CC BY
75
пульпы, то есть каждый предыдущий аппарат обеспечивает оптимальные условия по производительности, крупности питания и консистенции пульпы последующему аппарату, используемому в технологической цепи;
в очередной раз доказана высокая эффективность используемого обогатительного оборудования, работающего на основе гравитационных и гравитационно-центробежных сил, при извлечении мелкого и весьма мелкого золота и других тяжелых ценных минералов;
снижение крупности обогащаемых песков с мелким и тонким золотом позволило повысить глубину обогащения песков;
полученные коллективные концентраты крупностью мельче 3 мм с соотношением Т:Ж= 1:3 позволяют без операции обезвоживания и дополнительного грохочения направлять на доводку черные шлихи с использованием магнитных сепараторов и концентрационных столов, исключая отсадочные машины;
дополнительный непрерывный вывод и доизв-лечение тяжелой фракции из крупного надрешетного продукта повышает извлечение ценных компонентов из обогащаемых песков;
полученный коллективный концентрат может доводиться на ШОУ даже в зимнее время, что позволяет качественно и без спешки извлекать золото и селективно выделять другие ценные минералы, исключая при этом сезонность сдачи золота.
В настоящее время промывочно-обогатительные приборы ПГНВК внедрены и успешно эксплуатируются на четырех россыпных месторождениях, разрабатываемых ЗАО «Надеждинское», Эти промприборы можно рекомендовать к использованию на россыпях с легко- и среднепромывистыми песками, содержащими в значительном количестве мелкое и тонкое золото.
Практический опыт, накопленный на золотодобывающих предприятиях Иркутской области при промышленных испытаниях и эксплуатации современных про-мывочно-обогатительных установок различного типа, позволяет сделать вывод, что в настоящее время имеются технологии и оборудование, внедрение которых может существенно повысить извлечение золота при обогащении песков россыпных месторождений.
Для эффективного использования разработанных и испытанных технологий необходимо, чтобы на стадии проектирования выбор промывочно-обогатительного оборудования, технологии обогащения песков и доводки концентратов производился с учетом всех горногеологических особенностей месторождений и технологических свойств перерабатываемого сырья.
Библиографический список
1. Промывочные приборы производительностью от 8 до 550 м3/ч. - Иркутск, 2001. - 65 с.
2, Федотов К.В,, Леонов С,Б„ Сенченко А.Е, Практика извлечения труднообогатимого золота из россыпных месторождений// Горный журнал. - 1998. - № 5. - С, 56-63.
М.Н.Зырянов
Разработки по комплексной переработке бедного полиметаллического сырья
Современная цветная металлургия нередко вовлекает в производство труднообогатимые руды, для которых характерно тесное прорастание полезных минералов, что практически исключает возможность выделения мономинеральных концентратов, При эксплуатации таких типов руд представляется рациональным получение коллективных концентратов, а при незначительном содержании пустой породы - непосредственная их переработка без предварительного обогащения, К таким труднообогатимым рудам относятся колчеданные руды, содержащие несколько ценных металлов. По своему вещественному составу и количественному содержанию извлекаемых металлов к колчеданным рудам близки свинец- и цинксодержащие, а также медь~и цинксодержащие пиритные концентраты.
В процессе переработки полиметаллических руд получаются различные побочные продукты. Как правило, они бедны и комплексны, но во многих случаях не отвальны. К таким продуктам относятся пыли обжига и плавок металлургических заводов свинцовоцинковой отрасли, обычно содержащие комплекс рассеянных редких элементов. Эти пыли являются одним из основных источников их производства.
Для переработки комплексного сырья разрабатываются различные методы, Наши разработки были сосредоточены на процессах с переводом извлекаемых металлов в воднорастворимые формы и на методе с концентрированием их в улавливаемых возгонах,
Воднорастворимыми формами цветных металлов и рассеянных редких элементов (за исключением сульфата свинца) являются сульфаты и хлориды. Поэтому в
ш ШI
вшш
выполненных нами исследованиях по комплексному извлечению ценных компонентов из различных видов полиметаллического сырья использовались сульфати-зирующий и хлорирующий обжиги.
