Одним из методов переработки упорных золотосодержащих концентратов является метод возгонки золота в виде его хлоридов, получивший название метода хлоридовозгонки. В качестве хлорирующих агентов при хлоридовозгонке могут применяться либо твердые хлориды натрия и кальция, либо газообразный хлор/1/.
Авторами статьи был исследован процесс хлоридовозгонки золото-мышьяксодержащих концентратов месторождений «Тарор» и «Чоре» с применением хлоридов натрия.
Анализ исследований руд Тарорского месторождения различными институтами показывает, что многообразие нерудных и рудных минералов, весьма тонкая вкрапленность сульфидов меди, мышьяка и железа, тесная их взаимопрорастаемость, наличие в рудах чрезвычайно тонкого, покрытого пленками оксидов, золота, обусловливает особую упорность руды в отношении извлечения из нее ценных компонентов.
Руда состоит, главным образом, из арсенопирита и халькопирита. В ней также присутствуют: пирит, пирротин, халькозин, сульфат меди и гидроокислы железа. Рудные минералы в богатой вкрапленной руде занимают от 50 до 80% площади шлифа и распределяются в виде гнездообразных скоплений, отдельных вкрапленников, редко мелких прожилков размером до 3 мм.
Анализ золота в руде. Получение нитрита натрия!
К бедной руде относится карбонатная порода с редкой (до 5%) вкрапленностью мелких зерен арсенопирита или халькопирита.
Характер вкрапленности золота в минеральные компоненты показывает фазовый анализ одного из флотационных концентратов (табл. 1).
Табл.1. Распределение золота по продуктам фазового анализа флотационного концентрата
Форма включений
золота
в силикатной
породе
На примере результатов данного фазового анализа можно видеть, что цианированием можно извлечь не более 39,4% золота; 53,5% ассоциировано с сульфидами.
Месторождение «Чоре» представлено малосульфидными золотомышьяковыми рудами, причем преимущественное развитие имеют первичные (неокисленные) руды (95%). В приповерхностной части месторождения на участках, прилегающих к ручью Чоре, на глубине 0,1–15 м развиты окисленные руды, количество которых составляет около 1% от всех запасов. Около 4% всех запасов составляют руды полуокисленные, располагающиеся на границе постепенного перехода от окисленных к первичным.
По степени окисленности (по методическим рекомендациям ЦНИГРИ) руды подразделялись на первичные (0–30% окисленных сульфидов); частично окисленные или смешанные (30–80%) и окисленные (более 80% окисленных сульфидов).
По минеральному составу и технологическим свойствам руды месторождения относятся к одному минеральному и технологическому типу.
Руды месторождения имеют сложный минеральный состав, обусловленный проявлением в пространстве разновременных минеральных парагенетических ассоциаций в процессе длительного многостадийного процесса рудообразования. Руда представляет собой метасоматически измененные песчаники и алевролиты с весьма тонкой вкрапленностью рудных минералов.
Основными рудными минералами являются пирит и арсенопирит. Реже встречаются халькопирит, антимонит, сфалерит, галенит, блеклая руда, самородное золото и серебро.
анализ Ювелирных Изделий Золота анализатором, спектрометром
Нерудная часть представлена кварцем, полевыми шпатами и карбонатами. Содержание золота в руде — 2,8–8,2 г/т. Все золото тонкодисперсное и пылевидное (размер золотин — 3–12 мкм), на 50–65% золото связано с сульфидами (пиритом и арсенопиритом). В окисленной руде золото на 80% концентрируется в сростках.
Пирит представлен тонко- и мелкозернистой густой вкрапленностью отдельных идиоморфных кристаллов, агрегатами, гнездами в зонах метасоматически преобразованных алевролитов, алевролитов песчаников, кварц-полевошпатовых и полимиктовых песчаников, а также гранодиоритпорфиров. Кристаллы пирита — светло-желтого цвета, нередко издроблены, «изъедены» гидроокислами железа. Размеры кристаллов пирита — 0,003–0,3 мм. В пиритовых агрегатах отмечаются включения халькопирита, блеклой руды, самородного золота (0,003–0,012 мм) и нерудных минералов.
Арсенопирит образует правильные коротко и удлиненно-призматические кристаллы или сростки, состоящие из нескольких кристаллов. Выделения арсенопирита сосредотачиваются в прерывистые прожилки или же образуют рассеянную вкрапленность в нерудной массе.
Самородное золото встречается редко, в основном, в пирите и иногда в арсенопирите. Золото очень мелкое, наблюдать его можно только при сильном увеличении. Вкрапления золота имеют удлиненную форму размером 0,003–0,012 мм, реже образуют волосовидные прожилки, встречаются также в виде зерен (размер не превышает 6 мкм) округлой, комковатой, реже неправильной формы. Основная же масса золота это коллоидно-дисперсные включения, сингенетичные с пиритом и арсенопиритом. Подобные руды трудно поддаются цианированию.
