С.В. Бяликов

В.Е. Дементьев

Г.Г. Минеев

ОБЖИГ

ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ

КОНЦЕНТРАТОВ

Иргиредмет
1	С.В.Баликов

В.Е.Дементьев
Г.Г.Минеев

ОБЖИГ
ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ
КОНЦЕНТРАТОВ

Иргиредмет
УДК 669.21/23

С.В.Баликов, В.Е.Дементьев, Г.Г.Минеев.

Обжиг золотосодержащих концентратов.- Иркутск:

ОАО "Иргиредмет", 2002 г.- С. 416. Табл. 77. Илл. 126.

Обобщены исследования по пирометаллургической пере-
работке золотосодержащих концентратов, выполненных в инсти-
туте "Иргиредмет". Рассмотрены вопросы теории и практики
технологии обжига золотосодержащих концентратов.

Зарубежные предприятия в цикле переработки упорного
сырья активно используют обжиг. Если несколько лет назад об-
жиг рассматривался лишь в крайнем случае, то сегодня растущий
объем осваиваемых месторождений упорных золотосодержащих
руд, а также прогрессивные технологии в области очистки отра-
ботанных газов выдвинули обжиг в качестве весомой альтерна-
тивы традиционным методам переработки золотосодержащих
концентратов.

Книга может быть полезна инженерно-техническим и на-
учным работникам, специализирующимся в области пирометал-
лургии золотосодержащего сырья.

ISBN 5-902324-03-3

© Валиков С.В., Дементьев В JE.,
Минеев Г.Г. ОАО ’’Иргиредмет”,
2002
ОГЛАВЛЕНИЕ

Стр.

Введение	8

Глава I. Современное состояние технологии
переработки золотосодержащих руд	15

1.1.	Значение гравитационных схем обогащения
золотосодержащих руд	15

1.2.	Состояние исследований в области
безамальгамационной переработки
золотосодержащих руд	18

1.3.	Зарубежная практика обжига пиритных и
мышьяково-пиритных золотосодержащих руд и
концентратов	21

1.3.1.	Обжиг золотосодержащих упорных руд
Голден Беар	50

1.3.2.	Обжиг исходной руды Биг Спрингс и Джеррит
Кэнион в чистом кислороде	64

1.3.3.	Обжиг исходной руды с использованием печи
Дур джи	77

1.3.4.	Обжиг золотосодержащих руд на Кортес Голд
Майнинг	' 88

1.3.5.	Установка обжига ЦКС Лурджи на Гидже	91

1.3.6.	Переработка упорных золотосодержащих руд

в Ньюмонте	99

1.3.7.	Одностадиальный обжиг в печи Лавертон	101

1.3.8.	Обжиг золотосодержащих концентратов на

Морро Вельо	106

1.3.9.	Двухстадиальный обжиг в кипящем слое

пиритно-арсенопиритно-углистых
концентратов на Барбрук	107

1.3.10.	Обжиг и цианирование мышьяковистых и

сурьмяных золотосодержащих концентратов
и огарков на установке обжига Квекве	111
1.3.11.	Влияние минерализации рудничной воды на
осаждение золота на стенках печи в процессе
обжига золотосодержащих пиритных
концентратов	119

1.3.12.	Микроволновый обжиг руд и концентратов	125

1.3.13.	Новые технологии переработки огарков	133

1.3.14.	Переработка побочного продукта обжига-

оксида мышьяка	136

1.3.15.	Обжиг золото-мышьяковых концентратов с

получением товарного мышьяка на Сальсине	146

1.3.16.	Радиальный скруббер Лурджи для улавливания

пыли, охлаждения и абсорбции газа	150

1.3.17.	Коррозионно-стойкие влажные осадители для

отделения тумана и сверхмелкой пыли газов,
насыщенных водяным паром	154

Глава II. Физические и физико-химические
исследования золотосодержащих
сульфидов	160

2.1.	Выбор и обоснование объектов для исследований.

Отбор мономинеральных фракций	160

2.2.	Рентгеноструктурный анализ сульфидов	169

2.2.1.	Рентгенофазовый анализ и
высокотемпературная рентгенография	169

2.2.2.	Определение характеристик дефектности
пиритов (размера субмикроскопических
блоков и величины микродеформаций
решетки)	174

2.2.3.	Микрорентгеноспектральное и электронно-
микроскопическое изучение пиритов	180

2.3.	Технологическая оценка сульфидов с точки зрения
возможности извлечения связанного с ними золота
и серебра гидро- и пирометаллургическими
методами	187
2.3.1.	Цианирование с предварительным
механическим вскрытием	187

2.3.2.	Цианирование с предварительным
окислительным обжигом	191

2.3.3.	Цианирование с предварительным
хлорирующим обжигом	201

2.3.4.	Цианирование с предварительным
биоокислением	210

2.4.	Электронно-микроскопическое изучение продуктов
технологической обработки сульфидов с

определением дефектности их структуры	214

2.4.1.	Определение характеристик дефектности
структуры сульфидов после механической
обработки	214

2.4.2.	Определение характеристик дефектности
структуры сульфидов после окислительного

и хлорирующего обжига	218

2.4.3.	Определение характеристик дефектности
структуры сульфидов после биокосиления	235

2.5.	Физико-химическое моделирование окислительного
обжига гравитационных концентратов	242

2.5.1.	Расчет равновесного состояния химических
реакций в металлургических процессах	242

2.5.2.	Физико-химическая модель обжига
золотосодержащих гравитационных
концентратов	247

2.5.3.	Особенности состава и форм нахождения
благородных металлов в золотосодержащих
концентратах	259

2.5,4/	Механизм и кинетика преобразования основных
компонентов гравитационных концентратов в
процесс окислительного обжига. Формы

нахождения благородных металлов в огарках 263
2.5.5.	Высокотемпературное рентгенографическое
изучение равновесий в металлургических
системах. Изучение охлажденных продуктов
обжига методами микрорентгеноспектрального
анализа	267

Глава Ш. Разработка аппаратурно-технологической
схемы обжига золотосодержащих
концентратов	282

3.1.	Печи для обжига ’’золотой головки”	282

3.2.	Печи для обжига упорных золото-мышьяковых

концентратов	299

3.3.	Обжиг золотосодержащих мышьяково-пиритных

концентратов в печи кипящего слоя	301

3.4.	Обработка триоксида мышьяка с целью получения

продукции пригодной для реализации	309

3.5.	Исследование скорости и полноты сублимации

триоксида мышьяка в атмосфере воздуха
в присутствии оксидов кремния, алюминия,
магния, кальция и восстановителя	311

3.5.1.	Кинетика сублимации свободного триоксида
мышьяка	312

3.5.2.	Кинетика сублимации мышьяка из пятиокиси
мышьяка	-	316

3.5.3.	Исследование скорости и полноты сублимации
триоксида мышьяка в присутствии оксида
кремния	320

3.5.4.	Исследование скорости и полноты сублимации
гриоксида мышьяка в присутствии оксида
алюминия	325

3.5.5.	Исследование скорости и полноты сублимации
триоксида мышьяка в присутствии оксида
кальция	331

3.5.6.	Исследование скорости и полноты сублимации
триоксида мышьяка в присутствии оксида
магния	337
3.6.	Разработка и испытания опытно-промышленной
установки для сублимационного рафинирования
мышьяковых пылей	345

3.7.	Исследования по безретортному получению
металлического мышьяка	351

3.7.1.	Состояние и пути совершенствования

технологии и аппаратуры для получения
металлического мышьяка в промышленном
масштабе	351

3.7.2.	Обоснование газа восстановителя для
получения металлического мышьяка и
исследование процесса окисляемости мышьяка	359

3.7.3.	Установка для непрерывного получения
металлического мышьяка	367

3.8.	Рекомендации по реконструкции Ново-Троицкого
обжигового завода для переработки упорных
золото-мышьяковых концентратов. Рекомендации
по выбору и проектированию технологического
оборудования	373

Литература	402
ВВЕДЕНИЕ

Основой современной технологии извлечения золота из руд
является цианистый процесс, посредством которого в мире добы-
вается до 90% металла. Существует однако категория, так назы-
ваемых, упорных руд, цианирование которых либо вообще не-
возможно, либо характеризуется низкими технологическими по-
казателями. Такие примеры типичны для золотодобывающей
промышленности большинства стран, осуществляющих произ-
водство золота из рудного сырья, в том числе и для России (Да-
расунская, Тасеевская, Токурская, Ключевская, Миндякская, Не-
жданинская и другие фабрики), а также других республик быв-
шего СССР (Узбекистан, Казахстан, Кыргызстан, Армения).

Главной причиной технологической упорности золотых руд
в цианистом процессе является тесная ассоциация золота с плот-
ными и нерастворимыми в NaCN сульфидами железа: пиритом и
арсенопиритом. По оценке экспертов доля таких руд составляет
более 30% от мировых запасов золота в недрах.

Существует два принципиальных подхода к решению про-
блемы упорных пирит-арсенопиритовых руд и концентратов.
Первый из них предполагает сохранение цианистого процесса в
качестве основного метода получения товарной продукции.
Обеспечение приемлемых показателей извлечения золота в дан-
ном случае может быть достигнуто за счет включения в техноло-
гическую схему дополнительных операций, позволяющих
вскрыть дисперсные частицы золота и сделать их доступными
воздействию цианистых растворов. Альтернативой данному под-
ходу может служить замена цианирования другими металлурги-
ческими процессами, например, плавка с коллектором, высоко-
температурным хлорированием [1,2].

Анализ современного состояния и тенденций развития зо-
лотодобывающей промышленности, а также результаты много-
численных научно-исследовательских работ (в том числе иссле-
дований Иргиредмета) позволяют сделать вывод, что первый из
указанных выше путей представляется более рациональным, хотя
для отдельных разновидностей упорных руд и концентратов,
особенно содержащих наряду с золотом и серебром другие цвет-
ные металлы, могут быть эффективно использованы нецианистые
методы металлургической обработки.

С учетом этого разработаны и широко применяются в про-
мышленной практике способы извлечения золота из упорных пи-
рит-арсенопиритовых руд (концентратов), основанные на сочета-
нии цианистого процесса с предварительным механическим (из-
мельчение), химическим (выщелачивание), биохимическим и
термическим (обжиг) вскрытием золотосодержащих сульфидов.
Выбор способа подготовки руд к цианированию и показатели из-
влечения металла в металлургическом цикле во многом опреде-
ляются особенностями вещественного состава перерабатываемо-
го сырья, в частности, характером присутствующего золота и
структурой зерен ассоциирующих их сульфидов.

Часть золотоизвлекательных фабрик отправляет золотосо-
держащие концентраты для дальнейшей переработки на метал-
лургические заводы. Транспортировка концентратов и перера-
ботка их на металлургических заводах по стоимости эквивалент-
ны 35-40% стоимости содержащегося в них золота, что сущест-
венно увеличивает стоимость золота.

Вовлечение в эксплуатацию месторождений со все возрас-
тающей массовой долей мышьяка и сурьмы вообще исключает
возможность их переработки на медеплавильных заводах.

Целью настоящей работы является обобщение исследова-
ний по пирометаллургической переработке золотосодержащих
концентратов выполненных в институте "Иргиредмет".

Данная монография состоит из трех глав. В первой главе
анализируется состояние технологии переработки золотосодер-
жащих руд и концентратов в отечественной и зарубежной золо-
тодобывающей промышленности.

По сравнению с Российской промышленностью мировая
практика активно использует обжиг в качестве технологии пере-
работки золотосодержащих руд. Если несколько лет назад обжиг
в качестве технологии переработки золотосодержащих руд рас-
сматривался лишь в крайнем случае. Растущий объем разработки
месторождений упорных золотосодержащих руд, а также про-
грессивные технологии в области очистки отработанных газов
выдвинули обжиг в качестве весомой альтернативы традицион-
ным методам переработки золотосодержащих концентратов.

В мировой практике активно используют обжиг в кипящем
слое, в циркулирующем кипящем слое, с использованием обога-
щенной кислородом атмосферы, одностадиальный, двухстади-
альный обжиг.

Полученный в процессе обжига триоксид мышьяка прода-
ется деревообрабатывающим, стекольным предприятиям или за-
хоранивается в подземных складах.

Конечная стадия производства золота и серебра на зару-
бежных рудниках обычно включает в себя плавку с целью полу-
чения металла Доре, который затем направляется на аффинаж
драгоценных металлов.

К сожалению, ограниченные объемы финансирования на-
учно-исследовательских и проектных работ до сих пор не позво-
лили внедрить эффективную отечественную технологию утили-
зации или захоронения мышьяка, что задерживает освоение
крупных золото-мышьяковых месторождений.

Во второй главе рассмотрены результаты изучения реаль-
ной структуры мономинеральных фракций пиритов Ключевской,
Березовской, Коммунаровской, Марджанбулакской фабрик, ме-
сторождений Бакырчик и Сухой Лог методами оптического спек-
трального, рентгеноструктурного анализов, высокотемператур-
ной рентгенографии, растровой электронной микроскопиии и
рентгеноспектрального микроанализа.

Полученная при проведении исследований информация по-
зволяет заключить, что за аналитические параметры, которые ха-
рактеризуют дефектность структуры пиритов, следует принимать
интенсивность рефлексов и разрешение дублета Kai и Ко? в об-
ласти больших брэгговских углов; отношение S/Fe; содержание
мышьяка и локальное изменение его концентрации в объеме зер-
на пирита; размер субмикроскопических блоков и величину мик-
роискажений кристаллической решетки.
Оценена сравнительная технологическая эффективность
применения 4 известных в промышленной практике методов
вскрытия упорных концентратов перед цианированием - тонкого
измельчения, окислительного и хлорирующего обжига и бактери-
ального вскрытия (БВ) применительно к вышеперечисленным
пиритным и пирит-арсенопиритным (нежданинскому и марджан-
булакскому) гравитационным концентратам.

Проведено сопоставление полученных результатов по из-
влечению золота и серебра из продуктов вскрытия — доизмель-
ченных кеков предварительного цианирования, огарков и кеков
БВ.

Выявлены корреляционные зависимости между индивиду-
альными особенностями структуры различных пиритных фрак-
ций и степенью их технологической упорности в цианистом про-
цессе.

Изучены изменения фазового состава, происходящие при
использовании окислительных методов вскрытия (обжиг, БВ), а
также связь тонкой структуры образующегося при различных
режимах и методах обжига огарков с применявшимся режимом
обжига, присутствием и временем введения в шихту реагентной
добавки.

Установлено, что под воздействием общепринятых в про-
мышленной практике методов механического вскрытия (влажный
помол в шаровых мельницах, мельницах самоизмельчения и дру-
гих) никакого изменения структуры пиритного и арсенопиритно-
го зерна, равно как и увеличения дефектности кристаллической
решетки не происходит. Отмеченный эффект доизвлечения золо-
та и серебра из кеков цианирования после их тонкого измельче-
ния связан с увеличением поверхности контакта сульфидных зе-
рен с выщелачивающим раствором и, отчасти, с высвобождением
субмикроскопических частиц золота из сростков сульфидных зе-
рен между собой, а также сульфидов с кварцем и породообра-
зующими минералами, происходящим при их дезинтеграции.

Окисление сульфидов (с соответствующим изменением
структуры и фазового состава), отмеченное рядом исследовате-
лей при использовании интенсивных методов сверхтонкого из-
мельчения в струйных, планетарных мельницах и других аппара-
тах, связано с контактом постоянно обновляющейся поверхности
твердой фазы с содержащим окислитель (будь то кислота, как
при механо-химической активации (МХА), или просто раство-
ренный в воде кислород воздуха) рабочим телом или измель-
чающей средой.

Объяснен, с позиции структуры огарков, механизм возник-
новения вторичной депрессии благородных металлов при обжиге
и указаны возможные пути ее предотвращения за счет изменения
режима процесса и частичного снятия в ходе послеобжиговой
подготовки огарков к цианированию.

Показана динамика изменения фазового состава на протя-
жении процесса БВ пиритных и арсенопиритных фракций.

Представлены характерные особенности кинетики циани-
рования продуктов вскрытия сульфидных фракций в сравнении с
кинетикой выщелачивания исходных материалов.

Сделаны конкретные выводы о причинах пригодности од-
них или, наоборот, неэффективности других технологических
приемов, применяемых для вскрытия благородных металлов в
зависимости от структурных особенностей пиритов отдельных
месторождений.

Установление зависимостей между характеристиками
структуры и технологическими свойствами золото-серебро-
содержащих сульфидов позволяет направленно усовершенство-
вать технологию металлургической переработки упорных руд и
концентратов.

Методом оптимального программирования на ЭВМ прове-
ден теоретический анализ процесса обжига и определены области
оптимальных технологических режимов. Рассмотрены фазовые
превращения минеральных форм гравитационных концентратов в
процессе обжига, являющегося подготовительной технологиче-
ской операцией перед бесколлекторной плавкой. Представлены
данные в области механизма и кинетики фазовых переходов при
окислении сульфидов.

На основании термодинамических моделей обжига суль-
фидных гравитационных концентратов рассчитаны регрессион-
ные математические модели, отражающие взаимосвязь вводимо-
го в мультисистему кислорода, температуру обжига и численные
значения соединений, получаемых в процессе обжига.

Показано, что двух стадиальный обжиг в интервале темпе-
ратур 500-700°С в течение 3-4 ч обеспечивает получение огарков
с массовой долей серы 1,0-3,0%, мышьяка 0,5-2,0%. Степень де-
сульфуризации при обжиге - 95-97%, степень деарсенации - 95-
98%. Выход огарков колеблется от 52 до 95% и зависит от массо-
вой доли в гравитационных концентратах серы, мышьяка и же-
лезного скрапа. Огарки на 90-95% состоят из оксидов железа.
Выход мышьяковой пыли зависит от массовой доли мышьяка в
гравиоконцентрате и колеблется от 20 до 40%. Массовая доля
триоксида мышьяка в пыли 97-98%. Потери золота и серебра с
мышьяковыми пылями не превышает 0,005 и 0,05% от содержа-
ния металла в исходных концентратах (1-3 и 3-5 г на 1 т пыли
соответственно).

В третьей главе представлены результаты лабораторных,
полупромышленных и промышленных испытаний технологии и
аппаратурного оформления обжига золотосодержащих концен-
тратов.

Показано, что при выходе ’’золотой головки” до 50 кг в су-
тки обжиг можно проводить в стандартной камерной печи сопро-
тивления, более 50 кг в сутки - в стандартной вращающейся печи
или в подовой механизированной печи (типа Эдвардса), много-
подовых печах.

Очистку обжиговых газов рекомендуется осуществлять в
пылевых камерах, кристаллизаторе, рукавном фильтре.

Изложены результаты исследований и промышленных ис-
пытаний первой в золотодобывающей отрасли установки для об-
жига в кипящем слое золотосодержащих мышьяково-пиритных
концентратов в Дарасунском рудоуправлении.

В процессе окислительного обжига содержание триоксида
мышьяка в промпродуктах колеблется от 50 до 90% и зависит от
минералогического состава, крупности обжигаемого материала,
типа печи, конструкции пылеулавливающей аппаратуры и режи-
мов ее работы.
Основными сопутствующими элементами в мышьяковых
промпродуктах являются оксиды железа, кремния, алюминия (де-
сятки процентов), оксиды магния, кальция, свинца, олова (до од-
ного процента).

Приводятся результаты исследований по изучению кинети-
ки сублимации мышьяка из его чистых оксидов (As2O5, As2O3), их
смесей с оксидами кремния, алюминия, кальция и магния, а так-
же влияние восстановителя на эти процессы.

Институтом ’’Иргиредмет" разработана опытно-промыш-
ленная установка для сублимационного рафинирования мышья-
ковых пылей. Промышленные испытания показали возможность
получения товарного триоксида мышьяка с содержанием As2O3 -
99,5%.

Представлены результаты исследований и укрупненно-
лабораторных испытаний по получению в непрерывном режиме
металлического мышьяка соответствующего техническим усло-
виям на товарную продукцию.

Выданы рекомендации по реконструкции Ново-Троицкого
обжигового завода для переработки упорных золото-мышьяко-
вых концентратов.

Авторы выражают благодарность своим коллегам по рабо-
те: Лодейщикову В.В., Дубинину Н.А., Антоненко С.А., Манохи-
ну А.П., Синакевичу А.А. , Рейнгольду Б.М., Николаеву ЮЛ.,
Баранкевичу В.Г., |Смагунову ВЛ., Храмченко С.И., Смердову
С.Г., Тарлинскому И.И.. и другим специалистам института "Ир-
гиредмет”, участвовавшим в проведении теоретических и при-
кладных исследований, результаты которых использованы в со-
ответствующих разделах книги. Авторы благодарны сотрудникам
лаборатории прикладной математики и вычислительной техники
Фандееву В.В., Кобзаренко Ф.В. за подготовку графического ма-
териала монографии.

Особая благодарность Протасовой А.А. за компьютерный
набор и верстку монографии.
ГЛАВА L СОВРЕМЕННОЕ СОСТОЯНИЕ
ТЕХНОЛОГИИ ПЕРЕРАБОТКИ
ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ РУД

1.1. Значение гравитационных схем обогащения
золотосодержащих руд

В сферу промышленного производства всё чаще вовлека-
ются руды с невысоким содержанием золота. Среднее содержа-
ние золота в перерабатываемых рудах снизилось до 3,5 г/т. Ко-
_ нечной продукцией золотодобывающей промышленности являет-
ся металлическое золото с содержанием металла 99,99 %. Такой
- разрыв содержания золота в исходном и конечном продуктах
предопределяет высокую степень обогащения золотосодержаще-
го сырья. Максимальная степень обогащения золотосодержащих
руд приходится на гравитационно-флотационные методы с полу-
чением концентратов и отвальных хвостов. Затем полученные
концентраты подвергаются первичной металлургической перера-
ботке амальгамацией, цианированием, плавкой с получением
амальгамы, чернового золота, цинковых и катодных осадков,
~ анодных шламов, лигатурных сплавов, которые направляются на
вторичную металлургическую переработку - аффинаж [1, 2].

“ Изучение руд различных золотосодержащих месторожде-
ний показало, что, несмотря на разнообразие их минералогиче-
ского состава, все они содержат наряду с тонковкрапленным зо-
, лотом свободное, крупное золото, которое недостаточно полно
извлекается в процессе цианирования и флотации. Крупное золо-
„ то плохо флотируется, а при цианировании требует весьма значи-
тельного увеличения продолжительности процесса.

о Для извлечения крупного золота технологические схемы
обработки измельченных руд включают операции гравитацион-
ного обогащения и амальгамации. Это уменьшает потери золота,
позволяет быстрее реализовать часть металла, что значительно
повышает рентабельность производства.

На золотоизвлекательных фабриках используют гравитаци-
онное обогащение в голове процесса, выделяя золото в гравита-
ционные концентраты [3].

Гравитационные золотосодержащие концентраты в на-
стоящее время, как правило, отправляют на медеплавильные за-
воды и отчасти перерабатывают на месте с использованием про-
цессов амальгамации и цианирования.

Транспортные расходы по вывозу концентратов на меде-
плавильные заводы колеблются в широких пределах, увеличива-
ясь с удалением фабрик от железных дорог. В составе концентра-
тов перевозится до 80-90% минеральных фракций, не представ-
ляющих практической ценности и не реализуемых при дальней-
шей переработке концентратов. Возникают осложнения в опро-
бовании и при взаиморасчетах между поставщиками и потреби-
телями из-за аффинажных разниц.

Транспортируемые на МПЗ золотосодержащие концентра-
ты в большинстве случаев не соответствуют техническим усло-
виям поставки ТУ-48-16-8-75, не являются флюсами и с техноло-
гической точки зрения оказывают отрицательное влияние на про-
цесс, снижая технико-экономические показатели металлургиче-
ских заводов, увеличивая потери меди со шлаком. Содержание
благородных металлов в золотосодержащих флюсах регламенти-
руется по договоренности между предприятиями, а при взаимо-
расчетах принимается так называемое ’’зачетное", директивное
извлечение золота. При содержании золота в концентрате выше
100 г/т зачетное извлечение 97%, а для более бедных - 96%,

Следует отметить, что получение точных данных по извле-
чению благородных металлов в реальных промышленных усло-
виях отражательной плавки и конвертирования составляет опре-
деленную трудность. Это объясняется отсутствием достаточно
точного весового контроля загружаемых материалов и продуктов
плавки, погрешностью при опробовании всех компонентов ших-
ты на благородные металлы, задолженностью некоторого количе-
< ства металлов в аппаратах. Имеются погрешности и при пробир-
ном анализе на благородные металлы черновой меди.

Таким образом, реальные суммарные потери благородных
металлов при переработке упорных золотосодержащих концен-
< гратов на медеплавильных заводах складываются из потерь при
транспортировке, плавке, конвертировании, огневом и электро-
литическом рафинировании черновой меди. С учетом данных по-
терь реальное сквозное извлечение золота при переработке золо-
тосодержащих концентратов на медеплавильных заводах следует
ожидать не выше 94-95%.

Другой аспект проблемы - всё возрастающее содержание
; мышьяка и сурьмы в золотосодержащих концентратах. Мышьяк,
попадающий с концентратами в медеплавильное производство,
распределяется между различными продуктами и значительно
осложняет технологию извлечения меди, вызывает её дополни-
тельные потери, повышает число переделов и отрицательно ска-
зывается на окружающей среде.

V Золото-мышьяковые концентраты Кочкарской, Нежданин-
ской фабрик обжигали с получением товарного белого мышьяка,
- а огарки перерабатывали на медеплавильных заводах, но такой
способ переработки ограничивался мощностью Кочкарского об-
жигового завода объединения "Южуралзолото", а также мини-
мальным содержанием мышьяка в шихте, около 11-12%, необхо-
димого для получения при обжиге кондиционного белого мышь-
яка.

Определенные трудности возникают с переработкой золо-
го-сурьмяных руд. Особенностью данных руд является то об-
стоятельство, что оба компонента представляют значительную
ценность. В то же время сурьма в золотосодержащих рудах явля-
~ ется вредной примесью, нарушающей цианистый процесс, а при-
сутствие золота в сурьмяных рудах приводит к ухудшению каче-
ства товарной продукции - катодной сурьмы [4].

Технологическая схема переработки золото-сурьмяных руд
на Сарылахской фабрике предусматривала гравитационно-флота-
ционное обогащение с получением гравиоконцентрата, перераба-
тываемого на месте, и флотоконцентратов, отправляемых на
сурьмяный завод.

При переработке сарылахских флотационных концентратов
на КСК им. М.В.Фрунзе потери золота составляют 10-30%. Для
взаиморасчёта за золото установлено зачетное его извлечение
85%. В связи с низким зачетным коэффициентом и высокими по-
терями золота на КСК им. М.В.Фрунзе (золото, к тому ясе, ос-
ложняет получение металлической сурьмы, соответствующей
ГОСТу) возникла острая необходимость максимального извлече-
ния золота из концентратов до их переработки на сурьмяном за-
воде.

Амальгамационная технология обработки богатых золото-
сурьмяных гравитационных концентратов позволяет извлечь зо-
лото в амальгаму на уровне 60-70% [5].

Особую категорию упорности составляют золото-сереб-
ряные руды, в которых серебро находится в тесной ассоциации с
оксидами марганца. Серебро амальгамируется хуже, чем золото,
и требует более тесного и продолжительного контакта с ртутью.

Комплексная переработка марганцовистой золото-серебря-
ной руды позволяет извлечь золото в амальгаму на 88%. Циани-
рование хвостов амальгамации обеспечивает суммарное извлече-
ние золота до 97%. Серебро, в отличие от золота, извлекается
амальгамацией на уровне 5%. Удовлетворительное извлечение
серебра из данного сырья достигается только в результате полно-
го химического вскрытия марганцевых минералов, являющихся
основными носителями его в руде [6, 7].

1.2.	Состояние исследований в области
безамальгамационных методов
переработки концентратов

Для замены амальгамации разработаны многочисленные
технологические варианты, основанные на использовании как
гидро-, так и пирометаллургических процессов.

В работе [8] показано, что непосредственное цианирование
может обеспечить высокое извлечение золота из кварцево-
сульфидных концентратов. Содержание золота в хвостах циани-
рования составило 3-7 г/т. Указанные результаты достигаются
лишь при применении тонкого измельчения (100% класса минус
0,0.74 мм) и длительном перемешивании (48-72 ч). Отсюда следу-
ет, что гравиоконцентраты, даже легко отдающие золото при
цианировании, необходимо перерабатывать в самостоятельном
переделе.

Обжиг и предварительная обработка огарков водой или
" серной кислотой в ряде случаев также не улучшит показателей
цианирования. При цианировании обожженного концентрата
имело место даже снижение извлечения золота. Концентрат со-
ч держал 1,5% свинца, способного образовывать легкоплавкие
пленки, которые обволакивают золотинки и затрудняют тем са-
мым доступ к ним цианида. Это подтверждается также экспери-
ментальными данными работ [6, 9] - при содержании 0,3% свинца
- в присутствии мышьяка уже создаются благоприятные условия
для образования таких пленок. Расход цианида возрастает с уве-
личением степени измельчения и продолжительности обработки.
Трудность извлечения золота амальгамацией и цианированием из
" такого вида концентратов определяется характером его ассоциа-
ции с сульфидами, нежели размерами свободного золота. Для та-
ких сложных и упорных концентратов, по мнению авторов, наи-
более целесообразно применение пирометаллургического спосо-
~ ба.

; В институте ВНИИ-1 изучался процесс автоклавного окис-
ления богатых сульфидных гравитационных концентратов с со-

< держанием золота 45-98 кг/т. Сущность процесса состоит в обра-
ботке концентрата раствором едкой щелочи под давлением ки-
слорода при температуре 170-180°С. Продукты автоклавного
окисления подвергают гравитационному обогащению с извлече-
<лнием в шлихи 96-99,8% золота. Содержание золота в хвостах до-
водки составляет 240-330 г/т. Указывается, что условием эконо-
мически эффективного применения технологии является высокое
содержание золота в исходном материале [10]. Промышленного
применения описанный процесс так же, как и ряд других анало-
гичных разработок, до настоящего времени не получил.
Переработка гравиоконцентратов гидрохлорированием
изучалась в Иргиредмете и институте неорганической химии СО
АН СССР [11]. Показана возможность высокого извлечения золо-
та в раствор (92-99%) при содержании его в кеках 2-10 г/т. Вме-
сте с тем, процесс требует большого расхода хлора и предъявляет
жесткие требования к исходному концентрату по содержанию
серы (не более 0,5%). Указанные обстоятельства, наряду с высо-
кой токсичностью хлора, ограничивают применение процесса
гидрохлорирования в промышленном масштабе.

Процесс, основанный на термической диссоциации пирит-
но-арсенопиритных концентратов с последующей плавкой остат-
ка и конвертированием расплава, разработан ВНИИПРОзолото
[12]. По этой технологии отгонку мышьяка и части серы осуще-
ствляют периодически в ретортах при 850-900°С в течение 1-2 ч.
Остаток плавят в электропечи с сульфатом натрия при доокисле-
нии сульфидов и шпейзы продувкой расплава кислородом. Оста-
ток после термической диссоциации богат мышьяком (14,5%) и
серой (23,5%), содержит около 9% золота и 2% серебра. В ре-
зультате плавки благородные металлы распределяются между
тремя продуктами. Содержание золота и серебра в шлаке - 0,93 и
4,69%, в штейне - 5,27 и 35,52%, в металлическом сплаве - 84,50 и
47,45%. Потери золота и серебра составляют 9,78 и 10,32% соот-
ветственно. Извлечение благородных металлов в металлический
сплав недостаточно высокое. Необходимо выяснение причин вы-
соких потерь золота и серебра и изыскание путей их снижения, а
также решение вопросов переработки неметаллических фаз, уда-
ления и утилизации мышьяка и серы.

В институте металлургии и обогащения АН КазССР разра-
ботана технология и непрерывно действующая аппаратура ваку-
умной пироселекции упорных золото-мышьяковых концентратов.
Лабораторными и укрупненными опытами по вакуумированию
концентратов многих месторождений показано, что независимо
от исходного содержания мышьяка (0,6-34%) при температуре
650-700°С, давлении 0,67-1,33 Па (5-10 мм рт.ст.) в одну стадию
отгоняется 96-99% мышьяка в нетоксичной форме. Возгоны, со-
держащие 60-99% мышьяка и 1-2 г/т золота, в нейтральной среде
расплавляют и отливают в плотные олоки, удооные для транс-
портировки и хранения. Огарки содержат 0,3-0,5% мышьяка, зо-
лото извлекают из них известными пиро- или гидрометаллурги-
ческими способами. Для осуществления вакуумной технологии
совместно с институтами Гиредмет и Средазниипроцветмет раз-
работана и испытана в заводских условиях вибровакуумная уста-
новка непрерывного действия производительностью 1 т/сут [13-
16].

Химико-металлургическим институтом АН КазССР разра-
ботана и проверена в полупромышленном масштабе технология
переработки золото-мышьяковых концентратов окислительно-
сульфидизирующим обжигом [17]. Из предварительно гранули-
рованного материала, содержащего 7-26% мышьяка, при 650-
700°С удается возогнать его на 96-98%. Возгоны представлены, в
основном, дисульфидом с массовой долей мышьяка 65-68% и не-
значительным количеством серы. Такой продукт направляется на
складирование и может служить сырьем для получения мышья-
ковистых соединений. Цианирование огарков позволяет извлечь
95% золота.

1.3.	Зарубежная практика обжига пиритных и
мышьяково-пиритных золотосодержащих
руд и концентратов

Растущий объем разработки месторождений упорных золо-
тосодержащих руд вызвал ряд изменений в традиционном про-
цессе переработки. Выбор предпочтительного процесса перера-
ботки упорных руд обусловлен минералогией руды. Один из
процессов, привлекающих все большее внимание в последнее
зремя, включает использование сухого измельчения и обжига
исходной руды.

Сухое измельчение много лет применялось при измельче-
нии таких промышленных минералов как цемент, известняк, ас-
бест, однако в процессах переработки руд драгоценных и цвет-
ных металлов традиционно применялись влажное измельчение и
классификация.
Обжиг исходной руды является наиболее экономически
выгодным процессом переработки. Все прочие процессы исполь-
зуют влажное измельчение. Они включают:

-	флотацию сульфидов и обжиг концентратов;

-	флотацию сульфидов и автоклавное выщелачивание;

-	автоклавное выщелачивание исходной руды;

-	биовыщелачивание.

Рис. 1.1 показывает сопоставление процессов, участвую-
щих в сухом и влажном измельчении.

Питание

Огарки

Питание

Огарки

Рис. 1.1. Упрощенные технологические схемы обжига исходной руды
Несколько лет назад обжиг рассматривался в качестве тех-
нологии переработки золотосодержащих руд лишь в крайнем
случае. Повышенное внимание к упорным рудам, а также про-
грессивные разработки в области очистки отработанных газов
выдвинули обжиг золотосодержащих концентратов вместе с су-
хим измельчением в качестве весомой альтернативы

Выбор технологии обжига является сложной задачей, в ос-
новном он определяется минералогическими характеристиками
руды. Ключевые параметры обжига связаны с минералогически-
ми характеристиками питания, и существенно варьируют для руд
разных минералогических типов, даже принадлежащих одному
месторождению. Для большинства процессов обжига экономиче-
скими факторами являются извлечение золота, капитальные за-
траты и соответствие экологическим нормативам.

Перед оценкой процесса обжига необходимо определить
следующие минералогические параметры:

Тип и концентрация сульфидных минералов;

Минералогия породы;

Характеристики крупности сульфидов;

Присутствие графита или иных углистых веществ;

Соотношение пирита к сульфидам, содержащим мышьяк,
сурьму, висмут или ртуть;

Количество абразивного материала;

Количество накипи;

Минералогия и содержание глины;

Вредные металлические примеси в сульфидах и породе;

Тип и крупность золота;

Присутствие и количество конкретных минералов породы
(глины, водных оксидов железа, гидрированных сульфатов
и кремниевых минералов) определяет процесс подготовки
питания обжига, особенно в отношении сухого измельче-
ния.

Анализ крупности сульфидов крайне важен для предвари-
тельного обогащения, а также для обжига исходной руды. Типич-
ные измененные минералы упорных сульфидных руд, так же как
шламообразующая порода, могут образовывать большое количе-
ство вредных мелких частиц. Эти мелкие частицы снижают эф-
фективность окисления, влияют на кинетику процесса, вызывают
спекание и образование накипи, либо осложняют процесс вывода
газов. Присутствие содержащих ртуть сульфосолей может ос-
ложнить переработку отработанных газов. Тип углистого вещест-
ва и его связь с породой или сульфидными минералами определя-
ет степень перегорания в ходе обжига [8, 9]. Хотя графит пред-
ставляет собой в основном неактивный уголь, он может приобре-
сти сильные адсорбирующие свойства после обжига. Комплекс-
ные сульфиды (например, сульфосоли), содержащие РЬ, As, Sb,
Bi, Си и Zn могут способствовать усилению упорности золота и
серебра в ходе обжига.

Важно определить, содержит ли питание обжига (концен-
трат или исходная руда) крупное золото (фактическая крупность
золота более 200 меш). В ходе обжига очень крупные частицы
золота могут подвергнуться существенному поверхностному за-
ражению (покрытия, сплавы, спекания). В связи с этим хорошо
извлекаемое золото может стать упорным для выщелачивания.

Даже небольшое количество золото-серебряных теллури-
дов в питании может вызвать попадание значительных объемов
драгоценных металлов в пыль обжига, обычно в виде конденси-
рованных соединений теллуридов.

Концентрация шламов породы должна тщательно контро-
лироваться при обжиге исходной руды. Baum [9] отмечает отри-
цательное воздействие шламов на образование сланцев, а также
новую причину упорности золота и серебра в связи с инкапсуля-
цией и образованием покрытия высвобожденных золотых и се-
ребряных частиц. Шламы являются основной причиной агломе-
рации и образования накипи при обжиге в кипящем слое.

Раннее и непрерывное определение соотношения пирита:
сульфидов, содержащих As-Sb-B-Hg, в питании является ключе-
вым параметром эксплуатации установки обжига, а также важно
для оптимального вывода этих элементов. Высокое извлечение
золота из обожженной сульфидной руды/кон-центрата сильно
зависит от того, какой из сульфидных минералов (пирит, марка-
зит, арсенопирит, сульфосоли и др.) является основной вмещаю-
щей породой золота. Комбинация сульфидов цветных металлов и
повышенных концентраций щелочи в печи обжига в кипящем
слое может способствовать смягчению поверхности частиц и/или
образованию стекла, которое будет способствовать перемещению
большого количества ультратонких частиц золота в постель. При-
сутствие сульфидов сурьмы (стибнит) или содержащих сурьму
сульфосолей (например, тетраэдрита) может способствовать рас-
плавлению частиц при обжиге в кипящем слое. Хорошее расщеп-
ление этих минералов способствует их переходу в шламы в про-
цессе измельчения, тем самым повышая комкование в постели.
Сурьмяные материалы усиливают летучесть золота. Присутствие
мелко-зернистых карбонатов (кальцит, доломит, сидерит, анке-
рит, магнезит), вросших в сульфиды и/или силикатные породы,
часто остается незамеченным. Это является основной причиной
плохих результатов обжига в связи с образованием СО2 и способ-
ствует образованию ангидрита или гипса в оборудовании обжига.

Небольшие отличия в составе исходной руды/концентрата
могут привести к существенным отличиям в извлечении золота.
Von Michaeils [10] указывает, что ’’концентраты с практически
идентичным содержанием сульфидов и составом металла, даже с
одного месторождения, ведут себя совершенно по-разному при
обжиге в одинаковых условиях".

Часто причиной потерь золота при выщелачивании огарков
является слишком высокая крупность. Существенное увеличение
частиц золота (до 300 микрон) во время сульфидного обжига на-
блюдалось в исследованиях, выполненных Burgf [11].

Необходимо осуществлять периодическое определение ти-
па и крупности цианицидов в огарке, таких как пирротит, оста-
точный пирит/марказит, высокотемпературные медные сульфи-
ды, частично обожженные сульфиды As и Sb, оксидные минера-
лы As и Sb, а также объемов ультратонкого гематита.

Наличие и степень рекристаллизации гематита должны
четко отслеживаться. Это является важным фактором выщелачи-
вания огарков, Filmer [12].
Обычной проблемой при обжиге в кипящем слое является
образование арсената железа в виде ультратонких поверхностных
отложений на сульфидах,

Ferreira et al. [13] отмечают потери золота, связанные с рас-
творимыми формами золота (Au-As-S минералы) в воде охлажде-
ния огарка.

Возрастающая пористость огарка зависит от сведения к
минимуму минеральных фаз, вызывающих забивание пор. Тип и
состав забивающих поры минералов существенно варьирует в
разных процессах и требует периодических анализов. Обычно
наблюдаемые минеральные фазы включают содержащие мышьяк
силикаты, сульфаты кальция и железа, арсенаты, антимонаты,
алюмосиликаты сверхтонкие оксиды железа.

