Особенности пирометаллургической переработки полисульфидных золотосодержащих гравитационных концентратов

Промышленной практикой золотодобычи однозначно подтверждено, что из богатых золотосодержащих продуктов наиболее сложными для пирометаллургической переработки являются сульфидные гравитационные концентраты [1–3].

Традиционно в промышленности для их переработки используется схема «окислительный обжиг—плавка огарка» с получением золота лигатурного в слитках по ТУ 117-2-7-75. Особенностям переработки концентратов по данной технологии и посвящен данный материал.

 В природе крайне редко встречаются руды, в которых сульфидная составляющая представлена исключительно моносульфидом железа. Чаще он присутствует совместно с арсенопиритом. В последнее время все более активно вовлекаются в переработку золотосодержащие руды, в составе которых присутствует целый комплекс сульфидных минералов тяжелых металлов. В порядке убывания частоты нахождения и количества это — галенит, халькопирит, халькозин, ковеллин, сфалерит, антимонит, стибнит, висмутин и другие.

Гравитационные концентраты таких полисульфидных руд и представляют главную проблему для металлургической переработки. Хорошо, если золото в них достаточно крупное для того, чтобы довести в них их массовую долю золота до десятков процентов. В этом случае многие проблемы снимаются. Сложнее дело обстоит, если основная часть золота тонковкраплена в сульфидные минералы. В этом случае глубокая доводка с удовлетворительным извлечением золота просто невозможна. И таких продуктов, в особенности в северо-восточных регионах, подавляющее большинство.

В качестве примера рассмотрим гравитационный концентрат (золотую головку), полученную при обогащении руды месторождения Берелёх (Магаданская область). Золотая головка (ЗГ) была получена на базе шлихообогатительной фабрики (ШОФ) предприятия, ведущего отработку месторождения. Исследования и испытания по металлургической переработке концентрата проводились как в плавильном отделении на месте получения, так и в АО «Иргиредмет». Состав ЗГ, по данным ИАЦ АО «Иргиредмет», приведен в табл. 1.

Таблица 1. Результаты пробирного и химического анализов золотой головки

При дальнейшей оптимизации схемы и режимов гравитационного обогащения удалось повысить качество концентрата. Состав его приведен в табл. 2, гранулометрия свободного золота — в табл. 3.

Таблица 2. Состав золотой головки, полученной после оптимизации процесса

Таблица 3. Гранулометрия золота в гравитационном концентрате

 Приведенная в табл. 3 гранулометрия золота подтверждает бесперспективность дальнейшей глубокой доводки гравитационного концентрата, а высокая суммарная массовая доля мышьяка и серы указывает на принципиальную важность проведения окислительного обжига в оптимальном режиме для достижения максимально возможной степени деарсенации и десульфуризации материала.

Окислительный обжиг золотой головки перед последующей плавкой проводился с целью максимально полного удаления из них серы, мышьяка, которые при плавке приводят к образованию, кроме металлического сплава и шлака, сульфидных (штейн) и арсенидных (шпейзы) сплавов, растворяющих в себе часть благородных металлов. Массовая доля золота в этих фазах может достигать 1,5–2,0%.

Применяемый конкретный режим окислительного обжига зависит от качественного и количественного состава сульфидной составляющей гравитационного концентрата. В первую очередь речь идет о необходимой стадиальности (количество, продолжительность, окислительная атмосфера и температура каждой из стадий/ступеней обжига).

Оптимальные условия окисления различных сульфидных минералов сильно отличаются. Арсенопирит во избежание переокисления нуждается в невысокой температуре (400–500 °С) и слабоокислительной атмосфере. Пирит, наоборот, — в более высокой температуре (550–650 °С) и избытке кислорода воздуха. Галенит и сфалерит требуют еще более низкой температуры (на уровне 350 °С) и интенсивного перемешивания во избежание оплавления и спекания.