Для руд и концентратов с убогим содержанием ценных металлов перспективными являются также методы, нацеленные на их перевал в газообразное летучее состояние с последующим улавливанием. Уловленные продукты во много раз обогащены извлекаемыми металлами по сравнению с исходным сырьем. 8 результате становится возможным извлечь полезные компоненты из бедных сырьевых источников по значительно упрощенной технологии. Одним из таких методов является хлорирование, основанное на относительно высокой упругости паров большинства хлоридоз цветных металлов.
Сульфатизирующий обжиг был применен для комплексной переработки пылей горновой плавки свинцовых концентратов. В пылях плавки концентрировались рассеянные редкие элементы и содержание их достигало: 6-7 кг/т кадмия, 25-30 г/т индия, .135-140 г/т таллия, 950-1000 г/т селена, 730-750 г/т теллура.
Для сульфатизации обычно применяется раствор серной кислоты. Использование серной кислоты сопряжено с агрессивным разрушающим действием ее на оборудование.
Исходя из ряда устойчивости сульфатов и предварительного теоретического исследования термодинамики и кинетики реакций взаимодействия чистых соединений рассеянных элементов с Ре$04 и Ре2($04)з, нами был предложен метод сульфатизации пылей горновой плавки свинцовых концентратов сульфатами железа, В результате применения метода к пылям Те-тюхинского свинцового завода (Приморский край) был разработан режим сульфатизирующего обжига с использованием нетрадиционного сульфатизатора: температура 500-600°С, продолжительность 3-4 ч, расход сульфата железа 110-125% от теоретически-необходимого на сульфатизацию оксидов свинца, цинка и кадмия, При этих условиях соединения тяжелых цветных металлов практически полностью переходили в сульфатную форму. Индий и таллий сульфатизиро8а-лись примерно на 90%. Селен и теллур в пылях были представлены селенитами и теллуритами. В процессе сульфатизирующего обжига они разлагались с образованием диоксидов селена и теллура и соответствующего сульфата в зависимости от типа исходного селенита и теллурита, Селениты разлагались практически нацело, теллуриты - на 70-75%, Образовавшийся диоксид селена возгонялся на 93-94%, диоксид теллура - примерно на 70-75%. Основными составляющими твердого продукта сульфатизирующего обжига являлись сульфаты свинца, цинка и оксиды железа. В качестве сульфатизирующего агента использовались не только сульфаты двух- и трехвалентного железа, но и их смесь в различных весовых соотношениях, На
практике возможно использование травильных растворов трубных заводов, из которых кристаллизуются сульфаты железа,
Для перевода полученных в процессе сульфатизации сульфатов в раствор огарок обжига подвергали водному выщелачиванию без подогрева при плотности пульпы Ж : Т=1 1,5 : 1, При этом сульфаты цветных (за исключением практически нерастворимого сульфата свинца) и рассеянных редких металлов (кадмия, индия, таллия) практически полностью переходили в раствор, Кек выщелачивания состоял преимущественно из оксида железа и сульфата свинца. Из водного раствора перешедшие в раствор металлы выделяли путем дробного гидролитического осаждения,
Степень возгонки селена в процессе сульфатизирующего обжига зависит от температуры, При температуре сульфатизации ниже 230°С селен практически не улетучивается. Полнота его возгонки была достигнута при температуре сульфатизации выше 400°С. Из уловленных возгонов селен переводился в раствор водным выщелачиванием. Режим выщелачивания: плотность пульпы Ж : Т = 1:1, температура - без подвода тепла. Концентрация селена в растворе достигала 400-450 г/л.
Диоксид теллура в отличие от диоксида селена нерастворим в воде, но легко растворяется в кислой и щелочной средах, Для извлечения теллура из возгонов использовали раствор серной кислоты, В растворе он находился в четырехвалентной форме, а из него выделялся в элементарном состоянии. Восстановление Те+4 до Те0 осуществляли сернистокислым натрием.
