научная статья по теме ЗАВИСИМОСТЬ ИЗВЛЕЧЕНИЯ ЗОЛОТА ОТ СТЕПЕНИ ОКИСЛЕНИЯ УПОРНЫХ ЗОЛОТОСУЛЬФИДНЫХ КОНЦЕНТРАТОВ Общие и комплексные проблемы естественных и точных наук

Текст научной статьи на тему «ЗАВИСИМОСТЬ ИЗВЛЕЧЕНИЯ ЗОЛОТА ОТ СТЕПЕНИ ОКИСЛЕНИЯ УПОРНЫХ ЗОЛОТОСУЛЬФИДНЫХ КОНЦЕНТРАТОВ»

Металлургия и материаловедение

Металлургия черных, цветных и редких металлов

Черемисина О.В., доктор технических наук, профессор Полежаев С.Ю., аспирант (Национальный минерально-сырьевой университет «Горный», г. Санкт-Петербург)

Плешков М.А., кандидат химических наук, ведущий научный сотрудник Фоменко И.В., научный сотрудник (ООО «НИЦ «Гидрометаллургия», г. Санкт-Петербург)

ЗАВИСИМОСТЬ ИЗВЛЕЧЕНИЯ ЗОЛОТА ОТ СТЕПЕНИ ОКИСЛЕНИЯ УПОРНЫХ ЗОЛОТОСУЛЬФИДНЫХ КОНЦЕНТРАТОВ

Объектом исследований являлся упорный углистый золотосодержащий концентрат, получаемый из руд одного из отечественных месторождений. Определена зависимость извлечения золота от степени вскрытия упорных сульфидных флотоконцентратов с различным содержанием органического углерода. Изучено влияние органического углерода на последующее извлечение золота от различной степени окисления материала. Выбраны оптимальные условия окисления флотоконцентрата с различным содержанием органического углерода.

Ключевые слова: переокисление, упорные руды, золото, углистый материал.

THE RELATIONSHIP BETWEEN RECOVERY ON THE OXIDATION OF SULPHIDE CONCENTRATES REFRACTORY GOLD

The object of research is the refractory carbonaceous gold-bearing concentrates derived from one of the local ore deposits. The dependence of the degree of recovery of gold from refractory sulphide flotation showdown with different amounts of organic carbon. Studied the effect of organic carbon on the subsequent recovery of gold from various degrees of oxidation of the material. The optimum conditions of oxidation of the flotation concentrate containing different amounts of organic carbon.

Keywords: peroxidation, refractory gold ore, gold, carbonaceous material.

Введение

В мировой золотоизвлекательной промышленности существуют три основные технологии, применяемые для вскрытия сульфидных мышьяковистых концентратов, в том числе, концентратов двойной упорности: окислительный обжиг, бактериальное окисление и автоклавное окисление. Последний из представленных способов обеспечивает наиболее высокое извлечение золота и оказывает минимальное воздействие на окружающую среду [1].

Автоклавная переработка углистых золотосульфидных концентратов осложняется тем, что необходимо проводить процесс окисления в жестко регулируемых условиях. Как показали исследования, при автоклавном выщелачивании происходит подавление сорбционной активности углистого вещества (preg-robbing), что связано, по-видимому, с его частичным окислением, но одновременно происходит и потеря части освобождающегося золота, что снижает его извлечение при цианировании (CIL) [2,3,4]. Природа этих потерь не совсем ясна, в работах [2,3] установлено, что потери золота связаны с присутствием в автоклавном растворе хлорид-ионов. По мнению авторов работ [3,5] потери обусловлены тем, что при повышенной температуре золото частично окисляется, например, ионами железа(Ш) и образуют-

ся хлоридные комплексы, которые сорбируются углистым веществом. Часть золота восстанавливается на угле до металла и в дальнейшем не извлекается в процессе цианирования. В работе [6] установлено, что присутствие в автоклавных растворах 25 мг/л хлорид-иона снижает извлечение с 90-92% до 72%.