В ходе окислительного обжига необходимо создать условия для максимального окисления всех сульфидных минералов. Именно этим и определяется выбираемый режим и его параметры.

Окислительный обжиг полученной после перечистки золотой головки проводили в несколько стадий:

1. Первую стадию проводили при температуре 400–470 °С в подовой печи на твердом топливе в течении 2 часов. Контроль температуры обжига осуществляли с помощью радиационного пирометра, работающего в инфракрасном диапазоне.

2. Вторую стадию проводили в печи сопротивления при температуре 450 °С в течение 2 часов.

3. Третью стадию — в печи сопротивления при температуре 550 °С в течение 2 часов.

4. Четвертую стадию — в печи сопротивления при температуре 650 °С в течение 1 часа.

Выход полученного огарка составил 67,19%. Огарок массой 3317,6 г усреднили и отобрали одну навеску массой 30 г на пробирный анализ (содержание золота составило 9,9%) и одну навеску массой 10 г на химический анализ.

В табл. 4 приведены результаты пробирного и химического анализов огарка, на рис. представлена операция подготовки огарка.

Таблица 4. Результаты пробирного и химического анализов огарка

 С учетом гранулометрии золота в концентрате и соответственно в его огарке, доводка огарка представляется весьма проблематичной и сопряженной со значительными потерями золота с хвостами доводки. Кроме того, цианистого передела, на котором могли бы перерабатываться эти хвосты, на предприятии нет.

 Поэтому в данном случае речь может идти только о прямой плавке огарка, несмотря на низкую массовую долю ценного компонента.

Такая плавка весьма требовательна к корректному выбору шлаковой системы (состава шихты) и типа плавильного агрегата. Каждый из этих вопросов, принципиальных для качества получаемого лигатурного сплава, решается индивидуально. Причем учитываются все особенности вещественного состава и количество перерабатываемого концентрата (огарка).

При плавке огарков с высокой массовой долей кремнезема часто используют шихту, состоящую только из кальцинированной соды и извести. Для плавки золотых огарков такая шихта обычно не используется. Плавка ведется либо на основной железонатриевый шлак с использованием стандартной шихты, состоящей из соды, безводной буры и стекла, либо на нейтральный боросиликатный шлак на гидроборатной шихте (десятиводная бура, кварцевый песок или стекло и известь).

Плавка на железонатриевый шлак на шихте с восстановительной способностью в обязательном порядке используется при высоком содержании серебра, что нетипично для гравитационных концентратов, а также тогда, когда огарки галенитовых концентратов приходится плавить на веркблей.

В середине 1990-х годов институтом «Иргиредмет» была разработана гидроборатная шихта с высокой окислительной способностью для прямой плавки (без предварительной кислотной обработки) цинковых осадков. Чуть позднее вариант этой шихты был распространен на плавку загрязненных шламами фабричных катодных осадков и гравитационных концентратов. В принципе достаточно часто эту шихту используют также для плавки концентратов россыпной добычи, в особенности серых шлихов [6].

 Общими основаниями для использования гидроборатной шихты служат, с одной стороны, наличие многочисленных примесей, которые следует окислить и ошлаковать, а с другой — отсутствие или незначительное содержание серебра или цветного металла-коллектора, который должен быть извлечен в восстановленной форме в сплав.

Учитывая низкое содержание золота в концентрате, загрязненность его примесями, отсутствие внутреннего коллектора, была выбрана именно окислительная плавка на боросиликатный нейтральный шлак на гидроборатной шихте в накопительном режиме.

Плавку огарка гравиоконцентрата проводили в накопительном режиме в руднотермической печи типа З-3МН конструкции АО «Иргиредмет». В результате был получен сплав золота лигатурного с массовой долей золота 85,73% и стекловидный нейтральный шлак с содержанием золота 310 г/т.

Рекомендации

1. Перед проведением пирометаллургических операций золотую головку необходимо дообогащать, если содержание составит менее 3% (перечистить на концентрационном столе СКО-0,5 в шламовом исполнении и при необходимости провести магнитную сепарацию).

