Применение хлоридовозгонки для золотых мышьяксодержащих концентратов месторождений «Тарор» и «Чоре» (Таджикистан)

Одним из методов переработки упорных золотосодержащих концентратов является метод возгонки золота в виде его хлоридов, получивший название метода хлоридовозгонки. В качестве хлорирующих агентов при хлоридовозгонке могут применяться либо твердые хлориды натрия и кальция, либо газообразный хлор/1/.

Авторами статьи был исследован процесс хлоридовозгонки золото-мышьяксодержащих концентратов месторождений «Тарор» и «Чоре» с применением хлоридов натрия.

Анализ исследований руд Тарорского месторождения различными институтами показывает, что многообразие нерудных и рудных минералов, весьма тонкая вкрапленность сульфидов меди, мышьяка и железа, тесная их взаимопрорастаемость, наличие в рудах чрезвычайно тонкого, покрытого пленками оксидов, золота, обусловливает особую упорность руды в отношении извлечения из нее ценных компонентов.

Руда состоит, главным образом, из арсенопирита и халькопирита. В ней также присутствуют: пирит, пирротин, халькозин, сульфат меди и гидроокислы железа. Рудные минералы в богатой вкрапленной руде занимают от 50 до 80% площади шлифа и распределяются в виде гнездообразных скоплений, отдельных вкрапленников, редко мелких прожилков размером до 3 мм.

К бедной руде относится карбонатная порода с редкой (до 5%) вкрапленностью мелких зерен арсенопирита или халькопирита.

Характер вкрапленности золота в минеральные компоненты показывает фазовый анализ одного из флотационных концентратов (табл. 1).

Табл.1. Распределение золота по продуктам фазового анализа флотационного концентрата

На примере результатов данного фазового анализа можно видеть, что цианированием можно извлечь не более 39,4% золота; 53,5% ассоциировано с сульфидами.

Месторождение «Чоре» представлено малосульфидными золотомышьяковыми рудами, причем преимущественное развитие имеют первичные (неокисленные) руды (95%). В приповерхностной части месторождения на участках, прилегающих к ручью Чоре, на глубине 0,1–15 м развиты окисленные руды, количество которых составляет около 1% от всех запасов. Около 4% всех запасов составляют руды полуокисленные, располагающиеся на границе постепенного перехода от окисленных к первичным.

По степени окисленности (по методическим рекомендациям ЦНИГРИ) руды подразделялись на первичные (0–30% окисленных сульфидов); частично окисленные или смешанные (30–80%) и окисленные (более 80% окисленных сульфидов).

По минеральному составу и технологическим свойствам руды месторождения относятся к одному минеральному и технологическому типу.

Руды месторождения имеют сложный минеральный состав, обусловленный проявлением в пространстве разновременных минеральных парагенетических ассоциаций в процессе длительного многостадийного процесса рудообразования. Руда представляет собой метасоматически измененные песчаники и алевролиты с весьма тонкой вкрапленностью рудных минералов.

Основными рудными минералами являются пирит и арсенопирит. Реже встречаются халькопирит, антимонит, сфалерит, галенит, блеклая руда, самородное золото и серебро.

Нерудная часть представлена кварцем, полевыми шпатами и карбонатами. Содержание золота в руде — 2,8–8,2 г/т. Все золото тонкодисперсное и пылевидное (размер золотин — 3–12 мкм), на 50–65% золото связано с сульфидами (пиритом и арсенопиритом). В окисленной руде золото на 80% концентрируется в сростках.

Пирит представлен тонко- и мелкозернистой густой вкрапленностью отдельных идиоморфных кристаллов, агрегатами, гнездами в зонах метасоматически преобразованных алевролитов, алевролитов песчаников, кварц-полевошпатовых и полимиктовых песчаников, а также гранодиоритпорфиров. Кристаллы пирита — светло-желтого цвета, нередко издроблены, «изъедены» гидроокислами железа. Размеры кристаллов пирита — 0,003–0,3 мм. В пиритовых агрегатах отмечаются включения халькопирита, блеклой руды, самородного золота (0,003–0,012 мм) и нерудных минералов.

