CC BY
70
УДК 669.21.053.2
ОПЫТНО-ПРОМЫШЛЕННЫЕ ИСПЫТАНИЯ ГРАВИТАЦИОННО-ПИРОМЕТАЛЛУРГИЧЕСКОЙ ТЕХНОЛОГИИ ПЕРЕРАБОТКИ БОГАТЫХ КОНЦЕНТРАТОВ
Е.П.Николаева1, В.В.Барченков2, Ю.Л.Николаев3
Национальный исследовательский Иркутский государственный технический университет, 664074, г. Иркутск, ул. Лермонтова, 83. 2Компания "I I С",
г. Иркутск, ул. Старокузьмихинская, 28.
3ОАО «Иргиредмет»,
664025, г. Иркутск, бульвар Гагарина, 38.
Приведены результаты промышленных испытаний гравитационно-пирометаллургической схемы, позволяющей снизить содержание золота в фабричных хвостах до отвального уровня. При этом дополнительно извлекается не менее 2% золота от его исходного содержания в руде. С учетом особенностей минерального состава получаемого гравитационного концентрата установлено, что он может быть переработан по четырехстадиальной пироме-таллургической схеме, включающей окислительный обжиг, плавку огарка на веркблей, купелирование веркблея и плавку остатков купелирования с получением золота лигатурного. Установлены оптимальные параметры процессов и даны рекомендации по промышленному внедрению технологии. Табл. 6. Библиогр. 3 назв.
Ключевые слова: гравитационное обогащение; центробежный концентратор; пирометаллургия; золото; окислительный обжиг; огарок; плавка.
EXPERIMENTAL-INDUSTRIAL TESTS OF GRAVITATIONAL AND PYROMETALLURGICAL TECHNOLOGY FOR
RICH CONCENTRATE PROCESSING
E.P. Nikolaeva, V.V. Barchenkov, Yu. L. Nikolaev
National Research Irkutsk State Technical University, 83 Lermontov St., Irkutsk, 664074. «I I С» Company,
28 Starokuzmihinskaya St., Irkutsk. PC «Irgiredmet»
38 Gagarin Boulevard, Irkutsk, 664025.
The authors present the results of industrial tests of gravitational and pyrometallurgical scheme that enables to reduce the gold content in the factory tails to the dump level. At the same time not less than 2% of gold from its original content in the ore is extracted. Taking into account the features of the mineral composition of the obtained gravitational concentrate it is established that it can be processed by four-stage pyrometallurgical scheme, including oxidative roasting, calcine smelting for bullion (werkblei), bullion cupeling and smelting of cupeling residua for getting ligature gold. The optimal parameters of the processes are determined and recommendations on commercialization of the technology are given. 6 tables. 3 sources.
Key words: gravitational concentration; centrifugal concentrator; pyrometallurgy; gold; oxidative roasting; calcine; melting.
Общепризнано, что, если в руде имеется свободное золото, его надо извлекать в голове процесса методом гравитационного обогащения, который обеспечивает снижение себестоимости и облегчение извлечения металла в последующих процессах обогащения или гидрометаллургии.
О наличии свободного гравитационного золота в руде одного из полисульфидных месторождений Дальневосточного региона известно с первых исследований руды, которые проводились в различных научно-исследовательских организациях с 70-х гг. прошлого века. Пробы руды изучались рядом отечественных научно-исследовательских институтов, а также
зарубежных инжиниринговых компаний.
Последние исследования руды были проведены институтом «Иргиредмет» и канадской фирмой CGS Lakefield Research Limited в 2003-2004 гг. после дораз-ведки месторождения по предложению компании HRG, владевшей в то время лицензией на его разработку. Во всех этих (как и в предыдущих) исследованиях было показано, что в руде содержится до 46,5 % золота в свободном состоянии, в том числе 28,1 % золота ассоциировано с кварцем. Присутствует также до 24,1 % золота, ассоциированного с сульфидами, в том числе вкрапленного и в сростках, причем более половины этого металла приходится на галенит.
