Применение методов гидрометаллургической селекции при переработке cурьмясодержащих золотых руд и концентратов

Одним, из основных методов гидрометаллургической селекции сурьмы и золота является сульфидно-щелочное выщелачивание. Химизм данного процесса рассмотрен нами ранее в связи с проблемой гидрометаллургического вскрытия золотосодержащего антимонита. Сульфидно-щелочное выщелачивание может быть использовано и как способ выведения химически активных минералов сурьмы из золотосодержащих руд и концентратов перед поступлением их на цианирование. Однако при этом необходимо учитывать два момента:

1. Возможность частичного растворения золота в сульфидно-щелочных растворах:

2. Отрицательное влияние на процесс цианирования присутствующих в остатках сурьмяного выщелачивания щелочных компонентов (в первую очередь - Na2S), которые сами могут выполнять роль активных химических депрессоров золота (и серебра).

Это требует применения специальных мер по предотвращению или, по крайней мере, снижению до минимума потерь золота в гидрометаллургическом цикле по указанным выше причинам.

В 1971-1972 гг. Иргиредметом при участии специалистов института "Средазнипроцветмет” (г. Ташкент) на опытной фабрике комбината Балейзолото проведены полупромышленные испытания технологии: сульфидно-щелочное выщелачивание - цианирование на пробе руды Сарылахского месторождения, содержащей 21,8 % сурьмы и 15,4 г/г золота. Перед гидрометаллургической переработкой руда (80 % класса -0,074 мм) подвергалась предварительному гравитационному обогащению с целью выведения присутствующих в ней свободного золота и крупнозернистых сульфидов. Для проведения опытов по извлечению сурьмы на фабрике была создана типовая установка, обеспечивающая проведение операций выщелачивания сурьмы и электролиза сурьмяных растворов в условиях, максимально приближенных к промышленным (рис. 13.7).

Обработка руды (хвосты гравитации с содержанием Sb 19,5 % и Au 11,0 г/г) производилась партиями по 200 кг. Всего за период испытаний проведено 11 операций выщелачивания, из них 8 - в замкнутом цикле с электролитическим получением сурьмы. Переработано 1680 кг руды (по сухой массе). Получено 217 кг катодной сурьмы с содержанием Sb более 95 %, удовлетворяющей кондициям на данную товарную продукцию. За период балансовых испытаний получены следующие (средние) показатели обработки руды по циклу сульфидно-щелочное выщелачивание - электролиз:

- выход кеков выщелачивания 65 % от исходного (хвосты отсадки); содержание Sb в кеках 0,82 %; Au - 16,1 г/т;

- извлечение сурьмы при выщелачивании 98 %; при электролизе 98 %; общее 96,1 %;

- состав сульфидно-щелочных растворов, г/л: оборотный раствор 22,6 Sb; 101 Na2S; 25,6 NaOH; 21,8 Na2CO3; 0,41 мг/л Au; готовый раствор -55,7 Sb; 69,6 Na2S; 34,0 NaOH; 34,3 Nа2СО3; 0,44 мг/л Au.

Выход по току сурьмы за весь период испытаний составил 46,6 %; удельный расход электроэнергии 4150 кВт-ч/т сурьмы; удельный расход NaOH 0,9 т на 1 т катодной сурьмы (0,18 т на 1 т руды).

В процессе выщелачивания была изучена кинетика перехода сурьмы и золота в сульфидно-щелочной раствор (рис. 13.8). Установлено, что в выбранных условиях выщелачивания практически полное растворение сурьмы достигается в течение 1 ч. Содержание Au в растворах при этом не превышает 0,4 г/м3. Эта величина мало изменялась в процессе всего периода испытаний по циклу выщелачивания - электролиза, т.е. накапливания золота в растворах не происходило.

Для извлечения золота из остатков сульфидно-щелочного выщелачивания был применен метод цианирования.

Предварительные лабораторные опыты, проведенные непосредственно в условиях опытной фабрики, показали, что материал данного состава характеризуется значительной технологической упорностью по отношению к цианистому процессу, показателем чего является крайне медленное растворение золота в сочетании с высоким расходом NaCN па обработку руды (15 кг/т). С учетом данного факта, при постановке укрупненных опытов были предприняты попытки ослабить вредное влияние химических депрессоров золота путем двухстадиального цианирования хвостов гравитации (Ж:Т=2:1; СNaCN 1,5 г/л) и применения в цикле выщелачивания ионообменных смол (АМ-2Б, загрузка 3 % от питания). Результаты проведенных опытов показывают (рис. 13.9), что осуществление указанных выше мероприятий позволяет существенно снизить депреccирующее влияние примесей на процесс цианирования, хотя полностью устранить это отрицательное влияние не удалось. Как показали специальные эксперименты, кардинальным путем улучшения технологических показателей (расход NaCN, продолжительность выщелачивания) является снижение содержания сурьмы в материале, поступающем на цианирование, по крайней мере, до уровня 0,1-0,15 %, что может быть достигнуто за счет дополнительной гравитационной доводки хвостов сульфидно-щелочного выщелачивания.

