Новые методы повышения извлечения золота в процессе автоклавного окисления концентратов двойной упорности
М. А. Плешков — к.х.н., ведущий научный сотрудник ООО «НИЦ «Гидрометаллургия».
Я. М. Шнеерсон — д.т.н., профессор, генеральный директор ООО «НИЦ «Гидрометаллургия».
Введение
Современная сырьевая база вынуждает золотодобытчиков вовлекать в переработку первичные золотосульфидные руды, характеризующиеся низким содержанием золота и сложностью минералогического состава. Такие материалы принято называть упорными [1] в связи с трудностями, связанными с их эффективной переработкой. Ассоциация золота с сульфидами является результатом образования твердых растворов или коллоидных вкраплений в сульфидную матрицу [2], что часто приводит к невозможности извлечения золота без разложения сульфидов. Для разложения сульфидных минералов и вскрытия золота одной из наиболее эффективных и опробованных в промышленности технологий является автоклавное окисление.
Высокотемпературное автоклавное окисление широко используется для вскрытия упорных золотосодержащих концентратов [3, 4]. Автоклавное окисление проводят в многосекционных аппаратах при температурах от 190 до 230 °С и избыточном давлении кислорода до 7 бар. С развитием технологии автоклавного окисления золотосодержащего сырья было обнаружено, что присутствие галогенидов, за исключением фторидов (на практике это хлориды), и псевдогалогенидов (CN-, CNS-, металлоцианиды) в автоклавном растворе приводит к существенному снижению извлечения золота в случае переработки углеродсодержащих материалов [5, 6, 7]. В некоторых случаях концентрация Cl- на уровне даже первых миллиграммов в 1 л раствора приводила к заметным потерям золота с углистым веществом [8].
Механизм потерь золота в автоклавном процессе связан с образованием растворимых комплексных форм золота и их последующей необратимой сорбцией на углистом веществе. Известно, что золото в виде катионов Au+ и Au3+ образует устойчивые комплексные соединения с галогенидами, в том числе с хлорид-ионом Cl-: [AuCl2]- aq и [AuCl4]- aq, устойчивость которых значительно возрастает с увеличением температуры [9, 10, 11]. В автоклавных условиях их концентрация, помимо температуры, определяется также активностью лиганда и величиной ОВП системы, увеличиваясь с ростом указанных параметров [12, 13]. Необходимый достаточно высокий ОВП обеспечивается в конце процесса автоклавного окисления, когда концентрация Fe3+ в растворе значительно превышает концентрацию Fe2+. При температуре 225 °С даже 5–10 мг/л хлорид-иона достаточно для стабилизации в растворе золота в концентрациях, приводящих к его значительным потерям [8].
В работе Liu и Nicol [12] проводилось исследование поведения золота в условиях, близких к автоклавным, в результате чего была показана возможность ограниченного растворения золота под воздействием Fe2+ при повышенных температурах и концентрациях иона хлора более 5 г/л. В то же время, исследования, проведенные в НИЦ «Гидрометаллургия» [14], показали, что при более низких концентрациях иона хлора потери золота по хлоридно-углистому механизму связаны с формой нахождения золота в материале. Авторы этой работы полагают, что в процессе высокотемпературного автоклавного окисления в присутствии 20–30 мг/л Cl- потери золота формируются только за счет золота, изначально находящегося в окисленном состоянии. В этой же работе был предложен метод определения окисленного золота в сульфидных концентратах, заключающийся в автоклавном окислении концентрата с последующим выщелачиванием окисленного золота раствором сульфита натрия. По мнению авторов этой работы, в автоклавных условиях при относительно низких концентрациях хлорид-иона в растворе существенного окисления металлического золота не происходит.
