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

ВНИМАНИЕ! Если данный файл нарушает Ваши авторские права, то обязательно сообщите нам.

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

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