Гидрометаллургическая технология переработки богатых золотосодержащих концентратов «золотой головки»

Карпухин А.И. – д.т.н., профессор, Орлов С.С. – аспирант ИрГТУ
Золотодобыча, №182, Январь, 2014

На двух пробах богатого гравитационного золотосодержащего концентрата («золотой головки») Холбинского рудника ОАО «Бурятзолото» проведены исследования по разработке новой гидрометаллургической технологии с применением азотнокислого выщелачивания исходной «золотой головки» и последующей плавкой полученного кека.

В результате проведенных исследований для ОАО «Бурятзолото» предложено провести работу по испытанию и внедрению технологии переработки «золотой головки» с азотнокислым выщелачиванием. Внедрение данной технологии позволит устранить трудоемкие операции обжига и плавки со свинцом, исключить выделение токсичных газов, сократить потери благородных металлов (на 2–3 %) и снизить затраты на переработку «золотой головки» в два раза.

В процессе переработки золотосодержащих руд на золотоизвлекательных фабриках (ЗИФ) в цикле гравитационного обогащения получают богатый золотосодержащий концентрат, так называемую «золотую головку» (далее ЗГ), в который могут извлекаться до 50 % золота и серебра. В зависимости от состава перерабатываемой исходной руды, данный гравитационный концентрат содержит следующие минералы: сульфиды (пирит, арсенопирит, галенит, сфалерит и др.), техногенный скрап (металлическое железо, свинец, медь) и оксиды железа, кремния, алюминия — до 50 %. Массовая доля золота в ЗГ, как правило, составляет 1–10 %. Данный концентрат является весьма упорным для цианирования, поскольку золото сравнительно крупное и находится в тесной ассоциации с сульфидами и кварцем. С целью снижения потерь в процессе извлечения благородных металлов продукты с крупным и упорным золотом начинают выделять еще на стадии измельчения и на первой стадии гравитационного обогащения золотосодержащей руды, затем после гравитационной доводки перерабатывают в отдельном технологическом цикле [1, 2].

В настоящее время для переработки ЗГ используют технологию, основной операцией которой является окислительный обжиг концентрата при температуре 500–700° С. Далее полученный огарок плавят на свинцовый сплав (веркблей) и купелируют также при высокой температуре (850–900° С). Иногда огарок (с небольшим количеством цветных металлов) непосредственно плавят на золотосеребряный сплав. В целом, технология с применением операции обжига характеризуется большой трудоемкостью, выделением токсичных газов серы, мышьяка и свинца, получением значительного количества золотосодержащих промпродуктов (пыли, шлаки, отработанные капели), из которых необходимо доизвлекать золото. Всё это приводит к заметным технологическим и механическим потерям благородных металлов.

Для переработки богатых гравитационных упорных золотосодержащих концентратов перспективной является кислотная технология, согласно которой исходный концентрат (ЗГ) обрабатывают раствором азотной кислоты, а твердый осадок (кек) плавят. Данная технология дает возможность исключить трудоемкую операцию обжига, предотвратить выделение токсичных газов и сократить потери благородных металлов [3] .

По кислотной технологии проведены исследования на двух пробах «золотой головки» рудника «Холбинский» ОАО «Бурятзолото».

Характерной особенностью проб ЗГ является преобладание в них сульфидов и наличие техногенного скрапа, который является железомедным — с преобладающим количеством меди. В пробе № 1 массовая доля сульфидов составила более 60 % , причем включая 35 % галенита. В пробе № 2 преобладает пирит — более 80 %, галенит — 6,0 %. Массовые доли золота и серебра в пробе № 1 — 14,52 % и 3,76 % соответственно; в пробе № 2 — 4,34 % и 1,36 %.

Такой гравитационный концентрат с достаточно сложным минеральным составом и наличием техногенного скрапа отличается повышенной упорностью, поэтому существующая на предприятии технология переработки ЗГ включает три трудоемкие операции: обжиг при 700–900° С (в течение 6 часов), плавка в рудотермической печи на веркблей и купелирование. Прямое извлечение благородных металлов в сплав не превышает 96 %. Получаемые промпродукты (твердый продукт газоочистки, шлак, бой кирпича от печи и бой от капелей) возвращают в технологию переработки исходного сырья (как правило, на измельчение перед цианированием). Степень извлечения благородных металлов из этих промпродуктов не определена.

Технологическая схема переработки ЗГ с применением азотнокислого выщелачивания представлена на рис.

