Технология обогащения золотосодержащих руд и россыпей. Ч. II. Химическое обогащение золотосодержащего сырья

УДК 622.7:662.342:669.218 
Б86 

Р е ц е н з е н т 
профессор Л. С. Стрмжко 

Бочаров В.А,ИгнаткинаВ.А. 

Б86 
Технология обогащения золотосодержащих руд и россыпей. 

Ч. II. Химическое обогащение золотосодержащего сырья: Курс 
лекций. - М.: МИСиС, 2003. - 109 с. 

Во II части курса рассмотрены физико-химические методы выщелачивания золота, методы извлечения золота из растворов, в также способы переработки золотосодержащих концентратов, продуктов, техногенного сырья с 
применением чанового, кучного, сорбционного выщелачивания. 

Рекомендуется при подготовке к экзамену по курсу «Технология обогащения золотосодержащих руд и россыпей» и выполнении курсовых и дипломных работ и проектов. 

© Московский государственный институт 
стали и сплавов (Технологический 
университет) (МИСиС), 2003 

ОГЛАВЛЕНИЕ 

1. Основные методы выщелачивания для извлечения золота 
4 

1.1. Бесцианидные методы выщелачивания золота 
5 

1.1.1. Выщелачивание золота в «царской водке» 
5 

1.1.2. Выщелачивание золота в растворах хлора 
6 

1.1.3. Йодидное выщелачивание 
8 

1.1.4. Бромидное выщелачивание 
10 

1.1.5. Тиокарбамидное (тиомочевинное) выщелачивание 
10 

1.1.6. Тиосульфатное и сульфатное выщелачивание 
13 

1.1.7. Выщелачивание в серощелочных растворах 
15 

1.1.8. Выщелачивание в сероорганических растворителях 
17 

1.2. Автоклавное вьпцелачивание 
18 

1.3. Бактериальное выщелачивание 
20 

1.4. Методы и аппараты для вьпцелачивания золота 
24 

1.4.1. Выщелачивание просачиванием 
25 

1.4.2. Кучное выщелачивание 
27 

1.4.3. Выщелачивание с перемешиванием 
33 

1.4.4. Сорбционное выщелачивание 
38 

2. Цианирование золота 
41 

2.1. Физико-химические основы цианирования 
41 

2.1.1. Химия и кинетика процесса цианирования 
41 

2.1.2. Влияние щелочи на процесс цианирования 
48 

2.1.3. Влияние примесных компонентов на процесс 
цианирования 
51 

2.2. Практика цианирования 
54 

2.2.1. Технология чанового цианирования 
55 

2.2.2. Технология кучного выщелачивания 
59 

2.2.3. Новые методы интенсификации вскрытия упорных 
золотосодержащих руд 
65 

3. Методы извлечение золота из растворов 
68 

3.1. Осаждение золота цинком, алюминием 
68 

3.1.1. Извлечение золота из тиомочевинных растворов 
76 

3.2. Сорбционное извлечение золота 
77 

3.2.1. Сорбция золота из цианистых растворов 
77 

3.2.2. Сорбция золота активными углями 
85 

3.4. Извлечение золота из растворов экстракцией 
97 

3.4. Извлечение золота из растворов электролизом 
100 

4. Аффинажная переработка золотосодержащих продуктов 
102 

4.1. Хлорирование золота 
103 

4.2. Электролитическое рафинирование золота 
104 

4.2.1. Электролитическое рафинирование 
серебрянозолотых сплавов 
106 

Библиографический список 
108 

3 

1. ОСНОВНЫЕ МЕТОДЫ ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ 
ДЛЯ ИЗВЛЕЧЕНИЯ ЗОЛОТА 

В последние десятилетия значительно уменьшилась доля золота, 
извлекаемого из легкообогатимых руд, соответственно возросла доля 
золота, выделяемого из труднообогатимых или вообще необогатимых руд. Для переработки такого минерального сырья требуются 
более сложные и развитые технологические схемы, включающие методы гравитационного обогащения, флотации, обжига, плавки, химического выщелачивания и т.д. Труднообогатимые руды, из которых перечисленными способами не обеспечивается достаточно высокий уровень извлечения золота при значительных экономических 
затратах, называют упорными. 

