Технологические исследования золотосодержащих руд на обогатимость

Собиратель для сульфидов цветных металлов, золота и серебра.

Собиратель минералов цветных металлов, золота и металлов платиновой группы.

Собиратели для флотации меди, серебра, золота, цинка.

Собиратель при флотации медных, никеле-вых, кобальтовых, серебросодержащих, хромсодержащих руд.

Собиратель минералов цветных металлов, а также минералов благородных металлов - сильванита, калаверита, сперрилита, гессита.

Собиратель минералов цветных и благородных металлов.

Сульфгидрильный собиратель для золота и других минералов; эффективнее ксантоге-натов, дитиофосфатов и тионокарбаматов.

Собиратель минералов цветных металлов, а также серебряных минералов - акантита, стефанита, пираргирита и др.

Растворимость в воде составляет около 300 л. Эфир -- хороший собиратель для золота, самородной или цементной меди, халькопирита и весьма слабый для пирита и особенно арсенопирита. Эти свойства позволяют успешно использовать реагент для флотационного выделения золота и меди из пирит- и арсенопиритсодержащих руд и концентратов, причем такую флотацию можно проводить без использования реагентов-подавителей или с пониженным их расходом. Если наряду со свободным золотом необходимо извлечь и золотосодержащий пирит, то флотируют последовательно -- вначале с эфиром, затем с ксантогенатом. Эфир можно подавать в пульпу в естественном виде, в виде водных эмульсий и в растворе органических растворителей. Расход его 10--15 г/т руды. Реагент обладает пенообразующими свойствами, поэтому флотацию можно проводить без дополнительных вспенивателей.

После выбора собирателя и определения условий его использования приступают к испытанию других реагентов. Для повышения извлечения благородных металлов можно испытать различные активаторы, например медный купорос, сернистый натрий, фосфорнокислый натрий. С помощью первых двух реагентов можно улучшить флотируемость ряда окисленных с поверхности золото- и серебросодержащих сульфидов; третий реагент в сочетании с известью активирует флотацию халькопирита, подавляя пирит и пирротин. Расход фосфорнокислого натрия не превышает 1 кг/т; в пульпу этот реагент подают в виде 5--10 %-го водного раствора. Сернистый натрий, поскольку он является сильным подавителем золота, можно использовать лишь в контрольных операциях, когда свободное золото уже сфлотировано.

При разработке способа подавления пустой породы, помимо уточнения расхода жидкого стекла, необходимо испытать в качестве подавителей кислое жидкое стекло, карбоксиметилцеллюлозу (КМЦ), полиакриламид (ПАА), кремнефтористый натрий и другие реагенты.

Ряд минералов пустой породы, в частности углистых, можно) подавлять полиакриламидом. Расход его не превышает 15--20 г/т,, концентрация используемых водных растворов равна 0,05--0,1 %. Кремнефтористый натрий (Na₂SiF₆), помимо подавления алюмосиликатов, кварца и полевого шпата, осаждает из жидкой фазы пульпы ионы тяжелых цветных металлов, понижает щелочность и улучшает флотацию пирита. Этот реагент при расходе 2--4 кг/г полезно применять при флотации золотосодержащего пирита из шламистых руд. Подавать его можно и в контрольную флотацию.

После установления реагентного режима определяют оптимальную плотность пульпы и продолжительность флотации. Планировать опыты флотации с различной плотностью пульпы необходимо с учетом общей схемы обработки руды. Если перед флотацией намечено сгущение, то плотность пульпы будет определяться не только показателями флотации, но и возможностями процесса сгущения. Часто, чтобы избежать сгущения, флотируют пульпы с плотностью ниже оптимальной. Естественно, в этих случаях возрастает требуемый объем флотационных машин, увеличивается расход реагентов и ухудшаются результаты флотации.

Пульпу различной плотности готовят из одной порции измельченного материала делением ее желобчатым сократителем на ряд частей. Из этих частей составляют различные навески и сгущением готовят порции пульпы соответствующей плотности. С изменением плотности пульпы изменяется эффективность действия собирателей. Поэтому необходимо провести опыты по уточнению расхода собирателя. Кроме того, надо учитывать также, что с изменением плотности пульпы изменяется и скорость флотации -- она может понижаться как в очень плотных, так и в весьма разбавленных пульпах.

Необходимую продолжительность флотации определяют, применяя фракционное снятие концентрата. Для этого при флотации в оптимальном режиме снимают за первые, например 2 мин, первую фракцию концентрата, за 3 мин после первой -- вторую, за 5 последующих минут -- третью, и так далее в течение времени, заведомо достаточного для окончания флотации. Полученные фракции концентрата сушат, взвешивают и анализируют на золото и другие компоненты. Результаты опыта, можно представить в виде графика, на котором по оси абсцисс отложена продолжительность флотации, а на оси ординат -- извлечение и содержание в концентрате золота и других полезных компонентов. По графику определяют необходимую длительность флотации для получения определенного извлечения и качества концентрата.

Продолжительность флотации зависит, в частности, от режима работы флотационной машины. Лабораторные машины по сравнению с полупромышленными и промышленными обычно работают с повышенным удельным расходом воздуха и обеспечивают более интенсивное перемешивание пульпы. В этих условиях флотация заканчивается быстрее, однако крупные частицы золота и сульфидов могут остаться в хвостах. Поэтому программа подробных исследований по флотации (особенно грубоизмельченного материала) должна включать работу на машинах с различными частотой вращения импеллера и расходом воздуха.

Разработанный режим флотации целесообразно проверить на воде, намечаемой к использованию в промышленных условиях. Если известен химический состав такой воды, то флотацию можно провести с дистиллированной водой после добавления в нее соответствующих веществ.

Для выяснения влияния многочисленных факторов на результаты флотации по описанной методике и определения оптимального режима процесса требуется значительное число флотационных опытов- Положение осложняется тем, что многие факторы являются взаимосвязанными, т. е. с изменением одного фактора изменяется и другой. Поэтому даже после проведения многочисленных опытов нет полной уверенности в том, что разработанный режим флотации действительно является оптимальным. В связи с этим в исследованиях целесообразно использовать математические методы планирования экспериментов и обработки получаемых результатов, что позволит при минимальном числе опытов сделать объективные выводы.

