Файл: Техника и технология извлечения золота из руд за рубежом..pdf

рует в печи) отсасывается эксгаустером и выбрасывается в вытяжную трубу. Все газоходы плотно перекрыты гранулами, что устраняет опасность подсоса воздуха сверху в поток рециркулирующего газа.

Температура газового потока замеряется термопарами в 8 точках, в том числе в 3 точках междугранулярного пространства. Давление внутри печи определяется проницаемостью гранул. Периодически специальными пробоотборными трубками отбираются пробы газа для проведения экспресс-анализа на содержание в нем СО2,

Р и с . 77. Схема цепи аппаратов з а в о д а Б е р е н г у э л а

СО и кислорода. Присутствие в газах 22—23% двуокиси углерода служит надежным

показателем эффективности процесса, так как свидетельствует о полноте протекания реакции восстановления C112CI2.

Здесь уместно отметить, что в процессе проведения предварительных исследо­ ваний изучалась возможность осуществления восстановительно-хлорирующего обжига руды в печах КС. Однако опыты, проведенные в данном направлении, не дали положительных результатов, так как поток воздуха (или газа), необходимый для создания кипящего слоя, уносил летучие хлориды меди и серебра до прохождения реакций восстановления.

Принятая же система обжига гранул в шахтной печи вполне обеспечивает пол­ ноту перевода окисленной меди (и сопутствующего ей серебра) в металлическое со­ стояние.

218

Далее огарок обрабатывают следующим образом. Охлажденный в воде материал посредством системы из двух шнековых транспортеров подают в приемную воронку шаровой мельницы (0,915X1,525 м), куда также добавляют амиловый ксантогенат калия из расчета 10 г/т руды. Мельница работает в замкнутом цикле с гидроцикло­ ном, слив которого направляют на флотацию, а пески возвращают в шаровую мель­ ницуФлотация осуществляется в четырехкамерной субаэрационной машине типа Денвер. Свежую пульпу насосом подают во вторую камеру флотомашины, туда же добавляют сосновое масло в количестве 457 г/т руды. Грубый концентрат снимают со второй, третьей и четвертой камер и направляют на перечистку в первую камеру машины. Наиболее полное извлечение меди достигается при pH «=>8,0н-8,4. Содер­ жание меди во флотационном концентрате составляет 40—60%, но в отдельных слу-

Р и с . 78. П о п е р е ч н ы й р а з р е з у с т а н о в к и д л я в о с с т а н о в и т е л ь н о - х л о р и ­ р у ю щ е г о о б ж и г а :

1 — д ы м о в а я т р у б а ; 2 — ш н е к о в ы й т р а н с п о р т е р ; 3 — з а к а л о ч н ы й бак; 4 — ф о р с у н к а

чаях оно падает до 25% за счет разубоживания концентрата пустой породой. Содер­ жание серебра в концентратах колеблется в пределах 5,7—14,2 кг/т. Среднее из­ влечение меди из руды составляет 80—85%. Извлечение серебра в отдельных случаях достигает 80%, но, как правило, оно примерно на 10% ниже извлечения меди, что объясняется более низким парциальным давлением летучих хлоридов серебра.

Как показали проведенные расчеты, и по извлечению ценных компонентов, и по себестоимости переработки 1 m руды вариант восстановительно-хлорирующего обжига с флотацией огарка пред­ ставляется значительно более эффективным по сравнению со стан­ дартными гидрометаллургическими процессами обработки окислен­ ных медных руд.

Комплексная переработка золото-сурьмяных руд и концентратов

Выбор схемы обработки золото-сурьмяных руд определяется общим содержанием сурьмы и золота в исходном материале, распре­ делением золота по отдельным рудным и породообразующим компо­ нентам и характером связи его с указанными компонентами.

В зависимости от содержания золота и сурьмы исходные руды могут быть разделены на три основные группы:

219

1. Руды, золото в которых является основным ценным компонен­ том, а сурьму можно рассматривать лишь как вредную примесь, не­ обходимость выведения которой определяется условиями последую­ щего гидрометаллургического извлечения золота. Извлечение сурьмы

вэтом случае не обязательно

2.Золотосодержащие руды, количество сурьмы в которых на­ столько значительно, что делает экономически целесообразным по­ путное извлечение ее в товарные продукты (концентраты), удовлет­ воряющие существующим кондициям на сурьмяное сырье, подвер­ гаемое металлургической обработке.

