Золотосодержащие руды переработка и обогащение

Содержание

• Введение
• Характеристика золотосодержащего сырья и методы его переработки
• Дробление и измельчение золотосодержащих руд
• Гравитационные методы обогащения коренных золотосодержащих руд
• Извлечение золота амальгамацией
• Сгущение
• Цианирование золотосодержащих руд
• Сорбция из пульп (сорбционное выщелачивание)
• Роль процесса выделения золота из тиомочевинных элюатов в технологической схеме
• Золотые руды
• Золото- пиритные руды
• Сульфидные золото-медные руды
• Золото-мышьяковые руды.
• Литература.

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

ВВЕДЕНИЕ.

Золото – металл желтого цвета. Имеет гранецентрированную кубическую решетку, отличается исключительной ковкостью и тягучестью. Из золота можно вытянуть проволоку диаметром в 0,001 мм. Тепло- и электропроводность металла весьма высоки: золото уступает лишь меди и серебру. 

 Физико-химические свойства  золота:

-Au находится в  1-ой группе,

-атомная масса 197,

-плотность при 20°С 19,32 г/см3,

-характерные степени  окисления +1 и +3,

-нормальные электродные  потенциалы +1,88 и +1,5 В,

-температура плавления 1064,4 °С,

-температура кипения 2877°С,

-теплоемкость при 25°С 25,5 Дж/(моль К),

-теплота испарения 368 кДж/моль.

Отличительной особенностью золота является склонность к комплексообразованию и легкость к восстановлению большинства его соединений до металла.

Золото – благородный металл. Низкая химическая активность является важным и характерным свойством этого металла. На воздухе, даже в присутсвии влаги золото практически не изменяется. Даже при высоких температурах золото не взаимодействует с водородом, кислородом, азотом, серой и углеродом.

Золото соединяется с галогенами, причем с бромом процесс идет уже при комнатной температуре, а с фтором, хлором и йодом – при нагревании.

Электродный потенциал золота в водных растворах весьма высок:

Au®Au++, jо= +1,68 В;

Au®Au+3+3, jо= +1,58 В;

Поэтому золото не растворяется ни в щелочах, ни в таких кислотах, как серная, азотная, соляная, плавиковая, а также органических.

Вместе с тем, в присутствие сильных окислителей золото способно растворяться в некоторых минеральных кислотах. Так оно растворяется в концентрированной серной кислоте в присутствии йодной кислоты H5IO6, азотной кислоты, диоксида марганца, а также в горячей безводной селеновой кислоте H2SeO4, являющейся весьма сильным окислителем.

Золото легко растворяется в царской водке насыщенной хлором соляной кислоте в водных растворах щелочных и щелочноземельных металлов в присутствие кислорода. Хорошим растворителем золота является водный раствор тиомочевины, содержащий в качестве окислителя хлорид или сульфат железа (+3).

Из других растворителей золото можно отметить хлорную и бромную воду, раствор йода в йодистом калии или в йодистоводородной кислоте. Во всех случаях растворение золота связано с образованием комплексных соединений.

В своих химических соединениях золото может иметь степень окисления +1 и +3. Все соединения золота относительно непрочны и легко восстанавливаются до металла даже простым прокаливанием.

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

1.1 ХАРАКТЕРИСТИКА  ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩЕГО СЫРЬЯ И МЕТОДЫ  ЕГО ПЕРЕРАБОТКИ

 
     В течение последних двух-трех десятилетий неуклонно уменьшается доля золота, извлекаемого из простых в технологическом отношении золотых руд. Одновременно возрастает доля золота, извлекаемого из таких руд, эффективная обработка которых требует значительно более сложных и развитых схем, включающих операции гравитационного обогащения, флотации, обжига, плавки, выщелачивания и т. д. Золотосодержащие руды и концентраты, обработка которых в обычных условиях цианистого процесса (в сочетании с гравитационными и амальгамационными методами извлечения крупного золота) не обеспечивает достаточно высокого извлечения золота или сопровождается повышенными затратами на отдельные технологические операции (измельчение, цианирование, обезвоживание, осаждение золота из растворов и т. д.), называют упорными.