Известно, что флотационные опыты нередко имеют низкую воспроизводимость. Погрешности, вносимые разделкой, взвешиванием и анализом продуктов, составляет обычно небольшую долю общей погрешности флотационного опыта. Поэтому целесообразно проводить параллельные опыты с последующим объединением одноименных продуктов флотации и отбором одной пробы на анализ. Такой прием уменьшает общую погрешность флотационного опыта. Если наибольшую погрешность вносит пробирный анализ, то для анализа целесообразно от продуктов одного опыта отбирать несколько навесок. Достоверность флотационных исследований повышают использованием машин с большим объемом камер, а также совершенствованием флотационного оборудования и стандартизацией проведения эксперимента.

Разработка схемы флотации включает определение числа контрольных и перечистных операций, испытание различных способов доизвлечения золота из хвостов флотации, проведение флотации в две или три стадии, испытание схем флотации с раздельной обработкой реагентами песковой фракции.

При определении числа контрольных и перечистных операций можно руководствоваться следующим:

· число контрольных операций следует увеличивать при флотации богатых руд и руд, содержащих труднофлотируемое золото и другие ценные минералы;

· число перечистных операций может быть достаточно велико (до пяти-шести), если требуется из сравнительно бедной руды получить концентрат высокого качества, а извлекаемые минералы отличаются хорошей флотируемостью.

Получаемые при контрольных и перечистных операциях промпродукты следует изучать для определения их вещественного состава под бинокулярным микроскопом. Знание вещественного состава промпродуктов позволит предусмотреть наиболее рациональные способы их обработки. Необходимо также изучать вещественный состав хвостов и концентратов. При этом, изучая концентраты, большое внимание необхо-димо уделять компонентам, загрязняющим этот продукт, а, изучая хвосты, в первую очередь следует определять форму нахождения в них ценных минералов.

Чтобы установить возможность сокращения потерь ценных элементов с хвостами флотации, последние целесообразно классифицировать в гидроциклоне на несколько фракций и определять в каждой фракции содержание золота и других ценных компонентов.

Из фракций с повышенным содержанием золота (обычно песковых) золото можно извлечь после доизмельчения флотацией совместно с исходным материалом или в отдельном цикле. В некоторых случаях обогащенные золотом фракции целесообразно цианировать. Шламистые фракции хвостов нередко обеднены золотом и могут быть отвальными продуктами.

Эффективный способ улучшения показателей -- флотация в несколько стадий, обычно в две или три.

Рис.4. Схема двухстадиальной флотации

Первую стадию флотации проводят на материале, верхний предел крупности которого в 2--4 раза выше, чем во второй. Расход реагентов при двухстадиальной флотации обычно не выше, чем при одностади-альной. Суммарная продолжительность флотации в две стадии также не превышает продолжительности флотации, осуществляемой в одну стадию.

При обработке многих руд стадиальная флотация позволяет снижать потери золота и других ценных компонентов с хвостами и получать более зернистый концентрат.

Иногда из хвостов первой стадии флотации обработкой в гидроциклоне удается выделить шлам с отвальным содержанием ценных компонентов.

1.2.3 Цианирование

Цианирование основано на использовании в качестве растворителей золота и серебра солей цианистоводородной кислоты. Эти соли весьма токсичны, поэтому при работе с ними следует строго выполнять правила техники безопасности.

Приготовление и анализ цианистых растворов. Цианирование обычно проводят, используя водные растворы KCN или NaCN. Вначале приготовляют крепкий раствор цианида (10--15 %) и сохраняют его в плотно закрытых склянках. Этот раствор по мере необходимости используют для приготовления рабочих растворов и для повышения концентрации (подкрепления) цианида в жидкой фазе пульпы при цианировании. Перед использованием крепкого раствора определяют в нем концентрацию цианида. Для этого отбирают 10 мл раствора, разбавляют дистиллированной водой в 10--25 раз и титруют.

Для отбора и дозирования цианистых растворов весьма удобно устройство Г. С. Коновалова. Оно представляет собой обычную пипетку с надетым на верхний конец резиновым баллончиком (рис. 5). Баллончик сообщается с каналом пипетки через отверстие диаметром 1--2 мм. Для отбора раствора баллончик сжимают большим, средним и безымянным пальцами, нижний конец пипетки погружают в раствор и, закрыв верхний конец пипетки указательным пальцем, засасывают с помощью баллончика раствор. Когда раствор поднимется выше метки, верхний конец пипетки на короткое время открывают, воздух заполняет баллончик и засасывание прекращается. После этого доводят уровень раствора до метки, как и при работе с обычной пипеткой, и отмеренный раствор выпускают в сосуд.

Наиболее распространенным методом определения концентрации цианида в исходных растворах и растворах, получаемых в результате цианирования руд, является титрование азотнокислым серебром в присутствии индикатора -- йодистого калия. Метод позволяет определять содержание свободного цианида, т. е. цианида (циан-иона), не связанного в недиссоциированные комплексные соединения.

Титрование проводят в следующем порядке: 10 или 25 мл раствора отмеряют пипеткой в стакан или коническую колбу вместимостью 100 мл, добавляют 3--4 капли 5 %-го раствора йодистого калия и титруют до появления желтоватой мути йодистого серебра, не исчезающей при взбалтывании. Чтобы лучше заметить момент мути, следует раствор к концу титрования наблюдать перед черным фоном. Титруемый раствор, колба и пипетка должны быть совершенно прозрачными. Мутный раствор необходимо отфильтровать. При работе с растворами, богатыми известью, на колбах и пипетках осаждается углекислый кальций. В этом случае посуду перед употреблением промывают сильно разбавленной соляной кислотой и затем тщательно водой.

