Файл: Техника и технология извлечения золота из руд за рубежом..pdf
ВУЗ: Не указан
Категория: Не указан
Дисциплина: Не указана
Добавлен: 14.10.2024
Просмотров: 102
Скачиваний: 0
что, несмотря |
на достигнутые успехи в области переработки |
мышья- |
||
ково-пиритных |
золотосодержащих |
концентратов по схеме |
обжиг— |
|
цианирование, |
даже при |
использовании наиболее прогрессивного |
||
метода обжига |
в кипящем |
слое, |
показатели извлечения золота из |
указанных материалов на передовых зарубежных предприятиях нельзя признать удовлетворительными. Потери золота с отвальными
хвостами |
на ряде фабрик превышают 8—9 г/т, а в некоторых |
слу |
||||||||||||||||||
|
|
|
|
|
|
|
чаях |
составляют |
14—17 г/т. |
Высо |
||||||||||
|
Отходящие |
Пылеу/юд/шооние кое |
содержание |
|
золота |
|
в |
хвостах |
||||||||||||
|
газы |
|
о издлеѵеше |
цианирования |
огарков |
в |
|
значитель |
||||||||||||
|
Г ~ Т " ~ Г |
' мышьяка |
ной степени обусловлено |
|
еще |
недо |
||||||||||||||
|
|
|
|
|
|
|
статочной |
изученностью |
|
поведения |
||||||||||
|
|
|
|
|
|
|
при обжиге пирита и арсенопирита, |
|||||||||||||
|
|
|
|
|
|
|
основных |
коллекторов |
золота |
|
в зо |
|||||||||
|
|
|
|
|
|
|
лотосодержащих |
|
сульфидных |
|
кон |
|||||||||
|
|
|
|
|
|
|
центратах. Поэтому в этом |
направ |
||||||||||||
|
|
|
|
|
|
|
лении |
проводятся |
систематические |
|||||||||||
|
|
|
|
|
|
|
исследования, |
|
в |
результате |
|
чего |
||||||||
|
|
|
|
|
|
|
имеются |
|
новые |
предложения |
о |
со |
||||||||
|
|
|
|
|
|
|
вершенствовании |
способов |
обжига. |
|||||||||||
|
|
|
|
|
|
|
Так, |
в |
1960 г. |
в |
|
ФРГ |
предло |
|||||||
|
|
|
|
|
|
|
жен |
усовершенствованный |
|
способ |
||||||||||
|
|
|
|
|
|
|
обжига сульфидных |
руд |
в кипящем |
|||||||||||
|
|
|
|
|
|
|
слое, плотность которого |
уменьшает |
||||||||||||
|
|
|
|
|
|
|
ся снизу |
вверх 1 . |
Часть |
|
обожжен |
|||||||||
|
|
|
|
|
|
|
ного |
материала |
выгружается |
через |
||||||||||
|
|
|
|
|
|
|
верх |
шахты, а остальная |
|
масса |
воз |
|||||||||
Р и с . 75. |
Схема |
о б ж и г а |
концентратов в |
вращается |
в нижние |
|
зоны |
с |
повы |
|||||||||||
а п п а р а т е |
К С , |
и с п о л ь з у е м а я |
ф и р м о й |
шенной |
плотностью |
кипящего |
слоя. |
|||||||||||||
|
« И с п а н с к и е пириты»: |
|
Огарок |
может |
выгружаться |
|
и |
из |
||||||||||||
/ — IV — стадии |
о б ж и г а ; |
/ — |
з а г р у з к а |
|
||||||||||||||||
концентрата; |
|
2 |
— подача |
в о з д у х а ; |
нижних |
зон КС. В частности, |
пири- |
|||||||||||||
|
3 — готовый о г а р о к |
|
тная |
руда (39% S) вдувалась в шахту |
||||||||||||||||
|
|
|
|
|
|
|
||||||||||||||
|
|
|
|
|
|
|
сечением 1 м2 |
и высотой 4 |
|
ж |
со ско |
|||||||||
ростью 2 т/ч. Через |
перфорированный |
под |
поступало |
|
5000 м3/ч |
|||||||||||||||
воздуха. Огарок |
(1 т/ч) с содержанием |
1,3% |
серы |
выдувался в |
||||||||||||||||
верхней части шахты. Кроме |
того, |
из патрубка |
над перфорирован |
|||||||||||||||||
ным дном |
выдавалось 0,37 т/ч огарка |
с содержанием |
1,8% |
серы. |
||||||||||||||||
Отходящие газы содержали 10% S02 . |
После |
увеличения |
возврата |
|||||||||||||||||
материала |
в зону |
повышенной |
плотности |
КС до 8 т/ч и |
скорости |
|||||||||||||||
загрузки |
до |
2,2 т/ч огарок |
содержал |
0,5—0,6% |
серы, |
а |
газы |
|||||||||||||
12% S02 . |
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
Чтобы достигнуть максимально возможной степени удаления мышьяка из пиритных концентратов, необходимо совершенствовать многостадийные аппараты с точно регулируемой степенью «окисленности» атмосферы в каждой из зон реактора. Примером этого может служить процесс обжига пиритов, используемый фирмой «Испанские пириты» [1201. Проведение четырехстадийного обжига при обеспе-
1 Патенты ФРГ № 1053188 и № 975866, 1960.
