугымяау).
Испытания проводились по схеме, включающей следующие основные опе-
рации:
окислительную плавку исходного концентрата на отвальный по золоту
шлак и железистый штейн;
сократительную плавку первичного штейна с целью обогащения его благо-
родными металлами;
сернокислотное разложение вторичного штейна;
обжиг кека и плавку огарка на золото-серебряный сплав.
Извлечение золота в процессе испытаний составило от 83 до 97 %, извлече-
ние серебра - от 77 до 94 %.
Отмечено, что осложняющим фактором при проведении сократительной
плавки железистого штейна может явиться образование металлизированной
фазы (чугун), обладающей повышенной вязкостью и по этой причине чрезвы-
чайно трудно извлекаемой из печи. Данный продукт, коллектирующий в себе
значительную долю благородных металлов, является весьма прочным в меха-
ническом отношении, практически не поддается измельчению п плохо раство-
ряется в серной кислоте. Поэтому о ряде случаев рекомендовано нс проводить
сократительную плавку и подвергать кислотной обработке непосредственно
первичный штейн.
Остатки сернокислотной обработки штейна содержат от 10 до 25 кг/т золо-
та; 10-15 % меди: до 30 % серы, а также значительное количество других приме-
сей. Перед плавкой их на металл Доре необходимо провопить окислительный
обжиг с последующим выщелачиванием меди и других цветных металлов из
огарков
317
В качестве альтернативного способа извлечения золота и серебря из желе-
зистого штейна предложена аккумулирующая плавка штейна с металлическим
свинцом.
Оценивая вариант плавки золотосодержащих концентратов на же-
лезистый штейн в целом, следует признать, что по сравнению, с други-
ми способами коллекторной плавки (например, на медный штейн или
веркблей) он характеризуется меньшей надежностью с точки зрения
обеспечения высоких показателей извлечения Аи и Ag в конечную то-
варную продукцию. Поэтому, несмотря на значительное количество
выполненных исследова1Шй и технологических испытаний, данный
вариант пока не нашел применения в промышленной практике.
Одним из вариантов плавки упорных золотосодержащих рул и кон-
центратов с Fe-коллектором является способ, описанный в патенте
[433]. Способ рекомендован в основном для извлечения золота из руд,
содержащих оксиды железа (по нашей классификации Бодо»). Шихта,
состоящая из руды, флюсов (известняк, CaO, NazCOi) и восстановителя
(кокс, каменный уголь), плавится при температуре более 1500 °C до
восстановления всего оксидного железа до металла. При этом эолото и
серебро растворяются в жидком чугуне, который выгружается из печи и
разливается в слитки. Особенностью тсхнолотин является введение в
шихту при плавке специального агента, “охрупчивающего” железо. В
качестве такого агента, в частности, рекомендуется использовать тел-
лур. Благодаря применению “охрупчивающего" агента удается в эиа-
•пгтельной мерс избежать аккумуляции в печи золотосодержащего чу-
гуна и сделать его более пригодным для последующей переработки,
которая включает дробление чугуна и химическое (или электрохимиче-
ское) растворение основы. Получаемый золото-серебряный шлам на-
правляется на аффинаж. Описанная технология в принципе может быть
использована и для переработки золотосодержащих руд
(концентратов), имея ввиду применение “охрупчивающего” атента при
плавке концентратов на железный штейн (с частичным образовавшем
металлизированной фазы) или же реализацию варианта: окислитель-
ный обжиг концентрата - восстановительная плавка огарка на метал-
лическое железо.
10.6. Плавка пиритных золотосодержащих концентратов на
саморассыиающнйся нтлак
В качестве одного из возможных вариантов извлечения золота и се-
ребра нз технологически упорных пиритных концентратов предложена
технология, включающая предварительный окислительный обжиг,
плавку огарка на шляк, обладающий свойством саморассыпання, н
последующее выделение золота и серебра из рассыпавшегося шлака
известными методами: обогащением тип жидкофазным коллектирова-
318
нием, например, свинцом (рис. 10.4). Авторами техноло1ни отмечено
[434], что плавка пиритного огарка ня кальциевые шлаки, способные
саморассыпаться при охлаждении (вследствие P-у превращения лвух-
кальциевого силиката 2CaO-SiOi, сопровождающегося увеличением
объема частиц), исключает применение трудоемких операций дробле-
ния и измельчения шлака перед последующим извлечением из них бла-
городных металлов.
На основе комплекса проведенных исследований с использованием
химического, рентгенофазового, мессбауровского, микроскопического
методов анализа, а также деривотографии, установлен оптимальный
состав шлака и определены условия его формирования. Показано, что
полиморфное превращение высокотемпературной p-фазы двухкальцис-
вого силиката начинается при температуре 630-670 °C и завершается (в
процессе охлаждения) при температуре 500-300 °C. Шлаки с минималь-
ным размером частиц (в наибольшей степени отвечающие условиям
освобождения зерен благородных металлов и их последующего извле-
чения методами механического обогащения) получены при содержании
10 % SiOi и 25-30 % СаО, а также при 15 и 20 % ЯОг и 35 и 45 % СаО
соответственно.
Установлено, что плавку шихты с целью получения шлака с указан-
ной выше характеристикой следует проводить при температуре 1300-
1500 °C. Прн более низкой температуре гомогенизация шлака недоста-
точна и вскрытие включений золота ухудшается.
Присутствие в шихте сульфидной серы в пределах 1,7-3 % не оказы-
вает заметного отрицательного влияния иа структуру и гранулометри-
ческий состав шлака, однако при отклонении содержания серы в обе
стороны от указанного интервале свойства шлака ухудшаются.
Отмечено, что в процессе окислительного обжига (в диапазоне тем-
ператур 450-1000 °C) имеет место термохимическое вскрытие благо-
родных металлов, находящихся в ассоциации не только с сульфидами
(пирит, халькопирит), ио также и с кварцем. При последующей плавке
включения золота и серебра укрупняются, приобретая каплеобразную
форму. В процессе кристаллизации шлака форма частиц благородных
металлов претерпевает существенные изменения и становится непра-
вильной. В рассыпавшихся шлаках золото и серебро присутствуют в
основном в свободном состоянии.
Для извлечения благородных металлов из шлака испытаны процес-
сы механического обогащения (флотация, гравитация) и аккумули-
рующая плавка на веркблей.
319
Упорный пиритный золотосодержащий концентрат
ДУ"*
Окислительный обжиг
Флюсы (CaO. SiOi)
Очистка газов
-----------L
Пыль
[На саморассыпающийся шлак ।
Рассыпавшийся
В атмосферу
Обогащение
Купелирование
На производство
(цемента)
Аффинаж
Продукт,
концентрированный
по благородным
металлам
Восстановительная
плавка
РЬ
Аффинаж
На производство
серной кислоты
или элементарной серы
Рис. 10.4. Принципиальная схема переработки пиритных золотое
концентратов с плавкой на саморассыпающийся шлак
320
Максимальное извлечение золота при флотации (без перечистки) со-
ставило 81 %, при гравитации (концентрация на столах) - 81-85 %. В
процессе аккумулирующей свинцовой плавки '(вариант, показанный на
рис. 10.4 пунктиром), при соотношении шлак : свинец равном 5:1, полу-
чено извлечение золота порялка 83 %, что не а полной мере отражает
возможности данного технологического варианта. Очевидно, что при
соответствующей оптимизации условий плавки этот показатель может
быть значительно улучшен (см.раздел 10.1).
Рассмотренный способ пирометаллургической переработки упорных
золотосодержащих концентратов с получением саморассыпающегося
шлака представляется достаточно интересным, олняко нуждается в
дополнительной экспериментальной проработке н апробации в полу-
промышленных и промышленных масштабах.
