Комплексная технология переработки упорных золотосодержащих концентратов.
Разработана повоя комплексная технология переработки сложного упорного золотосодержащего концентрата. Показана высокая эффективность извлечения Sb в сульфидно-щелочной раствор. As в сульфидные возгоны, S в сернистые газы, Аи и Ад в смолу и цианистые растворы. После полного вскрытия всех минералов-носителей тонкодисперсного золота извлечение Аи и Ад в цианистые растворы и смолу составило соответственно 91,25 и 41,10%. Предложенная комплексная технология может выполняться на агрегатах, применяемых в настоящее время в промышленности с использованием отечественных реактивов.
В последние 15-20 лет как за рубежом, так и в России выполнено большое количество исследований по изысканию и разработке технологических схем извлечения благородных металлов из упорных золотосодержащих концентратов. Однако до настоящего времени арсенопиритные золотосодержащие концентраты обычно используются только для извлечения золота и серебра. Все остальные составляющие в случае, их наличия - As, Sb, S и др. - либо теряются во время обжига, либо остаются в кеках после цианирования, которые складируются на неопределенное время в отвалах. При наличии в рудах и концентратах сурьмы и мышьяка технологические схемы по извлечению благородных металлов и ценных компонентов еще более усложняются. Это объясняется неразработанностью практического комплексного извлечения всех ценных компонентов из упорных золотосодержащих концентратов, характеризующихся многообразием минералов, сложностью их состава и взаимного расположения. Трудоемкость вывода мышьяка и сурьмы из технологического процесса, высокая их токсичность, а также жесткие требования к содержанию вредных примесей в товарных продуктах привели к ограниченной отработке или даже к полной неосвоенности многих крупных месторождений, содержащих драгоценные металлы (Нежданинское, Майское, Олимпиадинское, Тохтаровское и др.).
Разработка технологической схемы переработки упорных золотосодержащих руд проводилась на весьма сложном, но богатом по содержанию золота Sb-As-Аu-содержащем концентрате следующего состава, %: As 8,6; Sb 3,8; Zn 1,99; Pb 1,3; Сu 0,50; Ге(общ) 23,27; S(общ) 23,05; Сорг 1,6; Аи 37,5 г/т; Ag 67,5 г/т; SiO(24,46; CaO 1,34; Аl(2)O(3) 4,40. Минеральный состав флотоконцентрата, рассчитанный по данным химического анализа, представлен такими минералами, %: арсенопирит 18,8, антимонит 5,35, пирит 37, галенит 1,5, сфалерит 2,95, кварц, глинисто-слюдистые минералы, карбонаты, полевые шпаты 34,4, В нем преобладает тонко-дисперсное золото, связанное с пиритом, арсенопиритом, буланжеритом, антимонитом и кварцем. Мелкое свободное золото присутствует в подчиненном количестве. Значительная доля кристалликов пирита и связанных с ним минералов-носителей тонкодисперсного золота в виде тонкой вкрапленности находится в кварце.
Разработка технологического процесса извлечения золота в цианистые растворы и смолу основана на последовательном разложении основных минералов-носителей тонкодисперсного золота. Вначале концентрат доизмельчался до 100% класса -0,044 мм для более полного вскрытия минералов, содержащих тонкодисперсное золото в кварце, затем выделялось Аи при разложении антимонита сульфидно-щелочными растворами. При этом применялся метод, описанный в работе, но выщелачивание осуществлялось при Т 60шС, чтобы снизить переход золота в раствор. Выщелачивание проводилось сульфидно-щелочными растворами с добавкой едкого натрия, содержащими 150 г/л сернистого натрия и 2,5 г/л едкого натрия.
При выщелачивании в течение 15 мин в кеках оставалось до 1,35% Sb, при двухчасовом выщелачивании - от 0,25 до 0,50%. В итоге при двухчасовом выщелачивании извлечение Sb в сульфидно-щелочной раствор составило 87,06-92,37%, т.е. с увеличением времени выщелачивания и при повторном использовании маточного раствора повышаются извлечение и содержание в нем сурьмы. После насыщения сурьмой раствор направлялся на электролиз в целях извлечения Sb по методу, приведенному в работе.
Для выделения тонкодисперсного золота из арсенопирита, пирита и оставшегося антимонита использовались диссоциирующий и окислительно-сульфатизирующие обжиги кеков, полученных после сульфидно-щелочного выщелачивания. При диссоциирующем обжиге мышьяк, оставшиеся сурьма и сера переводились в возгоны и улавливались в системе газоочистки.
В ходе экспериментов при диссоциирующем обжиге исследуемый материал, затаренный в алундовый тигель, помещался в реторту, которая представляет собой замкнутый цилиндрический сосуд из нержавеющей стали. В верхней части цилиндра находится холодильник, охлаждаемый снаружи водой. Стабилизация давления внутри реторты осуществляется через отверстие в крышке холодильника посредством газоотводной трубки, сообщающейся с сосудом, заполненным щелочным раствором. Реторта с изучаемым материалом помещалась в электропечь, предварительно разогретую до заданной температуры. Использовался интервал температуры, установленный нами ранее с помощью термодинамических расчетов. Показано, что наибольшая вероятность реакций разложения арсенопирита в присутствии пирита находится в интервале 550-700шС.
При диссоциирующем обжиге для снижения активности кислорода и создания слабовосстановительной атмосферы в шихту добавлялось 5-8% коксика, а также внутрь реторты - 3-5% от массы шихты. При этом состав газовой фазы внутри реторты был следующий, %: СО 5,8; CO(2) 4,6; О(2) 16,4; N2+сопутствующие 73,2. После окончания опыта с внутренней поверхности холодильника снимались сульфидные возгоны мышьяка, а из реторты убирался тигель с огарком.
