содержание   ..  40  41  42  43  44  45  46  47  48  49  50  ..

Выщелачивание золота из руд

Как уже отмечалось, выщелачивание золота цианистыми растворами можно осуществлять двумя способами — перколяцией и перемешиванием.

Перколяционный метод выщелачивания, кроме Амальгамейтед Бэнкет Эйрис, принят также на золотоизвлекательных фабриках Хоумстейк, Коннемара Голд Майнз, Голден Ридж и др.

Весьма характерен опыт работы фабрики Хоумстейк. Данное предприятие производительностью 4700 т/су тки перерабатывает золотосодержащие руды (10,7 г/т Аи), золото в которых на 70—80% находится в свободном состоянии и извлекается амальгамацией в цикле тмельчения- Измельченную руду (хвосты амальгамации) подвергают шорой стадии классификации в 7 гидроциклонах Кребс № Д2013 и

I чашевых классификаторах (диам. 6 м), в результате чего получают 59% (по массе) песков и 41% шламов.

Песковую фракцию (3,4—4,5 г/т Аu) выщелачивают в четыре стадии (с аэрированием пульпы перед каждой стадией) в 35 деревянных клепаных чанах-перколяторах (диам. 13,2 и высота 3,6 м) емкостью до 750 т каждый. В первых трех стадиях для выщелачивания золота применяют 0,05—0,06%-ный раствор NaCN, в четвертом используют оборотные растворы, бедные по содержанию золота, но содержащие 0,02—0,03% CN- .

Ниже приводится продолжительность основных операций цикла перколяции, ч: I аэрация 21; I выщелачивание 18; II дренирование 14;

II аэрация 4; II выщелачивание 16; III дренирование 12; III аэрация 4;

III выщелачивание 8; IV дренирование 10; IV аэрация 2; IV выщелачи-иание (промывка обеззолоченными растворами) 10; промывка водой 20; выпуск воды 4; гидравлическая выгрузка 2. Итого 170 ч.

Извлечение золота перколяцией 90%, расход NaCN 0,525 кг/т, ичнести 0,875 кг/т.

На фабрике Коннемара Голд Майнз производительностью -00 т/сутки, перерабатывающей типичные ферро-золотые руды с сон-ржанием золота 10 г/т, всю массу руды прокаливают во вращающейся обжиговой печи. Прокаленная руда транспортируется вагонетками к чанам-перколяторам для цианирования. Известь вводят непосредственно в руду (в каждую вагонетку). Продолжительность первого контакта с цианистым раствором составляет 12 ч, а общая продолжительность цикла перколяции — около 10 суток.

На фабрике Голден Ридж перерабатывают руды, содержащие оольшое количество глинистого материала, существенно ухудшающего показатели извлечения золота цианированием. Было установлено, что содержание металла в наиболее тонких фракциях илов практически приближается к содержанию золота в отвальных хвостах цианирования. Это позволило перейти на обработку руды по схеме, изображенной на рис. 54, в соответствии с которой исходная руда поступает на грохочение.
 

Такая обработка позволила увеличить производительность фабрики со 120 до 180 т/сутки и сократить продолжительность перколяции в 2,5 раза. В настоящее время этот процесс длится меньше трех дней. Такое сокращение времени перколяции объясняется уменьшением содержания шламов в обрабатываемом этим методом песковом продукте и влиянием предварительной агитации и аэрации пульпы н гидроциклонах, применение которых, как показала практика, по-иышает интенсивность цианирования. С введением нового процесса расход цианида был сокращен с 0,75 до 0,25 кг/т руды, а извести — г 5 кг негашеной до 2 кг гашеной на 1 т руды. Содержание золота » хвостах при новом процессе уменьшилось с 0,7 до 0,32 г!т руды, .1 общая стоимость обработки при этом снизилась почти на 40% . Значительно сокращен расход электроэнергии по сравнению с перемеши-ианием, а кроме того, создана возможность выщелачивания более крупного материала. Последний фактор немаловажен, так как дробление и измельчение — наиболее дорогостоящие технологические операции при извлечении золота из руд.

