ВЛИЯНИЕ УЛЬТРАТОНКОГО ИЗМЕЛЬЧЕНИЯ НА ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЕ ПОКАЗАТЕЛИ АВТОКЛАВНОГО ОКИСЛЕНИЯ УПОРНОГО ЗОЛОТО-МЕДНО-МЫШЬЯКОВИСТОГО ФЛОТОКОНЦЕНТРАТА

The article presents the results of material composition studies of a refractory gold-copper-arsenic concentrate. The nature of gold dissemination in the mineral components of the studied flotation concentrate shows that gold is more associated with sulfides and less with iron hydroxides. The results obtained indicate that gold is predominantly small. The process flow scheme is offered for processing of the studied flotation concentrate. It includes the following operations: ultrafine grinding, autoclave oxidation, alkaline atmospheric treatment of autoclave oxidation cake with subsequent sorption cyanidation. The effect of feed size on the behavior of components in autoclave oxidation was studied. This process was investigated using a sulfuric acid solution with a concentration of 50 g/l at the L : S = 2 : 1 ratio, oxygen pressure of 0,8–1,0 MPa, and temperature of 95±10 °C. It was found that the optimal duration of autoclave oxidation is 4 h. High performance was reached when the flotation concentrate was subjected to preliminary ultrafine grinding to –0,020 mm (85 %) Alkaline atmospheric treatment of the solid cake was carried out under the following conditions: L : S = 3 : 1 ratio, CaO feed – 100 g/kg, temperature – 95 °C, duration – 2 h. Fixed residue of autoclave oxidation was subjected to CIL for 8 h at the ratio of L : S = 3 : 1, pH = 9,5÷11,0, NaCN concentration – 1 g/l, coal feed – 5 vol.%. It was found that this technology provides up to 96 % gold recovery.Представлены результаты исследований по вещественному составу упорного золото-медно-мышьяковистого концентрата. Установлено, что по характеру вкрапленности в минеральные компоненты золото в изучаемом флотоконцентрате ассоциируется в большей степени с сульфидами и менее – с гидроксидами железа. Полученные данные свидетельствуют о том, что золото преимущественно мелкое. Предложена технологическая схема переработки исследуемого флотоконцентрата, которая включает следующие стадии: сверхтонкое измельчение, автоклавное окисление, щелочная атмосферная обработка кека автоклавного окисления с последующим сорбционным цианированием. Изучено влияние крупности исходного флотоконцентрата на поведение компонентов в процессе автоклавного окисления. Исследования этого процесса проведены с раствором серной кислоты концентрацией 50 г/л при соотношении Ж : Т = 2 : 1, давлении кислорода 0,8– 1,0 МПа и температуре 95±10 °С. Определена оптимальная продолжительность процесса автоклавного окисления, которая составляет 4 ч. Высокие показатели достигнуты при предварительном ультратонком измельчении флотоконцентрата до крупности –0,020 мм (85 %). Щелочную атмосферную обработку твердого кека автоклавного окисления осуществляли при следующих условиях: отношение Ж : Т = 3 : 1, загрузка CaO – 100 г/кг, температура – 95 °С, продолжительность – 2 ч. Сорбционное выщелачивание твердого остатка автоклавного окисления проводили в течение 8 ч при отношении Ж : Т = = 3 : 1, рН = 9,5÷11,0, концентрации NaCN – 1 г/л, загрузке угля – 5 об.%. Установлено, что максимальное извлечение золота по данной технологии достигает 96 %

Технология извлечения золота тиомочевинным выщелачиванием из лежалых отвалов

Tajikistan has a large amount of gold-bearing dumps making up - 18 tons in gold equivalent. These dumps are tails of amalgamation and cyanidation processes obtained in the processing of ores from the largest deposit in Tajikistan - Tarorskoe and a number of adjacent deposits - Jilau, Khirskhon, Olimpiyskoe. In terms of their mineralogical composition, dumps consist primarily of quartz, feldspar, and clay minerals. Average gold content in them is quite high - 2.4 g/t. Therefore, it is feasible to involve them in processing based on the existing Joint Venture «Zarafshon» plant (Penjikent, Tajikistan) processing ores from the Tarorskoe deposit and having underutilized process capacity. These dumps require no ore preparation for processing as the cyanided gold content is 89.7 % at the existing grain size class (-0.074 mm, 58.11 %). This article presents the results of studies on gold extraction from dumps by thiourea leaching. The paper is aimed at searching for ways to reduce the consumption of an expensive component - thiourea. It was found that dump samples contain sorption-active minerals that lead to the loss of gold with tails. In this regard, it is proposed to conduct gold sorption leaching. It was established that thiourea consumption can be reduced by acid pretreatment of raw materials with Na2SO4 added to pulp during the thiourea leaching process. A high degree of extraction (-89 %) is achieved when loading 2 kg/t of thiourea, 7 kg/t of ferrous sulfate (III), 12 kg/t Na2SO4 and the initial concentration of sulfuric acid of 0.5 % (at the stage of acid pretreatment). Thus, the thiourea consumption is 0.8 kg/t. A dump processing flow chart is presented that includes the following operations: acid pretreatment, thiourea sorption leaching, desorption, reactivation, electrolysis, and melting.В Таджикистане накоплен большой объем золотосодержащих отвалов, который при пересчете на золото составляет - 18 т. Эти отвалы являются продуктами процессов амальгамации и цианирования от переработки руд одного из крупнейших месторождений Таджикистана — Тарорского, и ряда близлежащих к нему — Джилау, Хирсхона, Олимпийское. Отвалы по своему минералогическому составу состоят преимущественно из кварца, полевого шпата и глинистых минералов. Среднее содержание золота в них довольно высокое — 2,4 г/т. Поэтому вовлечение их в переработку на базе действующего завода СП «Зарафшон» (г. Пенджикент, Таджикистан), перерабатывающего руды месторождения Тарорское и имеющего незагруженный технологический цикл, целесообразно. Переработка этих отвалов не требует стадии рудоподготовки, так как при имеющемся классе крупности (—0,074 мм, 58,11 %) содержание цианируемого золота составляет 89,7 %. В настоящей статье представлены результаты исследований по извлечению золота из отвалов тиомочевинным выщелачиванием. Целью работы является поиск путей снижения расхода дорогостоящего реагента — тиомочевины. Обнаружено, что в пробе отвалов имеются сорбционно-активные минералы, которые приводят к потере золота с хвостами. В связи с этим предложено проводить процесс сорбционного выщелачивания золота. Выявлено, что для снижения расхода тиомочевины необходимо сырье предварительно подвергать кислотной обработке, а в ходе процесса тиомочевинного выщелачивания — в пульпу вводить сульфат натрия. Установлено, что высокая степень извлечения (-89 %) достигается при загрузке тиомочевины в количестве 2 кг/т, Fe2(SO4)3 — 7 кг/т, Na2SO4 — 12 кг/т и исходной концентрации серной кислоты — 0,5 % (на стадии кислотной обработки). При этом расход тиомочевины составляет 0,8 кг/т. Предложена принципиальная технологическая схема переработки отвалов, включающая следующие операции: предварительную кислотную обработку, сорбционное тиомочевинное выщелачивание, десорбцию, реактивацию, электролиз и плавку