Рис.5. Устройство для дозирования токсичных растворов:

1 - пипетка; 2 - отверстие; 3 - резиновый баллончик.

Раствор азотнокислого серебра для титрования готовят следующим образом: навеску соли отвешивают на часовом стекле на аналитических весах, смывают дистиллированной водой через воронку в мерную колбу, перемешивают содержимое колбы до полного растворения соли, после чего добавляют воду до метки и хорошо перемешивают раствор. Концентрация раствора азотнокислого серебра зависит от концентрации цианида в титруемых растворах и от того, в какой форме предполагается выражать результаты титрования: в процентах KCN, NaCN или CN. Наиболее крепкими растворами AgNO₃ (табл. 16). можно пользоваться тогда, когда не требуется большая точность определения и когда желательно сократить длительность операции титрования. Для получения более точных результатов следует пользоваться самыми слабыми из указанных растворов.

Чтобы уменьшить разложение цианистых солей, в растворы добавляют известь, создающую так называемую защитную щелочь. Способность извести создавать в растворе щелочь зависит от содержания в ней свободного оксида кальция -- суммы оксида кальция СаО и гидроксида кальция Са(ОН)₂. [13]

Для определения свободного оксида кальция в извести (активности извести) в склянку вместимостью 2 л заливают 1 л 2 %-го раствора сахара и засыпают 2 г тонкоизмельченной извести, закрывают склянку резиновой пробкой и перемешивают в течение 2 ч. Затем отстаивают раствор 12 ч, вновь перемешивают в течение 1 ч и после отстаивания фильтруют верхний слой раствора через сухой фильтр в сухой стакан. От раствора отбирают пипеткой 2--3 пробы по 50 мл, прибавляют к каждой пробе'по 5 капель раствора фенолфталеина (0,5 г фенолфталеина в 50 мл спирта и 50 мл воды) и титруют 0,1 н. раствором щавелевой кислоты (6,303 г кислоты в 1 л раствора) до исчезновения розовой окраски. Содержание оксида кальция в извести рассчитывают по формуле

СаО = 2,8 V,

где V -- объем 0,1 н. раствора кислоты, затраченной на титрование 50 мл раствора сахара после перемешивания его с навеской извести, мл.

Используемый при анализе раствор сахара необходимо освобождать от углекислоты, всегда присутствующей в дистиллированной воде. Для этого к раствору добавляют 2--3 капли раствора фенолфта-леина и затем по каплям из пипетки известковой воды до появления слаборозовой окраски.

Содержание защитной щелочи в цианистых растворах обычно определяют после определения свободного цианида в том же растворе титрованием щавелевой кислотой в присутствии индикатора (0,5 %-го спиртового раствора фенолфталеина). Для этого титруют свободный цианид, как описано выше. При появлении желтой мутит добавляют еще 2--3 капли раствора AgNO₃ и затем несколько» капель раствора фенолфталеина, после чего титруют раствором: щавелевой кислоты до исчезновения розовой окраски.

Концентрацию защитной щелочи, как правило, выражают в % СаО. Раствор щавелевой кислоты готовят растворением навески: массой 2,2481 г в 1 л. Для титрования берут 10 мл цианистого раствора; в этом случае 1 мл затраченного на титрование раствора кислоты соответствует 0,01 % СаО.

Золото в цианистых растворах наиболее успешно определяют атомно-абсорбционным методом. Этот метод позволяет в 100-- 200 мл раствора определять золото с чувствительностью 0,02 мг/л. Помимо золота можно определять ряд других металлов со следующей чувствительностью, мг/л: серебро 0,05; медь 0,1; цинк 0,03; железо 0,05 и никель 0,4. Определениям мешают органические соединения, о наличии которых при сдаче проб на анализ следует предупреждать.

Надежным методом определения золота является метод, основанный на осаждении металла цинком. Известный объем цианистого раствора (200--400 мл) в конической колбе или стакане подкрепляют, если требуется, до содержания 0,05--0,07 % NaCN, прибавляют 3 г цинковой пыли и несколько капель 10 %-го раствора уксуснокислого свинца, затем в течение 1 ч нагревают при частом: взбалтывании, не доводя до кипения. После этого добавляют, сильно взбалтывая, 60--100 мл 10 %-го раствора уксуснокислого свинца и 20--30 мл крепкого водного раствора НС1 (1:1) и продолжают взбалтывать до тех пор, пока не начнется осветление раствора, выпадение белого осадка хлористого свинца и образование свинцово-цинковой губки. Отсутствие этого свидетельствует о недостатке уксуснокислого свинца или цинковой пыли. Раствор кипятят до прекращения выделения пузырьков из губки (до растворения цинка). Если свинцовая губка получится компактной, то ее вместе с частью раствора переводят в фарфоровую чашку, сжимают в комок, подсушивают и, завернув в свинцовую фольгу, направляют на шерберование. Если губка получится разбитой, то раствор фильтруют через фильтр из свинцовой фольги. Фильтр представляет собой конус, в вершине которого проколоты отверстия, прикрытые кусочком ваты и свинцовой дробью. После фильтрования губку отжимают, подсушивают, заворачивают вместе с фильтром в фольгу и шерберуют. [14]

Золото в цианистом растворе можно определять выпариванием раствора в чашке из свинцовой фольги с последующим шерберованием свернутой в комок чашки вместе с осадком. Чашку из фольги вкладывают в фарфоровую чашку, которую устанавливают на песчаную баню, В чашку заливают раствор (не более 2/3 ее объема), по мере упаривания раствор доливают. Перед концом выпаривания, чтобы предупредить возможное разбрызгивание, в чашку засыпают 2--3 г глета.

Определение малых содержаний золота в цианистых растворах можно проводить с использованием ионообменных смол.

Цианирование методом перемешивания пульпы применимо к материалам не крупнее 0,3--0,4 мм. В лабораторных условиях этот метод испытывают, применяя различные перемешиватели для закрытых склянок (бутылок), открытых склянок, с механической мешалкой и др. Все они имеют свои преимущества и недостатки, что следует учитывать при планировании экспериментов и оценке получаемых результатов.