Разновидность перколяционного процесса выщелачивания золота гак называемое кучное выщелачивание, которое достаточно широко используется в смежных отраслях цветной металлургии, в частности для извлечения меди и урана.

В настоящее время Горным бюро США разработан способ выщелачивания золота раствором NaCN из куч руды, сложенных на площадках, покрытых асфальтом или пластиком. Данный способ рекомендован для бедных руд с содержанием золота —2 г/т и ниже. Опыты, проведенные на руде (0,7 г/т золота), показали возможность переработки таких руд с извлечением золота в цианистые растворы около 67—95%.

Перемешиванием в настоящее время обрабатывается основное количество золотосодержащего сырья. Существуют две системы перемешивания: непрерывная и периодическая.

В случае непрерывного перемешивания пульпа поступает в ряд последовательно соединенных чанов, в которых она интенсивно перемешивается, перетекая из первого чана во второй и т. д. При отсутствии самотека ее перекачивают всасывающими насосами.

При периодическом выщелачивании пульпу закачивают в два или несколько параллельно работающих агитаторов. По окончании процесса растворения золота пульпу выпускают в чаны-сбор-пики, и агитаторы наполняют новой порцией пульпы.

К преимуществам непрерывного перемешивания следует отнести: автоматизм в работе; меньшее число обслуживающего персонала; Полее эффективное использование оборудования; отсутствие чанов-сборников, для которых требуется дополнительная площадь и дополнительные затраты энергии на поддержание пульпы во взмученном состоянии. В соответствии с этим на большинстве зарубежных фабрик практикуют непрерывное перемешивание и лишь в некоторых случаях периодическая система выщелачивания.

Применение периодического перемешивания часто обусловлено тем обстоятельством, что требуется стадийное выщелачивание золотосодержащего сырья с обновлением растворов на каждой стадии. По такой схеме, например, перерабатывают огарки окислительного обжига мышьяково-пиритных флотоконцентратов на предприятии Консолидейтед Марчисон (рис. 55).
Пульпа при выщелачивании перемешивается механическим или пневматическим способом с обязательной подачей в нее воздуха.

Применяемые в зарубежной практике перемешиватели (агитаторы) по принципу действия можно разделить на три категории:

1) механические агитаторы, пульпа в которых перемешивается мешалками различного типа (пропеллерные, импеллерные с засосом пульпы через вертикальную трубу, турбинные и т. д.);
 

2) пневматические агитаторы — чаны с аэролифтами типа Пачук, Кросса и т. д.;

3) пневмо-механические агитаторы — чаны с центральным аэролифтом и гребками или с периферическими аэролифтами и центральной трубой, снабженной импеллером.

Самые крупные агитаторы пневмо-механического действия имеют диаметр до 9 м и высоту до 10 м. Например, на фабрике Кэрлин выщелачивание проводят в четырех агитаторах (9,1 X 10,7 м), снабженных четырехлопастной гуммированной пропеллерной мешалкой диаметром 2,7 м. Воздух подается в пространство над каждым пропеллером в количестве 0,7 м3/мин под давлением 1,8 кГ/см2.

Применение гуммированных пропеллеров, несмотря на то что стоимость их в 2 раза выше стальных, вполне оправдано, так как срок их службы в 5—7 раз больше. Данный способ агитации позволяет поддерживать во взвешенном состоянии материал крупностью до 1,6 мм при содержании твердого в пульпе 45% [107, 108].

На большинстве фабрик ЮАР применяются агитаторы пневматического типа. Высота этих аппаратов достигает 18 ж и диаметр 3—10 м- Так, на фабрике Сайплаас используются пневматические агитаторы типа Браун (10x16 м). Для удобства обслуживания агитаторы снабжены специальным лифтом, исключающим необходимость подъема и спуска по длинным лестницам [3, 28, 102].