Образование плотного магнетита может явиться серьезной
причиной потерь золота в огарке.

Поскольку различные минеральные фазы в питании обжига
могут "камуфлировать” фактические цвета огарков, необходимо
периодически проводить минералогический анализ, чтобы прове-
рить, действительно ли цвет огарка можно использовать в каче-
стве индикатора наличия оксида железа в его составе.

Потери золота при выщелачивании огарков могут быть вы-
званы наличием ультратонкого природного золота, которое вновь
вкрапляется в гематит, магнетит, пирротин или остаточный пирит
под воздействием сверхвысоких температур обжига.

Потери золота в мире в ходе операций обжига оцениваются
в сумму более 100 миллионов долларов в год в виде неизвлечен-
ного в цикле выщелачивания огарка золота [14]. Основная при-
чина этих потерь невнимание к типу этого золота и минеральным
характеристикам питания.

В процессе обжига возникают проблемы при выводе и ути-
лизации обжиговых газов.

Мелкозернистый кварц и большое количество кремнезем-
ных сланцев вызывают усиленную абразивность в газе. Это свой-
ство имеет большое значение для конструкции трубопровода и
выбора износоустойчивых материалов.
Рекомендуется периодическое минералогическое обследо-
вание тканей фильтров рукавного пылеуловителя на предмет жа-
ропрочности и воздействия кислой среды. Необходимо проводить
периодическое исследование типов золота в накипи. Это поможет
определить и проконтролировать степень и причины летучести
золота. Избыточное образование триоксида мышьяка в газе мо-
жет указывать на попадание холодного воздуха. Накопление
вредных элементов, например, сурьмы, в огарках обжига, часто
вызвано небольшими колебаниями температуры в печи. Это мо-
жет привести к образованию высокотемпературных сульфидов-
поглотителей, которые способствует повышенным концентраци-
ям этих элементов [9].

В зарубежной практике используются различные методы
обжига.

Вращающаяся печь

Вращающиеся печи подразделяются на работающие в про-
тивоточном и прямоточном режимах. Использование вращаю-
щейся печи рассматривается, если крупность питания велика - 12
мм (1/2 дюйма), а объем перерабатываемого материала низок.
Печи признаны весьма неэффективными в связи с тем, что кон-
такт руды с воздухом затрудняет перенос теплоты и кислорода.
Установки этого типа не рекомендуются для обжига тонкого ма-
териала. Скорость прохождения воздуха через печь высока, что
вызывает потери пыли из печи. Параметры печи зависят от необ-
ходимой для данного типа руды длительности процесса, тем са-
мым, являясь функцией крупности руды и контакта ее с возду-
хом. Большие вращающиеся печи затрудняют оборот мелких пы-
левых частиц, необходимый для полного обжига. Обычно про-
цесс длится два-три часа, что при высоком объеме перерабаты-
ваемой руды требует очень длинных печей. Выбрасываемые при
обжиге газы могут способствовать коррозии материала, поэтому
печь должна быть изготовлена из специального сплава. Все эти
факторы подтверждают дороговизну этой операции.

Мультигорн

Печи на основе мультигорна используются на большом
диапазоне крупности питания - от крупной руды 11 мм (1/2 дюй-
ма) до микронов. По сравнению с роторной печью мультигорн
обладает рядом преимуществ, в частности, он обеспечивает го-
раздо больший контакт руды и воздуха, что способствует лучше-
му переносу теплоты и кислорода. Лучший контакт уменьшает
поток воздуха и скорость прохождения воздуха через печь, что
снижает потери с пылью. Кроме того, конфигурация горна упро-
щает оборот пыли.

Кипящий слой

На сегодняшний день в промышленности преобладают пе-
чи обжига исходной руды в кипящем слое. По сравнению с дру-
гими описанными методами технология обжига в кипящем слое
может быть применена на материале с крупностью, необходимой
для высвобождения минерала из вмещающей породы и достиже-
ния оптимальных параметров обжига. Установки обжига в кипя-
щем слое обеспечивают полное перемешивание воздуха и руды,
что позволяет довести до максимума перенос теплоты и кислоро-
да. В связи с этим установки обжига в кипящем слое обычно ра-
ботают с более низким потреблением внешнего топлива и более
короткой длительностью процесса. Для эффективной работы пе-
чи желательна равномерная флюидизация в рабочем кипящем
слое. Поддержание равномерной флюидизации (ожижения) тре-
бует достаточно узкого диапазона крупности в питании. Более
высокая скорость флюидизации требует больше воздуха и,
соответственно, больше топлива. Чем выше скорость воздуха,
тем вероятнее выдувание необожженных мелких частиц (обычно
это материал с наивысшим содержанием) из печи, что
отрицательно скажется на общем уровне извлечения. До
недавнего времени обжиг в кипящем слое проводился в
традиционных стационарных установках обжига.. Недавно на
рынке появились установки Лурджи с технологией
циркулирующего кипящего слоя (рис. 1.2). Эта технология
характеризуется очень высокой скоростью флюидизации воздуха
-	Рис. 1.2. Обжиг в стационарном кипящем слое и в

циркулирующем кипящем слое Лурджи

Максимальная мощность стационарной установки печи в
- кипящем слое достигает 100 т/ч при диаметре печи 24 фута. Эк-
вивалентная печь циркулирующего обжига в кипящем слое
- должна иметь диаметр 8 футов. Следует отметить, что установка
циркулирующего кипящего слоя может рассматриваться как печь
с двумя отделениями, поскольку циклон работает при эксплуата-
ционной температуре, причем продукт нижнего потока циклона
возвращается в воздушную камеру [15].

Многостадиальный обжиг

Многостадиальный обжиг длительное время успешно при-
меняется на ряде заводов. В случае наличия в рудах большого
количества арсенопирита мышьяк выводится в первой стадии
обжига в виде As2O3. Реактор кипящего слоя и условия эксплуа-
тации проектируются таким образом, чтобы воспрепятствовать
V образованию арсенатов (As2O5) и трисульфида мышьяка (AsS3),
которые способствуют образованию минерального осадка и мо-
V гут осложнить процесс. Реактор и эксплуатационные условия
второй стадии проектируются с целью полного выведения всей
остаточной сульфидной серы. Материалы питания с низким со-
держанием мышьяка могут быть переработаны в ходе одностади-
ального окислительного "мертвого” обжига. Выбор одностади-
ального или двухстадиального обжига зависит от ряда факторов,
таких как цена на золото, содержание мышьяка, эксплуатацион-
ные затраты и иные финансовые факторы.

Питание печи обжига концентрата обычно содержит значи-
тельное количество сульфидов, часто более 20% всего объема
питания. Концентраты подаются в кипящий слой в виде шлама. В
связи с высокой производительностью реактора с циркулирую-
щим кипящим слоем (ЦКС), работающего с более высокой ско-
ростью, эта технология может быть успешно применена для вы-
сокопроизводительного обжига концентрата.

Истощение ресурсов неупорных золотосодержащих руд
привело к возрастанию интереса к рудам, содержащим сульфид-
ный или органический материал. Было доказано, что эти руды
могут быть подвергнуты обжигу в кипящем слое с последующим
высоким извлечением золота.

Существует три основных класса печей. Наибольшее число
печей попадают в категорию "мертвого" обжига. Два других
класса представлены сульфатными печами и печами частичного
обжига.

Печи частичного обжига

Печи частичного обжига позволяют вывести только часть
сульфидной серы. Это осуществляется благодаря подаче воздуха
в печь. Питание состоит из медных концентратов и флюса (пес-
ков) и готовится в виде шлама. Продукт направляется в ревер-
берную печь и газы имеют достаточную концентрацию для про-
изводства серной кислоты.

Сульфатные печи

Сульфатный обжиг происходит, когда температура и состав
газов в кипящем слое благоприятствуют образованию сульфатов
цветных металлов. Руды, содержащие халькоцит, Cu2S, обычно
вместе с карроллитом, Co2CuS4 обогащаются и подаются в виде
шлама в печь. Относительно большие объемы излишков воздуха
используются для ускорения формирования сульфатов меди и
кобальта. Сульфаты выщелачиваются, медь подвергается элек-
тролитическому аффинажу, а кобальт осаждается. Концентраты
цинка и меди подвергаются сульфатному обжигу в аналогичной
системе.

Печи "мертвого" обжига

Химия "мертвого'1 обжига благоприятствует выведению
сульфидной серы и органических веществ, если они присутству-
ют, без образования сульфатов. Сульфидные концентраты или
руды с высоким содержанием серы подаются в печь, где образо-
вание сульфатов сведено к минимуму и содержание сульфидной
серы снижено с 20% до 0,2%. Газы, полученные в ходе "мертво-
го" обжига, используются для производства серной кислоты.

Ключевыми параметрами для получения высокого извлече-
ния золота в процессе обжига являются температура и длитель-
ность процесса. Высокая температура и большая длительность
обжига приводят к снижению извлечения золота. Эти ограниче-
ния осложняют вывод сульфидов и углистого вещества при по-
мощи традиционной технологии обжига. В этой связи был разра-
ботан процесс с использованием обогащенной кислородом атмо-
сферы в целях улучшения кинетики реакции. Для достижения
одинаковой температуры реакции и длительности ее, необходи-
мых для получения оптимального извлечения золота в после-
дующем процессе выщелачивания, используется двухстадиальная
противоточная система. Первые фабрики, использующие два ре-
актора обжига в кипящем слое, были запущены в 1989 году. Ис-
пользование обогащенной кислородом атмосферы позволяет сни-
зить потери тепла с выбрасываемым газом и обеспечить допус-
тимый с экологической точки зрения сброс в атмосферу. Более
низкие объемы газов, получаемые благодаря атмосфере, обога-
щенной кислородом, позволяют создать более экономичную сис-
гему [16].

Проектные параметры процесса обжига

На ранней стадии разработки печи должны быть учтены
специфические факторы, влияющие на затраты цикла обжига
[17].
Подача питания

Проектирование системы подачи питания включает выбор
физического метода питания, расположения места подачи пита-
ния, относительное положение участка кипящего слоя, куда по-
дается питание, и учет необходимости предварительного нагрева
руды перед подачей в печь.

Предварительный нагрев руды перед подачей в печь позво-
лит снизить количество энергии, требуемой для топлива печи, и
сведет на нет возможность появления отдельных участков вблизи
точки питания. Необходимость подогрева руды основывается на
ее недостаточных топливных характеристиках. Два варианта по-
догрева руды, включающие получение теплоты из цикла обжига
и использования установки предварительного подогрева в кипя-
щем слое, при котором теплота получается из системы огарков,
либо добавление твердого из питания непосредственно в систему
выходящих газов печи.

Необходимость в подогреве руды отпадает, когда руда
транспортируется непосредственно из цикла сухого измельчения
в цикл обжига. Обычно системы воздушного обжига работают
при температуре 93°С (200°F). Как правило, руда подается в ки-
пящий слой под действием собственного веса через роторный
клапан, независимо от того, идет она из промежуточного бункера
или из камеры предварительного нагревания. Место расположе-
ния точки подачи питания в кипящий слой варьирует в зависимо-
сти от производителя оборудования. Некоторые производители
предпочитают размещать точку подачи питания вверху кипящего
слоя, полагая, что активность слоя достаточна для обеспечения
достаточного перемешивания. Другие производители предпочи-
тают подачу твердого под поверхностью кипящего слоя.

Охлаждение огарка

Охлаждение огарка может быть двухстадиальным или
трехстадиальным процессом, проводимым с целью снижения
температуры. Процесс охлаждения огарка также наилучшим об-
разом способствует выделению теплоты для циклов предвари-
гельного нагревания, обжига и в иных необходимых случаях на
фабрике. Эти функции выполняются в непрямом обменнике жид-
: костного слоя. Окружающий воздух продувается через трубки,
образующие холодную сторону теплообменника. Горячая сторо-
на теплообменника состоит из жидкостной камеры, в которой
находятся горячие огарки. Такой обмен охлаждает огарки до ста-
дии получения необходимого тепла для внутреннего использова-
ния в цикле обжига.

Дополнительное охлаждение огарков перед тушением мо-
жет быть достигнуто с помощью распылительной башни. Руда
подвергается жидкостной обработке в камере, аналогично печи
обжига или установке охлаждения огарка, вода распыляется
внутрь поверхности жидкостного слоя. Тепло, выделенное огар-
: ками, способствует испарению распыляемой воды, которая вы-
пускается вместе с прошедшим через жидкостную среду возду-
хом через пылесборник.

Конечный этап охлаждения огарка - стадия тушения водой.
Эта операция производится в емкости с интенсивным перемеши-
ванием для обеспечения непрерывного перемешивания огарков и
V воды и снижения образования пара в емкости. Чрезмерное паро-
образование может вызвать проблемы, связанные с перемещени-
- ем давления обратно в систему, блокированием лотка из-за кон-
такта горячих огарков с влажным материалом или чрезмерным
- количеством твердого, поступающего в пар через скрубберную
систему.

Выделение теплоты

Подача свежего твердого в поток выходного газа системы
обжига перед циклонированием делает возможным предвари-
тельное нагревание нового питания и охлаждение отработанных
~ газов. Такой вариант снижет необходимость охлаждения отрабо-
танных газов с использованием охлаждающего потока воздуха и
водно- или воздухо-газового теплообменника, что может потре-
боваться перед переработкой отработанных газов в пылеулавли-
вающей камере или газо-скрубберной системе.

ч Система охлаждения огарков в жидкостном слое действует
как противоточный теплообменник. Воздух из системы обжига в
V. кипящем слое при температуре окружающего воздуха продувает-
ся через серию труб, принимающих теплоту благодаря конвекции
через стенки труб из кипящего слоя огарков, которые выводятся
из печи обжига при температуре от 525 до 700°С. Объем воздуш-
ного потока из системы обжига фиксируется объемом воздуха,
необходимого для поддержания оптимальной скорости воздуха.
Объем получаемой теплоты определяется имеющейся площадью
контакта трубы.

Существует точка критического объема, когда представля-
ется неэкономичным получать больше теплоты из системы охла-
ждения огарков для использования в системе обжига. Однако
может появиться теплота, извлекаемая при более низкой темпе-
ратуре, которая может использоваться в других циклах фабрики,
например, предварительно нагретый воздух можно использовать
в системе сухого измельчения.

Эксплуатация

Питание системы обжига должно осуществляться под дей-
ствием собственного веса материала через механическую изме-
рительную систему. Подача материала в систему обжига под дав-
лением, даже очень низким, вызывает проблемы стабилизации
цикла обжига. Желательно поддерживать отрицательное давле-
ние в печи над кипящим слоем с тем, чтобы предотвратить попа-
дание твердого в воздушную коробку. Далее проблемы возника-
ют при автоматическом контроле давления над слоем, поскольку
система не может реагировать со скоростью адекватной потенци-
альным изменениям давления. Даже неравномерная подача пита-
ния под действием собственного веса оказывает резко отрица-
тельное влияние на питание потока отработанного воздуха при
циклонах.

Еще одна проблема проектирования оборудования возни-
кает в связи с разработкой конструкции воздушной коробки и
емкости распределения воздуха. При условии непрерывной рабо-
ты оборудования обжига в кипящем слое, либо выключении его
при достижении контрольных показателей температуры, давле-
ния под слоем и над слоем, количество твердого, поступающего
обратно в воздушную коробку из слоя, будет сведено к миниму-
му. Промежуточные операции и досадные остановки, такие как
отключение электричества, осложнят ситуацию, особенно при
запуске фабрики. Текучесть твердого в условиях аэрации приво-
дит к обратному движению материала через отверстия насадок и
заполнению воздушной коробки при отключении жидкостного
продувного устройства. При повышении температуры твердого
. увеличивается его текучесть.

Хотя .конструкция насадок может повлиять на объем и ско-
рость поступления материала из кипящего слоя обратно в воз-
душную коробку, следует ожидать переполнения воздушной ко-
робки. Необходимо оптимизировать конструкцию воздушной ко-
робки, чтобы облегчить ее очистку через клапан или конус.

Очистка газа

Процессы обжига и пирометаллургии в целом должны от-
вечать очень строгим условиям выброса в атмосферу, что ослож-
няет получение разрешения на проект. Технологические усовер-
шенствования последних лет позволили вписаться в эти жесткие
рамки. Контролируемые примеси варьируют от проекта к проек-
ту, в зависимости от минералогии руды. Для золотосодержащих
руд неполный список примесей включает пыль, диоксид серы,
мышьяк и ртуть.

Сложность системы очистки отработанных газов зависит от
того, какие примеси присутствуют, так как каждая примесь мо-
жет потребовать отдельной системы очистки. Например, простая
система очистки может использоваться, если отработанные газы
нужно очистить только от пыли и диоксида серы. Эта система
может включать в себя высокоинтенсивный влажный скруббер,
аналогичный скрубберам, используемым для сбора пыли. Вместо
использования водного потока для препятствия пыли использует-
ся поток негашеной извести или известняка для нейтрализации
диоксида серы и снижения кислотного потенциала отработанных
газов, а также для выведения частиц. Скруббер должен включать
брызгоуловитель, что снижает возможность выброса частиц ки-
слоты с потоком газа в атмосферу или в следующую стадию очи-
стки газа. Альтернативой влажному скрубберу для отработанных
газов простого состава является рукавный пылеуловитель для
дывода частиц и влажный газовый скруббер для нейтрализации
кислотных компонентов в потоке газа. Выбор рукавного пыле-
уловителя требует определенного метода предварительного ох-
лаждения потока газа перед вводом в пылеуловитель. Это осуще-
ствляется использованием воздухо-газового теплообменника.
Воздух предварительно нагревается в другом цикле системы и
поток газа охлаждается. Альтернативно можно использовать по-
дачу твердого питания в печь при внешних условиях, что также
обеспечит охлаждение. Вариант с пылеуловителем должен пре-
дусматривать систему аварийного тушения с использованием ок-
ружающего воздуха. Аварийная система проектируется с тем,
чтобы включиться в работу, если температура отработанных га-
зов достигает таких значений, при которых возможно поврежде-
ние деталей пылеуловителя.

Присутствие значительных объемов мышьяка и ртути, час-
то ассоциированных с золотом, осложняет конструкцию системы
очистки газа. Падения температуры, связанные с работой пыле-
уловителя или скруббера, позволят вывести значительную пор-
цию мышьяка на предшествующих стадиях удаления пыли.
Мышьяк, присутствующий в субмикронных долях, не будет вы-
веден на этих этапах. Чтобы обеспечить выведение мелких час-
тиц мышьяка, можно ввести дополнительный этап электростати-
ческого осаждения.

Ртуть остается летучей во всем диапазоне рабочих темпе-
ратур цикла очистки газов, и ее уровень не будет снижен выше-
описанными процессами до норм, предъявляемых законодатель-
ством к такого рода проектам. Для выведения ртути отработан-
ный газ пропускается через колонны, содержащие уголь, насы-
щенный серой, причем ртуть образует соединение с серой и осе-
дает на поверхности угля. Рис. 1.3 и 1.4 иллюстрируют процесс
очистки простого и сложносоставного отработанных газов соот-
ветственно.

Обеспечение гарантии чистого выброса является одним из
важнейших этапов в ходе установки и работы цикла обжига. В
зависимости от сложности выбранного цикла капитальные затра-
ты, связанные со стоимостью оборудования по очистке отрабо-
танных газов и его установки, могут превысить стоимость уста-
новки самой печи обжига.
пыль + SO

2

Отработанный

Выход

Рис. 1.3. Схема простой газоочистки

Сухое измельчение

Традиционно сухое измельчение используется для подго-
товки питания цикла обжига исходной руды. Сухое измельчение
обычно ассоциируется с переработкой промышленных минера-
L пюв, где желательны крайне сухие продукты, а также для желез-
ной руды. В переработке руды со шламовыми процессами тради-
ционно используется влажное измельчение для отделения эконо-
мически важного минерала. Обычно считают, что стоимость ус-
тановки и эксплуатации системы сухого измельчения превышает
стоимость цикла влажного измельчения. Отчасти это связано с
недостатком электроэнергии и повышением ее стоимости, кото-
рое в некоторой степени компенсируется более низким потребле-
нием энергии мельницы. Сложные системы классификации, свя-
занные с сухим измельчением, включая повышенные требования
к оборудования по подавлению и сбору газа, вносят наибольший
вклад в капитальные затраты. Эти затраты включают следующие
аспекты:

пыль + SO2, мышьяк, ртуть

Отработанный

Отработанный

Выход газа

Рис. 1.4. Схема сложной газочистки

1)	Затраты на установку

1.1)	количество бетона	‘

1.2)	конструкционная сталь для опор

2)	Сбор пыли

3)	Повышенные требования к энергопотреблению

3.1)	энергия на просушивание руды;

3.2)	энергия на пропуск измельченной руды через сис-
тему классификации, так как воздух не гарантирует
эффективной флюидизации.
Финансовые преимущества использования системы сухого
измельчения для подготовки питания при обжиге исходной руды
связаны с отсутствием топливного эквивалента в рудах. Если
- печь работает на шламовом питании из цикла измельчения, дос-
таточное количество энергии должно быть обеспечено для про-
сушивания руды и ее нагрева до необходимой температуры об-
жига. Эта энергия может быть в виде теплоты для выпаривания
влаги или получаться механическими способами частичного
,• обезвоживания руды перед обжигом. Эти альтернативы значи-
тельно повысят проектные капитальные и эксплуатационные за-
траты.

Выбор цикла дробления и измельчения

Существует ряд альтернатив такого выбора. Они включа-
ют:

1)	многостадиальное дробление с последующим односта-
диальным или многостадиальным измельчением.

2)	первичное дробление с последующим измельчением в
мельнице полусамоизмельчения и, возможно, вторич-
4	ным измельчением.

Выбор одной или двух стадий измельчения зависит от
крупности продукта для обжига и дальнейшей технологии пере-
иаботки.

Приводим ряд факторов, влияющих на проектирование
, цикла:

1)	наличие существующего цикла

2)	требования к крупности продукта

3)	содержание влаги в руде

4)	характеристики руды.

Существующий цикл

i Многие разрабатываемые месторождения упорных золото-
содержащих руд ассоциированы с месторождениями легкообо-
Сгащаемых руд, для которых уже построена фабрика. Если разра-
ботка золотосодержащего месторождения по времени совпадает с
истощением легкообогащаемых резервов, следует обдумать воз-
можности использования существующего оборудования. Это
можно осуществить при пропуске двух видов руды через уста-
новку, причем продукт измельчения (слив циклона) направляется
в соответствующий технологии дальнейший цикл, или же осуще-
ствляется полное переключение; однако в любом случае подра-
зумевается влажное измельчение. Рис. 1.5 показывает упрощен-
ную технологическую схему с использованием существующего
цикла.

Питание	Питание

Огарки

Рис. 1.5. Упрощенная техноло- Рис.1.6. Обжиг крупной руды с
гическая схема с использовани- доизмельчением шлама
ем цикла влажного измельчения
Обоснование использования существующего цикла влаж-
ного измельчения основывается на сопоставлении капитальных и
эксплуатационных затрат для нового цикла сухого измельчения и
затратами на просушивание руды перед подачей в цикл обжига.
Дополнительные затраты будут связаны со следующими типами
v оборудования:

1)	сгуститель для слива циклона;

2)	установка фильтрования на нижнем продукте сгустителя;

3)	предварительная сушка фильтровального кека перед об-
жигом.

Крупность продукта

Конечная крупность продукта, необходимая для достиже-
ния удовлетворительных результатов работы, обычно представ-
ляет собой крупность, оптимальную для эффективного обжига
частиц, но может также определяться максимальной крупностью
материала, перерабатываемого в дальнейших технологических
V. циклах. Например, нежелательно оседание материала в связи с
его крупностью и плотностью в емкости перемешивания цикла
v CIL или выщелачивания. При использовании технологии с акти-
вированным углем нежелательно, чтобы крупность материла бы-
ла близка по крупности к активированному углю, поскольку это
вызовет сложности с просеиванием материала во всех циклах
- фабрики.

Наличие существующей фабрики не определяет организа-
~ ции цикла измельчения. Рис. 1.6 иллюстрирует упрощенную тех-
нологическую схему модификации цикла сухого измельчения в
цикл влажного измельчения. Крупность, необходимая для эффек-
тивного обжига, выше, чем крупность, необходимая для даль-
нейших циклов технологической схемы. В целях экономии капи-
тальных затрат желательно установить цикл сухого измельчения
для получения материала для обжига и использовать сущест-
вующее оборудование для влажного измельчения в целях даль-
нейшего уменьшения крупности. Новое оборудование, перераба-
тывающее ту же руду, возможно, обеспечит сухое измельчение
до конечной желательной крупности перед подачей в печь обжи-
га. Как показано ранее при описании цикла обжига, распределе-
ние классов крупности повлияет на скорость флюидизации в пе-
чи, и, вероятно, на размеры печи.

Содержание влаги

Содержание влаги в руде повлияет на выбор типа слива
мельницы и предпочтения решетчатого либо воздушного слива.
Руды с низким содержанием влаги, до трех процентов, требует
меньше теплоты для просушки в ходе процесса измельчения.
Часть этой теплоты вырабатывается в ходе самого процесса из-
мельчения. Добавочная теплота получается из потока теплого
воздуха, проходящего через мельницу. Воздух в этом случае ис-
пользуется прежде всего для просушки. Измельченная руда
транспортируется из одной точки цикла в другую с использова-
нием механических конвейеров, таких как винтовые конвейеры и
ковшовые элеваторы.

При более высокой влажности объем горячего воздуха,
требуемого для просушки руды, таков, что экономично ввести
дополнительный воздух для воздушного слива мельницы. Увели-
чение параметров трубопроводов и площади рукавов пылесбор-
ника для воздушных операций минимальны и дополнительные
затраты на использование механических методов перемещения
продукта мельницы не обоснованы. В результате, воздух этой
операции используется для просушки, перемещения и классифи-
кации руды.

Характеристики руды

Для руд глинистого типа с очень высоким (+15%) содержа-
нием и неравномерным распределением влаги вариант ранее опи-
санного влажного измельчения должен быть хорошо взвешен.

Физические характеристики руды также повлияют на кон-
фигурацию циклов дробления и измельчения. Руды с высоким
содержанием глины могут не поддаваться многостадиальному
дроблению на стандартной конусной дробилке или дробилке с
короткой насадкой. Руды такого типа лучше поддаются односта-
диальному дроблению на вращающейся конусной или щековой
дробилке с последующим измельчением на мельнице полусамо-
измельчения.
Проектирование цикла сухого измельчения

В ходе выбора оборудования и технологической схемы
цикла сухого измельчения следует учесть следующее:

1)	эффективность топлива/энергии

2)	система классификации материала по крупности

3)	надежность оборудования.

Эффективность топлива/энергии

Эффективность топлива/энергии может быть связан с эко-
номией либо из внешних источников, либо из замкнутого цикла
измельчения. В качестве примеров внешних источников приве-
дем извлечение излишков теплоты из цикла обжига или (в случае
удаленности фабрики) из дизельных генераторов. Эти излишки
теплоты будут поступать через воздушный нагреватель цикла
сухого измельчения, возможность получения теплоты таким спо-
собом снизит потребность ее выработки нагревателем, что обес-
печит экономию топлива.

В ходе самого цикла сухого измельчения первоначальный
выбор между воздушным и решетчатым сливом окажет значи-
тельное влияние на энергопотребление. При решетчатом сливе
продукт транспортируется ковшовым элеватором и винтовым
конвейером и/или воздушным спуском. Требования к воздуху и
параметрам вентилятора определяются количеством теплоты,
требуемой на просушку руды. Для фабрики аналогичной произ-
водительности с использованием воздушной операции поток воз-
духа необходим как для транспортировки, так и для просушки.
Эффективность воздуха в качестве жидкости, транспортирующей
твердое, низка, что приводит к повышенному энергопотребле-
нию. Случается, что количество энергии, требуемой для встроен-
ного вентилятора, превышает количество энергии, необходимой
для измельчения руды. Экономия энергии в случае с воздушным
сливом может быть достигнута рециркуляцией части потока воз-
духа обратно в питание цикла измельчения. Теплота этого возду-
ха достаточна для снижения потребностей в топливе. Количество
рециркулируемого воздуха зависит от содержания влаги в руде и
прилипания пыли к потоку воздуха. Без выведения достаточного
количества воздуха из системы увеличение влажности может
привести к тому, что в процессе охлаждения будет смещена точка
росы в трубопроводе или пылеуловителе. Это приведет к конден-
сации влаги в цикле и возможной коррозии, замерзанию или бло-
кировке рукавов. Рециркуляция воздуха требует установки до-
полнительного вентилятора и использования основного вентиля-
тора цикла для грязного воздуха. Уменьшенный благодаря ре-
циркуляции поток воздуха позволит уменьшить размеры рукавов
пылеуловителя и позволит сэкономить капитальные затраты.

Система распределения по классам крупности

Типичная система классификации в цикле измельчения со-
стоит из классификатора статического воздуха, циклонов и пыле-
уловителя. Слив статического классификатора подается через
циклоны для удаления твердых частиц из потока воздуха. Ниж-
ний продукт циклона является конечным продуктом, а слив ци-
клона пропускается через пылеуловитель для выведения остав-
шихся частиц. Статические классификаторы обычно использова-
лись для установок сухого измельчения. Поскольку большинство
1аких установок расположены на участках добычи промышлен-
ных минералов, классификаторы преимущественно разрабатыва-
лись для отделения мелких частиц, а не для более крупных час-
тиц, обычных для рудников металлов.

Надежность оборудования

По мере накопления опыта на вновь построенных фабриках
появляются проблемы с оборудованием, связанные с переработ-
кой золотосодержащих руд на установке сухого измельчения.
Один из примеров тому - абразивность руды. Золотосодержащие
руды часто ассоциированы с кремнеземом, который сохраняет
свою кристаллическую структуру с острыми углами, даже пройдя
цикл измельчения. Были отмечены проблемы в связи с ускорен-
ным износом оборудования.

Еще более важным аспектом с точки зрения рабочей мощ-
ности имеющегося оборудования является износ в связи со скоп-
лением частиц в воздушных потоках. Система транспортировки
воздуха при воздушной системе слива работает аналогично
пневматической конвейерной системе с разреженной фазой при
скорости перемещения более 6000 футов в минуту. Наиболее
опасной зоной являются точки, где происходит смена направле-
ния потока, или где меняется конструкция трубопровода с изме-
нением формы трубы. В конечном итоге было решено перепроек-
тировать оборудование и трубопроводы с керамической плиткой
различной толщины от 1/2 до 2" в зависимости от износа.

Абразивный износ наблюдается также там, где измельчен-
ная руда транспортируется механическим способом. Выбор мате-
риалов для этих условий должен учитывать и температуру про-
цесса. Температуры подачи питания должны быть очень высоки
при выходе нагретого воздуха из нагревателя; и на выходе темпе-
ратура воздуха и продукта должна быть около 93°С (200°F). Лю-
бые резиновые или пластиковые материалы следует серьезно
оценить с точки зрения эффекта температуры на характеристики
износа.

Обжиг исходной руды с использованием систем кислород-
ного кипящего слоя был избран для двух установок обжига, по-
строенных для Индепенденс Майнинг Кампани в 1989 году. Ин-
депенденс Майнинг Кампани (ранее называемая Фрипорт Мак-
Морран Гоулд Кампани) перерабатывает упорные золотосодер-
жащие руды на двух установках, расположенных в 60 км от Элко,
Невада. Проект Джеррит Кэнион, совместное предприятие с
ФМС Гоулд Инк., перерабатывает 2,8 млн. т упорной руды с вы-
соким содержанием углистого вещества в год методом обжига в
кипящем кислородном слое и водного хлорирования. Установки
обжига в кипящем слое работают с июля 1989 года. Проект Биг
Спрингс перерабатывал 400000 тонн сульфидной упорной руды в
год. С экологической точки зрения печи превысили все ожидания
благодаря более низким, нежели проектные, выбросам, согласно
замерам, проведенным в штате Невада.

Обоснование выбора

Выбор процесса обжига на обеих работающих установках
явился результатом независимых исследований, направленных на
определение оптимального процесса переработки упорных руд,
залегающих в районе установок. В Джерритт Кэнион важнейшим
фактором явились крайне высокие эксплуатационные затраты на
хлорирование углистых упорных руд и ожидаемое снижение со-
держания при неистощенных запасах. Более 60% золотых запасов
Биг Спрингс содержались в сульфидных рудах, которые не под-
давались никакой переработке, кроме полного окисления. Тща-
тельное исследование перед началом переработки, методы обо-
гащения гидрометаллургии оказались неэффективными. Джер-
ритт Кэнион в качестве варианта располагал несколькими мето-
дами хлорирования, но не было возможности эффективно ис-
пользовать автоклавные технологии в связи с высоким содержа-
нием известняка в питании. Выбор процесса обжига сделан после
анализа капитальных и эксплуатационных затрат и детальных
исследований в области соответствия экологическим нормам.

Варианты обжига

Выбору типа обжига для каждой конкретной установки
предшествовал серьезный анализ. Сопоставляемые процессы об-
жига включали печь, как отдельную единицу, так и в составе су-
шилки; печь и систему охлаждения; перемещающуюся решетку;
воздушный кипящий слой и кислородный кипящий слой. Процес-
сы были испытаны в лабораторном масштабе и на пилотной уста-
новке. Расчетные сметы капитальных и эксплуатационных затрат
были разработаны для всех вариантов. Ожидаемые эксплуатаци-
онные затраты были рассчитаны для производительности каждо-
го процесса и каждого типа руды на установках. Относительное
сопоставление капитальных и эксплуатационных затрат всех ва-
риантов представлено в табл.1.1.

Капитальные затраты были рассчитаны на основе смет
различных фабрик, работающих в Северной Неваде. В капиталь-
ные затраты вошло оборудование по дроблению, измельчению,
сушке, обжигу, выщелачиванию и переработке газа, без кисло-
родной установки.

Эксплуатационные затраты выражены в долларах на тонну
для Северной Невады и включают расходы на оплату труда, на-
кладные расходы, материалы, электроэнергию, топливо, химика-
ты, кислород и административные расходы.
Таблица 1.1

Сопоставление капитальных и эксплуатационных затрат
(Руды Индепенденс Майнинг Кампани из совместного
предприятия Биг Спарингс и Джерритт Кэнион Лтд»)

Метод	Сульфидные упорные		Углистые упорные	
	Коэффициент эксплуатаци- онных затрат	Коэффициент капитальных затрат	Коэффициент эксплуатаци- онных затрат	Коэффи- циент ка- питаль- ных затрат
Кислородный кипящий слой	1,00	1,00	1,00	1,00
Воздушный кипящий слой	1,10	1,15	1,15	1,20
Сушка/печь	1,25	1,35	1,35	1,30
Печь	1,30	1,30	1,30	1,35
Решетка	1,25  ’		1,40	1,40	1,25

Извлечение золота, обеспечиваемое обжигом в кипящем
слое, как кислородном, так и воздушном, значительно превышало
извлечение другими процессами. Более полное окисление в ки-
слородном слое позволяло превысить показатели воздушного
обжига на обоих типах руд. Сравнение руд и значения извлече-
ния в каждом процессе приведены в табл. 1.2. Для руды Биг
Спрингс было необходимо полное окисление золотосодержащих
сульфидов. Для руды Джерритт Кэнион требовалось полное сжи-
гание углистого вещества для достижения высокого извлечения.
Вращающиеся (роторные) печи

Дробление руды с последующим обжигом, сухим измель-
чением и процессом CIL хорошо вписывалась в существующую
схему Джерритт Кэнион и представлялось надежным вариантом.
Испытания на пилотной установке проводились на различной
крупности материала, при различной длительности, коэффициен-
тах излишков воздуха и скоростях газа в печи. Важнейшей про-
блемой этого процесса явилась сложность температурного кон-
троля по всей длине печи, в связи с чем материал был либо недо-
божжен, либо чрезмерно обожжен. В связи с высокими требова-
ниями к излишкам воздуха для обеспечения полного окисления,
выбросам мышьяка и выдуванию мелких частиц соблюдение
норм газоочистки осложнилось. Длительность пребывания дву-
окиси серы в слое была небольшой, как и концентрация диоксида
серы в системе газоочистки, что снижало эффективность ее вы-
ведения. Размеры печи возросли до 20 футов в диаметре при дли-
не 300 футов для переработки 2000 тонн в день.

Таблица 1.2

Сопоставление извлечения. Обжиг исходной руды

	Биг Спрингс	Джерритт Кэнион
Характеристики руды		
Упорная	Сульфиды	Углистое вещество
Органический уголь, % С	0,3	0,8
Сульфиды, % S	1,5	1,1
Карбонат, % СО3	6,0	22,0
Мышьяк, % As	0,25	0,02
Углистое вещество	слабо прояв- лено	Очень сильно прояв- лено
Золотосульфидные соединения	сильные	слабые
Золотоуглистые соединения	слабые	слабые
Извлечение золота, %		
Кислородный кипящий слой	91	90
Воздушный кипящий слой	85	87
Одна печь	81	78
Решетчатая печь	83	82
Сушилка/печь/охлаждение	82	79
Выщелачивание	10	5
CIL	20	20

Использование трехстадиальной системы, где руда просу-
шивалась в печи, обжигалась на второй стадии и просушивалась
на третьей стадии позволило усовершенствовать температурный
контроль и, тем самым, повысить извлечение золота за счет по-
вышения капитальных затрат. Эксплуатационные затраты были
ниже, чем для одной печи, в связи с меньшими потоками воздуха
и извлечением теплоты. Прямоточные печи обеспечивают луч-
ший температурный контроль за счет более высокой стоимости
энергии.

Относительное сопоставление ключевых эксплуатацион-
ных параметров всех процессов приводится в табл. 1.3.

Таблица 1.3

Сопоставление методов обжига исходной руды

	Одна ротор- ная печь	Сушилка/ печь/ох- лаждение	Печь с пе- ремеща- емой ре- шеткой	Воздушный кипящий слой	Кислород- ный кипя- щий слой
Объем газа	10	7	6	5	1
Топливо	3	4	3	2	1
Температур- ный контроль	6	7	2	1	1
Очистка газа	10	3	6	3	1
Пылеулавли- вание	10	3	2	2	1
Выброс мышьяка	6	4	2	2	1
Легкость мо- дификации	6	3	2	1	1
Кислотность	8	8	6	5	1
Извлечение золота	5	4	3	2	1
Эффект окисления	7	4	3	2	1
Подготовка питания	1	1	7	3	3
Обработка материала	1	2	5	1	1
Сложность	3	4	7	2	1

Обжиг в воздушном и кислородном кипящем слое

Обжиг в воздушном слое проанализирован в ходе крупно-
масштабных пилотных испытаний на основе технологии пузырь-
кового слоя, оправдавшей себя в фосфатной промышленности.
Параллельно проводились испытания обжига в кипящем кисло-
родном слое. Обжиг в воздушном кипящем слое значительно
превзошел все остальные процессы благодаря лучшему темпера-
турному контролю и более полному окислению мелко измель-
ченного сухого питания. Длительность процесса в воздушном
слое достигала часа и более, что позволило осуществить полное
окисление и сильно повлияло на капитальные затраты.

Описанный анализ вариантов обжига привел к результатам,
которые можно было предсказать на основе классической термо-
динамики и кинетики реакций между газами и твердыми вещест-
вами. Выбранный вариант характеризуется наиболее высокой
концентрацией окислителя, наименьшей длительностью при сис-
теме, обеспечивающей перенос теплоты и массы, а также кон-
троль над операцией. Для двух действующих установок Инде-
пенденс Майнинг Кампани был выбран процесс обжига в кисло-
родном кипящем слое, что позволило достичь извлечения золота,
превышающего ожидаемое на основе пилотных испытаний, а
также удобный с точки зрения использования имеющегося обо-
рудования, соответствия экологическим нормам, более низких по
сравнению с ожидаемыми эксплуатационных затрат и легкости в
освоении персоналом.

1.3.1. Обжиг золотосодержащих упорных руд

Голден Беар

Установка обжига золотосодержащих упорных руд Голден
Беар расположена на озере Мадди на северо-западе Британской
Колумбии. Автомагистраль к руднику была построена Голден
Беар. Рудничные работы проводятся вахтовым двухнедельным
методом, персонал доставляется чартерным рейсом из Ванкувера,
Уайтхорса или трех провинций Талтан.

Владельцем проекта Голден Беар является корпорация
Норф Американ.

Строительная часть проекта была завершена в октябре 1989
года; наладка и запуск начались в ноябре того же года.