200
чении кипения материала предыдущей стадии за счет отходящих газов последующей стадии позволило практически полностью уда лить мышьяк из обжигаемых пиритов с получением благоприятного, полностью окисленного конечного огарка (рис. 75).
Бриттон в Австралии запатентовал способ извлечения золота из рудного сырья. Концентрат или другой золотосодержащий материал вначале обжигают в обжиговой печи с псевдоожиженным слоем или в печи типа Эдвардса. Температура обжига в зависимости от требований процесса может составлять 450—750° С. Время обжига изменяется в зависимости от состава обжигаемого материала и температуры обжига. После стадии обычного обжига материал нагревают до 900—1200° С, чтобы произошло физическое изменение зерен огарка, в результате чего та часть золота, которая не могла быть растворенной после обычного обжига, оказывается вскрытой. Предпола гается, что до высокотемпературной обработки часть золота находится в виде твер дого раствора в окиси железа и не поддается действию цианистого натрия. При высо котемпературной обработке происходит фазовое изменение окиси железа, в резуль тате чего золото освобождается и становится доступным растворению.
В частности, после двустадийного обжига золотосульфидного концентрата (20,78% S, 10,72% As, 0,85% Sb, 0,22% Pb и 175 г/т Au) извлечение золота при циа нировании огарка, измельченного до 95% класса 74 мкм, составило 89%. После дополнительной высокотемпературной обработки (1000° С) огарка извлечение золота цианированием при той же степени измельчения составило 94,8%.
При обработке другой руды (3,25% S, 1,73% As, 0,13% Sb, 0,04 Pb и 21,1 г/т Au) извлечение золота из продукта нормального обжига составило 92,2 против 96,3% при новом способе обработки. Одновременно с этим снижался расход цианистого натрия в первом случае с 0,92 до 0,61 кг/т и во втором случае с 0,14 до 0,06 кг/т.
С целью получения максимально возможной пористости зерен огарков, обеспечивающей доступ растворителя (цианида) к самым глубоким включениям золота в сульфидах, предложено вводить в шихту обжига специальные минеральные добавки, в частности активные хлорагенты.
Обжиг с солью для хлорирования материала использовался еще во времена, когда в практике золотодобычи применялся процесс извлечения золота хлоринацией.
Позднее Эйслер [121] и Розе [35] отмечали, что при обжиге зо лотосодержащих сульфидных материалов с хлористым натрием по лучаются огарки, легче поддающиеся цианированию, чем огарки простого окислительного обжига.
Окислительно-хлорирующий обжиг, как правило, осуществляют в печах подового типа. Для этого используют печи Эдвардса, обжи говые аппараты с дутьем типа Hold—Derk [122], многоподовые обжиговые печи 1 . При использовании многоподовых печей для улуч шения результатов хлорирующего обжига предлагается часть NaCl вводить дополнительно на нескольких подах печи любым способом, включая подачу насыщенного раствора NaCl.
В последнее время в Англии 2 и ФРГ 3 запатентованы способы непрерывного хлорирующего обжига сульфидных материалов с ка менной солью или другими природными хлоридами (хлористый калий, карналлит и т. д.) в кипящем слое. Кислородсодержащие газы
1 |
Патент |
ФРГ |
№ |
1053188, |
1960. |
2 |
Патент |
Англии |
№ 696003, 1958. |
||
3 |
Патент |
ФРГ |
№ 970903, |
1958. |
201
(воздух), при необходимости подогретые в нефтяной или газовой топке, пропускают через слой обжигаемого материала высотой в спо койном состоянии менее 1,5 м со скоростью, поддерживающей ча стицы в турбулентном движении. Свежий материал подают в слой, а обожженный выводят из слоя непрерывно или периодически. К об жигаемому материалу можно добавлять необожженный пирит для доведения содержания серы до 5—6%. Температура обжига 400— 700° С.
Принципиально реакции хлорирования можно осуществить в лю бых аппаратах, применяемых в химической технологии для взаимо действия твердых веществ, т. е. во вращающихся трубчатых печах, многоподовых печах, туннельных печах и т. д.; лучший материал для аппаратов — керамика, эмалированное железо.