Арсенопирит образует правильные коротко и удлиненно-призматические кристаллы или сростки, состоящие из нескольких кристаллов. Выделения арсенопирита сосредотачиваются в прерывистые прожилки или же образуют рассеянную вкрапленность в нерудной массе.

Самородное золото встречается редко, в основном, в пирите и иногда в арсенопирите. Золото очень мелкое, наблюдать его можно только при сильном увеличении. Вкрапления золота имеют удлиненную форму размером 0,003–0,012 мм, реже образуют волосовидные прожилки, встречаются также в виде зерен (размер не превышает 6 мкм) округлой, комковатой, реже неправильной формы. Основная же масса золота это коллоидно-дисперсные включения, сингенетичные с пиритом и арсенопиритом. Подобные руды трудно поддаются цианированию.

Сущность солевого процесса хлоридовозгонки золота состоит в нагреве смеси концентрата и хлористого натрия до 800–900° и 1000°С. В условиях окислительной атмосферы образуется хлорное золото, имеющее температуру возгонки 265° С. При 800–900°С хлорное золото (в момент образования) имеет значительную упругость паров (свыше 1 атм).

При хлоридовозгонке золота в кипящем слое образующееся хлорное золото удаляется из печи вместе с газовой фазой (воздух), вводимой в реакционное пространство. В дальнейшем парогазовая фаза поступает на конденсацию в мокрые скруббера-конденсаторы /2-4/. При улавливании хлорида золота оно восстанавливается до металла хлористым железом, содержащимся в газовой фазе, и выпадает в осадок в виде шлама. Это дает возможность отделить извлеченное золото от других хлоридов, которые находятся в растворе. Растворы хлоридов хорошо отстаиваются и фильтруются, что имеет важное значение при операциях гидрометаллургической переработки хлоридных возгонов. Гидрометаллургическая схема переработки хлоридных возгонов позволяет регенерировать до 75% хлора в виде раствора хлористого натрия, снова поступающего в голову процесса — в узел приготовления шихты. Это в значительной мере обеспечивает экономичность данного метода.

Исследованию процесса хлоридовозгонки подвергали медный концентрат, полученный на обогатительной фабрике СП «Зеравшан» при переработке маломышьяковистой руды Тарорского месторождения текущей добычи, а также флотационный концентрат, полученный в лабораторных условиях из руды месторождения «Чоре». Хлоридовозгонку концентратов проводили в противнях в интервалах температур от 600° до 1000°С при продолжительности процесса от 1 до 3 часов.

Навеску концентрата 50 г (25 г в случае руды месторождения «Чоре») тщательно перемешивали с расчетным количеством хлористого натрия и высыпали в противень. Противни с шихтой помещали в электрическую муфельную печь типа CARBOLITE. Для поддержания окислительной атмосферы дверцу муфельной печи периодически открывали. После окончания опыта противень вынимали из печи и охлаждали. Хвосты хлоридовозгонки взвешивали и отправляли на химический анализ.

Опыты по хлоридовозгонке Тарорского концентрата проведены с шихтой, содержащей: золота — 51,66–49,2 г/т, серебра — 112–117 г/т, меди — 12–13,2% и мышьяка — 0,41–0,54 % с навесками материала 56–60 г ( концентрат 50 г, хлористый натрий 6–10 г) при температурах 600, 700, 800, 900, 1000° С в течение 0,5, 1, 2 и 3 часов (табл. 2).

Табл.2. Извлечение металлов при хлоридовозгонке Тарорского концентрата

Результаты опытов показывают, что при температуре 600° С извлекается 65,9% золота, 27,3% серебра, 28,23% меди и 21,96% мышьяка. С повышением температуры процесса до 900–1000° С извлечение золота резко увеличивается и составляет 93,2–97,1%. При температуре 1000° С увеличение продолжительности процесса до 2-х и более часов повышает извлечение золота до 98,0–98,1%.

