Iтонкое измель флотация, обжиг

чение,

цианирование цианирование Аи мелкое

J \ 21

J 30

I 71

Yv =От 103

Рис.3

Требования к схеме:

1. Выбранная схема должна обеспечить высокое извлечение золота;

2. Комплексность использования сырья;

3. Минимальные, удельные, капитальные и эксплуатационные затраты;

4. Обеспечивать нормальную экологическую обстановку района;

Конечная продукция фабрик: 1. Лигатурное черновое золото (золото 75^95%);

2. Катодное золото (золото 75-^95%);

500 -5-1 ООО мм Рли~ 5 г/т

Дробление

| 8-20 мм

Измельчение

| -0,150+ -0,074 мм

Руда

J

~Н₂О_о6-

Н₂О_об-

Отсадка

Гравитационны й

Р= 20-5-40 г/т конц-т _у= 0,1 + 10%

Пром. продукт

Перечистка на конн-х столах

А и-головка

Ч

Плавка Аи черн.

6=2+40 кг/т ^г/ \

Амальга­мация

1

Отпарка

Хвосты отсадки

I

Классификация Слив Пески

I I

Сгущение Слив Сгущенный продукт (Н₂0) (ж :т= 1:1)

Хвосты циани

рования (Аи 0,1-0,3 г/т)^

Обезвреживание

I

В отвал, в хвостохранилище

в оборот

Цианирование Ф ильтрация

Аи содерж. р-р (5-10 мг/л) Zn пыль

СаСЮ

Цементация

Au-Zn осадки Обеззолочен. р-р (Аи 5-30 %) (^Аи 0,001-0,005 мг/л)

На1ф.з „ 1

В оборот или на

обезреживание

Воздух, NaCN

и в отвал

\

Слив классификатора

Сгущение Слив Сгущенный продукт Воздух, (Н,0) \ NaCNПредварительное цианирование

С о р б и и о и и о е цианирование Разделение на дренажных сетках

Насыщенный сорбент АМ-2Б Обеззолоченная пульпа

(Аи-10 м г/г смолы; Ag, Си, (ж.ф.-0,001 мг/л

в оборот Сорбент А М -2Б

Fe. Ni, С N CNS" 1=80мг/г) II ,0 т.ф .-0,1-0,3 г/т) С1

₂

На обезвреживание В х в о сто х р а н и л и щ е NaCN трализацию Н ,о Раствор Thio Раствор Thio Сорбент А u-содерж ащ ий р-р (1 г/л Аи) Электролитическое выделение А и Отраб. эл-мет (в оборот) А и	кат.
85-	95%

1

На аффинаж

Отмывка от и л о в

Десорбция Fe.Ni

» P-pFe,NiHaHefi

Сорбент

1

Промывка

^ 1

Сорбция ThioСхема переработки окисленных (шламистых, глинистых)

РУД-

Схема 2. Рис. 5.

При переработки шламистых руд по схеме 1 возникают трудности при фильтрации, поэтому необходимо из схем исключить эту операцию.

Это достигается применением вместо обычного цианирования - сорбционного выщелачивания. При этом выделение золота из руды в раствор совмещается с операцией извлечения золота из раствора на сорбенте в одном аппарате.

В дальнейшем золотосодержащий сорбент, крупностью от 1 до 3 мм отделяют от обеззолоченной руды (-0,074 мм) - не фильтрацией, а простым грохочением. Это позволяет эффективно перерабатывать данные руды.

См. схему 1. Рис. 4. ( все аналогично).

Блок-схема переработки кварцево-сульфидных руд

Если в руде присутствуют сульфиды цветных металлов, то непосредственное цианирование таких руд невозможно вследствие высокого расхода цианидов и низкого извлечения золота. В схемах переработки появляется операция флотации. Флотация преследует несколько целей:

1. Сконцентрировать золото и золотосодержащие сульфиды в малом по объему продукте - флотоконцентрате (от 2 до 15%) и перерабатывать этот флотоконцентрат по отдельным сложным схемам;

2. Удалить из руды сульфиды цветных металлов, оказывающих вредное влияние на процесс; 3. Извлечь комплексно цветные металлы и т.д. В зависимости от целей компануется технологическая схема. Начало аналогично схеме 1. Рис.4.

Схема 3. Рисунок 6.Схема 3

Слив классификатора Флотация

а) Обеззолоченные хвосты (Au=0,1-0,3 г/т)

В отвал

Аи-содержащий флотоконцентрат

Обжиг

Цианирование 1

Схема

1

б) Обеззолоченные хвосты

в) Аи-содержащи

хвосты Цианирование 1

Аи-содержащий флотоконцентрат

I

на пиро- металлургический завод

Аи-содержащий флотоконцентрат

н ¹

На пиро- металлургический заво

д

Схема

г) Обеззолоченные хвосты

Аи-содержащий флотоконцентрат

I

По схеме 1,

2

Рис.6

Механическая подготовка руды

Включает операции дробления и измельчения.