В.В. Лодейщиковым разработана типизация золотосодержащих 
руд (табл. 1.1), по которой золото удовлетворительно извлекается 
цианированием руды, если при этом: 

- извлечение его в раствор составляет не ниже 90 % при содержаНИИ его в отвальных хвостах выщелачивания не более 0,5... 1,0 г/л; 

- перед цианированием измельчение руды должно составлять не 
более 80...90 % содержания класса - 0,074 мм; 

- продолжительность перемешивания пульпы для извлечения 
золота не должна превышать 24 ч; 

- золото легко осаждается из растворов выщелачивания стандартными способами, например, цементацией цинковой пылью со 
степенью осаждения 95...97%; 

- цианистые пульпы легко сгущаются и фильтруются; 
- расход цианида не должен превышать 0,5... 1,0 кг на 1 т руды. 

Таблица 1.1 

Технологическая типизация золотосодержащих руд 
с разной степенью упорности к цианированию 

Показатели 

Содержание золота 
в руде, г/т 
Степень измельчения, мм 
Продолжительность 
цианирования, ч 
Содержание золота в хвосгах цианирования, г/т 
В том числе тонковкранленного в сульфидах, г/т 
Удельная площадь 
фильтрования, м2/(т-сут) 

Типы руды 

кварцевая 

6,8 

–0,15 

8 

0,3 

– 

0,21 

глинистая 

5,2 

–0,3 

8 

0,4 

– 

6,25 

сульфидная 

7,0 

–0,15 

24 

5,4 

5,1 

– 

углистая 

10,4 

–0,15 

8 

5,8 

1,0 

– 

сурьмянистая 

33,0 

–0,1 
24 

8,2 

0,4 

– 

4 

Такие высокие технологические показатели возможны при обработке кварцевых руд с незначительным содержанием сульфидных и 
окисленных минералов железа и цветных металлов в которых золото 
находится в свободном самородном (металлическом) состоянии. Все 
остальные руды с разной степенью обогатимости считаются упорными и могут отрабатываться с применением специальных методов. 

В соответствии с приведенными в табл. 1.1 данными наиболее 
благоприятной для цианирования является кварцевая золотосодержащая руда. Глинистая руда плохо фильтруется. При цианировании 
углистой руды высоки потери золота с хвостами, а сульфидная руда 
является высокоупорной. 

Извлечение золота из руд, россыпей и продуктов их обогащения 
происходит посредством растворения золота соответствующими реагентами с последующим извлечением золота из раствора. Классическим и наиболее распространенным методом растворения является 
цианирование, которое подробно будет рассмотрено ниже. В связи с 
токсичностью цианирования проводятся исследования по поиску 
бесцианидных методов растворения золота. 

Для снижения расхода цианида (других регаентов) на растворение 
примесей, которые содержатся в упорном золотосодержащем сырье, 
возможно первичное кислотное окисление и выделение в раствор 
этих примесей с последующим растворением золота из кека (автоклавное и биохимическое выщелачивание). При повышенном содержании серы рекомендуется предварительный обжиг золотосодержащих концентратов с последующим растворением золота. 

1.1. Бесцианидные методы выщелачивания золота 

Кроме классических методов растворения золота - хлоринации и 
цианирования в последние десятилетия разработаны и другие процессы растворения: в кислотах, щелочах, тиосульфатное, тиокарбамидное, водноорганическими соединениями, йодное, бромное, бактериальное и др. 

1.1.1. Выщелачивание золота в «царской водке» 

Кислотные методы растворения золота в основном используются 
в аффинажном производстве, при переработке вторичного сырья, 
очистке золотосодержащих осадков, полученных при цементации 
золота из цианистых растворов. В чистых неорганических и органических кислотах золото не растворяется; в смесях соляной и азотной 

5 

кислот при соотношении 3:1 («царская водка») энергично растворяется по реакции 

3HCl + HNO3 = NOCl + Cl2Т + 2H2O; 
Au + HNO3 + 4HCl = HAuCl4 + NO + 2H2O. 
Окислителем в этой системе является газообразный СЬ со стандартным потенциалом E 0 - 1,36 В, т.е. его потенциал меньше, чем 
потенциал золота. На образование комплексного соединения хлористого золота необходимо затратить 317 кДж/моль. 