Введение ’'новой*' технологии, учитывая отдаленность руд-
ника и опыт персонала, сопровождалось рядом нестандартных
ситуаций в ходе запуска. В январе 1990 года Килборн заключил
контракт с Голден Беар по оказанию помощи в запуске, осущест-
влению необходимых модификаций и обучению персонала [18].

Описание установки обжига

Установка обжига в кипящем слое на Голден Беар включа-
ет стандартную постель с воздушной подачей. Рис. 1.7 демонст-
рирует основные компоненты технологической схемы Голден
Беар. Руда из цикла сухого измельчения транспортируется пнев-
матическим способом в трубопроводное отделение между пер-
вым и вторым циклоном. Отработанные газы первого циклона
_ предварительно нагревают руду, которая далее накапливается во
втором циклоне и подается напрямую в постель установки обжи-
га посредством горизонтального винтового конвейера. Частицы,
выдуваемые из второго циклона, накапливаются в третьем (мно-
гоконусном) циклоне и возвращаются в установку обжига тем же
винтовым конвейером.

Отработанные газы из рукавного пылеуловителя обраба-
тываются в скрубберной башне в целях выведения диоксида серы
перед выбросом в атмосферу.

Слив постели установки попадает в агрегат охлаждения
огарков в жидкостном слое. Флюидизирующий воздух по трубе
направляется во второй циклон, где он способствует предвари-
тельному нагреванию холодной руды. Первичный воздух для
возгорания пропана в воздушном нагревателе и флюидизации
постели печи предварительно нагревается пропусканием через
, трубы, расположенные внутри установки охлаждения огарков.

Поскольку мелкая руда не подается напрямую в печь, а
< также в связи с низким содержанием серы в руде, необходимость
в охлаждающей воде отпадает.

С' Камера печи представляет собой изготовленную из стали
емкость 12 м в диаметре с общей высотой 10 м (33 фута ). Уста-
у новка имеет комбинированную футеровку из огнеупорного кир-
пича и литого материала с внутренним диаметром 3,35 м (11 фу-
- тов).

* 1 фут = 0,3048 м
1 - Крупная рула; 2 - Тонкая рула; 3 - Ожижающий воздух; 4 - Воздух
возгорания; 5 - Пропан; 6 - Отработанный газ и огарки; 7 - Продукт ци-
клона № 1: 8 - Отработанный газ и огарки циклона №i 1; 9 - Продукт
циклона №2; 10 - Отработанный газ и огарки циклона №2; II - Ожи-
жающий воздух охладителя (горячий); 12 - Слив постели; 13 - Охлаж-
дающая вода; 14 - Продукт мультиконуса и рукавного фильтра; 15 -
Слив охладителя; 16 - Ожижающий воздух печи.
Выпускная камера и камера печи были разделены металли-
ческой фурмовой пластиной, изготовленной из сплава 253 МА,
представляющего собой аустенитовый жаростойкий сплав с вы-
сокой прочностью и устойчивостью к окислению при температу-
рах до 2000°F. Фурмы также были изготовлены из сплава 253МА,
каждая из них приваривалась к пластине. Фурмовая пластина
удерживалась на четырехугольном полом каркасе из балок, через
которые продувался охлаждающий воздух для предотвращения
расширения балок.

Основные проблемы, возникающие в процессе обжига:

Обратный поток огарков в выпускную камеру;

Повреждение фурмовой пластины;

Ошибки проектирования системы охлаждения огарков;

Низкое содержание серы в руде;

Хотя перечисленные проблемы немногочисленны, в сово-
купности они существенно задержали запуск фабрики.

Обратный поток огарков

Проблема обратного потока огарков стала очевидной с на-
чала запуска установки. Печь не была оснащена традиционной
выпускной камерой с коническим дном, что затрудняло очистку.
Первая попытка уменьшения обратного потока свелась к увели-
чению глубины керамических шаров для закрытия верха фурм.
Предполагалось, что это повысит устойчивость рудного потока к
фурмам. Однако этого не произошло, и обратный поток не пре-
кратился. Каждая фурма снабжена шестью флюидизирующими
отверстиями, которые имели наклон в сторону насадки, рис, 1.8.
Эта конструкция была сопоставлена с конструкциями других ус-
тановок обжига, представленных на рынке и их отличали два су-
щественных фактора:

-	Не предусмотрен защитный колпак для насадки, который
предотвратил бы обратный поток.

-	Отверстия насадки следовало бы сделать с уклоном в сто-
рону фурмовой пластины, что свело бы к минимуму эффект во-
ронки на фурмах Голден Беар.
Рис. 1.8. Первоначальная конструкция фурмы

В свете вышесказанного было решено приварить колпак к
каждой насадке.

Поставщику установки обжига было предложено спроекти-
ровать и поставить соответствующие колпаки.

Колпаки были отлиты из сплава 253 с отверстием в центре,
чтобы облегчить приваривание к насадке. К каждому колпаку
прилагалась о-образная распорка для выравнивания колпака на
насадке при сварке. Сварка осуществлялась титановыми электро-
дами из листового сплава 253 1/8", рис. 1.9.

После завершения этих работ установка обжига была запу-
щена вновь. Однако обратный поток руды не уменьшился. Вновь
добавили керамические шары поверх фурм, но поток продолжал-
ся.

Повреждение и замена фурмовой пластины

Во время одной из чисток выпускной камеры было замече-
но, что фурмовая пластина покоробилась и отклонилась на целых
125 мм от центральной опорной балки.
Желоб 1/8 дюйма,
приваренный по окружности

Рис. 1.9. Первоначальная фурма с колпаком

Эта деформация привела к появлению большого зазора ме-
4 жду пластиной и стеной печи, что и послужило причиной про-
блемы с обратным потоком материала. Тщательное исследование
- пластины показало, что она прошла свой порог эластичности и
деформация ее необратима. Было сделано заключение о необхо-
" димости проектирования и установки упорной дуги с новыми
фурмами. Дуга была спроектирована и поставлена Харбисон Уо-
кер, рис. 1.10.

Проектирование фурм было начато одновременно с проек-
тированием упорной дуги и конечный вариант конструкции был
испытан на установке Болиден Эллис в Милуоки. Дуга с фурма-
ми была установлена через 15 недель после повреждения пласти-
ны. Однако запуск прошел не столь хорошо и через два дня вы-
пускная камера была вновь полна огарками. В связи с этим были
проведены испытания, направленные на определение главной
причины проблемы обратного потока.
огнеупорный скошенный огнеупорный
кирпич	кирпич

Рис. 1.10. Огнеупорная арка
Испытания показали, что первая подача руды в установку
‘ обжига должна происходить через второй мультиконус, чтобы
предотвратить прямое попадание руды под высоким давлением в
печь.

Система охлаждения огарков

С самого первого запуска печи в ноябре 1989 года стало
очевидно, что конструкция системы охлаждения огарков страда-
- ла существенным дефектом. Цикл был рассчитан на то, чтобы
вода охлаждала твердые частицы с 350°С до 17°С перед откачкой
~ в сгуститель для повышения плотности. Слив сгустителя далее
направлялся обратно в систему охлаждения для начала следую-
~ щего цикла охлаждения, рис. 1.11. Последующие расчеты массо-
вого и теплового баланса показали, что стабильное состояние бу-
дет достигнуто при температуре воды 70°С.

Окончательный выбор был сделан в пользу конструкции
«труба в трубе» аналогично конструкции, применяемой в урано-
V вой промышленности. Слив сгустителя накачивался в шести-
дюймовую трубу из углеродистой стали, расположенную внутри
V. десятидюймовой стальной трубы. Охлаждающая вода закачива-
лась в противоточном режиме в кольцевой зазор между шести-
- дюймовой и десятидюймовой трубами. Длина каждой трубы со-
ставляла в целом 40 футов при общей длине теплообменника 820
футов. Цикл охлаждения огарков показан на рис. 1.12.

Обжиг низкосульфидных руд

Цикл обжига на Голден Беар был спроектирован для пере-
работки руд, содержащих примерно 4% серы. Изменения харак-
теристик руды и планов ведения горных работ привели к постав-
ке на фабрику низкосульфидных руд. В апреле 1991 года среднее
содержание серы в питании установки обжига составило 2,3%.
Согласно плану горных работ, поставки руды из открытых разра-
боток будут превышать поставки подземной руды, в связи с чем,
; закономерно ожидать дальнейшего снижения содержания серы в
питании печи до уровня ниже 1%.


tn
00

и— — — свежая вода
из рукавного |

Рис. 1.11. Охлаждение огарка и сгущение - первоначальная технологическая схема
с с С ( г г с г г

свежая вода

обор, вода

т

из рукавного
фильтра

из охладителя______

огарка

бак
охлаждения

I резервный

насос Зумпфа насос	агитатор

(не установлен) 3Умп$а	Зумпфа

охлажд.	охлажд.

головной
бак
охлаждения

сгуститель
огарка

теплообменник

обход

- сырая вода

* в бак сырой воды

насосы ниж.

продукта

обор, вода
хвосты

насосы

слива

флоккулянт

♦ в камеру нейтрализации
♦ в камеру нейтрализации

Рис. 1.12. Охлаждение огарка и сгущение » модифицированная технологическая схема

из
При использовании руды, содержащей примерно 3,5% се-
ры, установка обжига работает в полуавтономном режиме. Это
означает, что теплота, выработанная в ходе окисления железа и
серы в пирите, достаточна для поддержания температуры слоя на
желаемом уровне около 525°С. При содержании серы более 3,5%
необходимо добавить охлаждающую воду для предотвращения
повышения температуры слоя.

При содержании серы менее 3,5% температура слоя пони-
жается (без использования внешней теплоты) и извлечение золо-
та снижается.

Основным сульфидным минералом является пирит (FeS2), а
основным углистым минералом является доломит CaMg(CO3)2.
Возможные химические реакции - окисление, разложение и
сульфатизация.

Очевидно, имеют место две окислительные реакции:

2FeS2 + 5,50? - Fe2O3 +4SO2,	(1.1)

7FeS2 + 6О2 - Fe7S8 + 6SO2	(1.2)

Реакция 1.1, безусловно, доминирует. Наблюдается присут-
ствие следов пирротина (Fe7S8) в огарках, однако, окисляется не
весь пирит.

Основная реакция разложения проходит с участием доло-
мита:

CaMg(CO3)2 + теплота = СаО + MgO + 2СО2 (1.3)

Следует принять к рассмотрению три возможных реакции
сульфатизации:

Fe2O3 + 3SO2 + 1,5О2 = Fe2(SO4)3,	(1.4)

СаО + S02 + 0,5О2 = CaSO4,	(1.5)

MgO +SO2 + 0,5O2 - MgSO4,	(1.6)

Реакции 1.1 и 1.4 приводятся как самостоятельные, хотя
возможно получение сульфата железа непосредственно из пири-
та:

2FeS2 + 7О2 - Fe2(SO4)3 + SO2	(1.7)

Вышеприведенные уравнения показывают, что отработан-
ные газы печи содержат только СО2 и SO2. Однако, поскольку
воздух является псевдоожижающим газом и присутствует в коли-
честве, превышающем необходимое для окисления, а пропан
сжигается в воздушном нагревателе с получением и СО2 и Н2О
(водяной пар), отработанные газы содержат как минимум сле-
дующие компоненты: СО2, Н2О, SO2, О2 и N2.

Состав газа удобно выразить в виде логарифма частичного
давления, (часто называемого "потенциалом”)- Таким образом,
потенциалы кислорода и азота в воздухе могут быть выражены
следующим образом:

log pO2-log (0.21) =-0,68
log pN2 == log(0.79) = -0,10.

В печи Голден Беар потенциалы кислорода и диоксида се-
ры таковы:

log рО2 ~ log(0.119) =-0,92

log pSO2 = log(0.037) = -1,43

Рис. 1.13 представляет собой диаграмму потенциалов ки-
слорода/диоксида серы в системе железо-сера-кислород при тем-
пературе 527°С. Логарифмы частичных давлений диоксида серы
представлены на вертикальной шкале; логарифмы кислорода
представлены на горизонтальной шкале. Чистый диоксид серы
при атмосферном давлении соответствует горизонтальной линии,
проходящей через ноль на вертикальной оси (log 1 - 0); а чистый
кислород соответствует вертикальной правой оси. На основе рас-
четного состава газа для базового варианта Голден Беар можно
идентифицировать положение рабочей точки печи, причем суль-
фат железа явится основным железосодержащим минералом в
огарке. Однако минералогические исследования указали на при-
сутствие, в основном, Ге20з (гематита) и на отсутствие сульфата
железа. Наиболее логичное объяснение отклонения практики от
теории сводится к тому, что данная диаграмма неточно воспроиз-
водит микроскопические условия в постели печи. Разделительная
линия между областями Fe2O3 и Ге2(БО4)з перемещается вверх
при повышении температуры. Примерно при 625°С рабочая точка
будет находиться в области гематита, и вполне вероятно, что та-
кие и более высокие температуры будут наблюдаться в зоне сжи-
гания зерен пирита.
PSO

log PO2

Рис. 1.13. Диаграмма потенциала кислорода/диоксида серы
для системыРе-S-O при 527°С (800°К)

При подготовке к проектированию системы подачи элемен-
тарной серы в постель печи был разработан баланс массы и энер-
гии производительности 15 т/ч по руде, содержащей 2,3% серы. В
табл. 1.4 представлены эксплуатационные данные.

Таблица 1.4

Эксплуатационные данные для массового баланса
базового варианта

Поток	Описание	Количество	Температура
1	Грубая руда	15 т/час	280°С
3	Сжижающий воздух постели	1000Нм3/час	175
4	Воздух горения	4500 Нм3/час	175
5	Пропан	167 л/час	25
9	Выход циклона	5490 Нм7час	280
11	Сжижающий воздух охлаждения (вспомогательный воздух)	780 НмТчас	120
12	Слив постели	14.8 т/час	525
Сера как альтернативное топливо

Были исследованы руды с содержанием серы от 1,5 до
2,3%. При первой оценке предполагалось, что недостаток тепло-
ты будет компенсирован повышением температуры сжижающего
= воздуха.

Средняя температура сжижающего воздуха в воздушной
, коробке, согласно расчетам, на 250°С ниже, чем температура воз-
духа горения. Температура постели (525°С) и потери теплоты
С- поддерживались постоянными в этих режимах. На рис.1.14 пока-
заны скорости сжигания пропана, необходимые для поддержания
V температур для различных упорных материалов.

Во второй серии экспериментов температура постели и по-
..гери теплоты также поддерживались на постоянном уровне, ско-
рость сжигания пропана 167 л/ч, недостаток теплоты возмещался
v подачей элементарной серы в постель печи вместе с предвари-
тельно нагретой рудой второго циклона. Результаты расчетов
представлены на рис. 1.15.

	250  240															
				k107(	С-Т	емпер	атура	В BO3.I	ушно	'1 коре	бке			
	220  210  200													
о се														
														
й	190								965 (					
	1 ,s\J  180  1 70													
														
	160									9(				
														
	150  1													
		,4	1,5	1,6 1			,7 1,8	1,9 2,0 2,1 2,2 2,3							2,4	

S в руде, %

Рис. 1.14. Скорость сжигания пропана
1300

Пропан, л/час

Рис. 1.15. Температура воздуха коробки

Добавление элементарной серы производится автоматиче-
ски в зависимости от температуры в постели печи. Предвари-
тельные данные свидетельствуют, что потребление серы прибли-
жено к ожидаемому, и что необходимые устройства контроля
обеспечивают успешную работу печи при существующем диапа-
зоне содержания серы в руде (см. рис. 1.16).

Хотя запуск оказался длительной и сложной процедурой,
желаемый результат был достигнут, и в настоящее время уста-
новка работает при производительности 20 т/ч при извлечении
золота порядка 90%.

1.3.2. Обжиг исходной руды Биг Спрингс и Джерри

Кэнион в чистом кислороде

Обжиг исходной руды в чистом кислороде применяется
Индепенденс Майнинг Кампани на двух установках: Биг Спрингс
- 1100 кор.т в день и Джерритт Кэнион - 4000 кор.т в день [19].
Рис. 1.16. Скорость добавления серы для поддержания
температуры постели 525°С

Золото на Биг Спрингс встречается в виде частиц размером
1-2 микрона, вкрапленных в зерна пирита и арсенопирита. Руда
Биг Спрингс содержит в среднем 0,25% As, среднее содержание

L серы достигает 1,6%. Содержание органического угля в среднем
составляет 0,3%.

_ Печь может обжигать даже окисленную руду, если изме-
нить соответствующим образом баланс топлива. Однако 5%
сульфидов плюс уголь составляют максимальный уровень, при
котором руда может быть обожжена на Биг Спрингс.

V Основное различие между рудами Биг Спрингс и Джерритт
Кэнион, обжигаемых в чистом кислороде, заключается в том, что
руда Биг Спрингс является сульфидно-упорной, тогда как упор-
ность руд Джерритт Кэнион связана с наличием углистого адсор-
бирующего материала. Руды Джерритт Кэнион содержат боль-
шое количество известняка, и испытания по щелочному окисле-
^нию под давлением с последующим процессом CIL не показали
желаемых результатов извлечения золота. Руды Биг Спрингс хо-
рошо поддаются биоокислению (83% извлечения золота) и ки-
слотному автоклавному окислению (90-92% извлечения золота).
Однако, потребление кислоты очень высоко, что увеличивает ка-
питальные затраты. Руды Биг Спрингс и Джерритт Кэнион не мо-
гут быть переработаны флотацией с достаточным извлечением
золота, поэтому предварительная концентрация с последующим
обжигом концентрата является хорошим технологическим вари-
антом.

Технологическая схема Биг Спрингс представлена на рис.
1.17.

На Биг Спрингс окисленная руда измельчается и обжигает-
ся, а не подвергается кучному выщелачиванию. Извлечение золо-
та 93% используется для расчета бортового содержания для дан-
ного типа руда. Та же руда, переработанная CIL, дает только 75%
извлечения золота, табл. 1.5.

Таблица 1.5

Сравнение процессов извлечения золота

Процесс	Извлечение Au
Кучное выщелачивание окисленной руды	68-72%
Измельчение и CIL окисленной руды	75%
Измельчение, обжиг и CIL окисленной руды	93%
Измельчение, обжиг и CIL сульфидной руды	

Диаграмма соотношения выщелачивания цианированием и
общего золота в руде Биг Спрингс представлена на рис. 1.18.

Руда подвергается дроблению в три стадии и питание
мельницы крупностью -20 мм перемешивается, для того чтобы
содержание золота и серы способствовало повышению произво-
дительности и эффективности обжига. Сухому измельчению
можно подвергать питание крупностью -1,5", однако руду из-
мельчают до -3/4” для использования этого же материала в каче-
стве питания кучного выщелачивания.

Питание мельницы крупностью минус 20 мм подается по-
грузчиком в роторную прямоточную сушилку высотой 18 м, диа-
метром 3 м, работающую на жидком топливе.
дробя, руда

погрузчик

сушилка

грохот

бак насыщения
р-ра

пустой р-р

конусная
дробилка

дизель

уголь —J
кл-р

известь и

кальц, сода

охл-е газа
и вывод
пыли

&

SO2
вывод

'груба

О

вода

печь

ЦКС

|шар.

мельп.

воздух

пропан

сжигатель
отраб, газа

конвейер^

возврат

сгуст-ль

насыщ.
уголь

Емкость
восстановления
выщелач.
жидкости

уголь

do

грохот

камеры CIL

уголь

бак
охл-я

пасы щ.

насыщ.

уголь
из колонн

в атмосферу

охлажд. башня

хвостохранилище

в колонны

печь

кисл. промывка
десорбция

регенерир.
уголь

реторта

слиток

электролиз

индукц, печь

Рис. 1,17. Проект Биг Спрингс - технологическая схема
Рис. 1.18. Распределение руды Биг Спрингс по процессам

Сухое измельчение и классификация на Биг Спрингс пред-
ставлены на рис. 1.19.

Питание мельницы крупностью 6 мм (1/4”) подается ков-
шовым элеватором и аэрожолобом в классификатор, который
возвращает верхний продукт в шаровую мельницу. Классифици-
рованный продукт подается на воздушный циклон с помощью
вентилятора сухого воздуха Buffalo Forge, потребляющего 225
кВт, и далее в рукавный пылеуловитель, причем мелкий продукт
помещается в резервуар питания печи.

Циркуляционная нагрузка классификатора варьирует от
100 до 150%. Потребление шаров составляет 0,1 кг стали на кг
руды. Питание в мельницу подается ковшовым элеватором
REXNORD, разработанного для цементной промышленности.

Установка обжига Биг Спрингс перерабатывает 1000 кор.
тонн в день, при этом являясь очень компактной. Диаметр печи
очень мал, а система газоочистки миниатюрна по сравнению с
используемыми в других местах печами обжига концентратов.
Две установки Джерритг Кэнион, поставленные рядом, обжигают
примерно 3500 тонн руды в день. Индепенденс Майнинг Кампа-
ни намеревается построить установки производительностью 6000
тонн руды в год, включающие одну печь, что снизит капитальные
и эксплуатационные затраты.
Рис. 1.19. Сухое измельчение и классификация на Биг Спрингс
Преимущества обжига исходной руды в кислороде

1.	Вязкость. Обожженные руды не образуют вязких пульп.
Это является большим преимуществом при переработке огарков
в циклах CIP и CIL.

2.	Запах. Хлорирование разлагает некоторые глины и реа-
гирует с органическими компонентами руды, что способствует
образованию органогалидов с неприятным запахом, а также
большого количества пены. Обожженная руда дает чистую пуль-
пу.

3.	Разложение угля. Уголь разлагается меньше, если
обожженная руда перерабатывается методом CIL по сравнению с
хлорированной рудой. Хлорированные углеводороды разлагают
уголь и вызывают быстрое снижение активности.

4.	Объем газа в печи обычно ниже по сравнению с воз-
душным обжигом. Это позволяет использовать гораздо меньшую
систему вывода газа, что снижает капитальные затраты на систе-
му газоочистки.

5.	SO2 в газе печи гораздо меньше разбавлен. Даже низко-
сульфидные руды дают газ, пригодный для производства H2S04.

6.	Меньший объем газа в слое означает меньший объем
теплоты на его нагрев и более высокую эффективность термиче-
ских процессов.

7.	Использование чистого кислорода позволяет использо-
вать печь меньшего диаметра.

8.	Применение чистого кислорода позволяет обжигать низ-
косульфидные руды, что невозможно при воздушном обжиге
без предварительного нагрева воздуха.

9.	Руды, содержащие адсорбирующее углистое вещество,
легче перерабатываются кислородным обжигом, чем окислением
под давлением. Сжигание угля более длительно, чем сжигание
сульфидов.

10.	Установка легко запускается и останавливается. Печь
долго удерживает тепло. Если печь выключена и материал вы-
гружен, она может быть снова запущена из холодного состояния
в течение 16-20 ч. Пет необходимости использовать песковый
слой для запуска печи из холодного состояния.
11.	Характеристики контроля над температурой при обжиге
< в кипящем слое гораздо лучше, чем при использовании роторных
и других печей.

12.	Можно использовать кислород под низким давлением
(более низкая стоимость) по сравнению с окислением под давле-
- нием в автоклавах, где необходимо обеспечить высокое давление.

Ограничения использования кислородного обжига руды

Руды с очень высоким значением топлива, например, S+C
более 5%.

Руды, которые можно обогатить с хорошим извлечением
при малом объеме концентрата для обжига. Обжиг меньшего
объема концентрата может в целом стоить дешевле, однако, еле-
• цует учесть общую стоимость извлечения в два этапа и общее
извлечение (например, потери при флотации).

= Обжиг высокосульфидных руд богатых известью вызывает
образование гипса, что способствует образованию накипи в цик-
лах CIL и CIP. Добавление большего количества воды в емкости
охлаждения снижает разложение гипса.

Эксплуатационные затраты

Эксплуатационные затраты на обжиг в Биг Спрингс пред-
ставлены в табл. 1.6-1.7, сопоставление затрат в табл. 1.8. Капи-
тальные затраты - в табл. 1.9.

-	Таблица 1.6

1 Зарплата персоналу	30%
Энергопотребление	20%
Топливо (дизель, уголь, пропан)	14%
Химикаты (NaCN, известь, Na2CO3, ингибитор образования накипи)	13%
[Материалы техобслуживания	9%
Кислород	10%
Прочее	4%
Итого	100%
Смета эксплуатационных затрат

Таблица 1.7

Общие расходы	$ 17/тонн	$ 15,45/кор.т
Дробление и транспортировка	4 /тонн	$ 3,64/кор.т
Горные работы (1,08-1,50/тонн материала	13 /тонн	$ 11,82/кор.т
Администрация, G&A, налоги и пр.	4 /тонн	$ 3,64/кор.т
	$38 /тонн	$ 34,55/кор.т

Таблица 1.8

Сопоставление затрат

	В arrick Goldstrike	Big Springs
	Автоклавное выщелачи- вание/CIL	1500  тонн/день	Обжиг руды/CIL 1100 т/день
Автоклавное выщелачивание	US $ 15,45/кор.тонн	$ 16,36/кор.т
Выщелачивание/CIL	US $ 4,60-5,40/кор.тонн	Включительно
	US $ 22-23/тонн	
	US $ 20,05-2 1/кор.тонн	US$

Таблица 1.9

Капитальные затраты

ДЖЕРРИТТ КЭНИОН	БИТ СПРИНГС
3500 тонн в день	1000 тонн в день
$ 55 млн *	$ 25 млн **

*	включая дробление, измельчение, обжиг, сгущение, CIL и десорбцию.

*	* исключая установку кучного выщелачивания, водные резер-
вуары, предварительную обработку руды, но включает хво-
стохранилища.

Детер и МакКорд провели сопоставление различных схем
предварительной подготовки руды на Джеррит Кэнион, Невада,
табл.1.10.
Таблица 1.10

Сопоставление альтернативных схем
предварительной подготовки

Процесс	Извлечение золота, %	Эксплуатационные затраты ($/тон)*	Коэффициент капитальных затрат
Хлорирование	87	17,60	1,01
Автоклавное вы- щелачивание	90	14,65	2,00
Биоокисление	80	12,00	1,00
Обжиг	89	6,05	1,06

* Эксплуатационные затраты только на окисление: дробление,
измельчение, CIL, аффинаж и пр. не включены.

Таблица 1.11

Квартальная производительность на Джеррит Кэнион

Квартал	Дни	Скорость подачи питания обжига, т/день	Содержа ние в пи- тании, унц/т	Извле- чение, %	Содержа- ние в хво- стах, унц/т	Функцио- нальность печи, %
1989 3	30	2868	0,185	89,44	0,019	78,81
1989 4	92	2199	0,169	87,00	0,019	63,79
1990 1	90	2081	0,152	88,78	0,0148	65,87
1990 2	91	3465	0,147	89,17	0,0149	83,08
1990 3	92	2722	0,143	89,28	0,0135	78,59
1990 4	25	3578	0,154	91,58	0,0117	94,22

Сложные геологические характеристики руд Джерритт Кэ-
нион препятствуют эффективному отделению легкообогатимых
оксидных руд от углистых руд. Даже небольшое количество уг-
листого вещества в окисленной руде дает адсорбирование в цик-
ле выщелачивания, в 1983 году было решено заменить два спосо-
ба подготовки руды разных типов одним - хлорированием всего
питания. Первоначально потребление хлора составляло 17,5 кг на
тонну при переработке половины всей массы руды. К 1987 году
требовалось 45 кг хлора на переработку всей руды, в будущем
руды будут требовать все больше хлора. При производительности
3810 т/сут в 1987 году потребление хлора составляло 187 т/сут.
цены на хлор поднялись и стоимость хлорирования $ 70/унц зо-
лота.

Для замены хлорирования произвели оценку различных ва-
риантов переработки руды. Гравитация и флотация не дали же-
лаемых результатов в отношении предварительной концентрации
руды или вывода углистого и органического вещества. Сопостав-
ление трех процессов предварительного окисления с хлорирова-
нием представлено Детер и МакКорд [19] в табл. 1.12.

Таблица 1.12

Сопоставление процессов извлечения золота

Руда	Тип	CIL,  О/ /о	Хлорное окисление, извлечение, о/ /О	Автоклавное выщелачивание, извлечение, % *	Обжиг, из- влечение, %
Хансен Крик					
Известняк А	II	22	91	96	90
Известняк В	ц	33	90	95	90
Джаспероид	I	78	84	90	94
Роберте Маунтэнс					
Алевролит	П	6	89	88	87
Алевролит	II	8	72	88	87

* Автоклавное выщелачивание при температуре 500°F при давлении кислорода
100 ф/кв. дюйм.

Руды Джеррит Кэнион имеют высокое содержание извест-
няка, что повышает потребление кислоты в процессе автоклавно-
го окисления под давлением. Щелочное окисление под давлением
требовало неэкономично высоких температур и давления для
окисления органического угля в руде. Испытания биоокисления
дали низкое извлечение при большой длительности процесса.
Щелочные характеристики руды также явились проблемой, по-
скольку биоокисление с использование тиобациловых ферроок-
сидантов проводится в кислой среде. Извлечение золота различ-
ными методами приведено в табл. 1.13.
Таблица 1.13

Сопоставление процессов извлечения золота
на Джерритт Кэнион

Тип руды	Щелочное окисление (извлечение, %)	О2 обжиг в кипящем слое (извлечение, %)	С12 (фут/тонн)	С12 (из- влечение, %)
Тип II Известняк А	96	90	108	91
Тип II Известняк В	92	90	100	90
Тип II Алевролит	89	88	145	83

На Джеррит Кэнион были установлены вторичная и тре-
тичная дробилки с сушильной печью, обжигом после сухого из-
мельчения и CIL при параллельном расширении установки пер-
вичного дробления.

Вторичное дробление включает две стадии с использовани-
ем одной стандартной и двух конусных дробилок SYMONS 4 %'
для доведения продукта первой дробилки крупностью -125 мм
(5”) до крупности -12,5 мм (1/2”).

Роторная сушильная установка снижает влажность до 1% и
устанавливается между вторичной и третичной дробилками.
Сушка необходима для снижения потребления топлива в цикл
обжига, поскольку руда содержит недостаточное количество топ-
лива для автогенного обжига. Энергопотребление более эффек-
тивно при сушке руды перед измельчением по сравнению с
влажным измельчением, фильтрацией и сушкой руды.

Сухое измельчение выполняется в мельнице Fuller с решет-
чатым выходом диаметром 5,64м и высотой 4,42м. Рабочий ин-
декс составляет 10 кВт/час на тонну для влажного измельчения
по сравнению с 13 кВт/час на тонну для сухого измельчения. Об-
жиг на Джерритт Кэнион представлен на рис. 1.20.
на CIL (или хлорирование при необходимости)

Рис. 1.20. Обжиг на Джеррит Кэннон)
Подача материала для цикла сухого измельчения произво-
дится аэрожолобом и ковшовым элеватором. Классификация
происходит в классификаторах O’SEPA. Слив классификатора
O'SEP А (мелкие частицы) подается в сухие циклоны с выводом
мелкой пыли через рукавный пылеуловитель. Крупность питания
печи составляет 50% +65 меш, 50% -200 меш.

:	Питание в печь подается из резервуара питания емкостью

1900 тонн.

Имеются две идентичных двухстадиальных установки, ра-
ботающих в противоточном режиме. Питание извлекается из ре-
+ зервуара винтовым питателем с регулируемой скоростью. Мелкое
питание поднимается ковшовым элеватором в систему подачи
питания. Из питателя руда поступает в печь. Порошкообразный
уголь добавляется в качестве топлива, а дизельное топливо ис-
пользуется для регулирования температуры. Температура и дли-
. тельность устанавливаются из расчета сжигания 0,5-1,5% органи-
ческого угля и 0,5-1,0% сульфидной серы в руде питания.

Если после запуска в июле 1989 года извлечение на уста-
новке составляло 88,92%, то теперь оно достигло 91%. Потери
_ нерастворимого золота с хвостами CIL достигают 0,012-0,015 ун-
ций золота на кор. тонну (0,34-0,42 г унций золота на тонну), что
_ свидетельствует о высокой эффективности системы обжига.

+ 1.3,3. Обжиг исходной руды с использованием печи

Лурджи

Первая установка обжига Лурджи CFB (циркулирующий
кипящий слой) в Северной Америке была поставлена на руднике
Кортес, Невада, в 1990 году. Печь диаметром 9' была спроектиро-
< вана на производительность 2200 кор. тонн в день по руде.

Пайниманн [20, 21] описывает процесс Лурджи, применен-
+ ный на золотом руднике Кортес, Невада, и на Калгурли Консоли-
дейтед Гоулд Майне в Гиджи, Западная Австралия.
Сухое измельчение и классификация на Кортес представ-
ляли серьезную проблему и существенно замедлили запуск и вы-
вод установки на проектную мощность.

Цикл сухого измельчения перед обжигом включает мель-
ницу полусамоизмельчения с воздушной очисткой, воздухонаг-
реватель для сушки руды внутри мельницы, вентилятор рецирку-
ляции загрязненного воздуха мощностью 800 лошадиных сил,
вентилятор вывода отработанного воздуха мощностью 150 лоша-
диных сил, рукавный пылеуловитель, серию циклонов и класси-
фикатор VARIMESH.

Руда измельчается до -10 меш и затем пневматическим
способом подается в резервуар питания печи емкостью 1400
тонн. Проектный объем подачи питания циклов сухого измельче-
ния и обжига составляет 2000 тонн в день.

Установка обжига в кипящем слое представлена на
рис.1.21.

фз Газ

Средняя скорость расширения

Рис. 1.21 Установка обжига в кипящем слое
Таблица 1,14

Сопоставление стационарного и циркулирующего кипящего
слоя

	Стационарный кипящий слой	Циркуляционный кипящий слой
Скорость скольжения	низкая	высокая
Перемешивание газов и твердого	среднее	отличное
Перемешивание газов и твердого	плохое (сгущение, мед- ленное формирование жидкостного слоя)	хорошее (расши- ренный слой, бы- строе образование жидкостного слоя)
Производительность /затраты	ниже/выше	выше/ниже
Контролируемость про- цесса  !	ограничена (уменьшается при большом объеме пе- чи)	отличная
Поддержание рабочей температуры	ограничено (уменьшается при большом объеме пе- чи)	отличное
Поддержание газовой атмосферы	ограничено (уменьшается при большом объеме пе- чи)	отличное
Сгорание/полное за- вершение реакции	среднее	отличное
Выведение/избежание попадания SO2, СО, no2	ограничено	от хорошего до отличного
Диапазон загрузки	малый (опасность де- флюидизации)/плохой	широкий "диапа- зон/отличный
Длительность выдержки твердого	наименьший возможный диапазон	вариации в широ- ком диапазоне
Приспособленность для прямой подачи топлива	очень ограничена подача топлива, зависит от типа топлива	принимает все ви- ды топлива, идеа- лен для эндотерми- ческих процессов
Разброс крупности твердого	работает в узком диапа- зоне крупности	принимает широ- кий диапазон с ус- ловием циркуляции
Применимость жисло- рода	ограничена во избежание местного перегрева (спе- каем ость)	практически не ограничена в зави- симости от процес- са
Обжиг упорных золотосодержащих концентратов
в циркулирующем кипящемслое

Лурджи поставляет установки обжига на мировой рынок в
течение 35 лет. Общая годовая производительность всех 250 пе-
чей Лурджи приближается к 26 млн. тонн сульфидных минера-
лов, включая золотосодержащие пиритные флотоконцентраты.
Ранее стационарный кипящий слой использовался исключитель-
но для обжига, Лурджи была предложена технология обжига в
циркулирующем кипящем слое (ЦКС) для максимального повы-
шения извлечения золота.

Две первые установки ЦКС для обжига упорных золотосо-
держащих концентратов с производительностью 575 тонн в день
каждая были успешно запущены в мае 1989 года и в июле 1990
года в Фимистон/Калгурли, Западная Австралия. Эксплуатация
этих установок велась Калгурли Консолидейтед Гоулд Майне
Лтд.

Преимущества технологии обжига ЦКС, такие как гибкость
и регулируемость процесса, позволили при выщелачивании дос-
тичь извлечения золота 95%. Испытания доказали, что техноло-
гия обжига ЦКС превосходит технологию обжига в стационар-
ном слое.

В настоящее время технология Лурджи ЦКС применяется
для обжига упорных золотосодержащих руд. В центре научно-
исследовательских и опытно-конструкторских работ Лурджи во
Франкфурте, Западная Германия, успешно прошли расширенные
пилотные испытания обжига упорных золотосодержащих руд,
имеющих в своем составе сульфидный материал, органическое
вещество или и то и другое. Проектная мощность установки со-
ставляет в день приблизительно 2000 тонн руды, содержащей
сульфидное и углистое вещество. Установка находится в экс-
плуатации на руднике Кортес, Невада, принадлежащем Кортес
Гоулд Майне.

Лурджи представляет собой корпоративное подразделение
’’Инженерные и подрядные работы" компании Metallgesellschaft
AG, Франкфурт-на-Майне, с персоналом более 25000 человек и
объемом продаж на сумму более 15 млрд. DM. При помощи до-
черних компаний, филиалов, представительств и агентств в ряде
t стран Лурджи удалось развить мощную инфраструктуру, позво-
ляющую отвечать нуждам зарубежных рынков. Лурджи специа-
лизируется на разработке технологии, проектном инжиниринге и
подрядах, работая во всем мире. Основными сферами деятельно-
< сти компании являются обработка сырья, энергетические техно-
логии и защита окружающей среды. Лурджи проектирует, по-

, ставляет и устанавливает фабрики под ключ, конкретное обору-
дование всех областей промышленности, включая инфраструкту-
юру, ТЭО, предложения, приобретения, контроль за качеством,
продвижение на рынке, установка, запуск, тестирование в ходе
испытаний, подготовка персонала заказчика.

В сотрудничестве с Vereinigte Aluminiumwerke AG, Герма-
ния, Лурджи была первоначально разработана технология обжига
ЦКС для глиноземной промышленности в середине 60-х годов. С
< тех пор Лурджи были установлены десятки глиноземных кальци-
наторов по всему миру. Кроме того, была доказана возможность
коммерческого применения этой технологии во многих процес-
сах, как эндотермических, так и экзотермических, в основном,
4 для горючего твердого топлива (энергоустановки).

Состояние ожижения (флюидизации) в кипящем слое мо-
жет варьировать в широком диапазоне в зависимости от диаметра
частиц и скорости сжижающего газа.

Стационарный кипящий слой характеризуется более низ-
кой скоростью газа, что способствует сохранению густой, как
Правило, пузырьковой, постели с определенной площадью посте-
ли и ограниченным переносом твердого. Более высокая скорость
газа приведет к потерям материала постели, а более низкая - к
дефлюидизации постели. Очевидно, что системы стационарного
кипящего слоя чувствительны к изменениям крупности материа-
ла и скорости газа, что существенно снижает диапазон их пропу-
скной способности, а также диапазон крупности принимаемого
материала.

При более высокой скорости газа вынос твердого из посте-
пи становится гораздо интенсивнее, что приводит к необходимо-
сти рециркуляции твердого. Такое состояние кипящего слоя но-
исит название "циркулирующего11 (ЦКС) в связи с интенсивной
внутренней и внешней рециркуляцией твердого.
При дальнейшем увеличении скорости газа плотность твер-
дого и средняя скорость скольжения потока газов й твердого
снижается. Такой режим ожижения обычно используется в
транспортных реакторах.

Возрастание средней скорости скольжения твердого сильно
огстает от возрастания скорости газа, что делает возможным дос-
тижение максимальной скорости скольжения между газом и
твердым. Максимальная скорость скольжения указывает на очень _
интенсивное перемешивание газов и твердого в реакторе, что
приводит к высоким показателям переноса тепла и массы.

Высокая скорость скольжения является ключевым факто-
ром более качественной работы систем ЦКС по сравнению с пе-
чами обжига в стационарном слое. Она обеспечивает отличный
контроль над процессом в отношении регулирования температу- z Л
ры обжига, атмосферы газа и длительности. Системы ЦКС спо-
собны поддерживать единые эксплуатационные условия при вы- г
сокой удельной пропускной способности. Они могут применять-
ся в условиях, близких к оптимальным условиям процесса. Это
наиболее ценно при обжиге, где оптимальное извлечение золота
является необходимостью.

Центр научно-исследовательских и опытно-проектных ра-
бот во Франкфурте Лурджи располагает тремя системами обжига
ЦКС различной производительности и размеров. На рис. 1.22
приводится технологическая схема самой маленькой установки.
Согласно традиционной практике, перед проведением крупно-
масштабной работы по проекту вместе с заказчиком принимается О
решение о проведении программы испытаний для каждого типа
питания.