Рис. 6. Перемешиватель для открытых склянок: / -- станина; 2 -- фиксатор; 3 -- валок; 4 --склянка вместимостью 0,5--1 л

Перемешиватель для закрытых склянок обеспечивает хорошее перемешивание пульпы, но цианирование протекает без доступа свежего воздуха. Последнее вынуждает перед началом цианирования загружать в пульпу окислитель, (обычно перекись бария 0,5--1 г на 100 г руды) или периодически останавливать перемешиватель, снимать склянки и выдерживать их с открытыми пробками для обновления воздуха (аэрации). Остановка перемешивателя и снятие склянок необходимы и для подкрепления раствора щелочью и цианидом.

В перемешивателе для открытых склянок (рис. 6) последние вращаются без пробок в наклонном состоянии, опираясь нижней частью на вращающиеся валки, а горлышком -- на вырез в неподвижной пластинке. Обмен воздуха в процессе цианирования происходит постоянно. Недостаток перемешивателя заключается в слабом перемешивании крупного и тяжелого материала.



Рис. 7. Пневматический перемешиватель: 1 -- корпус; 2 -- труба; 3 -- ограничитель; 4 -- штатив

Пневматический перемешиватель (рис. 7) позволяет хорошо перемешивать и аэрировать пульпу, но расход цианида и извести в нем, как правило, повышенный; кроме того, при работе трудно избежать разбрызгивания пульпы.

Используемый в ЦНИГРИ перемешиватель с механической мешалкой (рис. 8) имеет три съемных сосуда вместимостью 5,2; 3 и 0,75 л. Интенсивность перемешивания в нем изменяют, устанавливая раз личную частоту вращения импеллера, а также применяя импеллеры различного диаметра. В процессе длительного перемешивания пульпы часть раствора испаряется. Это вынуждает для сохранения заданной плотности пульпы периодически добавлять в перемешиватель воду или цианистый раствор.

Подготовка материала к цианированию может включать следующие операции: измельчение, гравитационное обогащение, промывку водой или кислотами, щелочную обработку, классификацию на пески и шламы.

Измельчение и гравитационное обогащение проводят обычными методами. Пульпу после указанных операций сгущают, делят желобчатым делителем и каждую порцию загружают в перемешиватель. Методом гравитационного обогащения из материала извлекают крупные частицы золота и золотосодержащие сульфиды, что позволяет сократить продолжительность последующего цианирования и получить более бедные золотом хвосты.

Промывать материал водой для удаления из него водорастворимых соединений можно в перемешивателе с механической мешалкой или в каком-либо сосуде. Материал перемешивают 1-- 2 мин и оставляют для отстаивания; отстоявшуюся жидкую фазу декантируют. Кислотами (H₂SO₄ или H₂SO₃) наиболее часто промывают огарки, получаемые при обжиге флотационных концентратов. Огарки перемешивают 20--30 мин в слабом растворе кислоты; раствор декантируют или удаляют фильтрованием, остаток промывают водой и цианируют.

Рис.8. Перемешиватель с механической мешалкой: 1 - электродвигатель; 2 - станина; 3 - сменные сосуды.

Щелочную обработку (перемешивание материала в известковой среде) проводят с целью улучшения показателей последующего цианирования. Режим обработки определяют экспериментально, обычно придерживаются следующих параметров: концентрация СаО в жидкой фазе 0,03--0,04 %, продолжительность перемешивания 3--6 ч. Последующее цианирование проводят в одних случаях после промывки материала, в других -- без промывки.

Перед цианированием материал классифицируют в гидроциклоне отмучиванием или в восходящем потоке воды. Получаемые продукты цианируют раздельно. Это позволяет осуществить процесс в оптимальных условиях: шламы цианируют методом перемешивания в течение короткого промежутка времени с использованием сорбентов, а пески -- методом просачивания раствора.

Параметры цианирования определяют выполнением серии опытов с изменением одного параметра при постоянном значении других. В первую очередь определяют влияние степени измельчения материала на извлечение золота в раствор. Для этого цианируют по одной навеске материала крупностью -- 0,3; -- 0,21; -- 0,1; -- 0,15; -- 0,071 и -- 0,04 мм (точнее, 95--98% указанного класса) при следующих условиях: содержание твердого в пульпе 33%, концентрация NaCN 0,05--0,07% и СаО 0,01--0,02%, продолжительность цианирования 24 ч. Цианирование следует проводить при возможно более постоянных концентрациях цианида и извести. Для этого в пульпу добавляют столько оксида кальция: и цианида, сколько необходимо для создания заданной концентрации этих реагентов в жидкой фазе. После 10--15 мин перемешивания от пульпы пипеткой с широким капилляром отбирают пробу объемом 50--70 мл, которую фильтруют через сухой фильтр или отстаивают с последующим определением концентрации цианида и извести в жидкой фазе. Твердую фазу и остатки жидкой фазы возвращают в перемешиватель. Пробу можно отобрать и от жидкой фазы пульпы после остановки перемешивателя и отстаивания. Убыль жидкой фазы, вызываемую титрованием и испарением, восполняют добавлением цианистого раствора или воды.

Определив концентрации цианида и извести, рассчитывают массу реагентов, необходимых для достижения начальных концентраций. Известь добавляют в пульпу в виде порошка, а цианид -- в. виде крепкого раствора. Расчет производят по формулам

"где q -- масса извести для подкрепления, г; V -- объем жидкой фазы в перемешивателе, мл; С -- начальная концентрация оксида кальция или цианида, %; С₂ -- концентрация оксида кальция или цианида в пробе, %; С_изв -- концентрация оксида кальция в извести, %; V -- объем крепкого цианистого раствора для подкрепления, мл; С_р -- концентрация крепкого цианистого раствора, %.

