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

обрабатываемая руда не содержит легкофлотируемых сульфидных золотосодержащих минералов, т. е. когда можно получить угольную пену с отвальным содержанием золота. Такая технология в свое время была осуществлена на фабрике Монтана. Углистую золото­ содержащую руду после водного измельчения ее до крупности —0,6 мм в бегунных чашах обрабатывали керосином, после чего классифицировали на пески и илы, подвергаемые цианированию. Графит, коллектируемый керосином, всплывал в пену сгустителя Дорра и периодически удалялся из процесса. Исследование пены показало, что она представляет собой отвальный по золоту продукт [130].

Весьма интересны результаты исследований [131] по снижению сорбционной способности углистых сланцев в некоторых сортах золотосодержащих руд, перерабатываемых на фабрике Керр-Эдди-

4,94 и 6,74% So 6 l 4 , предварительно обрабатывали различными реа­ гентами (крезиловая кислота, горючие масла и пр.), после чего пере­ мешивали с искусственно приготовленным золото-цианистым рас­

конечных продуктов обработки (растворы, осадки) определяли коли­

210

Максимальный эффект по пассивации углистого вещества до­ стигнут при использовании крезиловой кислоты (0,67 кг/т, продол­ жительность обработки 25 мин), применение которой позволяет снизить количество сорбированного золота примерно в 10 раз. Харак­ терно, что увеличение загрузки крезиловой кислоты, так же как и увеличение продолжительности обработки (опыт № 5), не только не улучшает, но, наоборот, ухудшает процесс нейтрализации активного углерода. Аналогичное явление наблюдается и при использовании других реагентов, например горючего масла (опыты № 6 и 7). В описанной работе не дается объяснения данному факту, однако можно предположить, что сами реагенты действуют осаждающе на раство­ ренное золото, вызывая тем самым снижение концентрации металла в растворах. Это свидетельствует о необходимости тщательного под­ бора оптимального расхода реагентов при гидрометаллургической обработке углистых золотосодержащих руд с применением мине­ ральных масел 1132].

Наиболее доступен и практически приемлем способ переработки углистых золотосодержащих руд десорбцией золота из хвостов циа­ нистого процесса. Данную операцию в ряде случаев осуществляют тщательной промывкой кеков фильтрования обеззолоченными или свежими цианистыми растворами, а также применением двойного (и даже тройного) фильтрования пульпы с промежуточными репульпациями кеков.

Хорошим десорбентом благородных металлов, осажденных на углях, является безводный аммиак, однако применение его для от­ мывки золота и серебра из хвостов цианирования ограничивается эко­ номическими соображениями.

Значительно интереснее с практической точки зрения возмож­ ность использования для этих целей более дешевых сернистых щело­ чей, в частности сернистого натра Na2 S. Наиболее известным при­ мером использования сернистого натра для доизвлечения золота из хвостов цианирования является обработка углистой золотосодержа­ щей руды на фабрике Пристэ [133]. На этом предприятии пески перколяционного процесса после выщелачивания растворимого в циа­ нистом натрии золота обрабатывали в перколяторе 0,2%-ным рас­ твором Na 2 S. Дреннированный щелочной раствор пропускали через экстракторы, где золото осаждалось цементацией на медной стружке. Осадок переплавляли на золотомедный сплав, который затем рафи­ нировали. Этим методом доизвлекали из хвостов цианирования около 50% содержащегося в них металла.

Возможность флотационного выведения графита, часто присут­ ствующего в исходных золотосодержащих рудах, основана на при­ родной гидрофобности данного материала, которая заметно усили­ вается при введении в пульпу керосина или других подобных ему реагентов.

Флотация графита по способу Вуда дает возможность иногда получить отвальный по содержанию золота пенный продукт (уголь­ ный концентрат). Однако извлечение графита в концентрат при этом невысокое. Значительная часть углерода остается в хвостах флота-

ции, ухудшая условия последующего цианирования руды. Поэтому на практике стараются добиться более полного извлечения в концен­ трат углистого вещества, применяя для этой цели соответствующий пенообразователь, например сосновое масло. В качестве коллектора обычно используют керосин, расход которого в зависимости от харак­ тера обрабатываемой руды составляет 0,2—2,5 кг/т. В этих условиях, естественно, не удается получить обеззолоченный концентрат. На­ ряду с углистыми минералами в концентрат при флотации переходят наиболее легкофлотируемые частички металлического золота и золото­ содержащих сульфидов, что вызывает необходимость металлургиче­ ской переработки концентрата на золото.