Руды подобного типа принято называть рудами двойной упорности, что обусловлено тонкой диспергацией части золота в сульфидах, преимущественно в арсенопирите, и присутствием в рудах углистого вещества, обладающего высокой сорбционной активностью по отношению к золотоцианистому комплексу [7].

Экспериментальная часть

Целью данного исследования является установление зависимости извлечения золота от степени вскрытия сульфидных флотоконцентратов, изучение влияние органического углерода на последующее извлечение золота от различной степени окисления материала и выбор оптимальных условий окисления флотоконцентрата с различным содержанием органического углерода.

Объектом исследования являлись два концентрата флотационного обогащения (К1 и К2) золотосульфидной руды месторождений, расположенных в Амурской области, химический состав которых представлен в таблице 1.

Таблица 1

Химический состав флотоконцентратов

Концентрат Содержание основных компонентов, % масс.

Au, г/т S (общая) S (сульфидная) Fe As С ^орг

К1 24,3 23,5 23,3 25,7 9,19 0,4

К2 24,8 17,6 17,0 18,6 0,38 <0,01

Концентраты принципиально отличаются друг от друга различным содержанием мышьяка и органического углерода. Содержание мышьяка и углерода в концентрате К1 на порядок выше содержания этих элементов в концентрате К2. Наличие пирита находится примерно на одинаковом уровне 35,9% и 32,5% в концентратах К1 и К2, соответственно.

Исходные образцы флотоконцентратов измельчали в шаровой мельнице «Pulverizette 6». Крупность материала измеряли на лазерном анализаторе «Analizette 22 Compact», данные по крупности образцов флотационных концентратов представлены в таблице 2.

Таблица 2

Крупность флотоконцентратов

Тип материала Класс крупности, %

50 80 90

К1 Исходный флотоконцентрат, мкм 9,85 23,05 32,28

Измельченный флотоконцентрат, мкм 9,29 19,67 25,83

К2 Исходный флотоконцентрат, мкм 12,96 41,70 61,47

Измельченный флотоконцентрат, мкм 11,35 28,47 36,76

Измельченные концентраты промывали на вакуумной воронке тремя объемами дистиллированной воды для удаления водорастворимых примесей.

Промытый влажный кек подвергали автоклавному окислению в автоклаве «Premex» объемом 1,2 л с перемешивающим устройством и системой поддержания температуры. Автоклав оснащен системой измерения подачи газа фирмы «Bronkhorst», которая позволяет поддерживать постоянное общее давление в автоклаве и измерять расход кислорода, пошедшего на окисление материала. Достижение необходимой степени окисления материала фиксировали по расходу кислорода.

Параметры автоклавного окисления:

- объем пульпы 0,66 л;

- соотношение Ж:Т 6,3;

- температура 225°С;

- давление 31,5 атм.;

- парциальное давление кислорода 7 атм.

По достижению необходимой степени окисления прекращали подачу кислорода в автоклав и охлаждали автоклав до 50-70°С, после чего пульпу фильтровали. Раствор анализировали на содержание в нем хлорид иона.

Оставшийся промытый кек во влажном виде направлялся на сорбционное цианирование по стандартной методике.

Степень окисления исследуемого материала, приведенная в таблице 3, составляла от 5 до 110 %. Опыты с переокислением представляют собой выкрутку автоклавной пульпы в течение 2 мин с достижением степени окисления 105% и 5 мин - 110% в окислительных (автоклавных) условиях после завершения расхода кислорода в процессе автоклавного выщелачивания.