Сущность солевого процесса хлоридовозгонки золота состоит в нагреве смеси концентрата и хлористого натрия до 800–900° и 1000°С. В условиях окислительной атмосферы образуется хлорное золото, имеющее температуру возгонки 265° С. При 800–900°С хлорное золото (в момент образования) имеет значительную упругость паров (свыше 1 атм).
При хлоридовозгонке золота в кипящем слое образующееся хлорное золото удаляется из печи вместе с газовой фазой (воздух), вводимой в реакционное пространство. В дальнейшем парогазовая фаза поступает на конденсацию в мокрые скруббера-конденсаторы /2-4/.
При улавливании хлорида золота оно восстанавливается до металла хлористым железом, содержащимся в газовой фазе, и выпадает в осадок в виде шлама. Это дает возможность отделить извлеченное золото от других хлоридов, которые находятся в растворе. Растворы хлоридов хорошо отстаиваются и фильтруются, что имеет важное значение при операциях гидрометаллургической переработки хлоридных возгонов. Гидрометаллургическая схема переработки хлоридных возгонов позволяет регенерировать до 75% хлора в виде раствора хлористого натрия, снова поступающего в голову процесса — в узел приготовления шихты. Это в значительной мере обеспечивает экономичность данного метода.
Исследованию процесса хлоридовозгонки подвергали медный концентрат, полученный на обогатительной фабрике СП «Зеравшан» при переработке маломышьяковистой руды Тарорского месторождения текущей добычи, а также флотационный концентрат, полученный в лабораторных условиях из руды месторождения «Чоре». Хлоридовозгонку концентратов проводили в противнях в интервалах температур от 600° до 1000°С при продолжительности процесса от 1 до 3 часов.
Навеску концентрата 50 г (25 г в случае руды месторождения «Чоре») тщательно перемешивали с расчетным количеством хлористого натрия и высыпали в противень. Противни с шихтой помещали в электрическую муфельную печь типа CARBOLITE. Для поддержания окислительной атмосферы дверцу муфельной печи периодически открывали. После окончания опыта противень вынимали из печи и охлаждали. Хвосты хлоридовозгонки взвешивали и отправляли на химический анализ.
Опыты по хлоридовозгонке Тарорского концентрата проведены с шихтой, содержащей: золота — 51,66–49,2 г/т, серебра — 112–117 г/т, меди — 12–13,2% и мышьяка — 0,41–0,54 % с навесками материала 56–60 г ( концентрат 50 г, хлористый натрий 6–10 г) при температурах 600, 700, 800, 900, 1000° С в течение 0,5, 1, 2 и 3 часов (табл. 2).
Табл.2. Извлечение металлов при хлоридовозгонке Тарорского концентрата
Источник: zolotodb.ru
Влияние методов отбора и анализа на оценку золотых запасов
Низов, В. А. Влияние методов отбора и анализа на оценку золотых запасов / В. А. Низов, Д. Г. Лисиенко, А. Р. Бакиров. — Текст : непосредственный // Актуальные вопросы технических наук : материалы II Междунар. науч. конф. (г. Пермь, февраль 2013 г.). — Т. 0. — Пермь : Меркурий, 2013. — С. 45-49. — URL: https://moluch.ru/conf/tech/archive/73/3458/ (дата обращения: 10.07.2023).
Надежность оценки содержания благородных металлов в материалах составляет едва ли не основную проблему технико-экономической расчетов, предполагаемых к разработке проектов, действующих технологий и спорных ситуаций в межотраслевых отношениях при производстве конечных продуктов по кооперации [1].
На стадии оценки рудопроявлений отсутствие объективных данных о концентрации благородных металлов в рудах ведет к недооценке стоимости участка недр, в то же время, при их известных содержаниях и ресурсах, но без данных о форме их нахождения — нередко к их переоценке (из-за преобладания «упорного» — трудно вскрываемого золота и других металлов). В частности, по запасам накопленного металла хвостохранилища горно-обогатительных комбинатов (Гайского, Учалинского) могут сопоставляться с крупными месторождениями золота. В то же время до 87 % Au относится к его состоянию в невидимой (упорной) форме, чем объясняются технологические проблемы извлечения [2].
Одной из основных причин получения недостаточно достоверных данных при низких содержаниях компонентов является применение при анализе непредставительных навесок.