«Царская водка» используется в аффинажной практике и для растворения сплавов, содержащих мало серебра. При этом золото переходит при нагревании в смеси кислот в раствор, а серебро остается в 
виде хлорида в осадке. Золотосодержащий раствор выпаривают для 
удаления азотной кислоты, остаток растворяют в воде и золото из 
раствора осаждают восстановителями, например цинковым порошком. Метод эффективный, но дорогой и громоздкий, а золото имеет 
низкую пробность, поэтому применение метода ограничено. 

1.1.2. Выщелачивание золота в растворах хлора 

Процесс выщелачивания золота в растворах хлора не менее эффективен, чем цианирование. Добавки других хлорсодержащих понов еще в большей степени увеличивает растворимость. В хлорнохлоридной среде, т.е. в растворе хлора и хлорида натрия, где хлор 
является не только окислителем, но и комплексообразователем, растворение золота идет по реакциям: 

Au + 0,5Cl2(p-p) + Cl - = AuCl2-; AG0= -23,94 кДж/моль; 
Au + 1,5Cl2(p-p) + Cl - = AuCl4
-; AG0= -116,2 кДж/моль; 

Z AuCl2- + Cl2(p-p) = AuCl4
-; AG = -92,18 кДж/моль. 

Подкисление раствора соляной кислотой дает больший эффект по 
сравнению с азотной и серной кислотами вследствие повышения концентрации хлорид-ионов. В последние годы предложен метод растворения золота в кислых хлоридных и хлоридно-сульфатных растворах. 
В качестве окислителя используют пиролюзит Мп02, что способствует 
медленному образованию в объеме раствора активного хлора. Диаграмма Пурбэ для системы Аи - С1 - Мп - П2О показывает возможность растворения золота с образованием комплексных ионов АиСЬ- и 
AuCl4
- не только с такими сильными окислителями, как СЬ или П2O2, 
но и с атомарным и молекулярным кислородом. Процесс может проходить с разной скоростью в широких диапазонах рП » 0,5… 6,0. 

Из хлоридных растворов золото легко восстанавливается щавелевой и муравьиной кислотами, хлоридом олова, углеродом, цинком, 
оксидом углерода, диоксидом серы и др. 

6 

Процессы хлоринации золота из руд и концентратов широко применяли со второй половины XIX в. В XX в. методом хлоринации 
выщелачивали золото из полиметаллических руд. В настоящее время 
этот метод применяется для извлечения золота из шламистых руд и 
продуктов в ЮАР, Англии. 

В США хлоринация используется как предварительная операция 
перед цианированием. До цианидного выщелачивания золота хлоринация золота была основным классическим методом. Золотосодержащая руда обрабатывалась хлорной известью СаОСЬ в присутствии 
раствора серной кислоты. Газообразный хлор переводил золото в 
раствор, а серебро оставалось в осадке в виде хлорида серебра, из 
которого серебро выщелачивали раствором тиосульфата натрия. 

Основной системой хлоридного выщелачивания является: кислота 
(соляная и серная) – хлорид натрия - окислитель (гипохлорит калия 
или натрия, возможно пермангонат калия, диоксид марганца). Во 
всех случаях активным началом растворения является образующийся 
в этой системе хлор. В присутствии гипохлорита, как растворителя, 
золото также активно растворяется при кучном и автоклавном выщелачивании. Добавка соляной кислоты и хлорида натрия сокращает 
расход окислителя. Кислотное гипохлоритное выщелачивание рассматривается как альтернативный цианированию процесс. В кислом 
гипохлоритном растворе хлорида натрия выделяют три области значений рН: при рН>7,5 образуется гипохлорит-ион СЮ - , при рН = 
3... 7,5 - хлорноватистая кислота и при рН < 3 - хлор СЬ . 

