Содержание к диссертации
Введение
ГЛАВА 1. Характеристика гравитационных концентратов и способы их переработки 6
1.1. Характеристика гравитационных концентратов 6
1.2. Способы переработки гравитационных концентратов 7
1.2.1 Пирометаллургические способы переработки гравитационных концентратов 13
1.2.2 Гидрометаллургические способы переработки гравитационных концентратов 20
1.3. Основные методы контроля состава металла 34
1.4. Постановка задачи исследования 39
ВЫВОДЫ ПО ГЛАВЕ 1 41
ГЛАВА 2. Методика эксперимента 42.
2.1. Исходные материалы 42
2.2. Лабораторная установка 45
2.3. Подготовка и методика анализа продуктов плавки 47
2.4. Описание экспериментальной установки для измерения т.э.д.с 52
2.4.1 Технические характеристики УТЭ-1-03 52
2.4.2 Устройство и работа установки 53
ГЛАВА 3. Физико-химические исследования плавки окисленных гравитационных концентратов с коллектором 58
3.1. Выбор состава шлака 58
3.2. Приготовление исходных материалов 59
3.3 Методы изучения вязкости шлаков 60
3.3.1 Описание установки 61
3.3.2 Методика проведения эксперимента 63
3.3.3 Вязкость шлаков 65
3.4 Изучение зависимости извлечения золота от количества коллектора 69
3.5 Изучение влияния температуры расплава на потери меди со шлаками 70
3.6 Изучение зависимости извлечения золота от количества углерода 71
3.7 Распределение металлов по продуктам плавок 74
3.8 Изучение зависимости т.э.д.с. сплава от состава металла 77
3.9 Выбор технологической схемы переработки гравитационного концентрата 83
ВЫВОДЫ ПО ГЛАВЕ 3 88
ГЛАВА 4. Физико-химические исследования плавки сульфидного флотоконцентрата 89
4.1 Способы переработки сульфидных флотоконцентратов 89
4.2 Изучение зависимости потери меди от концентрации серы в огарке при плавке 90
4.3 Окислительный обжиг сульфидного флотационного концентрата . 91
4.4 Изучение влияния количества углерода на выход коллектора 93
4.5 Изучение состава шлаков после плавки 94
4.6 Распределение металлов по продуктам плавок 97
4.7 Предлагаемые технологические схемы 98
Выводы по главе 4 '. 100
Выводы по работе 101
Список литературы
- Пирометаллургические способы переработки гравитационных концентратов
- Подготовка и методика анализа продуктов плавки
- Изучение зависимости извлечения золота от количества коллектора
- Окислительный обжиг сульфидного флотационного концентрата
Введение к работе
Россия — крупнейший в мире производитель золото интенсивно расходует свои богатые руды. В настоящее время существуют следующие способы переработки золотосодержащих гравитационных концентратов:
амальгамация;
окислительный обжиг с последующим хлорированием;
обработка гравитационного концентрата в периодическом режиме в закрытом реакторе с перемешиванием с раствором цианида натрия, т.е интенсивное цианирование;
плавка гравитационного концентрата на веркблей с предварительным окислительным обжигом и др. [1-3]
В последние годы остро встал вопрос по переработке гравитационных концентратов непосредственно на месте. Это вызвано следующим:
1.Сильно возросла стоимость перевозки сырья, содержащего благородные металлы.
2. Экономически невыгодно передавать на переработку на аффинажные
заводы продукты с низким содержанием благородных металлов.
3. Существующие гидрометаллургические способы переработки
концентратов не извлекают металлы платиновой группы
Все это ведет к повышению себестоимости получения золота и снижению прибыли.
Из всех известных способов переработки концентратов, содержащих платиноиды, наиболее подходит пирометаллургический метод, суть этого метода - сбор благородных металлов в коллекторе. Этот способ позволяет при минимуме затрат получить продукт с содержанием золота 70-90%, в котором концентрируются платиноиды и серебро. Как правило, в качестве коллектора, используется свинец, который при высокой температуре плавки испаряется, что приводит к его потерям и загрязнению окружающей среды.