Можно оценить представительную навеску исходя из требований к точности опробования основываясь на следующих соображениях. Пусть в навеске массой m находится n частиц, содержащих определяемый элемент. Тогда стандартное отклонение δ , характеризующее рассеяние в числе частиц в разных навесках будет равно , а его относительное значение V = 1/ . Число частиц в навеске можно оценить исходя из массовой доли элемента С , плотности частиц минерала d и их линейного размера a , как:
Отсюда следует, что минимальная представительная навеска, отвечающая заданным требования по точности пробоотбора V оказывается равной:
Если принять d =4 г/см 3 , С = 1 г/т и задать V =0,1, то при размере частиц минерала 10 мкм представительная навеска m o будет равна 400 г. Таким образом, важным средством повышения достоверности определения компонентов при их концентрациях 1 г/т и ниже является применение при анализе больших навесок на уровне сотен граммов. Действительно, при максимальном размере частиц рудного материала 0.15–0.074 мм при неравномерно распределенном и крупноразмерном золоте оптимальная масса лабораторной пробы должна быть 2 кг, и дальнейшее ее сокращение не рекомендуют, так как доизмельчение, которое обычно применяют для уменьшения представительной навески, в случае свободного и ковкого золота оказывается не эффективным [3]. В пробирном анализе при содержаниях золота 1 г/т и менее рекомендуют использовать аналитическую навеску не менее 100 г.
Для примерной оценки возможных форм нахождения золота в сульфидах используются данные рационального вещественного (фазового) анализа (Лодейщиков, 1999), обычно используемого в отечественной практике оценки технологических свойств золотосодержащих руд и в настоящее время в полноформатном варианте выполняемого лишь единичными лабораториями страны для представительных навесок (1 кг) из технологических проб руд. В основе методики лежит различная химическая устойчивость форм золота, ассоциируемого с сульфидами и силикатами, при их растворении. Относительно крупное свободное золото извлекается из руды амальгамацией, мелкое самородное золото в тонких сростках с сульфидами — цианированием, тонкодисперсное (вероятно, в основном, структурно-связанное) золото в сульфидах извлекается цианированием после разложения нерастворенного цианидом остатка в азотной кислоте («упорное» золото). Описанный прием оценки форм нахождения золота имеет естественные ограничения, обусловленные тем, что степень химической экстракции золота определяется не только его минеральной формой и крупностью частиц, несущих металл, но и разной степенью доступности субмикроскопических выделений минералов золота для контакта с химическим реагентом, в частности в зависимости от наличия микронеоднородностей (пор, микротрещин, дефектов кристаллической решетки минерала-хозяина) в структуре вмещающих сульфидов и силикатов [4].
Таким образом, аналитические возможности исследований крайне затруднены заведомо неизвестным распределением фрагментов содержащих золото в общей массе материала. Это обусловливает также резкое различие результатов анализа одних и тех же объектов, выполненных различными методам, о чем свидетельствуют данные представленные в заимствованной таблице 1 [5].
Содержание золота (в г/т) в коре выветривания Суран-Ишлинской площади по результатам изучения различными методами
ЦНИГРИ
Полевской ХТЦ
№ проб
пробирный
Атомно-абсорбционный
Масс-спектрометрический
количественный
пробирный
Источник: moluch.ru
Рациональное использование упорных золотосодержащих руд
инженер-лаборант исследовательской лаборатории АО «ЮЖУРАЛЗОЛОТО ГРУППА КОМПАНИЙ», студентка Магнитогорского государственного технического университета имени Г.И. Носова, Институт горного дела и транспорта, кафедра геологии, маркшейдерского дела и обогащения полезных ископаемых, специализация обогащение полезных ископаемых
Сергей Лазарев,
студент группы ОПИ-18, Пластовский технологический филиал ГБПОУ «Копейский политехнический колледж имени С.В. Хохрякова»
Золото можно найти практически в любой точке планеты, и основным ключом к успешному его извлечению является знание того, к какому типу золото относится. Все месторождения золота разделены на два основных типа:
Россыпные месторождения, где золото под действием атмосферных осадков и эрозии находится в свободном виде. Коренные месторождения, где золото все еще находится в сростках и внутри вмещающих пород.
Технологии (методы) извлечения золота для этих двух типов месторождений очень разнообразны: от простого промывания на старательском лотке до сложной технологической схемы, состоящей из операций измельчения, гравитационного обогащения, флотации, выщелачивания и т.д. Установление технологического типа и технологической разновидности руды основано на проведении рационального (фазового) анализа руды на золото с дополнением результатами химического и гранулометрического анализа. Фазовый анализ золота основан на обработке руд и других продуктов растворителями для вскрытия и извлечения золота разных природных форм и количественного определения форм соединений золота.
Химическая реакция растворения золота в цианистом растворе выглядит следующим образом: 2Au + 4NaCN + Н2О + 0,5О2 = 2NaAu(CN)2 + 2NaOH. В этом окислительно-восстановительном процессе кислород удаляет посредством двухступенчатой реакции по одному электрону от каждого атома золота с образованием комплекса Au (CN)–.