В некоторых случаях песковую фракцию руды цианируют непосредственно в мельницах. На фабрике Морро-Вельмо песковую фракцию руды (ж : т = 1 : 3) обрабатывают в бегунной мельнице растворами крепостью 0,25% NaCN. В пульпу при этом подается воздух через перфорированную трубу, расположенную по периферии у днища желоба. Продолжительность перемешивания составляет около 12 ч [35, 45].

Концентрация цианида в рабочих растворах различных фабрик колеблется в основном от 0,02 до 0,06% по NaCN. Применение растворов более высокой концентрации (0,07—0,1%) дает возможность ускорить процесс выщелачивания, но при этом повышается и расход NaCN за счет более интенсивного взаимодействия его с некоторыми минералами.

На фабрике Флин-Флон снижение концентрации цианида в первом агитаторе с 0,03 до 0,005% и во втором до 0,0175% (при сохранении NaCN в остальных агитаторах на уровне 0,03%) позволило снизить расход цианида с 2,4 до 1,5 кг/т без снижения извлечения золота. Столь высокий расход цианида на данной фабрике связан с тем, что исходные продукты (хвосты медно-цинковой флотации) содержат 0,19% меди [3, 28].

Крепкие цианистые растворы применяют в основном для обработки золотосеребряных руд, а также продуктов, содержащих тел-луриды золота. Высокая концентрация цианистого натрия (0,1— 0,3%) позволяет повысить извлечение серебра в растворы и замедлить его поглощение некоторыми минералами (стибнит, халькопирит, пирротин). Например, на фабрике Голден Манитоу цианируют флотационный концентрат (3,7 г/т Au и 288,0 г/т Ag). Извлечение золота составляет 89,1 и серебра 40,7%. Извлечение серебра повышается с увеличением концентрации NaCN с 0,11 до 0,18% примерно на 10% (с 36,4 до 46,5%). Дальнейшее увеличение концентрации цианистого натрия позволяет еще более повысить извлечение серебра, однако экономически невыгодно из-за большого расхода растворителя [17, 28].

Следует отметить, что в ряде случаев вполне экономически целесообразно вести цианирование серебросодержащих руд растворами значительно более высокой концентрации NaCN (до 0,4%) при условии регенерации растворителя, как это, в частности, имеет место на заводе Лорето в Мексике [67].

Для создания защитной щелочности в цианистых растворах обычно применяют известь, которую подают в мельницы в сухом виде или в виде известкового молока. Концентрация извести в растворах колеблется в широких пределах и не превышает, как правило, 0,06—0,08% по СаО. В некоторых случаях цианирование ведут при нулевом содержании свободной щелочи (фабрика Биг Белл) [3, 28].

На фабрике Джайент Йеллоунайф при цианировании пылей обжигового цеха в качестве защитной щелочи применяют кальционирован-ную соду (0,0023%). Применение соды стало возможным в связи с тем, что золото осаждают непосредственно из пульпы на зернистом активированном угле [40, 41].

Для повышения извлечения золота при цианировании выщелачивание часто производят в две или несколько стадий. При этом заменяют насыщенный примесями и в некоторой степени обескислороженный раствор свежим, что ускоряет и повышает извлечение золота. Стадиальное выщелачивание чаще всего применяют на тех фабриках, где цианируют флотоконцентраты или огарки. Такие схемы, в частности, наиболее характерны для канадских фабрик (Сулливан, Джайент Йеллоунайф, Делнайт, Сигма Майнз и т.д.).

На фабрике Джайент Йеллоунайф выщелачивают в 4 стадии огарок, полученный в результате окислительного обжига золотомышьякового концентрата. В соответствии с принятой схемой (рис. 56), первое выщелачивание ведут в мельнице, второе и третье — в агитаторах, четвертое — в отдельном цикле вместе с хвостами флотации. В цикле измельчения растворяется основное количество золота. В фильтрат извлекается до 70% металла, содержащегося в огарках. Данный раствор направляют непосредственно на осаждение. Общее извлечение золота в растворы составляет 94%.