10.7. Бесколлекторпая плавка золотых копцептратов на метвля Доре
Как уже было отмечено, данный способ разработан для богатых по
содержанию металла “золотых головок”, выделяемых в процессе глубо-
кой доводки концентратов гравитационного обогащения. Способ не
предусматривает использования специальных коллекторов и предпола-
гает получение слитков чернового металлического золота или металла
Доре наиболее простым путем при минимальном количестве техноло-
гических операций.
Выполненные в Иргиредмете исследования по изучению вещественного со-
става "золотых головок", производимых, а также намеченных к производству
отечественными (СССР) и некоторыми зарубежными (Куба. Мали) золотодо-
бывающими предприятиями, показали, что указанные продукты на 80-90 %
состоят из 4-х элементов: железа, серы, мышьяка и золота. Железо представле-
но, главным образом, пиритом, арсенопиритом, пирротином и частично - окси-
дами и металлическим скрапом. Мышьяк присутствует в форме арсенопирита.
Золото в концентратах находится, в основном, в виде свободных металлических
зерен, иногда имеют место сростки золота с кварцем, арсенопиритом, пирроти-
ном. Пробностъ золота варьирует в пределах 600-980 с преобладанием высоко-
пробного.
Некоторые “золотые головки" содержат также сурьму (антимонит), свинец
(галенит), медь* и некоторые другие цветные металлы, присутствие которых
вызывает необходимость внесения соответствующих корректив в технологию
бесколлекторноП плавки и в схему подготовки концентратов к пирометаллур-
гнческоЛ переработке.
На основ амин комплекса выполненных в Иргиредмете теоретиче-
ских, экспериментальных и технологических исследований (С.В.Бали-
ков, А.П.Манохин, Н.А.Дубинин, А.Ф.Панченко, Г.Г.Мш1еев) разра-
ботана рациональная технология переработки “золотых головок” до
321
конечной товарной продукции (металл Доре) с оптимизацией режимов
по каждой технологической onepautoi [435-440].
Схема включает 2 основных передела:
1. Окислительный обжиг концентратов с максимальным выведением
в газовую фазу серы, мышьяка и переводом железа в высший оксид -
FciOj.
2. Плавка огарков с флюсами на металлический сплаа (металл Доре)
и железо-иатриевый шлак.
На основе изучения фазовых превращений основных минеральных
компонентов при обжиге и путем расчета регрессионных математиче-
ских моделей, отражающих взаимосвязь между температурой, коли-
чеством вводимого в систему окислителя (кислорода) и химическим
составом получаемых продуктов определены оптимальные условия
обжига, обеспечивающие получение качественных огарков для после-
дующей плавки [437]. В частности, установлено, что обжиг концентра-
тов должен проводиться в 2 последовательных стадии: 1-я стадия - прн
температуре около 400 °C н ограниченном доступе кислорода (полное
окисление арсенопирита и частичное окисление пирита); 2-я сталия -
при температуре 500-700 °C с избытком окислителя (полное окисление
пирита, магнетита и железного скрапа до РезОз). Интересно отметить,
что данные условия практически полностью соответствуют обоснован-
ному в разделе 8.6 режиму окислительного обжига пирит-
арсенопиритовых золотых концентратов в случае переработки огарков
гидрометаллургическим путем (цианированием).
Показано, что двухстадиальный обжиг “золотых головок” обеспе-
чивает получение огарков с массовой долей серы 1,0-3,0 %, мышьяка
0,5-2,0 % прн степени десульфуризации 95-97 и степени деарсенацин 95-
98 %. Выход огарков колеблется в весьма широких пределах: от 50 до 95
% в зависимости от содержания серы, мышьяка и железного скрапа в
исходных концентратах. Основу огарков составляют оксиды железа.
Выход мышьяковой пыли (в условиях подового обжига) составляет 20-
40 % при содержании AsiOi в пылях 97-98 %. Потери золота и серебра с
пылями, как правило, не превышают 0.005 и 0.05 % от содержания ме-
таллов в исходных концентратах (1-3 и 3-5 г на 1т пыли соответствен-
но).
Огарки, полученные при обжиге "золотых головок”, содержат о.т 1
до 50-60 кг золота ня 1 т. В отдельных случаях содержание золота мо-
жет достигать 10-20 % и выше.
Плавку огарков рекомендуется проводить в бссколлекторном режи-
ме с получением шлаков, относящихся к системе FcO-NajO-SiCh. В ка-
честве флюсов используются сода, кварц, бура. Для перевода железа нз
РезОз в FeO в шихту при плавке вводится восстановитель - твердый
углерод. Дозировка восстановителя производится с таким расчетом,
чтобы избежать образования металлического железа (по реакции:
2 РезОз + 3 С = 4 Fc + 3 СОз), способного, как уже отмечалось ранее,
322
коллектировать золото и серебро. Теоретическими расчетами и экспе-
риментально установлено, что оптимальный расход восстановителя
составляет 50-80 % от стехиометрически необходимого на восстановле-
ние FeiOj до FcO (FeiOj + С = 2 FeO + СО).
При расчете оптимального состава шлака (обеспечивающего мини-
мальные потери золота и серебра при плавке) учитывались такие его
характеристики. как вязкость, плотность и температура плавления.
Влияние данных факторов устанавливалось экспериментальным путем.
По экспериментальным данным рассчитаны коэффициенты полиномов
в уравнениях, характеризующих зависимость содержания Аи и Ag в
шлаках бесколлекторной плавки огарков от массовой доли оксидов
натрия и железа, диоксида кремния - в шлаках, а также исходного со-
держания золота и серебра - в огарках. Установлено, что оптимальным
является шлак следующего состава (%): Na2O 29-34; Fc2Oj 26-35; FeO
2-5; SiOi 24-28.
Условия проведения беасоллекториой плавки: температура 1200-
1250 °C, продолжительность 90-120 мин. оптимальная кислотность
шлака 1,2-1,4, плотность 2,6-2,8 г/см1.
В указашшх условиях достигается извлечение золота в металличе-
ский сплав более 99 % прн содержании Аи в сплаве 75-90 %. Выход ме-
таллической фазы может колебаться в пределах 1-10 %, выход шлака
200-250 % от исходного огарка. Содержание золота в шлаках суще-
ственно зависит от содержания металла в исходных огарках.
При плавке богатых по золоту огарков, в связи с увеличением выхо-
да металлической фазы, улучшаются условия ее концентрирования и
отделения от шлакового расплава. В результате этого потери золота со
шлаками в отсутствие других коллекторов снижаются как в относи-
тельном, так и абсолютном отношении. Данный факт подтвержден
специальными исследованиями, в том числе путем сканирования шла-
ков в поглощенных электронах и в характеристических лучах. Устано-
влено, в частности, что золото (а т акже серебро) присутствует в железо-
натриевых шлаках в виде металлических корольков размером 0,005-0,05
мм, которые не успевают выделиться нз расплава в доштую фазу за 60-
90 мин плавки (в отличие от основной массы золота, представленного
корольками крупностью 0,15-0,25 мм).
Таким образом, при бесколлекторной плавке имеют место только
мехаиическне потери благородных металлов со шлаками.
Согласно расчетам скорости осаждения капель в шлаке по формуле
Стокса для полного оседания мельчайших корольков (0.005-0,05 мм)
требуется более суток, что не оправдывается экономическими сообра-
жениями. В этой связи шлаки бесколлекторной плавки “золотых голо-
вок” в зависимости от содержания в них золота и серебра должны под-
вергаться дополнительной обработке (например, цианированию после
323
предварительного измельчения), либо возвращаться в процесс в виде
На основе проведенных в Иргиредмете укрупненно-лабораторных,
полупромышленных и производственных испытаний даны практиче-
ские рекомендации по аппаратурному оформлению процессов обжига,
пылегазоулавливання и плавки "золотых головок”. Обжиг концентра-
тов рекомендуется проводить в стандартных камерных печах СНО,
СДО в противнях из нержавеющей стали, либо во вращающихся печах
типа СБЗА, либо в подовых механизированных печах типа Эдвардса
небольшой производительности. Очистку газов целесообразно осу-
ществлять в стандартных рукавных фильтрах типа ФРУ, кристаллиза-
ционных камерах, скрубберах. Для плавки огарков могут быть исполь-
зованы стандартные электропечи сопротивления типа СМБ, шахтная
печь ОКБ или индукционные печи ИСТ с корундовым тиглем.
