Переработка золотосодержащего сырья

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 FeСl3. 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 S2O32-.

Как уже указывалось, ион S2O32- 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]

1.2 ТЕХНОЛОГИЧЕСКАЯ СХЕМА ПЕРЕРАБОТКИ СЫРЬЯ

ПОДГОТОВКА РУД К ИЗВЛЕЧЕНИЮ ЗОЛОТА И СЕРЕБРА

В настоящее время золото и серебро извлекаются из коренных руд или с помощью гидрометаллургических процессов, или с при­менением комбинированных схем, в которых большую роль играют приемы обогащения различными методами. Так добытая руда бывает представлена крупными кусками до 500мм, а иногда и крупнее, то ее прежде всего дробят и измельчают.

ДРОБЛЕНИЕ И ИЗМЕЛЬЧЕНИЕ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ РУД 

Задача этих операций — полное или частичное раскрытие зерен золотосодержащих минералов, в основном частиц самородного золота, и приведение руды в состояние, обеспечивающее ус­пешное протекание последующих обогатительных и гидрометаллургических процессов. Операции дробления и особенно  тонкого измельчения энергоемкие и расходы на них составляют значительную долю( от 40 до 60 %). Поэтому нужно иметь в виду, что измельчение всегда нужно заканчивать на той стадии, когда благородные металлы окажутся достаточно вскрытыми для окончательного их извлечения или для промежуточной их концентрации. Поскольку основной прием извлечения золота и серебра для большинства руд — гидрометаллургические операции, то необходимая степень измельчения должна обеспечить возможность контакта растворов с раскрытыми зернами золотых и серебряных минералов. Доста­точность вскрытия этих минералов для данной руды обычно опре­деляется предварительными лабораторными технологическими ис­пытаниями по извлечению благородных металлов. Для этого пробы руды подвергают технологической обработке после различной сте­пени измельчения с одновременным определением извлечения зо­лота и сопутствующего ему серебра. Ясно, что чем тоньше вкрапленность     золота  тем более глубоко должно быть осуществлено измельчение. Для руд с более крупным золотом обычно бывает достаточно грубого измельчения (90% класса —0,4 мм). Однако поскольку в большинстве руд наряду с крупным золотом присутствует и мелкое, то чаще всего руды измельчают более тонко (до —0,074 мм). В отдельных случаях приходится подвергать еще более  тонкому измельчению (до -0,043мм).

Страницы: 1, 2, 3, 4