Мелкие материалы можно обрабатывать во взвешенном состоя нии в прямотоке с хлором. Однако имеет преимущество обжиг в ки пящем слое. Практическим примером использования окислительнохлорирующего обжига в зарубежной золотодобывающей промыш ленности служит фабрика Лэйк Шор [3] . Для улучшения показате лей извлечения золота из продуктов цианирования на этом предприя тии в питание обжига вводят поваренную соль (12 кг/m концентрата) [123], в результате чего сократилась продолжительность обжига на 10—12% и получаются огарки достаточной пористости, а за счет
этого извлечение золота при цианировании повысилось |
с 70—80 |
до 90%. |
|
Интересен также опыт работы предприятия Минера |
Килдун, |
перерабатывающего золото-серебряные марганцевые руды по схеме окислительно-хлорирующий обжиг—цианирование. Технологический процесс обработки руды на Минера Килдун подробно описан ниже.
Плавка золотосодержащих концентратов
Значительное количество получаемых в настоящее время на за рубежных золотодобывающих предприятиях упорных пиритных и арсенопиритных концентратов отправляют на пирометаллургические заводы, где золото извлекается попутно с цветными металлами основного производства. Как правило, таким способом перерабытывают золото-сульфидные концентраты, содержащие наряду с зо лотом медь, свинец или сурьму. Так, на медеплавильные заводы отправляют золото-медные концентраты золотоизвлекательных фаб рик Лаформа, Квемонт, Пунитакви, Оянокс, Бэтонг-Бэхей, Паракала, Айдахо-Спринг, Портовело и др.
Некоторые предприятия, перерабатывающие полиметалличе ские руды, отправляют на пирометаллургические заводы сразу не сколько типов селективных концентратов, как например цинковые, свинцовые и пиритные. Примерами таких предприятий в зарубежной практике являются фабрики Айронг Кинг, Мариетта, Пачука и др.
Однако в отдельных случаях считается целесообразным перераба тывать на централизованных пирометаллургических заводах чисто пиритные золотосодержащие концентраты (Голд Кинг) или золотые концентраты, получаемые при флотации окисленных руд (Домейко).
202
Способы пирометаллургической переработки коллективных зо
лотосодержащих концентратов в |
принципе ничем не отличаются |
от хорошо известных и подробно |
описанных в литературе [3, 35, |
45 и др.] способов извлечения благородных металлов при плавке медных, свинцовых и сурьмяных концентратов. Примеры некоторых предприятий, осуществляющих такого рода технологию, будут даны ниже, при описании практики комплексной переработки золотомедных и золото-сурьмяных руд.
Особого внимания заслуживают специальные методы плавки пиритных золотосодержащих концентратов, а также огарков после их первоначального обжига. В частности, известны два патента, касающиеся этого вопроса.
В первом из них 1 предложен способ извлечения золота и серебра из пирита плавкой брикетов в шахтной печи. В шахтной или домен ной печи плавят пиритный огарок и обожженную свинцовую руду или концентрат с восстановителями Fe 2 0 3 и РЬО. Восстановленный металлический свинец, обогащенный благородными металлами, от деляется от чугуна вследствие большей плотности. Зерна пиритного огарка и свинцового концентрата должны быть по возможности оди наковой величины; их перемешивают и прессуют в брикеты или агло мерируют другим способом. Количество обожженных свинцовых
концентратов должно составить 1—5% |
от количества пиритных огар |
|||
ков. Для разделения свинца и чугуна |
после |
плавки целесообразно |
||
иметь |
отстойный |
горн. |
|
|
По |
второму |
патенту 2 пиритный |
огарок, |
содержащий золото |
и серебро, после агломерации плавятся в шахтной печи на шлак, содержащий более 55% FeO, и штейн, выход которого должен быть более 13% от массы шихты, что регулируется изменением количества серы в шихте. Расход кокса при плавке составляет 8—13% от массы шихты, отношение СаО : Si0 2 в шихте 1 : 2. Если пиритные огарки содержат много меди, то она целиком переходит в штейн, при этом содержание меди в нем может доходить до 15%. Если огарок со
держит |
сурьму, |
то в шихте на каждый 1% Sb должно |
быть |
более |
|||||||
2% |
свинца. Золото |
и серебро при |
плавке полностью |
переходят |
|||||||
в |
штейн. |
|
|
|
|
|
|
|
|
||
|
Часто, учитывая |
высокое |
содержание золота |
в |
концентратах |
||||||
и |
отдаленность |
от централизованных |
пирометаллургических |
пред |
|||||||
приятий |
(что делает |
нерентабельным |
транспортировку |
золотосодер |
|||||||
жащих |
материалов), |
на некоторых фабриках организован плавиль |
|||||||||
ный передел на месте. В частности, |
на фабрике |
Бибиани |
[124], |
||||||||
перерабатывающей |
руду, содержащую пирит, арсенопирит, гале |
||||||||||
нит, |
сфалерит, |
организована |
плавка |
с флюсами |
гравитационных |
концентратов («золотая головка») после их предварительного обжига.
На золотоизвлекательной фабрике Вестерн Дип Левелз [4—8] получаемые в голове процесса богатые золотосодержащие продукты плавят в электрических дуговых печах Барнеса. Эти печи требуют
1
2
Патент Венгрии № 137568, 1962. Патент Венгрии № 137484, 1962.
203