После подкрепления пульпу перемешивают 15--20 мин, вновь отбирают пробу и определяют концентрацию цианида и оксида кальция. При необходимости производят подкрепление и продолжают цианирование. Так поступают до тех пор, пока концентрации цианида и щелочи станут постоянными. Обычно при цианировании первичных малосульфидных руд подкрепление производят через 10; 20; 30; 60 мин и далее через каждые 2--3 ч. При цианировании сложных руд, требующих повышенных расходов реагентов, подкрепление приходится производить более часто. Единовременная загрузка больших доз цианида или извести, создающих избыточную концентрацию, приводит к увеличению расхода реагентов, а в ряде случаев и к снижению извлечения золота.

По окончании цианирования фильтрованием или отстаиванием с последующей декантацией отделяют золотосодержащий раствор от твердой фазы--хвостов. В растворе определяют концентрации цианида, щелочи и золота. Содержание этих компонентов в растворе рассчитывают, исходя из их концентрации и всего объема раствора в. пульпе. После этого подсчитывают полный и безвозвратный расход цианида и извести. Под полным расходом понимают всю массу реагента, затраченного на цианирование, включая и остатки после цианирования в жидкой фазе. Эти остатки можно возвращать в процесс цианирования при оборотном использовании цианистых растворов. Исключая из полного расхода реагентов остатки после цианирования в жидкой фазе получают безвозвратный расход. Обычно расход цианида не превышает 1--2 кг/т. Расход резко возрастает при цианировании руд, содержащих растворимые в цианиде минералы.

Хвосты цианирования заливают водой и, перемешивая, добавляют раствор перманганата калия до слабо-розового окрашивания. Перемешивание продолжают до исчезновения окраски, затем вновь добавляют раствор перманганата и перемешивают. Эти операции повторяют до тех пор, пока окрашивание не будет исчезать при перемешивании, что указывает на разрушение всего цианида. После этого хвосты 3--4 раза промывают водой, при необходимости доизмельчают, и анализируют на золото.

Определив оптимальную крупность материала при цианировании, проводят серии опытов с изменением продолжительности цианирования (6; 12; 16; 24; 48 ч), содержания твердого в пульпе (33; 40 и 50%) концентрации извести (от 0,005 до 0,25% СаО) и цианида (от 0,01 до 0,1 % NaCN), температуры пульпы. Все опыты проводят по описанной выше методике с периодическим подкреплением раствора щелочью и цианидом. После каждого опыта подсчитывают расход реагентов и определяют извлечение золота в раствор.

Оценивая роль концентрации извести, надо учитывать влияние ее не только на расход цианида, но и на извлечение золота. Очень часто минимальный расход цианида наблюдается при такой щелочности, при которой ухудшается растворение золота. В этом случае за оптимальную следует принять более низкую концентрацию извести, при которой растворение золота будет достаточно полным и быстрым, хотя и с повышенным расходом цианида. С другой стороны, цианистые растворы должны иметь такую щелочность, которая надежно предупреждает разложение цианида с образованием легко летучей HCN.

Планируя опыты при различной температуре, следует учитывать, что температура пульпы в зимний период на многих фабриках снижается до 8--10 °С и даже ниже, а в летний период на фабриках, расположенных в южных районах страны, достигает 30 °С. При низких температурах растворение золота резко замедляется, подавляющее действие избытка гидроксида кальция возрастает; При повышенной температуре увели-чивается расход цианида. Способы поддержания заданной температуры пульпы выбирают в каждой лаборатории с учетом имеющихся возможностей.

Операция выщелачивания при цианировании длится обычно около 24 ч, а на теллуристых рудах до 200 ч. Причина заключается в малой скорости растворения золота и теллуридов этого металла; чистое золото растворяется с максимальной скоростью 3,35 мг/(см²·ч) или 1,68 Mkm/ч. Известны следующие методы ускорения растворения золота и серебра при цианировании:

· более интенсивное перемешивание пульпы; замена NaCN на KCN; цианирование под давлением;

· использование в качестве окислителя чистого кислорода; цианирование при повышенной температуре (не выше 30-- 35 °С);

· физические и электрохимические воздействия на пульпу.

Испытывая тот или иной метод, необходимо определять его влияние не только на скорость растворения золота и серебра, но и на растворимость других компонентов руды, расход реагентов, последующую операцию осаждения благородных металлов.

Исследователями доказана возможность осуществлять цианирование в морской воде. Скорость растворения золота в этом случае несколько выше, оптимальное значение рН 10,2. К сожалению, не изучено влияние морской воды на растворение серебра, а также на осаждение благородных металлов из цианистых растворов, в частности ионообменными смолами в условиях многократного их использования.



Рис. 9. Схема цианирования Рис. 10. Схема трехстадиального с измельчением материала цианирования в водной среде

В производственных условиях наиболее распространены следующие схемы цианирования:

схема с измельчением материала в водной среде, последующим сгущением, выщелачиванием золота из сгущенного продукта и фильтрованием;

схема стадиального цианирования;

схема с измельчением материала в цианистой среде и с оборотным использованием растворов;

4) противоточная схема с применением многократного сгущения.

В лабораторных условиях первую схему можно воспроизвести Так, как показано на рис. 9. После измельчения материал сгущают до максимальной плотности, если это не ухудшит показатели последующего выщелачивания.

Схема стадиального цианирования, осуществляемого в лабораторных условиях, показана на рис. 10. Золотосодержащие растворы после каждой стадии выщелачивания выделяют сгущением, или фильтрованием, или последовательным применением этих операции.

Противоточную схему цианирования целесообразно испытывать. В полупромышленных условиях.

Цианирование методом просачивания раствора осуществляют шумя способами:

· перколяцией -- просачиванием раствора через слой материала и чане;

· кучным выщелачиванием -- просачиванием раствора через кучу (штабель) материала на открытой площадке.

Перколяцию испытывают на песковых фракциях измельченных руд, а также на рыхлых и пористых рудах, огарках и других продуктах. Известны случаи перколяции руд крупностью --10 мм. При перколяции песковой фракции руды шламистую фракцию обычно цианируют методом перемешивания. [15]

2. Изучение вещественного состава руды

2.1 Подготовка проб руды к исследованиям

В качестве объекта исследования выбраны пробы руды месторождения Амантайтау (Северный участок).