На предприятии Белледар Гудрэн графитистую золотосодержа­ щую руду после мокрого измельчения в присутствии керосина и извести подвергают флотации с введением в пульпу соснового масла.

Золотосодержащие сульфидные руды, в состав которых входит активный углерод, подвергают флотации с получением отвальных хвостов по золоту. В этом случае флотация графита и других углесодержащих минералов играет роль вспомогательной операции, облег­ чающей условия получения концентрата достаточно высокого каче­ ства.

Иногда последовательная флотация углерода и сульфидов ин­ тересна даже при условии получения неотвального золотосодержа­ щего угольного концентрата, который можно объединить с сульфид­ ным для совместной обработки. Смысл угольной флотации в данном случае состоит в уменьшении суммарного выхода концентратов в результате более тщательного подбора режима флотационного обо­ гащения на каждой стадии обработки руды.

Для пассивации углистого вещества в золотосодержащих рудах и концентратах, подвергаемых цианированию, можно применить тер­

В руде также содержится арсенопирит, пирит, сфалерит, халько­ пирит, пирротин, галенит, борнит, кальцит, анкерит, рутил и гра­ фит; присутствие до 1% последнего придает руде почти черный цвет. Часть золота находится в кварце в свободном виде, другая ассоции­ рована с пиритом и арсенопиритом. Твердый белый кварц, свободный от сульфидов и включений, обычно незолотоносен или содержит весьма мало золота. Вмещающими породами являются метамор-

212

Получаемый золотой флотационный концентрат со значительным содержанием сульфидов и углистого вещества 75-мм насосом Вильфлея подается в чан-коллектор обжигового цеха и через него в сгуститель концентрата (7,5X6 м). Выход концентрата составляет 3% от количества руды. Сгущенный концентрат двумя диафрагмовыми насосами подается в два барабанных фильтра Оливера (2,4X2,4 м). Фильтрат воз­ вращается в оборот, а кек из фильтров поступает в две сушилки Лоудона (9,6Х 2,7 м). Подсушенный концентрат подается скребковым транспортером в обжиговую печь Эдвардса-дуплекс (3,3X3,6 м) с двумя рядами гребковых валов (52 шт.). Отопление печей дровяное. Газы отсасываются вентилятором через циклонные уловители пыли и выбрасываются в атмосферу. Температура у разгрузочного конца печи достигает

сульфатов, образовавшихся в процессе обжига. Отсюда пульпа поступает в сгусти­ тель Дорра (7,5X3,6 мм), слив которого удаляется в отвал, а сгущенный продукт насосом Вильфлея подается в отделение цианирования.

Пульпа поступает в один из двух агитаторов Дорра (4,8X4,8 м). Сюда же вво­ дят крепкий цианистый раствор для подкрепления до 0,08% NaCN в пульпе. В ка­ честве реактива используется чистый цианистый натрий. По истечении 24 ч пульпу фильтруют на фильтрах Оливера (4,2X4,8 м), фильтрат откачивают на осаждение, а кек репульпируют крепким цианистым раствором. Полученная при этом пульпа вновь поступает на перемешивание в агитатор Денвера (7,5X3,6 м). Продолжитель­ ность второй ступени перемешивания 72 ч. По окончании перемешивания пульпу фильтруют на одном из трех фильтров Оливера. После второй фильтрации кек выбра­ сывают в отвал, а раствор направляют на осветление и осаждение золота. Получае­ мые золотосодержащие осадки, как на всех золотоизвлекательных фабриках Ганы, обжигают (для удаления цинка) и плавят на лигатурное золото. Общее извлечение золота на фабрике достигает 90%, среднее содержание золота в хвостах составляет около 1 гіт при содержании его в хвостах флотации 0,7—0,8 г/т. Себестоимость об­ работки 1 m руды на фабрике составляет 15 шиллингов.

Одним из новых направлений в технологии металлургической обработки углистых золотосодержащих руд и концентратов яв­ ляется использование в качестве растворителей благородных метал­ лов органических цианидов, в частности а-гидроксилнитрилов.