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

ДРОБЛЕНИЕ И ИЗМЕЛЬЧЕНИЕ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ РУД 

Задача этих операций — полное или частичное раскрытие зерен золотосодержащих минералов, в основном частиц самородного золота, и приведение руды в состояние, обеспечивающее успешное протекание последующих обогатительных и гидрометаллургических процессов. Операции дробления и особенно  тонкого измельчения энергоемкие и расходы на них составляют значительную долю( от 40 до 60 %). Поэтому нужно иметь в виду, что измельчение всегда нужно заканчивать на той стадии, когда благородные металлы окажутся достаточно вскрытыми для окончательного их извлечения или для промежуточной их концентрации. Поскольку основной прием извлечения золота и серебра для большинства руд — гидрометаллургические операции, то необходимая степень измельчения должна обеспечить возможность контакта растворов с раскрытыми зернами золотых и серебряных минералов. Достаточность вскрытия этих минералов для данной руды обычно определяется предварительными лабораторными технологическими испытаниями по извлечению благородных металлов. Для этого пробы руды подвергают технологической обработке после различной степени измельчения с одновременным определением извлечения золота и сопутствующего ему серебра. Ясно, что чем тоньше вкрапленность     золота  тем более глубоко должно быть осуществлено измельчение. Для руд с более крупным золотом обычно бывает достаточно грубого измельчения (90% класса —0,4 мм). Однако поскольку в большинстве руд наряду с крупным золотом присутствует и мелкое, то чаще всего руды измельчают более тонко (до —0,074 мм). В отдельных случаях приходится подвергать еще более  тонкому измельчению (до -0,043мм).

Однако экономически целесообразную степень измельчения устанавливают по совокупности ряда факторов:

1, степени извлечения  металла из руды;

2, возрастания расхода  реагентов при более интенсивном  измельчении;

3, затрат на дополнительное  измельчение при доведении руды  до заданной крупности;

4,возрастания ошламования  при более тонком измельчении  и связанные с этим дополнительные  расходы на операции обезвоживания (сгущение, фильтрация).

Схемы дробления и измельчения варьируют в зависимости от вещественного состава руд и их физических свойств. Как правило. руду вначале подвергают крупному и среднему дроблению в щековых и конусных дробилках с поверочным грохочением. Иногда применяют третью стадию мелкого дробления, осуществляемую в короткоконусных дрооилках. После двухстадиального дробления обычно получают материал — 20 мм, после трехстадиального крупность материала иногда снижается до —6 мм. Дробленый материал поступает на мокрое измельчение, которое чаще осуществляют в шаровых и стержневых мельницах. Руды обычно измельчают в две стадии, пpичeм для первой стадии предпочитают использовать стержневые дробилки.

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

ГРАВИТАЦИОННЫЕ МЕТОДЫ ОБОГАЩЕНИЯ КОРЕННЫХ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ РУД

При извлечении золота из коренных руд гравитационное обогащение в настоящее время имеет существенное значение.

В подавляющем большинстве золотосодержащих руд имеется то или иное количество крупного золота (+0,246 мм и крупнее), которое плохо извлекается не только флотационным обогащением, но и при гидрометаллургической переработке. Поэтому предварительное выделение его гравитационным обогащением в начале технологического процесса может избавить от лишних потерь  золота. Кроме того извлечение свободного золота в начале процесса обработки золотых руд позволяет быстрее реализовать эту часть металла и снизить потери недорастворенного и неотмытого золота.

Наибольшее распространение в качестве первичного гравитационного прибора, улавливающего золото на сливе мельниц, получили отсадочные машины.[1]

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

ИЗВЛЕЧЕНИЕ ЗОЛОТА АМАЛЬГАМАЦИЕЙ

Процесс амальгамации основан на способности ртути смачивать частицы благородных металлов, проникать в них и образовывать в избытке ртути соединения этих металлов с ртутью. В процессе амальгамации благородных металлов ртуть по существу является коллектором, собирающим мельчайшие частицы благородных металлов в укрупненный агрегат-амальгаму, которая оседает и задёрживается в определенных частях приборов или на  наклонной поверхности специальных приборов-шлюзов и отсюда периодически снимается. Переход благородных металлов в амальгаму создает условия для быстрого и полного  улавливания их из рудной пульпы, что уменьшает возможность выноса мельчайших частиц благородных металлов из цикла и потери их с  хвостами.[1]

