КомпанииКомпаний: 7440
АккаунтыАккаунтов: 12915
Регистрация       Забыли пароль?




info@oborudka.ru
oborud-ka
Главная » Справочники » Металл, руда, золотоносные месторождения » Комплексная технология переработки упорных золотосодержащих концентратов.

Комплексная технология переработки упорных золотосодержащих концентратов.

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".

Текущая страница: Металл, руда, золотоносные месторождения » Комплексная технология переработки упорных золотосодержащих концентратов.