Руды с тонковкрапленным золотом и методы их переработки

 

Тонкая вкрапленность золота в породообразующие минералы — наиболее распространенная причина упорности золотых руд.

Руды этого типа делятся на две основные категории: руды, в которых золото ассоциировано с кварцем; руды, в которых золото ассоциировано с сульфидами.

Для извлечения золота из руд первой категории применяют тонкое или сверхтонкое измельчение, обеспечивающее достаточ­ное вскрытие золота. С этой целью используют схемы с трехстадиальным измельчением и предварительной классификацией материала перед II и III стадиями обработки. Измельчение руды по такой схеме обеспечивает получение продукта крупностью 90— 95% класса — 0,04 мм.

Цианирование такого тонкоизмельченного материала позволяет, как правило, получать отвальные хвосты с невысоким содер­жанием золота. Однако вследствие высокой стоимости тонкого измельчения обработка руд с тонковкрапленным золотом обходится значительно дороже по сравнению с обработкой обычных руд. Кроме того, из-за повышенного содержания в цианистой пульпе вторичных илов, образующихся при тонком измельчении, заметно снижается производительность цикла сгущения и фильтрации, что дополнительно увеличивает стоимость извлечения золота из таких руд. В результате этого при переработке руд с тонковкрапленным золотом удельные затраты на измельчение и обезвоживание могут достигать 60% общей стоимости обработки руды, тогда как при переработке обычных руд они не превосходят 30—40%. С целью сокращения стоимости измельчения в послед­ние годы ведутся большие работы по внедрению прогрессивного метода бесшарового измельчения (самоизмельчения) золотых руд.[1]

Руды второй категории содержат золото в виде тонкой и эмульсионной вкрапленности в сульфидах, главным образом в пирите и арсенопирите. Наиболее распространенным методом извлечения золота из таких руд является флотационный, который позволяет извлечь в концентрат золотосодержащие сульфиды и свободное золото. Далее концентрат с целью извлечения из него золота можно перерабатывать различными методами.

Если крупность золотин не чрезмерно мала и позволяет вскрыть золото тонким измельчением, флотационный концентрат доизмельчают и цианируют.

Применение флотации в этом случае дает возможность устра­нить дорогую операцию тонкого измельчения всей массы исходной руды и ограничиться доизмельчением относительно небольшого количества флотационного концентрата, выход которого состав­ляет обычно 2—5% от массы исходной руды.

Часто, однако, вкрапленность золота в сульфидах настолько мелка, что тонкое и даже сверхтонкое измельчение материала не позволяет добиться необходимой степени вскрытия. В этом слу­чае тонкодисперсное золото вскрывают с помощью окислитель­ного обжига. При окислительном обжиге флотационных концен­тратов сульфиды окисляются и превращаются в пористую хорошо проницаемую для цианистых растворов массу окислов. После­дующее выщелачивание огарка позволяет перевести золото в циа­нистый раствор.

Окисление пирита начинается при температуре 450—500° С. Процесс протекает с образованием в качестве промежуточного продукта пирротина FeS₂ + О₂ = FeS + SO₂, который окис­ляется до магнетита 3FeS + 5O₂ = Fе₃O₄ + 3SO₂ и далее до гематита 2Fе₃О₄ + Ѕ О₂= ЗFе₂О₃.

При температурах выше 600 °С окислению пирита предше­ствует его диссоциация с образованием пирротина 2FeS₂= 2FeS + S₂, который затем окисляется также до гематита.

Показатели окислительного обжига зависят от целого ряда параметров, из которых наиболее важна температура. При не­достаточно высокой температуре обжига (ниже 500° С) скорость окислительных реакций невелика, и в огарке может присутствовать заметное количество не полностью окисленных частиц пирита. Цианирование такого огарка будет сопровождаться значитель­ными потерями золота вследствие его недостаточно полного вскры­тия. С повышением температуры обжига окисление пирита про­текает быстрее и полнее. Однако при температурах, превыша­ющих 900—950° С, возможно частичное оплавление огарка вслед­ствие образования относительно легкоплавких эвтектических смесей, состоящих из пирротина и магнетита. Появление расплава ведет к спеканию материала и получению плотных малопористых огарков, плохо поддающихся цианированию.