5 В данной работе рассматривается процесс плавки оксидных и сульфидных золотосодержащих концентратов с применением в качестве коллектора — меди для извлечения золота, серебра и платиноидов, позволяющих повысить извлечение и улучшить экологическую обстановку.
Для достижения поставленной цели решались следующие задачи:
- исследовать физико-химические свойства различных шлаковых
систем и выбрать наиболее перспективную, обеспечивающую высокую
степень извлечения;
изучить влияние физико-химических параметров шлака на извлечение благородных металлов из окисленных и сульфидных концентратов с применением медного коллектора;
исследовать влияние содержания Fe, Au, Ag на т.э.д.с. в системе Аи -Си и разработать метод экспресс-контроля содержания золота в медном коллекторе;
изучить фазовый состав шлака и его влияние на потери меди и благородных металлов со шлаками.
определить оптимальные условия и разработать технологические схемы извлечения благородных металлов из окисленных и сульфидных концентратов с применением медного коллектора с последующим извлечением золота из него.
Пирометаллургические способы переработки гравитационных концентратов
В литературе известно много различных видов плавки гравитационных концентратов. Условно их можно разделить на коллекторные и бесколлекторные плавки[ 5]. Бесколлекторные плавки.
Плавка золотой головки на черновое золото: При достаточно высоком содержании благородных металлов в концентрате плавку можно вести и без какого-либо коллектора. В этом случае идут на получение более качественной головки (10-30 кг Au/т) за счет увеличения числа операций доводки. Схема процесса приведена на риснке 1.1. Шлак бесколлекторной плавки должен обеспечить формирование частиц золота и серебра в одну металлическую
фазу, обладать способностью растворят в себе частицы огарка, иметь температуру плавления выше температуры плавления золота. Плавку ведут в электропечах при 1100 - 1200С, в состав шихты входят сода, стекло (кварц) и бура, шлак после плавки измельчают и планируют. Получают черновое золото 800 - 900 пробы при извлечении золота 98 -99 % [2] . Получаемые металлические фазы содержат от 75 до 90% золота. Этот сплав без дополнительной обработки можно отправлять на аффинажный завод. Шлаки содержат 5-100 г/т золота, 100 -700 г/т серебра[ 15-26].
В "Иргиредмете" были осуществлены и доведены до промышленного внедрения исследования по безамальгамационной переработке обогащенного до "золотой головки" гравитационного концентрата золотомышьяковых и золотосурьмяных руд [5]. На основании исследований режимов окислительного обжига, механизма формирования продуктов бесколлекторной плавки и закономерности распределения благородных металлов в них были определены: - оптимальные условия окислительного двухстадийного обжига -отгонкой из материала мышьяка в форме триоксида при степени десульфуризации 95 - 97 % и степени деарсенизации 95 - 98 %, при выходе огарка от 52 до 95% по исходному в зависимости от массовой доли в гравитационных концентратах серы, мышьяка и железа; - массовая доля триоксида мышьяка в возгонах составляет 97 - 98 %; - оптимальные составы железонатриевых шлаков, а также температурные и временные режимы бесколлекторной плавки золотосодержащих гравитационных концентратов [15-26].
Результаты лабораторных исследований прошли опытно-промышленные испытания и вышли на стадию практического освоения.
При испытаниях предлагаемой технологии: окислительный обжиг -бесколлекторная плавка, было получено снижение общих потерь золота и серебра более чем в 2,5 раза для концентрата сульфидного типа и в 3 - 4 раза -для окислительного продукта Куранахской ЗИФ. Извлечение золота в черновой сплав составило 99,5 - 99,8 %, серебра — 85-97 %. Массовая доля золота в сплаве равна 70 - 80 %, серебра - 5 -10 % [ 9].
По результатам испытаний были выданы исходные данные для І проектирования металлургического отделения переработки гравитационного концентрата Куранахской ЗИФ.