В последние годы институтом “Иргиредмет” разработаны и внедре-
ны иа ряде отечественных золотонзвлекательных фабрик (Сарылахская,
им.Матросова, Многовершинная и др.) нестандартные руднотермиче-
ские печи для плавки обожженных “золотых головок” и других богатых
золотосодержащих материалов. Печи характеризуются простотой, на-
дежностью в эксплуатации и низким удельным расходом электроэнер-
гии (2-5 кВт-ч на 1 кг слитка).
Необходимо отмстить, что несмотря на целый ряд общих признаков
получаемые в цикле гравитационного обогащения “золотые головки”
обладают и некоторыми индивидуальными особенностями, которые
должны учитываться прн компоновке технолого-аппаратурной схемы
их переработки на лигатурный металл.
Отдельные “головки" (например, полученные из руд месторождения
Сухой Лог) содержат в своем составе свинец, присутствие которого в
шихте может привести к образованию при плавке не золото-
серебряного сплава, а веркблея, требующего дополнзгтелыюй металлур-
гической переработки. В этой связи заслуживает взшмания вариант, по
которому свннсцсодержащие огарки от окислительного обжига
“золотых головок” подвергаются перед плавкой специальной кислот-
ной обработке с целью выведения свинца.
При наличии в “золотых головках” сурьмяных минералов рекомен-
дуется производить их выщелачивание сульфндно-щслочнымн (NaiS +
NaOH) растворами и уже полученные остатки направлять на окисли-
тельный обжиг. Комбинация щелочной обработки с обжигом обеспечи-
вает максимальную степень удаления сурьмы из концентратов, что в
конечном итоге приводит к получению более качественного золото-
серебряного сплава. Такая технология, в частности, реализована на
Сарылахской обогатительной фабрике, перерабатывающей комплекс-
ные золото-сурьмяиыс руды (см.главу 20).
324
В случае, если получение богатых “золотых головок” сопровождает-
ся значительными потерями металла на стадии доводки гравиокон-
цеитратов (из-за высокого содержания в них тяжелых минералов),
представляется эффективной технология, предусматривающая перера-
ботку “головок” с пониженным содержанием золота по схеме: окисли-
тельный обжиг - гравитационная доводка огарка - бесколлекторная
плавка вторичной богатой “золотой головки” па металл Доре - циани-
рование промпродуктов доводки.
Такой вариант, в частности, испытан на концентратах Сухого Лога, содер-
жащих 16 кг/г золота. 1.6 кг/г серебра, 37 % серы. 48 % железа (в том числе 15-
17 % в виде металлического скрапа) и 0,8 % мышьяка. Обжиг концентрата про-
изводился в подовой печи при температуре 550-600 *С. Доводку огарка (после
его донзмельченпя) осуществляли на концентрационном столе. Для выведения
остатков недоокислившегося металлического железа и магнетита нз обогащен-
ного концентрата применена мокрая магнитная сепарации. Полученная в про-
цессе доводки огарка вторичная “головка" с массовой долей золота 70-80. се-
ребра 3-4, свинца 4-5, меди 8-10, железа 4-5 % подвергалась сушке и плавке в
графитовых тиглях на металлический слиток. Хвосты доводки - гематитовый
шлам (выход 70 % от исходной “головки", содержание золота около 500 г/г)
цнанировалпсь по обычной фильтрационной технологии Общее извлечение
золота по описанной технологии составило 99.7 %, в том числе- в золото-
серебряный сплав 97.5 %: в цианистые растворы 2,2 %. Общее извлечение се-
ребра 92-95 %, в 1ом числе в слиток - 50 %. В качестве подвориоито технологии
предложено направлять вторичную "золотую головку" (шлиховой металл)
непосредственно па аффинажный завод, без дополнительной переплавки7.
ГЛАВА 11
ВЫСОКОТЕМПЕРАТУРНОЕ ХЛОРИРОВАНИЕ С ВОЗГОНКОЙ
ЗОЛОТА И СЕРЕБРА В ГАЗОВУЮ ФАЗУ
Процесс хлорцдовозгонки основан на способности металлического
золота и серебра взаимодействовать прн нагревании с хлорсодержа-
щимн агентами с образованием хлоридов AuCb, AgCl, которые в усло-
виях noBbinieintbix температур обладают высокой летучестью и могут
7 Технологический регламент для разработки проекта строительства I ОКа на месторожде-
нии “Сухой Лог” ио технологии облглтеиил рулы грлшггыиюиил-флотаииониын спосо-
бом с последующей металлургической переработкой коице|ггратов: Отчет о НИР
/Иргиредмет. Рукопо.игтель В.ВЛ одсШпикоп.-16-86-677.-Иркутск. 1986,-144 с.
325
быть отогнаны нз рудного металла в газовую фазу, а затем сконденси-
рованы, уловлены и переработаны на лигатурный металл. Некоторые
аспекты высокотемпературного хлорирования золото- н серебросодср-
жащнх руд (концентратов) рассмотрены в разделе 9.3 при оценке вари-
анта окислительно-хлорирующего обжига. В СССР первая капитальная
работа по хлорндовозгонке золота из пиритных огарков выполнена
Б.В.Лебедевым и А.Я.Вострохнутовым в 1936 г. [441]. Авторами уста-
новлено влияние основных факторов на извлечение золота прн хлори-
довозгонке: температуры, дозировки хлорирующих агентов, концент-
рации серы и крсмнекислоты в огарках и др.; даны рекомендации по
аппаратурному оформлению процесса; произведена ориентировочная
экономическая оценка технологии. Эти вопросы получили дальнейшее
развитие в работах Б.Н.Лебедева и Ю.Г.Сажина (Казахский политех-
нический институт, г.Алма-Ата); Г.Ф.Цхая (ЗабНИИ, г.Чита); М.Н.Зы-
рянова, Н.В.Бавдик, Г.А.Хлебниковой, А.П.Нивина (Иргиредмет) н
других исследователей.
В соответствии с проведенными в СССР и за рубежом научными ис-
следованиями, для осуществления хлорндовозгонки могут применяться
как твердые, так и газообразные хлорагенты. Из твердых хлораторов
наиболее применимы хлорид натрия и хлористый кальций. Из газооб-
разных агентов наиболее распространен хлор. В отдельных случаях
хлорирование можно осуществлять с помощью четыреххлорнстого уг-
лерода, сульфурилхлорнда, фосгена н других несущих хлор газов.
На рис. 11.1 и 11.2 графически представлены результаты исследова-
ний Б.Н.Лебедева и Ю.Г.Сажина [442] по хлорцдовозгоночному обжигу
4-х золотосодержащих концентратов различного химического состава
(табл. 11.1) с использованием в качестве хлоратора поваренной соли.
Таблица 11.1
Химический состав концентратов. %
Кин- Компоненты
цен- трат Fc S Ав РЪ Си Zn SiO2 CnO AljOl MgO Au. Ar 17r
30.60 30.56 4.95 0.10 0.15 0.15 22,62 3.87 5.80 1.13 38.6 44,0
14.46 13.02 7.69 0.42 0,09 0.34 36.54 7.86 11.68 110.0 36.0
27,30 26.14 12.60 0.34 0.22 0,20 27,00 2.14 4.00 19.1 27.3
4 42.72 42.80 4.62 0J4 1.35 1.21 6,96 61.2 42.0
Перед проведением хлорндовозгонки концентраты подвергались
предварительному окислительному обжигу с целью снижения содержа-
ния сульфид) юй серы в исходном материале до определенного опти-
мального предела 2-5 %. Прн более низком содержании серы в огарке,
поступающем па хлоридовозгонку, хлористого натрия, подвергаемого
разложеитпо. может оказаться недостаточно для полного хлорирования
326
юлота и других цветных металлов. Наоборот, избыток серы может
привести к оплавлению огарка и образованию плотных зерен агломе-
рата. отгонка хлорилов из которых чрезвычайно затруднена.
