Извлечение растворенных золота и серебра при промывке осадков декантацией и на фильтрах

Золото и серебро, теряемое с хвостами цианирования, находятся в двух формах: а) в виде нерастворенного металла, оставшегося в руде, б) в виде металла, перешедшего в раствор, но не отмытого в процессах обезвоживания.
При цианировании золотосодержащих руд и концентратов для отделения растворов от хвостов применяются декантация, сгущение и фильтрация.
Периодическая декантация. Применяется редко - главным образом при цианировании небольших количеств золотосодержащих концентратов. Число промывок, которым должны быть подвергнуты хвосты цианирования для возможно более полного извлечения растворенного золота, зависит от концентрации золота в растворе, объема растворов при каждой репульпации в осадке после декантации.
Степень извлечения растворенного золота при промывке декантацией определяется по формуле (в долях единицы):

где n - число промывок декантацией раствора (обычно 3—5); а -количество раствора, декантируемого при каждой промывке (при равенстве их объемов), м3/т сухого материала; m - количество раствора, удерживаемого осадком после декантации, м3/т сухого материала.
Формула пригодна для процесса промывки осадка водой или раствором, не содержащим золота.
Если промывка производится раствором, содержащим небольшое количество золота, то его необходимо учитывать при определении общей степени извлечения растворенного золота по формуле:

где ε - степень извлечения золотa при промывке водой; аисх -содержание золота в растворе, поступающем на промывку, г/м3; апр - содержание золота в промывном растворе, г/м3.
В качестве примера определим извлечение золота при промывке декантацией концентрата, поступающего при ж:т = 1:1. Содержание золота в исходном растворе аисх = 10,0 г/м3. Количество раствора, декантируемого при каждой промывке, а = 3 м3/т. Количество раствора, остающегося в осадке после декантации, m = 3 м3/т. Число промывок n = 3. Промывка производится слабым цианистым раствором, содержащим золота, апр = 0,05 г/м3.
Определяем степень извлечения растворенного золота при промывке трехкратной декантацией водой:

Степень извлечения золота при промывке золотосодержащим цианистым раствором:

Остаточное содержание неотмытого золота на 1 т сухого концентрата составит:

Извлечение растворенного золота (также серебра или NaCN) при сгущении. При сгущении на непрерывно действующих аппаратах без промывки извлечение растворенного золота (также серебра или NaCN) будет пропорциональным распределению растворов между сливом и сгущенным продуктом. Принимаем: S - количество раствора в пульпе, поступающей на сгущение, м3/т сухой руды; т - количество раствора в сгущенном продукте, м3/т сухой руды; а - содержание золота в растворе пульпы, подвергаемой сгущению, г/м3. Тогда извлечение золота со сливом сгустителя (в долях единицы) ε = (S-m)/S. Извлечение золота со сливом сгустителя, г/т сухой руды, будет: ε0 = a(S - m).
При сгущении с промывкой в пульпу вводится промывная вода в количестве W, м3/т, или раствор, содержащий золото - апр, г/ м3.
Извлечение золота при сгущении с промывкой со сливом сгустителя в долях единицы составит:

В качестве примера принимаем процесс сгущения пульпы без промывки при условиях: S=3 м3/т; m=1 м3/т; аисх=2,0 г/ м3.
Извлечение золота со сливом сгустителя в долях единицы:

При сгущении с промывкой в тех же условиях, но при расходе промывного раствора W= 3 м3/т с содержанием в нем золота апр = 0,03 г/м3 и извлечение золота в долях единицы:

Извлечение растворенного золота (также серебра или NaCN) непрерывной противоточной декантацией в системе сгустителей. Этот процесс применяется в ряде случаев при цианировании легко сгущающихся руд, не содержащих значительного количества глинистого материала, и преимущественно в странах с теплым климатом, Промывка осуществляется в системе из 4-5 однокамерных сгустителей или в многокамерных сгустителях с таким же числом камер.
Типичная технологическая схема промывки непрерывной противоточной декантацией (НДП) представлена на рис. IV.3.