Хвосты первого цианирования после обрабатывают раствором соляной кислоты HCl с добавлением хлористого олова SnCl2 и направляют на второе цианирование. При этом растворяется золото, ассоциированное с оксидами и гидроксидами железа, карбонатами – извлекаемое цианированием после обработки соляной кислотой.
Рис. 1. Схема рационального (фазового) анализа руд на золото
Хвосты второго цианирования обрабатывают царской водкой. Обработкой царской водкой вскрывают тонко вкрапленное золото, заключенное в породообразующие минералы пирит, арсенопирит, галенит, халькопирит.
Целью проведения исследовательской работы является установление технологического типа и технологической разновидности представленных руд и определение руды, наиболее пригодной для извлечения золота «стандартным» цианированием.
Для проведения рационального анализа были взяты несколько пробных образцов руд разных месторождений, которые были пронумерованы в следующем порядке (см. табл. 1).
Таблица 1
Далее по тексту соответственно таблице 1 указываются номера проб.
Все представленные образцы проб согласно методике проведения рационального анализа были измельчены при одинаковых условиях в шаровой мельнице.
Гранулометрический состав проб представлен на рис. 2.
Рис. 2. Гранулометрический состав проб
Полученные результаты по расходу реагентов представлены на рис. 3. Из полученных данных по расходу реагентов следует, что при проведении первого цианирования рН среды для всех проб в пределах 11,3-12,5, что соответствует нормам. Самый большой расход цианида характерен для пробы № 5, при этом составил 2 кг/т руды, для пробы № 2 расход 0,14 кг/т руды.
Рис. 3. рН среды. Расход реагентов первого цианирования
Как видно из данных, представленных на рис. 4, наиболее перспективным для извлечения золота цианированием является проба № 2, при общем содержании золота в исходной руде 0,8 г/т , в раствор переведено 0,7 г с одной тонны руды. При этом извлечение золота составило 83,3%, для остальных проб, представленных на испытание, извлечение составило18,2-56,1% (рис. 5).
Рис. 4. Распределение золота по продуктам при проведении первого цианирования
Рис. 5. Извлечение золота при первом цианировании
Хвосты после тщательной отмывки от цианида и выделения пробы для пробирного анализа были обработаны раствором соляной кислоты HCl с добавлением хлористого олова SnCl2. Обработку проводят в стаканах вначале на холоде, потом с подогревом до 40-50°С в течение 1-2 ч. Тщательно промытый остаток взвешивают и подвергают вторичному цианированию в режиме первого цианирования, длительность выщелачивания 24 ч, концентрация NaCN 0.1%. Расход регентов при проведении второго цианирования для обеспечения необходимой кислотности растворов представлен на рис. 6.
Рис. 6. рН среды второго цианирования. Расход реагентов
Как видно из результатов анализов, представленных на графике, рН среды при проведении второго цианирования в пределах нормы. Максимальный расход реагентов (NaCN) характерен для пробы № 3.
Рис. 7. Распределение золота в продуктах второго цианирования
Рис. 8. Извлечение золота в раствор при втором цианировании
Анализируя распределение золота после проведения второго цианирования, можно сделать вывод, что наилучшие результаты характерны для пробы № 3. При этом извлечение золота в пробе № 3 составило 75,9%. Наименьший результат по извлечению золота процессом цианирования получен в пробе № 4.
Следуя методике проведения рационального анализа, хвосты цианирования обработаны царской водкой (3 части HCl + 1 часть HNO3) с подогреванием и периодическим перемешиванием стеклянной палочкой. Температура 80-90°С, Ж:Т=4:1, длительность не менее 2 ч.
Рис. 9. Содержание золота в хвостах обработки царской водкой
Массу золота, ассоциированного с сульфидами, по методике проведения рационального анализа рассчитывают по массе золота в хвостах второй стадии цианирования за вычетом золота в кварце.
Полученные данные при проведении рационального анализа руд сведены в единую таблицу (табл. 2) и представлены на диаграмме (рис. 10).
Таблица 2 Сводная таблица результатов фазового анализа золота
Результаты фазового анализа свидетельствуют о том, что в исследуемых пробах наиболее перспективными для применения при обогащении стандартного цианирования руд являются проба № 2 руды месторождения Наилы, так как 84,3% от общего содержания золота содержится в сростках, которое легко извлекается цианированием, и проба № 3, материал, взятый с отвалов эфельных песков, в ней золота в сростках содержится 60%. В пробе руды Березняковского месторождения золота в сростках всего лишь 27,78%, поэтому для данной руды нерационально применять метод цианирования, в данной руде 44,4% золота связано с сульфидами, для данной руды необходимо применять другие методы обогащения, например, флотацию.
Рис. 10. Результаты фазового анализа золота в исследуемых пробах
Источник: juniorrm.ru