Piic.l 1.1. Влияние температуры на
степень хлоридовозгонки золота:
1.2.3 - номера концентратов (см.табл.
Рис.!!.2. Влияние расхода NaCI на
степень хлоридовозгонки золота:
1.2.3- номера концентратов
Максимальная степень отгонки хлорида золота достигается прн
температуре 900-1000 °C (рис. 11.1). Продолжительность процесса хло-
рндовозгонкн ирн данной температуре составляет от 1,5 до 2,5 ч. В
значительной степени опа определяется составом перерабатываемых
концентратов и в первую очередь характером ассоциации золота с руд-
ными компонентами. Чем сложнее по составу исходный концентрат и
чем выше в нем относительное содержание золота, вкрапленного в
сульфидах, тем более длительным должно быть воздействие хлорагента
на обрабатываемый материал.
Интересной является зависимость между извлечением золота в воз-
гоны и расходом хлористого натрия на обжиг (см.рис. 11.2).
С увеличением загрузки соли извлечение золота в газовую фазу сна-
чала возрастает, а затем, наоборот, начинает снижаться. Недонзвлече-
ние металла при недостатке хлористого натрия объясняется тем, что
юлото и другие сопутствующие ему элементы хлорируются не полнос-
тью. Избыток соли при хлорцдовозгонке (так же, как и избыток серы в
исходном концентрате) приводит к оплавлению и укрупнению частиц
огарка, что резко ухудшает извлечение золота в возгоны.
327
Оптимальный расход хлористого натрия при обработке концентра-
тов (огарков) данного состава находится в пределах 10-15 % от массы
исходного сырья.
При обжиге в указанных выше оптимальных условиях получено из-
влечение металлов в возгоны (%): золота 97-99; серебра 95-98; меди 94
96; свинца около 100; цинка около 90. Содержание золота в остатках
хлоридовозгонки составило 0,6-2,0 г/т.
С начала 70-х голов в Иргиредмете (а позднее - в Иркутском поли-
техническом институте) под руководством М.Н.Зырянова проведен
цикл исследований по изучению процесса высокотемпературного хло-
рирования золотосолержаших материалов. Исследования проводились
с использованием в качестве хлорирующих агентов твердых хлоридов
натрия, кальция , магния, газообразного хлора и хлоровоздушной сме-
си. Основные итоги работ изложены в серин журнальных публикаций,
обобщающих статьях (443, 444] и mohoi рафии [445].
В рамках теоретических исследований выполнен термодинамический
анализ реакций взаимодействия золота с молекулярным и атомарным
хлором, а также хлоридами натрия и кальция в присутствии кислорода,
паров воды (в газовой фазе), оксидов кремния, алюминия, железа (в
твердой фазе). Определены Te.MnqiaTypiibie области протекания каждой
реакции и константы равновесия реакций. Изучены кинетика и меха-
низм хлорирования золота сухим и влажным зазообразным хлором И
хлористыми солями натрия и кальция. Получены количественные дан-
ные по скорости хлорирования золота в широком интервале темпера-
тур. Вычислены константы скоростей реакций в зависимости от темпе-
ратуры. Определен порядок реакций. Установлены лимитирующие ста-
лии процесса хлорирования. Изучено влияние на скорость реакций
хлорирования золота азота, сернистого газа, паров воды и поверхност-
ной структуры частиц металла. Учитывая тот факт, что полнота суб-
лимации золота в процессе высокотемпературного хлорирования опре-
деляется стабильностью золотосодержащих хлористых соединений,
изучено равновесие между твердофазными (AuCb, AuCl) и газообраз-
ными димерными хлоридами золота (Au:Ck. Аи-СЬ) [446]. Показано,
что для повышения степени сублимации и стабильности газообразных
хлоридов золота необходимо следующее условие: создание сдвига реак-
ций АиСЬт—* Аи:С1« и AuCl «==* Аи:СЬ вправо путем непрерывного
удаления газообразных хлоридов из системы, поддержание оптималь-
ного газового состава по концентрации О:, SO:. SO). As?Oi. СО и ми-
нимального содчзжання Fe:+ в хлорируемом материале, использование
мокрой системы улавливания хлорндных возгонов.
Экспериментально установлено [447], что существенное влияние иа
резулыаты хлоридовозгонки оказывает гранулометрическая характе-
ристика золота. Наиболее благоприятны в данном отношении кон-
128
центраты (огарки), содержащие тонкие частицы металла. Для таких
концентратов полезно предварительное увлажнение шихты, способ
ствуюшее протеканию реакция:
2 NaCl + Н:О = Na?O + 2 НС1,
Au + НС1 + 14i Ch = HAuCli,
HAuCL —► HCl + AuCh,
NBIO + SO? +'ЛО? = NajSO«.
Высказано мнение о нецелесообразности введения в шихту при хло-
ридовозгонке (NaCl и CaCh) серусодержащих веществ, обычно реко-
мендуемых для сдвига реакций разложения хлорилов в сторону выделе-
ния хлора и соответствующего сульфата (см.раздел 9.3). Показано [448],
что эту роль могут играть оксиды (SiO?, AhOj, FciOi), практически
всегда присутствующие в исходных золотосодержащих материалах,
хотя по другим сведениям [441] избыток крсмнекислоты (выше 10-
12 мас.%) в огарках отрицательно влияет иа скорость и степень возгон-
ки золота. Однозначно отмечается отрицательная роль присутствую-
щего в исходном материале свободного углерода [449]. Последний при
повышешзых содержаниях (2-5 %) может снизить степень возгонки Аи с
99 до 30-40 % в связи с восстановлением прохлорнрованного золота
оксидом углерода до металлического состояния, а также протеканием
реакций:
Fe2Oj + СО = 2FeO + СО?;
FeO + 2 NaCl = FeCh + NajO;
3 FeCh + AuCb = Aue + 3 FcClj.
Большое внимание в исследованиях Иргиредмета уделено техноло-
гической оценке различных хлораторов золота, в юм числе и с точки
зрения снижения температуры хлорндовозгонки. В частности, показа-
но, что в случае использования твердых хлоридов (NaCl, CaCl? и их
смеси) оптимальная температура хлорндовозгонки должна находиться
в пределах 1100-1150 °C. При этом расход воздуха должен соответство-
вать 5-10 кратному избытку против теоретически необходимою ни
реакции разложения хлорирующих агентов. В указанных условиях сте-
пень возгонки хлоридов золота (за 2-3 ч обработки) составляет 98
99,5 %. Аналогичная степень хлорндовозгонки достигается и в случае
использования газообразного хлора, но прн более низких температу-
рах: от 900-1000 °C до 700-800 °C в зависимости от относительной доли
дисперсного золота, ассоциированного в исходных рулах (концентра-
тах) с сульфидными минералами. Такой же эффект может быть получен
при нспользовашш хлоровоздушной смеси (Ch + воздух в соотношешш
1:20). С целью снижения расхода Ch рекомендовано вводить в шихту
NaCl (до 5 °о от массы огарка), что позволяет уменьшить концентра-
цию Ch в газовой смеси с 25 до 5 % (объемных) и получить показатели
329
отгонки золота на том же уровне, что и при высокотемпературном об-
жиге: 98-99 % для огарка с исходным содержанием Au 142,2 г/т.