Приведенные на схеме цифры представляют количества растворов на 100 т перерабатываемой руды, т/м3. Степень отмывки растворенного залога (также серебра или NaCN) определяем путем составления и решения уравнений баланса металла по операциям схемы. Принимаем следующие исходные данные: а) измельчение руды ведется в оборотном цианистом растворе; б) выгружаемая из сгустителей пульпа содержит 50% твердого (ж:т = 1:1); в) из каждой тонны руды растворяется 3,0 г Au; г) при измельчении растворяется 75% Au и остальные 25% - при выщелачивании в агитаторах; д) концентрация золота в растворах после осаждения составляет 0,03 г/т (г/м3); е) выщелачивание золота в агитаторах А производится при ж:т = 2:1; ж) v, w, х, у, z - содержание золота в растворах соответствующих сгустителей, г/т (г/ м3).
Составляем уравнения баланса растворенного золота в каждом сгустителе:
1) 100v + 300v = 400w + 0,79*3,0*100;
2) 100w + 500w = 100w + 400x + 100v + 0,25*3*100;
3) 100x + 400x = 100w + 400у;
4) 100y + 400y = 100x + 100z + 300*0,03;
5) 100z +100z = 100y + 100-0;
Упрощая и решая систему уравнений получаем:
1) v = w + 0,5625; v = 0,7741
2) w = 0,2v + 0,8х + 0,15; w = 0,2159;
3) х = 0,243w + 0,0195; х = 0,07196;
4) у = 0,222х + 0,02; у = 0,03598;
5) z = 0,5у; z = 0,01799.
Таким образом, количество неотмытого растворенного золота, теряемого с хвостами цианирования, на 100 т руды составляет 0,01799*100 = 1,799 г, а степень потери будет: 1,799:3:100 = 0,006 долей единицы или 0,6%. Степень извлечения растворенного золота при промывке НПД составляет:

Извлечение растворенного золота (также серебра или NaCN) промывкой при фильтрации пульпы. Промывка осадков на фильтрах осуществляется двумя методами: а) вытеснением маточной влаги, удерживаемой кеком, промывным раствором; б) стадиальной фильтрацией с промежуточной репульпацией кеков промывным раствором.
Промывка кеков на фильтрах является сложным процессом, зависящим от ряда факторов: гранулометрического состава, проницаемости и толщины слоя кека, влажности и видов влаги в кеках (свободная и связанная-пленочная на поверхности и в тонких капиллярах минеральных частиц), степени удаления свободной маточной влаги перед промывкой, коагуляции, пептизации и сорбции. Влияние этих факторов необходимо определять в каждом конкретном случае экспериментальным путем. Приближенный расчет показателей промывки кеков на фильтрах может быть произведен по методу, разработанному И.К. Скобеевым.
При отсутствии заметной сорбции растворенного золота промывка сводится к удалению первоначально задержанной маточной влаги и замене ее ценным обеззолоченным раствором или водой. Промывку кеков вытеснением маточной влаги можно условно разбить на периоды (или кратности), связанные с последовательным удалением свободной влаги кеков - маточной или смеси ее с промывным раствором.
Степень отмывки растворенного золота в 1-й период промывки равна относительной величине свободной влаги Р, удаляемой из кеков, выраженной в долях единицы или % от общего количества влаги, т.е. ε1 = Р.
Общая степень отмывки маточной влаги при двукратном вытеснении свободной влаги (двукратная промывка) будет равна: ε2 = P + Р(1- Р). При трехкратной промывке ε3 = P + Р( 1-Р) + Р(1 - P)2 и т.д. При n-кратной промывке общая степень извлечения маточной влаги составит:

Расход промывного раствора, м3/т сухого кека, при n-кратной промывке кеков определяется по формуле:

где К - коэффициент использования промывного раствора - 0,8-0,85; Rw - количество влаги, удерживаемой кеком, м3/т сухого кека.
При известном значении количества промывных растворов Rпр может быть определена кратность промывки:

Для расчета степени отмывки маточной влаги необходимо знать свободную влажность кеков Р, т.е. количество влаги, вытесняемой в течение 1-го периода промывки.
Для различных кеков могут быть приняты следующие значения этой величины, % от общей влажности:
1) кварцево-глинистые кеки (80-90% класса -74 мкм): P = 6070;
2) кварцево-сульфидные кеки (79—90% класса —74 мкм): при слабо нарушенной структуре P = 6575%;
величина εф, доли единиц, при промывке кека определяется по формуле:

где R — отношение ж:т в пульпе, поступающей на фильтрацию; Rw — отношение ж:т в кеке фильтра; ε — степень извлечения золота при промывке кека, доли единицы.
Степень отмывки растворенного золота (также серебра или NaCN) репульпацией кеков при стадиальной фильтрации определяется так же, как и при промывке декантацией. При цианировании концентратов с высоким содержанием золота целесообразно применение многостадиальной фильтрации (3—4 стадии) с противоточным движением пульпы и промывных растворов.
Пример. Определим степень извлечения растворенного золота при фильтрации кварцево-глинистой пульпы для следующих условий: а) ж: т в поступающей пульпе R=1,2:1; б) влажность кека при фильтрации 30% или ж:т в кеке фильтра Rw = 0,433:1; в) расход промывного раствора Rпр = 0,9 м3/т; г) содержание золота в растворе поступающей пульпы амат = 2,0 г/м3, а в промывном растворе апр=0,03 г/м3.
Среднюю величину свободной влажности кварцево-глинистых кеков принимаем P = 0,65 и коэффициент использования промывного раствора K = 0,8. Определяем для данных условий кратность промывки кека:

Определение количества золота в оборотных цианистых растворах. На ЗИФ, применяющих измельчение руды в оборотных цианистых растворах в цикле измельчение - классификация — сгущение, переходит в раствор от 30 до 80% Au, извлекаемого цианированием, в зависимости от характера руды и технологии переработки. Золотосодержащие растворы слива сгустителей возвращаются в цикл измельчения полностью или частично, что приводит при стабилизации процесса к аккумуляции большего количества золота в оборотных цианистых растворах. Последнее связано с повышением потерь металла и увеличением незавершенного производства.
С целью снижения аккумуляции золота в оборотных растворах целесообразно часть слива сгустителей выводить на осаждение металла.
Количество золота, содержащегося в оборотных растворах, определяют составлением баланса металла по сгущению пульпы измельченной руды.

Для примера принимаем схему измельчения руды в цианистом растворе производительностью 100 т/ч (рис. IV.4). Обозначим: Q — количество руды, поступающей на измельчение, т/ч; P — количество обеззолоченного раствора, поступающего в цикл измельчения, м3/ч; Т — количество оборотного цианистого раствора (слив сгустителя), поступающего в цикл измельчения, м3/ч; W — количество раствора, поступающего на сгущение, м3/ч; а — количество золота, переходящего в раствор в цикле измельчения, г/т руды; b — количество золота, переходящего в раствор при сгущении пульпы, г/т руды; у — содержание золота в обеззолоченном растворе г/м3; х — содержание золота в растворе, выходящем из сгустителя, г/м3.
Тогда баланс золота в растворе в операции сгущения будет:

Для схемы на рис. IV.4 принимаем следующие значения: а = 1,5 г/т, b = 0,25 r/т руды, у = 0,03 г/м3 раствора. Тогда содержание в растворе, выходящем из сгущения, будет:

При полном обороте слива сгустителей количество золота в оборотном растворе составит:

что в 3 раза превышает количество золота, растворяющегося в цикле измельчение — сгущение (1,75 г/т).
С целью снижения количества золота в оборотном растворе выводим на осаждение золота часть слива сгустителей - 1 м3/т руды. Тогда