Схема, включающая глубокую гравитационную доводку до "золотой головки", окислительный обжиг и бесколлекторную плавку огарка на золотосеребряный сплав, цианирование промпродуктов доводки, была внедрена в Республике Мали для переработки золотомышьякового гравитационного концентрата месторождения "Kalana", что позволило получить золотосеребряный сплав состава 78,0 % Аи и 17,7% Ag и снизить расходы на получение 1 кг Аи почти в два раза и резко снизить транспортные расходы компании [21-26]. Разработана технология, пирометаллургической переработки марганцовистых золотосеребряных гравитационных и флотоконцентратов по схеме бесколлекторной - плавки смеси обожженных огарков.. При низком содержании мышьяка во флотоконцентрате возможна плавка смеси огарка "золотой головки" и необожженного флотоконцентрата. В первом случае массовая доля благородных металлов в получаемом сплаве достигает 92 — 98%, а во втором - 85 - 93 %.
Для переработки золотосурьмяных гравитационных концентратов разработана технология, включающая выведение: сурьмы щелочными растворами и бесколлекторную плавку кека выщелачивания. Извлечение золота в сплав составляет 99,5 - 99,8 % [14]. Технология прошла1 стадию промышленных испытаний и была внедрена на Єарьшахской ОФ комбината "Индигирзолото". Это позволило за период. 1978 — 1986 гг. на Сарылахском ГОКе увеличить извлечение золота из гравиконцентрата в высокопробный сплав;на 33,6 % от руды и снизить содержание золота в:товарном: сурьмяном флотоконцентрате на 18,9 г/т, а в хвостах Єарьшахской фабрики - на 2,30т/т. Было повышено технологическое извлечение золота по фабрике на Л 2,1 % (с 78 до 91,0 %), а по сравнению с амальгамацией - на 30 % [14-16].
При всех высоких показателях данного процесса главный его недостаток заключается в том, что он разработан для переработки небольшого объема высокообогащенного материала - "золотой головки".
Подготовка и методика анализа продуктов плавки
За последние 20 лет атомно-абсорбционная спектрофотомерия (ААС) утвердилась как один из наиболее эффективных современных аналитических методов, отличающийся высокой избирательностью, чувствительностью и быстротой исполнения. [72,73].
Благодаря преимуществам данного метода было решено провести анализы полученных материалов вышеуказанным методом. Метод атомной абсорбции основан на селективном (избирательном) поглощении света, свободными атомами элементов, находящимися в слое нагретого газа (плазмы). Поглощая свет, атомы переходят из невозбужденного (нижнего) состояния с энергией Еі в возбужденное (верхнее) с энергией Е2; разность энергий определяет частоту V линии поглощения: V = (E2-E,)/h где h — постоянная Планка.
Количественный анализ по спектрам поглощения (абсорбции) основан на определенной функциональной зависимости между концентрацией элемента в поглощающем слое (плазме) и коэффициентом поглощения линии этого элемента.
Многообразие процессов, происходящих в плазме, не позволяет установить непосредственно концентрацию определяемого элемента по интенсивности линии поглощения. Как и в случае эмиссионного спектрального анализа, искомую функциональную зависимость можно найти при помощи образцов сравнения.
Таким образом, принципиальная схема- аналитического процесса по спектрам поглощения следующая: 1) создают поглощающий слой атомного пара (пробу в виде раствора вводят в пламя, испаряют в графитовой кювете); 2) через поглощающий слой пропускают световой поток от источника света; 3) световой поток от источника света и поглощающего слоя разлагают в спектр и выделяют участок, соответствующий линии поглощения; 4) измеряют степень поглощения выбранной для анализа линии, поочередно вводя в пламя или графитовую кювету или образцы сравнения и находят функциональную зависимость поглощения от концентрации определяемого элемента в растворе; 5) вводят в пламя анализируемый раствор, измеряют поглощение соответствующей линии и, пользуясь установленной ранее зависимостью, определяют концентрацию элемента в анализируемом растворе.
Аппаратура для атомно-абсорбционного анализа состоит из двух основных частей, выполняющих различные функции: первая — устройство для получения анализируемого образца в виде атомного пара и вторая — оптическая система, состоящая из источника света и спектрофотометра.
