книги из ГПНТБ / Техника и технология извлечения золота из руд за рубежом

указанных материалов на передовых зарубежных предприятиях нельзя признать удовлетворительными. Потери золота с отвальными

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

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

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

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

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

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

203

меньшей затраты труда и обеспечивают лучшие меры безопасности по сравнению с пламенно-угольными отражательными печами (в на­ стоящее время эти печи приняты в ЮАР в качестве стандартных). Получаемые шлаки (менее 150 г/m золота; выход шлаков за одну плавку 1,5 т) направляют в общий цикл измельчения-цианиро­ вания.

На золотоизвлекательной фабрике Морро-Вельхо [35], перера­ батывающей руды, содержащие арсенопирит, пирит, халькопирит, сидерит, висмут и мышьяк, получаемые после дополнительной пере­ чистки концентрата стола, обогащенные золотом вторичные концен­ траты плавят в графитовых тиглях с использованием шихты следую­ щего состава (в частях по массе): 100 концентрат, 50 песок, 20 бор­ ное стекло, 40 перекись марганца, 45 селитра. В результате плавки получают слитки (76,5% Au и 22,5% Ag).

Технология извлечения благородных металлов из ферро-золотых и марганцовистых руд

Особенности переработки ферро-золотых руд

Ферро-золотые руды содержат золото, ассоциированное с гидратированными окислами железа; наиболее эффективной подготовкой их к цианированию может быть их термическая обработка (прокалка) при относительно невысоких температурах (200—300° С).

Типичный пример прокалки для вскрытия золота, связанного с гидроокислами железа, обработка ферро-золотой руды на Коннемара Голд Майнз, осуществляемая с 1920 г. [125]. Поступающая на фабрику руда представляет собой тонкозернистую массу кварцевых зерен с большим количеством окислов и гидроокислов железа, со­ держащих включения золота.

После грубого измельчения в толчеях руда проходит сотряса­ тельные грохоты с ячейками размером 40 мм. Верхний продукт гро­ хота возвращают на доизмельчение, а нижний поступает на прокалку в обжиговую печь, представляющую собой обыкновенный сушильный барабан, похожий на обычно используемые для сушки флотационных концентратов. Размеры барабана: длина 9,7 м, диаметр 1,5 м, угол наклона (в сторону топки) 3,5°. С помощью периферийной зубчатой передачи барабан вращается на роликах центральной оси со ско­ ростью 1,3 об/мин. Время прохождения рудой всей длины барабана составляет 0,5 ч. Температура прокалки 200—300° С. Горячая руда имеет черный цвет и характеризуется большим количеством трещин, образующихся в результате быстрого удаления кристаллизационной влаги. Прокаленную руду цианируют методом перколяции. Продол­ жительность контакта руды с первым раствором NaCN составляет 12 ч, после чего загрузка осушается и в чан заливают свежую пор­ цию раствора. Общая продолжительность обработки руды составляет 10 дней. Количество используемых растворов 1,25 м3/т.

В табл. 14 приведены основные технологические показатели об­ работки руды по новой схеме, принятой на предприятии Коннемара

204

Т а б л и ц а 14

Т Е Х Н О Л О Г И Ч Е С К И Е П О К А З А Т Е Л И О Б Р А Б О Т К И Р У Д Ы Н А К О Н Н Е М А Р А Г О Л Д М А Й Н З ( Н О В А Я С Х Е М А )

Голд Майнз. Переход на новую схему позволил повысить общее извлечение золота в цикле цианирования с 67 до 86% . При этом себе­ стоимость обработки 1 m руды осталась примерно на прежнем уровне, так как оказалось .возможным скомпенсировать затраты на осуще­ ствление прокалки экономией в результате исключения из технологи­ ческой схемы операции измельчения руды в бегунной мельнице. Такимобразом, все дополнительно извлеченное золото по существу чистый доход предприятия.

Принципиально для прокалки руды, кроме барабанных и шахт­ ных печей, можно использовать также и другие аппараты. В част­ ности, термическую обработку мелкой руды или концентратов обога­ щения, содержащих «ржавое» золото, можно осуществить в печах КС, где прокалку материала при необходимости можно совместить с суш­ кой. При этом применение аппаратов КС в ряде случаев может оказаться более экономичным по сравнению с использованием бара­ банных печей.