Основной целью испытаний является оптимизация условий
обжига для достижения максимального извлечения золота в цик-
ле выщелачивания, а также получение необходимых проектных
данных для установок обжига. Вся аналитическая работа по со-
ставу твердого и газов проводится в собственных лабораториях
Лурджи. При необходимости там выполняются испытания по
цианированию. По завершении испытаний обжига и анализов
Лурджи представляет подробный отчет.
Рис. 1.22. Установка обжига ЦКС 160 мм

На основе проектных параметров, разработанных по ре-
зультатам испытаний во Франкфурте Лурджи была спроектиро-
вана первая установка обжига ЦКС, ныне эксплуатируемая ком-
панией Калгурли Консолидейтед Гоулд Майне и носящая назва-
ние установки ГИДЖИ.

Установка с максимальной проектной мощностью 575 тонн
в день была спроектирована и построена в течение 15 месяцев.
Она была запущена в мае 1989 года и прошла успешные испыта-
ния.

На рис. 1.23 приведена технологическая схема этой уста-
новки. Установка состоит из печи ЦКС, системы ее питания, ох-
ладителя испаряющегося газа, электростатического осадителя
горячего газа Лурджи и вентилятора форсированной тяги. Про-
дукт, выведенный из печи ЦКС, охлаждается водяными струями
в охладителе жидкостного слоя, далее соединяется с пылью огар-
ков и охлаждается в шламовой емкости.
00

бак

питания

распульповка
шлама

испаритель
охладитель
газа

электростатический
осадитель газа

печи

на выщелачивание

воздух

Рис. 1.23. Установка обжига ЦКС (ГИДЖИ)
В ходе обжига коэффициент соотношения серы и воздуха в
печи может контролироваться для оптимизации соотношения
магнетита и гематита. При контроле такого уровня практически
исчезают проблемы недостаточного и чрезмерного обжига, что в
свою очередь позволяет получить максимальное извлечение зо-
V? лота.

В табл. 1.15 приводятся данные по эксплуатации установки
к ? обжига.

Таблица 1.15

Данные по эксплуатации установки обжига

Диапазон производительности по сухому концентрату (подается в виде шлама с содержанием серы 33,3%)	360-640 тонн/день
Средняя температура обжига	640°С
Избыток воздуха при обжиге	менее 5%
Среднее время выдержки твердого	в среднем 30 мин.
Диапазон крупности концентрата	50-62% -38 микрон
Выведение сульфидной серы	в среднем 99,6%
Извлечение золота при выщелачивании	примерно 95%
Рабочая сила/смена	1 инженер-контролер про- цесса, 1 помощник
Примерные нормы потребления:	
- электроэнергия	700 кВт
- свежая вода	16 м3 /час
- минерализованная вода для охлаждения	24 м7час
- воздух под высоким давлением (6 бар)	1500 м3/час
- воздух под низким давлением (0,6 бар)	600 м7час

Параллельно с первой установкой обжига ЦКС была по-
ставлена вторая аналогичной конструкции и мощности. Горячий
запуск этой установки успешно прошел в июле 1990 года, заняв
только две недели.

Первая установка ЦКС Лурджи, рассчитанная на перера-
ботку примерно 2000 тонн упорных золотосодержащих руд в
день, была поставлена на Кортес Гоулд Майне в Неваде. В руде в
среднем содержится 1,5% сульфидной серы и 1% органического
угля. Ее максимальная крупность составляет 10 меш.

На рис. 1.24, 1.25 показана основная технологическая схема
установки обжига.
ОО

Бак
питания
печи

Система
ЦКС

Нагреватель
воздуха
ЦКС

Охладитель
огарка
ЦКС

Бак
охлаждения
огарка

Рис.1.24. Установка обжига ЦКС исходной руды
00

Система ЦКС

Тепло на обжиг

Бак
питания
печи

Непрямой
теплообменник
охладителя газа

Рис. 1.25. Установка ЦКС для обжига золотосодержащих концентратов
Реактор Лурджи ЦКС получает руду с установки сухого
измельчения. Необходимый для обжига воздух предварительно
нагревается. Предусмотрена система непосредственного сжига-
ния топлива в реакторе в целях компенсации недостатка теплоты
при низком содержании топлива в исходной руде. Добавочная о
теплота получается для установки сухого измельчения.

Огарок охлаждается в охладителе кипящего слоя. Отрабо- л
танный газ печи охлаждается и очищается на радиальном скруб-
бере, и далее на оборудовании по очистке газа, включающего
брызгоосаждение и вентилятор форсированной тяги.

1.3.4. Обжиг золотосодержащих руд на Кортес Гоулд

Майн

На Кортес была установлена печь ЦКС для переработки
руд с более высоким содержанием золота и углистого вещества.

Испытания включали флотацию, нейтрализацию углистого
вещества органическими жидкостями, химическое окисление и
обжиг. Было установлено, что золото ассоциировано с сульфид-
ными и углистыми материалами.

Испытания по флотации не увенчались успехом. Даже по- о
еле измельчения до -400 меш не удалось осуществить физическое
отделение сульфидных и углистых минералов от породы. Пере-
мешивание углистого материала с органическими жидкостями
также было безрезультатным.

Испытания показали, что для высвобождения золота перед
цианированием требуется окисление. Потребление хлора более
200 фунтов на тонну позволило увеличить извлечение золота с _
5% до 45%. Для такого содержания и типа упорной минерализа-
ции хлор и другие химические оксиданты были признаны неэко-
номичными.

Упорные руды Гоулд Акре и Хоре Кэнион требовали ще-
л очного окисления под давлением, поскольку руды обычно со-
держат 8-15% карбоната кальция и магния. При температуре
330°С при щелочном окислении под давлением в течение шести
часов при избыточном давлении кислорода и избытке кальцини-
рованной соды извлечение из руды Гоулд Акре в ходе выщелачи-
вания повысилось до 75%. Расходы на переработку были высо-
кими в связи с большим потреблением соды, 120 фунтов Na2CO3
на тонну руды. При более высокой температуре, например, 850°С
и длительности 1 час извлечение золота из руд Гоулд Акре соста-
вило 71%, а из руд Норе Кэнион - 76% при потреблении соды 50
фунтов на тонну. Поскольку экономичность процесса оказалась
под вопросом и давление вышло за пределы предусмотренного
технологией, обжиг потребовал более тщательной оценки.

Испытания установили оптимальную температуру обжига
1100-1300°F (600-700°С) при извлечении золота 70-80%. Основ-
ная проблема состояла в соблюдении экологических норм выбро-
са SO2. В ходе испытаний был испытан обжиг в роторной печи и
кипящем слое. Извлечение золота из руды, обожженной в ротор-
ной печи, составило 75%, в кипящем слое - 60%. Недостаточная
длительность процесса обжига в кипящем слое более крупных
фракций, очевидно, послужила причиной низкого извлечения.

Испытания обжига были проведены в роторных печах.

При работе с роторными (вращающимися) печами были
отмечены две основные проблемы:

1.	Сложность поддержания единого распределения теплоты в
слое печи и одновременное предотвращение чрезмерного об-
жига материала.

2.	Досрочный вынос тонких частиц из печи мощным потоком
воздуха, используемым для окисления материала слоя. 10%
материала необожженными попадали в системы пылеулавли-
вания

Испытания проводились в печах диаметром 4,5 и 6" и далее
в реакторе кипящего слоя диаметром 24". Извлечение золота со-
ставило 77% из руд Гоулд Акре и 87% из руд Хоре Кэнион. Был
определен тепловой баланс и учтены возможные выбросы SO2,
ртути и мышьяка.

При обжиге в кипящем слое не возникло проблем распре-
деления теплоты и соблюдения экологических норм.

На Кортес в качестве топлива с кислород-обогащенным
воздухом используется жидкое топливо. Жидкое топливо подает-
ся непосредственно в кипящий слой установки Лурджи. Газ, вы-
ходящий из печи, перерабатывается с целью выведения пыли,
SO2, мышьяка и ртути. Оборудование газоочистки включает ра-
диальный скруббер, установку влажного электростатического
осаждения и прибор угольной адсорбции для осаждения ртути на
сульфидизированный уголь.

Одним из важнейших преимуществ обжига в кипящем слое
является возможность обжига низкосульфидных концентратов с
введением топлива в циркулирующий слой. Большая скорость
газа и отличное перемешивание помогают избежать образования
локальных горячих участков, которые вызывают ухудшение из-
влечения золота в цикле выщелачивания.

Промышленная установка ЦКС Лурджи на Кортес пред-
ставляет собой печь диаметром 9’ и высотой 72\ в которой руда
проходит через горячий циклон диаметром 10 1/2 и высотой 30'.
Средняя длительность процесса в печи составляет 20 мин при
температуре 1200-1400°F (650-750°С). Сжижающий воздух по-
ступает из четырех воздуходувов DRESSER ROOTS мощностью
300 лошадиных сил каждый.

Огарок, выходящий у основания циклона, проходит две
стадии охлаждения. Первая стадия охлаждения: входящий воздух
нагревается непрямым теплообменом с огарком. Вторая стадия
охлаждения: после передачи теплоты входящему потоку огарок
охлаждается далее до 345°F (173°С) в охладителе огарков, затем
охлаждается водой.

Шлам обожженного огарка накачивается в действующую
на Кортес установку влажного измельчения и измельченный ога-
рок выщелачивается, при температуре 100°F (38°С), на дейст-
вующей установке CIL.

Пайнеманн [63] указывает, что установка обжига ЦКС на
Кортес начала работать с проектной производительностью 90
кор. тонн. Температура обжига установлена на 725°С, огарки со-
держат менее 0.1% остаточного органического угля и менее
0.01% сульфидной серы, извлечение золота из огарков 85%.
1.3.5* Установка обжига ЦКС Лурджи на Гиджи

Компания KALGOORLIE CONSOLIDATED GOLD MINES
PTY LTD установила две печи ЦКС Лурджи для переработки зо-
лото-тиллуридно-пиритного концентрата, полученного с Калгур-
( ли "Superpit". Две установки обжига ЦКС Лурджи на Гиджи за-
менили и превзошли по производительности оборудование обжи-
< j га (три печи кипящего слоя) Голден Майл, которые вблизи города
давали выброс SO2, не соответствующий экологическим нормам.
L Новые печи были установлены в 22 км от Калгурли.

Первый запуск печи ЦКС был предпринят в мае 1989 года .

S. Bunn, директор фабрики Каргурли Консолидейтед Гоулд
Майне обобщает опыт работы на Гиджи следующим образом:

"Металлургические результаты и эксплуатационные харак-
теристики установки обжига ЦКС на Гиджи внушают оптимизм.
Продолжается дальнейшая оптимизация процесса по мере того,
{ как персонал набирается опыта в эксплуатации установки. Ведет-
ся строительство второй установки обжига ЦКС, она будет готова
, к запуску в середине года (1990)". Вторая установка обжига ЦКС
на Гиджи продемонстрировала хорошую производительность
V обжига, что увеличило общий объем руд, перерабатываемых Кал-
гурли Консолидейтед Гоулд Майне, на 2,2 млн. тонн в год.

< Две установки ЦКС на Гиджи перерабатывают 575 тонн
концентрата в год (24 т/ч) при содержании серы 30%. Печи рас-
С считаны на сжигание 5-8 т/ч сульфидной серы. Сжигается'как
минимум 98,5% сульфидной серы. Извлечение золота в цикле
цианирования огарков, согласно проекту, должно было составить
90%.

Бил и Бунн [22] установили, что в ходе запуска и после-
дующей настройки первой установки пропорция сера/кислород в
- реакторе оказывала большое влияние на распределение темпера-
туры. Мониторинг температурного дифференциала позволил оп-
тимизировать соотношение магнетита и гематита. Температура
обжига 640°С.

Реактор последовательно и быстро реагирует на изменения
; содержания сульфидов в концентрате, что позволяет персоналу
продолжать оптимизацию условий обжига, не зная содержания
серы в питании. Такой высокий уровень контроля позволяет
практически исключить недостаточный обжиг и чрезмерный об-
жиг. Это обеспечивает максимальное извлечение золота без обра-
зования избыточных сульфатов.

Установка обжига требует очень высоких скоростей газо-
вого потока - примерно 58000 №п3/час. Газ печи после очистки
выбрасывается через трубу высотой 180 м.

Для извлечения золота из огарков в комплексе с установкой
обжига построены установки выщелачивания и CIP.

Концентрат обезвоживается на ленточном фильтре при
флотоустановке Калгурли и транспортируется к установке обжи-
га. Там он распульповывается свежей водой и подается на уста-
новку ЦКС. Первая установка обжига ЦКС обслуживалась тремя
операторами, один обслуживал печь, один - установку выщела-
чивания и СЕР, а один выполнял обязанности инженера-
контролера процесса в контрольном помещении. Установка име-
ет высокий уровень автоматизации и инструментальной базы. В
табл. 1.16 представлены капитальные затраты.

Таблица 1.16

Капитальные затраты

Печь ЦКС Лурджи	А$ 10 млн USS 8 млн
Установка выщелачивания огарков	А$ 3 млн US$ 2.4 млн

Общие капитальные затраты Калгурли Консолидейтед Го-
улд Майне на проект составили А$ 117 млн. Сюда не включены
вторая стадия дублирующих установок измельчения и флотации
на Фимистон и вторая установка ЦКС.

На рис. 1.26 представлена первая очередь установки Фими-
стон - Цикл обжига. Производительность первой установки ЦКС
Лурджи составляет 24 т/ч концентрата с содержанием серы 30%.
Было доказано, что печь в состоянии сжечь 5-8 т/ч сульфидной
серы. Вторая установка идентична первой.
I



Агитатор

распульповкн г Ч
кои-та н насос Ц=* Тасосы

\Ф ФЛ

' Разгрузка копнен фагата
в установку распулъновкн
плотность кека - 2946 кг/м‘

Коробка

Печь ЦКС
Лурджи
-------V газа (

Г 157650мм'/‘

Гор.

ЦИКЛОН

Йен.

охл-ль

Эл, ст;н.
осад-ль

Конвейер разгр.
огарка

Конвейер разгрузки
огарка

питания печи

V пульпы

Жидкий
запор

охладитель
огарка ЦКС

Втяжной
вентилятор

Труба.отходов
обжига 180 м

тоиднио

Насосы
кои-та

насос
угля

шлам цианида
и лробоотбор

Бак
шлама

свежий иля
пустой уголь

Бак шлама
огарка

Бак сбора
проб

Распределитель питания
выщелачивания

Грохот ни сыт.
угля

Выщелачивание
огарков

воздух г

пробоотборник у
огарка

Бак
кон-та х2

Насосы хвостов огарка

Скорость пульпы

Грохот
угля

Сгуститель
хвостов огарка

Рис. 1.26. Первая очередь установки Фимистон - цикл обжига

промеж.
1-рОХОТ

Ьпки выщелачивания огарка х4

Бахи адсорбции огарков хб

Насос
насьнц.
угля

Транспорт угля
нроилв-ть/тонна

irachitu, yiTinL.
фрам до
FJMS FON

XBucn>xp'4Biinimte
Шлам концентрата подается в стальную футерованную ог-
неупорным материалом установку ЦКС, в которой поддержива-
ется высокая скорость газового потока для обеспечения полного
перемешивания материала в ходе его циркуляции по промежу-
точному участку между камерой печи и большим горячим цикло-
ном, в котором происходит отделение твердого от отработанных
газов печи. Циклон также сконструирован из стали и футерован
огнеупорным материалом.

Поток отделенного газа охлаждается перед очисткой в го-
рячем электростатическом сепараторе и затем попадает в трубу
высотой 180 м. Поток отделенных твердых частиц направляется
обратно в камеру обжига за исключением порции огарков, выво-
димых через клапан у основания горячего циклона. Горячие
огарки сначала охлаждаются в охладителе жидкостного слоя, в
который введена вода, и далее подвергаются полному охлажде-
нию. Кислород для возгорания сульфидов подается в большом
объеме сжижающего воздуха, вводимого в воздушную коробку
печи и в составе вторичного воздуха, вводимого в камеру печи.

Питание состоит из пиритного концентрата с примерным
содержанием серы 30% и влажностью 30%. Продуктами обжига
являются огарок и отработанный газ печи с мелкими частицами,
не удаленными циклоном. Содержание серы в концентрате в ос-
новном приходится на пирит, происходят следующие реакции:

2FeS2+ 1172О2 -> Fe2O3+4SO2

3FeS2+8O2	-> Fe2O3+6SO2

FeS2+3O,	-> FeSO4+SO2

396,25 ккал моль	(1.8)

565,74 ккал моль	(1.9)

250,54 ккал моль	(1.10)

Поскольку все три реакции являются экзотермическими, в
ходе обжига вырабатывается значительное количество избыточ-
ной теплоты. Таким образом, для контроля температуры обжига
необходимо добавить оборотную воду помимо 30% воды, уже
присутствующей в шламе питания печи.

Продукт огарка состоит в основном из гематита (Fe2O3),
магнетита (Fe3O4), сульфата железа FeSO4 и материала породы.
Отработанные газы обжига состоят из SO2, SO3, О2, N2, и
Н2О с небольшим количеством мелкой пыли огарков.

Концентрат обезвоживается после мельницы на ленточном
фильтре и транспортируется на грузовике к площадке установки
обжига в 22 км к северу. По прибытии на место трейлеры-
самосвалы разгружают концентрат в приемный резервуар, снаб-
женный ножевыми установками распульповки MALCO мощ-
ность 75 кВт каждый, где концентрат превращается в шлам с со-
держанием 70% твердого. Распульпованный концентрат закачи-
вается в восьмиколонный распределитель питания, установлен-
ный на платформе у верхней части камеры печи.

Восемь колонн, где поток питания движется самотеком,
направляют шлам питания в четыре инжектора питания, рабо-
тающим на воздухе под давлением. Инжекторы располагаются в
четырех квадрантах вокруг слоя печи на каждом из двух уровней.

Питание вводится в камеру ЦКС на большей высоте, чем
при использовании обычного кипящего слоя. Благодаря большой
скорости газа в ЦКС твердое питание переносится газовым пото-
ком и улавливается рециркулирующим циклоном. Очевидно, к
моменту улавливания и возвращения на дно реактора питание
уже окислено, иначе огарок содержал бы больший процент не-
обожженных сульфидов. Цифровой измерительный прибор плот-
ности Амдел замеряет и регистрирует поток и плотность питания,
поступающего в разливочный желоб. Для контроля за температу-
рой обжига в желоб добавляется вода.

Воздуходув Hawker-Sidderley мощностью 475 кВт обеспе-
чивает поступление сжижающего воздуха. Двигатель двухполяр-
ного вентилятора работает со скоростью около 3600 об/мин. Ло-
паточный воздуходув используется для доставки сжижающего и
вторичного воздуха. Это достаточно мощный двигатель для
ожижения камеры печи сравнительно малого диаметра. Камера
реактора значительно меньше в поперечном сечении, чем камера
печи традиционного кипящего слоя той же производительности.
Через камеру печи продувалось 30000 м3/час воздуха. Вторичный
воздух вводится в камеру печи на уровне выше пластинчатого
распределителя. Ожижающий воздух вводится в печь под пла-
стинчатым распределителем. Распределитель снабжен большим
количеством тесно пригнанных пузырьковых фурм с колпаками.
Весь материал реактора печи переносится вверх и твердое отде-
ляется в большом горячем циклоне, футерованном огнеупорным
материалом, который выводит практически все твердые частицы
из газа. Горячий воздух выходит в верхней части циклона и ох-
лаждается испарением с использованием инжектора воды.

Твердый материал, извлеченный электростатическим оса-
дителем, работающим при температуре 36-375°С, переносится со
дна электростатического осадителя конвейером Buehler, анало-
гичный пластинчатому питателю или цепному конвейеру. Венти-
лятор мощностью 375 кВт переносит газы через электростатиче-
ские осадители и направляет поток воздуха вверх по трубе высо-
той 180 м. Труба снабжена обшивкой для обеспечения изоляции,
чтобы температура газа держалась выше точки росы сернистой
кислоты к моменту выхода в верхней части трубы. Конденсация
кислоты вызовет коррозию материала трубы. Труба из огнеупор-
ного материала высотой 180 м поддерживается бетонными бал-
ками, которые располагаются внутри корпуса со скользящей опа-
лубкой. Башня трубы снабжена лестницей.

Горячий огарок при температуре 630°С направляется в ох-
ладитель огарка и выводится при температуре 250°С, а затем
сбрасывается в резервуар окончательного охлаждения.

Печь очень быстро нагревается и охлаждается благодаря
малой массе материала постели. Площадь поперечного сечения
печи обжига ЦКС Лурджи составляет только 10% площади сече-
ния печи традиционного обжига той же производительности.

Бунн [22] приводит следующую программу строительства и
запуска печи Гиджи, рис. 1.27.

Май 1998 г.	Начало строительства
Май 1989г.	Влажный запуск печи на складированных концен- тратах
Июнь 1989г.	Стабильная работа при максимальной проектной производительности
Вент-р

3-х стадиаль-
ный

360°С эл. стат,
осадител

Разгрузка

вода

огарок на
выщелачивание

вода

вода

распределитель

640°С

375°С

воздух

шламовый
кон-т

4 из 8 пушек
питания

вода вода

охл-ть

180°С °^Рка200оС

_______

ГГ " " "" ~ ~ "О

конвейер

охл-е огарку воздух

640°С

гор.
циклон

640°

650°С

разгрузка
клапана

вентилятор
ожижающего
воздуха

475 кВт

Рис. 1.27. Печь Гиджи
Июль 1989г.	Начало поставок концентрата с фабрики Фими- стон, первая отливка золота
Ноябрь 1989	Испытания эксплуатации печи завершены
Февраль 1990 г.	Максимальная проектная производительность в течение месяца

Бунн [65] приводит следующие эксплуатационные крите-
рии установки обжига и демонстрирует, что их эксплуатацион-
ные показатели соответствовали гарантиям или превосходили их,
табл. 1.17.

Таблица 1.17

Проектные и эксплуатационные показатели установки
обжига ЦКС Гиджи

Эксплуатационные показатели	Проектные критерии	Фактические эксплуатаци- онные показа- тели
1. Минимальная пропускная способ ность установки по содержанию серы в сухом концентрате, %	5,0	4,7
2. Максимальная пропускная способ- ность установки по содержанию серы в сухом концентрате, %	8,0	8,3
3. Вывод сульфидной серы, %	Г 98,5	99,5
4. Плотность шлама огарков (% твердого по весу)	45	45,8
5. Температура шлама огарков (°C)	60	60
6. Состав отработанного газа (мг/Nm3 по влажному)	<100	36-46
7. Выщелачивание огарков:		
- Головное содержание (гАи/тонн)	30	50
- Остаточное содержание (гАи/тонн)	3	3
- Извлечение (%)	90	94
В табл. 1.18 представлены данные по распределению клас-
сов крупности огарков и сульфидного питания.

Таблица 1.18

Получение классов крупности в процессе обжига

Крупность, микрон	Сульфидный концентрат		Огарок	
	Совокупный вес минус % массы		Совокупный вес минус % массы	
	Проектные критерии	Фактические показатели	Проектные критерии	Фактические показатели
300	99,80-99,99	99,88	99,52-99,95	99,90
212	99,70-99,96	99,22	98,60-99,77	99,07
150	96,20-98,00	96,11	93,00-96,70	95,67
106	88,60-91,10	90,15	86,00-92,10	89,74
75	76,90-86,10	79,92	73,00-85,60	80,75
53	61,80-73,30	66,58	60,00-74,40	69,55
38	50,00-62,20	55,58	49,00-62,00	61,76

1.3.6.	Переработка упорных золотосодержащих руд

в Ньюмонте

Запасы руды Ньюмонг к концу 1991 года содержали 20 млн,
унций золота в месторождениях различных рудных тел на террито-
рии Карлин Тренд [23].

В табл. 1.19 показана классификация типов руды и содер-
жание золота в них. Окисленная руда содержит 6,9 млн. унций,
окисленная руда на кучное выщелачивание - 5,6 млн. унций, а
упорная руда - 7,7 млн. унций. В список не включены несколько
млн. унций золота, находящегося в бедных упорных рудах. На
обжиг направляются упорные руды.

Руда, предназначенная для обжига, залегает в Южной и в
Северной зонах рудников Ньюмонт, в основном, на месторожде-
ниях Gold Quarry и Pete. Существуют два вида упорных руд -
сульфидные и сульфидно-углистые. В сульфидных рудах золото
заключено в пирит. В сульфидно-углистых рудах золото заклю-
чено в пирит и уголь с высокими адсорбирующими свойствами,
что серьезно осложняет процесс переработки.

Испытания, проведенные Солт Лейк Сити, были посвяще-
ны прямому цианированию и различным методам предваритель-
ной подготовки руды, включая окисление различными кислород-
ными соединениями, хлором, азотной кислотой, автоклавным и
биовыщелачиванием, обжигом.

Таблица 1.19

Утвержденные и вероятные запасы

Месторождение	Сухие короткие  тонны	Содержание, унц./тонн	Содержание ун- ций
Южная зона:			
Gold Quarry	261383,000	0,035	9265,000
Tusk	13392,000	0,062	827,000
Склады	5248,000	0,047	244,000
Северная зона:			
Bobcat	7891,000	0,025	196,000
Capstone/Bootstrap	26234,000	0,033	863,000
Carlin	-		—
Genesis/Blue Star	60332,000	0,034	2041,000
North Star	5333,000	0,038	205,000
Pete	6446,000	0,026	170,000
Post	41246,000	0,130	5358,000
Склады	10782,000	0,049	530,000
Зона Рейн:			
Rain	8294,000	0,046	382,000
Склады	928,000	0,037	35,000
итого	447509,000	0,045	20116,000

Таблица 1.20

Извлекаемые запасы

	Унции
Окисленные обогатимые	6851,085
Окисленные на кучное выщелачивание	5577,150
Упорные обогатимые	7687,736
	20115,971
Во всех случаях прямое цианирование дало очень низкое
v извлечение золота, даже при мелком измельчении руд. Предвари-
тельная обработка кислородными соединениями не давала ре-
~ зультата даже при высоких температурах. Предварительное хло-
, рирование с последующим цианированием неплохо работало с
технологической точки зрения, однако высокое потребление хло-
ра делало процесс неэкономичным. Предварительное выщелачи-
вание азотной кислотой давало многообещающие результаты на
lj сульфидных упорных рудах, но сульфидно-углистые руды сохра-
няли адсорбирующие свойства, что крайне отрицательно влияло
_ на извлечение золота в последующем цикле

Автоклавное выщелачивание и биовыщелачивание перед
- цианированием дали достаточно хорошие результаты для суль-
фидных руд и плохие результаты для сульфидно-углистых руд.
Хлорирование остаточного материала после автоклавного выще-
лачивания перед цианированием показало хорошие результаты,
но оказалось неэкономичным. Лабораторные испытания обжига в
лабораториях Ныомонт в Солт Лейк Сити и испытания на других
" установках подтвердили возможность получения высокого из-
; влечения золота из различных проб упорной руды из разных мест
рудных тел Южной и Северной зон. Инженерные работы и пред-
варительное ТЭО показали экономичность процесса, показано,
что установка может обжигать 8000 тонн в день, начиная с сере-
_ дины 1994 года.

Эта установка построена в Южной зоне. Строительство
k обошлось в 195 млн. $, а обогащение и обжиг стоят порядка 10-
12$ за тонну руды по сравнению с 4-5$ за тонну при переработке
v окисленной руды. Среднее содержание в руде, перерабатываемой
этим методом, составит около 0,15 унций на тонну по сравнению
С с 0,075 унций на тонну окисленной руды.

1.3.7.	Одностадиальный обжиг в печи Лавертон

WESTERN MINING CORPORATION выбрала одностади-
альный обжиг, потому что он позволяет удерживать большое ко-
личество мышьяка в огарке и малое количество - в газовом пото-
ке.
В ходе работы установки возникли проблемы, связанные с
конденсацией As2S3 и блокировкой фурм. Продукт As2S3 увлаж-
нялся и блокировал рукавный пылеуловитель.

Переработка 400 тонн в день концентрата в одностадиаль-
ной печи Лавертон обходилась в А$ 12 млн. при содержании S -
21-23%, As - 1.1 - 1,2% при извлечении 30-50 г/т золота.

Обожженный огарок содержит 2% общей серы, 0,2% не-
обожженных сульфидов и 0,9% As. Сквозное извлечение золота
88%:

Таблица 1.21

Технологические показатели

Извлечение в концентрат флотацией	87%	
Извлечение выщелачиванием огарка	95% х 87% =	82,65%
Извлечение выщелачиванием хвостов флотации	45% х 13% =	5,85%
Итого		88,5%

Разрешенный в Австралии уровень мышьяка в атмосфер-
ных выбросах составляет 10 микрон на кубометр газа. Лабора-
торные испытания показали, что это требование может быть вы-
полнено в ходе обжига пиритно-арсенопиритного концентрата
Лавертон с содержанием мышьяка 1,2% и содержанием S (суль-
фидов) 21-23% в одностадиальной установке обжига кипящего
слоя.

Концентрат питания вводится в свободный слой над кипя-
щим слоем и обжигается введением воздуха в основание уста-
новки под распределителем. Питание замещает огарок, который
вытекает из слоя и далее охлаждается.

Газ, выходящий из большой камеры обжиговой печи, про-
ходит через горячий циклон, в котором извлекается пыль огар-
ков, далее подвергающихся охлаждению. Горячий газ при темпе-
ратуре 600-680°С поступает в камеру испарительного охлажде-
ния, куда вводится мелкий водный туман. Газ выходит из охлади-
тельной камеры при температуре 385°С и поступает в электро-
статический осадитель Мицубиси, где происходит’выведение пы-
ли. Горячий очищенный газ направляется в мешалку Hatch
Quenchbend, где продолжается его охлаждение до конденсации
мышьяка в виде zA.s2O3 при поддержании достаточно высокой
температуры газа для предотвращения конденсации в рукавном
пылеуловителе сернистой кислоты H2SO3.

Далее газ проходит через рукавный пылеуловитель, где со-
бирается As2O3 перед сбросом газа через вытяжной вентилятор в
выходную трубу.

Принцип технологии состоит в удержании как можно
большего количества мышьяка в огарке, что позволяет перевести
его в хвосты и избежать аккумуляции в виде вредного As2O3, тре-
бующего дорогостоящего и тщательного долговременного скла-
дирования.

Печь обжига № 2 Лавертон WMC представляет собой стан-
дартную печь обжига в кипящем слое. Ее внутренний диаметр
составляет 9,1 м (29,9 футов), то есть он достаточно велик по
сравнению с диаметром других печей, используемых в золото-
извлекательной промышленности. В распределительной пластине
под кипящим слоем имеется 570 фурм. Вентилятор, обеспечи-
вающий поступление сжижающего воздуха воздушную коробку,
обычно работает с объемом 16000 м3 воздуха в час, но может
повысить его до 20000 м3. Температура повышается от темпера-
туры окружающего воздуха в пространстве ниже распределителя
до 650°С непосредственно над фурмами. При аварийной останов-
ке печи, триоксид мышьяка конденсируется в горлышках фурм в
пластине распределителя. Отверстия фурм забиваются и печь
прекращает работу. В этом случае рабочим необходимо осмот-
реть воздушную коробку и почистить фурмы. Этот процесс зани-
мает четыре часа, если приступить к нему немедленно, но если
произойдет осаждение As2O3, работа продлится десять часов. Во
избежание конденсации триоксида мышьяка в фурмах ожижаю-
щий воздух предварительно нагревается.

Печь Лавертон (рис. 1.28) работает при температуре 650°С в
постели и 700-720°С в свободном слое. После электростатическо-
го осаждения горячий газ охлаждается Quenchbend и подается в
рукавный пылеуловитель. Пылеуловитель имеет четыре отсека,
снабженными 590 рукавами. Каждый рукав имеет диаметр 6" и
длину 15-18”. Рукава Drayion Т служат около двух недель, их за-
мена обходится в А$ 60 000. Каждый отсек рукавного пылеуло-
вителя снабжен винтовым конвейером малого диаметра для
транспортировки пыли в центральный винтовой конвейер.

Триоксид мышьяка не обладает желаемой текучестью, по-
этому бочки устанавливаются в конце каждого винтового кон-
вейера, позволяя материалу стекать по вертикали вниз. Куски
As2O3 блокируют винтовые конвейеры малого диаметра и они
выходят из строя. Для замены винтовых конвейеров был заказан
цепной конвейер Buhler. В июне 1989 года рукавный пылеулови-
тель полностью забился, что привело к остановке печи. Одной из
предположительных причин явилось то, что образовавшийся в
малых количествах As2O3 абсорбирует некоторое количество ту-
мана H2SO4, что ведет к липкости материала. Даже очень малая
концентрация SO3 вызывает проблемы. Предшествующая печь
давала гораздо большие объемы As2O3 и могла абсорбировать
весь объем SO3 без эффекта липкости.

Были предложены следующие варианты решения проблемы
липкости в рукавном пылеуловителе в связи с мышьяком.

1.	Более тщательный контроль над кислородом, посту-
пающим в печь для поддержания низкого соотношения
SO3/SO2.

2.	Снижение температуры обжига для образования мень-
шего количества SO3.

3.	Повышение температуры в рукавном пылеуловителе
для предотвращения конденсации сернистой кислоты.

4.	Добавление в рукавный пылеуловитель инертной пы-
ли, абсорбирующей SO2 без эффекта липкости, напри-
мер, известняка или талька.

Интересно, что соотношение 8Оз/БО2 в газе печи может за-
висеть от наличия гематитового катализатора в постели. Некото-
рые огарки дают больше SO2, чем другие. Всего несколько сотен
ppm SO3 в потоке газа объемом 16000 м3/час могут способство-
вать образованию значительного количества H2SO4.

Продукт рукавного пылеуловителя собирается, пакуется в
бочки и продается.

Мышьяк обожженных огарков попадает в основном в слив
циклона, откуда он осаждается и выбрасывается в виде устойчи-
вого нерастворимого железистого арсената вместе с хвостами.
Стационарный
разрыв

Распределитель
питания

Гор.
циклон

Распр-ль

Ожижаю щи
воздух

Линни
питания

Реактор
твердого
материала
640-650°С

в. пр.
постели

Вода

газа

Проект 115°С

Эл, ст.
осад-ль

Охл.

110°С проект

120°С

105

Сгуститель
кон-та

-S

| Бак

Рук. фильтр
пранчв-ю

87.000м’/час
при объеме
питания

3 тонн/час

Макс. 10 мг/м3
Asp.(
на выходе
рук. фильтра

Клапан
отвала
огарка

Спираль

Мешалка

инн

секции

охлаждения

Грохот

Раствор для
ХВОСТОВ
сгустителя

Насосы шлама
(Ворман)

Промывка

огарка

Вент-р

Воздух

Регуляторы
мешалки

Воздух

Зона рукавного фильтра
Насос зумпфа

Транспорт
As

Бак
хранения
As

Бочки
с As О,

Труба

Рис. 1,28, Печь Лавертон WMC
1.3.8. Обжиг золотосодержащих концентратов

на Морро Вельо

ANGLO AMERICAN DO BRAZIL выбрала технологию об-
жига для переработки руд месторождения близ Belo Horizonte,
Бразилия, поскольку стоимость продажи серной кислоты состав-
ляет $ 75 за тонну. Концентрат питания печи из руды Cuiaba со-
держит 31% S, 1,5% As и 1,5% С (графит).

Установка представляет собой печь кипящего слоя Dorr-
Ohver диаметром 32", оснащенную 1124 фурмами и нетрадици-
онной системой очистки газа. Ожижающий вентилятор поставля-
ет 28000 Мп3/ч воздуха в воздушную коробку.

Концентрат откачивается в распределитель в верхней части
печи, из которого материал поступает в 12 пушек питания, рас-
пределенных по окружности постели печи.

Свободный слой печи расширяется для снижения скорости
газа и обеспечения более длительного пребывания в нем мелких
частиц.

Печь была рассчитана на объем питания 16,4 т/ч, снабжена
двумя наборами двухстадиальных циклонов для улавливания
частиц и возвращения их в слой. Печь работает при 75О°С, что
является весьма высокой температурой для обжига золотосодер-
жащих концентратов. Такая температура поддерживается по сле-
дующим соображениям:

1.	Для достижения возгорания как можно больших объемов угля.
Возгорание угля становится значительно интенсивнее при вы-
соких температурах.

2.	Для получения газа печи с наивысшим возможным соотноше-
нием SO2/SO3, чтобы свести к минимуму дорогостоящую опе-
рацию уничтожения кислотного тумана перед конвертерами.

Высокая температура обжига оказывает минимальное
влияние на извлечение золота в цикле выщелачивания. Возмож-
но, это происходит благодаря низкому содержанию К2О в кон-
центрате. Высокое содержание К2О в питании способствует сра-
щиванию частиц. Обожженный огарок содержит 1,2% S, 0,08% С
и 29,5 г/т Au. Система транспортировки газа печи на Queiroz
включает в себя:
-	два горячих циклона, извлекающих огарок;

-	охлаждение газа вводом воды;

-	струйное разбавление шлама огарков;

-	электростатическое осаждение (2 цилиндрических осади-
теля);

-	теплообменники охладителя;

-	конвертер V2O5 в SO2 или SO3;

-	абсорбцию кислоты.

На Queiroz мышьяксодержащий огарок охлаждается и на-
правляется в сгуститель. Слив сгустителя огарка, содержащий
200 ppm As, накачивается в два пачука воздушной агитации, куда
добавлены известняк и Fe2(SO4)3. Воздух окисляет железистый
материал до соединений окисда железа и осаждает оксид арсена-
та кальция. Слив второго пачука направляется в емкость конди-
ционирования и далее в сгуститель диаметром 110". Нижний
продукт сгустителя, содержащий мышьяк, обезвоживается на
бочковых фильтрах и кек отправляется на грузовиках в хранили-
ще мышьяксодержащих отходов.

О конденсации триоксида мышьяка в фурмах этой печи не
было упомянуто, хотя она перерабатывает концентрат в услови-
ях, сходных с условиями на Лавертон. Не совсем ясно, что про-
исходит с мышьяком, следующим за SO2 в потоке газа, который,
очевидно, доходит до установки по производству серной кисло-
ты, если не происходит его конденсации и выведения на стадии
охлаждения газа перед производством кислоты. На рис. 1.29 пока-
зано распределение питания печи, на рис. 1.30 - система обжига и
газоочистки на Mineracao Morro Velho.

1.3.9. Двухстадиальный обжиг в кипящем слое пиритно-
арсенопиритно-углистых концентратов на Барбрук

Компанией Rand Mines на Барбрук была поставлена двух-
стадиальная установка обжига в кипящем слое Simon-Carves Af-
rica (PTY) LTD с целью переработки разнообразных пиритно-
арсенопиритно-угл истых концентратов.
Содержание сульфидной серы варьирует от 11 до 29%,
концентраты с более низким содержанием сульфидов требуют
автогенного обжига. Содержание мышьяка варьирует от 2,6 до
18,9%, а среднее содержание угля составляет 3%. Содержание
сульфидов на Барбрук регулярно замеряется. Анализатор Leco
работает круглосуточно в целях мониторинга хвостов и концен-
тратов основной флотации. Для выравнивания содержания суль-
фидов в питании печи было установлено перемешивающее уст-
ройство.

распределитель
питания ।

распределитель
(план)

линии

дренаж

Рис. 1.29. Распределение питания печи
г	г f'

Г с; с- (’ f f г г с С С \ С

на сгуститель
огарков

охлаждение
газа

эл. станции
охладителя

Рис. L30. Обжиг на Минер асао Морро Вельо в цикл переработки газа

109
Двухстадиальная установка обжига спроектирована на пе-
реработку 4,6 тонн концентрата в час, в первой стадии снижается
содержание As2O3, а во второй стадии происходит окисление
сульфидов. Обе печи имеют диаметр 7 м (23") в секции свободно-
го слоя, рассчитанной на питание 4,6 т/ч. Стоимость печи состав-
ляет R 10 млн. (US $ 3,9 млн.). Труба высотой 212 м и диаметром
1,4 м обошлась еще в R 740000 (US $ 300000). Печь № I рассчи-
тана на работу при 80% стехеометрического кислорода, а печь №
2 - на 125% стехеометрического кислорода. Постель диаметром
6,0 м расширена до 7,0 м свободного слоя, с тем, чтобы необож-
женные частицы могли осаждаться и оставаться в питании.

Было предложено при необходимости (низком содержании
сульфидов) предварительно нагревать сжижающий воздух с ис-
пользованием нагревателя. Аппарат предварительного нагрева-
ния состоит из большого числа "котловых элементов", установ-
ленных в воздушном всасывающем патрубке.

На Барбрук возникли некоторые проблемы с вентилятора-
ми ожижения. Воздуходув сжижающего воздуха поставлял толь-
ко 50% проектного объема воздуха. Было обнаружено, что паде-
ние давления в фурмах первой печи составляло 9 кПа по сравне-
нию с проектным падением 3 кПа. Предполагалось, что произош-
ла конденсация триоксида мышьяка внутри фурм во время ава-
рийной остановки.