Таблица 3

Степень окисления флотационного концентрата

Концентрат Степень окисления материала, %

5 10 25 50 75 90 92,5 95 97,5 100 105 110

К1 + + + + + + + + - + + +

К2 - - + + + + - + + + + +

Результаты и их обсуждение

В концентрате К1 содержится значительное количество, около 20%, менее упорного ар-сенопирита БеАвБ, в котором содержание золота может достигать 17 кг/т в отличие от пирита с содержанием металла до 8 кг/т [8]. Содержание БеАвБ в пробах материала К2 составляло около 0,8%. Так как арсенопирит окисляется легче пирита, провели опыты по окислению концентрата К1 с достижением низкой степени окисления в 5 и 10%.

Хлоридной фон в фильтратах после автоклавного окисления для концентратов К1 и К2 составлял 10 мг/л и 3 мг/л, соответственно. Хлорид-ионы образовывались в процессе выщелачивания за счет частичного разложения минеральной составляющей флотоконцентратов.

Опыты по окислению флотоконцентрата свыше 90% проведены с интервалом окисления в 2,5%, так как совместное негативное влияния хлорид-иона и органического углерода более отчетливо сказывается при достижении высоких степеней окисления материала.

Результаты по расходу кислорода, извлечению золота и фактической степени окисления по кислороду проведенных опытов представлены в таблице 4.

Таблица 4

Результаты автоклавного окисления

Планируемая степень окисления материала, % Концентрат

К1 К2

Извлечение Au, % Факт.степ. окисл. по О2, % Расход О2, нл Извлечение Au,% Факт.степ. окисл. по О2, % Расход О2, нл

110(+5мин) 93,6 100 34 99,4 100 25

105(+2мин) 91,7 100 34 98,9 100 25

100 91,7 98 33 93,6 96 24

97,5 -* -* -* 91,5 95 23,3

95 89,4 96 32 88,5 94 23

92,5 89,4 93 31 -* -* -*

90 85,9 89 30 80,9 89 22

75 82,0 75 26 74,7 76 19

50 66,5 50 17 58,8 53 13

25 37,7 25 9 57,6 26 6,5

10 24,9 10 3 -* -* -*

5 23,1 5 1,8 -* -* -*

0 9,8 0 0 40,2 0 0

* - опыт не проводился.

Зависимость степени извлечения золота от степени окисления материала К1 и К2 представлена на рис. 1. Степень извлечения золота для материала К1 9,8% и К2 - 40,2% соответственно, в отсутствие окисления получена по результатам прямого цианирования исходных флотоконцентратов.

0 I I I I I I м м I I м I I м м I I I м I I м I I м м I I м I I il il I il il I il il I О 10 20 30 40 50 60 70 80 90 100 5 тин

Степень окисления, %

Рис. 1. Зависимость извлечения Аи от фактической степени окисления

На рисунке 2 приведена зависимость извлечения золота от степени окисления материала в интервале от 90% до 110 %. Для концентрата К2 наблюдается более резкое изменение сте-

пени извлечения Au от степени окисления и при достижении окисления 105 % степень извлечения золота достигает 99%. Для образца концентрата К1 степень извлечения золота при данной степени окисления составила лишь 93,6%.

87,5 90,0 92,5 95,0 97,5 100,0 2 мин 5 мин

Степень окисления, %

Рис. 2. Зависимость извлечения Аи от степени окисления материала в интервале от 90% до 110 %

На рис. 3 показана доля вскрытого золота по мере окисления сульфидов без учета свободного золота, извлекаемого прямым цианированием. Концентраты К2 и К1 содержали около 60% и, соответственно, 90% золота, связанного с сульфидными материалами.

Из графика видно, что в начале окисления концентрата К1 происходит повышение доли вскрываемого золота. Доля вскрытого золота составила 13% при окислении концентрата всего на 5%, что объясняется вскрытием арсенопирита, который окисляется легче по сравнению с более упорным пиритом.

Для дальнейшего прочтения статьи необходимо приобрести полный текст. Статьи высылаются в формате PDF на указанную при оплате почту. Время доставки составляет менее 10 минут. Стоимость одной статьи — 150 рублей.

Показать целиком