Рис. 1. Определение оптимального расхода ртутьсодержащего реагента
Образовавшиеся растворимые комплексы золота с галогенидами непосредственно в процессе автоклавного окисления вступают во взаимодействие с природным углистым веществом. Механизм этого взаимодействия в автоклавных условиях, а также причины, почему связанное с углем золото впоследствии не извлекается при цианировании остатков автоклавного окисления, в настоящее время не до конца понятны. Тем не менее известна и хорошо изучена адсорбция золотохлоридных комплексов на активированном угле [15]. Установлено, что сорбция хлоридных комплексов золота на поверхности угля сопровождается его восстановлением до металла по уравнению реакции:
4[AuCl4]- aq + 3С + H2O = 4Auads ↓+ 3CO2 ↑+ 16Cl- + 12H+
Считается, что аналогичный процесс преимущественно ответственен за потери золота при автоклавном выщелачивании, однако есть и другие предположения о причинах данных потерь [16]. В этом случае объем потерянного золота будет определяться как свойствами углистого вещества (концентрация, емкость, активность), так и концентрацией комплексов золота в растворе.
К числу наиболее очевидных способов борьбы с автоклавным прег-роббингом золота относятся: снижение концентрации хлорид-иона в растворе (например, за счет правильной организации оборота технологических растворов) и снижение содержания углистого вещества в перерабатываемом материале (за счет применения угольной флотации). Однако на практике эти методы не всегда применимы. Например, значительное количество хлорида может выделяться в раствор в процессе окисления непосредственно из перерабатываемого материала. Применение угольной флотации может быть ограничено или вовсе недопустимо, если углистое вещество тесно ассоциировано с сульфидными минералами и его флотация приводит к существенным потерям золота [17].
| Компонент | Шифр материала | ||||
| T21b | M14 | M30 | Т24b | M29 | |
| Fe, % масс. | 24,6 | 28,2 | 23,7 | 25,7 | 20,2 |
| S, % масс. | 23,0 | 24,2 | 19,6 | 23,5 | 17,4 |
| S(S2-), % масс. | 22,8 | 23,9 | 19,2 | 23,3 | 16,6 |
| As, % масс. | 7,8 | 12,3 | 9,8 | 9,2 | 8,2 |
| Cорг, % масс. | 0,41 | 0,83 | 1,06 | 1,20 | 1,77 |
| Pb, % масс. | 0,021 | 0,032 | 0,027 | 0,029 | 0,008 |
| Bi, % масс. | <0,01 | <0,01 | <0,01 | <0,01 | <0,01 |
| Hg, г/т | <1 | <1 | <1 | <1 | <1 |
| Ag, г/т | 8,2 | 7,3 | 7,9 | 12,3 | 10,5 |
| Au, г/т | 22,0 | 31,1 | 24,6 | 23,8 | 22,5 |
Табл. 1. Химический состав флотационных концентратов Маломыр
В связи с этим на практике при реализации автоклавных проектов практически неизбежно присутствие определенной концентрации хлорид-иона в технологических растворах и углистого вещества в перерабатываемом материале. В указанных условиях необходимо искать решение проблемы автоклавного прег-роббинга путем оптимизации параметров автоклавного окисления. В большинстве случаев эффективным оказывается смягчение условий автоклавного окисления с целью ограничения окислительно-восстановительного потенциала (ОВП) в системе, что препятствует образованию растворимых форм золота [8, 18]. В особых случаях, напротив, более жесткие условия автоклавного окисления и увеличение длительности окисления материала способствуют улучшению извлечения золота за счет окисления и/или пассивации углистого вещества [19, 20].
Известно, что некоторые металлы в водных растворах способны образовывать прочные комплексные соединения с хлорид-ионом либо способствуют его осаждению в виде малорастворимых соединений. Подобный подход к решению проблемы автоклавного прег-роббинга обсуждался в патенте Gathje и Simmons [18].
В развитие этого направления в настоящей работе изучали влияние добавок в автоклавную пульпу соединений серебра, висмута, свинца и ртути на извлечение золота при цианировании автоклавных остатков. Данные металлы были выбраны в расчете на сильное химическое взаимодействие их катионов с хлорид-ионами и существенного снижения активности последних.
Материалы
Эксперименты проводили с использованием концентратов флотации, полученных из руд месторождения Маломыр (Группа компаний «Петропавловск»). Составы использованных концентратов представлены в таблице 1. Концентраты характеризуются высокой степенью упорности, доля свободного золота в них не превышает 10 % (табл. 2). При этом большая часть упорного золота (77–87 %) является окисленным [14]. Остальное золото ассоциировано с невскрываемыми минералами и углистым веществом. Основными золотосодержащими сульфидами являются пирит и арсенопирит. Содержание углистого вещества в концентратах составляло от 0,41 до 1,77 % при практически неизменном минеральном составе и содержании золота.