1Николаева Елена Павловна, доцент кафедры металловедения, e-mail: nicelen@mail.ru
Nikolaeva Elena Pavlovna, associate professor of the chair of Physical Metallurgy, e-mail: nicelen@mail.ru
2Барченков Валерий Васильевич, научный консультант, e-mail: barchenkov.val@rambler.ru
Barchenkov Valery Vasilievich, scientific advisor, e-mail: barchenkov.val @ rambler.ru
3Николаев Юрий Львович, старший научный сотрудник, тел.: (3952) 330853, e-mail: nik@irgiredmet.ru
Nikolaev Yury Lvovich, senior research worker, tel.: (3952) 330853, e-mail: nik@irgiredmet.ru
Рациональный анализ золота, проведенный при изучении вещественного состава исходной руды в разных НИИ, также подтвердил, что от 46,5 до 46,8 % крупного золота находится в свободном состоянии и может быть извлечено гравитационными методами обогащения.
Исходя из полученных данных, в Иргиредмете в 2003 г и в Intertech Mining в 2001 г. было проведено полупромышленное извлечение золота гравитацией. Иргиредмет проводил тесты по схеме: отсадка - 2-х
стадиальная перечистка на столах с выделением золотой головки, в результате чего было извлечено от 25 до 56 % золота в объединенный концентрат стола.
Intertech Mining проводил тесты и полупромышленные испытания на аппарате "KNELSON-3" на нескольких пробах после измельчения до крупности минус 1,0 мм. При этом в концентраты Нельсона извлекалось от 20 до 45 % золота с содержанием в концентрате от 60 до 240 г/т.
Компания Lakefield Research Limited, исследовав технологическую пробу исходной руды на гравитационное обогащение, получила извлечение золота в концентрат гравитационной сепарацией от 33 % до 40 %.
На стадии проектирования золотоизвлекательной фабрики в 2005 г. заказчиком (компания HRG) было принято решение не включать гравитацию в технологическую схему фабрики, что, на наш взгляд, явилось серьезной ошибкой.
Гравитационное золото в руде заявило о себе в конце 2008 г. - начале 2009 г., когда был вскрыт Южный фланг месторождения и руда поступила в переработку на фабрику. Стали наблюдаться необъяснимые случаи повышенных потерь золота в твердой фазе хвостов от 0,5 до 1,0 г/т. В декабре 2008 г. - январе 2009 г. геологическая служба рудника предприняла промывку песков, скопившихся на нулевой отметке фабрики, на деревянном шлюзе с последующей перечисткой шлюзового концентрата на столе СКО-05. При этом был получен концентрат, в котором были обнаружены крупные зерна частиц золота размером до 1,5 мм.
Исследование хвостов фабрики, содержащих 0,46 г/т золота в твердой фазе, в бутылочном агитаторе показало, что через 4 часа в хвостах оставалось 0,26 г/т. Этот факт означает, что для цианирования гравитационного золота недостаточно времени растворения в аппаратуре фабрики. В марте 2009 г. на фабрике были проведены первые промышленные испытания центробежного концентратора ИТОМАК-КГ-40ДКА, техническая характеристика которого приведена в табл.1.
Таблица 1
В качестве питания в концентратор подавались циркуляционные пески гидроциклонов в количестве 57 % от массы песков непосредственно из песковой ванны кластера гидроциклонов. Опробованием установлено, что в циркуляционных песках гидроциклонов содержится от 11 до 42 г/т золота, что в несколько раз больше, чем в текущей руде, т.е. циркуляционные пески обогащаются в 8-10 раз. В гидроциклонах обогащение происходит в центробежном поле, причем золото концентрируется в нижнем продукте гидроциклона - песках.
За время испытаний было переработано 599,6 т песков, общее время работы ИТОМАКа под нагрузкой составило 11 ч. Общее содержание золота: в питании концентратора - 30,2 г/т; в концентрате ИТОМАКа -1439 г/т. Средняя степень обогащения концентрата -47,7; выход концентрата ИТОМАКа - 0,148 %.
В ходе испытаний гравитационной схемы было показано, что ее работа в эксплуатационном режиме на базе концентратора ИТОМАК-КГ-40ДКА позволяет извлечь в золотую головку не менее 2 % золота от исходного содержания в перерабатываемой руде. При этом обеспечивается полное улавливание частиц крупного и мелкого золота, находящихся в руде, что сказывается на уменьшении потерь недоизвлеченного в цикле цианирования золота с хвостами фабрики.