Извлечение золота и серебра из упорных марганецсодержащих руд

Особую категорию упорного золотосодержащего сырья составляют руды, благородные металлы в которых (в основном серебро) на­ ходятся в тесной ассоциации с плотными окислами марганца, глав­ ным образом пиролюзитом М п 0 2 - Для обеспечения доступа раство­ рителя к ценным компонентам необходимы мероприятия, направлен­ ные на разрушение окислов марганца или перевод их в более порис­ тые соединения типа МпО.

Один из методов разрушения плотных окислов марганца, нашед­ ших практическое применение в зарубежной золотодобывающей про­

металлов из этих руд были проведены лабораторные и полупромыш-

205

ленные испытания, по результатам которых рекомендована схема хлорирующего обжига с последующим цианированием огарка и построена промышленная фабрика (рис. 76).

Руда после дробления крупностью 5 мм обжигается в двух трубчатых печах (1,8X27 м) с 5% поваренной соли (4% от руды) при постепенном повышении темпе­ ратуры до 810° С в течение 30—60 мин. Отмечена необходимость строгого контроля температуры, так как извлечение серебра при температуре ниже 800° С значительно снижается. Эта температура соответствует точке плавления поваренной соли и опре-

206

деляется по вязкости массы в печи. После замены трубчатой печи (0,6X0,6 м) печью (1,8X27 м) возникла необходимость подачи в нее более мелкого материала. В связи с этим в конечной стадии дробления был установлен дополнительный грохот с отвер­ стиями сита 2,6 мм, работающий в замкнутом цикле с дробилкой. Введение этой опе­

Огарки после хлорирующего обжига направляют в два трубчатых холодильника (2,4X3,6 м), погруженных в бетонный бассейн с водой. Охлажденный огарок скреб­ ковым конвейером через бункер подается в чан-смеситель, где, репульпируется циа­ нистым раствором. Пульпа поступает на доизмельчение в шаровую мельницу (1,8Х Х3,6 м), работающую в замкнутом цикле с классификатором (1,8X9 м). Слив клас­ сификатора совместно с распульпованной пылью обжиговой установки сгущают в двух сгустителях (ЗХ 12 м). Слив сгущения, содержащий основное количество золота и серебра, идет непосредственно на осаждение в установку Меррилл-Кроу. Получен­ ный шлам направляют на аффинаж, а обеззолоченные растворы упаривают в трех металлических выпарных чанах (с паровым обогревом) с целью регенерации пова­ ренной соли, которая затем поступает снова на обжиг. Степень регенерации NaCl около 70%. Содержание NaCl в отрегенерированной соли до 90%.

Нижний продукт сгустителя дополнительно цианируют в трех последовательно расположенных агитаторах Дорра (9X7,5 м), куда вводят необходимое количество цианида и извести. Затем пульпу обезвреживают в двух сгустителях (ЗХ 12 м) и двух барабанных фильтрах (3,4X3,6 м). Кек фильтрации после дополнительной про­

Осуществление данной технологии позволило повысить извлечение серебра на фабрике с 20 до 88%. При этом также несколько повысилось извлечение золота. При освоении технологического процесса на фабрике была произведена антикоррозионная защита аппаратуры и газоходов от солевых растворов и газов, содержащих хлори­ стые соединения. Наибольшей коррозии подвергались газоходы в помещении элек­ трофильтров, где температура газов падает ниже температуры конденсации паров воды. Расход реагентов на фабрике, кг/т; 0,36 цианида, 1,10 извести, 0,27 цинковой пыли, 43,0 солярового масла. Нормальная крепость применяемых растворов; 0,045— 0,067% NaCN, 0,009% СаО. Общая стоимость обработки руды на фабрике составляет 2,21—2,34 долл. на тонну.

Другим методом извлечения упорного серебра из окисленных марганецсодержащих руд является обработка их сернистым газом до цианирования. Этот метод применяют на предприятии Фреснилло [139] и называют процессом Мак Клюски. Низкое содержание марганца в рудах Фреснилло не дает возможности эксплуатировать их как марганцевые. Руды данного типа измельчают в воде и обра­

усиленно аэрируют для удаления сернистого газа и окисления мар­ ганцевых соединений и других компонентов, которые могут вызывать затруднения при дальнейшем цианировании. Таким образом, серебро переводят в состояние, доступное растворению при цианировании, а марганцевые соединения — в безвредную форму. Подготовленную пульпу направляют на фабрику в цикл цианирования.