Печь № 1 оборудована 250 фурмами с 8 отверстиями диа-
метром 4 мм. Печь № 2 оборудована 170 фурмами с 6 газовыми
отверстиями диаметром 3 мм. Когда оператор видит, что возмож-
на "потеря" слоя 1 или 2, автогенное возгорание не происходит,
он включает нагреватели воздуха. Нагрев воздуха позволяет на 3-
4% снизить содержание сульфидов в питании. Стоимость предва-
рительного нагревателя воздуха возмещается, если извлечение
повысится минимум на 0,13%. Часть угля сжигается в печи № 1,
что позволяет извлечь дополнительную теплоту. Проект преду-
сматривает остаточное содержание серы 1,5% в огарке. Среднее
содержание угля в огарке и пыли осадителя составляло 0,7%. В
некоторые дни наблюдалось повышение до 1,2%, Считается, что
уголь начинает гореть при температуре 650°С. Содержание угля в
огарке может оьпъ снижено до удовлетворительного уровня, если
рабочую температуру печи № 2 поднять до 750°С. Однако, это
повышает инкапсуляцию золота в огарке. По этой причине печь
№ 2 работает при 700-730°С.

L3.10. Обжиг и цианирование мышьяковистых и
сурьмяных золотосодержащих концентратов
и огарков на установке обжига Kwekwe

Установка обжига была создана в 1937 г. для переработки
золотосодержащих концентратов упорных руд. Большинство
рудников, поставляющих концентрат этого типа, расположены в
центральной и южной части страны, где сульфидные руды зале-
гают вблизи поверхности. Эти концентраты считаются упорны-
ми, так как им необходима предварительная переработка перед
стандартным процессом цианирования. Метод обжига использу-
ется на установке для вывода нежелательных материалов или
превращения их в менее вредные формы. В основном на фабрику
поступают флотоконцентраты и концентраты стола. В 1937 г.
фабрика располагала одной печью Эдвардса с 56 скребками. Тре-
мя годами позже была установлена вторая печь. В 1971 г. прави-
тельственные субсидии, на которые существовала фабрика, пре-
кратились. Однако, фабрика возобновила работу в 1974 г., разра-
ботав стратегию работы без правительственных субсидий. Ска-
чок производства золота был обусловлен повышением извлече-
ния, наблюдавшемся с 1982 г., растущей твердой ценой на золо-
тые слитки с 1983 года (табл. 1.22), девальвацией доллара Зим-
бабве в 1984 г. и установлением правительством гарантирован-
ной минимальной цены на золото для всех золотопроизводителей
страны. Тогда фабрикой было принято решение об установке
третьей печи Эвдардса для увеличения мощности производства.
Эта дополнительная печь запущена в 1988 г.
Таблица 1.22

Металлургические и финансовые показатели обжига в 1978 -1988 годах

	1987-  1988	1986-  1987	1985-  1986	1984-  1985	1983-  1984	1982-  1983	1981-  1982	1980-  1981	1979-  1980	1978-  1979
Переработанный кон- центрат, т	10507	10200	10115	10332	10067	9943	9020	10034	8857	7377
Содержание Au, г/т	67,0	68,0	67,0	66,0	57,0	59,0	68,0	77,0	73,0	77,0
Извлечение, %	79,5	76,2	77,8	77,0	73,9	75,9	71,9	72,6	75,5	72,0
Стоимость производ- ства, ZS/т	74,5	71,2	59,0	53,0	39,0	33,0	29,0	23,0	21,0	21,0
Плата за переработку, ZS/тонн	77,4	69,1	60,0	45,0	40,0	40,0	30,0	30,0	25,0	27,0
Золото в банк, кг	563	526	526	522	425	445	440	561	489	411
Цена золота, Z$/r	24,6	20,9	16,7	15,2	13,6	11,0	9,5	11,9	9,2	9,0

Один доллар Зимбабве (Z$) = 1,03 US $ по курсу на 29 апреля 1983 г. Один доллар Зимбабве
(Z$) = 0,54 US $ по курсу на 4 августа 1988 г.
Установка обжига призвана сохранять рентабельность пе-
рерабатывающих фабрик и поощрять дальнейшую разработку
имеющихся в изобилии упорных руд. Прием концентратов фаб-
рикой на переработку зависит от результатов лабораторных ис-
( -следований по извлечению золота, выполненных на представи-
тельной пробе в центральной правительственной металлургиче-
k ской лаборатории. В этой лаборатории проводятся испытания по
обжигу, амальгамации и выщелачиванию, а также химические и
минералогические исследования. Концентраты доставляются на
фабрику. После взвешивания и взятия проб концентратов они
становятся собственностью фабрики.

Представительная проба делится на четыре равные части.
Первая порция хранится на фабрике с целью осуществления соб-
ственных анализов. Вторая порция принадлежит поставщику и
направляется им на анализ в избранную им лабораторию. Расхо-
. ждение между анализами не должно превышать 5%, в случае
превышения расхождения третья порция доставляется в арбит-
, ражную лабораторию для окончательного анализа. Четвертая
порция хранится в резерве. Между поставкой концентрата и вы-
дачей окончательных согласованных результатов анализа прохо-
дит около двух недель [24, 25]. Далее концентраты перемешива-
t ются (табл. 1.23) для снижения вредного влияния опасных ве-
ществ, а также согласно традиции, в силу которой производство
отдельных рудников не должно быть урезано в зависимости от
пропускной способности фабрики. Переработанный материал, в
основном кремнезем, также включен в смесь для доведения со-
держания серы до 18-20%, а также, чтобы служить теплоотводом
в ходе обжига. Смесь на тачке подается в бочечную смесь прохо-
дит через молотковую мельницу, помещается в емкости времен-
v ного хранения. Подача питания из них регулируется вибратора-
ми, с которых питание идет на ленты и далее в печи обжига.

Используются две печи Эдвардса, работающие параллель-
но. Каждая печь оснащена двумя наборами из 28 скребков, кото-
v рые работают параллельно и приводятся в движение двигателем с
, помощью редуктора, промежуточных валов и конических шес-
терней. Напротив каждого набора расположено наблюдательное
и вентиляционное окно. Каждая печь имеет четыре топочных от-
сека. Только один из них работает на древесном топливе в допол-
нение к топливу материала - сере, содержащейся в концентратах. О
Наборы скребков, находящиеся под прямым углом друг к другу,
вращаются со скоростью 1 оборот в минуту за исключением двух ‘
последних групп, которые обеспечивают выход огарка. Темпера-
тура замеряется переносным термометром. Содержание серы '
поддерживается на уровне 18-20%, мышьяк -не более 10%, сурь- _
ма - не более 1% и влажность - не более 8%. Благодаря значи-
тельному количеству воспламеняющейся серы в концентратах
потребление древесного топлива в качестве дополнительного
очень низко, в среднем 0,4% по весу от концентрата, обычно оно /л
подается при охлаждении печи из-за поломки или прекращения
поставок. Пористость огарка увеличивается, если удается избе-
жать нежелательного окисления на первых стадиях обжига. Этого
явления, обычно называемого "скоростным обжигом", можно из-
бежать с помощью восстановительной газовой среды и поддер-
жания низких температур (не выше 500°С) на ранних стадиях Q
обжига. Присутствие триоксида мышьяка, образующегося на ;
ранних стадиях обжига, уменьшает воздействие скоростного об-
жига, так как способствует образованию пленки на огарке, тем ;
самым исключая доступ воздуха. На последующих стадиях обжи- Q
га сера полностью сжигается, образуя диоксид серы, все вредные J
продукты обжига, такие как сульфаты, арсенаты, стибниты, раз-
лагаются на безвредные вещества, а оставшиеся металлы окис-
ляются. Восстановительная газовая атмосфера становится более
интенсивной при закрытии наблюдательных и вентиляционных
отверстий и, наоборот, для окислительной атмосферы. Об удов-
летворительном обжиге говорит кирпично-красный цвет огарка _
(гематит).

Каждая печь обжигает примерно 15 т концентрата в день гл
при длительности работы 8 ч.

Каждая печь еженедельно останавливается на 1 ч для про- л
чистки спирального трубопровода сбора пыли и газа, и ежеме-
сячно на 10 ч для общего техобслуживания.
Таблица 1.23

Химический и минералогический анализ концентратов

ррш Au	ppm Ag	% Sb	% As	%Cu	%Pb	%Fe
62,0	7,0	1,0	10,0	0,1	0,05	19,0
%Zn	%S	% FeS2	% FeAsS	% Sb2S3	% CuFeS	% Fe5S6
0,20	19	60	32	3	2	3

При температуре 400°С из каждой печи выходит 0,6 м3 газа
из смеси диоксида серы, триоксида мышьяка, воздушного пара и
пыли концентрата. Ежемесячно в три газосборника собирается
400 т мышьяковистой пыли, содержащей 15 г/т золота и 70% три-
оксида мышьяка (табл. 1.24), Трубопровод рассчитан на значи-
тельные падения температуры, газы поступают на электростати-
ческое осаждение при температуре не выше 100°С. Мышьякови-
стая пыль, собираемая в электростатическом осадителе, далее
аффинируется на отдельной установке с получением 20 т триок-
сида мышьяка чистотой 97% для последующей продажи. Еже-
дневно 8 т диоксида серы выбрасываются в атмосферу через тру-
бу высотой 60 м.

Таблица 1.24

Количество и качество материала, отобранного за месяц в
цикле сбора пыли

	Масса, т	Au, г/т	As2O3 (%)
Отсек пыли	12,0	45,0	8,0
Трубопровод	100,0	20,0	60,0
Электростатический осадитель	280,0	5,0	78,0
	392,0	15,0	70,0

Горячий огарок охлаждается водой с образованием пульпы
с 25% твердого по весу, которая подается на классификатор с си-
том. Слив измельчается до +85% - 200 меш перед отделением зо-
лотого концентрата на столах.

Свободное золото извлекается из концентрата стола амаль-
гамацией. Около 20 кг концентрата загружается в измельчающее
устройство, содержащее около 10 кг стальных брусков и 0,5 кг
твердой стружки и воды (до 1/3 объема). Устройство вращается в
течение 8 часов, после чего останавливается, добавляется 4 кг
ртути и вращение возобновляется еще на 2 ч.

Продукт аккумулируется в течение месяца, после чего
подвергается дистилляции в реторте с получением около 5 кг
золота в месяц, что составляет 10% общего полученного золота.
Хвосты гравитации отмываются для выведения наиболее раство-
римых продуктов обжига и нейтрализации пульпы. 33% пульпы
кондиционируется до pH 9-10, подвергается аэрации в агитато-
рах и подвергается воздействию цианида натрия в течение 32 ч
(табл. 1.25).

Таблица 1.25

Данные по цианированию

Агитатор № 3	
% твердого	33,0
Длительность, час.	32,0
Au	20,0
Си ppm	200,0
Ni ppm	10,0
Sb ppm	1,0
CN %	0,10
CaO %	0,06
PH	9,5
Объем осаждаемого раствора в день	600
Среднее головное содержание г/т	2,5
Среднее в хвостах г/т	0,0
Потребление реагентов на тонну обожженного огарка	
NaCN	4,0 кг
СаО	12,0 кг
Цинк	0,5 кг

Раствор отделяется от твердого противоточной декантаци-
ей, при которой пульпа и твердое движутся в противоположном
направлении в четырех противоточных сгустителях. Поддержи-
вается низкое содержание растворенного золота в остаточном
твердом с помощью высокого уровня растворения нижнего про-
дукта сгустителя и периодической фильтрацией осадка перед
сбросом в емкость отходов. Остаточный материал содержит до
12-14 г/т золота, и представляет собой широкое поле для иссле-
_ дований.

Насыщенный раствор с содержанием 2,0 - 2,5 г/т осветля-
V ется в четырех песковых осветлителях и листовых осветлителях.
Раствор подвергается деаэрации перед осаждением золота мел-
- ким цинком. Ежедневно осаждается около 600 т раствора.

Золотосодержащий шлам поступает на фильтровальный
С пресс. Шламы подвергаются кислотной обработке для выведения
цветных металлов, далее сушатся, обжигаются и плавятся с по-
V/ лучением 45 кг золота ежемесячно.

До 1968 г. цена на золото была фиксирована на уровне US$
V 35,0, поэтому фабрика имела возможность выкупать концентраты
поставщиков в момент поставки за 84% содержания золота. Од-
u нако фактическое извлечение не достигало 84%, и правительство
вынуждено было субсидировать расчеты с поставщиками. Изме-
нения, происшедшие на мировом рынке золота после 1968 г., не
позволили устанавливать фиксированную цену на золото.

В этот период правительство отказало в субсидиях, и фаб-
рика закрылась в 1971 г. Через три года она была открыта вновь,
и уже без субсидий, причем условия закупки концентратов были
сильно изменены. По согласованию с поставщиками Совет ди-
ректоров постановил, что 5% выручки от каждого золотого слит-
ка, отлитого фабрикой, будет удерживаться ею на покрытие те-
О кущих производственных расходов в соответствии с балансом на
конец года. Поскольку цена на золото более не была фиксиро-
ванной, покупка концентратов при их доставке стала невозмож-
ной. Была введена система сегментированных выплат, призван-
ная частично уравнять цены, колеблющиеся в течение года.

Если известны содержание и сухой вес материала при по-
“ ставке, выплата соответствует сумме на 3 доллара Зимбабве за
грамм меньше стоимости переработки, которая варьирует в диа-
- пазоне, Z$ 74,00 - 90,00, в зависимости от содержания партии
материала (табл. 1.26 и табл. 1.27). После переработки партии
v материала и помещения слитка золота в банк, обычно в течение
месяца после поставки, производится вторая выплата в размере
Z$ 10,00 за грамм золота.

Любой добавочный продукт, оставшийся после первой вы-
платы, второй выплаты и 5%-й оставшейся части, ежеквартально
распределяется между поставщиками, чьи концентраты были пе-
реработаны в течение трех месяцев. В конце финансового года
поставщикам выплачивается бонус, который определяется Сове-
том директоров и варьирует из года в год. Он поступает из дохо-
дов от любого добавочного продукта 5%-го остатка.

Таблица 1.26

Стоимость переработки на тонну сухого концентрата

Содержание Au, г/т	z$
40-60	90,00
61-80	82,00
Более 80	74,00

Таблица 1.27

Эксплуатационные расходы

Эксплуатационные расходы	Z$/tohh концен- трата	%
Получение и пробоотбор	8,4	11,3
Транспортировка	3,4	4,6
Обжиг	6,4	8,6
Устранение загрязнения	2,2	3,0
Классификация и измельчение	6,6	8,9
Отделение свободного золота	1,9	Г 2,6
Цианирование	26,1	Г	35,2
Цинковое осаждение	4,3	5,8
Плавка	5,7	7,7
Аналитика	6,9	9,3
Переработка шлака	0,7	0,9
Выброс отходов	1,6	2,2
итого	74,2	100,0

Курс Z$ на 4 августа 1988 года составил ZS 1 = USS 0,54

В последние годы 77% золота, содержащегося в упорных
концентратах, извлекается с помощью предварительного обжига.
Около 20% золота с содержанием 12 г/т оказывается в отвалах,
табл. 1.28. Примерно 40 т этого остатка ежедневно перерабатыва-
ется на небольшой установке цианирования (рис. 1.31), однако
максимальное извлечение составляет 1 г/т. Хотя процесс остается
рентабельным и на таком уровне, необходимо извлечь оставшие-
ся 11 г/т. Ежегодно поставляется около 10000 тонн этого упорно-
го материала, запасы его оцениваются в 200000 т (табл. 1.28).

Таблица 1.28

Вещественный состав отвалов

г/т  Au	о/  /О  Си	о/ /О  As	о/ /о  Sb	о/ /О  РЬ	%  Ni	% S	%  Fe3O4	% Fe2O3	% FeS,	% FeAsS
12,0	0,17	1,25	0,30	0,06	0,11	2,2	3	90	1	1

1.3 Л. Влияние минерализации рудничной воды на
осаждение золота на стенках печи в процессе
обжига золотосодержащих пиритных
концентратов

В ходе металлургической переработки упорных пиритных
С золотосодержащих концентратов, типичных для рудников терри-
тории Калгурли, золотосодержащий концентрат обжигается в ки-
v пящем слое перед цианированием. Традиционной проблемой,
возникающей при обжиге, является отложение золота на кирпич-
< ных стенках печи. Приходится время от времени закрывать уста-
новку, чтобы механической чисткой извлечь отложившееся золо-
c. то. Это затягивает процесс и увеличивает стоимость производст-
ва золота.

v На типичной установке золотосодержащий концентрат в
виде шлама (30% рудничной воды и 70% концентрата) непре-
рывно подается в печь. Когда шлам входит в печь, под воздейст-
вием воды частицы концентрата попадают в кипящий слой.
Окисление пирита происходит под воздействием воздуха, пода-
ваемого фурмами у основания печи. Хотя реакция окисления эк-
зотермична, температура обжига умеренная - до 600°С, частично
32

30

Рис. 1.31. Технологическая схема установки обжига
1.	Получение концентрата	13.	Стол Gallacher	25.	Весы
2,	Взвешивание и пробоотбор	14.	Стол James	26.	Бункер пустого раствора
3.	Отвал	15.	Амальгамация	27.	Очистка и плавка
4.	Миксер	16.	Водные сгустители	28.	Точки пробоотбора
5.	Молотковая мельница	17.	Слив водных сгустителей	29.	Очистка газа Cottr.
6.	6А бункеры и питатели	18.	Кондиционер pH	30.	Бункер и питатель
7.	Печи Эдвардса	19.	Агитаторы Wallace	31.	Печи
8.	Подающие конвейеры	20.	Противоточный сгуститель	32.	Конденсаторы
9.	Зумпф	21.	Бочечный фильтр	33.	Труба
10.	Сито	22.	Песковый осветлитель	34.	As2O3 на продажу
11.	Циклоны 8”	23.	Листовой осветлитель		
12.	Шаровая мельница 3x4”	24.	Фильтрующий пресс		
благодаря воде, испарившейся из шлама, частично благодаря
технологической воде, просочившейся через крышку печи. В те-
чение 24 ч печь может пропускать до 70 т концентрата, 30 т руд-
ничной воды и 40 т технологической воды [26].

Вероятно, отложение золота на стенках печи связано с при-
сутствием хлоридов в цикле обжига. Соли появляются в связи с
использованием рудничных вод, которые содержат высокие кон-
центрации, часто до 3% хлорида натрия. Хорошо известна спо-
собность золота образовывать летучие хлориды [27, 28], она ис-
пользуется в промышленности для сегрегации золота из упорных
руд. В связи с этим происходит миграция паровой фазы летучих
хлоридов золота из кипящего слоя и осаждение золота на стенках
печи.

Пиритные золотосодержащие концентраты поставлялись
North Kalgurli Mines Pty Ltd (NKM) и использовались по получе-
нии. Хлорид натрия класса AR поставлялся Ajax Chemicals.

Фазовый состав основных компонентов концентрата NKM
определялся рентгеновской дифракцией и представлен следую-
щим образом: пирит - 75; кварц - 6; мусковит - 5; хлорит - 3; до-
ломит - 8; ангидрит - 3%. Доминирующая минеральная фаза - пи-
рит с включениями других сульфидов, таких как арсенопирит,
халькопирит и галенит. Порода составляет 25% присутствующих
фаз. Соли хлоридов натрия, калия и кальция также присутствуют
в тесной связи с пиритными зернами. Минералогический анализ
показал, что природное золото и теллуридные компоненты встре-
чаются в виде включений в пиритные зерна, хотя некоторые
встречаются и в не-сульфидных породах, а также в виде отдель-
ных частиц. Были обнаружены золотые теллуриды, например
АиТе3. Крупность частиц золота и золотых теллуридов варьиро-
вала от менее 1 до 30 цм.

Эксперименты по отложению золота проводились с ис-
пользованием трубчатой печи, внутренняя труба изготавливалась
из викора (высококремнеземнистого стекла). Контроль над атмо-
сферой осуществлялся дозировкой газа из цилиндра в один конец
викорной трубки. Выходящий газ очищался пропусканием через
фритту, погруженную в 25%-й раствор смеси концентрированных
V. соляной и азотной кислот в соотношении 3:1.

Эксперименты включали добавление к концентрату NKM
v хлорида натрия с концентрацией от 0.1 до 0.5%. Эти значения
аналогичны наблюдаемым при обжиге на NKM. Трубчатая печь
v нагревалась до 600°С, определялась воздушная или кислородная
атмосфера. Часть пробы массой 10-15 г вводилась в викорную
k трубу на 1,25 часа. Проба перемешивалась гребком каждые 15
минут, чтобы она целиком была под воздействием окислительной
атмосферы. В таких условиях окислялась вся сера, то есть проис-
ходил "мертвый” обжиг. Каждое измерение выполнялось дважды.
После охлаждения и удаления пробы викорная труба несколько
С раз прополаскивалась теми же 25 мл царской водки для растворе-
ния отложившегося золота. Раствор разбавлялся до 100 мл и ана-
лизировался на золото.

Первоначальные эксперименты выполнялись на концентра-
те с добавлением хлорида натрия для достижения требуемых ус-
ловий. Наблюдалось улетучивание и отложение золота на стенках
С трубы. Три разных отсека викорной трубы промывались, чтобы
получить представление о распределении золота в трубе. Боль-
шая часть золота откладывалась непосредственно над пробой,
меньшие количества откладывались ниже пробы далее ближе к
концу трубы. Соотношение объема золота над пробой, объема,
отложившегося далее по трубе, и объема в конце трубы состави-
ло 15:4:1. Температура трубки в этих трех точках составила 600,
180и50°С.

Испытания обжига проводились в воздушной атмосфере с
> ; использованием проб концентрата, содержащих до 0,5% хлорида.
Хотя при повторном анализе наблюдался значительный разброс
данных, было очевидно, что отложение золота возрастает с кон-
центрацией хлорида. В условиях данного эксперимента при мак-
С симальном содержании хлорида 0,5% на стенках трубы отклады-
вался 1% золота концентрата. Ряд аналогичных экспериментов
проводился в кислородной атмосфере. Снова было отмечено бо-
лее интенсивное отложение золота при увеличении концентрации
хлорида. Количество отложившегося золота значительно превы-
шало количество золота в воздухе, и при максимальной концен-
трации хлорида 0,5% наблюдалось отложение порядка 7% золота
концентрата. Анализы кислотного скруббера не показали опреде-
лимых количеств золота при эксперименте с воздухом. Баланс по
золоту был составлен с помощью определения содержания золота
в огарке. Результаты анализа гематитного продукта показали
снижение содержания золота при повышении концентрации
хлорида (табл. 1.29).

Таблица 1.29
Баланс по золоту

% хлорида	Содержание золота в огарке (ppm)	% золота, оставшегося в огарке	% золота, от- ложившегося при обжиге	% общего золота
0,0	83	100	0,70	100
0,1	80	96	1,95	98
0,2	77	93	2,80	96
0,3	79	95	3,70	99
0,4	65	78	5,45	84
0,5	66	80	7,50	88

Эти эксперименты указывают на формирование летучих
компонентов золота с их последующей миграцией и отложением
на поверхности, что объясняет присутствие золота на стенках ви-
корной трубки. Часть золота переносится на 10-15 см вниз по
трубе и существует при весьма низкой температуре 50°С. По-
скольку золото изначально присутствовало в металлическом со-
стоянии, либо в виде сплава с теллуридами, химические реакции
включают окисление золота и образование летучего хлорида. Та-
кая последовательность реакций требует присутствия в системе
топлива, которое при окислении поставляет тепловую энергию
для проведения ряда других реакций. Источником топлива в дан-
ной системе является пирит, разлагающийся при температуре
540°С с получением серного пара:

FeS2----> FeS + S (г)	(1.11)
; ; Далее

2NaCl + S + 2О2 -> Na2SO4 + С12 (г)	(1Л 2)

2Аи + С 1--> Au2C 12 (г).	(1.13)

В промышленной установке обжига кипящего слоя присут-
- ствуют все ингредиенты, необходимые для этих реакций. Кон-
центрат содержит пирит в качестве основной фазы. Рудничная
_ вода, используемая для доведения концентрата до шламового со-
стояния, содержит около 0,4% хлорида.

Когда рудничная вода промывается через шлам на входе в
установку, частицы концентрата заражаются значительным коли-
v чеством солей, на что указывают данные минералогического ана-
{ лиза. Технологическая вода, используемая для уравновешивания
температуры реакции, слегка повышает содержание хлоридов,
поскольку содержит около 200 ppm хлорида. Простые расчеты,
основанные на массе материала питания, показывают, что пита-
_ ние установки содержит около 0,35% хлорида. Кислород присут-
ствует в течение всего процесса от подаваемого воздуха до само-
k го кипящего слоя.

Химический контроль над процессом отложения указывает
V/ на следующие факты:

(а)	прямая зависимость количества отложившегося золота
от содержания хлорида;

(б)	увеличение количества отложившегося золота при росте
частичного кислородного давления. Этого можно ожидать, так
как концентрация хлора, окисляющего и хлорид-образующего
реагента, повышается при повышении концентрации кислорода
[29].

Летучие соединения золота могут разлагаться различными
способами [29, 30] с получением в результате коллоидных частиц
к [31-34]. Тип отложения зависит от условий равновесия, создан-
। ных в печи.

1.3.12. Микроволновый обжиг руд и концентратов

Chen et al. [35] исследовали поведение порядка 40 минера-
v/лов при микроволновом обжиге. Следующие минералы были
признаны проницаемыми для микроволновой радиации при 2450
Мгерц, 180 ватт электроэнергии, длительности воздействия 5
мин, (табл. 1.30, 1.31).

Таблица 1.30

Минералы, проницаемые для радиации

Класс минералов	Минералы, соединения
Карбонаты	Арагонит, кальцит, доломит, сидерит
Силикаты	Альмандин, алланит, анортит, гадалинит, муско- вит
Сульфаты	Барит, гипс
Прочие	Моназит, сфалерит (низкое Fe), стибнит

Таблица 1.31

Минералы, реагирующие с микроволнами

Минерал	Электро- энергия, ватт	Реакция
Касситерит	40	Легко нагревается, без изменений.
Гематит	50	Легко нагревается, без изменений.
Магнетит	30	Легко нагревается, без изменений.
Арсенопирит	80	Нагревается, наблюдаются искры. Пары, часть плавится. Образует пирротин, As, Fe-арсенид и арсенопиритные остатки.
Борнит	20	Часть переходит в борнит-халькопирит- дигенит. Часть остается без изменений.
Халькопирит	15	Легко нагревается, эмиссия паров S. Обра- зует сульфид Си и Fe.
Галенит	30	Легко нагревается. Искрение. Спекшаяся масса галенита.
Пирит	30	Легко нагревается, эмиссия паров S. Обра- зует пирротин и пары S.
Пирротин	50	Легко нагревается. Искрение при высокой температуре. Часть плавится, часть оста- ется без изменений.
Информации об оборудовании или использовании процесса
в промышленных масштабах не имеется. Хотя микроволновый
обжиг имеет большой потенциал, в настоящее время он относит-
ся к классу процессов, испытанных только на лабораторном
уровне.

Исследования Кэнмет, проведенные Baghurst et al. [36] и
Haque [37], позволили сделать вывод о быстроте и контролиру-
мости микроволнового нагрева, а также о его эффективности.

Согласно Walkiewicz et al. [38], Chen et al., Kruesi & Kruesi
(1986), в зависимости от специфики материала микроволны могут
нагревать и вызывать химические и физические изменения в ряде
минералов руды.

Например, пирит (FeS2) при нагревании микроволнами
преобразуется в пирротин (FeS) и серу (S°). Арсенопирит (FeAsS)
превращается в пирротин (FeS) и серу (S°). В присутствии кисло-
рода эти продукты окисляются с образованием соответствующих
оксидов.

FeS2
FeAsS
2FeS + 7/2 О2
S + О2
2As + 3/2 О2
2As + 3S

=	FeS +	S	(1.14)

= *?eS+As	(1.15)

=	Fe?O3+2 SO?	(1.16)

=	SO~2	(1.17)

=	As2O3	(1.18)

=	As2S3	(1.19)

Кэнмет испытал предварительную обработку микроволна-
ми упорного золотосодержащего концентрата при 85% -200#. Ар-
сенопиритный золотосодержащий концентрат при 85% - 74 мик-
рон (200 меш) был подвергнут обработке микроволнами партия-
ми по 500 г на кремниевом лотке в микроволновой печи 6 кВт,
изготовленной Cober Electronic INC., Stamford, СТ.

Состав арсенопиритного концентрата

? Au	Ag	As	Fe	s	Ca	Ni	AI	SiO2	Sb	c
1 8,95 , унц/ I тонн	1,25 унц/ тонн	9,81%	24,79%	18,27	1,58	0,16	1,4	29,83	0,18	0,94
Микроволновая обработка концентрата выполнялась по-
этапно (4, 2, 1, 0,5 минут) для контроля преобразований SO2 и
As2O3. К концу трансформаций SO2 и As2O3 наблюдались частые
искрения. Средняя потеря массы составила 20%, что соответству-
ет практически полному улетучиванию As и S и образованию ге-
матита. Анализы концентрата питания и огарка приводятся в
табл. 1.32. Результаты цианирования огарка приводятся в табл.
1.33.

Таблица 1.32

Анализы огарка микроволновой обработки и
золотосодержащего концентрата

Питание	Основные минералы	Массовая доля, %							
		Au, у нц/ тонн	Ag, унц/  ТОНН	Fe	S	As	Sb	SiO2	Си
Огарок	Гематит, магнетит, кварц и FeSiO	10,64	1,47	31,9	1,20	1,50	0,04	35,90	0,18
Au кон-т	Пирит, арсенопи- рит, кварц	8,95	1,25	24,79	18,29	9,81	0,18	29,83	0,14

Таблица 1.33

Извлечение золота и серебра из огарка микроволновой
обработки и золотосодержащего концентрата (2 часа
предварительной аэрации, 24 часа цианирования,
комнатная температура, 40% твердого)

Питание	Начальное NaCN, кг/тонн	Конечное NaCN, кг/тонн	Известь, кг/тонн	РН	Извлечение, %	
					Au	Ag
Огарок	8,0	3,3	2.5	10,8	98	68
Au кон-т	8,0	2,5	2.0	10,8	74	25

Цианирование огарка микроволновой обработки проводи-
лось без дальнейшего измельчения. Извлечение золота в цикле
выщелачивания возросло с 74 до 98%, а извлечение серебра в
цикле выщелачивания возросло с 25 до 68%. Очевидно, что мик-
роволновый обжиг позволил значительно повысить извлечение
золота в цикле выщелачивания.
Низкое извлечение серебра в цикле выщелачивания объяс-
нялось Кэнмет образованием оболочки Ag2S на поверхности ме-
талла. Огарок потреблял меньше цианида, чем первоначальный
- концентрат в связи с образованием тиоцианата при реакции
сульфидного концентрата с цианидом. Низкое извлечение сереб-
ра из золотосодержащего концентрата, возможно, объясняется
осаждением тиоцианата серебра AgCNS.

Результаты выщелачивания огарка микроволновой обра-
ботки были такими же, как для огарков традиционного обжига. В
целом, однако, микроволновый обжиг протекает быстро, высоко
< эффективен, легко регулируется, избирателен в отношении мате-
риала, не требует дополнительного топлива и критических кон-
центраций серы в концентрате.

Отрицательной чертой микроволновых систем является то,
< что экономичность всех инженерных разработок этого процесса
еще не была оценена. Микроволновые процессы коммерческого
масштаба не существуют, оборудование соответствующего типа
не зарегистрировано.

4 Haque [37] предоставляет информацию о микроволнах, ко-
торые широко используются в коммуникациях, однако, микро-
волны с частотами 915 мегагерц (32,8 см) и 2450 мегагерц (12,8
см) определены для промышленных, научных и медицинских
v нужд. Наиболее часто для нагревания используется частота 2450
мегагерц. Чем больше масса, тем больше мощности и времени
требуется для доведения материала до нужной температуры. Не
{ вполне определен тип оборудования, способного нагреть круп-
ные пробы.

V/ Положительным фактором является способность микро-
волн вызывать нагревание или химические или фазовые транс-
формации рудных минералов без прямого воздействия на другие
минералы. Например, пирит при микроволновом воздействии
трансформируется в пирротин, который химически более акти-
вен, чем пирит и легко отделяется магнитной сепарацией. Арсе-
- нопирит трансформируется в пирротин и мышьяк.

Имеет место частое искрение, однако его можно избежать,
если применить низкую мощность или краткое время обработки
при частом перемешивании горячей массы. Температура измеря-
лась отключением электроэнергии микроволн и немедленным
вводом термопары. В ходе испарения температура поддержива-
лась на уровне 420-5 5 0°С.

Часть белых паров, образовавшихся в процессе микровол-
новой обработки концентрата, конденсировалась на стенках печи
и содержала 97% As2O3.

Согласно Дэвиду Менну, улетучивание серы потенциально
опасно, поскольку предположительно существуют условия, при
которых сера образует пары и воздух может стать взрывчатой
смесью. Это предположение требует подтверждения.

Интересный факт обнаружил Haque (1987): аресенопирит-
ный золотосодержащий концентрат начинает разлагаться при
550°С и заканчивает этот процесс при 570°С при нагреве тради-
ционными методами. Однако, при использовании микроволново-
го нагревания разложение этого же концентрата начинается при
420°С и заканчивается при 550°С.

Испытания микроволнового обжига в азотной атмосфере
проходили с получением As2S3 и пирротина FeS из пробы арсе-
нопирита.

Еще одним большим потенциальным преимуществом мик-
роволн является их способность проникать в более крупные час-
тицы. Частицы крупностью минус 10 меш полностью обжигались
с выведением As и S, тогда как частицы крупнее 2 мм (10#) не
были полностью обожжены.

Haque (1987) представил результаты цианирования арсено-
пирита после предварительной микроволновой обработки, рис.
1.32 - 1.33, которые показали, что микроволновой обжиг арсено-
пирита фактически дает те же результаты, что и традиционный
обжиг. Отработанные газы и того, и другого процесса содержат
триоксид мышьяка (As2O3) и диоксид серы (SO2), огарок в обоих
случаях содержит гематит, кварц и некоторое количество магне-
тита.
Рис. 1.32. Извлечение Au и Ag в зависимости от концентрации
NaCN (30°С), (30% твердого, 24 ч, pH 10,5)

Рис. 1.33. Извлечение Au и Ag в зависимости от времени
(NaCN - 8,0 кг/т, 30% С, 30% твердого, 24 ч, pH 10,1)
Рис. 1.34. Извлечение Au и Ag в зависимости от мощности
микроволн (NaCN - 8,0 кг/т, 30°С, 30% твердого, 24 ч, pH 10,5)

Микроволновое нагревание концентрата было испытано в
присутствии NaOH в концентрации сверх стехеометрической для
образования Na2SO4 и Na3AsO4. После четырех минут микровол-
новой обработки 100 г концентрата, при концентрации NaOH
73,0 г и мощности 5 кВт, в огарке были обнаружены Na3AsO4,
Na2SO4, FeSO4 и NaFeO2. Расплавленная масса подвергалась вы-
щелачиванию в воде при температуре 75°С, что дало потерю мас-
сы 47%. Цианирование огарка позволило получить извлечение
Au 99% и Ag 70%.

Продукт выщелачивания содержал все растворимые веще-
ства, включая Na3AsO4, Na2SO4, FeSO4 и т.д. Арсенат может быть
осажден в виде железистого арсената в кислой среде с помощью
добавки ионов железа к соединения оксида железа и использова-
ния оксиданта, например, пероксида [39-45].
L3.13. Новые технологии переработки огарков

Предложены новые технологии, которые позволяют дос-
тичь более высоких показателей извлечения золота из огарка:

-	сверхтонкое измельчение;

-	плавка огарка;

-	цианирование горячим каустиком;

-	выщелачивание с перфорацией постели;

-	растворение концентрированной H2SO4.

Dunne & Liddell [46] показали, что сверхтонкое измельче-
ние огарка, уже подвергшегося выщелачиванию для извлечения
^золота, может снизить остаточное содержание золота на 50%.
Liddell [47-50] описал этапы разработки и испытаний сверхтонко-
' го измельчения с использованием перемешивающей шаровой
мельницы. Измельчение огарка до крупности менее 10 меш по-
вышает извлечение золота при цианировании. Если сверхтонкое
измельчение требует чрезмерного потребления цианида, послед-
него можно избежать, если добавить воздух или кислород для
t поднятия pH в перемешивающей шаровой мельнице в целях
окисления железа. Согласно Liddell (1990), это позволит поддер-
^живать потребление цианида на низком уровне.

На руднике Нью Консорт в Восточном Трансваале была ус-
. гановлена перемешивающая шаровая мельница METROTECH
мощностью 300 кВт для измельчения огарка после выщелачива-
ния. После вторичного выщелачивания измельченного огарка
удалось извлечь около 50% золота.

Стоимость ультрамелкого измельчения с получением круп-
ности D90 5-6 микрон составляла 19 рандов за тонну (USS
6,22/кор.тонн) с использованием стальной среды по сравнению с
13 рандами за тонну (US$ 4,25/кор.тонн) с использованием цир-
кониевой среды. Энергопотребление составляет 74 кВт на тонну.
Капитальные затраты на перемешивающую шаровую мельницу
METROTECH производительностью 2-4,5 т/ч составляют USS
660000.
Цианирование огарков горячим каустиком

Извлечение золота из огарков можно увеличить поднятием
pH благодаря высокой концентрации NaOH, а также более высо-
кой температурой на стадии предварительного цианирования.

Например, если первоначальный концентрат содержал л
сурьму или сульфиды свинцы, следует ожидать формирование
стекла в слое печи и инкапсуляции мелких частиц золота. Обра-
ботка огарка горячим каустиком будет способствовать растворе-
нию или частичному растворению этих стекловидных компонен-
тов, что сделает золото доступным цианированию и снизит со-
держание золота в остатке на 50%.

Выщелачивание огарка, извлеченного перфорацией
из постели печи

Обычно реакторы кипящего слоя выдают гранулированные
агломераты. Извлечение золота из этих гранул стандартным циа-
нированием снижено в силу инкапсуляции золота кремнистыми -
стекловидными образованиями.

На руднике Buffel-Sfontein в Трансваале была поставлена
установка переработки материала, извлеченного с помощью пер-
форации из постели печи обжига в кипящем слое.

Материал, извлеченный перфорацией из постели, предва-
рительно обрабатывают горячим каустиком при pH 12 с после- Л
дующим цианированием и CIP растворенного золота. Материал
перерабатывается порциями по 37 т. Содержание золота в хво- О
стах CIP 0,6-0,8 г/т.

Было переработано 1025,5 тонн материала извлеченного
перфорацией из кипящего слоя, получено 27,6 кг (888 унций) зо-
лота. В табл. 1.34 представлены затраты по данной технологии.
Растворение концентрированной серной кислотой

Установки выщелачивания урана на Витватерсранд исполь-
зуют в качестве окислителя ионы железа. Часто добавляют диок-
сид марганца, который окисляет железо пульпы до оксида.

Один из способов получения ионов железа сводится к вы-
щелачиванию огарков печи, в основном состоящих из гематита,
концентрированной серной кислотой с получением раствора -
сульфата железа. Золото не извлекается кислотным выщелачива-
нием, но его можно извлечь цианированием огарка кислотного
выщелачивания.

Таблица 1.34

Затраты

Платежная ведомость диспетчерам	R 32.099	US$ 12.519
Зарплата	R 30.702	US$ 11.973
Склады	R8.571	USS 3.343
82 кг/т NaOH	R107.973	USS 42.109
NaCN	R2.217	USS 865
НС1 (0,95 кг/т)	R400	USS 156
Энергопотребление	R 13.072	USS 5.098
Всего	R 195.034	USS 76.063
Стоимость за тонну	R190.18/tohh	US$ 67.46
Стоимость за унцию Au	R219.63/yHU.	US$ 85.66

Установка кислотной обработки огарка для приготовления
железистого раствора была поставлена на Hartebeesfonten Gold
- Mine.

Обжиг пиритного концентрата на Хартис производится по-
еле его выщелачивания в маленькой печи кипящего слоя, присое-
диненной к установке по производству серной кислоты произво-
дительностью 10 тонн в день. Концентрат после выщелачивания
имеет остаточное содержание золота 2 г/т. Ежемесячно произво-
дится около 3000 т огарка.

Огарок охлаждается в воде при выходе из печи и далее за-
качивается в виде разбавленного шлама в сгуститель установки
по производству кислоты, где промыванием выводятся некото-
рые водно-растворимые цветные металлы. Нижний продукт сгу-
стителя обезвоживается на двух дисковых фильтрах, что позволя-
ет вывести растворимые соли.