Количество золота в оборотном растворе Cоб = 200 * 0,905 = 181,0 г/ч, т.е. в 3 раза меньше, чем при полном обороте слива сгустителей. При этом уходит из операции сгущения золото в растворе: а) со сгущенной пульпой на выщелачивание в агитаторах: 100*0,905 = 90,5 г/ч; б) на осаждение со сливом сгустителей: 100*0,905 = 90,5 г/ч; всего 181,0 г/ч, что равно суммарному количеству золота, переходящего в раствор из руды и поступающего с обеззолоченным раствором. Данное положение отвечает установлению равновесия в содержании Au в оборотном растворе.
Извлечение растворенного золота (также серебра и NaCN) при цианировании песков методом просачивания растворов (перколяцией). Цианирование этим методом осуществляется естественной фильтрацией растворов через слой неподвижно лежащих песков Общее количество растворов колеблется от 80 до 200% от всей массы сухого песка, составляя чаше всего 100-150%. Количество растворов по категориям разделяется: а) крепкие 25-50%, б) средние 25-40%, в) слабые 25-100%, г) промывная вода 15-40%. Иногда вместо средних растворов используют вторую порцию крепких. после чего следует промывка слабым раствором и водой.
При цианировании методом просачивания растворов основная масса золота растворяется в крепком растворе - от 75 до 85% от общего количества извлекаемого металла. В средний раствор переходит от 10 до 20%, а в слабый - до 5% от общего количества растворяющегося золота. После дренирования растворов остаточная влажность песков составляет: а) хорошо классифицированные, неоднородные по крупности 10-15%; б) неоднородные, с небольшой (до 10%) примесью илов 15-20%; в) неоднородные, плохо классифицированные, со значительной (более 10%) примесью илов 20-30%.
Определение степени извлечения растворенного золота при цианировании просачиванием растворов производится, так же как и при фильтрации, с учетом количества металла, переходящего в раствор и отмываемого от песков по стадиям процесса.
Пример. Рассмотрим процесс цианирования песков при следующих условиях: а) содержание золота в песке 3,0 г/т; б) количество растворов: крепкого 0,4 м3/т; среднего 0,25 м3/т; слабых 0,2 м3/т, промывной воды 0,2 м3/т; всего растворов 1,05 м3/т или 100% от массы сухого песка; в) влажность песков после дренирования растворов 17% или 0,2 м3/т; д) общее количество извлекаемого золота 85,0%, из них растворяется крепким раствором 65,0% и средним 20,0%; е) содержание золота в загружаемых растворах - 0,03 г/м3.
I. Выщелачивание золота крепким раствором.
1. Количество золота в растворе на 1 т песков: 3 * 0,65 + 0,4 * 0,03 = 1,962 г/т.
2. Количество дренируемого раствора и золота: раствора: 0,4 - 0,2 = 0,2 м3/т;
золота: (1,962:0,4)*0,2 = 0,981 г/т.
3. Остается в песке: раствора 0,2 м3/т, с ним золота — 1,962 - 0,981 = 0,981 г/т.
II. Выщелачивание золота средним раствором.
1. Количество золота в растворе на 1 т песков:
0,981 + 3,0 * 0,20 + 0,25 * 0,03 = 1,5885 г/т.
2. Количество дренируемого раствора и золота:
раствора: (0,2 + 0,25) - 0,2 = 0,25 м3/т;
золота: (1,5885 : 0,45) * 0,25 = 0,8825 г/т.
3. Остается в песке: раствора 0,2 м3/т, с ним золота 1,5885 - 0,8825 = 0,706 г/т.
III. Промывка песков слабым раствором.
1. Количество золота в растворе на 1 т песков:
0,706 + 0,2*0,03 = 0,712 г/т.
2. Количество дренируемого раствора и золота: раствора: 0,2 м3/т;