По разработанному варианту сульфатизации достигается та же степень перевода извлекаемых металлов в зоднорастворимые сульфаты, что и по варианту сульфатизации раствором серной кислоты, Дальнейшие операции по условиям выщелачивания и выделения металлов из раствора в обоих вариантах аналогичны за исключением кислотности раствора. По разработанному варианту сульфатизации значительно упрощается технология извлечения селена и теллура вследствие увеличения степени возгонки и концентрирования в уловленных возгонах. Кроме того, в условиях более повышенной температуры сульфатизации сульфатами железа мышьяк и сурьма связываются в труднорастворимые в воде арсенат и антимонат железа, которые в процессе водного выщелачивания остаются в кеке, и тем самым исключаются многочисленные операции очистки раствора от них на стадии выделения металлов из раствора, что значительно упрощает общую технологическую схему переработки исходного сырья.
Воднорастворимые хлориды образуются в процессе хлорирующего обжига, Хлорирующий обжиг традиционно применяют к окисленному сырью. В случае переработки сульфидных материалов предусматривается предварительный окислительный обжиг, необходимость которого обусловлена высокой затратой хлори-
Металлургия
рующего агента на хлорирование сульфидных минералов железа, Для снижения степени их хлорирования и соответственно расхода хлоринатора использовали карналлит вместо обычно применяемых хлоридов натрия и кальция, Карналлит в отличие от указанных хлоридов разлагается при более низкой температуре (400-600°С) с выделением менее активного хлористого водорода по сравнению с элементарным хлором, получаемым от разложения указанных хлоридов, Вследствие этого пирит (основной сульфидный минерал полиметаллических и колчеданных руд) хлорируется менее интенсивно. Кроме того, при изучении реакции взаимодействия пирита с карналлитом было установлено, что в продуктах реакции железо представлено, в основном, в виде оксидов Ре203 и РеО и в незначительном количестве (0,03-0,05%) в форме хлоридов. Эти данные показывают, что при хлорировании сульфидного сырья с использованием карналлита преобладает процесс окисления сульфидов над хлорированием. На основе этих данных нами было предложено совместить окислительный и хлорирующий обжиги и разработан режим совмещенного обжига на медь-и цинксодержа-щих, свинец- и цинксодержащих пиритных концентратах и на колчеданной руде,(Бурятия),
Обожженные, пиритные концентраты, содержащие свинец и цинк, не отвечают кондиционным требованиям доменного производства, превышая кондиционного содержания свинца и цинка (0,1%). В испытанных концентратах свинец и цинк были представлены галенитом и сфалеритом. Содержание составляло 0,2 и 0,25% свинца, 0,3 и 0,53% цинка. Режим обжига концентратов разрабатывался по результатам последующих выщелачиваний огарка. Требования к сырью доменной плавки по содержанию свинца и цинка достигались при температуре обжига 480-500°С, продолжительности 1 ч и расходе карналлита 7% от веса концентрата (140% от теоретически необходимого на разложение галенита и сфалерита). С повышением расхода карналлита снижаются остаточные содержания свинца и цинка, но увеличивается содержание серы. Для доменной плавки ограничивается содержание не только цветных металлов, но и серы, В приведенных выше оптимальных условиях обжига сера в огарке находилась преимущественно в сульфатной форме и содержание ее достигало 2-3%. В последующих выщелачиваниях она практически полностью переходила в раствор и тем самым содержание ее достигало кондиции, В процессе обжига образуются легко растворимые в воде соединения цинка и в растворе хлористого натрия - соединения свинца. Степень растворения их в соответствующих растворах выщелачивания не зависит от температуры, продолжительности, плотности пульпы. Рекомендованы следующие условия водного и солевого выщелачивания: плотность пульпы Ж:Т= 1,5:1; продолжительность 1 ч; без подогрева. При этих условиях в раствор переходило 88-92% цинка и 90-93%
свинца от исходного содержания в концентратах, Для полноты использования и снижения расхода хлористого натрия солевой раствор направлялся в оборот,
Наряду с цинком, в водный раствор переходит кобальт, который в последующем извлекается из раствора, Содержащиеся в исходных концентратах золото в процессе обжига остается в огарке. Для его извлечения на стадии водного выщелачивания огарка подавался хлор. При этом в оптимальных условиях водного выщелачивания, установленных для цинка, в раствор переходило 78-80% золота. Расход хлора составил 7 кг на 1 т. концентрата. После такой переработки концентрата получается кондиционный продукт, пригодный в качестве сырья доменной плавки.