Азотная кислота является сильным окислителем и при взаимодействии с сульфидами образует водорастворимые соединения. Исключением является галенит, который разлагается с образованием нерастворимого сульфата свинца. Техногенный скрап, представленный в основном железом и медью, полностью переходит в раствор. После азотнокислого выщелачивания (АКВ) ЗГ получают раствор, содержащий большинство примесей, и твердый продукт, в котором концентрируются благородные металлы, нерастворимые оксиды (в основном оксиды кремния и железа) и сульфат свинца (свинец в окисленной форме). Полученный твердый продукт (кек) отделяют от раствора, сушат и плавят с получением золотосеребряного сплава.

В результате выщелачивания в раствор может перейти некоторое количество серебра (10 %). Для его извлечения после отделения кека в раствор вводят поваренную соль, и серебро выделяется из раствора в виде нерастворимого хлорида, который можно плавить как совместно с золотосодержащим кеком, так и отдельно, с получением технического серебра с массовой долей металла 98–99 %.

Результаты опытов азотнокислого выщелачивания проб «золотой головки» и плавки полученных кеков показали следующее.

1. Возможность для Холбинского рудника исключить трудоемкие и высокотемпературные операции обжига, плавки на веркблей и купелирования, тем самым предотвратить выделение токсичных газов обжига и плавки со свинцом.

2. Повысить извлечение благородных металлов в слиток за счет существенного снижения (в два раза для пробы № 1 и в пять раз для пробы № 2) массы проплавляемого продукта (кека), уменьшения, соответственно, количества шлаков и исключения промпродуктов: «боя» капелей и кирпичей. Ожидаемое повышение извлечение благородных металлов — 2–3 %.

3. В процессе АКВ «золотой головки» происходит выщелачивание серебра до 8 %. Чтобы снизить извлечение серебра в раствор, разработаны и предложены условия АКВ. При этом извлечение серебра в раствор снизилось почти в 30 раз.

4. После плавки высушенных кеков от АКВ «золотой головки» пробы № 1 с применением известной шихты (сода, бура, кварц) получен сплав с суммарной массовой долей золота и серебра 90 %. А после плавки кеков от АКВ «золотой головки» пробы № 2 с применением экспериментальной шихты получены сплавы с суммарной массовой долей золота и серебра 95–99 %.

5. Значительное количество галенита в ЗГ приводит после АКВ к заметному переходу свинца в товарный золотосеребряный сплав, что снижает качество готового продукта. В процессе исследования определены условия и подобрана шихта для плавки кека, содержащего до 25 % свинца, с получением золотосеребряного сплава с суммарной массовой долей золота и серебра 95–99 %.

6. Исследования по азотнокислому выщелачиванию ЗГ (проба № 2) показали, что достаточно полное разложение пирита (более 97 %) достигается при выщелачивании раствором азотной кислоты с концентрацией 500–550 г/л (см. табл.). Это связано с тем, что пирит (более 90 %) находится в сравнительно крупном классе (минус 0,5 + 0,25 мм) и для его разложения требуются более жесткие условия.

По данным Холбинского рудника, удельные затраты на переработку 1 кг ЗГ (пробы № 1) для технологии с обжигом составляют 93,6 руб. Удельные затраты технологии с азотнокислым выщелачиванием той же пробы составляют 44,9 руб., т.е. затраты на переработку ЗГ по разработанной гидрометаллургической технологии снижаются в два раза.

На двух пробах богатого гравитационного сульфидного золотосодержащего концентрата («золотой головки») Холбинского рудника ОАО «Бурятзолото» проведены исследования по разработке новой гидрометаллургической технологии с применением азотнокислого выщелачивания исходной ЗГ и последующей плавкой полученного кека.

 Определены условия выщелачивания упорного гравитационного концентрата (ЗГ), содержащего сульфиды (до 80 %) и техногенный скрап (до 16 %). Определены условия АКВ с минимальным растворением серебра. После АКВ получены кеки (твердые продукты) с повышенным (в 2–5 раз) содержанием благородных металлов, чем в исходных ЗГ. Разработаны условия плавки с получением сплавов с суммарной массовой долей золота и серебра 96–99 %.

Проведена технико-экономическая оценка предложенной гидрометаллургической технологии переработки ЗГ. По сравнению с существующей на предприятии технологией переработки ЗГ с применением обжига затраты на переработку ЗГ по разработанной гидрометаллургической технологии снижаются в два раза.

 

Степень разложения пирита при АКВ ЗГ пробы № 2

Массовая
концентрация
HNO3, г/л

Условия проведения АКВ*

Степень
разложения
сульфида, %

продолжительность, час

Ж : Т

температура, °С

350

5

7 : 1

60-70

86,3

400

6

7 : 1

60-70

91,7

500

7

7 : 1

60-70

97,5

* Массовая доля кека от исходной навески ЗГ составила 17–27 % 


ВЫВОДЫ

В результате проведенных исследований для ОАО «Бурятзолото» предложено провести работу по испытанию и внедрению технологии переработки «Золотой головки» с азотнокислым выщелачиванием. Внедрение данной технологии позволит исключить трудоемкие операции обжига и плавки со свинцом, исключить выделение токсичных газов, сократить потери благородных металлов (на 2–3 %) и снизить затраты на переработку.