Методика, результаты испытаний и их обсуждение С 14.12. 2009 г. по 31.12. 2009 г. на базе пироме-таллургического отделения и участка гравиодоводки концентратов ЗИФ были проведены промышленные испытания технологии переработки золотой головки и
Техническая характеристика центробежного концентратора ИТОМАК-КГ-40ДКА
Параметр Значение
Мощность электродвигателя, КВт 11
Частота вращения ротора, об./мин 450
Производительность по твердому осадку (макс.), т/ч 40
Производительность по пульпе (макс.), м3/ч 80
Максимальный расход промывочной воды, м3/ч 60
Крупность материала в питании (мм), не более: для аллювия 3,0
для руды 1,0
Плотность питания (%) твердого в пульпе 0-75
Объем концентрата (л) не более 40
Масса концентрата (кг) не более 40
Масса аппарата, кг 1700
Габариты, мм: длина 2760
ширина 1500
высота 1780
катодного осадка по схеме «окислительный обжиг -плавка огарка». В качестве основного технологического оборудования использовались: печь сопротивления камерная ЭКПС-500 мощностью 18 КВт; комплекс плавильный индукционный КИТ-25/10 с тиглем АА-100, снабженные вытяжной вентиляцией с системой пылеулавливания; стол концентрационный СКО-2.
На предварительном этапе с целью отработки режимных параметров проводился окислительный обжиг некондиционной сульфидной золотой головки с относительно низким содержанием благородных металлов. До обжига все партии некондиционной золотой головки объединяли, усредняли и опробовали на золото и серебро пробирно-гравиметрическим методом. Полученный огарок выгружали из противней в зумпф с водой, моделируя принятую в промышленной практике зарубежных предприятий операцию «закалки» огарка, проводимую перед его обогатительной или гидрометаллургической переработкой. Емкость с огарком передавали на участок гравиодоводки концентратов, где он перечищался на концентрационном столе с получением головки, промпродукта и хвостов. Хвосты опробовались непосредственно с деки стола методом отсечки. Промпродукт перечищали с получением головки и хвостов. Хвосты доводки подавали непосредственно в мельницу и далее в цикл цианирования. Головку сушили, завешивали и опробовали на золото и серебро. Обжиг кондиционной золотой головки осуществлялся при режимах, скорректированных по результатам, полученным на предварительном этапе. После окончания обжига огарок охлаждали на воздухе под вытяжным зонтом, завешивали, определяли вход
(ОЖП); шлак от поверхности контакта со слитком -после кристаллизации и разделения. Вся масса шлака завешивалась. По результатам взвешивания и опробования продуктов составляли баланс пирометаллур-гической переработки кондиционной золотой головки (ЗГ) и концентрата перечистки бедной ЗГ.
Были учтены особенности вещественного состава золотых головок, получаемых по схеме гравитационного обогащения песков гидроциклона на центробежном концентраторе ИТОМАК-КГ-40ДКА с последующей доводкой на концентрационном столе СКО-2. Они представляли собой сульфидные продукты особо сложного состава, в которых присутствовали в значительных количествах как арсенопирит, так и - совместно - галенит и сфалерит. Также были учтены и особенности аппаратурного оформления пирометаллур-гического отделения. По результатам промышленных испытаний были внесены изменения в первоначально запланированную технологическую схему металлургической переработки гравитационных концентратов.
В ходе испытаний гравитационного обогащения песков, предшествовавших промышленным испытаниям технологии их пирометаллургической переработки, получаемые концентраты доводки (золотые головки) после съема сушили в конвекционном сушильном шкафу при температуре 80-120 °С, усредняли и опробовали на золото и серебро. Суммарная сухая масса полученных золотых головок (до пробоотбора) составляла 50,0 кг. Содержание в золотых головках благородных металлов (по партиям с указанием смен и циклов доводки) представлено в табл. 2.