Рис. 2. Влияние ртути на извлечение золота из различных концентратов: а) при низкой
концентрации хлорид-иона; б) при концентрации хлорид-иона 25–30 мг/л
В проведенных ранее исследованиях было показано, что исходные концентраты и автоклавные остатки проявляют слабую сорбционную активность по отношению к золотоцианистому комплексу [21], а основные потери золота формируются в процессе автоклавного окисления и зависят от содержания углистого вещества в концентрате и содержания хлорид-иона в растворе [8, 22]. Эти особенности концентратов делают их чрезвычайно удобным объектом для изучения автоклавного прег-роббинга.
В таблице 1 приведены содержания в концентратах серебра, ртути, висмута и свинца. Содержание серебра в концентратах составляет от 7,3 до 12,3 г/т. Содержание ртути и висмута во всех концентратах ниже порога обнаружения. Содержание свинца в концентратах достаточно низкое — от 80 до 320 г/т.
Методика
Перед проведением автоклавного окисления все материалы измельчали до P90 = 40 μm и декарбонизировали серной кислотой. Кислую пульпу фильтровали и промывали водой для удаления водо- и кислоторастворимых хлоридов.
Полученный кек репульпировали и загружали в автоклав Buchi Glas Uster (Switzerland) вместимостью 1100 см3. Содержание твердого в исходной пульпе равнялось 13,7 %, что соответствуют значением, получаемым на выгрузке из автоклава при промышленной реализации процесса. Во всех опытах использовали дистиллированную воду.
В полученную пульпу добавляли заданное количество соли того или иного металла (серебра, ртути, висмута или свинца).
Содержание хлорид-иона в растворе после автоклавного окисления составляло 3–5 мг/л, с целью повышения концентрации хлорид-иона в раствор перед окислением добавляли NaCl из расчета повышения концентрации хлорид-иона на 20 мг/л.
| Показатель | Шифр материала | ||||
| T21b | M14 | M30 | T24b | M29 | |
| Доля свободного золота, % | 10 | 7 | 4 | 10 | 10 |
| Доля окисленного золота | 84 | 87 | 81 | 80 | 77 |
|
Извлечение золота после автоклавного окисления, % |
94 | 92 | 91 | 89 | 82 |
Табл. 2. Формы золота в концентратах Маломыр (по методике, изложенной в работе [14])
После введения добавок автоклав нагревали и проводили окисление материала. Все опыты были проведены при одних и тех же параметрах: температура 225±0,5 °С, избыточное давление в 7±0,1 бар. Окончание процесса окисления фиксировалось по показаниям мгновенного расхода газа.После автоклавного окисления пульпу охлаждали до 95 °С и подвергали кондиционированию (hot cure) в течении 2 ч. полученную пульпу фильтровали, кек промывали водой, нейтрализовали и подвергали сорбционному цианированию методом RIL (resin — AM2B, 1 г/л KCN, продолжительность — 24 ч). Извлечение золота определялось путем пробирного анализа хвостов цианирования.
Результаты
Влияние солей свинца и висмута
В качестве добавки использовали Pb(NO3)2 и Bi2(SO4)3*3H2O. Результаты экспериментов представлены в таблице 3.
| № опыта | Реагент |
Добавка Me, мг/дм3 |
Добавка Cl- , мг/дм3 |
Извлечение золота, % |
| 1 | нет | 0 | 0 | 89,0 |
| 2 | нет | 0 | 20 | 75,5 |
| 3 | Bi2(SO4)3·3H2O | 500 | 0 | 88,9 |
| 4 | Bi2(SO4)3·3H2O | 500 | 20 | 75,8 |
| 5 | Pb(NO3)2 | 500 | 0 | 86,8 |
| 6 |
Pb(NO3)2 |
500 | 20 | 78,3 |
Табл. 3. Влияние добавки свинца (II) и висмута (III) на извлечение золота (концентрат Т24b)
Из представленных результатов видно, что добавка в процесс висмута не оказывает влияния на извлечение золота из автоклавного остатка. Извлечение золота остается неизменным — 89 % в опытах при низкой концентрации хлорид-иона и около 76 % в опытах при повышенной концентрации хлорид-иона.