Свет от источника, испускающего резкий линейчатый спектр определяемого элемента, пропускают через пламя, в которое впрыскивают тонкий аэрозоль раствора анализируемой пробы. Узкую область спектра, соответствующую расположению измеряемой резонансной линии, выделяют при помощи монохроматора. Излучение выделенной линии направляют на фотоэлектрический детектор, выходной сигнал которого после распыления регистрируется гальванометром, ленточным самописцем или вольтметром с цифровым отсчетом. Интенсивность резонансного излучения меряется дважды — до распыления анализируемого образца в пламя (і0) и в момент его распыления (it); логарифм отношения этих двух отсчетов lg io/it является мерой абсорбции и соответственно мерой концентрации определяемого элемента.
Наиболее удобным способом получения атомного пара до настоящего времени является использование пламени. Температура пламени определяется главным образом составом горючей смеси и мало меняется при введении в него различных соединений, что и определяет главное свойство, пламени — его высокую стабильность: при высокой стабильности источников тока, хорошо отлаженной системе подачи горючих газов и анализируемого раствора и надежной измерительной аппаратуре колебания интенсивности и поглощения не превышают долей процента.
Для анализа применяют пламя, в котором в качестве горючего используют ацетилен, пропан, водород, а в качестве окислителя воздух, кислород или оксид азота. Выбранная газовая смесь определяет температуру пламени, а следовательно, его аналитические возможности.
Отобранные пробы сплавы (медь) анализировали на содержание благородных металлов, железа, меди и серы. При проведении анализа методам ААС необходимо помнить, что этот метод мало пригоден для анализа серы.
Для изучения состава шлаков был использован полевой эмиссионный растровый электронный микроскоп JSM-6700F с приставкой для энергодисперсионной спектрометрии JED-2300F фирмы JEOL (Япония) выпуска 2005 г., который принадлежит Центру коллективного пользования «Материаловедение и металлургия» Государственный технологический университет Московский институт стали и сплавов.
Высокое разрешение и высокое качество изображения позволяют проводить количественный морфологический анализ и измерение линейных размеров микрорельефа поверхности твердотельных структур благодаря электронной пушке с холодным катодом, сверхвысокому вакууму и усовершенствованным цифровым технологиям. Особенности новых «semi-in-lens» объективных линз с электронной фильтрацией, усовершенствованная электронная оптика позволяют получать изображения с высоким разрешением в реальном времени при любой скорости сканирования, делают возможным наблюдение и запись изображений превосходного качества. В приборе используется разработанная JEOL коническая объективная линза с сильным возбуждением. Это дает возможность исследовать большие образцы с повышенным разрешением. Такая объективная линза обеспечивает гарантированное разрешение 1,0 нм при ускоряющем напряжении 15 kV и 2,2 нм при 1 kV. Камера образцов вмещает образцы диаметром до 200 мм.
Данный прибор оснащен автоматизированным механизмом перемещения по X, Y и R, что позволяет проводить выбор поля наблюдения более эффективным способом.
Приставка для энерго-дисперсионной спектрометрии JED-2300F позволяет осуществлять качественный и количественный анализ .состава твердотельных структур с использованием метода энерго-дисперсионной спекрометрии. В основе данного метода лежит регистрация характеристического рентгеновского излучения, возникающего вследствие взаимодействия сфокусированного электронного пучка с твердым телом.
Первичные электроны, взаимодействуя с атомами мишени, способны ионизировать их, переводя атом в возбужденное состояние. При переходе из возбужденного в стабильное состояние атомы каждого элемента испускают фотоны со строго определенной энергией, так называемое характеристическое рентгеновское излучение. Определяя спектральный состав этого излучения, можно провести качественный анализ, т.е. установить какие атомы присутствуют в анализируемой пробе. Сопоставляя интенсивность характеристических спектров I с интенсивностью аналогичных спектров I со в стандартных образцах можно установить содержание определяемого элемента в анализируемом образце. Использование программного обеспечения «Analysis Station» в операционной системе WINDOWS ХР предполагает два варианта количественного анализа: 1. Функция « Дифференциальный фильтр + Метод наименьших квадратов + ZAF метод» использует справочные спектры элементов, 2. Функция «QBase» выполняет анализ, используя стандартные спектры минералов.