Существенно на показатели обжига влияет концентрация кислорода в газовой фазе. При низкой концентрации кислорода скорость окисления пирита снижается, что может привести к не­достаточно полному вскрытию золота. В то же время при чрез­мерно высокой концентрации кислорода скорость процесса может стать настолько высокой, что при недостаточно хороших условиях теплообмена тепло экзотермических реакций не будет успевать рассеиваться в окружающей среде и температура обжигаемых зерен превысит опасный предел (900—950° С). В результате этого огарок оплавляется и структура его будет недостаточно пористой. Практически установлено, что оптимальная температура обжига пиритных концентратов зависит от их вещественного состава и колеблется в пределах 500—700° С. Расчеты и эксперименталь­ные исследования показывают, что вследствие «перегрева» огарка температура его может превышать температуру в печи на 300— 400 град. Взаимосвязь между скоростью окисления пирита и температурой его зерен указывает на то, что для получения пори­стого огарка скорость окислительных реакций необходимо ре­гулировать таким образом, чтобы температура частиц при обжиге не превышала 900—950° С. Чтобы достигнуть этого, надо умень­шить количество воздуха, подаваемого в печь, или снизить концентрацию кислорода в газовой фазе. Вместе с тем уменьшить «перегрев» обжигаемых частиц можно путем улучшения условий теплообмена между материалом и окружающей средой. Этот путь более рационален, так как позволяет поддерживать оптимальную температуру материала в печи без соответствующего уменьшения скорости обжига. Условия теплообмена между обжигаемым кон­центратом и окружающей средой улучшаются при интенсивном перемешивании материала в печи. Поэтому осуществление про­цесса обжига на поду в условиях относительно слабого перемеши­вания материала создает значительную опасность «перегрева» огарка и его частичного оплавления. Проведение же процесса в печах кипящего слоя, где вследствие интенсивного перемеши­вания условия теплообмена исключительно благоприятны, поз­воляет значительно точнее выдерживать температурный режим обжига, не допуская оплавления огарка.

Поведение арсенопирита при окислительном обжиге во многом аналогично поведению пирита. Интенсивное окисление арсено­пирита начинается при температуре примерно 450° С и протекает с образованием в качестве промежуточных продуктов пирротина и магнетита:

2FeAsS + 1,5O₂= 2FeS + As₂O₃ (газ),

3FeS + 5O₂ = Fе₃O₄ + 3SO₂,            

2Fе₃O₄ + 0,5O₂= ЗFе₂О₃.     

При температурах выше 600° С окислению арсенопирита пред­шествует его диссоциация: 4FeAsS = 4 FeS + As₄ (газ).

Газообразный мышьяк окисляется до трехокиси As₄ +3O₂= 2Аs₂О₃, а пирротин —до гематита.

Образующаяся трехокись мышьяка обладает высокой лету­честью. При температуре 465° С упругость пара Аs₂О₃ равна 1 am. Поэтому мышьяк, окисленный до Аs₂О₃, переходит в газовую

фазу. Однако при избытке кислорода трехокись мышьяка может окислиться до пятиокиси: Аs₂О₃ + О₂ == As₂O₅.

В зависимости от условий обжига и вещественного состава обжигаемого материала пятиокись мышьяка может оставаться В огарке в неизменном состоянии или вступать во взаимодействие с окислами железа, образуя арсенаты двух- и трехвалентного железа          Fe₃(AsO₄₎)₂ и FeAsO₄. Так как пятиокись мышьяка и арсенаты железа практически нелетучи, мышьяк, окисленный до пятивалентного состояния, полностью остается в огарке. По­следнее обстоятельство крайне нежелательно, так как при по­следующем планировании огарка мышьяк переходит в раствор и в ряде случаев полностью расстраивает осаждение золота цин­ковой пылью. Оборотное использование обеззолоченных циани­стых растворов становится при этом практически невозможным. Кроме того, присутствие в огарке соединений пятивалентного мышьяка приводит к образованию пленок на поверхности золо­тых частиц, что затрудняет их растворение в цианистом растворе.[1]

В связи с этим при обжиге концентратов, содержащих арсенопирит, мышьяк необходимо переводить в газовую фазу. С этой целью обжиг мышьяковистых концентратов следует проводить в слабоокислительной атмосфере, что способствует образованию летучей трехокиси и сводит к минимуму окисление мышьяка до пятивалентного состояния.