Образование хлора идет в несколько стадий: 
NaClO + H2O —> HClO + NaOH ; 
HClO + H2O = ClO +H3O . 
Хлорноватистая кислота НСЮ в растворе соляной кислоты днесоциирует с образованием хлора: 

H+ + Cl + HClO = Cl2 + H2O. 
Количество хлора зависит от рН раствора и концентрации хлорида. При растворении золота вначале образуется хлорид золота: 

2Au0 + Cl2 —> 2AuCl. 
Скорость растворения контролируется скоростью удаления хлорида золота с поверхности частицы по реакции: 

AuCl + Cl2 + Cl - —> 2AuCl4-. 
По есть и другие варианты механизма растворения золота: 
1) 2Au + 3Cl2 = 2AuCl3 ; 
2Au + 3HCl + 3HClO = 2AuCl3 + 3H2O ; 
AuCl3 + Cl - = AuCl4
-; 

7 

2) 2Au + Cl2 + Cl - —> 2AuCl2- ; 
AuCl2- + Cl2 —> AuCl4
-. 

Bo всех случаях конечным является образование комплексного 
иона AuCV. Как было показано на примере цианидного процесса, 
гипохлоритное растворение золота также является по сути электрохимическим. 

При применении сернокислотно-хлоридно-пиролюзитовой системы реакция растворения золота имеет вид 

2Au + 3Mn+4 + 8Cl - —> 2AuCl4- + 3Mn+2 . 
В этой системе промежуточной является реакция образования хлора: 
Mn+4 + 2Cl - —> Mn+2 +Cl2 . 
Возможна также реакция 
2Au + 3Cl2 + 2Cl - —> 2AuCl4- . 
Суммарная реакция имеет вид 
2Au + 3MnO2 + 7H2SO4 + 8NaCl = 2HAuCl4 + 3MnSO4 + 4Na2SO4 + 6H2O. 
Преимуществом этого способа растворения золота является и 
возможность растворения сульфидов, в частности пирита и арсенопирита, и вскрытие частиц золота, законсервированного в них, что не 
происходит при цианировании. 

2FeS2 + 15MnO2 + 14H2SO4 = Fe2(SO4)3 + 15MnSO4 + 14H2O ; 
FeAsS + 7MnO2 + 6H2SO4 = FeAsO4 + 7MnSO4 + 6H2O. 
Осаждение золота из растворов хлоридного выщелачивания производится введением в раствор сульфата железа (II), который нейтрализует избыток хлора и при этом восстанавливает золото: 

6FeSO4 + 3Cl2 = 2Fe2(SO4)3 + 2FeCl3 ; 
2AuCl3 + 6FeSO4 = 2Au + 2Fe2(SO4)3 + 2FeCl3 . 
Осадить золото можно сернистым газом: 
SO2 + Cl2 + 2H2O = H2SO4 + 2HCl ; 
2AuCl3 + 3SO2 + 6H2O = 2Au + 6HCl + 3H2SO4 . 
Хорошо осаждает золото древесный уголь: 
4AuCl3 + 6H2O + 3C = 4Au + 12HCl + 3CO2 . 

1.1.3. Йодидное 
выщелачивание 

Галогены являются энергичными окислителями, их химическая 
активность возрастает с увеличением порядкового номера элемента. 
Йод (йодид) при низких концентрациях, не являясь токсичным, может быть использован в качестве растворителя золота. Растворитель 
золота на основе йода состоит из йода h и йодида I – в отношении h : 
I =1:(5 н- 9). 

8 

Растворение золота происходит по реакции: 
Au0 + ½ I2 + I – = AuI2-. 
Реакции возможны при рН 3,5...9,5. Для предотвращения выщелачивания железа из сульфидных минералов рН среды необходимо 
повышать 6...7, добавляя бикарбонат калия или аммония. Процесс 
может быть экономичным, если раствор йодида золота в дальнейшем 
регенерировать электролизным выделением йода, осаждая при этом 
золото. 

При электролизном выделении происходят реакции: 
на катоде 
AuI2- + е- = Au + 2I – ; 
I3- + 2е- = 3I – ; 
П2О + е- = ½ П2 + ОП-; 
на аноде: 
I- = ½ I2 + е 
3I- = I3- + 2е 
Для удешевления процесса, поскольку йод дорогостоящий реагент, рекомендовано введение в выщелачивающий раствор нитрита 
щелочного металла. В этом случае процесс ведут в кислой среде по 
реакции: 

2NO2 + 2I + 4H —> I2 + 2NO + 2H2O , 
при этом снова образуется нитрит при взаимодействии с кислородом: 

2NO + 02^2NO2-, 
а затем 

2NO2 + H2O —> HNO3 + HNO2 . 
Из йодидных растворов золото можно выделять не только электроосаждением, но и применяя сочетание химического осаждения и 
сорбционного извлечения. К раствору, содержащему йодид золота, 
добавляют раствор пероксида водорода, выделяют выпавший осадок 
элементарного йода, а в золотосодержащий раствор вводят анионообменную смолу АВ-17-84С, обработанную раствором аминокислоты. Раствор перемешивают со смолой, затем смолу отделяют и десорбируют с нее золото. 