Кек фильтрации попадает в желоб, ведущий в мешалку
Broadfield, куда подается концентрированная серная кислота. Ре-
_ акция между кислотой и остаточной водой в кеке фильтрации
вызывает образование большого количества теплоты. Винты ме-
шалки Broadfield изготовлены из литого железа и требуют заме-
ны каждые семь дней. Распульпованная смесь высококислотного
огарка попадает в емкость из нержавеющей стали, футерованную
кислотоупорным кирпичом. Емкость оснащена агитатором, пуль-
па разбавляется раствором железа. Дальнейшее растворение же-
леза огарка усиливается прохождением газа SO2 через перемеши-
ваемый шлам. Это позволяет преобразовать Fe11 в Fein.

1.3.14.	Переработка побочного продукта обжига - оксида
мышьяка

Мышьяком отработанного газа печи можно распорядиться
несколькими способами:

-	Продажа деревообрабатывающим компаниям.

-	Получение оксидов мышьяка высокой чистоты.

-	Хранение под землей.

В отличие от биоокисления и автоклавного выщелачива-
ния, где мышьяк остается в руде или концентрате и может быть
выброшен с хвостами, мышьяк в дымовом газе обычно собирает-
ся в концентрированном виде и требует отдельной переработки.

Рынок мышьяка очень изменчив и обжиговые цеха не мо-
гут рассчитывать на непрерывную продажу мышьяка.

Предприятия, занимающиеся продажей мышьяковистых
продуктов, не склонны распространять сведения о своих объемах
продаж, возможно, это объясняется конкуренцией на рынке, табл.
1.35.

Наиболее крупный покупатель мышьяковистых газов в ми-
ре -Hickson Corporation (ранее - Koppers), использующий мышьяк
в различных областях деревопереработки.

Как правило, арсенопиритные концентраты подвергаются
обжигу в две стадии, As2O3 в основном оказывается в рукавном
пылеуловителе или продукте холодного электростатического
осаждения. На этом этапе необходимо обеспечить экологически
безопасное хранение.

Такие предприятия, как Giant Yellowknife и Boliden хранят
десятки тысяч тонн триоксида мышьяка в подземных складах,
поскольку на него небольшой спрос.
Г Г' ( с (	(	(	(	( с / С С

Таблица 1.35

Производители триоксида мышьяка

137

Предприятие	Процесс	Окончательный сбор	Содержа- ние As2O3	Способ хранения	Производство мышьяка
Fairview, Вос- точный Транс- вааль	Печь Эдвар- дса	Переработка ды- мовых газов и отвалов	99,5% As2(J3	Хранится для по- 1 спцналЬНий пере- работки	Факт. - 34 т/мес.  Проект - 105 т/мес
Morro Velho	Печь КС, 1 стадия	Сгуститель огар- ка	-	Сбрасывается в хранилище	-
Nerco Con Mine	Переработка дымовых газов	Переработка от- валов	99%	Продавался конеч- ным пользовате- лям до закрытия фабрики	Нет. Фабрика за- крыта.
Barbro ok	Печь КС, 2 стадии	Рукавный пыле- уловитель	90-94%	Закрыто	-
Giant Yellow- knife, Канада	Печь КС	Рукавный пыле- уловитель	85-95% As2O3	Часть продается, остаток хранится в подземных отва- лах (защита от вечной мерзлоты)	12 т/день, круп- ный отвал
Campbell Red Lake	Печь КС	Рукавный пыле- уловитель	-	Подземное хране- ние	
New Consort, Восточный Трансвааль	Печь КС	Электростатиче- ское осаждение	92-95%  As2O3	Упаковано в бочки для хранения	2.5 т/день
Продолжение табл. 1.35

Government Roaster, Kwe- Kwe, Зимбабве	Печь Эдвар- дса	Электростатиче- ское осаждение	45% As2O3	Хранится на по- верхности под от- крытым небом для переработки с по- лучением 99.5% As2O3	80 т/мес.
El Indio, Чили	Мультигорн Nichols Her- Shoff	Рукавный пыле- уловитель	97% As2O3 (проект)	Поставляется (нет информации о рынке)	0,8 т/час с содер- жанием As
Salsigne, Франция	Плавка штейна	Конденсаторная камера и рукав- ный пылеулови- тель	99,5%  As2O3	Поставляется раз- ным покупателям включая произ- водителей стекла, предварительно развешан в упа- ковки по 1 кг	6-7 т/день
Lancefield/La verton, Запад- ная Австралия	Печь КС, 1 стадия	Рукавный пыле- уловитель	92-95%  AS2O3	Продается по по- стоянному кон- тракту Koopers, США	0,81 т/день
Ashanti Gold Mines, Гара	Печь Эдвар- дса	Ничего	-	В атмосферу	-

Примечание: ” - " нет данных
Hickson Corporation обычно приобретает триоксид с содер-
v жанием 95% и выше As2O3. Валовая плотность должна быть воз-
можно более высокой. Обычно она варьирует в дымовых газах от
L 50 до 140 фунтов на куб. фут. Имеются примеси, Fe, Pb, Са, Sb и
Bi, поэтому используется перемешивание, например, дымовые
газы с высоким или низким содержанием РЬ можно перемешать с
газом с высоким Fe и низким РЬ для приготовления необходимо-
го питания. Железо осложняет приготовление реагента из хроми-
, рованного медного арсената для деревообрабатывающей про-
мышленности.

Согласно сведениям Hickson Corporation, традиционные
производители газов с высоким содержанием мышьяка сократили
производство, Китай и Мексика остаются крупными поставщи-
ками.

Небольшие газовые потоки со сравнительно низким содер-
жанием мышьяка лучше всего охлаждаются и перерабатываются
скруббером с применением кальцинированной соды или раствора
NaOH. Поскольку мышьяк находится в растворе, его можно под-
вергнуть осаждению нейтрализацией известью и добавлением
железа, либо окислением ионов оксида железа уже в растворе с
~ использованием подходящего окислителя, например, пероксида.
Этот процесс позволяет осадить мышьяк в виде железистого ар-
сената кальция, который можно отправить на сгущение и фильт-
рацию.

Имеется информация о трех предприятиях, производящих
оксиды мышьяка высокой чистоты: Fairview Gold Mine,
" Barberton, Восточный Трансвааль, Salsigne, Франция [51], Nerco
( con Mine, Yellowknife, NWT.

Несмотря на простоту растворения мышьяка в горячей воде
, с последующей фильтрацией и рекристаллизацией, было доказа-
но, что мышьяк гораздо труднее поддается гидрометаллургиче-
— ским методам переработки.

Феарвью - одно из двух горнодобывающих предприятий
ч мира, где имеются установки производства очищенного мышья-
ковистого продукта с использованием растворения горячей водой
< и рекристаллизации. Из этих двух предприятий в настоящее вре-
мя работает только Феарвью. Эта фабрика описана Smith [52].
Она была спроектирована на производительность 90 т As2O3 в
месяц, но к 1990 г. фактическая производительность составляла
42 т/мес.

При обжиге мышьяковистых сульфидных концентратов от-
работанный газ очищается, проходя через влажный скруббер ти-
па Вентури, из которого выходит богатый мышьяком шлам.
Скрубберы снижают температуру газа с 450°С до 50°С, что ведет
к кристаллизации AS2O3, который в виде шлама попадает в сгу-
ститель. Большая часть слива сгустителя попадает обратно в
скруббер Вентури.

На территории Феарвью находится довольно большой от-
вал мышьяковистых материалов. Отвал закрыт пластиком для
предотвращения осаждения при переносе растворимого мышьяка
в грунтовые воды в процессе переработки.

Отработанные газы, выходящие из печи Эдвардса, также
содержат мышьяк и перерабатываются с помощью новой техно-
логии для выведения мышьяка без электростатического осажде-
ния и рукавных пылеуловителей.

Установка была спроектирована на 90 т триоксида мышья-
ка в месяц, средняя фактическая производительность составляет
50 т/мес., а максимальная - 67. Установка и сама схема просты и
легко воспроизводимы в лабораторных условиях. Однако, как и
на другой установке выщелачивания мышьяковистых отходов
(ныне закрыта в Канаде), пришлось разрешить много проблем,
прежде чем установка стала давать удовлетворительные парамет-
ры. Ниже представлено описание технологической схемы и уста-
новки.

Материал из отвала подвергается выщелачиванию в рас-
творе, полученном при скрубберной обработке газов печи водой.
Отфильтрованный чистый раствор далее концентрируется и кри-
сталлизуется с использованием пара в двойном испарителе с по-
лучением 99,5% AS2O3.

Газ, выходя из печи при температуре 400-500°С, подверга-
ясь скрубберной обработке в камере охлаждения с использовани-
ем раствора установки очистки мышьяка. После прохождения
через камеру охлаждения газ пропускается через ’’увлажнитель”,
в котором температура снижается до 50°С перед выходом из тру-
бы.

Раствор с мышьяком перетекает из охладительной камеры
и "увлажнителя" в сгуститель. При снижении температуры рас-
творимость As2O3 уменьшается. Триоксид мышьяка гидрофобен,
поэтому он стремится выйти из сгустителя в виде пены. Нижний
продукт сгустителя состоит из кристаллов As2O3 концентрации
50-70%.

Материал отвалов, содержащий мышьяк, погружается на
вилочный погрузчик и подается на полировочную мельницу, где
в качестве среды используется речная галька. Попытка использо-
вать стальную среду привела к заражению мышьяковистого про-
дукта железом. Шлам измельченного продукта перетекает в одну
из двух емкостей хранения для определения массы. Когда одна из
них загружается, другая разгружается в отсек выщелачивания.

Шлам из емкостей хранения закачивается (насосом SALA)
в реактор, обогреваемый паром, и далее в четыре емкости пере-
мешивания, где мышьяк выдерживается в течение одного часа.
После выщелачивания раствор закачивается в нагреваемую па-
ром изолированную камеру подачи питания в фильтры-прессы
BHS. Триоксид мышьяка легко растворяется в горячей воде в ко-
роткий срок, рис. 1.35.

Горячий мышьяковистый шлам с содержанием твердого
менее 4% закачивается в качестве питания в два фильтра-пресса
BHS, рис. 1.36. Немецкие фильтры-прессы BHS производятся из
нержавеющей стали. Один набор пластин Hastalloy для фильтра
стоит 330000 рандов (119000 US$). Пластины покрыты тканью с
отверстиями 20 микрон. Остаточный раствор кека просачивается
при введении пара и воздуха в фильтр-пресс. Нерастворимые
примеси выводятся в виде кека фильтрации и возвращаются в
печь, где попадают в огарок. В месяц установка выдает около 100
т осадка с содержанием Au 60 г/т, стоимость дополнительно по-
лученного золота составляет около 850000 USS.
Возврат мароч-
ного раствора
Вывод парового
конденсата

Отверстие входа
лара для обогрева
корпуса

Отверстие выхода
фильтрата

Вибратор

Отверстие входа
шлама и линия
обратного потока

Пластина
фильтра

Отверстие входа
пара/воздуха

Рис. 1.36. Поперечное сечение фильтра ВНС

Фильтры-прессы выдают чистый раствор мышьяка с со-
держанием As2O3 50-60 г, который попадает в нагреваемую паром
изолированную камеру подачи питания в двойной кристаллиза-
тор, поставляемый Svensen. Давление во вторичном испарителе
падает до -80 кПа, что снижает точку кипения до 45°С с тем, что-
бы вывести большие объемы воды из шлама.

Первоначально pH шламового питания фильтр-прессов по-
вышали добавлением кальцинированной соды, после фильтрации
pH раствора снова снижался. Было принято решение отказаться
от такого варианта. Раствор не требует промывочной операции.
Все примеси достигают сверхнасыщения перед фильтрами. Кон-
центрация мышьяка в растворе поддерживается на максимальном
уровне с тем, чтобы обеспечить как можно более высокое значе-
ние коэффициента As/примеси. Кристаллизация ведет к сниже-
нию концентрации мышьяка в растворе с 5,5% до 3%, и отрабо-
танный раствор (маточный раствор) возвращается в газовый
скруббер, рис. 1.37, 1.38.

Амортизатор

5$

Охладитель

Первичный обжиг

Маточный раствор
из установки

Слив сгустителя

Э.

е;

Пенообразование

7Г

Насос
вывода

рубка
Вентури

Водяные струи поддерживают
гидрофобную пену Asp3
на низком уровне

50°С

Вывод в трубу

Камера
охлаждения





Рис. 1.37 Система скрубберов для мышьяковистых газов
145

Испарение

(первый эффект)

Кристаллизация
(второй эффект)

Вакуум

Камера питания

Возврат
парового
конденсата
в котлы

г

о
о

Пар

Конденсатор

Теплооб-
менник

j

Башня охлаждения

Циркуляционный
насос

Внутренний
насос

Конденсат процесса
на нужды фабрики

Маточный р-р на скрубберы

Кристаллический
шлам на обезвоживание,
,i сушку и упаковку в бочки

Рис. 1.38. Схематический план кристаллизатора
Шлам кристаллов мышьяка, производимый двойным кри-
сталлизатором Svensen, закачивается на ленточный фильтр Рап-
nevis для обезвоживания. Сначала была испытана центрифуга.
Кек ленточного фильтра далее высушивался в лотковом сушите-
ле, нагреваемом паром, что снижало влажность до менее 0.5%
Н2О, далее подавался в бункер. Из бункера кристаллы триоксида
мышьяка подаются винтовым питателем в устройство упаковки в
бочки.

В растворе триоксида мышьяка присутствует в виде мышь-
яковистой кислоты H3AsO4, что снижает pH до 1-2. Поэтому на
всей установке необходимо использовать нержавеющую сталь.

Арсин (AsH3) чрезвычайно токсичен, он образуется в ре-
зультате реакции между мышьяков в растворе и образующимся
водородом при низком pH, следовательно, на установке не долж-
ны присутствовать такие металлы как Al, Zn, РЬ и их сплавы, на-
пример, латунь. Для крученых пластин в фильтр-прессах BHS
используется инконель, для теплообменников в отсеке кристал-
лизации используется Hastalloy В. Полы установки должны быть
сделаны из кислотоупорных плиток.

1.3.15.	Обжиг золото-мышьяковых концентратов
с получением товарного мышьяка на Сальсине

Mines et Produits Chimiques de Salsigne, близ Каркассона,
Франция, получили значительную прибыль от продажи триокси-
да мышьяка чрезвычайно высокого содержания, продукт упако-
вывается в мешки, взвешивается и продается для производства
стекла. Прибыль от этих продаж составила более 20% общей
прибыли, полученной в 1982 г., табл. 1.36.

В 1980-х годах Salsigne использовал процесс плавки штей-
на в доменной печи. Газы доменной печи очищались в восстано-
вительной атмосфере в электростатическом осадителе перед сжи-
ганием в воздухе в специальной камере возгорания, где происхо-
дило преобразование As2S3 в As2O3 и Bi2S3 в Bi2O3. Затем газ ох-
лаждался и Bi2O3 извлекался в электростатическом осадителе при
дальнейшем охлаждении для конденсации As2O3, который оседал
в рукавном пылеуловителе. В конце 80-х годов содержание и
характеристики золотосодержащих арсенопиритных руд Salsigne
изменились, содержание в концентрате упало до уровня, при ко-
тором плавка штейна уже не была рентабельной. На Salsigne был
установлен мультигорн.

Таблица 1.36

Стоимость продукта в миллионах французских франков

	1978	1979	1980	1981	1982
Золото	46,4	48,2	109,00	76,80	85,90
Серебро	2,9	2,2	3,70	3,70	3,60
Медь	3,1	1,5	2,80	5,80	6,10
Висмут	0,7	0,2	0,02	0,04	0,01
Мышьяк	8,2	8,4	7,80	12,40	31,50
Арсенит натрия	0,3 ~~1	4,8	3,80	6,10	4,10
Серная кислота	1,0	1,9	1,10	1,00	1,90
Гранулированный шлак	-	-	1,20	2,10	1,30
Другие продукты	0,6	0,6	0,10	0,10	
Всего	67,3	73,7	134,40	118,80	143,00
Экспортируемые про-	62,5	66,5	110,50	107,70	131,50

Концентраты Salsigne имеют высокое содержание мышьяка
<-'и висмута, выщелачиваемость золота улучшается при обжиге
концентратов.

Для выведения мышьяка и висмута необходимо обеспечить
восстанавливающие условия. Они обеспечиваются первыми
восьмью подами. Последние 4 пода обеспечивают слегка окис-
ляющие условия для сжигания серы.

Температура мультигорновой печи доступна точному кон-
тролю. Верхний под имеет температуру 400°С, а нижний - 700°С.
Мультигорновая печь имеет внутренний диаметр 4 м. Воздух
_ вводится на нижнем уровне при содержании сульфида ниже сте-
хеометрического, 98-99% мышьяка концентрата питания выво-
; дится при обжиге в мультигорновой печи. Эффективность выве-
дения висмута напрямую зависит от температурного профиля по
стадиям. При более высоких температурах выводится больше
висмута, однако падает извлечение золота в цикле выщелачива-
ния огарка.

Для переработки рудного концентрата с высоким соотно-
шением S:As Salsigne была проведена оценка новой двухстади-
альной установки обжига, которая позволяла обойтись без доро-
гостоящей плавки в доменной печи.

Для замены доменной печи оценивались несколько различ-
ных печей. Использование печи кипящего слоя вызывает значи-
тельные потери огарков с пылью висмута. Кроме того, произво-
дительность печи кипяещго слоя обусловлена объемом воздуха,
подаваемого в слой. Концентрат с 25% S требует условий, отлич-
ных от концентрата с 40% S.

На рис. 1.39 представлена новая установка обжига.

На установке обжига в Кве-кве, Зимбабве, используются
печи обжига Эдвардса с усложненной системой вывода газа,
включающей длинный трубопровод, электростатический осади-
тель. Около 70-80% всего мышьяка питания собиралось в виде
газа с содержанием 45% As2O3.

As2O3 улетучивается и вновь конденсируется в башне, от-
куда пыль попадает в бункер в виде продукта с содержанием
As2O3 96-97%. Производительность достигала 16-22 т/мес.

Остаток вторичной печи обжига мышьяка содержал 28-32
г/т золота и около 9% As2O3. Он складировался для извлечения
золота в будущем.

Giant Yellowknife Gold Mine, северо-восточные территории
Канады, хранит большое количество пыли мышьяка в старых вы-
работках на дальнем Севере. Зимой холодный воздух закачивает-
ся под землю в зону хранения мышьяка для создания вечной
мерзлоты, которая сохраняет материал замороженным и сухим
круглый год.

Компания Giant Yellowknife Gold Mine производила 12 т в
день пыли рукавного пылеуловителя, продукт содержал 95%
As2O3, 1,0-2,5% Fe, 0,3-0,7% Sb, 0,1-0,15 унций Au.

На Giant Yellowknife Gold Mine применялась пневматиче-
ская транспортировка пыли мышьяка в подземные хранилища с
использованием насоса Fuller Kenyon.
Концентрат
питания

AS3S4

I200°C~

400°C

700°C

Воздух

После обжига

As2S3—~-As2O3

BIS-----bi2o3

12-уровневый
мульти го рн

Установка

Fattinger

Н2О

Печь ЦКС

Рис. 1.39. Salsigne - предлагаемая система обжига

Огарок

Непрямое
охлаждение
воздуха I

Выщела-
чивание

Трубка
Вентури

Охла-
дитель

В1Р3 Рукавный

фильтр

Ha CIP
1.3J6. Радиальный скруббер Лурджи для улавливания
пыли, охлаждения и абсорбции газа

Часто полезные или отходящие газы промышленных про-
цессов требуют охлаждения, удаления пыли или загрязняющих
агентов. Во многих случаях для этой цели применяются скруббе-
ры.

Компанией Лурджи разработан скруббер с регулируемой
шириной входа, что позволяет добиваться оптимальных эксплуа-
тационных параметров даже при колебаниях объема газа. Жид-
кость скруббера входит через центральную насадку. Это дает
следующие преимущества:

-	Нет опасности забивания, поскольку вся жидкость скруб-
бера проходит через одну насадку с большими отверстиями.

-	Жидкость скруббера входит в газ струей в зоне скруббера
при низкой скорости газа, что гарантирует равномерное распре-
деление. Далее газ проходит в зону скруббера, где его скорость
возрастает до необходимой. Поэтому недостаточно влажный газ
не попадает в зону.

Наиболее узкое поперечное сечение зоны скруббера огра-
ничено двумя кольцами, одно из которых можно поднимать или
опускать механическим или гидравлическим способом, чтобы
изменить поперечное сечение. Силовой привод соединен с кон-
троллером дифференциального давления, с тем, чтобы падение
давления и, следовательно, эффективность работы скруббера
поддерживались на постоянной высокой отметке даже при коле-
баниях газового потока. На выходе зоны скруббера направление
движения газа меняется с помощью винтовых флюгеров, обра-
зующиеся центробежные силы отделяют капли раствора скруб-
бера от газа. Газ выходит из скруббера без капель. В круглый
корпус скруббера можно легко ввести другие радиальные зоны
очистки или отмывки газа. Например, если горячий газ нужно
охладить ниже температуры насыщения, в тот же корпус можно
поместить охлаждающую секцию с насадками для ввода воды,
рис. 1.40.

В некоторых случаях удобно использовать радиальные
скрубберы потока с двумя стадиями, работающими в одном ком-
плексе. Это обеспечивает более высокую эффективность очистки
и охлаждения, рис. 1.41.

Рис. 1.40. Радиальный скруббер
потока с отсеком охлаждения

Рис. 1.41. Трехстадиальный радиаль-
ный скруббер потока с отверстием
входа газа внизу, сконструирован-
ный для абсорбции водорода
Для крайне корродирующих отработанных газов с высоки-
ми температурами на входе используются радиальные скруббе-
ры потока с охлаждающей секцией Вентури, футерованной кир-
пичом.

На рис. ] .42 представлен радиальный скруббер потока со
входом Вентури для выведения пыли и абсорбции газа. Такой тип
скруббера имеет широкий диапазон применения и используется,
например, для очистки отработанных газов печей сжигания отхо-
дов. Важные качества:

-	Высокая скорость прохождения газа через оборудование.

-	Включение отделителя капель в корпус скруббера.

-	Минимальное необходимое пространство.

-	Простой и точный контроль над падением давления.

-	Отсутствие проблем с эрозией, даже при сильном падении
давления.

-	Возможность ввода материала через днище и через верх.

-	В одном корпусе можно легко комбинировать радиальные
зоны потока и другие отсеки газоочистки.

-	Нижняя часть корпуса скруббера может использоваться
как головная камера для вводящих насосов.

Для большинства установленных на сегодня скрубберов
Лурджи поставляет необходимое вспомогательное оборудование,
например, вытяжные вентиляторы, насосы, газопроводы, трубы,
дымовые трубы, установки очистки отработанной воды, а также
приборы контроля, коммутационную аппаратуру.

Как правило, для отделения пыли применяются горячие су-
хие электростатические осадители,

Лурджи производит влажные электростатические осадите-
ли в основном для вывода жидких загрязнителей, например, ту-
мана H2SO4, из газов обжига перед поступлением на установку про-
изводства серной кислоты.

Влажный электростатический осадитель устойчив к корро-
зии, так как изготовлен из пластиковых или свинцовых труб. В
осадителе влажного типа с поливинил-хлоридными трубами пе-
ренос потока осуществляется через жидкую пленку на поверхности
непроводящих пластмасс.
Один из недостатков влажною электростатического осади-
геля - его использование в комплексе с мощными дымовыми тру-
бами.

€

Рис. 1.42. Радиальный скрубер потока с входом
Вентури для выведения пыли и абсорбции газа
1.3.17.	Коррозионно-стойкие влажные осадители для
отделения тумана и сверхмелкой пыли газов,
насыщенных водяным паром

Электростатические осадители широко используются в
разных областях промышленности. Наиболее часто осадители
сухого типа применяются для отделения пыли при температуре
до 45°С, например, для сбора пыли из отработанных газов це-
ментных работ, железа и цветных металлов и угольных электро-
станций.

Влажные осадители используются для отделения жидких
загрязнителей, таких как туман серной кислоты. Этот туман об-
разуется в отсеке скруббера в результате конденсации SO3, со-
держащегося в газе. Поэтому осадители влажного типа в основ-
ном перерабатывают газы, насыщенные водяным паром. Пыль, не
выведенная на предыдущих стадиях очистки, также выводится
влажным осадителем.

В отличие от сухих осадителей, влажные осадители не тре-
буют разбивающих механизмов для выведения материала, ско-
пившегося на электродах. Отделенные частицы пыли образуют
жидкую пленку на вертикальных собирающих электродах, кото-
рая течет вниз, выводя твердые частицы в форме суспензии.

Если содержание твердого высоко, можно использовать
встроенные атомизирующие насадки для непрерывного пропус-
кания воды струей в осадитель для предотвращения отложения на
собирающих электродах. Благодаря этому жидкая пленка на сис-
теме электродов увеличивается, а содержание твердого в ней
уменьшается. Кроме того, рекомендуется оснастить влажные
осадители системой водной промывки. При необходимости про-
мывка выполняется с увеличенными интервалами при выклю-
ченном высоком напряжении.

Преимущества влажных осадителей в комбинации с пред-
шествующими скрубберами таковы:

-	Выведение H2SO4, НС1 и других туманов, содержащихся
в газе, с тем, чтобы очищенный газ представлялся оптически чис-
тым на фоне светлого источника. Если выводится туман H2SO4,
например, это значение эквивалентно 30 мг/м3 экранированной
4 витой пары.

-	Выведение твердого вещества, содержащегося в газе, до
содержания ниже 5 мг/м3 экранированной витой пары в одну ста-
дию.

При необходимости осадители могут объединяться в серии,
чтобы снизить концентрацию остаточных загрязнителей в очи-
щенном газе до 1 мг/м3 экранированной витой пары.

У влажных осадителей сохраняются технологические не-
достатки всех систем влажной очистки газа:

-	Полученный продукт представляет собой шлам, то есть
любое ценное вещество необходимо извлечь из шлама или рас-
твора.

-	Обычно необходима переработка отработанных вод и
шламов, например, перед сбросом в отвал, хвостохранилище.

-	Отработанные газы нужно выбрасывать в атмосферу в ви-
- де охлажденного или насыщенного водой пара. Напор невелик, и
часто дисперсия водных паров занимает много времени. Возмож-
но дополнительное нагревание, но оно требует больших затрат.

Влажные осадители из коррозионно-устойчивых материа-
лов используются для очистки газов, насыщенных SO2, например,
газов обжига или SO2 для производства серной кислоты.

Помимо серы, в качестве сырья для получения серной ки-
слоты часто используют сульфидные руды, в основном пирит
(FeS2). Пирит обычно перерабатывается в печах обжиг кипящего
слоя. Получаемый газ содержит достаточное количество SO2 для
производства H2SO4.

Газы, полученные в результате вышеописанных процессов,
содержат не только SO2, но и примеси, которые необходимо вы-
: вести до того, как газ войдет в контактную систему серной ки-
слоты. Эти примеси состоят из вовлеченной в поток пыли, кото-
рая отделяется на циклонах и последующих сухих осадителях
при температуре 35О°С, и летучих веществ, таких как As3O3, ко-
v торый конденсируется в скрубберной установке. Более того, газ
содержит небольшое количество SO3, который также конденси-
руется в скрубберной установке, образуя тонкий туман H2SO4.
Некоторые из этих примесей отделяются в скрубберной установ-
ке, а остальные выводятся в последующих влажных осадителях.

Конструкция влажного осадителя

Влажные осадители Лурджи представляют собой трубча-
тые конструкции с вертикальным газовым потоком. Все части,
входящие в контакт с газом, покрыты свинцом, сделаны из пла-
стика или покрыты резиной.

Собирающие электроды

Поливинилхлоридные трубы длиной до 5,4 м используются
в качестве собирающих электродов. В замкнутой конструкции
корпуса трубы подвешены над верхней трубчатой пластиной и
закрыты кольцами. Нижние концы трубы присоединены к трубе,
обеспечивая свободное расширение, рис. 1.43. В открытой конст-
рукции собирающие электроды видны снаружи. Они приварены к
верхней и нижней трубчатым пластинам. Поверхность большин-
ства пластмасс гидрофобна, что осложняет образование непре-
рывной жидкой пленки на поверхности собирающего электрода.
Особая обработка поверхности пластмассы обеспечивает образо-
вание когерентной жидкой пленки на поверхности пластмассы.
Добавление поверхностно-активных веществ необязательно.

Система сброса

Коронирующие электроды могут представлять собой про-
стую округлую проволоку, туго натянутую противовесом. Диа-
метр составляет примерно 1.0 мм. Для свинцовых электродов
часто выбирают звездообразное поперечное сечение, поскольку
края обеспечивают достаточно малый радиус для коронирующего
эффекта. На коронирующий поток оказывает большое влияние
система газа/тумана. Для паров серной кислоты пространствен-
ная загрузка может свести коронирующий поток практически к
нулю. Вытянутые оконечности сброса со сравнительно неболь-
шим радиусом коронирующих электродов увеличивают корони-
рующий поток. В связи с этим влажные осадители Лурджи часто
оснащены спицеобразными электродам, особенно в первой ста-
дии осаждения, где требуется переработка газов с высоким со-
держанием тумана.
Рис. 1.43. Закрытая конструкция влажного осадителя
Система сброса

Коронирующие электроды могут представлять собой про-
стую округлую проволоку, туго натянутую противовесом. Диа-
метр составляет примерно 1.0 мм. Для свинцовых электродов
часто выбирают звездообразное поперечное сечение, поскольку
края обеспечивают достаточно малый радиус для коронирующего
эффекта. На коронирующии поток оказывает большое влияние
система газа/тумана. Для паров серной кислоты пространствен-
ная загрузка может свести коронирующии поток практически к
нулю. Вытянутые оконечности сброса со сравнительно неболь-
шим радиусом коронирующих электродов увеличивают корони-
рующии поток. В связи с этим влажные осадители Лурджи часто
оснащены спицеобразными электродам, особенно в первой ста-
дии осаждения, где требуется переработка газов с высоким со-
держанием тумана.

Коронирующие электроды подвешены на верхней несущей
раме и зафиксированы на оси трубы. Нижняя несущая рама обес-
печивает необходимое расстояние коронирующих электродов,
она не служит для опоры. Как и верхняя несущая рама, нижняя
несущая рама поддерживается двумя боковыми изоляторами,
промываемыми воздухом. Масляные запоры не используются в
связи с пожароопасностью. Несущие рамы и верхняя суспензия
изготовлены из стали и обычно снабжены гомогенным свинцо-
вым покрытием.

Изоляторы высокого напряжения с воздушной промывкой

Изоляторы, поддерживающие верхнюю и нижнюю рамы,
размещаются в футерованном свинцом корпусе для защиты от
случайного контакта. Изоляторы промываются потоком теплого
воздуха. Поток воздуха адекватно распределяется для обеспече-
ния прохождения воздуха через изолятор под высоким напряже-
нием и вдоль стержня суспензии в камеру газа во избежание про-
никновения газов и туманов, насыщенных водяным паром. Объем
и распределение воздуха должны быть выбраны в зависимости от
конкретной ситуации. Поток воздуха не должен переносить при-
меси на поверхность изолятора. Поэтому промывающий воздух
фильтруется.
Корпус осадителя

Корпус замкнутой конструкции сделан из материала, ус-
тойчивого к химическому воздействию. Это могут быть:

-	сталь, равномерно футерованная свинцом;

-	сталь, футерованная резиной или

-	пластмасса, укрепленная стекловолокном.

Подача высокого напряжения

Применяются сети трансформаторов-усилителей с полу-
проводниковыми усилителями и приборами тиристорного кон-
троля. Для полного использования возможностей процесса с пла-
стиковыми влажными осадителями необходимо использовать ав-
томатическую систему контроля над напряжением в транзистор-
ном осадителе. Система ограничивает токи короткого замыкания
кратким сроком протекания, то есть пределами половины цикла
(10 миллисекунд).
ГЛАВА II. ФИЗИЧЕСКИЕ И ФИЗИКО-
ХИМИЧЕСКИЕ ИССЛЕДОВАНИЯ
ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ СУЛЬФИДОВ

2.1, Выбор и обоснование объектов для исследований.

Отбор мономинеральных фракций сульфидов

Во многих месторождениях, представленных зонами тон-
кой прожилково-вкрапленной пирит-арсенопиритовой минерали-
зации, значительная часть золота тесно ассоциирует с сульфида-
ми и не обнаруживается даже при самых больших увеличениях
микроскопа. Такое "тонкодисперсное", "субмикроскопическое",
"невидимое" золото не извлекается прямым цианированием без
специальных методов предварительной подготовки сульфидных
концентратов. Поэтому выяснение возможных форм существова-
ния золота и характера неоднородности распределения его в от-
дельных зернах сульфидов преобретает особенно важное значе-
ние.

Этому вопросу посвящено значительное количество работ,
причем в процессе исследований использовались разнообразные
современные инструментальные методы, однако однозначного
ответа на него не получено. Одни авторы приходят к выводу, что
преобладающая часть тонкодисперсного золота входит в кри-
сталлическую структуру сульфидов [52-55], другие считают, что
практически все оно должно находиться в самородном состоянии
преимущественно в виде ультратонких частиц [56-58].

Основанием для представления о преимущественно изо-
морфной форме нахождения золота в сульфидах вкрапленных
руд послужили результаты растворения таких сульфидов в раз-
бавленной азотной кислоте, когда преобладающая часть золота
переходит в раствор, из которого оно сорбировалось на ионнооб-
менных смолах [54]. На основании этих данных, а также незначи-
тельной растворимости частиц золота размером 1 мкм, получен-
ных путем распыления самородного золота методом электроэро-
зии, делается заключение о том, что золото входит в кристалли-
ческую структуру сульфидов главным образом путем замещения
мышьяка и в меньшей мере - железа. Однако представление о
химической инертности золота не применимы к дисперсному зо-
лоту, частицы которого размером 1 0"3-10'2 мкм могут растворять-
ся в солях окиси железа [59]. Использование авторадиографиче-
ских картин распределения золота в искусственно полученных
сульфидах, содержащих радиоактивный изотоп золота, позволило
А.Г.Миронову с соавторами [60] констатировать, что золото изо-
морфно входит в пирротин, галенит, халькопирит и борнит и не
; входит в пирит и сфалерит. При обсуждении результатов иссле-
дований эти авторы выдвигают ряд положений, поясняющих
причины невозможности изоморфизма золота в структуре пирита:
высокая плотность упаковки решетки и низкая степень дефектно-
; эти структуры, различные механизмы изоморфного вхождения
золота в сульфиды, химические свойства золота, степень метал-
-личности ковалентной связи в сульфидах и др.

Для выявления возможных включений золота или его со-
' единений использовались методы растрового электронного мик-
роскопа и рентге-носпектрального микроанализа на приборе
^'САМЕБАХ" [61, 62]. При зондировании сколов кристаллов
сульфидов были выявлены кучные скопления включений само-
родного золота преимущественно округлой формы размером
0,03-0,35, чаще 0,10-0,15 мкм. Более мелкие включения золота
(первые сотые доли микрометров) встречались сравнительно ред-
ко, что может указывать на небольшое количество в сульфидах
данного месторождения ультратонкого, коллоидного золота. По-
зу ченные результаты не подтвердили данные работы [53] о рав-
номерном распределении золота в сульфидах.

В работе [58] высказано предположение, что неравномер-
ное распределение тонкодисперсного золота в сульфидах и более
^высокая концентрация его в арсенопиритах по сравнению с
мышьяковистыми пиритами хорошо согласуется с представлени-
ем об образовании золотосодержащих сульфидов в месторожде-
ниях вкрапленных руд при разрушении гипотетических серно-
мышьяковых соединений золота в гидротермальных растворах.
Выделявшееся при этом коллоидное золото могло отлагаться на г
поверхности кристаллов сульфидов и захватывалось ими. Впо-
следствии оно, вероятно, перераспределялось и сегрегировалось о
внутри кристаллов в результате диффузии. Таким механизмом
образования тонкодисперсного золота в сульфидах авторы объ-
ясняют высокую концентрационную неоднородность золота в
отдельных кристаллах из одного и того же участка руд. Однако г-
не исключено, что определенный вклад в образование неодно-
родности распределения золота внесли структурные дефекты
сульфидов, увеличивающие емкость решеток минералов по от-
ношению к элементам-примесям [63].

Параметр кристаллической решетки пирита зависит от со-
става, условий образования и элементов-примесей, входящих в
его структуру. В настоящее время считается общепринятым, что
параметр ао=О,5417б нм (пирит из Ледвилла), а состав пирита ко-
леблется от FeSjt994? до FeS2>033 [63]. В природных и искусствен-
ных пиритах такие элементы, как кобальт, никель и мышьяк при
вхождении в решетку минерала существенно изменяют ее пара-
метр при содержаниях более 0,1 масс %. Золото может образовы-
вать твердые растворы с пиритом и давать различие в параметрах л
кристаллической решетки при содержаниях более 0,2 масс %.
Однако присутствие элементов-примесей, обнаруживаемых о
эмиссионным спектральным анализом, может быть обусловлено
и включением посторонних минералов, иногда в тонкодисперс- г
ном состоянии, которые не входят в структуру пирита.

Ниже рассмотрены результаты изучения реальной структу- г
ры пиритов Ключевской, Березовской, Тасеевской, Коммунаров-
ской, Марджанбулакской фабрик, месторождений Бакырчик и
Сухой Лог и дана оценка возможного влияния дефектов структу-
ры пиритов на технологические показатели извлечения золота.

Тесная связь тонкодисперсного золота с пиритом и арсено-
пиритом установлена на многих золоторудных месторождениях.
Большинство исследователей утверждают, что тонкодисперсное
золото выделяется с сульфидами на ранних стадиях рудообразо-
вания, образуя закономерные срастания в каждом кристаллите
или группе кристаллитов. Некоторые допускают возможность
выделения тонкодисперсного золота из более поздних растворов,
когда Золото осаждается на сульфидах (пирите, арсенопирите),
как на катоде.

Сложности в выборе объектов исследования заключаются в
том, что не все сульфиды и не во всех типах месторождений со-
L. держат тонкодисперсное золото. При выборе проб за основу при-
няли два критерия:

L 1) результаты анализов золотоизвлекательных фабрик, пе-
рерабатывающих руды с законченным и раздельным циклом об-
работки с содержанием в кеках цианирования и хвостах флота-
ции неотвальных содержаний;

2) некоторые особенности месторождений, руды которых
поступают на ЗИФ с генетически заложенной упорностью, со-
держат тонкодисперсное золото. К ним относятся руды классиче-
ских колчеданных месторождений, минерализованные зоны
дробления, березиты [65].

Анализ результатов многолетних исследований продуктов
обогащения и хвостов действующих фабрик показывает постоян-
;; ное среднегодовое количество неизвлекаемого золота. Содержа-
ние золота в отвальных хвостах фабрик колеблется от 0,12 до 2,7
V. г/т, при этом для колчеданных руд 0,7-1,0 г/т; для минерализо-
ванных зон и березитов 0,12-1,3 г/т [66]. Главными носителями
v золота в рудах (и в хвостах) отрабатываемых и разведуемых ме-
сторождений являются пирит и арсенопирит. Указанные минера-
лы имеют несколько разновидностей, отличающихся по морфо-
логии кристаллов, крупности, внутренней структуре, примесям и
v содержанию золота.

Учитывая изложенные соображения, приняли для выборки
минералов концентраты вкрапленных и сплошных руд, перераба-
тываемых Ключевской, Березовской, Тасеевской, Коммунаров-
4 ской и Советской фабриками, а также концентраты Нежданин-
ского, Бакырчикского, Сухоложского, Талды-Булакского и Кум-
торского месторождений, содержащие также упорное золото.
€ Выборку производили предпочтительно из продуктов после их
цианирования, чтобы исключить видимые сростки золота с пири-
том и арсенопиритом.
1.	КЛЮЧЕВСКАЯ ФАБРИКА. Отбирали фракции из про-
бы кека цианирования гравитационного концентрата. Выделено
две разновидности пирита:

а)	Кубические зерна, иногда со скошенными углами, вели-
чиной 0,01-0,02 мм. Крупные кристаллы деформированы, часто
трещиноваты и трещины заполнены турмалином. Имеются ос-
колки крупных кристаллов. Цвет серовато-желтый, поверхность
тусклая. Внутреннее строение однородное, при травлении выяв-
ляется слабая зональность, пористость, включения иголочек тур-
малина.

б)	Кристаллы кубической формы и пентагондодекаэдры ве-
личиной 0,5-2, 0 мм.

По данным эмиссионного спектрального анализа, в пиритах
содержатся следы мышьяка, в пирите "б,г - медь, серебро, сурьма,
висмут, теллур, следы золота. В объединенной пробе мономине-
ральной фракции пирита после его цианирования содержание
золота составляет 6,3 г/т.