Добавка свинца оказала совсем небольшое влияние на извлечение золота. В опыте без добавки хлоридиона извлечение снизилось на 2,2 % и составило 86,8 %. В опыте, проведенном при повышенном содержании хлорид-иона извлечение повысилось на 2,8 % относительно базового.
Рис. 3. Схема организации рецикла серебра в автоклавной технологии
Так как даже относительно большие добавки висмута и свинца не оказали положительного влияния, исследование их влияния на процесс было решено прекратить.
Действие ионов серебра
Опыты были проведены на концентрате Т24b, в качестве добавки использовали AgNO3. Результаты представлены в таблице 4. Добавка хлорид-иона в раствор в опытах 9–11 была равна 20 мг/л, анализ растворов после автоклавного окисления показал, что серебро в них практически отсутствовало, а содержание хлорид-иона заметно снижалось.
| № опыта | Реагент |
Добавка CAg(I), мг/дм3 |
Добавка CCl-, мг/дм3 |
Извлечение золота, % |
| 1 | нет | 0 | 0 | 89,0 |
| 2 | нет | 0 | 20 | 75,5 |
| 7 | AgNO3 | 500 | 0 | 94,1 |
| 8 | AgNO3 | 50 | 0 | 93,4 |
| 9 | AgNO3 | 500 | 20 | 92,8 |
| 10 | AgNO3 | 50 | 20 | 91,8 |
| 11 | AgNO3 | 5 | 20 | 81,4 |
Табл. 4. Влияние добавки серебра (I) на извлечение золота (концентрат Т24b)
Опыты с добавкой серебра показали возможность повышения извлечения золота из концентрата Т24b как в обычных условиях, так и при повышенном хлоридном фоне. Значительное повышение извлечения золота (~5 %) относительно базового уровня без добавок хлоридов (фон 3–5 мг/л) свидетельствует о наличии автоклавного прег-роббинга даже при таких низких содержаниях хлорид-иона в растворе. При повышенных концентрациях хлоридов (23–25 мг/л) добавки серебра также способны нивелировать потери золота (опыты 9–11). Защитное действие серебра закономерно уменьшается при снижении его дозировки.
Предположительно, механизм защитного действия серебра связан со снижением активности хлоридов за счет взаимодействия ионов серебра и хлорида, которое может протекать как до, так и в процессе автоклавного окисления. Взаимодействие может заключаться как в связывании хлоридов в малорастворимое соединение (AgCl), так и в комплексные соединения типа [AgCl2]-. На это указывает высокая эффективность добавок серебра даже при мольном отношении Cl/Ag > 1 (опыты 10 и 11; отношение соответственно 1,5 и 15 моль/ моль). Пока же детали механизма защитного действия серебра остаются не до конца ясными, и нельзя исключать других вариантов влияния добавок серебра на извлечение золота из сырья двойной упорности, например конкурентное (по отношению к золоту) взаимодействие с углистым веществом в процессе автоклавного окисления.
Действие ионов ртути
Эксперименты с добавкой соли ртути были проведены на концентрате Т24b, в качестве добавки использовали HgSO4. Результаты представлены в таблице 5. Так же как и ранее, добавка хлорид-иона в раствор в отдельных опытах составляла 20 мг/л. Анализ растворов после автоклавного окисления показал отсутствие в них ртути. Содержание хлоридов в растворах, в отличие от опытов с серебром, не изменялось под влиянием добавок соли ртути и составляло либо фоновую величину (3–5 мг/л), либо сумму фона и внесенной добавки.