3.Сурьмяные руды, золото в которых — сопутствующий ценный элемент, извлечение которого позволит повысить экономическую эф­ фективность технологии обогащения и металлургической обработки сырья.

Для переработки руд первого типа в 1965 г. в США Брюсом запа­ тентован следующий процесс извлечения золота1 . Обожженные золото-сурьмяные концентраты (2% Sb) подвергают хлорирующему обжигу с загрузкой от 3 до 15% поваренной соли. Начальную стадию обжига осуществляют при температуре 475—500° С до прекращения выделения паров окислов, а конечную стадию — при температуре 650—700° С. Одновременно с загрузкой в начальной и конечной ста­ диях подают воздух для создания в печи на обеих стадиях окисли­ тельной атмосферы. Материал после обжига охлаждают и цианируют для извлечения из него золота. Если к концентрату, содержащему 13,3% сурьмы в виде стибнита, добавить 10% соли NaCl, то при по­ следующем цианировании огарка можно извлечь 95—98% золота. Если же этот концентрат обжигать в аналогичных условиях, но без поваренной соли, то самое высокое извлечение золота составит 75%.

Хлорирующий обжиг золото-сурьмяных концентратов рекомен­ дуется проводить в обычных подовых обжиговых печах или в печах с псевдоожиженным слоем (аппараты КС).

Комплексная переработка золота-сурьмяных руд второго типа осуществляется на предприятии Консолидейтед Марчисон, располо­ женном на территории северо-восточного Трансвааля [92].

Схема обработки руды на предприятии Консолидейтед Марчисон приведена на рис. 55. Руду, прошедшую стадию дробления и ручной сортировки, обогащают по развитой гравитационно-флотационной схеме. На первой стадии флотации (флотации золота) выделяется в концентраты основная масса золотосодержащих сульфидов, главным образом арсенопирита. Это позволяет в дальнейшем получить довольно чистые сурьмяные концентраты, освобожденные от мышьяка, который создает боль­ шие трудности при рафинировании сурьмы в металлургическом переделе. В качестве активатора сульфидов при флотации золота применяют медный купорос, который одновременно депрессирует антимонит. Купорос (50 г/т) вводят в пульпу, поступа­ ющую на флотацию. Из других реагентов применяются ксантогенат (25 г/т) и сосно­ вое масло (5 г/т), pH среды поддерживают на уровне 8; отношение ж : т = 5 : 1. Для полного извлечения арсенопирита руду как перед флотацией, так и после нее подвергают дополнительному гравитационному обогащению на ворсистых шлюзах, концентрационных столах и отсадочных машинах.

Флотацию сурьмы проводят при обычном режиме с использованием ксантоге­ ната и соснового масла. Конечный сурьмяный концентрат после дополнительной

1 Патент США № 3174848, 1963.

220

очистки (от остатков мышьяка) на концентрационных столах является кондиционной продукцией (60—62% Sb и 17—20 г/т Au). Концентраты направляют на рафиниро­ вание, хвосты флотации — в отвал.

Сульфидные концентраты золотой флотации перерабатывают на месте по схеме обжиг—цианирование. Мышьяково-пиритные концентраты обжигают в одноподовой печи. Огарки цианируют в трех чанах-перемешивателях пневматического типа (чаны Кросса), работающих периодически. Загружаемую в первый чан пульпу, еще не содержащую цианида, при отношении ж : т = 4 : 1 предварительно аэрируют воздухом с одновременным добавлением в пульпу нитрата свинца. Это способствует осаждению присутствующей в огарке растворимой сульфидной серы. После аэрации в пульпу вводят цианид в количестве, обеспечивающем концентрацию KCN в жидкой фазе 0,3%. Перемешивание продолжают еще некоторое время, затем подачу воздуха в чан прекращают и пульпе дают отстоятся. Для ускорения процесса в чан добавляют некоторое количество извести. Отстоявшийся слив из первого чана перекачивают во второй, где золотосодержащие растворы окончательно отделяются от твердой части пульпы декантацией с последующим фильтрованием осадка. Отфильтрованный осадок возвращают на дообработку в следующий чан Кросса, после чего рудную пульпу из всех чанов фильтруют. Кек фильтров сбрасывают в хвостохранилище, а золотосодержащий раствор после дополнительного осветления в песчаных филь­