Применение амальгамации в схемах золотоизвлекательных фабрик

В мировой практике процесс амальгамации широко применяли для извлечения золота из руд. В настоящее время его используют редко, вызвано это, во-первых, постоянным изменением качества золотосодержащих руд, вследствие чего повышается содержание золота, связанного с сульфидами, имеющего покровные образования, а также низко— пробного золота, т. е. таких форм, которые не извлекаются амальгамацией; во-вторых, амальгамация—трудоемкий процесс, всегда сопровождающийся потерями золота в виде амальгамы, которая в последующих звеньях технологического процесса не извлекается; в-третьих, вследствие сильной токсичности паров ртути использование больших ее объемов создает опасность ртутного отравления людей и окружающей среды.

Тем не менее, амальгамация сохранила свое значение для извлечения свободного золота из гравитационных концентратов, получаемых при переработке коренных и россыпных руд. В этом случае приходится обрабатывать небольшое количество богатого материала, и амальгамационный процесс сохраняет свое основное преимущество — дешевую и быструю реализацию золота в виде металла. Этим методом, в частности, перерабатывают основную массу гравитационных концентратов в ЮАР.[3]

 

 

 

 

 

 

СГУЩЕНИЕ

Сгущение — следующий после измельчения этап обработки пульпы. Оно состоит в частичном обезвоживании пульпы отстаиванием — оседанием твердых частиц на дно чана-сгустителя и сливом осветленного раствора. В большинстве случаев в осевшем материале остается около 50% (по массе) воды. что соответствует отношению ж : т =1 : 1. Предел сгущения зависит от крупности, плотности и физико-химических свойств измельченных частиц обрабатываемой руды.

Содержащиеся в пульпе частицы обычно сильно различаются по размерам. Наряду со сравнительно крупными зернистыми частицами (свыше 0,1 мм) в пульпе обычно содержится значительное количество частиц размером в несколько микронов и даже мельче (меньше 0,001 мм). Более крупные частицы оседают быстрее, а мелкие удерживаются во взвешенном состоянии в течение долгого времени.[1]

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

ЦИАНИРОВАНИЕ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ РУД

Рассмотренные выше методы гравитационного обогащения и амальгамации позволяют извлекать из руд только относительно крупное золото. Однако подавляющее большинство золотосодержащих руд наряду с крупным золотом содержит значительное, а иногда и преобладающее количество мелкого золота, практически неизвлекаемого этими методами, вследствие чего хвосты  гравитационного обогащения и амальгамации, как правило, содержат значительное количество золота, представленного мелкими золотинами. Основным методом извлечения мелкого золота  является процесс цианирования.

Сущность этого процесса заключается в выщелачивании благородных металлов с помощью разбавленных растворов цианистых солей щелочных или щелочноземельных металлов [KCN, NaCN, Са(CN)2]. Полученные золотосодержащие растворы отделяют от твердой фазы (отвальных хвостов) сгущением или фильтрацией и направляют на осаждение благородных металлов металлическим цинком. Осадок благородных металлов после соответствующей обработки отправляют на аффинаж для получения чистых золота и серебра.[1]

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

СОРБЦИЯ ИЗ ПУЛЬП (СОРБЦИОННОЕ ВЫЩЕЛАЧИВАНИЕ) 

Особенностью процесса сорбции из пульп является несколько меньшая скорость процесса вследствие повышенной вязкости пульп (при ж : т = 1...2 : 1) и осаждения шламовых покровов на поверхности частиц ионита, затрудняющих диффузию ионов. Кроме того, следует учитывать неизбежность повышенных потерь ионита вследствие разрушения его зерен при абразивном воздействии рудных частиц. Поэтому сорбцию из пульп в производственных условиях следует проводить при крупности рудных частиц не более 0,15 мм. Кинетика сорбции золота и серебра из цианистой пульпы свидетельствует о том, что большая часть золота переходит в фазу ионита за первые 2 ч перемешивания пульпы. Увеличение продолжительности контакта дает малый эффект вследствие приближения системы смола—пульпа к равновесию: через 8 ч сорбция золота составила только 68,4%. Значительно уменьшается извлечение в фазу смолы серебра: 2% через 2 ч и 28% через 8 ч контакта смолы с пульпой. Полная сорбция благородных металлов происходит при значительном увеличении количества загружаемой смолы.