Метод совмещенного окислительно-хлорирующего обжиг медь-и цинксодержащих пиритных концентратов обеспечивает достижение кондиций по меди, цинку и сере. Даже халькопирит, хлорируемый труднее по сравнению с оксидами меди, по данному методу достаточно глубоко переводится в растворимое в воде соединение.
Кондиционное содержание меди и цинка при обжиге медь- и цинксодержащих пиритных концентратов было получено при температуре 380-400°С, Однако для достижения кондиции по сере необходима температура 450-500°С. Требуется также увеличение продолжительности обжига до 2 ч. вместо 1 ч, (оптимального для меди и цинка).
Степень образования воднорастворимых соединений металлов, особенно цинка, зависит от расхода карналлита, На различных концентратах кондиционное содержание меди и цинка было достигнуто при расходе карналлита порядка 130% от теоретически-необходимого на образование хлорида цинка по реакции 2п5 + МдС12 • КС1 • 6Н20 + 202 = 1пС\2 + МдБОд + КС1 + 6Н20 , что соответствовало дозировке карналлита состава 77,6% МдС12 * КС! ■ 6Н20 + 20,6% ЫаС1 + 1,7% КС! + 0,1% Н20 8-10% от веса концентрата,
В отличие от свинец- и цинкосодержащих огарок обжига медь- и цинкосодержащих пиритных концентратов подвергался только водному выщелачиванию. Оно проводилось без специального подогрева в течение 2 ч и при плотности пульпы Ж:Т — 1,5:1. Содержание меди в кеке выщелачивания составило 0,03-0,09%, цинка -0,04-0,09%, что ниже требований по кондиции (0,1%), Окислительно-хлорирующий обжиг пиритных концентратов проводился как в периодическом режиме в подовой печи, так в непрерывном - в печи кипящего слоя,
Испытанные колчеданные руды от пиритных концентратов отличались высоким содержанием цинка (около 7 %) и галенита (1,2%). Это и обусловило высокий расход карналлита (50% от веса руды). Только при таком повышенном расходе было достигнуто кондиционное содержание цинка (0,1%). 'Содержание свинца (0,18-0,3%) при 50%-ной дозировке карналлита превышало
требуемую кондицию (0,1%). Для снижения его содержания была рекомендована агломерация, неизбежная операция окускования измельченного сырья перед плавкой. Проведением агломерации содержание свинца было отведено до 0,06-0,08%. Для снижения расхода карналлита было предложено выделить в отдельный продукт легкоотделяемую часть сфалерита обогащением. Уменьшение дозировки карналлита приводило к снижению содержания сульфатов магния и калия, образующихся из хлоридов карналлита, с соответствующим повышением степени отгонки серы и полноты ее использования в производстве серной кислоты,
Содержание сульфидной серы в огарке требуемой кондиции было обеспечено при температуре обжига 480-500°С и продолжительности 3-4 ч. Эти же условия являются оптимальными для взаимодействия сфалерита и галенита с карналлитом, За счет десуль-фуризации в процессе обжига руды, двухстадийного выщелачивания огарка, агломерации кека повышается содержание железа и соответственно качество железосодержащего сырья доменного производства,
Приведенные результаты исследования метода совмещенного окислительно-хлорирующего обжига показывают возможность комплексного использования бедного полиметаллического сырья (серы - в производстве серной кислоты; железа - в получении чугуна; цветных металлов - в получении товарных продуктов),
Процесс хлорирования с возгоном хлоридов цветных металлов испытали на отходах обогащения вольф-рамитовых и гюбнеритовых руд Джидинского месторождения (Бурятия), представляющих собой продукт, близкий по составу пиритным огаркам, Он отличался от огарков колчеданных и полиметаллических руд содержанием вольфрама (десятые доли процента \Л/03).