Перед обработкой сернистым газом во Фреснилло руду измель­ чают в слабом оборотном цианистом растворе (0,008% NaCN до 30—

207

распределяющую ее на отдельные струи, что создает достаточно пол­ ный контакт с восходящим противотоком сернистого газа. В резуль­ тате поглощения 85% сернистого газа пульпой выходящие газы со­ держат около 1% сернистого ангидрида.

Сернистый газ для обработки пульпы получают на специальной

После адсорбционных башен пульпа поступает на непрерывное перемешивание в пять последовательно расположенных контактных чанов. В первые четыре чана при этом вводят известковое молоко для осаждения солей закиси марганца и закиси железа в форме гид­ ратов. Окисление этих соединений с образованием гидратов окисей

с чашевым классификатором Дорра типа дуплекс. Слив классифи­ катора (60% класса •—0,074мм) направляют в основной цикл циани­ стого процесса.

Достаточно эффективный метод извлечения благородных метал­ лов из марганцовистых руд — восстановительный обжиг руды с по­ следующим цианированием огарка (процесс Карона [128]). При об­ жиге в восстановительной среде высшие окислы марганца (в част­ ности, Мп0 2 ) восстанавливаются до соединений закиси марганца. Последующее охлаждение огарка проводят таким образом, чтобы

печах, в которые поступает руда с размером кусков 2,5—5 см. Тем­ пература должна находиться в пределах 500—700° С. Для восстанов­ ления применяют генераторный газ. Выгружаемый из печи материал после восстановительного обжига должен переходить в нейтральную атмосферу или непосредственно поступать в цианистый раствор. Об­ жиг контролируется определением М п 0 2 , оставшейся в обожженном материале. При последующем цианировании перемешиванием не­ обходим избыток воздуха. Применение этого процесса дает возмож­ ность повысить извлечение серебра с 60 до 88—96%.

Практическое применение процесса Карона известно по резуль­

ставляло 2%. После измельчения руду цианировали с извлечением

Табачником1 установлено, что еще лучшие результаты, чем при дей-

1 Патент США № 2759809, 1952.

208

ствии генераторного газа и коксующихся углей, достигаются при использовании в качестве восстановителя целлюлозных материалов (древесные опилки, щепа, древесный деготь и т . д . ) . Предлагаемый процесс обработки заключается в шихтовании марганецсодержащих продуктов с требуемым количеством целлюлозного материала в виде древесины и нагревании шихты без доступа воздуха при температуре выше 450° С (оптимальная температура составляет 700° С). Расход древесины составляет 1 —10% от массы руды в зависимости от вида дре­ весины и содержания марганца в руде. После обжига древесный уголь удаляют из руды просеиванием, а восстановленную руду циани­ руют.

Особенности металлургической переработки углистых золотосодержащих руд и концентратов

Углистые золотосодержащие руды встречаются в природе отно­ сительно редко. На долю их приходится не более 2% всех мировых запасов золота. Тем не менее проблема переработки таких руд до­ статочно актуальна.

Как уже отмечалось, если исходная руда содержит углистые ве­ щества, последние могут сорбировать благородные металлы из циа­ нистых растворов и тем самым увеличивать потери золота и серебра с хвостами технологического процесса.

Широко распространен за рубежом метод нейтрализации углистых веществ при цианировании золотосодержащих руд воздействием на

ных вариантах был испытан на ряде зарубежных и отечественных предприятий. При этом был достигнут значительный эффект по сни­ жению потерь золота с хвостами цианирования. Например, на фаб­ рике Мак-Интайр при цианировании углистых разновидностей руд с осаждающей способностью около 600 гіт золота предварительная обработка руд керосином, а также различными сортами неочищен­ ной нефти и ее производных позволила снизить сорбционные свойства сланцев более чем на 90 % . При добавке в шаровую мельницу керосина стоимость золота, теряемого до этого времени с хвостами циани­ стого процесса, снизилась с 13,6 до 1 долл. на 1 m обрабатываемой руды [130].

Влияние керосина и других аналогичных реагентов на процесс цианирования углеродсодержащих руд и концентратов заключается в избирательной сорбции его на поверхности углистых частиц с обра­ зованием жировых пленок, которые придают углистым минералам

из пульпы в пену сгустителей или агитаторов и, таким образом, вывести из цикла цианирования. Данный прием (носящий название способ Вуда) можно эффективно использовать' в тех случаях, когда