Дополнительными условиями процесса при использовании хлоро-
воздушной смеси являются: расход хлора 50 кг на 1 т огарка, линейная
скорость газов в реакционной зоне 12-22 см/с, продолжительность про-
цесса 1-3 ч. Отмечено, что наличие влаги в сырьевой смеси (8-12 %) спо-
собствует повышению возгонки.
В работе [450] оценена возможность использования в качестве хло-
ратора золотя гипохлорита кальция. Показано, что в интервале темпе-
ратур 250-300 °C полное разложение СаОСЬ с выделением активного
хлора происходит за 15 мни. При этом скорость разложения гипохло-
рита существенно опережает скорость взаимодействия золота с хлором.
Результаты теоретических и экспериментальных исследований Ир-
гиредмета подтверждены технологическими опытами на различных по
составу упорных золотосодержащих концентратах.
В качестве факторов, способствующих хлорндовозгонкс золота, от-
мечены: исключение из состава шихты сернистых соединений, исполь-
зование минимально необходимого количества хлорагентов, предвари-
тельное окисление соединений железа до высшего оксида, создание
условий подвода кислорода к частицам хлорирующих агентов и выве-
дения летучих хлоридов золотя из зоны реакций, поддержание оши-
мальной температуры расхода воздуха (см.выше).
Показано [451], что в обоих вариантах процесса (солевой, хлоровоз-
душный) хлорндовозгонка золота из огарков должна проводиться на
гранулированном материале. Оптимальный размер гранул 0,2-
0,15 мм. В качестве связующего при солевой хлоридовозгонкс целесооб-
разно использовать CaCh, а в случае применения газообразного хлоря -
бентонит. Поскольку температура хлоридовозгонки в последнем вари-
анте ниже температуры спскообрязовання, процесс можно вести как в
шахтной, так н во вращающейся печи. При солевой хлоридовозгонке
материалов, склонных к спекообразованию, процесс должен осущест-
вляться только во вращающейся печи [452, 453].
Считается, что присутствие в концентратах цветных металлов яв-
ляется фактором, способствующим хлоридовозгонке золота н серебра.
Хлориды цветных металлов (PbCh, CuCli и др.) захватывают с собой
AuCb и AgCl, повышая степень нх возгонки, а в определенных условиях
могут служить донорами хлора прн хлорировании благородных метал-
лов.
По одному нз патентов США (№ 2681855, 1954) прн отсутствии в
золотосодержащих концентратах (огарках) меди, свинца или мышьяка
рекомендуется специально вводить в шихту свинцовые соединения.
Например, при хлоридовозгонке пиритных огарков (60,36 % Ес; 0,35 %
Zn; 0,45 % S; Зг/т Au и 13 г/т Ag) при 1100 °C и использовании в ка-
честве хлораге1гта хлористого кальция получено извлечение золота и
330
серебри в возгоны около 70 %. Высокотемпературный хлорирующий
обжиг этих же пиритных огарков с добавкой 0,2 % РЪО позволяет уве-
личить извлечение золота и серебра до 95 %.
В качестве аппаратов для осуществления хлоридовозгонки. как пра-
вило. рекомендуются шахтные печи, печи КС, а также вращающиеся
барабанные печи. Использование последних, как было отмечено выше,
более рационально при переработке огарков, склонных к спекообразо-
ванию.
Примером практического использования трубчатых печей для осу-
ществления хлоридовозгонки золотосодержащих пиритных концентра-
тов является завод Тобато в Японии (см.главу 17). В основу технологии
заложен процесс “Кова Сейко” [454], включающий лвухстаднальный
обжиг пирита. На 1-й стадии ведут окислительный обжиг концентрата
в трех печах КС для удаления сульфидной серы. Получаемые в этой
стадии газы направляют на производство серной кислоты. Выгружае-
мый из печей огарок обрабатывают насыщенным раствором СвСк,
измельчают и гранулируют. Гранулы из смеси огарка и хлорагента
сушат и обжигают в двух трубчатых печах прн температуре 1250 °C.
Присутствующие в исходном огарке золото, серебро, цинк, свинец и
висмут полностью улетучиваются а виде хлоридов.
Разновидностью рассматриваемого процесса является испрсрыапын
двухстадиальный обжиг пиритов в спаренных печах КС. В этом случае
для хлорирования на второй стадии используют газообразные хлора-
генты. Процесс осуществляется с применением на 2-й стадии предвари-
тельно подогретого кислородсодержащего газа, с добавлением к нему
небольших количеств хлора или других газообразных хлористых сое-
динений (соляная кислота, фосген), вводимых в кипящий слой обраба-
тываемого материала.
Для полноты протекания реакций хлорирования хлоридовозгонку
ведут в слабоокислительной, нейтральной илн слегка восстановитель-
ной атмосфере [455]. В отдельных случаях целесообразно осуществлять
процесс в 2 последовательные стадии (двухстадиальная хлоридовозгон-
ка). По этому варианту исходный огарок смешивают с небольшим из-
бытком (против необходимого для реакции) хлористого калышя или
магния и нагревают до 900-1000 “С. Материал при этом проходит через
две реакционные зоны, в первой создают нейтральную или слабоокис-
лительную, а во второй - слабовосстановительпую атмосферу. По дан-
ной схеме мелкозернистый материал можно обрабатывать последова-
тельно в двух вращающихся печах, либо в двух печах КС, или же оку-
сковывать его н обрабатывать брикеты илн окатыши в шахтных печах
[456].
Вариант двухстаднального хлорирующего обжига с возгонкой золо-
та в газовую фазу рассмотрен в статье [457]. Объектом исследований
явился упорный мышьяксодержащий золотой концентрат следующего
331
состава Fe 7,45 %, S 3,94 %, As 2,2 %, Au 21,4 г/т. Крупность концентра-
та 95 % класса минус 0,074 мм. Сульфидная часть материала представ-
лена арсенопиритом и пиритом. Хлорирование концентрата произво-
дилось газообразным хлором в присутствии восстановителя (углерода)
на установке, включающей хлоратор, систему кондснсаю1Н, накопитель
для нейтрализации отходящих газов. Лучшие результаты достигнуты
прн температуре 800-850 °C и загрузке углерода 7 % от массы кон-
центрата. Извлечение золота в возгоны составило 97 %, что на 70-80 %
выше, чем прн одностадиальном хлорировании.
Рнс.11.3. Трехзоипая шахтная печь
для хлорндовозгонки:
В случае применения шахтных пе-
чей для высокотемпературного хлори-
рования предварительно окускованных
материалов е одновременным исполь-
зованием в качестве хлорирующего
агента СаСЬ необходимо учитывать
следующее обстоятельство. Техниче-
ский хлорид кальция. содержащий
значительное количество кристаллиза-
ционной влаги, плавится при относи-
тельна низкой температуре, сплавляя
брикеты нлн гранулы, что ухудшает
возгонку хлоридов. Для удаления кри-
сталлизационной влаги требуется
большое количество газов. Это снижа-
ет относительную влажность газов и
температуру, что неблагоприятно ска-
зывается на протекании реакций хло-
рирования. Сильное охлаждение газов,
особенно в верхней части печи, при
встрече с холодными свежими грану-
лами. вызывает частичную конденса-
цию хлоридов, осаждающихся на мате-
риале и впоследствии трудно улавли-
ваемых. Поэтому предложено окатыши
из смеси обрабатываемого материала н
хлорагента (размер кусков 25 мм) на-
гревать вначале в отдельной лечи прн
200-300 *С в токе воздуха для удаления
внешней и кристаллизационной влаги
и окклюдированных газов.
Для хлорирования подготовленных
таким образом окатышей рекомендует-
ся использовать печь специальной
верхняя зона печи: 6 - ннжняя зона печи конструкции (pile. 11.3).
Окатыши вводятся вверху печи че-
рез отверстия 1 и движутся вниз. На-
гревающий газ поступает через отверстие 2. движется навстречу окатышам и
332
удаляется в верхней точке печн (3). Часть газа (25 %) выводится через каналы 4.