2.	БЕРЕЗОВСКАЯ ФАБРИКА. Отбирали фракции из проб
гравитационных концентратов разных лет. Выделены:

а)	кристаллы кубической формы с тонкой штриховкой, па-
раллельной ребрам;

б)	пентагондодекаэдры в комбинации с другими формами;

в)	кубики с плоскостями октаэдров;

г)	додекаэдры и различные комбинации кристаллов. Все
формы четко выражены морфологически. Пирит имеет светло-
желтую серебристую окраску, блестящую поверхность, однород-
ную структуру в плоскости шлифа, одни и те же примеси: ко-
бальт, никель, иногда мышьяк и золото. Содержание золота в пи-
ритах колеблется от 1,6 до 100 г/т, наиболее характерны содер-
жания от 30 до 50 г/т. В объединенной монофракции содержание
золота после цианирования составляет 3,3-4,9 г/т, а при делении
по классам большие содержания наблюдаются в мелких классах
(4,5-15,6 г/т), в то время как в классах плюс 1,0 мм и выше - всего
лишь десятые доли г/т.

Интересны данные по электрической проводимости пири-
тов [67] идеальные формы кристаллов куба обладают однородной
проводимостью и низким содержанием золота, у кубов со штри-
ховкой термоэлектродвижущая сила (ТЭДС) различна - положи-
тельная на ребрах и отрицательная на гранях штриховки. Все
комбинированные кристаллы характеризуются чередованием
участков с разноименными зарядами, различными и по абсолют-
ной величине ТЭДС, однако в центре кристалла ТЭДС положи-
тельна и значение ее выше, чем на периферии индивида. Содер-
жание золота повышается в участках с низким удельным сопро-
тивлением. Во всех сложных формах кристаллов тонкодисперс-
ное золото может выделяться в углах ступеней роста, на границах
и ребрах, на вершинах кристаллов, на границах срастания двой-
ников и на плоскостях срастания, в дефектах кристаллической
решетки, на участках разных ТЭДС. Электрические характери-
стики кристаллов-полупроводников зависят от изоморфных при-
месей.

3.	ТОКУРСКАЯ ФАБРИКА. Мономинеральная фракция
отобрана из гравитационного арсенопиритного концентрата по-
следних поступлений с фабрики. Отобраны кристаллы призмати-
ческого облика, короткие, выпуклые, тонкоигольчатые с притуп-
ленными призмами, которые преобразуются в псевдобипирами-
дальные формы. Для кристаллов характерна грубая штриховка по
плоскостям. Отобраны в пробу сростки кристаллов, сложные,
крестообразные двойники и тройники. Все метакристаллы и сро-
стки имеют хорошую огранку, серебристосерый цвет, однород-
ное и плотное строение в поле шлифа, примеси малочисленны:
следы никеля, кобальта, олова, меди, и состав - близкий к теоре-
тическому. Обладают отрицательным типом проводимости. Со-
держание золота 35-140 г/т (серебра 4-6 г/т). После цианирования
в арсенопирите остается до 30 г/т золота.

4.	ТАСЕЕВСКАЯ ЗИФ. Мономинеральная фракция ото-
брана из гравитационного концентрата фабрики. Для пирита не
характерны четко выраженные кристаллические формы. Это,
скорее, мелкозернистые агрегаты кристаллитов тонкопластинча-
той формы, образовавшихся как псевдоморфозы по марказиту.
Цвет пирит-марказита серый, внутреннее строение мелкозерни-
стое, пористое. По данным эмиссионного спектрального анализа
в пирите содержатся примеси элементов породообразующих ми-
нералов: кремния, алюминия, калия, натрия, кальция и примеси:
никеля, кобальта (0,003-0,01%), сурьмы, свинца, серебра, молиб- п
дена (следы); мышьяк отсутствует. Содержание золота в пирите
2,8-31,0 г/т.

5.	КОММУНАРОВСКАЯ ЗИФ. В существенно пирит-
магнетитовом концентрате четко выраженные кристаллы пирита
отсутствуют. Пирит находится в виде обломков и осколков не- _
правильной формы. Внутреннее строение - плотное со следами
колломорфной структуры, излом скорлуповатый (как вар) плос-
кости скола - раковистые, блеск матовый, тусклый, цвет зелено-
вато-желтый. По данным полу количественного спектрального
анализа, в пирите не содержится примесей элементов цветных
металлов. Содержание золота 12-28 г/т.

6.	СОВЕТСКАЯ ЗИФ. Из концентрата отобрано две пробы
арсенопи-рита:	< 5

а)	арсенопирит в виде кристаллов;

б)	арсенопирит в виде обломков или зернистых агрегатов л
(предположительно - из кварцевой жилы).

Кристаллы имеют конвертообразную, ромбовидную форму
величиной до 2,0 мм. Наряду с правильными кристаллами име-
ются искаженные с продольной штриховкой по граням. Цвет
оловянно-белый или серо-стальной, иногда на поверхности обра-
зуется индигово-синяя побежалость. Внутренняя структура одно-
родная, блеск металлический. Из примесей установлены сурьма,
кобальт, никель (0,003-0,01%), следы серебра. Содержание золота
от 3 до 11 г/т.

7.	НЕЖДАНИНСКАЯ ФАБРИКА. Из гравиоконцентратов
отобрано две разновидности арсенопирита:	_

а)	арсенопирит в виде обломков зерен и агрегатов, сцемен-
тированных жильным кварцем;

б)	кристаллы размером 0,2-0,5 мм.

Они, в отличие от кристаллов Советского месторождения,
имеют игольчатый облик, короткостолбчатый, встречаются двой-
ники. Поверхность загрязненная налетами черного цвета. Внут- о
реннее строение однородное, из примесей эмиссионным спек-
тральным анализом обнаружены сурьма, свинец, никель, кобальт.
Содержание золота в игольчатом арсенопирите 50,7-80,5 г/т; в
зернистых агрегатах из кварцевых жил - 50,0-54,3 г/т. Считается
[68], что золотоносность арсенопирита объясняется не только
приуроченностью к нему позднего, но и присутствием сингене-
< точного золота. Позднее золото рассматривается как результат
его диффузии из первичного твердого раствора, хотя выделения
ч могут быть обусловлены и электрическими свойствами.

8.	БАКЫРЧИКСКОЕ МЕСТОРОЖДЕНИЕ [69]. Из концен-
тратов выделены три пробы:

а)	уплощенной формы стяжения мелкозернистого пирита;

б)	кристаллы пирита;

в)	кристаллы арсенопирита.

Криптокристаллический пирит собран в мелкозернистые
агрегаты, представляющие собой первоначально коллоидное об-
разование с комплексом Au-S-Fe-As соединений. Строение его
кристаллически-зернистое, пористое, оптически зональное. Цвет
серый. Из примесей фиксируются кобальт, никель, мышьяк и
( петрогенные элементы. Содержание золота 1,2 г/т.

Кристаллы пирита имеют кубическую форму или комбина-
v, ции с пен-тагондодекаэдром. Ребра и грани выражены четко и
срастаний между собой не отмечено. Внутреннее строение одно-
родное, плотное. Из примесей отмечены те же элементы, что и в
криптокристаллическом пирите, а содержание золота 25,9-39,6
г/т.

Арсенопирит представлен тонкоигольчатыми (размером
0,2-0,5 мм) и короткостолбчатыми кристаллами. Штриховка на
гранях отсутствует, поверхности покрыты налетами черного цве-
“ та. Внутреннее строение однородно, но имеются кристаллы с зо-
нальным строением, ядро у которых содержит повышенные ко-
v личества золота по сравнению с периферией, при этом зависи-
мость содержаний As-Au по зонам в кристалле выражается коэф-
фициентом корреляции +0,9 [69]. Из примесей установлены лишь
сурьма, молибден, титан; никель и кобальт отсутствуют. Содер-
~ жание золота 50-230 г/т; при этом, чем тоньше кристаллики, тем
содержание золота выше. По данным рентгеноспектрального
микроанализа, содержание золота в кристаллах - на уровне фона,
в отдельных точках ближе к центру - десятки процентов.

9.	СУХОЛОЖСКОЕ МЕСТОРОЖДЕНИЕ. Отобраны 4
пробы:

а)	пирит, высвобожденный из сланцевой породы;

б)	пирит из кварцевых прожилков;

в)	и г) пирит, распределенный при обогащении по двум ви-
зуально одинаковым продуктам.

Все отобранные пириты имеют кубический облик кристал-
лов, ровные гладкие грани без скульптурных рисунков, на неко-
торых поверхностях заметны побежалости. Внутреннее строение
однородное с незначительной пористостью, в дробленых кри-
сталлах трещинки заполнены кварцем. Имеются включения пир-
ротина и слюдистых частиц. В отдельных кристаллах отмечается
слабая зональность. По набору примесей все пириты идентичны
(%): кобальт, никель - 0,046-0,064; медь, цинк, свинец - 0,03-0,1;
мышьяк фиксируется лишь в пиритах из кварцевых прожилков -
0,042. Серебро [70] из 150 проб зафиксировано лишь в пяти: 0,2-
2,0 г/т. Содержание золота от 4 до 17 г/т, а распределение, на-
пример, содержаний по классам крупности в кеках цианирования
представляется в следующем виде:

Класс крупности, мм	Содержание Au в пирите, г/т

Плюс 0, 20	0,85

-0,20 + 0,15	1,28

-0,15 + 0,07	2,26

минус 0,07	3,80

10.	МЕСТОРОЖДЕНИЕ КУМТОР. Концентраты представ-
лены существенно пиритом. Отобраны обломки кристаллов и
кристаллы. Последние составляют не более 10% и представляют-
ся кубами искаженной формы размером 0,3-2,0 мм. Кристаллы
плохо ©кристаллизованы и трудно отличимы от агрегатов из пи-
ритных зерен. Внутреннее строение однородное, оптически ино-
гда обнаруживаются включения гематита, хлорита. Количествен-
ным спектральным анализом установлены примеси селена и тел-
лура:. 8,0 и 63,0 г/т соответственно. Остальные примеси содер-
жатся в менее чем тысячных долях процента (висмут, олово, ни-
кель, молибден, кобальт, серебро); свинец, цинк - 0.01-0,03%.
< Мышьяк отсутствует. Содержание золота 2,3-38,0 г/т.

11.	МЕСТРОЖДЕНИЕ ТАЛДЫ-БУЛАК. Оно разведуется
как серноколчеданное. Концентраты по составу пиритные, пирит-
марказитовые. Кристаллы отсутствуют. Мономинеральные фрак-
ции отобраны из концентратов в виде зерен неправильной обло-
мочной формы. В отраженном свете пирит характеризуется по-
ристостью и включением иголочек турмалина, хлорита, кварца.
По данным эмиссионного спектрального анализа, в пирите со-
держатся примеси никеля, кобальта, серебра, олова (001-0,003%),
цинка, свинца, меди - до 0,1%. Содержание золота 12,1 г/т.

2.2, Рентгеноструктурный анализ

2.2.1.	Рентгенофазовый анализ и высокотемпературная
рентгенография

Рентгенофазовый анализ отобранных для исследования
фракций пи-ритов проводился на дифрактометре ДРОН-3 с ис~
i пользованием СиКа - излучения, монохроматизированного Ni-
фильтром, Погрешность в определении углов Д20 не превышала:
Т 0,02 град; в установке плоскости образца относительно оси
гониометра Т 0,03 мм, что давало погрешность при определении
межплоскостных расстояний для наших условий, когда угол от-
ражений изменяется в пределах 5 <0< 35 , не превышающую
(0,001-0,0001) нм в зависимости от значения 0. Съемку образцов
проводили на приставке ГП-13 в кюветах бокового заполнения с
их вращением вокруг оси перпендикулярной поверхности образ-
ца с частотой 60 об/мин. При глубине кюветы 0,2-0,3 мм и диа-
метре выемки 15 мм требовалось 0,2-0,3 г материала для ее за-
полнения.

Во всех пробах основной фазой является пирит, рентгено-
- метрические характеристики (d/n,I) пиритов разных месторожде-
ний соответствовали эталону из PDF [71]. В пробах Тасеевской
< ЗИФ и Бакырчикского месторождения присутствует арсенопирит,
а в пробах Березовской и Тасеевской ЗИФ - галенит. Из породо-
образующих минералов практически во всех пробах обнаружива-
ется кварц, в ряде проб - полевые шпаты, слюды. На дифракто-
граммах анализируемых пиритов остались неидентифицирован-
ными единичные малоинтенсивные рефлексы. Полученные ре-
зультаты соответствуют данным полуколичественного спек-
трального анализа (табл. 2.1).

Определение параметра кристаллической решетки изучае-
мых сульфидов проводили с внутренним стандартом, в качестве
которого использовали металлический кремний высокой чисто-
ты. Его параметр, прецизионно определенный в институте Зем-
ной Коры СО РАН, ао= 0,543086 + 0,000002 нм.

Профили рефлексов пирита (611), (620), (533), (622) и
кремния (620), (533) снимали на дифрактометре ДРОН-3 по точ-
кам с шагом, сканирования 0,01 град (20) на медном излучении
Kai и К«2 излучении. Полученные результаты представлены на
рис.2.1, на котором записан участок дифракционного спектра с
аналитическими рефлексами пирита. Как следует из рис.2.1, хо-
рошо раскристаллизованные пириты Березовской, Коммунаров-
ской ЗИФ и выборок а) и б) Сухоложского месторождения имеют
четкие дифракционные рефлексы и значения Эо меньше, приве-
денных в справочной литературе: а0= 0,54176 нм. Исключение
составляет пирит Тасеевской ЗИФ, который имеет параметр а0 =
0,54173 нм, но дифрактограмму с размытыми, малоинтенсивны-
ми рефлексами, свидетельствующими о нарушениях кристалли-
ческой структуры.

Параметры пиритов Ключевской и Марджанбулакской
ЗИФ и гравитационного концентрата 1 деки Сухоложского ме-
сторождения несколько превышают справочные данные, а ди-
фракционный спектр пирита месторождения Бакырчик имеет ма-
лоинтенсивные рефлексы в области больших брэгговских углов.
Этот факт не дал возможность измерить параметр а0. Сильное
размытие рефлексов свидетельствует о значительных искажениях
кристаллической структуры пирита этого месторождения.
таблица 2. i

Содержание примесей в исходных пиритах
(по данным полуколичественного спектрального анализа)

Фабрика, место- рождение	Разно- вид- ность	Содержание				
		Десятки I  %%	Про- центы	Десятые доли %%	Сотые доли %%	Тысячные доли %%
Ключевская ЗИФ	а	Fe	Si	Ca, Al, As	Mg, Pb, Ti, Zn, Na, Zr	Bi, Cu, Co, Ba
	б	Fe	Si	Ca, Al, As	Mg, Pb, Sb, Na, Co	Bi, Ni,Ti, Cu, Zn, Ba, Zr
Березовская ЗИФ	а	Fe	Si, Pb	Ca, Al	Na, TI, Sb, Zn, Mg, As	Sn, Ba, Bi, Cu, Ag, Zr
	б	Fe	Si	Pb, Al	Sn, Ti, Ca, As, Au, Bi,	Cu, Zn, Ag, Zr, Au
Тасеевская ЗИФ		Fe	Si, Al, As, Zn	Pb, Sb, Ti, Cu, Ag, Ca	Bi, Zr, Au, Mg, Cd	Sn, Ni, Ba
Коммунаровская ЗИФ		Fe	Si	Ag, As, Au, Al	Pb, Bi, Zn, Mg, Ca, Na	Ti, Cu, Ba
Марджанбулак- ская ЗИФ		Fe	Si	Zn, As	Pb, Sb, Ni, Ti, Mg, Na, Al, Ca	Cu, Ag
Месторождение  Бакырчик		Fe	Si, As		Sb, Ti, Cu, Zn, Au, Mg, Ca, Al, Na	Pb, Ni, Ag
Сухоложское месторождение	а	Fe	Si, Al	Ti, As, Ca	Pb, Zn, Zr, Mg, Na	Co, Ba
	б	Fe	Si	Ti, As, Ca, Al	Pb, Ni, Zn, Co, Zr, Au Na	Bi, Ag, Ba
	в	Fe	Si, As	Ti, Al	Pb, Bi, Zn, Co, Zr, Mg, Na, Ca	Ni, Cu, Ag
Рис.2.1. Участок дифракционного спектра пирита с рефлексами, исполь-
зованными для определения параметра кристаллической решетки а0

Пирит: 1 - месторождение Бакырчик; 2 - Марджанбулакская ЗИФ; 3 - Ключев-
ская ЗИФ; 4 - месторождение Сухой Лог. гравиоконцентрат 1 деки; 5 -
Тассевская ЗИФ; 6 - Коммунаровская ЗИФ; 7 - месторождение Сухой
Лог. выборки а) и б); 8 - Березовская ЗИФ, выборки а) и б)
Дефекты структуры пирита могут оказывать влияние на фа-
зовые и структурные изменения пирита в процессе окислительно-
го обжига - основного метода подготовки упорных сульфидных
руд и концентратов к планированию. Поэтому в работе использо-
ван метод высокотемпературной рентгенографии, преимущест-
вом которого перед другими методами изучения обжига является
возможность фиксации фазового состава продуктов в любой мо-
мент протекания процесса, включая его начальную, конечную и
промежуточную стадии.

Дифрактограммы снимались на усовершенствованной в
Иргиредмете высокотемпературной приставке [79]. Приставка
была сменной и устанавливалась на гониометр ГУР-4 дифракто-
метра УРС-5ОИМ. Дифракционная картина регистрировалась
сцинтилляционным счетчиком СРС-1-0 в сочетании с измери-
тельно-регистрирующей стойкой ССС. Равномерный нагрев об-
разца проводили со скоростью 3-5 град/мин от комнатной до
700°С.

В процессе нагревания периодически проводили запись
дифрактограмм в интервале брэгговских углов от 10 до 35°. Ди-
фрактограммы расчитывали с помощью линейки, на которой на-
несена шкала значений d/n в нм для данного излучения и мас-
штаба записи. Использовали FeKa -излучение, монохроматизиро-
ванное Mn-фильтром, при напряжении на трубке 35 кВ и силе
тока 8 mA.

Высокотемпературная рентгенография отобранных для
изучения выборок пиритов показало, что окисление пиритов в
атмосфере воздуха начиналось при температуре 420т20°С появ-
лением широкого малоинтенсивного пика с d/n - 0,254-0,255 нм,
соответствующего самому интенсивному рефлексу магнетита. В
интервале температур 430-470°С появлялись рефлексы гематита.
Магнетит полностью окислялся до гематита к 600°С. Охлажден-
ный от 700°С до комнатной температуры огарок являлся гемати-
том.

Полученные результаты позволяют заключить, что дефекты
структуры пирита не влияют на его фазовые превращения в про-
цессе окислительного обжига. Медленное нагревание снимает
внутренние напряжения в зернах пирита и уменьшает структур-
ную неоднородность. Следовательно, определяющими факторами
наблюдаемых превращений являются условия обжига.

Таким образом, из результатов рентгенофазового анализа и
высокотемпературной рентгенографии следует, что дефекты
структуры пиритов наиболее ярко проявляются на дифракцион-
ных спектрах в области больших брэгговских углов; в меньшей
степени влияют на изменение параметра кристаллической решет-
ки а0 и не сказываются на результатах высокотемпературной
рентгенографии.

2,2.2	Определение характеристик дефектности пиритов
(размера субмикроскопических блоков и величины
микродеформаций решетки)

Для исследования дефектов кристаллов на субмикроскопи-
ческом уровне могут быть использованы различные методы ана-
лиза, это прежде всего - электронная микроскопия, рентгеновская
топография и рентгеновский структурный анализ, основанный на
изучении профилей дифракционных отражений.

Электронная микроскопия дает ценную информацию о ха-
рактере и распределении дефектов в кристалле: природе дисло-
каций, их виде (краевые или винтовые), о дефектах упаковки, ло-
кализации малоугловых границ и плоскостей скольжения [73].
Однако при использовании электронного микроскопа для иссле-
дования реальной структуры минералов возникают определенные
трудности. Хорошо известно, что воздействие электронного пуч-
ка на изучаемый образец часто приводит к необратимому изме-
нению его реальной структуры: скольжению и перемещению
дислокаций, образованию вакансионных дисков и их последую-
щему схлапыванию [74]. Воздействие электронного пучка может
повлечь за собой рекристаллизацию, фазовые превращения, а
также разложение минералов. При использовании методов про-
свечивающей электронной микроскопии встает также вопрос о
степени соответствия реальной структуры, наблюдаемой в элек-
тронном микроскопе, структуре исходного кристалла, так как при
получении очень тонких образцов, необходимых для применения
этих методов, распределение и плотность дефектов могут совер-
шенно измениться [75].

Рентгеновская топография - другое мощное средство изу-
чения реальной структуры кристаллов. К сожалению, разрешаю-
щая способность этого метода невелика, и для исследования при-
годны только относительно совершенные образцы с невысокой
плотностью дислокаций [76].

Существует два варианта анализа реальной структуры кри-
сталлов с помощью изучения рентгендифракционных профилей.
В первом из них исследуются распределение интенсивности рас-
сеянного монокристаллом рентгеновского излучения, во втором -
предусматривается предварительное измельчение кристаллов и
анализ реальной структуры полученных порошков. Таким обра-
зом, второй вариант метода позволяет получать характеристики
реальной структуры усредненных по всему объему исходных мо-
нокристаллов. Общеизвестно, что любой природный кристалл
объект - по-своему уникальный, и особенности его тонкой струк-
туры совсем необязательно будут воспроизводиться во всех дета-
лях в другом кристалле той же геологической пробы. Это делает
необходимым усреднение результатов по некоторому значитель-
ному объему образца, что практически невозможно осуществить
при использовании методов электронной микроскопии и моно-
кристальной дифрактометрии.

Следует отметить, что процесс измельчения, несомненно,
должен влиять на совершенство структуры исследуемых кри-
сталлов, однако применение кратковременного измельчения в
щадящем режиме обеспечивает достаточно малые изменения ре-
альной структуры в процессе приготовления образцов.

Таким образом, для исследования реальной структуры кри-
сталлов нами был выбран метод анализа рентгендифракционных
профилей, полученных от порошковых образцов.

Оценка параметров субмикроскопической структуры при-
родных пиритов была реализована методом гармонического ана-
лиза формы рентгеновских линий (ГАФРЛ) [77] по программе,
реализованной на ПЭВМ IBM PC. При ее реализации расчеты
проводятся в три этапа: первый - включает первичную обработку
экспериментально регистрируемых профилей, второй - выделе-
ние физических дифракционных профилей, свободных от инст-
рументальных искажений, третий - расчет характеристик реаль-
ной структуры. Последний этап включает вычисление размера
субмикроскопических блоков D и значений среднеквадратичных
деформаций решетки ^е2^ •

Образцы предварительно измельчались в агатовой ступке.
Съемку проводили на рентгеновском дифрактометре ДРОН-ЗМ в
FeKa -излучении (Mn-фильтр), управление которым осуществля-
лось от ПЭВМ IBM PC по созданной нами программе через спе-
циальный электронный блок. В качестве эталона для учета инст-
рументального уширения использовали пирит, полученный мето-
дом градиентного гидротермального синтеза при температуре
450-460°С и давлении 1 000 МПа. Профили отражений (111),
(222), (200) и (311) исследуемых образцов и эталона записывали
на жесткий диск ПЭВМ, а для визуального контроля на диа-
граммную ленту при скорости движения счетчика 1/4 град/мин с
шагом сканирования 0,01 град и временем счета в одной точке 10
сек. Щель, ограничивающая горизонтальную расходимость пуч-
ка, была 2 мм, вертикальную расходимость -6 мм, щель перед
счетчиком -0,25 мм. Для уменьшения вертикальной расходимо-
сти пучка использовали щели Соллера 130'. Измерения обычно
начинали от середины расстояния между исследуемой линией и
ближайшей соседней,что позволяло уверенно фиксировать "хво-
сты" рентгеновских- отражений;

На первом этапе, который включает первичную обработку
данных, в программе расчета параметров тонкой структуры пре-
дусмотрено сглаживание экспериментально регистрируемых
профилей, введение поправки на угловой множитель интенсив-
ности, связанный со структурным фактором рассеяния |F|2, ло-
ренц-поляризационным и геометрическим множителями LPG, и
отсечение фона.

В настоящей программе при расчетах могут использоваться
линейное сглаживание по 3 и 5 точкам и сглаживание с помощью
алгебраических многочленов третьей степени по методу наи-
меньших квадратов. Предусмотрена также возможность комби-
нирования этих методов между собой и многократного действия
каждого из них.

Введение поправки на LPG-множитель в программе осуще-
ствляется в любом из вариантов, относящихся к съемке порошко-
вых образцов на дифрактометре с фокусировкой по Брэггу-
Брентано [78].

Для отсечения фона в программе используется стандартная
процедура, в которой принято, что интенсивность фона линейно
изменяется в пределах дифракционной линии.

Второй этап включает выделение ’'чистого” или физическо-
го дифракционного профиля. Наблюдаемый профиль дифракци-
онной линии h(®) связан с физическим дифракционным профи-
лем f(®) и с функцией инструментального уширения g(®) урав-
нением:

ь

К®) = J/(®)g(® - y/)d у/,
а

(2-1)

В методе ГАФРЛ используется замена свертки, т. е. инте-
грального уравнения (2.1), умножением, для чего применяется
преобразование Фурье, приводящее к соотношению

(2-2)

где F(t), G(t) и H(t) - трансформанты Фурье-функций f(0), g(0) и
h(0) А.Стокс [79] установил, что

1 а'г	Ъйх

F, = F/ + iFtM, G*=- [ g(%)cos----------dx,

a -an	a

z 4 . ?Mx 7
g(x) sin----dx.

a

Г h(x)cos-----dx

a -a!2	a

(2.3)
all

Л/
f

a %

~a / 2

— dx
a

где F/ и F{m - коэффициенты Фурье порядка t, относящиеся

соответственно к действительной и мнимой части Ft,x - текущая
координата, а -период разложения в ряд Фурье.

В качестве функции инструментального уширения g(x)
обычно используется дифракционный профиль эталонного об-
разца, форма дифракционных линий которого определяется толь-
ко условиями съемки.

В данной программе также предусмотрена возможность
пересчета трансформант Фурье, относящихся к - составляющим
профилей g(x) и h(x), к новому началу разложения, проходящему
через максимумы распределения интенсивностей линий g(x) и
h(x) (разделение ос^ и ос2 дублета).

В основу третьего этапа расчета положено, что физический
дифракционный профиль является сверткой распределений ин-
тенсивности, обусловленных только размерами субмикроскопи-
ческих блоков и остаточными микроискажениями решетки.

F/=4^=4,	 (2.4)

где А? и А* - коэффициенты разложения, связанные с размера-
ми субмикроскопических блоков (D) и среднеквадратичной де-
формацией решетки , представляющее собой среднеквадра-
тичное относительное изменение длины )2 в колонке яче-
ек, параллельных определенному кристаллографическому на-
правлению. Усреднение производится посредством смещений
всех пар ячеек, находящихся на расстоянии Lf друг от друга. Ве-
личины А®, ALt и At связаны следующим уравнением [80]:
1пЛ, -2я2Н2(аЕ,)2 +2я4Я4(дЕУ)4 +...	(2-5)

Н2 =h + k + l,

где h, к, 1 - индексы отражающей плоскости.
Значения и D определяются по методу В.Д.Крылова
[81], учитывающему только два первых члена в правой части
уравнения (2,5).

Вычисленные значения параметров субмикроскопической
структуры представлены в сводной табл. 2.2.

В табл. 2.2. сведены результаты изучения структуры пири-
та, полученные разными методами исследования. Пириты распо-
ложены в ней (как и на рис.2.1) на рейтинговой основе согласно
данным ранее проводимых в Иргиредмете технологическими ис-
следованиям сульфидных концентратов этих месторождений.
Наиболее упорными являются концентраты месторождения Ба-
кырчик (№ 1), затем следуют продукты Марджанбулакской (№
2), Ключевской (№ 3) ЗИФ до наименее упорных концентратов
; Березовской (№ 8) ЗИФ.

Параметры субструктуры пиритов Тасеевской, Марджан-
булакской фабрик и месторождения Бакырчик не рассчитывали
вследствие высокого содержания в них арсенопирита и сфалерита
(табл. 2.1), линии которых располагаются вблизи аналитических
рефлексов FeS2 и искажают его профиль.

Как следует из табл.2.2, максимальные размеры субмикро-
скопических блоков имеют легко цианируемые продукты Бере-
зовской и Коммунаровской ЗИФ, а также пириты из сланцевой
породы и кварцевых прожилков Сухоложского месторождения.
Для сульфидов гравиоконцентратов 1 деки Сухоложского место-
рождения и пиритов Ключевской ЗИФ, относящихся к категории
упорных, размеры D в 2-3 раза меньше.

Величина микроискажений кристаллической решетки пи-
ритов закономерно увеличивается с увеличением их технологи-
ческой упорности. Исключение составляют некоторые пириты
Сухоложского месторождения (выборка "а"), у которых числен-
ное значение даже превышает значение Ключев-
ской ЗИФ. Причина этого явления остается пока не выясненной.
Таким образом, из табл.2 2 хорошо видна корреляция меж-
ду значениями параметров D и и упорностью пиритов в
процессе их технологической переработки.

2.2.3.	Микрорентгеноспектральное и электронно-
микроскопическое изучение пиритов

Изучение выбранных для исследования пиритов выполне-
ны на рент-геноспектральном микроанализаторе "САМЕВАХ SX-
50й. Для этого 5-7 зерен сульфида каждой исследуемой выборки
монтировались в брикет из эпоксидной смолы, который шлифо-
вали и полировали с использованием алмазных паст. Для элек-
тропроводности поверхность полированного аншлифа покрыва-
лась углеродом методом вакуумного испарения.

С помощью микроанализа исследовалось химический со-
став зерен, их гомогенность, наличие, характер и расположение
внутренних включений, наличие трещин и других дефектов. По-
сле качественного анализа всех зерен и обнаруженных в них
включений, была проведена предварительная диагностика выяв-
ленных минералов по их химическому составу. Для иллюстрации
расположения включений и внутреннего строения зерен сульфи-
дов сделан ряд растровых снимков. Количественный анализ
сульфидов проводился на три элемента: железо, сера и мышьяк. В
качестве образцов сравнения использовались аналитические
стандарты французской фирмы "Сатеса": при определении Fe и
S - FeS2 (аналитические линии Fe Ка, и S Ка,), As - AsGa (анали-
тическая линия As La), Au - золото 99,99% (аналитическая линия
Au Ma). Концентрации определяемых элементов рассчитывались
использованием РАР-коррекции [82] на мини-ЭВМ PDP-11/53.
Определения минимальных содержаний анализируемого элемен-
та С min рассчитывалось по методике, описанной в [83]. По по-
лученным результатам С min для As - 0,0093 масс % для Au -
0,0012 масс %. Воспроизводимость результатов измерения опре-
деляемых элементов оценивалась по методикам, описанным в
[30]. Полученное относительное стандартное отклонение (Sr) ре-
зультатов определения As, Fe, Au и S в интересующих нас
интервалах концентраций равны соответственно 2,84%, 0,66%,
180
валах концентраций равны соответственно 2,84%, 0,66%, 2,76% и
0,72%. Проведенные исследования позволили установить сле-
дующее.

Ключевская ЗИФ.

Исследованные выборки: кристаллы кубической формы и
деформированные кристаллы и осколки, мало отличаются друг от
друга. Зерна пирита очень пористые, с редко встречающимися
включениями, в основном, по краю зерна. Их размер колеблется
от 2 до 50 мкм, преобладают мелкие 2-5 мкм. Состав включений:
Na-Al-Si-O, Al-Si-Fe-O, Si-O, Al-Si -О, Ti-O, Si-Ca-Ti-O, Fe-O,
< M	Mg-Si-Ca-Fe-O, арсенопирит и пирротин..

Отношение S/Fe изменяется от 2,021 до 1,957 для зерен
кристаллов и от 2,029 до 1,977 для деформированных кристаллов
и осколков. Содержание мышьяка колеблется от нуля до 2,12
масс % в первой и до 1,57 масс % во второй выборке соответст-
венно.

Березовская ЗИФ.

Исследованы две выборки: а) кубические кристаллы и б)
различные комбинации кристаллов. Зерна обеих выборок пирита
идентичны. Они довольно "плотные", мало трещин и пор, редкие
включения имеют малые размеры, состав которых: Si-O, Al-Si-К-
О. Ti-O, Са-Р-О. Встречаются включения халькопирита размером
до 50 мкм. Отношение S/Fe изменяется от 2,051 до 1,987 для пер-
_ вой и от 2,044 до 2,006 для второй выборок. Содержание мышья-
ка в обеих разновидностях не превышает 0,05-0,07.масс %.
Тасеевская ЗИФ.

Зерна пирита гладкие, без трещин с небольшим числом
включений размером до 10 мкм состава: Ti-O, Si-Al-K-O, Si-Al-O.
Si-Ca-Ti-O. Встречено включение халькопирита (20 мкм) в пири-
т/те и сросток кварца с пиритом (рис.2.2). Отношение S/Fe: 2,053
до 1,981. Содержание мышьяка в разных точках зерен колеблется
от нуля до 1,72 масс %.

Коммунаровская ЗИФ.

Исследуемые зерна пирита гладкие, без трещин, практиче-
ски без силикатных включений. В большей части зерен регистри-
руются мелкие (1-10 мкм) овальные или в форме параллелограм-
ма включения золота высокой пробы (рис.2.3), Изменение отно-
шения S/Fe: от 2,046 до 1,988. Содержание мышьяка в разных
точках зерен колеблется от сотых до десятых долей масс %.

Рис. 2.2. Растровый снимок сростка кварца с пиритом
Тассевской ЗИФ, увел.200
Серое - кварц, светлое - пирит

Рис. 2.3. Растровый снимок включения самородного золота в пирите
Коммунаровской ЗИФ, увел. 10000
Марджанбулакская ЗИФ-

Зерна исследуемой выборки гладкие, ’’плотные” содержат
небольшое число включений размером от 2 до 30 микрон. Состав
; включений: Si-O, Si-Al-O, Р-Са-О, Si-Al-K-O, Ti-O, Si-О, Са-О. В
одном из зерен пирита обнаружено включение сфалерита разме-
ром 200 мкм. Колебание отношения S/Fe: от 2,032 до 1,983 при
изменении содержания мышьяка от 0, 02 до 1,57 масс %.

Месторождение Бакырчик.

В исследуемой выборке около одной трети зерен - арсено-
пирит. Зерна пирита гладкие, без трещин, имеют редкие включе-
ния размером от 5 до 25 мкм, состава Si-O, Ti-O. В зернах арсе-
нопирита регистрируются мелкие (до 10 мкм) включения пирита.
Отношение S/Fe в зернах пирита изменяется от 1,974 до 1,910, а
содержание мышьяка от 2,40 до 4,42 масс %.

Месторождение Сухой Лог.

Изучено три пробы кристаллов пирита отобранных: а) из
_ сланцевой породы, б) из кварцевых прожилков и в) из гравитаци-
онного концентрата 1 деки.

В выборке а) зерна пирита пористые, трещиноватые, имеют
много включений размером от 5 до 600 мкм состава: Al-Si-K-O,
Al-Si-Ca-Fe-O, Si-Ca-Ti-O, Р-Са-О, Si-O, Ti-O, Al-Si-Ca-O.

В выборке б) зерна пирита пористые, количество обнару-
^•женных включений в зернах не одинаковое, есть зерна практиче-
ски без включений. Размер обнаруженных включений меняется
от 5 до 50 мкм. Состав различен: Mg-Fe-O, Al-Si-Fe-O, Al-Si-K-O,
Ti-O, Si-O, Al-Si-O, Ca-P-O, Mg-Ca-Fe-O. Встречаются включения
пирротина размером 20-40 мкм. Обнаружено включение само-
родного золота размером 20 мкм в центре зерна пирита (рис.2.4).

В выборке в) зерна пирита пористые, трещиноватые, встре-
чаются мелкие включения, имеющие размеры от 5 до 50 мкм. Со-
став включений: Al-Si-Fe-O, Ti-O, Fe-O, Р-Са-О, Mg-Ca-Fe-O, Si-
О, Al-Si-K-O, Al-Si-O. Есть и двухфазные включения: Ti-Fe-О и
Si-Ca-Ti-O. Регистрируются включения арсенопирита размером
; 10-30 мкм.
Если в пробах а) и б) отношение S/Fe и содержание мышь-
яка в выборках из семи зерен изменяются в интервалах: 1,994-
1,978 и 2,020-1,987; 0,00-0,20 и 0,02-0,25 масс % соответственно,
то в пробе в) эти интервалы гораздо шире: S/Fe 2,002-1,942;
мышьяк 0,03-1,36 масс %.
Рис. 2.4. Растровые снимки золота в пирите Сухоложского
месторождения

а - внешний вид включения;

б - включение, снятое в характеристических лучах Au Ма;

в - включение, снятое в характеристических лучах Fe Ка.

Проведенные исследования позволяют сделать вывод о не-
достаточной мономинеральности представленных проб пиритов,
связанной с тесной ассоциацией пирита с арсенопиритом. Харак-
терно, что в большинстве случаев включения, обнаруженные в
пирите, расположены в краевых участках зерен и имеют преиму-
щественно силикатный состав. Сами зерна пиритов могут быть
довольно плотными и состоять из отдельных блоков или иметь
трещиноватое строение.

Рентгеноспектральным микроанализом проведены количе-
ственные определения железа, серы и мышьяка в 72 зернах пири-
та, что позволяет установить для пиритов каждого месторожде-
ния отношение содержания S и Fe (S/Fe) и оценить изменения в
них содержания As (CAs), которые в определенной мере характе-
ризует дефектность структуры.

Критический анализ этих данных дает возможность заме-
тить некоторые закономерности, связывающие указанные харак-
теристики с упорностью пиритных концентратов. При отношении
S/Fe близком к стехиометрии или превышающем ее, но низком
(до десятых долей масс %) содержании мышьяка, пиритные кон-
центраты не являются упорными. Такие характеристики имеют
продукты Березовской ЗИФ (содержание мышьяка не превышает
0,02-0,07 масс % при среднем менее 0,03 масс %), Коммунаров-
ской ЗИФ (содержание мышьяка менее 0,2 масс % при среднем
менее 0,05 масс %), некоторые пириты Сухоложского месторож-
дения (выборки "а" и "б”), в которых среднее содержание мышь-
яка не превышает 0,2 масс %. Распределение мышьяка во всех
этих пиритах довольно равномерное по всему объему зерен.

Если отношение S/Fe ниже стехиометрии или же близко к
ней, но при высоких (до процентов) содержаниях мышьяка и су-
щественных колебаниях CAs в пределах одного зерна, пиритные
концентраты являются упорными. Такие характеристики имеют
пириты из гравитационного концентрата 1 деки Сухоложского
месторождения, Марджанбулакской и Ключевской ЗИФ, место-
рождения Бакырчик. На рис. 2.5 и 2.6 представлены кривые рас-
пределения содержаний мышьяка, серы и железа в зернах пирита
Марджанбулакской ЗИФ и гравиоконцентрата 1 деки Сухолож-
ского месторождения, наглядно иллюстрирующие изменения со-
держания мышьяка в пределах зерна. По оси абсцисс рис. 2.5 и
2.6 отложено число точек, в которых производились измерения
при шаге сканирования 0,5 мкм. По оси ординат - логарифм со-
держаний элементов в масс %.

Прямую зависимость между содержанием мышьяка и золо-
та, особенно в мелких классах пирита, отмеченную многими ис-
следователями, объясняли вкрапленностью арсенопирита, кото-
рый характеризуется более высокой золотоносностью, чем
мьйпьяковистые пириты. Результаты наших исследований не
подтверждают факт вкрапленности арсенопирита; мышьяк рав-
номерно распределен в объеме зерна, но его концентрация широ-
ко варьирует. Такие пиритные концентраты проявляют повышен-
ную технологическую упорность.

В табл.2.2 сведены результаты изучения структуры пирита,
полученные разными методами исследования. Пириты располо-
жены в ней (как и на рис.2.1) на рейтинговой основе согласно
данным ранее проводимых в Иргиредмете технологическими ис-
следованиям сульфидных концентратов этих месторождений. у
Наиболее упорными являются концентраты месторождения Ба-
кырчик (№ 1), затем следуют продукты Марджанбулакской (№
2), Ключевской (№ 3) ЗИФ до наименее упорных концентратов
Березовской (№ 8) ЗИФ.