Содержание благородных металлов в золотых головках
Таблица 2
Дата, смена Цикл Массовая доля, % Дата, смена Цикл Массовая доля, %
золота серебра золота серебра
2. 10. 2009 - 2 2 7,05 1,8 4. 12. 2009 - 2 18 8,00 2,2
21. 10. 2009 - 2 3 8,40 2,3 5. 12.2 009 - 2 19 13,62 3,7
26. 10. 2009 - 2 5 0,50 0,2 6. 12. 2009 - 2 20 8,30 2,3
27.10.2009 - 2 6 4,14 1,2 7. 12. 2009 - 2 21 14,20 4,0
28. 10. 2009 - 2 7 3,18 0,9 8. 12. 2009 - 2 22 9,87 2,5
12. 11 .2009 - 2 8 5,62 1,6 9. 12. 2009 - 2 23 11,06 2,4
12. 11. 2009 - 1 9 18,18 4,7 10. 12. 2009 - 2 24 15,66 3,8
12. 11. 2009 - 2 10 6,64 1,7 11. 12. 2009 - 2 25 14,76 3,1
12. 11. 2009 - 2 11 н/опр. н/опр. 11. 12. 2009 - 2 26 26,93 7,3
14. 11. 2009 - 1 12 15,38 3,6 14. 12. 2009 - 2 27 4,72 1,4
14. 11. 2009 - 2 13 5,72 1,5 15. 12. 2009 - 2 28 16,76 4,1
1. 12. 2009 - 2 14 13,97 3,5 16. 12. 2009 - 2 29 11,12 3,0
1. 12. 2009 - 2 15 0,15 0,1 16. 12. 2009 - 2 30 13,86 3,5
2. 12. 2009 - 2 16 2,25 0,7 18. 12. 2009 - 2 31 29,06 7,5
3. 12. 2009 - 2 17 2,64 0,8 18. 12. 2009 - 2 32 17,00 4,7
огарка и производили его контрольное опробование на золото и серебро. Огарок обжига кондиционной золотой головки объединяли с концентратом перечистки огарка бедной золотой головки (ЗГ), шихтовали с флюсами и плавили на слиток. Конденсированные продукты плавки (сплав и шлак) опробовали на золото и серебро: сплав - методом огненно-жидкой пробы
В процессе подготовки к проведению испытаний пирометаллургической схемы был выполнен также ситовой анализ двух золотых головок, полученных при переработке на золотоизвлекательной фабрике (ЗИФ) руды из разных зон карьера. Результаты изучения гранулометрического состава золотых головок с определением содержания и распределения золота и се-
ребра по различным классам крупности приведены в табл. 3.
В процессе доводки на концентрационном столе СКО-2 одной из золотых головок было произведено опробование методом отсечки питания стола (концентрата ЦБК*, подаваемого на доводку) и мономинеральных фракций двух основных золотоносных сульфидов из веера с деки стола. Результаты пробирно-гравиметрического анализа указанных продуктов, вместе с анализом средней аналитической пробы, отобранной при помощи делителя Джонса от данной золотой головки после ее высушивания, приведены в табл. 4.
Некондиционную золотую головку обжигали на противнях из нержавеющей стали площадью 34 дм2 (внутренние размеры дна 695*490 мм). Предел оптимальной объемной загрузки обжигаемого материала в такой противень - 1,7-2,3 дм3 (не должен превышать 2,7 дм3). Обжиг некондиционной золотой головки проводили с целью отработки режимов процесса окислительного обжига на установленной в пирометаллурги-ческом отделении ЗИФ
электрической камерной печи сопротивления ЭКПС-500 и выявления недостатков вентиляционной системы обжигового передела. Также стояла задача проверки схемы, включающей окислительный обжиг и гравитационную доводку огарка и позволяющей перерабатывать относительно бедные золотые головки в том случае, если такие будут получаться периодически при резких колебаниях вещественного состава руды, подаваемой на фабрику.
