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

Самихов Ш.Р., Зинченко З.А., Азизкулов Ю.Б.- Институт химии им. В.И.Никитина АН, респ.Таджикистан
Золотодобыча, №149, Апрель, 2011

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

Форма включений
золота

свободное

в сростках

ржавое

в сульфидах

в силикатной
породе

Всего

Содержание,%

32,0

7,4

5,6

53,5

1,5

100

Содержание, г/т

3,3

0,7

0,6

5,4

0,2

10,2

 

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


опы
 та

Шихта

Заг-
руз-
ка

Содержание металлов
в исходном

Получено огарков с содержанием металлов

Извлечение, %

0С

Дли-
тель-
ность,
 час.

к-т

NaCl

Au

Ag

Cu

As

Выход

Au

Ag

Cu

As

Au

Ag

Cu

As

гр

гр

гр

г/т

г/т

%

%

гр

г/т

г/т

%

%

%

%

%

%

1

50

8

58

51,66

117

12,6

0,51

56

18,1

88,3

9,08

0,40

66,2

24,5

27,3

21,6

600

1

2

50

8

58

51,66

117

12,6

0,51

52

13,5

55,8

5,64

0,36

76,6

52,3

55,2

29,4

700

1

3

50

8

58

51,66

117

12,6

0,51

51

8,02

28,6

3,01

0,31

86,5

75,5

76,1

39,2

800

1

4

50

8

58

51,66

117

12,6

0,51

46

4,41

16,0

1,50

0,28

93,2

86,3

88,1

45,0

900

1

5

50

8

58

51,66

117

12,6

0,51

45

1,90

5,63

1,25

0,24

97,1

95,2

90,1

52,9

1000

1

6

50

8

58

51,66

117

12,6

0,51

45

1,34

5,72

1,47

0,23

98,0

95,1

88,3

54,9

1000

2

7

50

8

58

51,66

117

12,6

0,51

46

1,25

5,45

1,25

0,23

98,1

95,3

90,1

54,9

1000

2

8

50

6

56

54,11

123

13,2

0,54

45

6,18

15,0

1,67

0,28

90,8

94,9

87,3

48,1

1000

1

9

50

8

58

51,66

117

12,6

0,51

46

2,19

5,63

1,36

0,24

96,6

95,2

89,2

52,9

1000

1

10

50

10

60

49,20

112

12,0

0,41

47

1,64

3,90

1,11

0,19

97,4

96,5

90,7

53,6

1000

1

 

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


опы
та

Шихта

Заг-
руз-
ка

Содержание металлов
в исходном

Получено хвостов
с содержанием металлов

Извлечение, %

0С

Дли-
тель-
ность
мин.

к-т

NaCl

Au

Ag

As

Выход

Au

Ag

As

Au

Ag

As

гр

гр

гр

г/т

г/т

%

гр

г/т

г/т

%

%

%

%

1

25

4

29

60,30

73,25

14,71

22,8

38,03

45,88

0,0149

50,40

50,75

92,03

600

60

2

25

4

29

60,30

73,25

14,71

21,2

32,73

35,33

0,0012

60,30

64,74

99,39

700

60

3

25

4

29

60,30

73,25

14,71

21,4

25,42

27,34

0,0011

68,88

72,46

99,41

800

60

4

25

4

29

60,30

73,25

14,71

21,0

14,43

8,24

0,0019

82,66

91,85

99,04

900

60

5

25

4

29

60,30

73,25

14,71

19,7

5,07

6,39

0,0007

94,28

94,07

99,67

1000

60

6

25

4

29

60,30

73,25

14,71

25,4

19,84

22,9

0,0483

71,16

76,60

71,24

1000

30

7

25

4

29

60,30

73,25

14,71

23,8

9,37

8,19

0,0041

87,24

90,82

97,70

1000

60

8

25

4

29

60,30

73,25

14,71

20,8

3,65

7,07

0,0011

95,65

93,08

99,46

1000

120

9

25

4

29

60,30

73,25

14,71

20,3

3,99

5,86

0,0017

95,37

94,40

99,18

1000

150

10

25

2

27

66,10

81,22

16,11

18,8

14,50

15,32

0,0046

85,21

86,70

97,93

1000

60

11

25

3

28

63,10

76,73

15,41

20,8

3,70

7,26

0,0037

95,64

92,97

98,21

1000

60

12

25

5

30

57,40

69,76

14,01

21,6

3,33

4,07

0,0022

95,82

95,79

98,86

1000

60

 

