Обогащение руд и россыпей редких и благородных металлов - Полькин С.И.
Скачать (прямая ссылка):
Из сульфидных золотомедных руд золото, встречающееся не только © свободном состоянии, но и тонко вкрапленным в сульфиды (в основном в халькопирите), извлекается флотацией. В рудах обычно помимо сульфидов меди присутствуют пирит, арсенопирит, пирротин, также содержащие золото. Такие руды после удаления из них гравитационными методами свободного золота измельчают в одну или две стадии до крупности 90—95% класса —0,2 мм и направляют на коллективную или селективную флотацию с подавлением пирита известью. Получаемые золотомедные концентраты, в которые извлекается более 60% золота, направляют на медеплавильные заводы, а пиритный концентрат подвергают цианированию.
Схема стадиальной коллективно-селективной флотации зо-лотомедной руды показана на рис. 14.11. Исходная руда, содержащая 20—25% сульфидов, в основном халькопирита, пирита и пирротина, после гравитационного обогащения крупностью 70% —0,2 мм направляется в I коллективную флотацию, куда
365
Дробленая руда
ИзмельчениеІ т"
_Отсадка
I- -\
I Концентрат гравитаци-Классисрикация онный J } 70% - 0,2мм Концентрация на шлюзах I--j
J Концентрат гравитационный.
I коллективная флотация
I Хвосты Классификация
Концентрат
ИзмельчениеЕ
'—Ї-
Отсадка
J-J
L
Концентрат гра витаицонныи
5
Eколлективная флотация
Контрольная
Перечистная
Хвосты в отвал
f
Сгущение
Слив в отвал
Основная медная флотация
I перечистная
Еперёчистная Jg перечистная
Контрольная
і I.
Пиритныи продукт на цианирование '-
Золотомедныи концентрат
Рис. 14.11. Схема стадиальной коллективно-селективной флотации золотомедной руды
подают ксантогенат (50 г/т) и сосновое масло (25 г/т). После доизмельчения хвостов флотации до 95% класса —0,2 мм из них отсадкой извлекается свободное золото, а слив классификатора поступает на II коллективную флотацию, которая проводится также с ксантогенатом (30 г/т) и сосновым маслом (25 г/т).
Коллективный концентрат после перечисленных операций направляется на основную медную флотацию с подавлением пирита известью, но при пониженной щелочности свободной CaO 0,02—0,04 кг/м3, так как в сильнощелочной среде подавляется золото.
Получаемый золотомедныи концентрат после обезвоживания и сушки направляется на медеплавильный завод, а пиритныи концентрат — на цианирование для извлечения находяще-
366
гося в нем золота. Общее извлечение золота из такой руды составляет 90—91%.
Золотом ышьяковые руды являются наиболее трудными для обогащения, так как могут содержать до 10% мышьяка в виде арсенопирита с высоким содержанием золота в виде тонкой, доходящей до эмульсионной вкрапленности. Помимо арсенопирита в рудах обычно присутствуют пирит и халькопирит. Эти руды особо труднообогатимы из-за присутствия в них углистых сланцев.
Обычная технологическая схема переработки золотомышь-яковых руд включает получение гравитационного концентрата, коллективную флотацию сульфидов из хвостов гравитации с получением отвальных хвостов. Получаемый золотомышьяковый концентрат обжигают и цианируют или сразу отправляют на плавку. Мышьяк улавливается при пирометаллургических процессах в виде белого мышьяка AS2O3.
На одной из обогатительных фабрик, перерабатывающей золотомышьяковую руду, содержащую около 3% мышьяка, представленного арсенопиритом, из исходной руды отсадкой извлекается в гравитационный концентрат до 70% золота и 32— 40% мышьяка. Хвосты отсадочных машин затем классифицируют и при крупности 55—58% класса —0,074 мм и содержании твердого в пульпе 30—35% направляют на флотацию, которая проводится при pH 7,8. Для повышения извлечения золота и мышьяка в контрольные флотации подается медный купорос. Полученный после одной перечистной операции золотомышьяковый концентрат содержит около 17% мышьяка. Объединенный концентрат, направляемый на обжиг или плавку, содержит около 19% мышьяка.
Особую сложность представляют углистые вещества, которые при флотации сульфидов переходят в концентрат, значительно увеличивают их выход и снижают содержание золота. Кроме того, эти концентраты не могут в дальнейшем перерабатываться с применением цианирования, так как углистые сланцы являются прекрасным сорбентом золотоцианистого комплекса. Переработка полученных таким образом упорных концентратов требует применения дорогостоящих операций (обжиг, автоклавное или бактериальное выщелачивание). При выходе концентрата более 10% затраты на его переработку значительно выше, чем на его первичное обогащение.
Обогащение золотомышьяковых руд можно проводить также по комбинированной гравитационно-флотационной схеме, когда вторая часть этой схемы — флотационная — проводится с получением коллективного концентрата, содержащего сульфиды, углистые сланцы и золото, или с получением сначала селективного углистого концентрата, а затем золотосульфидного.
Для примера рассмотрим обогащение пробы руды, содержащей (%): кварц 50, сланцы 23,6, сидерит 4,4, свободный углерод 1,6, пирит 20 и арсенопирит 1,4. Золото в руде на 2—3%
367
представлено свободным, остальное связано в основном сульфидами. Такая руда обогащается по комбинированной схеме (рис. 14.12). После выделения гравитационного концентрата из руды извлекается коллективный флотационный концентрат, выход которого составляет 6—7%, а содержание серы 75%. Отвальные хвосты и хвосты промпродуктовой флотации для повышения общего извлечения золота подвергают сорбционно-му цианированию.