Изучение зависимости извлечения золота от количества коллектора
Из практики переработки золотосодержащих концентратов плавкой на коллектор известно, что на степень извлечения золота существенное влияние оказывает количество добавляемого металла-коллектора.
Нами было изучено извлечение золота в зависимости от количества коллектора так как золото не растворяется в шлаке, но оно растворяется в меди и оно будет теряться с медью в шлаке.
В качестве коллектора при плавке концентрата добавляли медь марки МІ. Для проведения экспериментов в алундовой тигель загружали концентрат, медь и флюсы. Соотношение концентрата и коллектора меняли от 100:1 до 100:25. Результаты эксперимента представлены на рисунке 3.4. Из полученных данных видно, что с повышением количества коллектора с до 25% происходит увеличение извлечения золота с 55% до 98,5%. Коэффициент распределения золота в меди одинаков, но если коллектора много то большее количество золота успевает в нём раствориться. При этом нельзя добавлять очень много меди так она начинает теряется со шлаком, что приводит к потери золота. Поэтому наилучшим соотношением концентрат-коллектор следует считать 100 -f- 14-20. При малом количестве коллектора можно повысить извлечение золота, но для этого необходимо увеличить время плавки и отстоя до 1,5-2 часов. В промышленных условиях это будет экономически невыгодным. Большое количество коллектора не так плохо, тем более, что он находится в обороте.
Изучение влияния температуры расплава на потери меди со шлаками. Также было изучено влияние температуры расплава на потери меди со шлаками так как золото не растворяется в шлаке, но растворяется в меди и теряется со шлаками. Нам было необходимо определить температуру плавки при которой потери меди со шлаками были бы минимальны.
В процессе плавки образуются жидкие шлаки с температурой 950-970С. Так как в составе шихты присутствует сода, то она начинает плавиться при 850С и образуется расплав, очевидно в этот период начинается формирование шлака. Расплав появляется при температуре 950 - 970С. В этот период происходит вспенивание расплава, из-за выделения газов. Учитывая неравномерность нагрева, медь начинает расплавляться (Тпл. = 1083С) и уже при температуре 1090С образуется расплав. Наиболее четкое расслоение происходит при 1100С, но шлаки еще довольно вязкие и отделить медь от шлака не удается, до 18% меди в виде мелких корольков находится в шлаке.
При повышении температуры до 1150С происходит более полное отделение меди, но потери еще велики и составляют 7,5%. При повышении температуры расплава до 1200С и выдержке 35-45 минут медь собирается на дне тигля и после остывания хорошо отделяется от шлака. Потери меди не более 0,95%. Потери меди можно сократить, если полученные шлаки собрать и еще раз переплавить с выдержкой отстоя 1-1,5 часа. Потери меди можно уменьшить до 0,4%.
Большое влияние на ведение плавки гравитационного концентрата оказывает количество добавляемого углерода. Из рисунка 3.5 следует, что растворимость железа в меди при 1200С составляет 5 вес. % железа. Поэтому когда в избытке углерода начинается восстановление гематита и магнетита до металлического железа, часть него растворяется в меди, а часть образует жуков, которые будут собирать золото. Это ведёт к уменьшению процента извлечения золота в коллектор. При этом получается сплав меди с железом, который очень плохо растворяется в минеральных кислотах и последующее извлечение золота из коллектора затрудняется и дорожает. При этом извлечение золота в коллекторе довольно высокое и достигает 98 — 99%. Поэтому в лабораторных условиях плавки проводили в алундовых тиглях и добавляли уголь исходя из расчета. На золотоизвлекательной фабрике плавки проводили в обожженных шамотных тиглях в индукционных печах.