* В состав так называемых «мономинеральных фракций» указанных сульфидных минералов, по причине погрешности методики отбора их проб, попадало также некоторое количество тонкого свободного золо-
та, перемещающегося в пределах веера между покрытием деки стола и собственно цветной полосой минерала (сиренево-серой у галенита и серебристо-серой у арсенопирита). Причем, в силу известной разности плотностей этих минералов, погрешность в определении содержания золота, тонковкрапленного собственно в арсенопирит, была минимальной, по сравнению с галенитом. Поскольку исследование проб сульфидов проводилось с технологической целью оптимизации отбора участков веера в головку, а не
Таблица 3
Ситовые характеристики золотых головок с распределением золота и серебра по классам _крупности (в итоговой строке: баланс/прямое опробование)_
Класс крупности, мм Масса класса, г Выход класса, % Массовая доля, % Распределение, %
Аи Ад Аи Ад
ЗГ № 19
+ 2,0 22,9 1,009 0,29 0,00 0,023 0,000
-2,0 +1,0 62,3 2,745 4,09 1,20 0,858 0,989
-1,0 +0,8 31,5 1,388 7,79 2,40 0,827 1,000
-0,8 +0,4 68,9 3,036 19,56 6,10 4,541 5,561
-0,4 +0,2 195,4 8,610 29,16 8,40 19,197 21,719
-0,2 +0,1 1072,0 47,235 10,84 2,70 39,151 38,300
-0,1 +0,071 147,3 6,490 8,10 2,10 4,020 4,093
- 0,071 669,2 29,487 13,92 3,20 31,384 28,336
Итого в ЗГ № 19: 2269,5 100,0 13,08/13,62 3,33/3,7 100,0 100,0
ЗГ № 32
+2,0 2,8 0,115 0,00 0,00 0,000 0,000
-2,0 +1,0 7,8 0,321 7,01 2,00 0,079 0,086
-1,0 +0,8 6,6 0,272 24,70 4,80 0,235 0,174
-0,8 +0,4 43,4 1,788 68,38 19,90 4,282 4,746
-0,4 +0,2 214,5 8,838 66,49 18,10 20,576 21,336
-0,2 +0,1 905,0 37,289 28,64 7,30 37,394 36,306
-0,1 +0,071 477,6 19,679 13,35 3,60 9,199 9,449
- 0,071 769,3 31,698 25,44 6,60 28,235 27,903
Итого в ЗГ № 32: 2427,0 100,0 28,56/29,06 7,50/7,5 100,0 100,0
Таблица 4
Содержание благородных металлов в продуктах гравитационного обогащения (ЗГ № 29)_
Характеристика продукта Содержание, г/т; массовая доля, %
золота серебра
Питание стола (концентрат ЦБК), г/т 339,7 104,5
Золотая головка (концентрат стола), % 11,12 3,0
Мономинеральная фракция* галенита (РЬБ), % 2,12 0,7
Мономинеральная фракция арсенопирита (РеАБв), % 0,26 0,0
* Центробежный концентратор
для изучения вещественного состава и характера ассоциации золота с сульфидными минералами, описанной погрешностью методики в данном конкретном случае можно пренебречь.
На блоке управления выставляли температурный режим обжига по ступеням: I - нагрев печи от комнатной температуры до 450 °С и стабилизация температуры 450 °С в течение 30 мин; II - нагрев печи в диа-
лей АА-100. Состав шихты (в расчете на единицу массы огарка) в плавках I и II был следующим: огарок ЗГ -1; сода - 0,50; бура - 0,36; стекло - 0,14. Состав шихты в III плавке (с учетом видимого присутствия в продукте кварца) был скорректирован: огарок ЗГ - 1; сода - 0,56; бура - 0,28. Результаты обжига и плавки представлены в табл.5 и табл. 6.