Однако слабоокислительная атмосфера, благоприятствующая удалению мышьяка, не соответствует условиям максимального окисления сульфидной серы, для удаления которой требуется значительно более окислительная атмосфера. В связи с этим наиболее рациональным путем окисления золотомышьяковых концентратов является двухстадиальный обжиг. Первая стадия обжига, проводимая в условиях ограниченного доступа воздуха, имеет целью перевод мышьяка в виде Аs₂О₃ в газовую фазу. Полученный огарок поступает на вторую стадию, где при значи­тельном избытке кислорода происходит окисление сульфидной серы. Такой двухстадиальный обжиг позволяет получить бла­гоприятный для цианирования пористый огарок с невысоким содержанием сульфидной серы и мышьяка. Благодаря своим преимуществам двухстадиальный обжиг находит применение в практике золотоизвлекательных фабрик, перерабатывающих золотомышьяковые концентраты.

Примерно аналогичного эффекта можно достигнуть и при одностадильном обжиге, если при этом использовать принцип противотока, т. е. движение материала навстречу обжиговым газам. В этом случае исходный сульфидный концентрат в первый период обжига будет контактировать с уже частично использо­ванными газами, имеющими поэтому невысокую концентрацию кислорода. Это обстоятельство способствует тому, что в первый период обжига будет удаляться мышьяк. По мере дальнейшего движения материала в печи он будет приходить в контакт с газом,

все более обогащенным кислородом, в результате чего на выходе из печи огарок будет свободен не только от мышьяка, но и серы. Принцип противотока широко используется при осуществлении подового обжига золотосодержащих сульфидных концентратов.

В настоящее время обжиг флотационных концентратов при­меняют на многих золотоизвлекательных предприятиях Ка­нады, Австралии, ЮАР, Ганы, США и других стран.

До 1946 г. обжиг концентратов на всех без исключения фаб­риках осуществлялся в подовых печах. Этот вид обжига не поте­рял своего значения и до настоящего времени. Только в одной Австралии работает несколько десятков установок, осуществля­ющих обжиг концентратов на поду. Из всех существующих типов подовых печей наиболее пригодны для обжига золотосодержащих концентратов печи Эдвардса. Печь Эдвардса—это механизированная отражательная печь прямоугольного сечения. Она состоит из металлического кожуха, футерованного огне­упорным кирпичом. При высоком содержании серы в концентрате (выше 26%) обжиг может протекать автогенно, т. е. исключительно за счет тепла, выделяющегося при окислении сульфидов. При недостатке серы печь отапливают углем, мазутом, газом или дро­вами. С этой целью на одном конце печи расположена одна или две топки. На другом конце печи имеется специальное отверстие в своде, через которое загружают обжигаемый концентрат. Для перемешивания и продвижения материала во время обжига по длине печи установлен один или два ряда вращающихся гребков, приводимых в движение от общего вала, расположенного над печью. Вращение гребков обеспечивает многократное перемеще­ние обжигаемого материала от одной стенки печи к другой и одновременное продвижение его вдоль печи. В результате этого достигается достаточная продолжительность пребывания мате­риала в печи (3—6 ч) и создаются условия для его перемеши­вания.

В некоторых случаях печи Эдвардса имеют специальные при­способления для изменения угла наклона печи, что позволяет регулировать скорость прохождения материала через печь при изменении вещественного состава обжигаемого концентрата. На предприятиях небольшой производительности (до 7—10 т кон­центрата в сутки) используют печи с одним рядом гребков; при более высокой производительности (10—50 т/сутки) устанавли­вают печи с двумя рядами гребков.