 

Библиографический список:

1. Металлургия благородных металлов: учебник. Кн. 1 /Ю.А. Котляр [и др.]. – М.,МИСИС: Издательский дом «Руда и Металлы», 2005. – 432 с.

2. Патент РФ № 1649815 МКИ С22В 11/02. Способ извлечения благородных металлов из гравитационных концентратов /С.В. Баликов, Н.А. Дубинин, А.П. Манохин (Россия) - № 4749419/02; Заявл. 11.10. 1989. (Авторское свидетельство СССР переоформлено на патент РФ и зарегистрировано в Государственном реестре изобретений 13 апреля 1993 года).

3. Патент РФ № 2457263 МКИ С 22 В 11/00. Способ переработки сульфидных концентратов, содержащих благородные металлы /А.И. Карпухин. - № 2011112735/02; Заявл. 01.04.2011;Опубл. 27.07.2012, Бюл. №21. 


-0+0
Просмотров статьи: 17745, комментариев: 8       

Комментарии, отзывы, предложения

Чугунов Ю.Д., 23.04.14 19:49:34

В этом вопросе я дилетант,но подготавливая полученный концентрат золота к плавке чисто механическим методом добился концентрации золота (размер частиц от 0,5 до 0,04 мм) до 85%. При этом применил разработанные мной сепараторы. Ориентировочная цена подготовки металла к плавке может составить до 10 руб. за 1 кг. Работая с металлургическими шлаками (сталеплавильные, доменные, ферросплавного про-ва) можно гарантировать 99% извлечение металлических включений, где эти частицы представлены от 0,01 мм до 10 мм и более. Цена извлечения такого металла не более 1,0 руб. за кг. Извлечение не менее 98%. В данной статье меня больше всего смутила очень высокая цена гидрометаллургического передела.

СНС, 24.04.14 05:22:28 — Чугунов Ю.Д., 23 апреля 2014

У вас приведены цены 10 руб. за 1 кг и даже 1,0 руб. за кг. Вы не ошиблись? Это слишком ничтожные величины.

1111111, 24.04.14 10:35:20 — СНС

Господин Чугунов говорил о стоимости извлечения железа из шлаков, и стоит это 1 рубль за кг, с учётом стоимости железа это не мало. А кислотные методы извлечения золота всегда были не дёшевы, потому что это золото, и все денег хотят. Представленный выше метод не плох, но если уж взялись за кислоту, то можно было уже и практически чистое получить, и золото с серебром практически полностью разделить, что мешает то? Тем более так мешает свинец. Наверное не хотели у Аффинажных заводов отнимать заработок.

Чугунов Ю.Д., 24.04.14 18:00:14 — СНС

10 рублей за кг вполне реальная цифра, это примерно 3 000 дол. за тонну, а 1 руб. за кг по шлакам тоже вполне приемлемая цена. Если сульфиды пропустить через мельницу, то это будет дешевле чем обрабатывать азотной кислотой.

Евгений, 15.06.14 20:02:37 — снс

Концетрат из россыпей тоже можно этим способом доводить?

СНС, 16.06.14 17:46:02 — Евгений, 15 июня 2014

Прежде чем плавить или доводить концентрат всегда надо посмотреть состав. Шлиховое золото часто можно плавить без предварительной очистки в тигельных печках. Мешают обычно сульфиды. Сколько их и какие?

Алексей, 03.05.18 04:22:56

Для пирита. Если верить реакции:

Fe(S2) + 18HNO3(конц.) = Fe(NO3)3 + 2H2SO4 + 15NO2↑ + 7H2O

в результате от 1 FeS2 летит 15 NO2 второго класса опасности ПДКрз 5 мг/м3.

Обжиг если не ошибаюсь на гематит:

4FeS2+11 O2=2Fe2O3+8SO2

в результате от 4 FeS2 летит 8 SO2 третьего класса опасности ПДКрз 10 мг/м3.

или от 1 FeS2 летит 4 SO2.

Не такая уж и экологически чистая технология получается.

Алексей, 03.05.18 04:39:29

Плюс пары азотной кислоты разъедающие систему вентитяции.

Уважаемые посетители сайта! Пожалуйста, будьте как дома, но не забывайте, что в гостях. Будьте вежливы, уважайте родной язык и следите за темой: «Гидрометаллургическая технология переработки богатых золотосодержащих концентратов «золотой головки»»


Имя:   Кому:


Введите ответ на вопрос (ответ цифрами) "пять прибавить 5":