Показана возможность полной сорбции из пульп растворенного золота анионитами и разработан метод применения данного процесса для определения содержания растворенного неотмытого золота в кеках фильтров или сбросной пульпе ЗИФ (И.Д.Фридман). Использование сорбционного метода позволяет извлечь из проб большее количество золота, и следовательно, получить большую точность анализа по сравнению с обычно применяемым методом декантационной промывки. Сорбция золота из пульп применяется не только для анализа хвостов ЗИФ, но непосредственно в технологическом процессе цианирования руд и концентратов. В последнем случае сорбция из пульпы обычно совмещается с процессом выщелачивания золота и серебра из руд и процесс носит название «сорбционное выщелачивание». Первые исследования по сорбционному выщелачиванию золотосодержащих руд в нашей стране проводились И.Н.Плаксиным с сотрудниками. Дальнейшее развитие исследования данного процесса получили в работах Б.Н.Ласкорина и его сотрудников, которые разработали и внедрили в производство противоточную схему сорбционного выщелачивания золотосодержащих руд. В результате исследований и производственной работы установлено, что сорбционное выщелачивание ведет к значительному ускорению процесса растворения золота и сокращению продолжительности цианирования в 2—3 раза. Кроме того, в ряде случаев повышается степень извлечения золота, и заметно уменьшаются потери нерастворенного золота с хвостами цианирования. При сорбционном выщелачивании кварцевой руды, измельченной до 95,4% класса —0,044 мм

(при ж : т = 2 : 1), в лабораторных  условиях уже за первые 4 ч извлечение  золота составило 85,5%, а за 8 ч оно  увеличилось до 96,8% (рис.8). В условиях  обычного цианирования за 4 ч перешло  в раствор только 61,2% золота, а 96,0% — за 24 ч цианирования. Таким образом, при совмещении процессов выщелачивания  и сорбции растворенного золота  скорость процесса цианирования  возросла в 3 раза (8 ч вместо 24 ч), при этом потери золота с  хвостами снизились с 1-1,2 до 0,8 г/т. В этом случае также скорость  процесса при сорбционном выщелачивании  увеличилась в 3 раза, так как максимальное  извлечение золота 94,9% достигнуто  при этом за 3,5 ч; при обычном  цианировании такое извлечение  получено за 10,3 ч. Ускорение процесса  при сорбционном выщелачивании  объясняется сдвигом равновесия  реакции растворения золота в  сторону образования аниона [Ag(CN)2]- при понижении концентрации его в растворе вследствие сорбции анионитом: 2Аu + 4CN- + ½O2 + Н20= 2 [Au (CN)2]- + 2OН-.  Анализ кинетики процесса показывает, что увеличение градиента концентрации аниона  [Au (CN)2]- ускоряет диффузионный отвод его из зоны реакции и процесс растворения в целом. На повышение скорости растворения золота и серебра влияет также и удаление ионов сопутствующих неблагородных металлов в результате сорбции их из раствора смолой. [2]

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 РОЛЬ ПРОЦЕССА ВЫДЕЛЕНИЯ ЗОЛОТА ИЗ ТИОМОЧЕВИНННЫХ ЭЛЮАТОВ В ТЕХНОЛОГИЧЕСКОЙ СХЕМЕ

      Извлечение золота из кислого тиомочевинного элюата является завершающей операцией переработки практически любого типа руд, если в технологической схеме была использована операция тиокарбамидного выщелачивания золота. Наиболее подготовленным к промышленному использованию при переработке золотых руд технологического типа В является тиокабамид.

Об эффективности данного растворителя, в частности, можно судить по результатам экспериментов, приведенных в табл. 1. Выщелачивание золота производилось из рудных смесей, составленных из золотосодержащего кварца    (2 пробы руды с содержанием Аu соответственно равным 12,9 и 2.3 г/т) и вводимых в него различных минеральных добавок. В качестве последних использованы: борнит-халькозиновый концентрат (содержание Сu 70, S 20 %), штуфной антимонит (98 % Sb2S3), смесь реальгара и аурипигмента. содержащая 53 % Аs и 32 % S, а также активированный уголь марки ОУ. Доля вводимых добавок составляла 1 % от массы кварцевой основы. Из приведенной таблицы видно, что процесс тиокарбамидного выщелачивания, обеспечивая примерно одинаковые с цианированием показатели извлечения золота из простых кварцевых руд. .менее чувствителен к примесям (медь, сурьма, мышьяк), что позволяет рассматривать его в качестве одного из возможных вариантов гидрометаллургической переработки руд, относящихся к технологическому типу "В".