| № опыта | Реагент |
Добавка CHg(II), мг/дм3 |
Добавка CCl-, мг/дм3 |
Извлечение золота, % |
| 1 | нет | 0 | 0 | 89,0 |
| 2 | нет | 0 | 20 | 75,5 |
| 12 | HgSO4 | 500 | 0 | 95,8 |
| 13 | HgSO4 | 50 | 0 | 95,1 |
| 14 | HgSO4 | 5 | 0 | 94,3 |
| 15 | HgSO4 | 0,5 | 0 | 92,3 |
| 16 | HgSO4 | 50 | 20 | 92,6 |
| 17 | HgSO4 | 5 | 20 | 92,1 |
| 18 | HgSO4 | 0,5 | 20 | 87,9 |
Табл. 5. Определение минимального расхода реагента на концентрате Т24b
Результаты, полученные в опытах с добавкой ртути в процесс автоклавного окисления, показали возможность повышения извлечения золота из данного материала до 95,8 %. Таким образом, извлечение золота может значительно превышать извлечение золота, которое было получено при минимальной концентрации хлорид-иона в растворе по базовой методике. Добавка ртути способна нивелировать действие хлорид-иона на извлечение золота и при его повышенных концентрациях. В опытах с добавкой 25 мг/л хлорид-иона извлечение золота достигало 92,6 % при подаче ртути до 50 мг/л. Можно видеть (табл. 4 и 5), что положительное действие ртути на извлечение золота проявляется заметно сильнее (аналогичный эффект достигается при более низких концентрациях), чем в случае серебра.Количество добавленной ртути неравномерно влияет на извлечение золота. Можно видеть (табл. 5, рис. 1), что для концентрате Т24b наблюдается быстрый прирост извлечения золота по мере увеличения концентрации добавки до ~5 мг/л, а далее извлечение практически стабилизируется. В связи с этим в дальнейших экспериментах по оценке зависимости защитного действия ртути от содержания органического углерода уровень 5 мг/л использовали в качестве базового оптимального расхода добавки. Были проделаны тесты на пяти различных концентратах, результаты которых представлены в таблице 6 и на рисунке 2.
Из полученных результатов видно, что во всех случаях ртуть оказывает положительное влияние на извлечение золота. Расхода ртути 5 мг/л оказывается достаточным для эффективного подавления хлоридно-углистого механизма даже при концентрации хлоридов 25–30 мг/л.
С увеличением концентрации органического углерода извлечение золота закономерно снижается, причем тем более существенно, чем выше концентрация хлоридов в автоклавной пульпе (рис. 2). В присутствие 5 мг/л ртути данная тенденция сохраняется, однако зависимость извлечения золота от содержания углерода ослабевает, особенно на фоне высоких содержаний хлоридов.
Увеличение дозировки ртутного реагента не приводит к повышению извлечения золота и уменьшению влияния углерода. Например, на концентрате M29 (Cорг = 1,77 %) увеличение расхода реагента с 5 до 50 мг/л практически не улучшает показатели цианирования.
О механизме действия ртути
Из представленных результатов видно, что стабильный положительный эффект от добавки ртути (табл. 6) наблюдается даже при ее относительно низких расходах — 5 мг/л (∼ 31,5 г/т флотоконцентрата). Данного расхода во всех случаях достаточно для нивелирования добавки хлорид-иона до 25 мг/л и даже повышения извлечения золота выше «базового» уровня — извлечения без добавок. Мольное соотношение Cl/Hg в опытах с добавкой ртути 5 мг/л и хлорид-иона 25 мг/л составляет 28 моль/моль. Если допустить связывание всей ртути в максимально координационно насыщенный комплекс [HgCl4]2-, то это приведет к связыванию 15 % хлорид-иона.
Рис. 4. Схема организации рецикла ртути в автоклавной технологии
Очевидно, что такая степень уменьшения активности хлоридов сама по себе не способна объяснить существенного влияния ртути на извлечение золота и механизм защитного действия ртути заключается не в снижении активности хлорид-иона.
Для подтверждения того факта, что положительное действие ртути происходит именно в процессе автоклавного окисления, были проведены эксперименты на материале Т24b, в которых ртуть добавляли в пульпу непосредственно после автоклавного окисления и в пульпу цианирования. В обоих экспериментах извлечение золота осталось на базовом уровне, что подтверждает необходимость присутствия ртути именно в процессе автоклавного окисления.