Процесс проверен на руде Воронцовского месторождения. Из руды, содержащей 2,6 г/т золота, извлечение в раствор составило 84 % 
при расходе йода 2,86 кг/т. Кинетика растворения золота сопоставима с цианидным выщелачиванием. Па богатых рудах Хабаровского 
месторождения извлечение золота > 90 %. В присутствии углистых 
веществ растворение золота в йод-йодидной системе значительно 

9 

ухудшается вследствие адсорбции образующегося комплекса Aul2– и 
восстановления свободного йода до йодида. 

В случае присутствия в минеральном сырье сульфидных минералов взаимодействие йода с ними идет по реакции: 

FeS2 + 7 I2 + 8 H20 = Fe+2 + 2 SO42– + 16 H+ + 14 I–. 

1.1.4. Бромидное 
выщелачивание 

Первоначально растворение золота при бромидном выщелачивании проводилось с применением смеси кислоты, бромида и броматов. Смесь бромидов и броматов окислялось с выделением элементарного брома. Исследовалась также бромная технология на основе 
смеси растворов хлора (или гипохлорита), бромида. Растворенное 
золото осаждалось металлическим цинком или сульфатом железа (II). Исследовалась также технология бромцианирования при нереработкетеллуристыхруд. 

Для извлечения золота из руд и скрапов разработан процесс с 
применением гидантиона в комбинации с ионом бромида. Дибромдиметилгидантин в воде диссоциирует с получением гипобромной 
кислоты и диметилгидантиона (ДМН): 

Br2(ДМН) + 20Н– —> 2 НОВг + ДМН; 
гипобромная кислота окисляет золото до трибромида золота: 

2 Au0 + 3 HOBr + 3 Br– —> 2 AuBr3 + 3 OH– , 
а затем образует комплекс тетрабромид золота: 

AuBr3 + Br– —> AuBr4 . 

1.1.5. Тиокарбамидное 
(тиомочевинное) 
выщелачивание 

Тиокарбамидное выщелачивание предложено в 40-х годах XX в. 
И.Н. Плаксиным. Оно осуществляется в кислотной среде при 
pH2...4; в этих условиях тиокарбамид (тиомочевина) не окисляется; 
в качестве окислителя используется сернокислый раствор соли трехвалентного железа Ре2(SO4)3- Скорость выщелачивания зависит от рН 
раствора и концентрации тиомочевины и окислителя. Реакция растворения золота идет по уравнению: 

Au0 + 2 CS(NH2)2 + Fe3+ = Au[CS(NH2)2]2+ + Fe2+. 
Использование серной кислоты связано с необходимостью сохранения тиокарбамидного комплекса золота, устойчивого при рН < 4 и 

10 

предупреждения гидролиза сульфата железа (III). Применение серной кислоты более эффективно, чем соляной и азотной. Растворение 
золота в тиокарбамиде в присутствии сульфата железа происходит 
без участия кислорода. Предполагают, что окисляющая роль сульфата железа (III) связана с образованием комплекса [Fe(ThI0)2]3+ или 
[Fe(SO4) • CS(NH2)2]2+ и тогда вероятна реакция: 

Au + п THIO + [Fe(ThIO)2]3+ = [Au(ThIO)2]+ + [Fe(ThIO)„]2+, 
где ««» может быть равно 4. В присутствии сульфидов эти реакции 
ускоряются, и тогда возможно и окисление тиокарбомида. По если в 
системе есть кислород, то тиокарбамид окисляется им до дисульфата 
формамидина, который является сильным окислителем при растворении золота. Реакция окисления тиокарбомида идет по уравнению 

4 NH2CSNH2 + O2 = 2 NH2(NH)CS + SC(NH)NH2 + 2 H2O. 
Такой окислитель, как пиролюзит (МПО2), растворяется в тиокарбамиде с восстановлением его до Мп2+: 