Горячий газ, вводимый в печь при температуре 1100-1300 *С. охлаждается за
счет опускающегося сверху материала до 700-800 °C в средней зоне и до 200-300
*С в верхней эоне. Часть горячего газа, содержащего значительное количество
летучих хлоридов, рекомендуется удалять из промежуточной зоны печи. Благо-
даря этому уменьшается конденсация хлоридов на окатышах в более холодных
эонах печн. сохраняется форма окатышей и происходит более полная возгонка
хлоридов.
Данный метод высокотемпературного хлорирования, предложенный фин-
ский фирмой, запатентован в США и Норвегии [8].
Одной из главных проблем процесса высокотемпературного хлори-
рования является количественное улавливание возгонов и последующая
их переработка на соответствующие товарные продукты. Наиболее
проработанным в этом плане следует считать водное улавливание и
выщелачивание хлорндных возгонов. Таким способом, в частности,
можно перевести в раствор основное количество хлористых солей мы-
шьяка, железа, меди, свинца, цинка; сульфвта натрия, а также избыток
хлористого натрия. Золото при этом восстанавливается до металла и
полностью остается в нерастворимом остатке, в котором также кон-
центрируется подавляющая масса хлорида серебра. Суммарное содер-
жание благородных металлов в кеке водного выщелачивания составля-
ет несколько процентов, что позволяет эффективно осуществлять пере-
работку данного продукта методом непосредственной плавки па ме-
талл Доре.
Принципиальная схема переработки золотосодержащих концентра-
тов методом хлоридовозгонки с мокрым улавливанием хлоридов пред-
ставлена па рис. 11.4.
Как показали результаты исследований Иргиредмета, при перера-
ботке золотых и золото-серебряных концентратов с невысоким содер-
жанием тяжелых цветных металлов схема улавливания возгонов суще-
ственно упрощается.
В [458J представлены результаты укрупненно-лабораторных опытов по вы-
сокотемпературному хлорированию (в расплаве) 4-х проб золотосодержащих
огарков. Система улавливания возгонов включала пылевую камеру и последо-
вательно соединенные между собой барботеры, заполняемые водой. Парогазо-
вую фазу вакуумным насосом протягивали через систему улавливания. По
окопча...опыта продукт пылевой камеры объединяли с пульпой барботеров,
полученные кеки и растворы анализировали на благородные и цветные метал-
лы. Установлено, что содержание Аи в кеках улавливания колеблется в преде-
лах от 880 до 360 г/г. содержание серебра - от 212 г/г до 18.3 кг/г. Кроме них в
кеках присутствуют свинец (массовая доля до 20 %)', железо (до 30 %), мышьяк
н сурьма (до 10 %). Продукт данного состава после предварительного выщела-
чивания в соляной кислоте подвергался плавке на веркблей. Извлечение золота
н серебра а свинцовый сплав составило 99,5 и 98,9 % соответственно. Для доиз-
влечення серебра и извлечения меди из хлорндных растворов (содержание се-
333
ребра в растворах 0.8-8.5 мг/л) рекомендована цементация на железной струж-
ке.
Прн практическом осуществлении процесса хлоридовозгонки опре-
деленная часть хлоридов золота и серебра концентрируется в огарко-
вой пыли системы горячего пылеулавливания. Сухую пыль обычно
дорабатывают в той же печи, где происходит хлорндовозгонка, пред-
варительно вводя в нее соответствующий хлорагент. С целью снижения
потерь благородных металлов в хлоридовозгоночном процессе реко-
мендовано [459] отмывать пыль от водорастворимых хлоридов перед
поступлением ее на повторный обжиг. Показана целесообразность ис-
пользования для этой цели оборотных растворов системы мокрого пы-
леулавливания. Оптимальная концентрация NaCl в оборотном раство-
ре 200-300 г/л. При этом хлориды золота на 89-90 %, а хлориды серебра
на 85-87 % переходят из пыли в раствор, исключая тем еамым их цирку-
ляцию. В кеке после выщелачивания пыли остается до 4-5 % (по массе)
NaCl, что вполне достаточно для дехлорирования металлических форм
золота н серебра.
В патенте Японии [460] описан способ мокрого улавливания и рас-
творения хлоридов с одновременной очисткой обжиговых газов от ме-
ханических примесей (пыли). По данному способу раствор используется
многократно для улавливания новых порций хлоридов до получения
концентрированных растворов, а шламы (уловленные пыли огарка)
возвращаются в процесс обжига.
Из концентрированных растворов сначала осаждают свинец, золото
и серебро. Из фильтрата после отделения осадков этих металлов ион-
ным обменом извлекают медь, и после доведения pH раствора до 2,3-2,6
осаждают цтпе, пропуская сероводород. После этих операций филь-
трат упаривают и направляют в голову процесса.
В работе [461] рассмотрено функционирование двух систем мокрого
улавливания хлоридовозгонов и очистки технологических газов про-
цесса хлоридовозюночиого обжига. Каждая система представляет со-
бой комплекс промывных и улавливающих аппаратов (скрубберы, тур-
булентный промыватель, центробежный каплеуловитель, мокрые элек-
трофильтры и др.) в разных сочетаниях. При исходной запыленности
газов 5,3-10,5 г/м1 н среднем содержашш хлоридов 6,5 г/м1 в процессе
мокрой очистки получены газы с содержанием пыли 34-40 и хлоридов 7-
9 мг/м1.
Наряду с мокрым улавливанием хлорилных возгонов проработаны и
рекомендованы к практическому использованию способы сухого
улавливания-хлоридов.
Вариант дробного осаждении хлоридов из возгонов прн регу-
лируемом охлаждении, запатентованный а ФРГ [462], предусматривает
одновременное улавливанне и разделение компонентов непосредствен-
но в газовой фазе при высокой температуре с использованием энергии
реакционных газов.
334
335
Выходящие из печи газы, содержащие хлориды и оксихлориды металлов. а
также другие соединения и кислород, подвергают регулируемому охлаждению в
несколько стадий. При медленном охлаждении газов в них могут происходить
химические превращения, прн которых одни хлориды переходят в новые соеди-
нения, а другие остаются неизменными. Выделяются отдельные хлорилы в жид-
ком или твердом состоянии. Это позволяет в процессе охлаждения осуществить
или подготовить разделение соединений различных металлов. Газы охлаждают
лишь до той температуры, прн которой в них практически не остается больше
хлоридов металлов.
Выделяющиеся в каждой температурной области жидкие или твердые ве-
щества удаляют из газа прежде, чем они подвергнутся последующему охлажде-
нию. Для этого используют керамические фильтры пористые свечевые
фильтры, циклоны и т.д. Так, от одной ступени к другой газ все более обед-
няется хлоридами. Наибольшее количество хлоридов, остающихся в газах,
циркулирует в процессе вместе с оборотным горячим газом, возвращаемым в
пыль. Газ охлаждают водой, тепло которой утилизируется.
В другом патенте ФРГ [463] предложен способ коллективного
осаждения хлоридов металлов путем резкого охлаждения возгонов г
последующей сульфатизацией твердых продуктов и водным выщелачи-
ванием сульфатов. Сублимированные твердые возгоны сульфатизиру-
ют прн температуре 550-570 °C, используя серную кислоту, получаемую
при утилизации SO: из газов предвар1гтелыюго окислительного обжи-
га.
В Великобритании разработан процесс высокотемпературного хло-
рирования необожженных сульфидных руд н концентратов цветных
металлов, в соответствии с которым концентрат обрабатывается газо-
вой смесью (Ci: + воздух; пары FcCij) при температурах 700-1200 °C и
давлении 1-5 ат (100-500 кПа). Из газового потока путем его охлажде-
ния извлекают безводные хлориды цветных металлов. SO: используют
для получения H2SO4. Твердый остаток после хлорирования, содержа-
щий Fc:Oj и пустую породу, является сырьем для черной металлургии
[464].