Детали механизма защитного действия ртути в настоящий момент неясны. Можно полагать, что поданная в процесс автоклавного окисления ртуть взаимодействует с углистым веществом, эффективно конкурируя с золотом при адсорбции хлоридных комплексов этих металлов. Возможны и другие объяснения наблюдаемых явлений. В настоящее время ведутся исследования по изучению данного механизма.
Возможные пути применения
Добавка серебра
Серебро практически всегда содержится в перерабатываемых золотосульфидных рудах. Причем оно извлечется из материала в процессе цианирования попутно с золотом. Серебро может быть выщелочено из получаемого золотосеребряного сплава под действием азотной кислоты. Таким образом, в случае присутствия в материале достаточного количества серебра можно организовать его рециркуляцию с целью повышения извлечения золота. Принципиальная схема представлена на рисунке 3.
Необходимо учитывать, что в процессе автоклавного окисления возможно образование аргентоярозита, который устойчив к действию цианида. По этой причине для повышения извлечения серебра из автоклавных остатков необходимо проведение дополнительной операции — щелочной обработки (lime boiling). Данный процесс достаточно известен и позволяет повысить извлечение серебра из автоклавных остатков до 90 % и более.
Экспериментально было показано, что нивелировать действие 25 мг/л хлорид-иона можно добавкой 50 мг/л серебра, что для высокосернистого концентрата Маломыр соответствует удельному расходу серебра 315 г/т концентрата. При исходном содержании серебра в концентрате Маломыр около 10 г/т накопление в рецикле серебра до 315 г/т практически невозможно.
Данная схема автоклавной переработки больше подойдет для материалов с низким содержанием серы и с относительно высоким содержанием серебра. Так, для концентратов с содержание серы 6–8 % добавка серебра будет составлять всего 100 г/т. Эта величина вполне достижима, учитывая возможность рецикла серебра и содержание серебра в исходном материале 20 г/т и более.
Добавка ртути
Эксперименты показали, что устойчиво высокое извлечение золота достигается при добавке ртути к материалу с расходом 5 мг/л, что соответствует удельному расходу ртути — 31,5 г/т концентрата. Основываясь на предположенном механизме действия ртути, можно предполагать, что расход ртути может быть еще снижен, особенно в случае переработки малоуглистых материалов.
В рудах месторождения Маломыр ртуть отсутствует, однако существует широкий круг месторождений, в которых содержание ртути находится на уровне содержания золота, а иногда и значительно выше него [23]. Практика автоклавной переработки упорных золотортутных руд методом автоклавного окисления представлена в США заводами Twin Creeks и Gold Strike. На данных предприятиях в качестве побочного продукта получается металлическая ртуть в количествах, сравнимых с количеством выпускаемого золота.
| Концентрат | № опыта |
Добавка CHg(II), мг/дм3 |
Добавка CCl-, мг/дм3 |
Извлечение золота, % |
|
T21b, Cорг = 0,41 % |
19 | 0 | 0 | 94,1 |
| 20 | 0 | 20 | 85,8 | |
| 21 | 5 | 0 | 96,7 | |
| 22 | 5 | 20 | 94,1 | |
|
M14, Cорг = 0,83 % |
23 | 0 | 0 | 92,5 |
| 24 | 0 | 20 | 82,7 | |
| 25 | 5 | 0 | 95,5 | |
| 26 | 5 | 20 | 92,8 | |
|
M30, Cорг = 1,06 % |
27 | 0 | 0 | 91,1 |
| 28 | 0 | 20 | 69,5 | |
| 29 | 5 | 0 | 93,7 | |
| 30 | 5 | 20 | 93,0 | |
|
Т24b, Cорг = 1,20 % |
1 | 0 | 0 | 89,0 |
| 2 | 0 | 20 | 75,5 | |
| 14 | 5 | 0 | 94,3 | |
| 17 | 5 | 20 | 92,1 | |
|
M29, Cорг = 1,77 % |
31 | 0 | 0 | 81,9 |
| 32 | 0 | 20 | 59,6 | |
| 33 | 5 | 0 | 86,9 | |
| 34 | 5 | 20 | 85,0 | |
| 35 | 50 | 20 | 85,4 |
Табл. 6. Эффективности добавки ртути на различных концентратах Важно отметить, что ртуть извлекается из окисленного материала в процессе цианирования совместно с золотом. Остаточное содержание ртути в хвостах цианирования составляет 5–10 г/т. Такое содержание ртути в хвостах цианирования не повышает их класса опасности, что было подтверждено как расчетным, так и экспериментальным методом биотестирования.