Широкое распространение в зарубежной практике комбинированных схем извлечения золота из руд с использованием флотации и последующего цианирования потребовало выяснения влияния флотореагентов на извлечение золота в цианистые растворы.

Горным департаментом в Канаде были проведены исследования по улучшению процесса цианирования флотоконцентратов [14]. В результате проведенных исследований установлено, что с увеличением расхода ксантогената с 0,025 до 0,12 кг/т твердого остаточная концентрация его повышается с 0,033 до 0,11 г/л раствора. При этом извлечение золота в процессе флотации возрастает с 82,7 до 87,1%, а в процессе цианирования, наоборот, падает с 74,2 до 55,6%. Общее извлечение металла также снижается с 61,4 до 48,4%.

Изучение влияния длины молекул углеводородной цепи ксантогената показало, что с увеличением ее условия цианирования ухудшаются .

. Чтобы повысить извлечение золота, а также уменьшить количество ксантогената, поступающего в процесс цианирования вместе с флотоконцентратом, рекомендован специально разработанный метод контроля расхода ксантогената, который позволяет по остаточной концентрации его в пульпе установить минимально необходимое количество ксантогената для проведения флотации. Метод основан на иодометрическом титровании с определением общей восстановительной способности раствора до и после удаления из него ксантогената -

При цианировании некоторых флотоконцентратов, особенно пиритных, возникают затруднения, связанные с обильным образованием пены. В пене содержится 5—10% твердых частиц размером 40 мкм- Для устранения пенообразования рекомендуют концентрат обрабатывать в течение 10 мин 0.5%-ным раствором Na.,S или 2,6%-ным раствором NaOH (в случае применения Na2S требуется дополнительная—протока—концентрата 0,0005%-ным раствором сульфита натрия [103].

В последнее время предложен ряд мер, направленных на снижение потерь золота с хвостами цианирования и сокращение расхода реагентов для руд и концентратов различного вещественного состава.

Ранее на некоторых фабриках США и Мексики для повышения извлечения золота рекомендовалось вводить в пульпу соединение ртути (HgCl2). Однако проведенные лабораторные, полупромышленные и промышленные исследования показали неэффективность введения подобных добавок, так как при этом возникают серьезные затруднения в связи с выделением ртути на железных трубах и деталях аппаратуры.

В целях устранения вредного влияния ртути (что важно при цианировании хвостов амальгамации) и снижения потерь золота с хвостами цианирования рекомендуют аппаратуру футеровать натуральным каучуком, пластмассой или применять деревянные чаны и деревянные желоба [104].

Исследования, проведенные Катро [105] по извлечению золота из пиритных огарков, показали, что на скорость растворения золота при цианировании существенно влияет введение небольших количеств солей таллия (например T12S04), которые предотвращают пассивацию поверхности золота, увеличивая скорость его растворения. Введение T12S04 (10 мг!т) уменьшает зависимость скорости растворения золота от концентрации цианистого натрия, а при добавлении 100 мг/л скорость растворения золота практически не зависит от концентрации цианида в растворе. Катро установил также, что соли свинца, висмута и ртути практически не влияют на скорость растворения золота.
 

В ряде случаев для повышения эффективности процесса цианирования рекомендуется в пульпу вводить КМn04, Mn02) CS (NH2)a высокомолекулярные спирты, алкилированные арилсульфонаты и т. д.

На фабрике Бланкет для уменьшения вредного влияния ксанта-тов на растворимость золота в мельницы загружают^кислы свинца. На Голден Вали, Грейт Боулдер в пульпу вводят соответственно 70 и 150 г/т нитрата свинца. Введение в цианистую пульпу солей свинца для связывания сульфидной серы практикуют и на других фабриках (Питчуэй и др ).

