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

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

Руда

* J Дробление Измельчение

б стержневой мельнице до 96% -1,6мм

Пульпа

•

223

224

Конвертирование сурьмы осуществляют в двух печах специаль­ ной конструкции, отапливаемых нефтью. Воздух в печь подается через четыре сопла из нержавеющей стали, расположенных в боко­ вых стенках печи. Гранулированная сурьма поступает через свод печи, имеющий отверстия для выпуска газов. Конвертерные газы после охлаждения сначала до 400, а затем до 104° С поступают в камеры мешочного фильтра. Собранную в камерах окись сурьмы высшего качества упаковывают и направляют потребителю.

Первичный промпродукт конвертирования, выход которого около 10% от массы исходного металла, накапливают в течение двух не­ дель и вновь обжигают до получения конечного остатка, концентри­ рующего в себе основное количество золота и серебра. Данный про­ дукт гранулируют, упаковывают в бочки и направляют на аффинаж­

с целью обеспечения более высоких показателей по извлечению сурьмы и золота за счет полноты улавливания указанных металлов из дымовых газов.

Глава VIII АФФИНАЖ ЗОЛОТА

Конечный продукт большинства зарубежных золотоизвлекатель­ ных фабрик — черновое металлическое золото, содержащее серебро, медь, цинк, свинец и другие компоненты. Дальнейшая очистка золота от примесей и доведение его до кондиций, удовлетворяющих требованиям монетарного металла, осуществляются за рубежом на специализированных аффинажных заводах.

логический процесс обработки руды с передачей золотых и сереб­ ряных слитков на монетные дворы.

Применяемые в мировой практике методы аффинажа золота и серебра подразделяются на следующие основные группы.

1. Сухие методы: а) обработка расплавленного металла химиче­ скими реагентами для отделения примесей (например, продувка хло­ ром по способу Миллера); б) переплавка металла с флюсами для по­ вышения пробности золота.

2. Мокрые методы, включающие растворение примесей кисло­

в обработке расплавленного загрязненного золота хлором, про­ пускаемым в виде газа через расплав для превращения металличе­ ских примесей в хлориды, которые всплывают и удаляются в виде пены прежде, чем само золото подвергнется воздействию хлора.

Этим методом, в частности, очищают золото на фабрике Хоумстейк. Получаемые на данном предприятии в результате плавки амальгамы и осадков с установки Меррилл-Кроу слитки чернового металла, содержащие соответственно золота 81 и 70%, серебра 17 и 18%, переплавляют с последующим розливом по глиняным тиг­ лям емкостью 2,9 кг металла. Расплавленный металл обессеребри­ вают хлорированием. Золото после удаления хлористого серебра и других хлоридов разливают в слитки по 2,2 кг (997-я проба) и отгру­ жают на монетный двор США. Хлористое серебро восстанавливают HCl и железным скрапом до металлического состояния и отливают в слитки по 3,4 кг (900 проба). Оно практически не содержит золота и поступает в свободную продажу.

Отходы и полупродукты рафинирования (бой тиглей, футеровка печей, шлаки и прочее) переплавляют в небольшой шахтной печи с добавкой в качестве флюсов свинцового глета, кремнезема, флю­ орита, чугунной стружки, а также металлической меди, снятой с по­ верхности медных амальгамационных листов (вместе с амальгамой) и очищенной от ртути в процессе дистилляции. Для устранения по­ терь тонких классов шихты (вследствие пылеобразования) последние связывают жидким стеклом и подают в плавку в виде брикетов. В качестве топлива используют кокс (0,2 кг на 1 кг шихты). В резуль­ тате плавки получают веркблей, в который переходит основная масса золота и до 60% серебра, свинцовистый медный штейн и отвальный шлак. Веркблей купелируют на месте с получением золото-сереб­ ряного продукта, периодически возвращаемого на обессеребривание. Штейн (620 гіт Au, 21,7 кг/m Ag, 20—25% Pb и 35—40% Си) направ­ ляют на медеплавильный завод. Чтобы устранить потери металлов, газы плавильного отделения пропускают через скруббер и электро­ фильтр и уже после этого выпускают в атмосферу.

Стоимость рафинирования чернового металлического золота на фабрике Хоумстейк составляет 0,039 долл. на 1 т, или примерно 3,8% от общей себестоимости переработки руды [36].

Наибольшее развитие процесс Миллера получил в Южной Аф­ рике, золотодобывающая промышленность которой обеспечивает 80% годовой добычи золота капиталистического мира. Золотые слитки,

226

получаемые с 50 больших и множества малых золотоизвлекательных фабрик ЮАР, Родезии и других стран рафинируют на специализи­ рованном заводе Рэнд Рифайнери в Гермистоне (близ Иоганнесбурга) [138, 139].

Поступающее на Рэнд Рифайнери сырье — слитки чернового золота, получаемые как после амальгамации гравитационных кон­ центратов, так и после плавки шламов цианистого цикла (88—90% Au, —9% Ag и 3% Zn, Си, Fe). Первичные слитки чернового золота после взвешивания, плавки в индукционных печах (100 ква) и опробования (трубкой из огнеупорного материала, через которую продувают воздух во время погружения) отливают в новые слитки массой 12,4 кг каждый. Подготовленный таким образом металл пла­ вят в среднечастотных индукционных печах, изготавливаемых бель­ гийской фирмой Charleroi, используя графитовые тигли с корундо­ вой футеровкой емкостью 311—466 кг золота, изготовленными фир­ мой Morgan Crucible С0 . Индукционные печи, по мнению фирмы— изготовителя, имеют ряд преимуществ: высокая степень использо­ вания электроэнергии, более быстрое расплавление металла, эконо­ мия рабочей силы, отсутствие топочных газов (что снижает потери золота), отсутствие коксового пепла, подлежащего обработке, боль­ шая безопасность условий работы, обеспечение автоматического пере­ мешивания и более точное регулирование процесса.

Для плавки рафинированного золота на заводе Рэнд Рифайнери используют семь печей мощностью 150 кет и две печи мощностью 225 кет. Емкость печей по металлу соответственно равна 0,5 и 2,0 т. По расплавлении металла в тигли добавляют смесь буры и двуокиси кремния в соотношении 2 : 1, а также покрышку (NaCl) для образо­ вания тонкого слоя шлака (пены), предупреждающего испарение расплавленного металла. К концу плавки через расплав пропускают газообразный хлор через огнеупорную трубку диам. 5 мм. Хлориды тяжелых металлов (цинка, железа, меди) и серебра, будучи легче расплавленного золота, поднимаются на поверхность ванны и пере­ ходят в пену. Окончание процесса хлорирования определяют визу­ ально по появлению пурпурного тумана хлористого золота, кон­ денсирующегося на огнеупорной трубе, вставленной в отверстие крышки тигля. Если процесс рафинирования продолжать дольше положенного времени, начнет образовываться хлористое золото, которое будет теряться. Оптимальная продолжительность хлори­

Чистота золота после аффинажа хлорированием составляет 99,5—99,6%, что достаточно для валютных целей. Возможно и более