Как показали исследования Локвуда1 , применение а-гидроксил­ нитрилов позволяет получить идентичные, a в ряде случаев и более высокие показатели по извлечению золота в растворы по сравнению с обычным цианированием. В этом и заключается их основное пре­ имущество перед неорганическими цианидами. Другое преимущество

а-гидроксилнитрилов — значительно меньшая токсичность.

Втабл. 16 приведены результаты лабораторных опытов по выще­ лачиванию золота органическими цианидами из углистой руды место­

При обработке углистой руды месторождения Керр-Эддисон лактонитрил позволяет извлечь золота в 11 раз, а нитрил миндаль­ ной кислоты — в 15 раз больше, чем NaCN. Локвуд не объясняет этот факт, однако можно предположить, что основная причина более

1 Австралийский патент № 230226, 1958.

213

Т а б л и ц а 16

Р Е З У Л Ь Т А Т Ы Л А Б О Р А Т О Р Н Ы Х О П Ы Т О В П О В Ы Щ Е Л А Ч И В А Н И Ю З О Л О Т А И З У Г Л И С Т О Й Р У Д Ы О Р Г А Н И Ч Е С К И М И Ц И А Н И Д А М И

высокого извлечения металла в растворы органическими цианидами— менее выраженная сорбция растворенного золота углистым веще­ ством. Последнее обстоятельство может быть в свою очередь объяс­ нено тем, что при взаимодействии металлического золота с а-гидро- ксилнитрилами образуются комплексные органические молекулы, размер которых превышает размер внутренних пор (микропор) час­ тиц углистого вещества. Поэтому степень сорбции металла из рас­ творов в данном случае ниже.

Чистота лактонитрила существенно не влияет на извлечение золота в раствор, что указывает на возможность использования в технологических целях неочищенных нитрилов, характеризую­ щихся очень низкой стоимостью.

В исследованиях Локвуда отмечается также целесообразность применения в качестве растворителей рудного золота смесей, со­ ставленных из а-гидроксилнитрилов и неорганических цианидов.

Извлечение золота из медистых руд

Если основная масса меди в руде присутствует в форме сульфид­ ных минералов (халькопирит, борнит, халькозин и др.), то более рациональным методом обработки такой руды является флотация меди с последующим цианированием флотационных хвостов для из­ влечения золота. Условия и режимы флотационного обогащения руды в данном случае не отличаются от обычно применяемых при перера­ ботке сульфидного медьсодержащего сырья [134].

Примером комплексной переработки сложной золотосодержащей руды со значительным количеством сульфидных минералов меди может служить описанная выше практика работы обогатительных фабрик Квемонт и Бэтонг-Бэхей.

Флотацию меди из золотосодержащих руд перед поступлением их на гидрометаллургическую обработку можно применять и в том случае, если значительная часть меди в исходных рудах присутствует в форме окисленных минералов. В качестве примера можно сослаться на технологию флотационного обогащения золото-медных руд группы месторождений Чили [73].

214

Из окисленных минералов меди в рудах присутствуют хризоколла, малахит, азурит и атаконит; из сульфидов — пирит, мар­ казит, пирротин, халькопирит и сфалерит. Кроме того, в рудах содержится небольшое количество самородных металлов (золото, медь).

В рудах этого типа золото в основном концентрируется не в мед­ ных минералах, а в пирите, в окисленной зоне оно образует тонко­ дисперсную вкрапленность в лимоните. Значительное количество присутствующего в руде золота покрыто пленками безводных или гидратированных окислов железа. Химический состав двух типов золото-медных руд, перерабатываемых на обогатительной фабрике Оянокс и отличающихся между собой степенью сульфидизации, при­ веден в табл. 17.

На фабрике Оянокс был испытан и внедрен процесс селективной флотации. Для получения продукта (слива) необходимой крупности в цикл измельчения дополнительно подключен чашевый классифи­

Извлечение золота при селективной флотации на 3% ниже, чем при коллективной. Однако качество получаемых концентратов по второй схеме намного выше.

215

Е с л и золотосодержащие руды содержат окисленные минералы меди, трудно поддающиеся флотационному обогащению, рекомен­ дуется перед цианированием проводить выщелачивание меди. В каче­

с высоким содержанием меди (—6%) перерабатывают, применяя предварительный сульфатизирующий обжиг (при 550—600° С) с по­ следующим выщелачиванием сульфата меди водой или слабокислыми растворами. После 48-ч цианирования обожженных материалов, измельченных до 80—90% класса —0,074 мм, извлечение золота составляет 80%, расход цианида 3—5 кг/т [135].