Таким образом, в сплав с повышенным (по ре-
Таблица5
Результаты переработки некондиционной золотой головки (ЗГ №№ с 1 по 7) по схеме
Наименование продукта Масса, г Выход,% Золото Серебро
C, % Б, % C, % Б, %
Некондиционная ЗГ (I партия) 10875 100,0 2,17 100,0 0,60 100,0
Некондиционная ЗГ (II партия) 10575 100,0
Огарок ЗГ (I партия) 9045 83,17 2,61 100,0 0,72 100,0
Огарок ЗГ (II партия) 8815 83,36 2,60 100,0 0,72 100,0
Объединенный концентрат доводки огарка и перечистки промпродукта доводки 1983,9 9,25 10,13 58,23 1,90 39,79
Промпродукт перечистки промпродукта доводки огарка 836,1 3,90 2,86 6,93 0,95 8,39
Хвосты доводки огарка 15040 70,12 0,7398 34,84 0,3264 51,82
Таблица 6
Результаты плавки огарков кондиционных золотых головок и концентратов гравитационной
доводки огарков бедных головок
Масса проплавленных продуктов, г /номер плавки Конденсированные продукты плавки
Сплав Штейн Шлак, г/т
Масса, г Массовая доля, % Масса, г Массовая доля, % Au Ag
Au Ag Au Ag
14884 /748-1 6240 22,64 3,33 8070 1,56 3,78 159,0 348,0
13886 /749-1 5321 28,96 3,50 1,34 2,07
22979 /б/н 11730 19,49 3,54 700 0,98 2,05 882,0 934,0
пазоне 450-550 °С со скоростью 10 °С/мин и стабилизация температуры 550 °С в течение 60 мин; III - нагрев печи в диапазоне 550-650 °С со скоростью 20 °С/мин и стабилизация температуры 650 °С в течение 60 мин; IV - нагрев печи в диапазоне 650-700 °С со скоростью 20 °С/мин и стабилизация температуры 700 °С в течение 60 мин, после чего нагрев автоматически отключается.
Проверку выбранного температурного режима окислительного обжига производили на навеске, составленной из двух богатых золотых головок (№№ 31 и 32) Насыпной вес объединенной кондиционной золотой головки составил 4,5 г/см3, суммарная масса -4049 г. Масса полученного огарка - 4033 г, выход огарка 99,6 %. Последующие обжиги проводили двумя партиями по 3 противня: I массой 21938 г, при обжиге был получен огарок общей массой 21917 г (выход огарка 99,9 %) и II массой 23039 г, при обжиге получен огарок общей массой 22979 г (выход огарка 99,7 %). Плавку огарка вели на сильноосновной легкоплавкий железо-натриевый шлак. При этом учитывали электрические характеристики и ограниченную мощность индукционной печи КИТ-25/10, а также восстановительную способность используемых графитовых тиг-
зультатам металлографического исследования) содержанием свинца (золотосеребряный веркблей), полученный при плавке огарков золотых головок, было извлечено 5240 г золота и 809 г серебра. Еще 124 г золота и 250 г серебра было задолжено в штейне.
По причине отсутствия гидравлического пресса для изготовления капелей, а также невозможности ввиду проекта производства работ (ППР) ЦБК наработки новых партий золотых головок, полученные слитки веркблея были «разбавлены» путем переплавки совместно с текущими съемами катодного осадка для снижения лимитируемой массовой доли свинца до допустимого предела (по ТУ 117-2-7-75 не более 5 %).
Слиток № 749-1 лигатурной массой 5321 г, разделенный на 4 приблизительно равные части, вошел в плавки катодного осадка №№ 751, 752, 753 и 754. Слиток № 748-1 и слиток без номера суммарной лигатурной массой 17970 г были механически разделены на порции массой примерно по 3 кг, которые вошли в плавки катодного осадка №№ 756, 757, 758, 759, 760 и 761.
Штейн, полученный при плавках огарков на веркб-лей, после опробования на золото и серебро должен направляться в зависимости от содержания в нем золота (варьирует в диапазоне от первых кг/т до 1,5 %)
либо на купелирование, либо - после доизмельчения до крупности минус 2 мм - на окислительный обжиг совместно с золотой головкой. Но по окончании испытаний и ввиду невозможности его прокупелировать (отсутствие капелей) или обжечь совместно с ЗГ, поскольку она в тот момент не нарабатывалась по причине ППР на ЦБК ИТОМАК, был загружен в голову гидрометаллургической схемы (в мельницу).
Выводы
На основании анализа результатов, полученных в ходе проведения промышленных испытаний пироме-таллургической схемы переработки золотой головки, был сделан ряд заключений.
Выведение в голове процесса путем гравитационного обогащения песков гидроциклона с использованием центробежного концентратора ИТОМАК (или аналогичного ему по принципу работы) крупного свободного золота и наиболее упорной к цианированию части вкрапленного золота, ассоциированного с сульфидными минералами, безусловно, необходимо и технологически оправдано в целях повышения сквозного извлечения золота из руды.