В цепом результаты проведенных полупромышленных и укрупненных испытаний позволяют сделать вывод, что гравитационно-гидрометаллургическая схема переработки золото-сурьмяных руд Сарылахского месторождения (и других подобных им продуктов) в определенных условиях может обеспечивать достаточно высокое технологическое извлечение и сурьмы, и золота, и с этой точки зрения представляется перспективной.

Особого внимания заслуживает применение операции сульфиднощелочного выщелачивания в качестве способа селективного выделения сурьмы из гравитационных золотосодержащих концентратов, золото в которых представлено относительно крупными частицами, в меньшей степени подверженными растворению в данных условиях. На этом принципе, в частности, основана разработанная Иргиредметом технология металлургической переработки богатых гравиоконцентратов Сарылахской обогатительной фабрики (Au - 1050 г/г; Sb 65,0 %). По схеме, включающей сульфидно-щелочное выщелачивание (с последующим электролитическим извлечением сурьмы из растворов); трехкратную перечистку хвостов сурьмяного выщелачивания на концентрационных столах, плавку вторичного гравитационного концентрата (содержание Au 480 кг/т) на металл Доре и цианирование хвостов гравитационной доводки, получено суммарное извлечение в соответствующие товарные продукты золота - 98 %, сурьмы - 96,5 %.

Гидрометаллургическое разделение сурьмы и золота в принципе может быть осуществлено и на основе процесса цианирования, особенно в тех случаях, когда золото генетически не связано с антимонитом и другими сурьмяными минералами. Условия цианистого выщелачивания золота из сурьмянистых руд аналогичны тем, которые применяются и при переработке других руд технологического типа "В".

В целях интенсификации процесса может быть использован вариант автоклавного цианирования в присутствии кислорода. Данный способ, в частности, применяется на заводе Консолидейтед Мэрчисон при обеззолачивании сурьмяного концентрата (50-60 % Sb2S3, 15-30 г/т Au, 0,2 % As, остальное - кварц) перед направлением его потребителю. Концентрат обрабатывается цианистыми растворами в автоклаве трубного типа под давлением кислорода 9 МПа. Извлечение золота в раствор составляет около 85 %. По выходе из автоклава пульпа подвергается обезвоживанию на барабанном вакуум-фильтре. Кек - сурьмяный концентрат подвергается глубокой сушке (до 1 % влага) и расфасовывается в мешки. Золото из цианистых растворов осаждается сорбцией на активированном угле в колонных аппаратах. Последующая переработка золотосодержащего угля производится обычным способом.

Альтернативой цианистому процессу может служить тиокарбамидное выщелачивание золота из сурьмянистых и золотосурьмяных руд (концентратов).

Данный вариант детально изучен в Иргиредмете на мономинеральных смесях и реальных рудных продуктах. По результатам исследований разработана принципиальная схема извлечения золота из сурьмяных концентратов, включающих в себя следующие технологические операции:

- двухстадиальное выщелачивание золота тиокарбамидными растворами (концентрация тиокарбамида 20 г/л, серной кислоты 10 г/л; загрузка пероксида водорода 0,05 г на 1 г тиокарбамида; Ж:Т=3:1; температура 20-25 °C; продолжительность каждой стадии по 4 ч);

- отмывка кеков (на фильтре) от тиокарбамида и растворенных солей с последующей отправкой их на сурьмяный завод;

- осаждение золота из растворов цементацией железным скрапом с использованием углеродных токопроводящих материалов;

- плавка цементного осадка на металлический слиток.

Установлено, что в процессе TKB возможен переход в растворы некоторого количества сурьмы, концентрация которой в растворах (100-120 мг/л) может превышать концентрацию золота в 20-25 раз. Вследствие близких значений стационарных потенциалов Au (+0,30 В) и Sb (+0,21 В), селективное выделение золота из таких растворов методом электролиза не представляется возможным. В этой связи Иргиредметом (В.Я. Бывальцев и др.) разработан эффективный способ очистки тиокарбамидных растворов от сурьмы с помощью специальных реагентов, позволяющих перевести В осадок более 99 % растворимой сурьмы. Последующее электролитическое извлечение золота из очищенных от сурьмы растворов уже не вызывает осложнений.

Технология тиокарбамидного выщелачивания испытана в полупромышленных масштабах на концентратах текущей добычи Сарылахской фабрики (Sb 56 %; Au 28 г/т). Извлечение золота составило 81,5 % при удельном расходе реагентов (кг на I т концентрата): тиокарбамид -7; серная кислота - 1; пероксид водорода - 3 и расходе энергии на электролиз 10-15 кВт*ч/т. С учетом до извлечения золота из кеков (представляющих собой товарный Sb-концентрат) на сурьмяном металлургическом заводе общее извлечение золота из концентрата составит 95-97 %.

Примером промышленного использования тиокарбамидной технологии излечения золота из золото-сурьмяных концентратов может служить упомянутая ранее фабрика Хиллгрув. В 1982 г. на фабрике пущена в эксплуатацию установка ТКВ, на которой ежесуточно перерабатывается 8 т концентрата, содержащего примерно 60 % Sb; 0,4 % As и 30-40 г/т Au. Продолжительность выщелачивания - 15 мин, удельный расход тиокарбамида - 2 кг на 1 т концентрата. Золото из тиокарбамидных растворов выделяется сорбцией на активированный уголь. Обеззолоченный сурьмяный концентрат поступает в продажу.