Из литературных данных по восстановлению железа из оксидных расплавов углем и графитом следует, что при большом содержании оксида железа (П) процесс осуществляется через газовую фазу [82,83] при малых долях (1-10% FeO) - по реакции прямого восстановления [76-78,82]. Ряд исследователей считает, что непосредственное взаимодействие твердого углерода с жидким шлаком возможно по реакции прямого восстановления.
Термодинамический анализ реакций восстановления оксидов железа твердым углеродом показал, что в процессе плавки до температуры 1120С имеет место реакция восстановления гематита до магнетита, гематита до вюстита: 6Fe203 + С = 4Fe304 + С02 + 67,83 кДж/моль (3.6.1) Fe203 + C = 2FeO + CO +173,37 кДж/моль (3.6.2) При температуре выше 1220С начинают развиваться реакции восстановления твердым углеродом гематита и магнетита до металлического железа: 2Fe203 + ЗС = 4Fe + ЗС02 + 463,89 кДж/моль ( 3.6.3 ) Fe203 + C = 2Fe + 3CO +491,56 кДж/моль (3.6.4) Fe304 + 4С = 3FeO + 4СО +677,12 кДж/моль ( 3.6.5 )
В зависимости от массовой доли углерода и оксидов железа в системе будут протекать реакции восстановления его до металла до тех пор, пока одна из твердых фаз - углерод или оксид железа не исчезнет. А так как массовая доля оксида железа в огарках 80-90%, то возможно получение железного сплава вместо высокопробного меднозолотосеребряного сплава. HJec. %
Следовательно, восстановление гематита до вюстита в процессе плавки можно регулировать только расходом восстановителя. Из рисунка 3.6 видно, что при увеличении количества углерода от соотношения концентрата с ним 30:1 до соотношения 10:1 извлечение золота увеличивается с 75% до 97%. Дальнейшее увеличение количества восстановителя до 5:1, приводит к уменьшению извлечения золота до 88 %. Это объясняется тем, что при увеличении соотношения восстановитель (уголь) : концентрат от 10:1 начинается восстановление гематита и магнетита до металлического железа, часть которого растворяется в меди, а часть кристаллизуется в шлаках, образуя "жуков", которые повышают к уменьшению извлечения золота в коллектор.
Содержание золота в концентрате довольно низкое: 500-1000г на 1 тонну, поэтому за одну плавку в меди концентрируется 0,11 % золота. Медь такого состава невыгодно перерабатывать с целью извлечения золота. Нами предложено использовать медь многократно, меняя концентрат, что позволит нам повысить содержание золота в ней до нескольких десятков процентов. Нами были проведены исследования по многократному обороту меди.
Результаты анализов после четырехкратного оборота меди приведены в таблице 3.3 при исходном содержании в гравитационном концентрате золота 1,1 кг/т, серебра- 0,12 кг/т, платины - 0,06 кг/т и палладия - 0,05кг/т.
Окислительный обжиг сульфидного флотационного концентрата
Для изучения фазового состава шлака были сняты снимки при увеличении х500 (Рисунок 4.4). Как следует из рисунка 4.4, на снимках видны однородные шлаки, полученные после плавки оксидного гравитационного (а) и сульфидного флотационного концентрата (б). Основные фазы в нем это Si02, FeO, Na20, А12Оз и СаО. При анализе установлено, что в шлаке присутствует оксиды Fe, Si, Fe, Al, Ca, Na, Ni, Mg и Ті. Таким образом, цветные металлы и железо перешли в шлаке. На рисунке 4.5 показано распределение Ca, Si, Na, Fe, О, Al, и Си. Видно, что распределение этих элементов равномерно в шлаке. Важно следить за распределения меди в шлаке. На снимке (рисунок 4.6 спектр 13) видно присутствие меди в шлаке при увеличении хЗООО. Медь находится в шлаке в сплаве с никелем, мышьяком и сурьмой. На фотографии количества этих частиц (рисунок 4.6) невелико. Состав шлака, окружающего полученные частицы показан в таблице 4.2.