2. Обжиг золотой головки необходимо проводить в несколько этапов. Для золотой головки сложного минералогического состава режим обжига должен включать 3 стадии. Продолжительность каждой стадии зависит от толщины слоя материала и должна корректироваться по внешнему виду огарка и видимому газовыделению и горению сульфидов. В данном случае целесообразно было выбрать следующие параметры:

а) 1 стадию обжига проводить при температуре 450 С в течение 4 часов;

б) 2 стадию — при температуре 550 °С в течение 2 часов;

в) 3 стадию — при температуре 650 °С в течение 1 часа.

3. Плавку огарка необходимо проводить в накопительном режиме (температура плавки — 1250–1300 °С), с частичным периодическим сливом шлака в процессе плавки. Плавку рекомендуется вести на гидроборатной шихте, если в огарке отсутствуют компоненты, которые необходимо восстанавливать, и содержание суммы ценных компонентов в огарке не превышает 50%.

4. Иметь на площадке подготовки шихты плавильного отделения лабораторную щековую дробилку, например типа ДЛЩ 80×120 (производства ОАО «Амурский металлист», Благовещенск) или аналог (ДЩ 60×100 производства ОАО «Механобр-Техника», Санкт-Петербург). Дробилка необходима для измельчения шлака и доизмельчения флюсов. Крупность компонентов шихты (флюсов, оборотного шлака) должна составлять не более 1–2 мм.

По более чем 30-летнему промышленному опыту практически общепризнанной является точка зрения, что для плавки низкопробных огарков следует рекомендовать использование руднотермической печи. Такие печи отличают механическая прочность, простота конструкции, ремонтопригодность, низкие требования к культуре производства, быстрая разборка, зачистка и сборка футеровки печи, возможность ведения процесса плавки в накопительном режиме.

Список литературы

1. Рыбкин С.Г., Николаева Е.П., Николаев Ю.Л. Сопоставительный анализ аппаратурного оформления пирометаллургической переработки богатых природных и техногенных золотосодержащих продуктов. — Цветные металлы, 2006 №1, С. 68–73.

2. Николаева Е.П., Барченков В.В., Николаев Ю.Л. Внедрение гравитационно-пирометаллургической технологии переработки богатых концентратов на ЗИФ. — Научные основы и современные процессы комплексной переработки труднообогатимого минерального сырья (Плаксинские чтения 2010): Материалы Междунар. сов. — Казань: 13–18 сент. 2010. — С. 104–108.

3. Николаева Е.П., Барченков В.В., Николаев Ю.Л. Опытно-промышленные испытания гравитационно-пирометаллургической технологии переработки богатых концентратов. — Вестник ИрГТУ № 5(45) 2010. — С. 211–216.

4. Николаев Ю.Л., Рыбкин С.Г., Николаева Е.П. Попутное извлечение тяжелых цветных металлов при пирометаллургической переработке серебросодержащих флотационных концентратов. — Тезисы Третьего Всероссийского симп. с междунар. участием. «Золото Сибири и Дальнего Востока». — Улан-Удэ: Изд-во БНЦ СО РАН, 2004. — С. 390–392.

5. Рыбкин С.Г., Николаева Е.П., Полонский С.Б., Николаев Ю.Л. Способ переработки концентратов, содержащих цветные и благородные металлы. — Патент РФ 2219264 МКИ1 С 22 В 11/02. опубл. 20.12.2003 г., БИПМ. №35, ч. II.

6. Nikolaev Y.L., Nikolaeva E.P. Pyrometallurgical treatment of gold-bearing alluvial raw materials. — 26th International Mineral Processing Congress, IMPC 2012: Innovative Processing for Sustainable Growth. — Conference Proceedings 2012. С. 3865–3870. ■

-0+0

• Содержание сайта
• Комментарии
• Главная страница