При гравитационной доводке концентрата ЦБК на концентрационном столе и перечистке на нем же промпродукта доводки в получаемую золотую головку, содержащую (по данным опробования кондиционных головок, полученных в IV квартале 2009 г.) в среднем от 11 до 29 % золота, извлекается: крупное свободное золото; пластинчатое свободное золото в сростках с кварцем и сульфидами;
галенит совместно с мелким свободным золотом и сфалеритом;
наиболее богатая по золоту часть арсенопирита совместно с тонким свободным золотом.
Получение в процессе доводки концентрата ЦБК бедных ЗГ (с содержанием золота от первых процентов до их долей) нецелесообразно, поскольку это создает большой поток материала с очень высоким содержанием арсенопирита на операцию окислительного обжига. При имеющемся же аппаратурном оформлении обжигового передела производительность камерной печи ЭКПС-500 по удельному проплаву (масса огарка, получаемая с единицы рабочей площади противней в единицу времени), и системы вытяжной вентиляции по эвакуации обжиговых газов и улавливанию возгонов триоксида мышьяка весьма ограничена.
Как показали испытания по гравитационной доводке огарка бедных золотых головок (правда, содержавшего, вследствие случайного нарушения режима обжига, повышенную долю реликтовых (недоокислен-ных) сульфидов), с хвостами его доводки задолжива-ется (рециркулируется в цикл измельчения-цианирования) 34,84 % золота и 51,82 % серебра. Несмотря на то, что пористый гематитовый огарок без видимого свободного золота, перешедший в хвосты
Библиографический список
1. Лодейщиков В.В. Технология извлечения золота и сереб- 2. Николаев Ю.Л., Григорьев С.Г., Конюхов М.В. // Бюлл. ра из упорных руд: в 2 т. Иркутск: ОАО «Иргиредмет», 1999. «Золотодобыча». 2002. № 38. С. 4-7. 786 с. 3. Николаев Ю.Л., Рыбкин С.Г., Николаева Е.П. // Цветные
металлы. 2006. №1. С. 68-73.
доводки, представляет собой легко цианируемый продукт, зацикливать в процесс гидрометаллургической переработки руды треть уже извлеченного из нее гравитацией золота нерационально.
Испытания по плавке огарков золотой головки и продуктов доводки огарков бедных головок подтвердили предположение, что на имеющемся оборудовании плавильного передела - индукционной печи КИТ-25/10 со штатным графитовым тиглем АА-100, как и на хранящейся на складе индукционной печи производства КНР (аналогичной по мощности, электрическим параметрам и материалу используемых тиглей), можно проводить только восстановительную плавку огарков галенитовых золотых головок на веркблей, подлежащий купелированию и последующей переплавке с получением слитков золота лигатурного.
Пирометаллургическую схему переработки золотых головок, включающую четыре последовательные операции - окислительный обжиг, плавку огарка на веркблей, купелирование веркблея и объединительную плавку остатков от купелирования на слиток золота лигатурного - можно, с необходимым запасом по производительности, реализовать при имеющемся аппаратурном оформлении пирометаллургического отделения.
Для реализации пирометаллургической схемы переработки золотых головок необходимы:
приобретение и установка гидравлического пресса, развивающего давление не менее 5МПа (-50 - 55 кгс/см2), для изготовления капелей;
реконструкция системы вытяжной вентиляции обжиговой (она же - купеляционная) печи для селективного улавливания возгонов оксида свинца (глета).
На основании результатов проведенных промышленных испытаний были разработаны технологические инструкции по окислительному обжигу золотосодержащих продуктов и плавке огарков для плавильщиков.
В качестве варианта, альтернативного доводке концентрата ЦБК до золотой головки и пирометаллур-гической переработке этой золотой головки, следует рассматривать интенсивное цианирование концентрата ЦБК, содержащего в среднем 300 - 350 г/т золота и 100 - 120 (по анализу от 16.12. 2009 г. - 339,7 г/т Аи и 104,5 г/т Ад), в отдельном цикле.
Для проведения сравнения технико-экономических показателей указанных конкурентных схем необходимо после окончания ремонта и запуска ЦБК в работу провести лабораторные исследования и испытания по цианированию представительных проб концентратов текущей наработки с установлением оптимальных режимных параметров процесса, достижимого извлечения золота и серебра и расходных коэффициентов по реагентам.