2 NH2CSNH2 + MnO2 + 2 H+ = Mn2+ + C2S2N4H6 + 2 H2O. 
В дальнейшем дисульфид формамидина окисляет золото с образованием комплекса: 

Au + C2S2N4H6 + NH2CSNH2 + 2 H+ = [Au(NH2CSNH2)2] + CS(NH2)2. 
Повышение температуры до 30...40 °С вызывает термохимическое разложение тиокарбамида, которое происходит с образованием 
роданида и сероводорода по реакциям: 

(NH2)2CS = HNCS + H2S; 
H2S + 0.5 O2 = H2O + S0. 
При выщелачивании золотых руд, содержащих медь в виде сульфидов, предпочтительнее применять вместо цианидного растворения 
карбамидное, так как в этом случае растворимость меди в тиокарбамидном растворе в 6-8 раз ниже, чем при цианировании. По при 
этом возможно также взаимодействие растворенной меди с тиокарбамидом с образованием других комплексов по реакции: 

2 Cu2+ + 2(«+1) CS(NH2)2 = 2 Cu[CS(NH2)2]/ + (C2S2N4H6)2+ 

где п = 1, 2, 3, 4. 

Образование этих соединений требует дополнительного расхода 
тиокарбамида. С целью сокращения расхода тиокарбамида целесообразно проводить предварительное окисление сульфидов железа, 
сурьмы, меди в кислой среде ги2+оксидом железа: 

FeS2 + 8 H2O + 14 Fe3+ = 15 Fe 
+ 2 HSO4 + 14 H+; 

FeS2 + 8 H2O + 14 Fe3+ = 15 Fe2+ + 2 SO4– + 16 H+; 
CuFeS2 + 4 Fe3+ = Cu2+ + 5 Fe2+ + 2 S0. 
Пз тиокарбамидных растворов золото осаждают цементацией 
свинцом, цинком, алюминием, сорбцией на активных углях и катио
11 

онобменных смолах, щелочами, электролизом с нерастворимыми 
анодами. 

Преимущества тиокарбамидного выщелачивания следующие: 
- при переработке углистых руд достигается большее извлечение 
золота по сравнению с цианидной технологией без предварительного 
окисления углерода; 

- перспективность применения для низкосортных отвалов; 
- низкая токсичность стоков и отработанных отвалов; 
- высокая скорость растворения и меньшее влияние примесей, 
даже таких, как природный углерод; 

- простая схема регенерации растворителя. 
К недостаткам процесса можно отнести следующие: 
- кислая среда и необходимость использования дорогого антикоррозионного оборудования; 

- сложный контроль процесса выщелачивания из-за возможного 
разложения растворителя; 

- неприменимость к карбонатсодержащим рудам; 
- высокая стоимость и дефицитность тиокарбомида. 
Тиомочевинное растворение золота возможно при переработке 

глинистых углеродсодержащих руд, при подземном и кучном выщелачивании. Выполнены сравнительные испытания выщелачивания 
одной и той же углеродсодержащей руды по схемам: прямое цианирование; хлоринация - цианирование; тиомочивинное выщелачивание. Установлено, что большее извлечение золота получено при тиомочевинном выщелачивании. 

В Китае выщелачиванию сернокислыми растворами тиомочевины 
подвергали флотационный концентрат с содержанием 1 % меди и 
130 г/т золота. Расход серной кислоты и тиомочевины составил 
135…180 кг/т и 5 кг/т концентрата соответственно; извлечение золота 80 %. При предварительном обжиге расход снижается: кислоты до 70 кг/т, тиомочевины - до 1,5...2,2 кг/т, а извлечение золота возрастает до 95%. 

Выщелачивание обожженных золотосодержащих концентратов на 
одном из рудников Франции показало, что извлечение золота в раствор при использовании тиомочевинного 
процесса 
составило 
90…94 %, а при цианировании- 80...92 %. 

В лабораторных условиях изучены технологии тиомочевинного 
выщелачивания окисленных, сульфидных и смешанных руд Австралии. Показано, что извлечение золота в раствор зависит от кислотности раствора, величины окислительно-восстановительного потенциа
12