Извлечение серебра с увеличением температуры процесса возрастает, достигая при 1000°С за 1 час 96,2%. При этих же условиях в возгон извлекается 90,1 % меди и 53,0% мышьяка.

Опыты по хлоридовозгонке концентрата, полученного из руды месторождения «Чоре», проведены с шихтой, содержащей: золота — 60,30–57,40 г/т, серебра — 73,25–69,76 г/т, и мышьяка — 14,71–14,01% с навесками материала 30–27 г (концентрат 25 г, хлористый натрий 2–5 г) при температурах 600, 700, 800, 900, 1000° С в течение 0,5, 1, 2 и 3 часов (табл. 3).

Табл.3. Извлечение металлов при хлоридовозгонке Чоринского концентрата

Результаты опытов показывают, что при температуре 600^oС извлекается 50,40% золота, 50,75% серебра и 92,03% мышьяка. С повышением температуры процесса до 900–1000^о С извлечение золота резко увеличивается и составляет 82,66–94,28%. При температуре

1000^о С увеличение продолжительности процесса до 2-х и более часов практически не влияет на извлечение золота и составляет 95,65%, в огарках остается золота 3,65 г/т.

Поскольку в огарках хлоридовозгонки содержание золота значительное, были проведены исследования по цианидному выщелачиванию из них золота. Для этого из огарков готовили пробы с различным содержанием в них золота. Вес пробы составлял 100 г. Отношение Ж:Т — 1,5. Цианирование проводили в стаканах при механическом перемешивании пульпы. В качестве защитной щелочи использовали известь. Время цианирования составляло 30 часов. Результаты цианирования представлены в табл. 4.

Табл.4. Результаты опытов по цианированию хвостов  хлоридовозгонки Тарорского и Чоринского концентрата

Как видно из представленных данных, из огарков хлоридовозгонки золото удовлетворительно выщелачивается. Особенно это относится к огаркам месторождения «Чоре». Здесь достигнутое извлечение золота составляет 86,05–90,52%.

На основании результатов исследований рекомендуется принципиальная технологическая схема процесса переработки упорных золотосодержащих руд месторождений «Тарор» и «Чоре», включающая флотационное обогащение руды, хлоридовозгонку полученных концентратов с последующим цианированием огарков хлоридовозгонки (рис.).

Предлагаемая технологическая схема позволит экономически выгодно осуществлять переработку руд с организацией производственных цехов по хлоридовозгонке концентратов, работающих непосредственно на обогатительной фабрике.

Для улавливания хлоридов благородных и цветных металлов рекомендованы электростатические или мокрые фильтры, а для последующего извлечения металлов из растворов — цементация, дробная кристаллизация или ионный обмен /1/.

ЛИТЕРАТУРА

1. Котляр Ю.А., Меретуков М.А., Стрижко Л.С. Металлургия благородных металлов. М. «МИСиС», ИД «Руда и металлы», 2005, кн.2, 392с.

2. Зырянов М.Н. Губейдулина А.В., Валянин Ю.В. Хлорная металлургия в решении проблемы комплексной переработки упорных золотосодержащих концентратов. Основные направления и меры по ускорению научно-технического прогресса в золото- и алмазодобывающей промышленности на период до 2000 г. М.:1985.—С.45–46.

3. Зырянов М.Н. Бавдик Н.В. Особенности хлоридовозгонки упорных золотосодержащих концентратов. Цветные металлы. — 1988.—№ 2.—С. 31–34.

4. Буянов В.И., Цхай Г.Ф., Куликовский А.А. и др. Поисковые исследования применимости процесса хлоридовозгонки к золотосодержащим концентратам Кокпатакского месторождения. ЗабНИИ, Чита, 1966.

Перейти на главную страницу сайта
Перейти к таблице комментариев