Из испытанных хлорирующих агентов наиболее эффективным показался хлористый кальций. При дозировках его 15% и более содержание тяжелых цветных металлов в остатках возгоночного процесса составляло ниже 0,1%, что отвечает требованиям доменного производства к используемому сырью. Степень возгонки благородных металлов составила 85-86% (Аи), 94-97% (Ад), Степень возгонки вольфрама низка (28-29%).
Для возгоночного процесса важное значение имеет физическое состояние обрабатываемого материала, От него зависит проникновение кислорода к хлорирующему агенту и удаление образующихся хлоридов, При рыхлых и пористых структурах создаются наиболее благоприятные условия для взаимодействия кислорода воздуха с хлоринатором и возгонки продуктов хлорирования, Характер структуры определяется температурой. Низкая температура предопределяет получение рыхлого материала, Но она недостаточна для полноты протекания процесса хлорирования. Высокая степень возгонки металлов, особенно благородных,
достигалась при повышенных температурах (900-1000°С). При 900°С обеспечивалось удаление тяжелых цветных металлов до остаточного их содержания 0,05-0,09%. Степень возгонки вольфрама не зависела от температуры в испытанных пределах, Повышение температуры также не увеличивало возгонку вольфрама. Низкая возгонка вольфрама объясняется тем, что вольфрамит с хлористым кальцием взаимодействует с образованием не только летучих оксихлоридов вольфрама, но и нелетучего вольфрамата кальция. Для повышения возгонки вольфрама необходимо снизить степень образования вольфрамата кальция и усилить реакцию в сторону получения летучих оксихлоридов вольфрама. Усиление направления реакции на образование оксихлоридов вольфрама осуществлялось путем связывания кислорода \Л/03 в соединения, отличные от Са №'04. Использовались пирит (РеБг), сера и уголь, которые с кислородом триоксида вольфрама взаимодействовали с образованием БОз и С03 , снижая степень образования вольфрамата кальция. Влияние этих добавок не наблюдалось до температуры 900°С и соотношение оксихлоридов и вольфрамата кальция сохранялось без изменения. В условиях повышения температуры до 1000-1100°С возгонка вольфрама увеличилась и степень его возгонки достигла 35-40%. При этих температурах, как отмечалось выше, достигались кондиционное содержание тяжелых цветных металлов и высокая степень возгонки благородных металлов. Поэтому температура хлоридовозгоночного обжига 1000-1100°С принята за оптимальную при продолжительности 3 ч.
Твердый продукт хлоридовозгонки направлялся в доменную плавку как железосодержащее сырье. Возгоны подвергались водному выщелачиванию, При этом в кеке выщелачивания оставались свинец, золото, серебро; в раствор переходили медь, цинк, кобальт, Кек направлялся в свинцовую плавку, в процессе которой извлекались содержимые в нем металлы, Раствор нейтрализовался до рН-4,8-5, и из слабокислого раствора выпадал осадок, содержащий медь и железо. Из осадка извлекалась медь, Для извлечения кобальта раствор подвергался окислению путем подачи хлора, Кобальт переходил в нерастворимое соединение, и после фильтрации получали кобальтсодержащий кек с последующим извлечением из него кобальта. Фильтрат нейтрализовали до рН=9, в результате выпадал цин-ксодержащий осадок, После фильтрации и сушки он представлял готовую продукцию. Фильтрат направлялся в канализацию.
Таким образом, хлоридовозгоночным методом были осуществлены комплексная переработка отходов обогащения вольфрамсодержащих руд,