Широкому распространению печей Эдвардса способствуют следующие их достоинства:

1) минимальный пылеунос при обжиге концентратов, не пре­вышающий 0,5—1,0% от массы загружаемого материала. Низ­кий пылеунос позволяет работать без сложных пылеулавливающих систем. На большинстве золотоизвлекательных фабрик, приме­няющих подовый обжиг, газы очищают от пыли в циклонах или пылевых камерах;

2) относительная дешевизна, простота по конструкции и легкость в обслуживании. Обычные ремонтные операции в печи, такие как замена гребков и гребкодержателей, осуществляются снаружи печи без ее разгрузки и охлаждения. Каждую печь обслуживает один оператор;

3) возможность работы в широком диапазоне температур и обжига концентратов с различной гранулометрической характеристикой и различным химическим составом.

 Однако наряду с достоинствами печи Эдвардса, как и всякие печи подового типа, имеют серьезные недостатки, главные из которых следующие:

1) относительно невысокая удельная производительность при­мерно 0,25 m/(м²- сутки);

2) неравномерное распределение температуры по массе об­жигаемого материала;

3) трудность регулирования температурного и кислородного режимов.

Эти недостатки подового обжига послужили толчком к раз­работке значительно более прогрессивного способа обжига — обжига в кипящем слое. В настоящее время обжиг в кипящем слое применяют на золотоизвлекательных предприятиях Канады, США и других стран. На рис. приведена схема установки для обжига в кипящем слое флотационного концентрата на руд­нике Диккенсон Майнз (Канада). Печь кипящего слоя представляет собой вертикальный стальной цилиндр диаметром 2,5 м  и высотой 5,5 м, футерованный огнеупорным кирпичом. Подина f печи площадью 3,14 м² изготовлена из огнеупорного бетона. В подине расположено 116 сопел, через которые подается воздух от турбокомпрессора. Концентрат непрерывно поступает в печь и виде пульпы с помощью насоса. Попадая в печь, частицы кон­центрата приводятся в непрерывное движение восходящими по-

токами воздуха. Высота кипящего слоя составляет примерно 1,2 м. Температура в печи 700" С. Огарок разгружается непре­рывно через специальную разгрузочную трубу, расположенную на уровне кипящего слоя на стороне, противоположной загрузке. По выходе из печи огарок попадает в ванну с водой, где охла­ждается. Обжиговые газы очищают от пыли в трех последова­тельно расположенных циклонах, после чего через дымовую трубу выбрасывают в атмосферу. Пыль из циклонов разгружается в ванны, наполненные водой. Пульпу, состоящую из огарка и пыли, сгущают и направляют на планирование.

Дальнейшим усовершенствованием технологии обжига зо­лото-мышьяковых концентратов в кипящем слое является про­ведение его в две стадии. Двухстадиальный обжиг можно осу­ществлять в двух сообщающихся камерах печи или отдельных печах.

На первой стадии при ограниченном количестве воздуха из концентрата отгоняют мышьяк в виде Аs₂О₃. Вторая стадия, проводимая при избытке воздуха, служит для окисления суль­фидной серы. На рис. изображена схема установки для двух­стадиального обжига в кипящем слое на руднике Кэмпбелл (Канада). Флотационный концентрат в виде пульпы с содержа­нием твердого 70—80'% поступает на первую стадию обжига. Огарок первой стадии через разгрузочную трубу направляется на вторую стадию. Для лучшего перетекания материала в разгру­зочной трубе установлено сопло для подачи сжатого воздуха. Газ из печи первой стадии поступает в промежуточный циклон и далее в надслоевое пространство печи второй стадии. Пыль из циклона вместе с огарком направляют на вторую стадию. Газ, выходящий из печи второй стадии, поступает в две параллельные нити циклонов (по три циклона в каждой) и через дымовую трубу выбрасывается в атмосферу. Огарок и пыль из циклонов II стадии охлаждают водой в специальной ванне и направляют на цианирование.

Для проведения обжига в автогенном режиме содержание серы в обжигаемом материале не должно быть меньше 16—20%. При более высоком содержании возникает необходимость отвода избыточного тепла. На практике это осуществляют, подавая дополнительное количество воды либо в питание печи, либо не­посредственно в кипящий слой.