Патентом США [465] предложен способ извлечения золота из силикатных
пиритсодержашпх руд. состоящий из следующих основных оперяиий Руду,
измельченную до -0.1 мм. обжигают в присутствии воздуха или О:, затем уда-
ляют газы вакуумированием. Огарок смешивают с Fc. FeCb или FcCI:. взятыми
в соотношении 1-3 моля на I моль Ли. и обрабатываю! i азообразпым хлором
при 300-400 *С в течение I ч. Обжиг и хлорирование рекомендовано пссти а
кипящем слое под давлением 1-2 ат. Летучие хлориды золота и хлорид.Й ком-
плекс железа и золота отделяются от хлора пропусканием газа через насадку из
NaCI или KCI. Золото пз солевой насадки извлекаю! растворением ее в воле и
цементацией золота из раствора металлическим цинком Прохлорированный
огарок после охлаждения выщелачивают аммиачным раствором для извлечения
серебра.
336
Как уже отмечено выше, процесс хлорндовозгонки, как правило,
обеспечивает высокую степень выведения в газовую фазу цветных ме-
таллов, золота и серебра. Освобожденный от указанных металлов ога-
рок может быть использован на различные технические цели, напри-
мер, для получения'железа, как это,в частности.практикуется на заводе
Тобато. В работе [466] рассматривается возможность безотходной пе-
реработки полиметаллического сырья на хлоридные возгоны цветных
металлов и вяжущие материалы. Данная цель достигается прн совме-
щении хлоридовозгоночного обжига с низкотемпературной солевой
технологией получения цемента. Процесс апробирован на бедной саин-
цово-цинковой руде и дал положительные результаты.
В период 1973-1985 гг. Ирз предметом (Ю.В.Валянин, Г.В.Ольховик,
А.П.Нивин, А.В.Губейдулина) совместно с Институтом металлургии
им.Байкова АН СССР (Т.Н.Звнададзс. В.Г.Фиников) разработан про-
цесс хлоридовозгоночной электроплавки золотосодержащих концент-
ратов с использованием получаемого шлака для производства камен-
ного литья, шлаковаты н др.строительных материалов [467]. Хлоридо-
возгонка металлов из расплава осуществляется при температуре 1400-
1450 °C, что позволяет достаточно полно извлечь Аи и Ag и вместе с
гем устранить ряд технологических затруднений, связанных с явления-
ми спекания и оплавления шихты, присущими твердофазному процессу.
Подбор шихты в данном случае производился таким образом, чтобы
получаемый при плавке шлак (со значительным преобладанием окси-
дов железа над оксидами кальция н магния) обладал мелкокристалли-
ческой камневидной структурой, обеспечивающей возможность эффек-
тивного использования его для производства изделий из каменного
литья - футеровочных плиток, фасонного литья и т.д.
Таким образом, процесс высокотемпературного хлорирования суль-
фидных руд и концентратов, в комбинации с окислительным обжигом и
последующими операциями металлургической переработки хлоридных
возгонов, огарков н шлаков, может явиться основой для создания без-
отходной технологии промышленного производства, характеризующей
высшую степень комплексности использоватптя рудного сырья.
Вместе с тем, данный процесс достаточно сложен: он связан с необ-
ходимостью использования высоких температур в атмосфере хлора н
требует применения весьма развитой системы пылеулавливания и газо-
очистки, не допускающей даже незначительных потерь золотоомюр-
жаших возгонов.
Учитывая эти моменты, а также высокую стоимость рассматри-
ваемой технологии, в настоящее время процесс хлоридоаозгонкн рас
сматрнваегся, главным образом, как метод комплексной переработки
сложных по составу руд н концентратов, содержащих, кроме золота,
значительное количество друтмх цветных металлов, попутное извлече-
337
пне которых указанным методом может оказаться зкономнческн целе-
сообразным.
ГЛАВА 12
РЕКОМЕНДУЕМЫЕ ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЕ ВАРИАНТЫ
ПЕРЕРАБОТКИ РУД С ТОНКОВКРАПЛЕННЫМ
ЗОЛОТОМ И СЕРЕБРОМ
Обзор материалов, представленных в главах 4-11, позволяет сделать
вывод о принципиальной возможности применения метода цианирова-
ния для извлечения золота и серебра практически нз асех разновидно-
стей руд технологического типа "Б", при условии, что эти рулы перед
цианированием подвергаются специальной переработке, целью кото-
рой является уменьшение до минимума величины физической депрессии
металлов в гидрометаллургическом процессе.
Для некоторых разновидностей руд с тонковкрапленным золотом и
серебром (Езио), Бопмп> и др.) более эффективными могут оказаться
нсцианистые способы металлургической переработки.
Существенное значение и для тех, н для других вариантов приобре-
тает возможность концентрирования золота н серебра в магеринлах
(концентратах), поступающих в металлургическое производство.
Указанные принципы положены в основу рекомендуемых вариантов
переработки руд данного технологического типа (табл. 12.1), которые в
наибольшей степени отражают современные тенденции развития миро-
вой золотодобывающей промышленности и отраслевой науки.
Обработку руд, основная масса золота и серебра в которых ассо-
шшрована с сульфидами (Бз), обладающими значительной плотностью
и повышенной флотационной активностью, рекомендуется начинать с
операции гравитационно-флотационного обогащения, основной целью
которой является получение отвальных по Аи и Ag хвостов. Сум-
марный выход концентратов при этом может быть ориентировочно
оценен величшюй 2-C^cS, которая таким образом является своеобраз-
ным критерием эффективности механического обогащешш сульфидных
руд с тонковкрапленным золотом.
138
Таблица 12.1
Рекомендуемые 1схнолоП1ческне варианты переработан руд с
тонковкрапленным золотом и серебром (руды технологического типа Б)
Технологическая разновидность руды Рекомендуемые варианты переработай руды
Ба Цианирование после тонкого (сверхтонкого) из- мельчения или отправка на пирометаллурппесхне
держащих кварцевых флюсов
Б<ш) Гравитационно-флотационное обогащение с циа- нированием пром продуктов. Отправка концентра- тов на соответствующие заводы цветной метал- лургии или переработка нх на региональных (централизованных) заводах пиромсталлургмче- ским способом: плавкой на медный, свинцовый или сурьмяный коллектор. Для руд н концентра- тов, содержащих золою, тонковкрапленное в ан- тимоните Пм5ь>) - сульфидно-щелочное выщелачи-
полиметаллических руд (концентратов) - высоко- температурное хлорирование (хлоридовозгонка)
Б«г.) Гравитационно-флотационное обогащение. Циа- нирование концентратов после предварительного механического (тонкое измельчение), химического (выщелачивание), биохимического или термохи- мического (обжиг) вскрытия золота, ассоцииро- ванного с сульфидами железа. При наличии благо- приятных условий - аккумулирующая плавка кон- центратов (огарков) с соответствующим коллекто- ром Попутное извлечение серы и мышьяка нз обжиговых газов
БоИГе) Низкотемпературный обжиг (прокалка) руды цианирование огарка. Прямое цианирование руды
после тонкого и сверхтонкого измельчения
Бои АО Цианирование после тонкого и сверхтонкого измельчения или щелочного (NaOH) выщелачива-
ния
Бон Мп) Сернистокпслотное (SO2) или сульфатное (FeSOx + H2SO4) выщелачивание пиролюзита, цианирование остатка, извлечение марганца из растворов в виде попутного товарного продукта. Хлорирующий (NaCI) или восстановительный обжиг, цианирова- ние огарка. Тпокарбамидное выщелачивание с комплексным извлечением серебра, золота н мар- ганца
339
Прн наличии в перерабатываемых рудах сульфидов цветных метал-
лов и связанных с ними золота и серебра (Бздо) целесообразно выде-
лять при обогащении 3 продукта: кондиционный по содержанию цвет-
ных металлов золото- и ссребросодержащий концентрат, направляемый
для последующей переработки на специализированный завод цветной
мсталлуршн; нромпродукт обогащения (главным образом с пирит-
арсенопиритовой минерализацией), подлежащий обработке па месте; и
хвосты обогащения с отвальным содержанием благородных металлов.