(главным образом шлюзовых) гравитационных концентратов. Плавку ведут с исполь­ зованием флюса (20% буры, 20% плавикового шпата, 35% кремнезема, 2,5% железа).

Завод Иеллоу-Пайн — типичное предприятие, перерабатывающее комплексные руды, содержащие сурьму, золото, серебро и вольфрам. В состав предприятия входят: обогатительная фабрика производи­ тельностью 2000 m руды в сутки и металлургический завод [46]. Поступающая на обогащение руда содержит в среднем 1% сурьмы, 2,6 г/m золота и 28,3 г!m серебра. Сурьма представлена преимуще­ ственно антимонитом с изоморфными включениями золота. Значи­ тельная часть золота связана с пиритом и арсенопиритом. Кроме указанных компонентов, в руде содержится около 0,2% окиси воль-

221:

фрама в виде шеелита, извлечение которого также представляет про­ мышленный интерес.

Схема обогащения руды на фабрике представлена на рис. 79. Первая технологи­ ческая операция цикла обогащения руды — коллективная флотация сульфидных минералов осуществляется при pH — 8,4. Такая среда обеспечивает удовлетворитель­ ное извлечение как антимонита (оптимальное pH = 6,8), так и сульфидов железа (оптимальное pH = 9,5). Флотацию ведут в машинах Аджитер (1,2 м) и Фагергрена (1,42 м), расположенных параллельно. В качестве реагентов применяют: соду каль­

мяный и золотой. В качестве депрессора антимонита применяют медный купорос и

содержание серы в золотом концентрате позволяет вести процесс обжига с минималь­ ным использованием топлива (нефти). Температура обжига колеблется в пределах от 370 (первый под) до 730° С (седьмой, предпоследний под). Обжиговые газы с высокой концентрацией SO2 проходят последовательно через горячий циклон и мешочный фильтр с автоматическим встряхиванием. В последнем газы очищаются от мышьяка. Огарок (880 кг/ч), содержащий около 1,5% серы, направляется во вращающийся трубчатый холодильник-конвейер, откуда с помощью элеватора подается в бункер плавильного отделения. Сурьмяный концентрат обжигают в десятиподовой печи, обогреваемой нефтью, через форсунку, установленную на последнем десятом поду. Во избежание спекания материала (температура плавления5Ь2 53 , 550°С) температуру' на первых пяти подах печи поддерживают на уровне 450—470° С, постепенно повы­ шая ее к концу обжига до 550° С. Основная масса сурьмы (до 75%) остается в огарке

Материал плавят в трехфазной электропечи Лэкстромелт (2,2X5,2 м) мощностью 2000 ква, вмещающей около 11 m металла. Под, боковые и торцовые стенки печи выложены до уровня шлака магнезитовым кирпичом.

Черновую сурьму рафинируют в трех отражательных печах (1,5X2,1 м). Печи работают на нефтяном топливе и вмещают по 8 m металла. В качестве флюса исполь­ зуют каустическую соду. Рафинирование ведут до тех пор, пока содержание мышьяка и железа в металле не станет равным соответственно 0,1 и 0,05%. Расход каустика составляет 3,5 кг на 1 кг мышьяка, выведенного из металла в шлак. Шлак от рафини­ рования сурьмы (18% Sb, 14% As и 17% Fe) подвергают водному выщелачиванию. Остаток от выщелачивания (85% Sb, 7% As) возвращают в электроплавку.

Конечной стадией технологического передела на заводе является конвертирование металлической сурьмы. Цель данной операции — получение высококачественной трехокиси сурьмы и обогащенного драгоценными металлами остатка, поступающего в продажу.

222