Предлагаемая схема (рис. 4) включает использование выделяемой металлической ртути для получения подходящего ртутьсодержащего реагента, который используется для подачи в голову процесса автоклавного окисления.
По данному способу переработки концентратов ООО «НИЦ «Гидрометаллургия» получен патент РФ № 2552217 — «Способ переработки золотосодержащих концентратов двойной упорности» [24].
Для не содержащих ртути руд можно рассмотреть возможность их совместной переработки с ртутьсодержащими золотосульфидными материалами. Существенный экономический эффект может быть получен при комплексной переработке материалов с двух месторождений.
Заключение
Показано, что извлечение золота из упорных золотосульфидных концентратов месторождения Маломыр может быть существенно повышено за счет применения солей серебра и ртути. Добавка серебра в количестве 50 мг/л (315 г/т) и ртути в количестве 5 мг/л (31,5 г/т) достаточна для нивелирования негативного влияния хлорид-иона при его концентрации до 25 мг/л.
Результаты, полученные с добавкой серебра и ртути, говорят о том, что заметные потери золота по хлоридноуглистому механизму происходят даже при низких концентрациях хлоридиона в растворе автоклавного окисления — 3–5 мг/л. При таких низких концентрациях хлорид-иона прирост извлечения в опытах с добавкой солей серебра или ртути составлял до 7 %.
Несмотря на то, что оба метода обременены сложностями экологического характера, их промышленное применение может быть оправдано в случае переработки углеродсодержащих золотосульфидных минералов с повышенным собственным содержанием серебра или ртути.
Авторы выражают благодарность руководству ГК «Петропавловск» за поддержку в развитии поисковых направлений, а также за возможность опубликовать данную статью.
1. Fleming, C.A. (1992). Hydrometallurgy of precious metals recovery. Hydrometallurgy, 30(1–3), 127–162. 2. Chryssoulis, S. L., & McMullen, J. (2005). Mineralogical investigation of gold ores. In M. D. Adams & B. A. Wills (Eds.), Developments in Mineral Processing (Vol. 15, pp. 21–72).
3. Thomas, K.G. (2005). Pressure oxidation overview. In M. D. Adams & J. A. Wells (Eds.), Developments in Mineral Processing (Vol. 15, pp. 346–369).
4. Dunne, R. (2012). Challenges and opportunities in the treatment of refractory gold ores. In Proceedings of ALTA 2012 Gold Sessions (pp. 1–15). Perth.
5. Simmons, G.L. (1996). Pressure oxidation process development for treating carbonaceous ores at Twin Creeks. In Randol Gold Forum (pp. 199–208). Golden.
6. Cadzow, M.D., & Giraudo, T. S. (2000). Macraes Gold Project: Value creation through applied technology — Pressure oxidation. In New Zealand Minerals & Mining Conference Proceedings (pp. 275–281).
7. Axenov, B., Vorob'ev-Desyatovskii, N., Kaplan, S., Kovalev, V., Grigorjev, K., Dolotov, A., Ter-Oranesyants, A., & Tsyplakov, V. (2014) Cyanide preg-robbing effect is a problem, which can arise during autoclave processing of double refractory gold ores. XXVII International Mineral Processing Congress, Santiago, Chile, IMPC-2014. Chapter 19: Hydrometallurgical treatment of ore, tailings and concentrate. pp. 244-251.
8. Zaytsev, P., Fomenko, I., Shneerson, Y., & Pleshkov, M. (2014). Specifics of double refractory gold concentrates pressure oxidation in the presence of chlorides. In Proceedings of the 7th International Symposium Hydrometallurgy 2014 (Vol. 1, pp. 501–514). Victoria, BC.
9. Baes, C.А., & Mesmer, R.E. (1976). The hydrolysis of cations. New York: Wiley.
10. Diaz, M.A., Kelsall, G.H., & Welham, N. J. (1993). Electrowinning coupled to gold leaching by electrogenerated chlorine I. Au(III)-Au(I)/Au kinetics in aqueous Cl2/Clelectrolytes. Journal of Elecroanalytical Chemistry, 361, 25–38.