золота: 0,706*0,5 + (0,353 + 0,2 * 0,03) * 0,5 = 0,353 + 0,18 = 0,583 г/т.
3. Остается в песке: раствора 0,2 м3/т, с ним золота 0,18 г/т. Другой вариант расчета:
ε = P + (1 - Р) * P = 0,5 + (1 - 0,5) * 0,5 = 0,75 долей ед.
Извлечение с учетом содержания золота в промывном растворе 0,75:
ε0 = ε(1 - апр/амат) = 0,75(1 - 0,03/3,53) = 0,75 * 0,9915 = 0,744
долей ед., где амат - содержание золота в исходном растворе 0,706 : 0,2 = 3,53 г/м3.
Остается золота в песке после промывки слабым раствором 0,706 (1 - 0,744) = 0,181 г/т.
Результаты по обоим вариантам одинаковы.
IV. Промывка водой.
Промывка производится одной порцией воды - 0,2 м3/т. Дренируется раствора - 0,2 м3/т, остается в песке - 0,2 м3/т. Степень извлечения золота при промывке водой:
ε = P + (1 — Р) *P = 0,75 долей ед. или 0,18*0,75 = 0,135 г/т.
Потеря с песком растворенного, но не отмытого золота будет:
0,18 - 0,135 = 0,045 г/т.
Общее извлечение растворенного золота при цианировании песков составит:
εобщ = 3 * 0,85 - 0,045 = 2,505 г/т или 2,505 : 2,55 = 0,9824, т.е. 98,24%, а с учетом количества золота, поступающего с рабочими растворами,
εобщ = (3 * 0,85 + 0,8 * 0,03) - 0,045 = 2,574 - 0,045 = 2,529 г/т или 2,529 : 2,574 = 0,9825, т.е. 98,25%.
По практическим данным извлечение растворенного золота при цианировании песков просачиванием растворов составляет: а) хорошо классифицированные пески 97-99%, б) пески с небольшой примесью илов 95-97%; в) пески со значительной примесью илов 90-95%.
Состав цианистых (цинковых) осадков. Осадки, получаемые после осаждения золота и серебра из цианистых растворов цинковой пылью, представляют собой сложную смесь благородных металлов, избытка цинковой пыли, некоторого количества неблагородных металлов (Cu, Pb, As, Sb, Ni и др.), оксидов, сульфидов, сульфатов, карбонатов, кремнезема и других соединений. Содержание золота и серебра в них колеблется от 5 до 50%, цинка - от 20 до 60%. В осадках от осаждения цинковой стружкой содержится значительно больше цинка, оксидов и сульфатов металлов, кремнезема и глинозема. Содержание золота и серебра в них находится в пределах 3-15%.
Приблизительный состав осадка может быть рассчитан, если известен состав раствора и расход цинковой пыли при осаждении, по следующей схеме:
1) определяется количество осаждающихся золота, серебра и неблагородных металлов; 2) рассчитывается расход цинка на осаждение золота, серебра и неблагородных металлов; 3) определяется количество цинка, растворяющегося в осаждаемых растворах и переходящего в осадок; 4) определяется количество свинца, переходящего в осадок, исходя из загрузки 5-10% свинцовых солей от массы расходуемой цинковой пыли; 5) устанавливается ориентировочно количество примесей в осадке - SiO2, Al2O3, Fe2O3, CaCO3, MgCO3 и др. — в зависимости от степени загрязнения растворов рудным шламом и содержания растворенных солей; 6) ориентировочно принимается распределение неблагородных металлов по формам их соединений.
Рассмотрим пример определения состава цианистых осадков для следующих условий осаждения: а) количество осаждаемых растворов на 100 т руды 400 м3; б) содержание в растворах, поступающих на осаждение, г/м3: Au 1,5; Ag 2,5; в) содержание в растворах после осаждения, г/м3: Au 0,03; Ag 0,05; г) осаждается меди 0,3 г/м3; д) расход цинковой пыли на осаждение 30,0 г/м3; е) расход NaCN при осаждении 35 г/м3 раствора; ж) при осаждении вводится Pb(CH3COO)2 в количестве 5% от массы загружаемой цинковой пыли.