Таблица 1

Результаты сопоставительных опытов по извлечению золота из минеральных смесей цианистыми и тиокарбамидными растворами

Исходный материал для выщелачивания	Извлечение Аu в растворы, %
	Цианирование	Тиокарбамидное выщелачивание
Руда (1) с исходным  содержанием  Au 12, 9 г/т	93-97	87-96
Руда (2) с исходным содержанием  Au 2,3 г/т	80-85	75-78
Руда (1) с добавкой борнит-халькозинового концентрата	50-60	87-91
	концентрация Сu в растворах, мг/л                    740                                          27
Руда   (2)   с  добавкой   борнит-халькозинового концентрата	17-22	65-74
Руда (1 ) с добавкой антимонита	0	75-79
Руда   (2)   с   добавкой   реальгар-аурипигмента	22-43	65-70
Руда (1) с добавкой активированного угля	0	0

 

Примечание: Общие условия выщелачивания: температура 20-25 °С, продолжительность 6 ч; Ж:Т=2:1: исходная концентрация NаСN и растворах 2.5 г/л; сослав тиокарбамидных растворов (г/л): ТhiO - 20; Fе2(SО4)3 (окислитель) - 3,0; Н2SO4(регулятор среды) - 5.0.

 

В период 1964-1984 гг. специалистами Иргиредмета проведен комплекс теоретических и экспериментальных исследований по изучению общих закономерностей процесса растворения золота и его химических соединении в кислых растворах тиокарбамида с последующей разработкой технологии извлечения металлов из руд на основе тиокарбамидного выщелачивания, включая операции осаждения золота и серебра из растворов и нейтрализации сточных вод технологического процесса.  Однако данная операция достаточно сложная, так как процесс малоизучен и трудноосуществим так как руды достаточно бедные и экономически невыгодно применять данную операцию.

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

Золотые руды.

Золотые руды содержат обычно крупное и в меньшей степени мелкое золото. Основная масса сложена кварцем.  Нередко руды засорены вмещающими породами . Основными способами извлечения золота из руд являются цианирование и флотация .Этими способами предшествует обычно гравитационное обогащение , реже амальгамация.

При изучении вещественного состава руд необходимо выяснить , с какими минералами связано золото в измельченной руде. Если оно связано с кварцем или другими несульфидными минералами , то использование флотации менее перспективно, чем цианирование  .

Технологические исследования начинают с выяснения возможности обогащения руды сортировкой .При этом стремятся выделить из руды куски вмещающих пород с отвальным содержанием золота . Одновременно оценивают руду или ее фракции с позиций требований  к кварцевым флюсам. После этого делят руды тем или иным способом на фракции различной плотности и определяют возможность обогащения в тяжелых суспенсиях. Если при сортировке или обогащении в тяжелых суспенсиях будут получены положительные результаты , то дальнейшие исследования проводят с рудой , подвергнутой обработке одним из указанных способов. И только для получения сравнительных данных некоторые эксперименты проводят непосредственно с рудой .Извлеченные руды подвергают гравитационному обогащению , в первую очередь отсадке.Выход концентрата отсадки не должен превышать 1,5-2 %.Отсадкой из первичных золотых руд нередко извлекают до 60-70 % золота.Если из исследуемой руды извлечение золота отсадкой сравнительно низкое ,то вопрос о включении этой операции  в технологическую схему решают лишь после получения результатов последующих операций . Чаще всего отсадка улучшает результаты последующих операций  - содержание золота в хвостах флотации или цианирования снижается, продолжительность цианирования сокращается .В этом случае включение отсадки в технологическую схему обязательно.