Обжиг концентратов в печах кипящего слоя сопровождается большим уносом пыли (40—50% исходного материала). Поэтому тщательная очистка газов от пыли — одна из центральных про­блем. Применение одних циклонов часто не дает необходимой степени очистки газов. В этих случаях систему пылеулавливания дополняют электрофильтрами. На некоторых предприятиях прак­тикуют извлечение из газов трехокиси мышьяка. С этой целью отходящие из печи газы тщательно очищают от пыли и охлаждают;

сконденсированную трехокись мышьяка в виде тонкого порошка улавливают в мешочных фильтрах. При необходимости газы печей кипящего слоя можно использовать для производства сер­ной кислоты.

По сравнению с подовыми печами печи кипящего слоя — весьма эффективные аппараты для обжига золотосодержащих концентратов. Основные их преимущества следующие:

1) большая удельная производительность, составляющая около 5 т/{м² -сутки), что примерно в 20 раз выше производительности подовых печей;

2) более высокое качество получаемых огарков, обусловлен­ное возможностью точного регулирования температурного и кислородного режимов обжига.

Однако наряду с преимуществами обжиг в кипящем слое имеет некоторые недостатки, главный из которых большой пылеунос. Это обстоятельство требует сооружения сложных пылеулавли­вающих систем.

Рассмотренная схема переработки сульфидных золотосодер­жащих концентратов путем их окислительного обжига с после­дующим планированием огарка является весьма распространен­ной, но не единственно возможной схемой переработки таких продуктов.[1]

В ряде случаев флотационные концентраты, получаемые на золотоизвлекательных предприятиях, направляют на медепла­вильные заводы, где их плавят совместно с медными концентра­тами. Золото при этом переходит в штейн и, в конечном счете, концентрируется на анодном шламе, откуда его извлекают спе­циальными методами (см. с. 282). Для переработки флотационных концентратов с высоким содержанием мышьяка такой метод неприемлем, так как мышьяк затрудняет производство чистой меди. Поэтому золото-мышьяковые концентраты перед отправкой на медеплавильный завод должны быть подвергнуты окисли­тельному обжигу для удаления мышьяка.

Окислительный обжиг можно применить также при перера­ботке безмышьяковистых пиритных концентратов с целью произ­водства серной кислоты.

Способ переработки сырых или обожженных концентратов на медеплавильных заводах не требует больших затрат и позволяет извлекать золото даже из таких упорных материалов, примени­тельно к которым окислительный обжиг с последующим цианирование огарка не дает положительных результатов. Недо­статкам этого способа являются повышенные расходы на пере­возку и потери золота при транспортировке и плавке концентрата.

Метод переработки флотационных концентратов путем окислительного обжига с последующим цианированием огарка имеет известнее недостатки. Главный из них—повышенные потери золота с хвостами цианирования. Несмотря на все принимаемые меры, окислительный обжиг неизбежно сопровождается частич­ным спеканием материала и образованием на поверхности золотин пленок из легкоплавких соединений. В результате этого некото­рое количество золота оказывается недоступным действию циа­нистых растворов и теряется с хвостами цианирования.

Стремление повысить извлечение золота из сульфидных фло­тационных концентратов привело к разработке ряда других спо­собов: окислительно-хлорирующий обжиг; хлоридовозгонка; ав­токлавное выщелачивание.

Окислительно-хлорирующий обжиг про­изводится с целью вскрытия тонкодисперсного золота для по­следующего цианирования. Сущность этого вида обжига состоит в том, что обрабатываемый материал смешивают с 5—20% хлористого натрия и обжигают в окислительной атмосфере при температуре 500—600° С. Механизм процесса сводится к тому, что образующиеся при обжиге сернистый газ и пары серы в при­сутствии кислорода вступают в реакцию с хлоридом натрия, выделяя свободный хлор:

2NaCl +SO₂ + O₂ = Na₂SO₄ + Сl₂

2NaCl + S + 2O₂ = Na₂SO₄ + Сl₂

Обладая высокой химической активностью, хлор взаимодей­ствует о сульфидами и окислами железа, образуя хлориды FeСl₂ и FeСl_3. Последние разлагаются кислородом воздуха:

2 FeСl₃ + 1,5 O₂= Fе₂О₃ + З Сl₂.

Выделяющийся свободный хлор вновь вступает в реакцию и т,д, Такой механизм процесса, связанный с многократной диффузией газообразных продуктов через массу минерального зерна, являйся причиной образования пористого гематита Fе₂О₃, структура которого благоприятна для доступа цианистых растворов даже к самым глубоким и тонким включениям золота. Благодаря этому при цианировании огарка окислительно-хлорирующего обжига извлечение золота в растворе выше по сравнению с цианированием огарка простого окислительного обжига. Если в ис­ходном материале присутствуют цветные металлы, то в процессе окислительно-хлорирующего обжига они переходят в хлориды. Для извлечения их, а также отмывки воднорастворимых сульфата натрия, непрореагировавшего хлорида натрия и небольших количеств неразложенных хлоридов железа огарок перед цианированием следует выщелачивать водой или слабым раствором кислоты.

Как видно из приведенных выше реакций, необходимое условие для успешного проведения окислительно-хлорирующего обжига это присутствие в обжигаемом материале сульфидной серы. В то же время высокое содержание серы в исходном материале приводит к повышенному расходу хлористого натрия и тем самым снижает экономическую эффективность процесса. Поэтому высоко­сернистые материалы перед окислительно-хлорирующим обжигом целесообразно подвергать простому окислительному обжигу с по­лучением огарков, содержащих 3—5% серы.

Хлоридовозгонка, предложенная Б. Н. Лебедевым, так же как и окислительно-хлорирующий обжиг, заключается в том, что золотосодержащий концентрат смешивают с хлористым натрием и обжигают в окислительной атмосфере. Однако в отли­чие от окислительно-хлорирующего обжига, являющегося лишь подготовительной операцией к планированию, хлоридовозгонка предусматривает полный перевод металлического золота в лету­чий хлорид и последующее улавливание его из газов в виде весьма концентрированного по металлу продукта. Такой эффект дости­гается лишь при высокой температуре, равной примерно 900— 1000° С. Одновременно с золотом возгоняются также хлориды серебра, меди, свинца и других металлов. Механизм хлоридо-возгонки в основном аналогичен механизму окислительно-хло­рирующего обжига.

Во избежание спекания сульфидных концентратов при высоких температурах хлоридовозгонке следует подвергать предвари­тельно обожженные материалы с содержанием серы 2—5%. Меньшее содержание серы также нежелательно вследствие сни­жения извлечения золота. Оптимальный расход NaCl составляет 10—15% от массы исходного материала. При недостатке NaCI золото и сопутствующие ему элементы хлорируются неполностью и частично теряются с огарком; избыток NaCI приводит к оплавлению и укрупнению частиц огарка, что также ухудшает извле­чение металлов. При соблюдении этих условий в возгоны пере­ходит до 99% Au, 98% Ag, 96% Си, 90% Zn. Содержание золота в огарках не превышает 2 г/т.

Переработка возгонов заключается в выщелачивании их водой с переводом в раствор хлористых солей мышьяка, железа, меди, свинца, цинка, а также сульфата и хлорида натрия. Золото при этом восстанавливается до металла и вместе с хлоридом серебра остается в нерастворимом остатке. Суммарное содержание дра­гоценных металлов в остатке после водного выщелачивания со­ставляет несколько процентов, что позволяет непосредственно плавить его на черновой металл. Раствор хлоридов можно исполь­зовать для извлечения цветных металлов.

Процесс хлоридовозгонки весьма универсален, его можно использовать для извлечения золота из концентратов практически любого состава. Важное достоинство этого процесса — возмож­ность комплексной переработки концентратов с извлечением из них не только золота и серебра, но и сопутствующих цветных металлов. К недостаткам хлоридовозгонки следует отнести слож­ность аппаратурного оформления высокотемпературного обжига и улавливания возгонов. По этой причине хлоридовозгонка пока еще не нашла применения в золотодобывающей промышленности.