Заслуживает внимания вариант гидрометаллургической переработ-
ки золото-сурьмяных руд или выделяемых из них концентратов (Бцзы)
по схеме, сочетающей процессы сульфидно-щелочного и цианистого
выщелачивания с извлечением обоих ueintux компонентов: золота н
сурьмы в соответствующие товарные продукты.
Для полиметаллических сульфидных руд (концентратов), содержа-
щих упорное золото и серебро, достаточно интересной представляется
хлорндовозгоночная металлургия. Однако реализация ее целесообразна
только при условии обеспечения полной комплексности использовавши
сырья, включая утилизацию серы, мышьяка, железа и других минераль-
ных компонентов.
Процесс обогащения руд, относящихся к технологической разновид-
ности Бцг<>, должен завершаться получением коллективного
(золото, серебро, железо, сера, мышьяк) концентрата, переработка ко-
торого может быть эффективно осуществлена па mccic но схеме: окис-
лительный обжнг - цианирование с попутным извлечением нз обжиго-
вых газов серы и мышьяка.
При невозможности или нецелесообразности получения на месте то-
варной серу- и мышьяксодержащей продукции окислительный обжиг
сульфидных золотосодержащих концентратов может быть осуществлен
по вариантам, предполагающим сохранение мышьяка и серы в огарках
(обжиг с известью н другими “арсенатообразующими” добавками).
Однако такого рода технология требует дополнительной опытно-
промышлепной проработки, особенно в части гидрометаллургического
извлечения золота из огарков и получеш1я экологически “безопасных”
мышьяксодержащих отходов. Определенного втмания заслуживает
также применение технологии обжнг - цианирование непосредственно к
исходным рудам (Бяго) без предварительного обогащения, тем более,
если эти руды, наряду с сульфидами, содержат сорбцнонноактнвный
углерод, способный выполнять при обжиге роль дополнительного
“внутреннего” топлива.
В ряде случаев для обеспечения большей полноты термохимического
разложения сульфидов, обжиг их целесообразно проводить в при-
сутствии поваренной соли или других хл1>рсодч>жащнх агентов
(вариант окислительно-хлорирующего обжига) с последующим извле-
340
чением золота и серебра из огарков и пылей методом цианирова-
ния.
Альтернативой обжигу пирнт-арсенопиритовых руд "и концентратов
являются: гидрохимическое (в частности, автоклавное выщелачивание)
и биохимическое вскрытие золота и серебра, ассоциированных с суль-
фидами железа. Данные способы в последние годы находят все более
широкое распространение в промышленной практике и характеризуют-
ся достаточно высокими технологическими, экономическими н эколо-
гическими показателями.
Меньшими практическими возможностями в этом плане обладает
аккумулирующая плавка указанных материалов с медным, свинцовым
и др.коллекторамн, в сочетании с различными вариантами предвари-
тельного обжига концентратов (окислительный, окнслзгтельно-сульфи-
дизирующий, диссоциирующий).
Характерной особенностью руд, отнесенных к технологическим раз-
новидностям Б<ж, является значительно более выраженная (по сравне-
нию с сульфидами железа) химическая активность ассоциирующих зо-
лото и серебро минералов по отношению к щелочам, кислотам и дру-
гим растворителям. Эго обстоятельство обуславливает перспектив-
ность применения к рудам данного типе технологических схем, осно-
ванных на сочетании операций гидрометаллургического вскрытия и
выщелачивания золота (серебра).
В качестве примерив могут служить предлагаемые варианты гидро-
металлургического вскрытия марганцовистых золото-серебряных рул
(Бткмп)) на основе применения методов сернистокислого, сульфатного
или тнокарбамидного выщелачивания, которые обладают некоторыми
технологическими и экономическими преимуществами перед пиромс-
галлургичсскнми способами подготовки руд к цианированию
(хлорирующий и восстановительный обжш*), также относящихся к ка-
тегории перспективных.
Достаточно эффективной представляется технология гнлрометал-
лургичсскоП переработки скородитовых руд (Бома»), основанная на
селективном выщелачивании оксидов мышьяка растворами каусти-
ческой соды с последующей регенерацией NaOH и цианированием
остатков щелочной обработки. В принципе данная технология может
быть применена и к золотосодержащим огаркам, образующимся в ре-
зультате окислительного обжига пирит-арсенопнритовых концентра-
тов.
Альтернативой щелочному вскрытию гидроарсенатов железа может,
очевидно, служить низкотемпературный обжиг (прокалка), способ-
ствующий дегидратации FeAsCh-HjO и освобождению ассоциирован-
ного с ним золота. Однако данный метод нуждается в дополнительной
экспериментальной проработке.
341
Более определенно можно высказаться а части применения метода
термохимического вскрыли к лимонитсодержянщм золотым рудам
(Боцго). Прокалка таких руд при относительно невысоких температурах
(300 °C) является весьма эффективным способом подготовки нх к циа-
нированию. Процесс не связан с выделением вредных газов и не требует
сложного аппаратурного оформления. Кроме того, как показывает
промышленная практика, прокаленная руда характеризуется благопри-
ятными физико-химическими свойствами: легче измельчается, лучше
выщелачивается и фильтруется.
D отличие от большинства сульфидных руд, окисленные руды с тон-
ковкраплеиным золотом и серебром проявляют большую технологи-
ческую упорность по отношению к процессам гравитационно-
флотационного обогащения. Поэтому, как правило, представляется
целесообразным подвергать такие руды непосредственной металлурги-
ческой переработке, минуя стадию предварительного механического
обогащения.
Из всех физических депрессоров золота наиболее устойчивым в хи-
мическом отношении является к в а р и. Единственным практически
приемлемым способом вскрытия золота, вссоциировяпиого с кварцем
(Бя), может служить тонкий и сверхтонкий помол. Цианирование тон-
коизмельчепного золотосодержащего кварца не вызывает особых
осложнений н может бьггь осуществлено как обычным путем, так и в
режиме сорбционного выщелачивания. В ряде случаев целесообразной
может явиться передача руд категории Бя на пирометаллургическне
заводы для использования нх в качестве золотосодержащих каарцевых
флюсов.
342
УДК 669.21/23:622.342.1
V. V. Lodeischikov. Technology of gold and silver recovery from refractory
ores: in 2 volumes. - Irkutsk: Irgiredmet JSC, 1999.
V. 1.342p. Tables 42. Fig. 83.
The monography highlights one of the most important problems of the
present-day gold mining industry - gold and silver recovery from refractory
(difficult to concentrate) ores.
The first volume gives general presentation of refractory gold and silver
ores as a special category of mineral resource. It discusses main factors con-
ditioning technological refractoriness of the ores. Refractory ores classifica-
tion and method of their express technological evaluation are presented. The
book contains scientific and applied research principles of the technology of
finely dispersed gold and silver recovery from pyrite, arsenopyrite, oxidized
sulfide, scorodite, manganese and polymetallic ores. It discusses status and
potential of development of conventional (fine grinding, flotation, roasting,
smelting) and new technological processes of finely dispersed gold (silver)
liberation and concentration, including application of hydrochemical, pres-
sure oxidation and bacterial leaching methods. Special attention is given to
all-round utilization of gold ores and solution of environmental problems
concerned with processing of gold and silver ores of complex mineralogical
composition.
The book is intended for engineering and scientific-research staff and also
for students specializing in concentration (milling) and metallurgical process-
ing of gold ores.
ISBN
© Lodeischikov V.V.. 1999