Рекомендуется1 применять алифатические полиамины (диэтилен триамин, триэтилен тетрамин и тетраэтилен пентамин). Цианирование в этом случае рекомендуется вести в обычных условиях, но с добавкой 800 г/т одного из полиаминов и следить за содержанием СаО в растворе. Рабочий раствор должен содержать не более 40 г/т СаО.

Наиболее часто различные добавки применяют при цианировании углистых руд и концентратов. Условия цианирования углистых руд в присутствии химических добавок описаны в VII главе книги.

С целью снижения расходов на реагенты в ряде случаев рекомендуется применять для цианирования золотосодержащих руд цианид кальция Са (CN)2, который дешевле NaCN и, кроме того, спо-еобствует более полному растворению серебра 165, 1061.

Для повышения общей эффективности процесса выщелачивания признано целесообразным самым тщательным образом контролировать параметры технологического процесса — вводить цианид в пульпу в виде раствора, автоматически регулировать загрузку реагентов и т. д.

Исследованиями, проведенными в Румынской Народной Республике с использованием математического анализа, установлено,' что наиболее целесообразно проводить непрерывное цианирование руды в большем количестве агитаторов меньшего объема. В этом случае сокращаются потери, золота с хвостами за счет тщательной обработки всей массы руды, поступающей в цикл цианирования [107].

Большое внимание за рубежом уделяется вопросам, связанным с интенсификацией процесса цианирования. В этих целях предлагается применять в качестве агитатора флотомашины, осуществлять автоклавное выщелачивание золота в цианистых растворах, а также электролитическое выщелачивание (растворение золота в NaCN при воздействии электрического тока).

Исследования по применению флотомашин и автоклавов в цианистом процессе показали, что время перемешивания пульпы при этом сокращается примерно в 20—30 раз при том же извлечении золота и серебра в цианистые растворы [103, 106].

В Канаде и США запатентован способ выщелачивания золота водными растворами NaCN или KCN в присутствии кислорода воздуха с одновременным пропусканием электрического тока.
 

Пропускание электрического тока постоянного напряжения (6— 8 в) позволило увеличить извлечение золота и ускорить процесс его растворения. При плотности тока, соответствующей 1,0—2,0 ампер на тонну сухой руды, золото из раствора не осаждается.

Хорошо изученным и практически освоенным методом интенсификации цианистого процесса является так называемое бромоцианиро-вание, обеспечивающее высокую скорость растворения благородных металлов, особенно при обработке теллуристых и золотосеребряных руд. В данном случае для извлечения серебра из руд вместо обычных цианистых растворов используют смесь реагентов: цианистого натрия, бромата натрия, бромистого натрия и бисульфата натрия, растворенных в соответствующих пропорциях в воде [44]. В результате взаимодействия между указанными компонентами образуется бромистый циан 2NaBr + NaBr03 + 3NaCN + NaHS04 = 3BrCN + + 2Na2S04 + 3H20, обладающий одновременно и растворяющим и окислительным действием по отношению к благоприятным металлам и их химическим соединениям. Поэтому эффект от его применения ощутимее по сравнению с обычными щелочными цианидами калия, натрия и кальция.

В настоящее время бромоцианирование эффективно применяется на фабрике Ред-Лейк, перерабатывающей руды с содержанием золота 31,5 г/т и серебра 140,3 г/т [44]. При обычном цианировании этих руд извлечение в раствор составляло: золота 98%, серебра 80%. Причиной низкого извлечения серебра было присутствие в руде гес-сита — теллурида серебра, который с трудом поддавался цианированию. Проведенными исследованиями было установлено, что извлечение серебра можно повысить, добавляя в цианистый процесс бро-моцианид. При переработке руды по схеме, включающей отсадку, амальгамацию концентрата и цианирование хвостов отсадки с добавками бромоцианида, извлечение золота повысилось до 99%, серебра до 98,4%.