Результаты экспериментальных исследований приведены, видно что максимальные деарсенизация, дестибнизация и десульфуризация были достигнуты при Т 750шС и составили соответственно 96,05, 17 и 19,05%. Содержание мышьяка в возгонах находится в пределах 81-84%. Остаточное содержание As в огарке составило 0,20% после диссоциирующего обжига при Т 750шС и 0,48% - при Т 550шС.
Огарок с содержанием серы в пределах 20,02-21,57% направлялся на окислительно-сульфатизирующий обжиг, который производился в атмосферном воздухе в подовой электропечи с горизонтальным расположением электродов под сводом. Согласно, исследования велись в диапазоне 550-700шС, как обеспечивающем максимальное окисление пирита до сульфата железа с частичным выделением сернистого ангидрида. При этом преследовалась цель получения пористой и рыхлой поверхности сульфатов.
С повышением температуры выявлена тенденция к усилению процессов десульфуризации, деарсенизации и дестибнизации. Так, дестибнизация и десульфуризация при Т 550шС составили 54,17 и 56,49%, а при Т 700шС - 68,75 и 74,13% соответственно. Деарсенизация при Т 660шС составила 60,61%, а при Т 700шС - 95,56%.
После трех последовательных операций по очередному разрушению минералов-носителей тонкодисперсного золота в огарке осталось Sb 0,16-0,21%, As 0,04-0,20% и S 9- 13%. Сравнительно высокое содержание серы в конечных огарках можно объяснить двояко. Во-первых, согласно минералогическим исследованиям, некоторые сульфиды (арсенопирит, антимонит, пирит и др.) находятся в тонком взаимном прорастании между собой и с кварцем, что, естественно, затрудняет их обжиг, и, во-вторых, поскольку обжиг проводится при сравнительно низких температурах (550- 700шС), часть серы из сульфидной переходит в сульфатную и остается в огарке.
Для выделения из кварца тонковкрапленных золота и золотосодержащих минералов (антимонит, арсенопирит, пирит и др.) проводилось разложение кварца и сульфидных минералов, а также силикатных компонентов (SiO(2), СаО, MgO, Аl(2)О(3) и др.) методом щелочного спекания огарков с последующим водным выщелачиванием. Спекание осуществлялось в подовой электропечи конструкции ТФ ЦНИГРИ. Огарки помещались в кюветы, изготовленные из нержавеющей стали. Расход щелочи (NaOH) определялся на основании ранее выполненных работ - 1,5-кратный к содержанию суммы силикатов в огарках. Температура при спекании поддерживалась в пределах 650-700шС. Время спекания 2 ч. После спекания горячий спек в течение 1 ч выщелачивался водой при отношении Ж:Т=5:1 и Т 80-90шС. После удаления остаточной щелочи проводилась трехкратная отмывка кека от щелочи горячей водой (70-80шС). Затем кек отмывался 3%-ным раствором соляной кислоты с окончательной отмывкой горячей водой.
Спекание и водное выщелачивание исполнялись в одну ступень. При этом достигалось разрушение главной массы кварца с вкрапленным золотом и сульфидами, в свою очередь, содержащими тонкодисперсное золото. В производственных условиях растворы, накопленные после выщелачивания щелочных спеков, подлежат очистке и регенерации щелочи по известным в промышленности технологиям. Поэтому общий расход щелочи будет значительно снижен за счет использования щелочи, полученной от регенерации.
Чтобы определить влияние отдельных переделов на извлечение золота и серебра в цианистый раствор и смолу, цианированию подвергались: исходный концентрат, кеки после сульфидно-щелочного выщелачивания, огарки после диссоциирующего и окислительно-сульфатизирующего обжига, кеки после щелочного спекания и водного выщелачивания.
Цианирование велось с концентрацией цианида 0,2% в течение 24 ч при отношении Ж:Т=2:1 и комнатной температуре. Концентрация щелочи в растворе поддерживалась на уровне 0,02%. Для сорбции золота и серебра в каждом опыте использовалась смола марки АМ-2Б. Контроль остаточной концентрации цианида и щелочи осуществлялся через 1, 2, 4, 6 и 8 ч. По окончании цианирования - контрольный замер остаточной концентрации цианида и щелочи.
Результаты цианирования исходного флотоконцентрата, кеков после сульфидно-щелочного выщелачивания, огарков после диссоциирующего обжига, огарков после окислительно-сульфатизирующего обжига, кеков после щелочного спекания и водного выщелачивания. Наиболее высокое извлечение золота и серебра в цианистый раствор и смолу достигнуто после последовательного разрушения всех основных минералов-носителей тонкодисперсного золота и освобождения сульфидов из кварца.
На основании проведенных исследований для таких сложных концентратов рекомендована комплексная технологическая схема переработки Sb-As-Аu-содержащих концентратов, обеспечивающая извлечение сурьмы в сульфидно-щелочной раствор, мышьяка в сульфидные возгоны, серы в сернистые газы, золота и серебра при цианировании в смолу и цианистый раствор, из которых их можно извлечь известными в промышленности методами.
В случае отсутствия в концентрате тонко-дисперсного золота в кварце, а также сурьмы и других нежелательных элементов из общей технологической схемы могут быть удалены целые технологические переделы, что упростит ее. К сокращению технологической схемы может привести также и экономическая целесообразность выполнения тех или иных переделов.
Необходимо отметить, что все сбросные растворы подвергались электро-гальвано-коагуляционной очистке от мышьяка, сурьмы и цветных металлов, в результате чего их концентрация была доведена до предельно допустимой.
Все процессы предложенной технологии могут осуществляться в промышленном масштабе на отечественных агрегатах с использованием известных реактивов. Предложенная технология одобрена "Росалмаззолото".