 

 

 

 

 

 

  Золото-пиритные руды

В золото-пиритных рудах тонкодисперсное золото обычно связано с пиритом, поэтому его выделяют флотацией вместе с пиритом. Для получения отходов с отвальным содержанием золота удлиняют фронт контрольной флотации с получением в каждой контрольной операции готового концентрата, который направляется на цианизацию. Если тонковкрапленное в пириты золото не извлекается цианизацией, флотационный концентрат перед цианизацией выжигают при температуре 650 – 700оС с получением пористого недогарка, который обеспечивает раскрытие зёрен золота. Иногда для уменьшения потерь золота с отвальными отходами применяют их цианизацию. Однако, если в руде есть свободное золото, при выжигании оно поглощается легкоплавкими компонентами руды и при дальнейшей цианизации не извлекается. В этом случае применяется схема, в которой цианизации подвергается гравитационный концентрат с растворением свободного золота. Отходы цианизации направляются на сульфидную флотацию с дальнейшим выжигом и цианизацией концентрата

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

Сульфидные золото-медные руды

В сульфидных золото-медных рудах золото находится не только в свободном состоянии, но и тонко вкраплено всульфиды (в основном в халькопирит). В рудах кроме сульфидов меди обычно присутствуют пирит, арсенопирит,пирротин, которые также содержат золото, но в меньшем количестве, чем халькопирит. Такие руды после удаления из них свободного золота гравитационными процессами (отсадкой, обогащением на шлюзах) и измельчения до крупности 70 % класса – 0,2 мм направляются на І коллективную флотацию, куда подаются ксантогенат и сосновое масло. После измельчения отходов флотации до крупности 95 % класса – 0,2 мм из них отсадкой удаляется свободное золото, а слив классификации идёт на ІІ коллективную флотацию, которая также проводится с ксантогенатом и сосновым маслом.

Коллективный концентрат после очистных операций направляется на медную флотацию, где производится депрессия пирита известью, но при пониженной щёлочности, потому что в сильнощелочной среде депрессуется золото. Полученный золото-медный концентрат после обезвоживания и сушки направляется на медеплавильный завод. Благородные металлы при электролитическом переделе черновой меди, которая создаётся при плавке, переходит в электролитические шламы, из которых благородные металлы извлекаются на специальных заводах. Пиритный концентрат направляется на цианизацию для извлечения золота, содержащегося в нём. Общее извлечение золота по такой схеме составляет 90 – 91 %.

      Окисленные золото-медные  руды практически не содержат сульфидных минералов меди. Технологическое исследование их проводят с использованием тех же методов и схем обработки ,что и частично окисленных руд. Различие заключается в том , что при исследовании окисленных руд флотационному методу извлечения золота и меди уделяют меньше внимания, чем при исследовании частично окисленных руд. Однако следует иметь в виду, что из окисленных руд флотацией можно извлечь ряд медных  минералов ( малахит, азурит, брошантит ) , золото и золотосодержащие гидроокислы железа.

Заслуживает внимания способ кучного выщелачивания меди серной кислотой с последующим выщелачиванием золота раствором хлорной извести или тиомочевины.

     

 

 

 

Золото-мышьяковые руды

Золото-мышьяковые (золото-арсеновые) руды являются наиболее тяжёлым объектом обогащения, потому что могут содержать до 10 % мышьяка в виде арсенопирита со значительным количеством золота тонкого, почти эмульсионного вкрапления. Кроме арсенопирита в рудах обычно содержится халькопирит. Эти руды очень трудно обогащаемы наличия в них углистых сланцев.

Обогащение золото-мышьяковых руд производится по комбинированной гравитационно-флотационной схеме. После выделения из выходной руды отсадкой с очисткой на концентрационных столах гравитационного концентрата отходы гравитационного цикла направляются на флотацию с выделением коллективного концентрата.

Особую сложность при флотации сульфидов представляют углеродистые вещества, которые переходят в концентрат и значительно повышают их выход, но снижают содержание золота. Кроме того, эти концентраты в дальнейшем не могут перерабатываться цианизацией, потому что углистые сланцы являются сорбентом золото-цианистого комплекса. В этом случае углистый концентрат из коллективного концентрата выделяют с добавлением извести,вспенивателя Т-66 и керосина, а отходы флотации углистых сланцев с добавлением медного купороса разделяют на золото-пиритный и золото-арсеновый концентраты.

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

Литература

• Авдюков В.И., Лебедев Б.И. Комплексная переработка хвостов обогатительных фабрик – Бюлл. «Цветная металлургия» , 1973, №5 ,с. 25-26.
• Гучетль И.С., Ивановский М.Д., Лесина Т.М.,Технико-экономическая оценка способов переработки золотосодержащих концентратов, М., 1972.с