Технологические пробы разделывались и подготавливались к исследо-ваниям по схеме. Рис. 11.

В нее входят операции дробления, сокращения, перемешивания, измельчения, конечная крупность руды составляла -3+0 мм.

С целью изучения вещественного состава руды были отобраны образцы для минералогического анализа, готовились средние пробы, которые анализировались методами спектрального, химического, рационального на золото и серебро и гранулометрического анализов.

2.2 Спектральный анализ средней пробы руды

Полуколичественный спектральный анализ выполнялся в спектральной лаборатории ИМР.

Результаты приведены в табл 2.

Таблица 2

№	Элементы	Содержание,	№	Элементы	Содержание,
п/п		%	п/п		%
1.	Кремний	>1	12	Цирконий	0,006
2.	Алюминий	> 1	13	Медь	0,01
3.	Магний	> 1	14	Цинк	0,006
4.	Кальций	> 1	15	Свинец	0,001
5.	Железа	> 1	16	Натрий	0,06
6.	Марганец	0,04	17	Барий	0,03
7.	Никель	0,006	18	Таллий	0,001
8.	Кобальт	0,003	19	Бериллий	0,001
9.	Титан	0.1	20	Мышьяк	0.2
10.	Ванадий	0,001	21	Иттрий	0,001
11	Хром	0,004	22	Иттербий	0,001

2.3 Химический анализ средней пробы руды

Результаты полного химического анализа приведены в табл. 3

Таблица 3

№ п/п	Компоненты, элементы	Содержание, %	№ п/п	Компоненты, элементы	Содержание, %
1.	Кремнезем	53,04	12.	Оксид фосфора	0,11
2.	Оксид железа +2)	8,98	13.	±Н2О	0,60
3.	Оксид железа +3)	1,25	14.	Оксид серы (+6)	0,48
4.	Оксид титана	0,32	15.	Сера сульфид.	7,85
5.	Оксид марганца	0,05	16.	Мышьяк	0,16
6.	Глинозем	4,75	17.	Сурьма	<0,05
7.	Оксид кальция	6,44	18.	Медь	0,014
8.	Оксид магния	4,9	19.	Висмут	0,003
9.	Оксид калия	0,54	20.	Цинк	0,005
10.	Оксид натрия	0,26	21.	Золото, г/т	10,47
11.	Оксид углерода	9,35	22.	Серебро, г/т	4,11

2.4 Рациональный анализ руды на золото

Формы нахождения золота в руде изучались с помощью рационального анализа, который проводился по стандартной методике, основанной на последовательном выщелачивании из руды золота цианистым раствором после предварительного освобождения его от ассоциации с другими рудными и породообразующими компонентами. В схему была включена операция щелочной обработки, целью которой являлось освобождение золота от ассоциации с минералами сурьмы и мышьяка (кроме арсенопирита и соединений пятивалентной сурьмы). Вскрытие окисленных минералов железа и марганца достигалось обработкой кеков I цианирования горячим раствором соляной кислоты. [16]

Рис. 12Схема разделки и подготовки руды к исследованиям

Для освобождения золота, ассоциированного с тонкодисперсными сульфидами железа и др., применяли обжиг с последующей солянокислотной обработкой огарка.

Результаты приведены в табл. 4

Таблица 4. Результаты рационального анализа на золото и серебро.

Форма и характер ассоциации золота и серебра с рудными и породообразующими компонентами	Распределение
	золото	серебро
	г/т	%	г/т	%
Золото, серебро в виде свободных метал-лических зерен (амальгамируемые). Золото, серебро в виде сростков с др. компонентами, хлориды, простые сульфиды серебра (цианируемые).	- 4,17	- 39,8	- 1,61	- 39,2
Золото, серебро, ассоциированные с минера-лами и химическими соединениями сурьмы, мышьяка; сульфат соли серебра (цианируе-мые после щелочной обработки).	-	-	-	-
Золото, серебро, ассоцированные с оксидами с гидрооксидами железа, марганца (циани-руемые после солянокислотной обработки).	-0,2	1,9	1,2	29,2
Золото, серебро, тонковкрапленные в суль-фидах (цианируемые после обжига и соляно-кислотной обработки)	6,0	57,3	1,2	29,2
Золото, серебро, тонковкрапленные в кварце и др. кислотнонерастворимых минералах.	0,1	1,0	0,1	2,4
Итого в руде:	10,47	100,0	4,11	100,0

2.5 Гранулометрический анализ руды

Для выяснения распределения золота по классам крупности исходной руды (кл. крупности 3-0 мм) были подвергнуты гранулометрическому анна-лизу. Результаты гранулометрического анализа пробы показаны в табл. 5

Таблица 5. Результаты гранулометрического анализа проб руды крупностью 3-0 мм.

Кл. крупности, мм	Выход, %	Содержание, г/т	Распределение, %
		золото	серебро	золото	серебро
-3 + 2,5	0,10	12,7	2,6	0,1	0,1
-2,5+1,4	7,7	11,6	2,9	8,6	5,0
-1,4+1,0	30,6	9,82	1,9	29,0	12,9
- 1,0 + 0,315	28,8	9,34	4,8	25,9	30,7
-0,315 + 0,1	14,4	11,17	3,8	15,5	12,2
-0,1 +0,074	9,2	12,31	8,8	10,9	18,0
- 0,074 + 0	9,2	11,28	10,3	10,0	21,1
Руда -3 + 0	100,0	10,4	4,5	100,0	100,0

Как следует из табл.5., в мелких классах заметно повышается содер-жание благородных металлов.