Рассчитываем количество и состав осадка.
1. Определяем количество осаждаемых металлов:
а) Au: (1,5 - 0,03)*400 = 588,0 г;
б) Ag: (2,5 - 0,05)*400 = 980,0 г;
в) Cu: 0,3-400 = 120,0 г.
2. Определяем расход цинка на осаждение металлов:
а) на осаждение золота по реакции
2NaAu(CN)2 + Zn = 2Au + Na2Zn(CN),
х = (588 * 65,38) : (2 * 197,0) = 97,57 г;
б) на осаждение серебра по реакции 2NaAg (CN)2 + Zn = 2Ag +Na7Zn(CN)4
х = (980 * 65,38) : (2 * 107,88) = 297,0 г;
в) на осаждение меди по реакции
2Na2Cu(CN)3 + Zn = 2Cu + Na2Zn(CN)4+ 2NaCN
х = (120*65,38) : (2*68,54) = 61,74 г.
3. Определяем количество цинка, переходящего в раствор:
а) расход NaCN:35*400 = 14 000 г;
б) количество цинка, переходящего в раствор по реакции
Zn + 4NaCN + 2Н2О = Na2Zn(CN)4+ 2NaOH + H2
х = (14000 * 65,38) : (4 * 49) = 4670,0 г.
4. Расход цинка на осаждение металлов и на растворение в NaCN. 97,57 + 297,0 + 61,74 + 4670,0 = 5126,31 г.
Загружается цинковой пыли: 30*400 = 12 000 г. Количество цинка, переходящего в осадок: 12000 — 5126,31 = 6873,69 * 6874,0 г.
5. Принимаем следующие формы соединений цинка в осадке:
а) металлический цинк 70,0% или 6874,0 * 0,7 = 4811,8 г;
б) в виде гидроксида Zn(OH)2 25,0% или 6874,0 * 0,25 = 1718,5 г; количество Zn(OH)2 будет: (1718,5 * 99,38) : 65,38 = 2612,2 г;
в) в виде ZnS 5% или 6874,0 * 0,05 = 343,7 г; количество ZnS будет:
(343,7 * 97,38) : 65,38 = 511,90 г.
6. Определяем количество свинца, переходящего в осадок. При осаждении загружается Pb(CH3COO)2 в количестве 5% от массы цинковой пыли, т.е.
12 000 * 0,05 = 600,0 г. В Pb(CH3COO)2 содержится 63,62% Pb, т.е. загружается 600 * 0,6362 = 381,76 г, которые полностью переходят в осадок.
Принимаем, что 90,0% Pb находятся в металлическом виде, а 10% — в виде PbS. Количество PbS будет: (0,1*381,66*239,2) : 207,2 = 44,1 г.
Количество металлического свинца в осадке: 381,66*0,9 = 343,5 г.
7. Принимаем следующие формы соединений меди:
а) металлическая медь - 70,0% или 120*0,7 = 84,0 г;
б) в виде CuS 30,0% или 120*0,3 = 36,0 г; количество CuS будет:
(36*95,54):63,54 = 54,13 г.
8. Суммируя компоненты осадка, находим его массу: 588,0 + 980,0 + 84,0 + 4811,8 + 1718,5 + 511,90 + 343,5 + 44,1 + 36,0 = 9117,80 г.
9. Принимаем в составе осадка 6% других примесей. Тогда общая масса осадка составит: 9117,80 : 0,94 = 9699,8 г.
10. Ориентировочно принимаем следующие количества примесей в осадке, %: SiO2 1,0; Fe2O3 0,2; Al2O3 0,2; CaCO3 4,0; CaSO4 * 2Н2О 0,4; MgCO3 0,2; всего 6,0%. Определяем количества примесей в осадке:
a) SiO2 - 9699,8*0,01 = 97,0 г; б) Fe2O3 - 9699,8 * 0,002 = 19,4 г; в) Al2O3 - 9699,8 * 0,002 = 19,4 г; г) CaCO3 - 9699,8 * 0,04 = 388,0 г; д) CaSO4 * 2Н2О - 9699,8 * 0,004 = 38,8 г; е) MgCO3 - 9699,8 * 0,002 = = 19,4 г.
Общая масса и состав полученного осадка приводится в табл. IV.33.

---

• Материальный баланс по золоту и серебру для технологической схемы переработки руды цианированием
• Материальный баланс регенерации насыщенного активированного угля
• Материальный баланс сорбционного выщелачивания руды цианистым раствором с применением в качестве сорбента активированного угля
• Материальный баланс регенерации насыщенного анионита
• Материальный баланс сорбционного выщелачивания руды цианистым раствором с применением в качестве сорбента ионообменных смол