Автоклавное выщелачивание золотосодер­жащих концентратов с золотом, тонковкрапленным в сульфидные минералы, заключается в их гидрометаллургической обработке при повышенных температурах (100—200° С) и давлениях кис­лорода (I—20 am). Автоклавную технологию извлечения тонко­вкрапленного золота можно осуществлять по двум вариантам.

Первый вариант предполагает вскрытие тонкого золота с целью его последующего извлечения методом цианирования. Как пока­зали исследования И. Н. Масленицкого, И. Н. Плаксина, С. В. Хрящева и др., вскрытия ассоциированного с сульфидами золота можно достигнуть автоклавным выщелачиванием кон­центратов в воде, растворах серной кислоты или едкого натра.

При автоклавном окислении пиритных и арсенопиритных концентратов в воде и разбавленных растворах серной кислоты протекают следующие химические реакции:

2FeS₂ + 7,5O₂ + 4Н₂О = Fе₂О₃ + 4H₂SO₄

FeAsS + 3,5 O₂ + Н₂О – FeAsO₄ + H₂SO₄

Вследствие разложения сульфидов и превращения их в по­ристую легко проницаемую для цианистых растворов массу окиси железа и арсената железа твердые остатки после автоклавного выщелачивания представляют собой благоприятный продукт для извлечения золота цианированием.

При выщелачивании пиритных и арсенопиритных концентра­тов в растворе едкого натра характер протекающих химических реакций иной:

2FeS₂ + 8NaOH + 7,5 O₂ = = Fе₂О₃ + 4Na₂SO₄+ 4Н₂О

2FeAsS + 10NaOH + 7O₂ = 2Na₃AsO₄ + 2Na₂SO₄ + = Fе₂О₃ + 5Н₂О

В этом случае в раствор переходит не только сульфидная сера, но и мышьяк. Это облегчает последующее цианирование остатков и осаждение золота цинковой пылью. Из растворов авто­клавного выщелачивания, обрабатывая их известью, можно реге­нерировать едкий натр:

2Na₃AsO₄+ ЗСа(ОН)₂=Са₃(AsO₄)₂ + 6NaOH

Получаемый попутно нерастворимый арсенат кальция можно использовать в химической и деревообрабатывающей промышленностях.

По второму варианту, изученному С. И. Соболем, И. Н. Плаксиным и другими исследователями, автоклавное выщелачивание золотосодержащих концентратов производится таким образом, что одновременно со вскрытием тонкодисперсного золота проис­ходит его растворение. В этом случае для выщелачивания золото­содержащих концентратов применяют аммиачные растворы. Хи­мизм протекающих при этом реакций довольно сложен. В упро­щенном виде он сводится к тому, что при автоклавном окислении сульфидов в аммиачных растворах образуется ряд растворимых соединений серы и в том числе тиосульфат-ион S₂O₃^2-.

Как уже указывалось, ион S₂O₃^2- образует с золотом прочный комплекс, в результате чего потенциал золота сдвигается в отри­цательную сторону и становится возможным его окисление кис­лородом. Поэтому при аммиачном выщелачивании сульфидных концентратов происходит не только вскрытие золота, но и переход его в раствор в форме аниона Аu(S₂O₃)^3-₂. Основной, еще окончательно нерешенной проблемой переработки упорных золотосодержащих концентратов этим методом является трудность извлечения золота из сложных по составу аммиачных растворов. Наиболее перспективно в этом отношении применение ионообменных смол и активированного угля.

Исследовательские работы показывают, что в ряде случаев автоклавная технология переработки золотосодержащих кон­центратов позволяет добиться более высокого извлечения золота по сравнению с методом окислительного обжига. Помимо этого, применение автоклавной технологии исключает потери золота с пылью, устраняет необходимость сооружения сложных пыле­улавливающих систем, позволяет значительно улучшить условия труда обслуживающего персонала. В настоящее время метод автоклавного выщелачивания еще не находит применения в прак­тике золотоизвлекающей промышленности. Главная причина этого — относительно большая стоимость аппаратуры высокого давления.[1]