2.6 Измельчаемость руды

Для выяснения характера измельчаемости руды проведены опыты измельчения руды проб крупностью 3-0 мм в лабораторной шаровой мельнице типа 40 м л при соотношении компонентов Т:Ж:Ш, равным 1: 0,75:6 в течение различного времени измельчения. Измельченная руда подвергалась мокрому грохочению по классу - 0,074 мм. Характеристика измельчаемости приведена в табл. 6

Таблица 6. Зависимость выхода класса - 0,074 мм от времени измельчения руды

Класс крупности, мм	Выход класса (%) при времени измельчения, мин
	0	10	20	35	50	60	70	80	90	100	110	120
-0,074	9,2	14,5	20,5	39,5	51,6	57	64	72	86,5	81,5	83,5	91,0

2.7 Минералогический анализ

Исследуемая технологическая проба характеризуют золото-сульфидно-кварцевые руды. Изучение взаимоотношений рудных и жильных минералов, крупности золота и форм его нахождения, минералов-концентраторов золота, распределения по минералам, выделение технологического типа руд произ-водилось оптическими и химико-аналитическими методами исследований: минералогическим, петрографическим, шлиховым, лазерным, атомно-абсорбционным, химическим и др.

Технологическая проба представлена штуфами кварц-карбонатного, колчеданного состава, обломками, метаалевролитов, слюдистокремнистых и углисто-слюдистых сланцев темно-серого, черного цвета. Структура пород микрогранобластовая, бластоалевролитовая, текстура в основном, массивная, реже неясно слоистая. Породы интенсивно прожилково кварцеваны, карбонатизированы. [17]

Перечень минералов, слагающих данные руды, их примерные количественные соотношения приведены в табл. 7

Таблица 7. Примерные количественные соотношения слагающих руды минералов, размеры их выделений

Минералы	Содержание в, %	Размеры, в мм
		От	До
Золото самородное	знаки	0,001	0,05
Шеелит	знаки	0,03	0,08
Пирит	15,0	0,001	1,5
Марказит		0,01	0,25
Арсенопирит	0,3	0,01	0,2
Халькопирит	знаки	0,02	0,15
Блеклая руда	0,2	0,005	0,03
Пирротин	знаки	0,02	0,05
Галенит	знаки	0,01	0,015
Сфалерит	0,01	0,01	0,1
Цинкенит	знаки	0,01	0,1
Магнетит	0,1	0,02	0,06
Гетит	0,5	0,01	0,3
Углистое вещество	0,5	пленочные скопления
Кварц	44,0	0,1	0,6
Карбонаты	20,5	0,1	0,5
Полевые шпаты	5,0	0,05	0,35
Мусковит,серицит	5.0	0,05	0,4
Каолинит	1,5	пленечные скопления
Хлориты	6,0	0,1	0,3
Гипс	0,8	0,1	0,4
Апатит	0,3	0,04	0,2
Ильменит	0,3	0,02	0,1
Рутил	знаки	0,02	0,1
Турмалин	знаки	0,1	0,3

Ниже приводится краткое описание главных минералов технологической пробы.

Золото самородное является главным промышленно-ценным компонентом руды. Основным носителем и концентратором золота является пирит. Отмечается золото так же в арсенопирите, кварце, в блеклой руде и карбонате. Золото в материале проб распределяется весьма неравномерно. Содержание золота в минералах приведены в табл. 8

Таблица 8. Результаты атомно-абсорбционного анализа мономинеральных проб и смесей.

Минерал	Содержание, в г/т
	золото	серебро
Пирит	62,2	10
То же	72,4	5,0
То же	64,4	12,0
Арсенопирит	50,0	16,0
То же	64,1	13,5
То же	65,7	13,5
Кварц белый	0,5	<0,1
Кварц серый	0,5	<0,1

Как видно, из табл. 8 и по результатам просмотра полированных шлифов можно сделать вывод, что основная часть золота связана с пиритом. По данным рационального анализа содержание золота в пробе, связанного с сульфидами составляет в сумме 57,3 %. Из-за мизерного количества блеклой руды определить в ней содержание золота не представлялось возможным. На нерудные минералы приходится незначительная часть золота 1-2 %.

По классификации Н.В. Петровской, золото в рудах тонкодисперсное, пылевидное и очень мелкое. Примерные подсчеты показали, что первые два класса крупности золота в руде присутствуют приблизительно в равных количествах, а на долю очень мелкого приходится незначительная часть- 1-3 % от всего золота в руде.

Золотники имеют разнообразную форму. Тонкодисперсное и пыле-видное золото представлено каплевидными, комковатыми частицами, изо-метричными вкраплениями, проволочными извилистыми проческами. Для очень мелкого золота установлены пластинчатые, комковатые золотины, в пирите, арсенопирите и в блеклой руде. Золото образует различного вида сростки, дает секущие прожилки, образует срастания с ними, редко отмеча-ется в виде точечной сыпи. Золото в перечисленных сульфидах распреде-ляется неравномерно. В кварц карбонатных жилах самородное золото обра-зует единичные сростки.

ПИРИТ является одним из наиболее распространенных сульфидов, содержание его в пробе 15 %. Пирит, в основном, отмечается в породах, более редко встречается в кварц-карбонатных жилах, образует колчеданные штуфы. В породах наиболее обогащены серицитизированные участки. В породах и колчеданных штурах пирит образует тонко и мелкодисперсные образования и их скопления, реже кристаллики кубической и пентагондодекаэдрической формы. В породах также образует тонкие секущие прожилки кристаллического и зернистого строения. В кварц-карбонатных жилах отмечается в виде единичных, рассеянных кубических и пентагондодекаэдрических кристалликов, редких нитевидных прожилков и гнездообразных скоплений. Размер выделений пирита от 0,001 до 1,5 мм. В руде минерал встречается в виде образований с четкими ограничениями. Часто в пирите отмечается сложное зональное строение. В пробе вокруг хорошо ограненных кристаллов отмечаются зонки пирита неправильной формы, а также в единичном случае встречено колломорфное зональное выделение переходной разности пирита в марказит.

Пирит является главным концентратором золота. Золото встречается как в платном, так и кавернозцом пиритах. В них золото отмечается в виде различного вида вростков, проволочных просечек, редко секущих прожилков, а также образует с пиритом тесные срастания. Кроме золота, пирит образует различного вида срастания с халькопиритом, блеклой рудой, арсенопиритом, а так же содержит включения зерен последних двух минералов и прожилки гетита.