11. Putnam, G.L. (1944). Chloride as a solvent in gold hydrometallurgy. Engineering and Mining Journal, 145(3), 70–75.
12. Liu, J.Q., & Nicol, M.J. (2002). Thermodynamic and kinetics of the dissolution of gold under pressure oxidation conditions in the presence of chloride. Canadian Metallurgy Quarterly, 41, 409–415.
13. Ketcham, V.J., O’Reilly, J.F., & Vardill, W.D. (1993). The Lihir gold project; Process plant design. Minerals and Metallurgical Processing, 6(8-10), 1037–1065.
14. Fomenko, I., Polezhaev, S., Zaytsev, P., Pleshkov, M., Chugaev, L., & Shneerson, Y. (2014). The oxidized gold and its role in pressure oxidation of double refractory gold concentrates. In Proceedings of ALTA 2014 Gold-Precious Metals Session (pp. 194–202). Perth.
15. Sun, T.M., & Yen, W.T. (1993). Kinetics of gold chloride adsorption onto activated carbon. Minerals Engineering, 6(1), 17–29.
16. Shneerson, Ya.M., Chugaev, L. V., & Pleshkov, M.A. (2011) A few features of autoclave opening of carbonic gold-bearing ores and concentrates. Tsvetnye Metally, Vol. 3. 2011. Pp. 62-68.
17. Lunt, D., & Briggs, N. (2005). Refractory sulfide ores — case studies. In M. D. Adams & J. A. Wells (Eds.), Developments in Mineral Processing (Vol. 15, pp. 920–936).
18. Gathje, J.C., & Simmons, G. L. (1998, December 22). Method for pressure oxidizing gold-bearing refractory sulfide ores having organic carbon. United States Patent No. 5,851,499.
19. Simmons, G.L. (1996, July 16). Method for treating mineral material having organic carbon to facilitate recovery of gold and silver. United States Patent No. 5,536,480.
20. Chan, T., Collins, M., Dennett, J., Stiksma, J., Ji, J., Kalanchey, R., & Berezowsky, R. (2014). Pilot plant pressure oxidation of refractory gold-silver concentrate from Eldorado Gold Corporation’s Certej project in Romania. In Proceedings of the 7th International Symposium Hydrometallurgy 2014 (Vol. 1, pp. 601–612). Victoria, BC.
21. Fomenko, I.V., Pleshkov, M. A., Chugaev, L. V., & Shneerson, Y. M. (2012). Mechanism of gold losses in pressure oxidation and subsequent cyanidation of double refractory concentrates. Non-Ferrous Metals–2012: Proceedings of the Fourth International Congress (pp. 429-435). Krasnoyarsk: Verso.
22. Fomenko, I., Zaytsev, P., Pleshkov, M., Chugaev, L., & Shneerson, Y. (2013). Pressure oxidation of double refractory gold concentrates. In Proceedings of ALTA 2013 Gold-Precious Metals Session (pp. 72–84). Perth.
23. Obolenskiy, A.A., Borisenko, A.S., & Naumov, E.A. (2008). Metallogeny of Hg, Sb, and Au-Hg deposites in the Pacific active continental margins. In Spencer, J.E., and Titley, S.R., eds., Circum-Pacific Tectonics, Geologic Evolution, and Ore Deposits. Arizona Geological Society, Digest 22 (pp. 73-83). Tucson.
24. Пат. 2552217 Российская Федерация, МПК С22В 11/00, С22В 3/06, С22В 3/24. Способ переработки золотосодержащих концентратов двойной упорности / Фоменко И. В., Плешков М. А., Чугаев Л. В., Шнеерсон Я. М., Лапин А. Ю., Федоров В. К., Клементьев М. В.; заявитель и патентообладатель ООО «Научно-исследовательский центр «Гидрометаллургия». — № 2014113260/02; заявл. 04.04.2014; опубл. 10.06.2015, Бюл. № 16. — 8 с.
Опубликовано в журнале «Золото и технологии», № 1 (31)/март 2016 г.