Сульфатизирующий обжиг золото-медных концентратов осу­ ществляется также на фабрике Эмперор Голд Майнинг [45].

обжига, заключающийся в следующем. Исходную руду после из­ мельчения до соответствующей крупности обжигают при температуре 680—750° С в смеси с небольшим количеством угля и поваренной соли. Образующиеся при этом хлориды меди, серебра и золота в при­ сутствии углерода и кристаллизационной влаги восстанавливаются до металлического состояния по реакциям:

4АиС13 + ЗС + 6 Н 2 0 = 4Au + 12НС1 + З С 0 2 ; 4AgCl + С + 2 Н 2 0 = 4Ag + 4НС1 + С 0 2 ;

2Си2 С12 + С + 2 Н 2 0 = 4Cu + 4НС1 + С 0 2 .

Поскольку температура обжига превышает температуры плав­ ления обоих хлоридов (соответственно 498 и 455° С), то в качестве основного продукта реакции получаются гранулы металлической меди, коллектирующие в себе золото и серебро. Охлажденный огарок

216

доизмельчают и в виде пульпы направляют на флотацию. В каче­ стве флотореагентов используют амиловый ксантогенат натрия и сосновое масло.

Качество продукта, получаемого в результате проведения вос­ становительно-хлорирующего обжига, определяют визуально по цвету огарка. При нормальном протекании процесса цвет огарка шоколадный, при неполном обжиге — черный, а при нарушении режима (повышение температуры или увеличение времени вы­ держки) — зеленый.

Основная трудность при проведении восстановительно-хлорирую­ щего обжига — поддержание равномерного нагрева шихты без ее перемешивания. Эта трудность была преодолена гранулированием шихты, осуществляемым в нейтральной атмосфере. С целью обеспече­ ния максимальной пористости материала, создающей условия для свободного прохождения газов, размер гранул принят равным 13 мм. При таком небольшом размере гранул в них отсутствует термический градиент и, следовательно, реакции протекают одинаково интенсивно как на поверхности, так и в центре гранул.

На основании данных лабораторных исследований и полупромыш­ ленных испытаний процесса восстановительно-хлорирующего об­

особенно ощущается в зимний период работы рудника (декабрь—март), когда идут сильные дожди и руда превращается в илистую вязкую массу с большим содержанием влаги.

Из сушилки руда по ленточному транспортеру поступает в молотковую дро­ билку, работающую в замкнутом цикле с грохотом (отверстия 3 мм). После тонкого дробления руда (—3 мм) с помощью спирального транспортера подается в двухсек­ ционную шаровую мельницу сухого помола, работающую в открытом цикле и обес­ печивающую измельчение руды до крупности 65% класса —0,074 мм. В мельницу также вводят уголь и поваренную соль в количествах, соответственно равных 2,5—3 и 0,5% от массы шихты.

Измельченную таким образом смесь гранулируют в круглой чаше 2,9 м, накло­ ненной под углом в 45°. Руда на чашу подается с помощью лопастного питателя Гардинджа; необходимую для образования гранул воду вводят отдельно через брызгала. Такой метод обеспечивает получение гранул одинаковых размеров и прочности, что имеет большое значение для сохранения гранул при прохождении их через обжиго­ вую печь.

Из гранулятора материал с помощью ленточного транспортера и челнокового питателя подается в обжиговую печь (рис. 78), представляющую собой ряд верти­ кальных каналов шириной 230 мм каждый, где гранулы омываются горячими топоч­ ными газами, разогреваясь до 680—780р С. Специальный питатель из жаропрочной стали, приводимый в возвратно-поступательное движение механизмом, расположен­ ным вне печи, сталкивает обожженные гранулы в чан, наполненный холодной водой. Гранулы из каждого канала печи выдаются с одинаковой скоростью, благодаря чему

рый может вредить протеканию технологического процесса. Смесь газов проходит через каналы снизу вверх, навстречу медленно опускающемуся слою гранулирован­ ного материала. Избыток обжиговых газов (сверх количества, которое рециркули-

217

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