Цель операций:

Раскрытие зерен золота и золотосодержащих минералов и приведение руды в состояние, обеспечивающее успешное протекание всех последующих операций по извлечению золота.

Исходная крупность руды 500 - 1000 мм.

Подготовленная для переработки руда бывает - 0,150; - 0,074; - 0,043 мм, (предпочтительнее - 0,074 мм).

Учитывая большую степень измельчения переделы дробления и измельчения связаны с огромными энергетическими затратами (примерно 60- 80% от всех затрат на фабрике).

Экономически - эффективная, или оптимальная степень измельчения для каждой фабрики - своя. Определяется она экспериментально. Руда измельчается до различной крупности и цианируется. Оптимальной считается такая крупность, при которой получено наибольшее извлечение золота при минимальных энергетических затратах, минимальном расходе цианида, минимальном шламообразовании, хорошей сгущаемости и фильтруемости пульп (обычно - 0,074мм).

90% - 0,074 мм. "

94% - 0,074 мм.

Измельчение продукта до заданной крупности ведется в две стадии:

1. Дробление;

2. Измельчение.

Дробление руд проводят в две или три стадии с обязательным предварительным грохочением.

После двух стадий - продукт 12 - 20 мм. После трех стадий -6-8 мм. Полученный продукт поступает на измельчение. Измельчение характеризуется большим разнообразием схем: 1. В зависимости от типа среды:

а) Мокрое И (в воде, оборотном цианистом растворе);

б) Сухое (без воды).

£_Au на 5 -г- 6%

2. По типу измельчающей среды и применяемого оборудования: а) Шаровые и стержневые мельницы, б) Самоизмельчение:

• Рудное (500-4 000 мм) каскад, аэрофол;

• Рудно-галечное (+100-300 мм; +20-100 мм);

• Полусамоизмсльчение (500 -Н000 мм; +7-Н0% стальных шаров) каскад,

аэрофол.

В настоящее время стараются применять самоизмельчение руд. Оно не применимо для очень твердых и очень мягких или вязких руд, но и в этом случае можно применять полусамоизмельчение. Преимущество самоизмельчения обусловлено следующим: при шаровом измельчении происходит стирание стенок шаров и образования большого количества железного скрапа, который оказывает негативное действие.

Частички железа вклепываются в мягкие частички золота, закрывая его поверхность и тем самым, снижая растворимость такого золота при последующем цианировании.

При цианировании на железный скрап расходуется большое количество кислорода и цианида, что приводит к резкому снижению извлечения золота. Кроме того, при шаровом измельчении возможно переизмельчение материала и образование шламов. Самоизмельчение лишено этих недостатков, но несколько снижается производительность измельчительного передела, усложняется схема при рудно-галечном измельчении.

При рудном самоизмельчении схемы упрощаются. Измельчение проводят с предварительными или поверочными классификациями. Классификаторы применяются либо спиральные (1, 2 стадии), либо гидроциклоны (2, 3 стадии). Применяют либо одно-, либо двух стадийные схемы. Пример: Рисунок 7.стадийные схемы. Пример: Рисунок 7.

|Руда

о

о

Предварительное грохочение

©1 Дробление I ст.

Предварительное грохочение

©1

Дробление II ст.

12-20 мм \ ^— Измельчение

Отсадка

Хвосты

Классификация

I I

Слив Пески

I

Измельчение

I

I

Слив

Классификация

J

Песк

и

Рис. 7.

Пример:

Классификация основана на равнопадаемости зерен. Коэффициент равнопадаемости

:

Гравитационный концентрат

Рис. 8. Короткоконусный гидроциклон

у ,E_au, С_аи зависят от вещественного состава руды и формы нахождения

Аи в

нем.

у = 0.1-И О -выход концентрата; Е_аи- 20 -н 60% - извлечение Аи; С_аи- 20 -ь 40 г/т -содержание Аи. Гравитационный концентрат представляет собой зернистый материал крупностью 1-=-3 мм. Состав его:

1. При переработке кварцевых руд - крупные куски кварца Si0₂; Au крупное (свободное или в рубашке), Аи мелкое (немного), Аи в сростках с MeS, Si0₂; 2. При переработке сульфидно - кварцевых руд- сульфиды MeS (FeS2, FeAsS, CuFeS2, PbS,...); незначительное количество крупных кусков Si0₂, Au крупное, Au мелкое в сростках с сульфидами, Аи тонкодисперсное.

-Короткоконусные гидроциклоны, и другая новая аппаратура.

Методы переработки гравитационных концентратов

При переработке:

• кварцевых руд Е_аи~80%

• кварццево - сульфидных руд Е_аи= 40 - 50% (! Технологический недостаток).