Из таблицы 4.3 видно, что Ni-23,71 %, As-21,30 % и Sb-23,16 % перешли в сплав, в котором присутствует и медь. Сплав в основном содержит Ni, As и Sb. Это говорит о том, что необходимо разработать технологию, которая бы позволяла отогнать мышьяк и сурьму при обжиге, так как если
Результаты анализов после четырехкратного оборота меди приведены в таблице 4.4. Из таблицы 4.4 следует, что при четырёхкратном обороте медного коллектора извлечение золота за четыре операции составило 99,5 %, а серебра - 77,7 %. Преимущество данного процесса особенно велико для переработки гравитационных концентратов, в которых содержатся платина и палладий. Эти металлы не извлекаются при гидрометаллургической переработке и теряются с хвостами. При плавке с коллектором все благородные металлы перейдут в коллектор.
На основе проведённых исследований нами была разработана и опробована технологическая схема (рис. 4.7) переработки сульфидных концентратов. Данная технологическая схема характеризуется следующими основными показателями: температура обжига 750-800 С; время обжига 45 60 минут; температура плавления 1200 С; соотношение концентрат:коллектор составляет 100:14-20; соотношение концентрат:восстановитель 10:1; время плавки 1-1,5 ч; извлечение золота составляет 89-99 %; потери меди со шлаком 0,2 %.
Проведенная работа по изучению физико-химических свойств плавки окисленных гравитационных концентратов с коллектором позволила сделать следующие выводы:
1. Разработанная технология плавки золотосодержащего сульфидного концентрата может обеспечивать высокое извлечение золота в коллектор на уровне 89-99%.
2. Установлены оптимальные параметры предварительного обжига сульфидного флотационного концентрата (температура 750-800С, время 45-60 минут). Оптимальными режимами плавки следует считать: температура плавки 1200-1250С, время 50-60 минут, время расслаивания металл-шлак - 45 минут, соотношение концентрат : углерод 10 -г 1.
3. Изучен фазовый состав шлака. Установлено, что после плавки получается однородный оксидный шлак. Основные фазы в нем Si02, FeO, Na20, AI2O3 и СаО. Таким образом, цветные металлы и железо перешли в шлак. Показано, что распределение Са, Si, Na, Fe, О, А1, и Си в шлаке равномерно. Установлено, что медь в шлаке присутствует в виде тончайших включений, которые трудно извлечь из шлака. Общие потери меди оказались невелики - на уровне 0,01-1,1
Выбраны и изучены составы шлаков для плавки золотосодержащих концентратов на медный коллектор. Лучшими оказались шлаки четырехкомпонентного состава Si02-FeO-Na20-CaO, имеющие более низкую вязкость 0,147 Па с при температурах плавления и пониженные потери меди (0,4%) и благородных металлов (0,5%) со шлаком.
Выявлено, что золото и другие благородные металлы хорошо растворяются в медном коллекторе, при этом максимальная концентрация золота в меди не должна быть более 20%, а максимальная концентрация меди до 10% от веса сырья. Коллектор используется в процессе неоднократно до его насыщения по золоту.
3. Установлено, что сульфидные золотосодержащие концентраты необходимо обжигать для удаления серы и для предотвращения образования штейна. В противном случае это приводит к снижению извлечения благородных металлов в коллектор.
4. На основании результатов переработки окисленного и сульфидного концентратов одного из месторождений Монголии и Нежданинского месторождения соответственно разработана и испытана принципиальная технологическая схема и оптимальный режим извлечения благородных металлов в шлам: состав шлака S1O2 - 33,7 %; FeO - 25,2 %; Na20 - 26,0 %; CaO - 15,1 %; температура обжига 750-800 С; время обжига 45-60 минут; температура плавления 1200 С; соотношение концентратгколлектор составляет 100:14-20; соотношение концентрат:восстановитель 10:1; время плавки 1-1,5 ч При этом продукт содержит до 70% золота, а общее извлечение золота составляет 89-99 %.
5. На основании проведенных исследований разработана и предложена для экспресс анализа качества коллектора методика использования установки термоэлектрического анализа, которая позволяет осуществлять контроль за содержанием золота в коллекторе и в случае его содержания более 20% выводить коллектор из оборота на электролиз.