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

1000о 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


опы-
та

Наименование
месторож-
дения

Содер. Au
в огарках,
г/т

Подано
NaCN, г

 

рН

Содер. Au
в хвостах
цианирования,
г/т

Извлечение
Au, %

  1

 

 

Тарор

1,90

0,050

10,70

0,60

68,42

  2

1,75

0,050

10,31

0,48

72,57

  3

2,64

0,060

9,58

0,92

65,15

  4

2,19

0,060

11,10

0,54

75,34

  5

3,48

0,060

10,40

1,43

58,90

  1

 

 

Чоре

2,51

0,045

10,19

0,35

86,05

  2

3,16

0,055

9,47

0,37

88,29

  3

3,31

0,065

10,95

0,41

87,61

  4

3,48

0,065

10,50

0,33

90,52

  5

4,1 7

0,065

10,76

0,43

89,69

 

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.


-0+1
Просмотров статьи: 13244, комментариев: 6       

Комментарии, отзывы, предложения

Сергей., 04.05.11 14:43:25

Это лабораторные опыты,кто в Таджикистане практически будет этим заниматься? Я недавно был в Таджикистане,там все разорено как и унас на Д.В.,специалистов нет чтобы выполнить элементарную гео. работу. Кто написал эту статью,что вы сами думаете об этом?

БК, 04.05.11 17:46:20

Я был в Душанбе несколько лет назад. Институт был на месте, хотя исследований стало намного меньше. Одного из авторов статьи я знаю, как квалифицированного и добросовестного человека. Я думаю, что статья интересная.

Влад, 07.05.11 17:50:41

Что-то интересное. Соли в концентрат насыпал, погрел 2 часа при 1000 град. и 95 % золото в виде хлорида извлеклось. Уточнить бы.

Александр Иванович, 27.05.11 14:00:11

Уважаемые Авторы статьи! Хотелось Вам выразить признательность за продолжение работ, связанных с Борисом Николаевичем Лебедевым, одного из основоположников хлоридовозгонки, зав. кафедрой МБМиО КазПТИ, Доктора наук, профессора. Тема и сейчас актуальна. Но не в плане извлечения золота в возгоны, а в плане предотвращения потерь золота при плавке медных золотосодержащих концентратов на штейн. Чуть-чуть хлористогот натрия - и золота нет! Источником хлора могут быть его любые соединения. Сам много лет сталкиваюсь с этой проблемой и решаю по-разному. Спасибо за продолжение работ по хлоридовозгонке! С уважением, А.И.Якунин

Николай, 19.04.17 09:23:13 — Редактору журнала

Уважаемая редакция! Раз уж вы просите нас, оставляя комментарии, уважать родной язык, то и вам самим следовало бы не забывать об этом. В данной статье режут глаз сокращения грамма (гр) и заключённость в кавычки названий месторождений. Вы же не будете писать в кавычках названия рек и озёр?! Что же случилось с месторождениями и рудопроявлениями?.. Эта ошибка пустила глубокие корни в отчётах большинства НИИ, консультантов и других организаций.

И на будущее: тонна сокращается как т, а не тн (что повсеместно встречается у полуграмотных производственников).

Редакция, 19.04.17 10:52:09 — Николаю

Мы стараемся исправлять ошибки, но "конь о четырех ногах спотыкается", вы нас тоже извините, где-то иногда корректор просмотрит. Конечно, правильное сокращение грамма - "г", а не "гр".

Уважаемые посетители сайта! Пожалуйста, будьте как дома, но не забывайте, что в гостях. Будьте вежливы, уважайте родной язык и следите за темой: «Применение хлоридовозгонки для золотых мышьяксодержащих концентратов месторождений «Тарор» и «Чоре» (Таджикистан)»


Имя:   Кому:


Введите ответ на вопрос (ответ цифрами) "семь прибавить 7":