Химическим анализом в пиритах установлены: селен и теллур, данные анализа показаны в табл. 9

Таблица 9. Содержание селена и теллура в пиритах, арсенопиритах

№№	Минерал	Содержание, г/т
п/п		Селен	Теллур
1.	Пирит	3	7
2.	То же	7	22
3.	То же	8	35
4.	Арсенопирит	8	35
5.	То же	6	30

АРСЕНОПИРИТ. Содержание минерала в пробе незначительное. Встречается в породах совместно с пиритом в виде включений ромбических, призматических кристаллов, изометричных зерен, образуя неравномерную вкрапленность. Размер кристаллов и зерен колеблется от 0,01 до 0,5 мм. Арсенопирит образует срастания с пиритом, с блеклей рудой, часто содержит включения самородного золота. Содержания золота в арсенопиритах приведены в табл.8. Химическим анализом в арсенопиритах установлено наличие селена и теллура, данные приведены в табл. 9.

БЛЕКЛАЯ РУДА содержится в пробе в количестве 0,2 %. Отмечается в слюдисто-кремнистых сланцах и колчеданных штуфах в виде ксеноморфных зерен размером 0,005 до 0,25 мм, преобладающий размер до 0,015 до 0,05 мм. Блеклая руда, в основном, отмечается в срастании с другими рудными минералами такими как пирит, арсенопирит, халькопирит. Часто содержит включения зерен пирита, арсенопирита, различного вида вросток. В пробе отмечаются тесные срастания блеклой руды и самородного золота, но чаще минерал содержит самородного золота в виде вростков, просечек. Из-за незначительного содержания блеклой руды в пробе и тесного срастания с другими минералами определить в ней золото не представилось возможным. В пробе локальным спектральным анализом в минерале устанавливается повышенные содержания серебра, цинка до 1 %.

ХАЛЬКОПИРИТ встречен в пробах, реже в кварцевых штуфах совместно с другими сульфидами. Наиболее часто халькопирит встречается в срастаниях с пиритом, блеклой рудой, сфалеритом, а также изредко сам содержит ксеноморфные включения этих минералов. Выделения самородного золота в халькопирите не обнаружены, но в единичных случаях в пробе отмечаются срастания самородного золота в халькопирите. Форма выделений последнего в основном неправильная.

Размер их колеблется от 0,02 до 0,15 мм, преобладающий размер 0,025 - 0,06 мм.

ГАЛЕНИТ в виде единичных образований наблюдается в аншлифах. Минерал образует мелкие включения в кварцевых прожилках. Размер их не превышает 0,015 мм.

СФАЛЕРИТ. В пробе единичные зерна минерала встречены в продуктах обогащения. Сфалерит образует выделения неправильной формы, встречается в срастаниях с халькопиритом, редко пиритом.

ГЕТИТ отмечается в слюдистых, слюдисто-кремнистых сланцах и колчеданных штуфах в виде самостоятельных выделений, зернистых агрегатов, выполняющих микротрещины и пустоки в пиритах, редких пленок на зернах пирита. Размеры выделений колеблется от 0,01 до 0,3 мм, преобладающий размер 0,035-0,1 мм.

КАРБОНАТЫ в руде представлены доломитом и кальцитом. В пробе дополнительно отмечается анкерит. Содержание карбонатных минералов приведены в табл. 7. В пробе карбонаты образуют комплексные жилы, в которых преобладает анкерит, доломит, а кальцит отмечается в виде небольших гнезд, выполняет интерстиции.

Состав карбонатных жил определен термическим анализом.

Карбонаты в жилах крупнокристаллические в нитевидных прожилках тонко-и мелкозернистые, корочки и пленки так же сложены тонкозернистым материалом. Из рудных минералов в карбонатных жилах, гнездах отмечается только пирит, который образует как единичные кристаллы, так и колчеданные скопления.

Золота в карбонатах либо отсутствуют, либо содержание его незначительно и приведены в табл. 8.

КВАРЦ является главным нерудным минералом проб (табл.7). Минерал слагает карбонатно-кварцевые жилы и входит в состав вмещающих пород. В основной массе пород он представлен тонкозернистой разновидностью. В жилах и в прожилках отмечается

среднекрупнозернистый кварц. В жильном кварце рудная минерализация отмечается в виде редких включений, чаще отмечается по трещинам. Самородное золото встречено в средне-крупнозернистом кварце в виде единичных включений, относящихся к классу пылевидного золота. [18]

Выводы по изучению вещественного состава руды

1. Изученная технологическая проба является представительными для сульфидных руд месторождения Амантайтау (участок Северный).

2. Главные рудные минералы в пробе - самородное золото, пирит, в меньшей мере арсенопирит. Нерудная часть пробы представлена кварцем, карбонатами, полевыми шпатами, слюдистыми и глинистыми минералами.

3. Основным промышленно ценным компонентом руды является самородное золото. Содержание его в пробе составило 10,47 г/т.

4. Золото в пробе руды преимущественно тонкодисперсное и пылевидное, очень мелкое. Количество золота связанного с сульфидами составляет 57,3 %.

5. Попутным полезным компонентом в пробе является серебро, определенный интерес может представить сера сульфидная, которая содержится в пробе 7,85 %.

6. Вредными примесями в руде являются мышьяк - 0,16 %, сурьма < 0,05 и глинозем - 4,75 %.

7. Исходя из результатов изучения вещественного состава руды, для извлечения благородных металлов из руды следует наиболее рациональным способом считать флотацию.

3. Изучение обогатимости руды

3.1 Методы, аппаратура и направление исследований

На основании изучения вещественного состава руды, характера вкрапленности минералов, а также на основании литературных данных, в качестве основного метода обогащения была принята флотация; в качестве вспомогательных - цианирование исходной руды и продуктов обогащения и гравитационное обогащение руды. Результаты обогаще...