Рис. 2.5. Кривые распределения мышьяка, серы и железа
в зерне пирита Марджанбулакской ЗИФ

- 2.3. Технологическая оценка сульфидов с точки зрения
возможности извлечения связанных с ними золота
и серебра гидро- и пирометаллургическими методами

2.3.1.	Цианирование с предварительным механическим
вскрытием

Лабораторные исследования по цианированию золотосо-
держащих сульфидов проводили на предварительно отобранных
мономинеральных фракциях пирита и арсенопирита, причем ка-
> ждый минерал был представлен материалом из нескольких гра-
витационных концентратов, получаемых на действующих фабри-
ках "Росалмаззолото". Исследовали сульфидные фракции, выде-
ленные из следующих продуктов: двух Сухоложских гравиокон-
центратов (I и II деки), Ключевского, Токурского перечищенного,
Коммунаровского и Березовского гравитационных концентратов
(всего 6 фракций).

Рис. 2.6. Кривые распределения мышьяка, серы и железа в зерне пирита
из гравиоконцентрата I деки Сухоложского месторождения

Мономинеральные фракции исходной крупности цианиро-
вали в две стадии с промежуточным доизмельчением. Общие се-
риальные условия цианирования: концентрация цианида (по
NaCN) 4,0 г/л, соотношение Ж:Т = 4:1, масса навески выщелачи-
ваемой фракции по 100,0 г на каждый параллельный опыт. Про-
должительность первой стадии 48 ч, второй - 24 ч. Доизмельче-
ние кеков первой стадии цианирования проводили в шаровой
мельнице при соотношении Жидкость:Твердое:Шары - 1:1:6 в
течение 2 ч (до крупности материала 96-98% класса минус 0,074
мм). Пульпа цианирования и измельчения разделялась вакуум-
фильтрацией. В ходе цианирования в растворах посредством
189

Структурно-химическая неоднородность пирита

Таблица 2.2

Фабрика, место- рождение	Разно- видность	Стехиометрия, S/Fe	Содержание As, масс.%	Данные по субмикроскопиче- ской структуре		
				а0? нм	D, нм	)‘10-3
Березовская ЗИФ	а	2,051-2,017  1,998-1,987	0,02-0,00  0,07-0,06	0,54170	203,5	0,154
	б	2,044-2,014  2,011-2,006	0,00-0,00  0,05-0,00	0,54173	202,5	0,239
Сухоложское ме- сторождение	а	1,994-1,990  1,991-1,978	0,00-0,00  0,02-0,01	0,54173	172,3	0,459
	б	2,020-2,002  1,992-1,987	0,05-0,10 0,10-0,05	0,54173	164,3	0,356
Коммунаровская  ЗИФ		2,046-2,023  2,005-1,989	0,12-0,10  0,06-0,04	0,54173	151,8	0,276
Тасеевская ЗИФ		2,053-2,029 1,986-1,981	0,05-0,00  0,81-0,49	0,54173	-	-
Сухоложское ме- сторождение		2,002-1,972  1,959-1,942	0,65-0,38  0,14-1,36	0,54182	112,9	0,406
Ключевская ЗИФ	а	2,021-2,013  1,993-1,957	0,04-0,00  0,00-2, 12	0,54178	78,9	0,357
	б	2,029-1,987  2,001-1,977	0,00-0,86  0,66-1,57	0,54179	52,4	0,424
Ма^джанбулакская		2,032-1,984  1,985-1,983	0,29-0,11  0,92-0,60	0,54179	-	-
Месторождение Бакырчик		1,974-1,967  1,922-1,910	3, 14-3,10 4,42-4,36	-	-	-
атомно-абсорбционной спектроскопии с заданной периодично-
стью контролировалась массовая концентрация золота. Кеки вто-
рой стадии цианирования анализировали на золото пробирным
методом. Извлечение рассчитывали по балансу: кек II стадии +
раствор II стадии + раствор I стадии.

В таблицах 2.3 и 2.4 представлены результаты эксперимен-
тов по цианированию трех фракций золотосодержащих пиритов
(из концентратов Сухоложского месторождения и Ключевской
фабрики).

Из приведенных данных видно, что растворение золота из
указанных фракций пиритов (исходной крупности) протекает с
достаточно высокой скоростью и практически заканчивается в
течение первых 8 ч выщелачивания. Извлечение золота в раство-
ры I стадии колеблется в пределах от 72 (фракция 2) до 99%
(фракция 1). Доизмельчение и повторное цианирование сульфи-
дов дает ожидаемый прирост извлечения золота (от 6 до 24%) для
последних двух фракций, характеризующихся относительно низ-
ким исходным содержанием металла.

Таблица 2.3

Кинетика цианирования золотосодержащих сульфидов

Номер фракции сульфидов	Концентрация Au в растворе, мг/л, при продолжительности выщелачивания, ч						
	0,5	1,0	2,0	4,0	8,0	24,0	48,0
I стадия цианирования							
1	90,0	160,0	312,5	400,0	425,0	475,0	412,5
2	5,0	8,0	10,0	14,5	П,5	12,5	12,5
3	1,5	3,5	7,0	12,5.	16,5	18,5	17,5
II стадия цианирования							
1	1,0	2,0	3,0	3,0	3,0 .	3,2	-
2	1,0	2,0	3,5	4,0	4,0	4,2	-
3	0,5	0,5	0,5	1,0	1,0	1,2	-
Таблица 2.4

Показатели извлечения золота при цианировании сульфид-
ных фракций

Номер фракции сульфидов	Распределение золота по продук- там цианирования, г/т концентра- та				Извлечение Au в раство- ры, %		
	Раствор I стадии	Раствор II стадии	Кек II стадии	Итого (ис- ходи. по бал.)	I стадия цианиро- вания	II стадия цианиро- вания	Итого
1	1650,0	12,8	2,7	1665,5	99,1	0,8	99,9
2	50,0	16,8	2,3	69,1	72,4	24,3	96,7
3	70,0	4,8	5,4	80,2	87,3	6,0	93,3

2.3.2.	Цианирование с предварительным окислительным
обжигом

Лабораторные исследования по цианированию золотосодержа-
щих сульфидов проводили на предварительно отобранных моно-
минеральных фракциях пирита и арсенопирита, причем каждый
минерал был представлен материалом из нескольких гравитаци-
онных концентратов, получаемых на действующих фабриках
"Росалмаззолото". Исследовали сульфидные фракции, выделен-
ные из следующих продуктов: нежданинского, ключевского,
марджанбулакского гравитационных концентратов (всего 3
фракции).

Химический состав отобранных продуктов представлен в
табл. 2.5.

Таблица 2.5

Гравиоконцентрат	Содержание, г/т		Массовая доля некоторых компонентов, %		
	золота	серебра	As (общ)	S (общ)	S (суль- фид
Марджанбулакский	345,2	103,5	7,47	41,85	41,85
Ключевской	85,5	38,5	0,75	33,75	33,68
' Нежданинский	460,0	361,6	21,39	30,08	30,06
Эксперименты на каждом из продуктов проводили по схе-
ме, представленной на рис. 2.7.

Гравиоконцентрат исходной крупности

Цианирование

кек	раствор

। ।

сушка

на анализ: Au, Ag

на анализ: Au,

I обжиг

II обжиг
(

III обжиг

I
I
I

Огарок I Огарок II Огарок III
। । (

(Взвешивание
с учетом массы
отобранных в
процессе
обжига проб
на S, As)

И з м е

л ь

q

е н и

е

Измельченные огарки

Сушка

на анализ: Au, Ag
рентгенофазовый

II цианирование

у

кеки на сушку и растворы на
анализ: Au, Ag анализ: Au, Ag

Рис. 2.7, Принципиальная схема проведения экспериментов по обжигу и
цианированию гравиоконцентратов
Мономинеральные фракции исходной крупности цианиро-
вали в одну стадию. Общие сериальные условия планирования:
концентрация цианида (no NaCN) 4,0 г/л, соотношение Ж:Т =
4:1. Продолжительность циани рования 48 ч. Кеки предвари-
тельного цианирования после сушки делили на партии одинако-
вой массы для последующего окислительного обжига, который
. проводился в следующих режимах:

I - одностадиальном изотермическом при температуре 650°
С, продолжительностью 4 ч.;

II ~ двухступенчатом при температуре первой ступени
, 450°С, второй, ступени - 650° С с подъемом температуры в ин-
тервале 450 - 650°С со скоростью 10-12 С/мин. Продолжитель-
ность первой изотермической ступени 2 ч,общая продолжитель-
ность обжига 4 ч;

III - переходном: подъем температуры с постоянной скоро-
стью 10-12 С/мин в диапазоне 200-650°С и изотермический об-
жиг при 650°С. Общая продолжительность процесса 4 ч.

Все обжиговые эксперименты проводили в лабораторной
муфельной печи сопротивления на навесках кеков цианирования
; равиоконцентратов массой 300,0 г. В ходе обжига осуществляли
нробоотбор огарка через 0,25; 0,5; 1; 2; 4 ч после начала опыта. В
; огарках определяли химическим методом массовую долю серы
(общей), серы сульфидной, мышьяка (общего). Выход огарков
определялся путем непосредственного взвешивания с учетом
суммарной массы проб, отобранных в ходе обжига.

Охлажденные огарки подвергали доизмельчению в шаро-
вой мельнице при соотношении Жидкость:Твердое:Шары = 1:1:6
течение 1 ч (до крупности материала 96-98% класса минус 0.074
мм).

Доизмельченные огарки поступали на повторное цианиро-
вание в указанных выше условиях предварительного цианирова-
ния в течение 24 ч на параллельных навесках массой по 50,0 г с
отбором проб раствора через 0,5; 1; 2; 4; 8 и 24 ч (фильтрат по
окончании выщелачивания) от начала процесса.

Пульпа цианирования и измельчения разделялась вакуум-
фильтрацией. В ходе цианирования в растворах посредством
атомно-абсорбционной спектроскопии с заданной периодично- П
стью контролировалась массовая концентрация золота и серебра.
Кеки обеих стадий цианирования, а также огарки кеков предва- о
ригельного цианирования анализировали на золото и серебро
пробирным методом. Извлечения рассчитывали по балансу: кек I
стадии + раствор I стадии; кек цианирования огарка 4- раствор II
стадии. Сквозное извлечение металлов от концентрата рассчиты-
валось по балансовому исходному содержанию в концентрате и
содержанию в кеке цианирования огарка, скорректированному с
учетом выхода огарка при обжиге.

Фазовый минеральный состав огарков и кеков цианирова- ’
ния, поступавших на обжиг, определялся посредством рентгено-
структурного анализа на дифрактометре ДРОН - ЗМ.

Основные параметры, характеризующие полноту протека-
ния окислительных процессов при различных вариантах осуще-
ствления обжига исследуемых продуктов, представлены в табл.
2.6.

Обращает на себя внимание тот факт, что при использова-
нии режима II (двухступенчатый обжиг с сокращенной до 1 ч 40
мин продолжительностью высокотемпературной ступени) в огар-
ках всех трех концентратов как пиритного, так и преимуществен-
но арсенопиритного состава, в смеси с гематитом присутствует п
более или менее значительная доля магнетита. С точки зрения
последующей гидрометаллургической переработки огарков, это
весьма нежелательный момент, поскольку, как известно, при го-
раздо более плотной структуре (по сравнению с гематитом), маг-
нетит механически препятствует проникновению выщелачиваю- _
щего раствора к тонковкрапленным частицам благородных ме-
таллов, снижая степень их извлечения.

Конечные результаты обжига подтверждаются кинетикой
десульфу-ризации и деарсенации, представленной в табл. 2.7. -ч
Очевидно, что наиболее интенсивно процессы окисления проте-
кают в режиме I (одностадиальный высокотемпературный об-
жиг). Причем, как и в режиме III (переходный от одностадиаль-
ного к двухступенчатому), обжиговые реакции заканчиваются
значительно ранее установленной 4-х часовой продолжительно-
сти опытов.

Таблица 2.6

Результаты экспериментов по обжигу кеков предварительного
цианирования гравитационных концентратов

Продукты	Выход, %	Массовая доля, %		Описание фазового состава
		сера	мышьяк	
Марджанбулакский концентрат				
Исходный кон- центрат	100?0	41,85	7,47	Пирит (преобладает), арсенопирит
Огарок I	65,9	0,90	0,19	Гематит
Огарок II	77,0	2,28	1,60	Смесь магнетита с ге- матитом
Огарок III	68,4	1,23	0,25	Г ематит
Ключевской концентрат				
Исходный кон- центрат	100,0	33,75	0,75	Пирит (основа), кварц, полевые шпаты, турма- лин
Огарок I	78,9	1,38	0,66	Гематит (основа), кварц, полевые шпаты, турмалин
Огарок II	87,2	1,40	0,30	Гематит (основа), маг- нетит, кварц, полевые шпаты
Огарок III	81,2	1,79	0,22	Гематит (основа), кварц, полевые шпаты
Нежданинский концентрат				
Исходный кон- центрат	100,0	30,08	21,39'	Арсенопирит (основа), пирит и галенит
Огарок I	69,1	0,79	0,32	Гематит, англезит (примесь)
Огарок II	65,5	0,78	1,20	Смесь гематита с маг- нетитом, присутствует сульфат свинца
Огарок III	62,9	0,79	0,20	Г ематит
Показатели извлечения золота и серебра при цианировании
концентратов и огарков приведены в табл. 2.8 и 2.9.

В исследуемых концентратах содержится значительная до-
ля циани-руемого золота - от 86,1% в Ключевском до 94,9% в
марджанбулакском концентрате. Поэтому оправданным в техни-
ко-экономическом отношении является предварительный вывод
из них растворимого золота и серебра в цикле цианирования,
предшествующем окислительному обжигу. Общее извлечение
золота от концентрата, достигаемое по комбинированной схеме с
использованием обжига, составило 96,8-98,4%,что в целом выше
извлечения золота при двухстадиальном цианировании с проме-
жуточным доизмельчением.

Что касается доизвлечения золота за счет применения
окислительного обжига и повторного цианирования,то оно со-
ставляет от 2,1 до 12,3% и для соответствующих продуктов дос-
товерно выше такового при цианировании доизмельченных не-
обожженных кеков на 1,5 - 6,0%. Причем, для Ключевского пи-
ритного концентрата величина доизвлечения из огарков в 2 раза
выше, чем из доизмельченных кеков цианирования, не подвер-
гавшихся обжигу.

Кинетика цианирования огарков представлена семействами
графиков на рис. 2.8, 2.9 и 2.10. Из графиков видно, что равно-
весные концентрации золота достигаются за 8 ч выщелачивания,
тогда как при цианировании измельченных до крупности 98%
класса минус 0,074 мм кеков предварительного цианирования
исходных концентратов для достижения равновесия требовалось
не менее 24 ч. Кроме того, значительным является снижение рас-
хода цианида (по NaCN) до 1,3 - 1,7 кг/т концентрата по сравне-
нию с 4,0 - 4,5 кг/т при цианировании доизмельченных необож-
женных продуктов.

Относительные величины доизвлечения серебра из огарков
в целом коррелируют с таковыми для соответствующих продук-
тов по золоту. Кинетические кривые извлечения серебра имеют
форму, аналогичную приведенным на рис. 2.8, 2.9 и 2.10 кинети-
ческим кривым выщелачивания золота из огарков. Более низкий
197

Таблица 2.7

Кинетика выгорания серы и мышьяка при различных режимах обжига кеков
предварительного цианирования исследуемых концентратов

Продолжи- тельность об- жига, ч	Режим I  Масс, доля, %			Режим П Масс, доля, %			Режим III Масс, доля, %		
	S(o6.)	S(s)	As	S(o6.)	S(s)	As	S(o6)	S(s)	As
Марджанбулакский									
исходи.				41,85	41,85	7,47			
0,25	40,12	39,64	0,62	41,62	40,99	6,53	42,18	41,99	5,51
0,5	31,98	31,29	0,17	39,15	38,43	2,43	40,74	40,34	1,95
1,0	18,31	17,43	0,15	33,95	33,30	1,50	31,77	31,05	1,20
2,0	0,96	0,0	0,13	14,22	13,60	1,59	2,23	1,42	0,25
4,0	0,90	0,0	0,19	2,28	0,22	1,60	1,23	0,32	0,25
Ключевской									
исходи.				33,75	33,68	0,75			
0,25	26,14	25,47	0,24	33,31	31,31	0,41	32,36	32,36	0,54
0,5	18,04	17,29	0,32	34,50	34,50	0,66	31,95	31,87	0,51
КО	6,89	5,77	0,22	34,32	34,26	0,91	20,16	19,55	0,22
2,0	1,59	0,49	0,26	34,94	34,94	0,69	2,00	0,75	0,27
4,0	1,38	0,10	0,66	1,40	0,24	0,30	1,79	0,50	0,22
Нежданинский									
исходи.				30,08	30,06	21,39			
0,25	39,98	39,52	0,99	-	-		34,40	34,40	0,55
0,5	26,69	27,12	0,26	33,92	33,92	0,95	34,57	34,52	0,52
1,0	18,01	17,50	0,26	22,62	22,42	0,97	17,62	17,29	0,48
2,0	0,92	0,17	0,28	1,84	1,33	0,78	0,86	0,31	0,30
4,0	0,79	0,08	0,32	0,78	0,16	1,20	0,79	0,11	0,20
чф
00

Таблица 2.8

Усредненные показатели извлечения золота из гравитационных концентратов
по схеме «цианирование - обжиг - цианирование»

Исследуемые концентраты	Извлечение при I циани-ровании, г/т	Содержание в кеке, г/т	Содержание в ис- ходном концентрате, г/т	Извлечение при I цианировании, %	Режим обжига	Выход огарка, %	Содержание в кеке цианиро-вания (II) огарка, г/т	Извлечение в цик- ле II цианирования, %		Общее извлечение из концентрата, %
								От огарка	От исход- ного кон- центрата	
Марджан- булакский	330,0	17,7	347,7	94,9	I	65,9	8,4	67,4	3,5	98,4
					II	77,0	7,3	69,6	3,5	98,4
					III	68,4	11,5	59,3	2,9	97,8
Ключев- ской	84,0	13,6	97,6	86,1	I	78,9	2,1	86,7	12,3	98,4
					II	87,2	2,1	85,6	12,1	98,2
					ш	81,2	2,3	85,2	12,0	98,1
Нежда- нинский	430,0	24,1	454,1	94,7	I	69,1	18,1	49,4	2,6	97,3
					II	65,5	21,3	45,9	2,2	96,9
					III	62,9	23,1	42,2	2,1	96,8
Нежда- нинский			Ключев- ской			Марджан- булакский			Исследуемые концентраты	
154,0			р			00 00  о			Извлечение при I циани-ровании, г/т	
105,6			bJ  0°  СП			кэ  40			Содержание в кеке, г/т	
Ь-) 40			04  40			109,9			Содержание в ис- ходном концентрате, г/т	
4У1 р			М р 00			00 р			Извлечение при I цианировании, %	
НН	НН	нн	НН	НН	НН	НН	Д	НН	Режим обжига	
04 р \о	04 4У1 Сп	04 р	ОО	оо  ЬЭ	78,9	04 р	77,0	04 4У1  40	Выход огарка, %	
139,1	152,0	Z,‘frll			р	ьо р о	bJ  о	ьо 40	Содержание в кеке цианиро-вания (II) огарка, г/т	
р	00	Р  Ъэ	04	04 00	47,8	4/1	р	44,0	От огарка	Извлечение в цик- ле II цианирова- ния, %		1
о	р	5 Tj	47,9	04 О	4У1 4У1  KJ	ч»	4У1  То	р	От исход- ного кон- центрата	
сл р	04	04 40 Vi	О	ОО  То	р  О	ОО  ОО	00 4У1	ОО р	Общее извлечение из концентрата, %	

fa

йй
МЙ
ж
мй

я
о
я
я

я

J0

р

40
общий уровень извлечения серебра из исследуемых концентратов
(по сравнению с золотом) можно объяснить более высокой сте-
пенью технологической упорности его в данных продуктах, а
также склонностью к пассивации в ходе окислительного обжига.

Рис. 2.8. Кинетика выщелачивания золота из огарков кека цианирования
Марджанбулакоого грав ио концентрата

Рис. 2.9. Кинетика выщелачивания золота из огарков кека цианирования
ключевского гравиоконцентрата
5 Рис. 2.10. Кинетика выщелачивания золота из огарков кека цианирова-
ния нежданинского гравиоконцентрата

Режимы обжига:	х - одностадиальный,

q- двухступенчатый,
Д - переходный.

; ~. Обозначения:	САи - концентрат золота в растворе,

т - продолжительность выщелачивания, ч.

233 Цианирование с предварительным хлорирующим
обжигом

Лабораторные исследования по хлорирующему обжигу и
цианированию золотосодержащих сульфидов и огарков проводи-
ли на предварительно отобранных мономинеральных фракциях
пирита и арсенопирита, причем каждый минерал был представ-
лен материалом из нескольких гравитационных концентратов,
" получаемых на действующих фабриках предприятий золотодо-
бывающей подотрасли стран СНГ. Объекты исследования были
определены из числа концентратов, на которых проводились ис-
следования по схеме, включающей окислительный обжиг. Ввиду
того, что при цианировании огарка чисто пиритного ключевского
. гравиоконцентрата были получены хвосты, близкие к отвальным
но содержанию золота, данный объект признан непоказательным
С для выявления эффекта хлорирующего обжига. В силу указанно-
го соображения, исследовали только сульфидные фракции, выде-
ленные из следующих продуктов: нежданинского и марджанбу-
лакского гравитационных концентратов (всего 2 фракции).

Химический состав отобранных продуктов представлен в
табл. 2.10.

Таблица 2.10

Гравио- концен- трат	Содержание, г/т		Массовая доля компонентов, %		
	золота	серебра	As (общ)	S (общ)	S (сульфид)
Мард- жанбу- лакский	345,2	103,5	7,47	41,85	41,85
Нежда- нинский	460,0	361,6	21,39	30,08	30,06

Эксперименты на каждом из продуктов проводили по схе-
ме, представленной на рис. 2.7.

Мономинеральные фракции исходной крупности цианиро-
вали в одну стадию. Общие сериальные условия цианирования:
концентрация цианида (по NaCN) 4,0 г/л, соотношение Ж:Т = 4:1.
Продолжительность цианирования 48 ч. Кеки предварительного
цианирования после сушки делили на партии одинаковой массы
для последующего хлорирующего обжига.

Обжиг проводился в следующих режимах:

I - одностадиальном изотермическом при температуре
650°С, продолжительностью 4 ч.; шихта обжига содержала 90%
по массе кека цианирования концентрата и 10% NaCl;

II - двухступенчатом при температуре первой ступени
450°С, второй ступени - 650°С с подъемом температуры в интер-
вале 450-650°С со скоростью 10-12 С/мин/Продолжительность
первой изотермической ступени 2 ч, общая продолжительность
обжига 4 ч; состав шихты аналогичен таковому для режима I;

III - двухступенчатом, аналогичном режиму II; на первую
ступень обжига поступает чистый кек цианирования гравиокон-
центрата, к горячему огарку первой ступени подшихтовывается
NaCl в соотношении 1:9 к исходной массе кека цианирования.

Все обжиговые эксперименты проводили в лабораторной
муфельной печи сопротивления на навесках кеков цианирования
гравиоконцентратов массой 300,0 г (суммарная масса шихты, по-
ступавшей на обжиг по I и II режимам, составляла 333,3 г). В ка-
честве добавки использовали кристаллический хлорид натрия
марки ”ХЧ". В ходе обжига осуществляли пробоотбор огарка че-
рез 0,25; 0,5; 1; 2; 4 ч после начала опыта. В огарках определяли
химическим методом массовую долю серы (общей), серы суль-
фидной, мышьяка (общего). Выход огарков определялся путем
непосредственного взвешивания с учетом суммарной массы проб,
отобранных в ходе обжига.

Охлажденные огарки подвергали доизмельчению в шаро-
. вой мельнице при соотношении ЖидкостыТвердое: Шары - 1:1:6
в течение 1 ч (до крупности материала 96-98% класса минус 0,074
- мм),

Доизмельченные огарки поступали на повторное цианиро-
ч вание в указанных выше условиях предварительного цианирова-
ния в течение 24 ч на параллельных навесках массой по 50,0 г с
отбором проб раствора через 0,5; 1; 2; 4; 8 и 24 ч (фильтрат по
окончании выщелачивания) от начала процесса.

Пульпа цианирования и измельчения разделялась вакуум-
фильтрацией. В ходе цианирования в растворах посредством
атомно-абсорбционной спектроскопии с заданной периодично-
стью контролировалась массовая концентрация золота и серебра.
Кеки обеих стадий цианирования, а также огарки кеков предва-
рительного цианирования, анализировали на золото и серебро
пробирным методом. Извлечения рассчитывали по балансу: кек I
стадии + раствор I стадии; кек цианирования огарка + раствор II
стадии. Сквозное извлечение металлов от концентрата рассчиты-
_ валось по балансовому исходному содержанию в концентрате и
содержанию в кеке цианирования огарка, скорректированному с
х учетом выхода огарка при обжиге.

Фазовый минеральный состав огарков и кеков цианирова-
- ния, поступавших на обжиг, определялся посредством рентгено-
структурного анализа на дифрактометре ДРОН-ЗМ.

Основные параметры, характеризующие полноту протека-
ния окислительных процессов при различных вариантах осуще-
ствления обжига исследуемых продуктов, представлены в табл.
2.11.

Обращает на себя внимание тот факт,что при использова-
нии всех режимов обжига фазовый состав огарков практически
идентичен и представлен гематитом с незначительной примесью
магнетита и следами пирротина. С точки зрения последующей
гидрометаллургической переработки огарков, наличие указанных
примесей является отрицательным моментом, поскольку, как из-
вестно, при гораздо более плотной структуре (по сравнению с
гематитом), магнетит препятствует проникновению выщелачи-
вающего раствора к тонковкрапленным частицам благородных
металлов, снижая степень их извлечения, а пирротин выступает в
качестве цианисида, повышая расход цианида при выщелачива-
нии огарков. Однако в данном конкретном случае следовые при-
меси указанных фаз в огарках не оказывают существенного влия-
ния на извлечение благородных металлов, что видно из результа-
тов цианирования.

Таблица 2,11

Результаты экспериментов по обжигу кеков
предварительного цианирования гравитационных
концентратов

Продукты	Выход %	Массовая доля, %		Описание фазового состава
		сера	МЫШЬЯК	
Марджанбулакский концентрат				
Исходный концентрат	100,0	41,85	7,47	Пирит (преобладает), арсенопирит
Огарок I	60,7	0,63	0,08	Все огарки - гематит с
Огарок II	61,4	0,82	0,39	примесью пирротина и
Огарок III	60,8	0,57	0,29	магнетита
Нежданинский концентрат				
Исходный концентрат	100,0	30,08	21,39	Арсенопирит (основа), пирит и галенит
Огарок I	56,0	0,65	0,45	Все огарки - гематит с
Огарок II	57,1	0,65	0,13	примесью пирротина и
Огарок III	57,2	0,76	0,11	магнетита
Степень деарсенации и десульфуризации при различных
- режимах хлорирующего обжига неодинакова, но во всех случаях
выше, чем при окислительном обжиге соответствующих продук-
v тов (с учетом "разубоживания" исходного материала по сере и
мышьяку добавкой хлористого натрия). Вполне закономерно, что
4 более глубокая деарсенация преимущественно арсенопиритного
нежданинского концентрата достигается при мягком двухступен-
V чатом обжиге (по режимам II и III), в то время как для более пол-
ной деарсенации преимущественно пиритного марджанбулакско-
го концентрата предпочтителен одностадиальный высокотемпе-
ратурный обжиг (режим I). Аналогичная зависимость проявляет-
ся и на десульфуризации исследуемых концентратов.

Конечные результаты обжига подтверждаются кинетикой
десульфуризации и деарсенации, представленной в табл. 2.12.
Очевидно, что наиболее интенсивно процессы окисления проте-
4 кают в режиме I (одностадиальный высокотемпературный об-
жиг).

Показатели извлечения золота и серебра при цианировании
концентратов и огарков приведены в табл. 2.13 и 2.14.

В исследуемых концентратах содержится значительная до-
ля циани-руемого золота - от 93,8%, в марджанбулакском до
~ 94,9%, в нежданинском концентрате. Поэтому оправданным в
технико-экономическом отношении является предварительный
вывод из них растворимого золота и серебра в цикле цианирова-
ния, предшествующем окислительному обжигу. Общее извлече-
ние золота от концентрата, достигаемое по комбинированной
схеме с использованием хлорирующего обжига, составило 98,7-
- 99,2%, что в целом выше извлечения золота при двухстадиальном
цианировании с промежуточным доизмельчением, а также по
схеме с использованием окислительного обжига.

Что касается доизвлечения золота за счет применения хло-
рирующего обжига и повторного цианирования, то оно составля-
ет от 3,9 до 5,0% и для соответствующих продуктов достоверно
выше такового при цианировании огарков окислительного обжи-
га кеков на 1,3-2,1 %.
206

Таблица 2.12

Кинетика выгорания серы и мышьяка при различных режимах обжига
кеков предварительного цианирования исследуемых концентратов

Продолжи- тельность обжига, ч	Режим I Масс, доля, %			Режим II Масс, доля, %			Режим III Масс, доля, %		
	S(o6.)	Г S(s)	As	S(o6.)	S(s)	As	S(o6)	S(s)	As
Марджанбулакский									
исходы.				41,85	41,85	7,47			
0,25	42,80	42,42	0,38	42,97	42,23	4,41	43,40	43,26	8,40
0,5	36,10	35,68	0,30	41,50	40,83	1,36	40,90	40,72	7,60
1,0	14,75	14,29	0,38	39,43	38,83	1,2	40,70 ‘	40,46	6,80
2,0	1,26	0,69	0,15	31,25	30,88	1,22	36,80	36,53	6,83
4,0	0,63	0,09	0,08	0,82	0,51	0,39	0,57	0,25	0,29
Нежданинский									
исходи.				30,08	30,06	21,39			
0,25	34,79	34,66	0,49	34,81	34,39	20,60	35,00	34,93	19,30
0,5	33,30	33,19	0,08	33,50	33,08	19,90	35,30	35,25	19,60
1,0	20,41	20,28	0,08	34,60	34,18	3,86	34,90	34,83	19,50
2,0	1,39	1,07	0,47	31,76	1,33	3,72	33,40	33,02	19,90
4,0	0,65	0,36	0,45	0,65	0,16	0,13	0J6	0,44	0,11
дог

Нежда- нинский			Марджан- булакский			Исследуемые концентраты	
400,0			250,0			Извлечение при I цианировании, г/т	
го  Сл			Ох ил			Содержание в кеке, г/т	
421,5			266,5			Содержание в исход- ном концентрате, г/т	
ю [Ч			ю  ОО			Извлечение при I цианировании, %	
	>—I	>—1	>—1	нч	1—1	Режим обжига	
ил  м	LZ1	ил  ОХ	о  Ъо	Ох  [ч	Ох о	Выход огарка, %	
СО  Ъи	Ох	ил	[ч.  СО	ил ьо	[ч	Содержание в кеке цианирования (II) огарка, г/т	
ил со	-о	со	со  Ох	ОО  ОО	ОО  ьо	От огарка	Извлечение в цикле II циани- рования, %
	f4	рч	ил о	(К	ил о	От исход- ного кон- центрата	
ю со  со	ю  JX3	ю чо Tj	'О ОО  со	'чО СО	40 ОО  00	Общее извлечение из концентрата, %	

Таблица 2.13

Усредненные показатели извлечения золота из гравитационных концентратов
по схеме «цианирование - обжиг - цианирование»
Нежда- нинский			Марджан булакски			Исследуемые концентраты		Усреднении
			SC					
								
С0			jo			Извлечение при I циа- нировании, г/т		1 аблица 2.14 ые показатели извлечения серебра из гравитационных концентратов по схеме «цианирование — обжиг - цианирование»
ю оо V1			LM  <о			Содержание в кеке, г/т		
242,5			106,1			Содержание в исход- ном концентрате, г/т		
LZ1  ,40			04 оо "to			Извлечение при I циа- нировании, %		
НН		)—1	нч	)—I	)—1	Режим обжига		
СЛ  hJ	сл> м	LZi ^04 "о	04 О  СО	4^	О	Выход огарка, %		
Оч оо  ОО	ю	04 )—Ь  40	ОО "to	СМ  JC4	см см  см	Содержание в кеке цианирования (II) огарка, г/т		
сл> сл> Ъч	сл> см	04  40	04 СМ Vi	t—Ь  ОО	см см  ь->	От огарка	Извлечение в цикле II циани- рования, %	
го м  04	to  со	to [X	ю о "to	м-о	04	От исход- ного кон- центрата		
ОО Ь->  о	ОО "to  		ОО  4#	со со  [X	UJ  40	GO ОО	Общее извлечение из концентрата, %		
Кинетика цианирования огарков хлорирующего обжига
представлена табл. 2.15 и 2.16. Из них видно, что равновесные
концентрации золота достигаются за 0,5-4 ч выщелачивания и
серебра, соответственно,- за 2-8 ч, тогда как при цианировании
огарков окислительного обжига состояние равновесия в процессе
растворения золота наступает только через 8 ч. При этом расход
цианида (по NaCN) находится на уровне до 1,3-1,7 кг/т огарка, то
есть такой же, как и при цианировании огарков окислительного
обжига.

Таблица 2,15
Кинетика выщелачивания золота из огарков хлорирующего
обжига

У Кек циани- [ рования кон- v центрата	Режим обжига	Концентрация Au в растворе, мг/л при продолжительности выщлачивания, ч					
		0,5	1	2	4	8	24
I Марджан-  1 булакского ।	I	3,о	3,0	3,о	4,0	3,0	3,3
	II	2,5	3,0	3,0	4,5	4,0	з,з
	III	2,5	2,5	3,0	3,5	3,0	3,2
.Нежданин- | ского	I	4,0	3,5	6,0	5,0	6,0	5,7
	II	3,о	3,5	5,0	6,0	5,0	5,1
	III	2,0	2,5	4,5	6,5	6,0	5,7

Таблица 2.16

Кинетика выщелачивания серебра из огарков хлорирующего
обжига

Кек циани- i рования кон- центрата	Режим обжига	Концентрация Ап в растворе, мг/л при продолжительности выщлачивания, ч					
		0,5	1	2	4	8	24
Марджан-	I	2,3	2,5	2,7	2,9	3,1	3,1
булакского	II	2,3	2,5	2,8	3,0	3,о	3,0
	III	2,1	2,3	2,6	2,8	2,6	2,6
Нежданин-	I	11,6	14,3	13,5	13,3	13,7	15,0
ского	II	15,5	18,5	21,0	26,5	24,0	24,0
	III	13,0	15,5	20,0	23,5	21,0	20,5

Относительные величины доизвлечения серебра из огарков
хлорирующего обжига в целом коррелируют с таковыми для со-
ответствующих продуктов по золоту и составляют от 7,7 до ;
24,7% против 2,4“ 10,2% при цианировании огарков окислитель-
ного обжига. Особенно заметен эффект хлорирующего обжига на <
доизвлечении серебра из руд преимущественно арсенопиритного
нежданинского гравиоконцентрата (21,8-24,7%), несколько ниже
он на марджанбулакском концентрате (7,7-20,2%).

Следует отметить,что оптимальным режимом обжига с
точки зрения наиболее полного извлечения серебра, является для
марджанбулакского гравиоконцентрата двухступенчатый с вве-
дением NaCl на вторую ступень обжига (режим III), а для нежда-
нинского - одностадиальный высокотемпературный (режим I).
Тем не менее, серебро при использовании хлорирующего обжига
проявляет большую технологическую упорность, чем золото. Это
объясняется общим недостатком обжигового метода вскрытия и
может быть преодолено, очевидно, при использовании безобжи-
говых методов, в частности, бактериального выщелачивания
(БВ).

2.3.4< Цианирование с предварительным биоокислением

Золотосодержащие сульфидные руды и концентраты со-
держат субмикроскопическое золото, которое генетически связа-
но с кристаллической решеткой пирита. Золото может выделять-
ся на ребрах и в углах ступеней роста микрокристаллов, на ско-
лах.и трещинках их. Эта особенность делает руды и концентраты
упорными для существующих методов переработки. Для повы-
шения степени извлечения золота из таких продуктов необходи-
мо провести окисление золотосодержащих сульфидов. Одним из
перспективных и современных методов является биовыщелачи-
вание, заключающееся в обработке сульфидов Thiobacillus fer-
rooxidans.

Для опытов выбраны концентраты некоторых фабрик (Су-
хой Лог, Ключи, Марджанбулак и Нежданинка). Мономинераль-
ные фракции получены путем выборки под бинокулярным мик-
роскопом(класс минус 0,3 плюс 0,2 мм). Химические, физиче-
ские, а также кристаллографические характеристики полученных
мономинеральных фракций приведены в главе 2.1.
В работе использовалась культура бактерий Thiobacillus fer-
rooxldans, адаптированная к концентратам, из которых были вы-
делены мономинеральные фракции пиритов.

L Эксперименты по выщелачиванию проводились на 2 г мо-
номинеральной фракции при Ж:Т=20:1 в делительных воронках
v вместимостью 0,05 л с использованием среды 9К. Аэрацию и пе-
ремешивание осуществляли микрокомпрессором АНЭ-4. Процесс
окисления контролировали путем химического анализа проб на
железо. Для компенсации отобранного на анализ раствора и ис-
парения в выщелачивающий раствор добавлялась водопроводная

s вода. Адаптированный бактериальный раствор (10% от общего
объема) добавлялся в дни замеров для компенсации потерянной
биомассы. Взвешенному материалу давали возможность осесть в
течение 60-120 минут перед отбором пробы, а исследуемые рас-
гворы центрифугировали (180 оборотов в одну минуту в течение
5 мин) для удаления взвешенных частиц. Отбор проб проводился
через 7, 20 и 40 суток. На анализ отбирались твердые частицы
массой 110 мг, для просмотра под бинокуляром, для рентгенос-
пектрального анализа и для цианирования золота из остатков
биообработки.

В процессе бактериального выщелачивания было замечено,
что происходит ошламование мономинеральных фракций. Уве-
личение мелких классов происходит за счет разрушения кристал-
лов в процессе выщелачивания по спаенности и трещинам моно-
~ минеральных кристаллов и усугубляется в зависимости от про-
должительности биопроцесса (табл. 2.17). Так через 7 суток био-
обработки массовая доля класса плюс 0,2 составила всего лишь
= 30-55%. Появился класс 0,07 мм, массовая доля которого колеб-
лется от 1% до 5% . Дальнейшее увеличение продолжительности
. до 40 суток способствует появлению во всех пробах класса минус
0,07 мм (1-3%). Под микроскопом в шлифах, изготовленных из
навесок, отчетливых изменений в отраженном свете не обнару-
живается.
Таблица 2.17

Результаты ошламования мояоминеральных фракций
в зависимости от продолжительности биообработки

Класс крупности, мм	Массовая доля, %											
	Продолжительность обработки пиритов, сутки											
	Сухой 7		юг	Ключи			Марджанбулак			Нежданинка		
	7	20	40	7	20	40	7	20	40	7	20	40
плюс 0,2	40	40	50	30	30	20	50	45,0	30	50	50	45
-0,2+0,1	55 ’	55	55	67	67	75	48	54,5	60	49	49	50
-0,1+0,07	5	5	4	3	3	3	1	0,5	7	1	1	3
минус 0,07	0	0	1	0	0	2	1	0	3			3
Итого	100			100			100			100		

Во всех случаях через 7 суток бактериальной обработки
пиритов кристаллы утратили блеск, поверхность частично по-
мутнела, стала тусклой, что может указывать на возникновение
очагов накопления сульфатов. После 20 суток бактериальной об-
работки уже визуально отмечена более интенсивная темно-серая
окраска поверхности кристаллов, блеск с поверхности минералов
исчез. Острые углы и ребра кристаллов сглаживаются. Почерне-
ние проникает по трещинкам, а внутренняя часть кристалла оста-
ется пиритной. Через 40 суток все кристаллы и обломки кристал-
лов покрыты стально-серой корочкой с частичным переходом в
новообразования бурого цвета. Для пирита "Сухого Лога" выяви-
лась сегрегация зерен в скопления с жирной поверхностью и "бе-
лой серы" (серного молока).

В шлифах в отраженном свете под микроскопом ожидае-
мой каемки по границам кристаллов четко не выявлено, но кон-
туры зерен неровны, коррозированы. Обнаруживается пористость
и в некоторых участках примазки рыжего цвета. Пористость уве-
личивается вдоль тонких трещинок и вокруг включений неруд-
ных минералов. К участкам с обильной пористостью часто при-
урочены и новообразования рыжего цвета. В пиритах "Ключей" и
"Нежданинки" встречаются в поле шлифа срезы зерен, где ново-
образования составляют 10-30% остальное - пирит. В пиритах
"Сухого Лога" больше всего включений (это - слюдистые, угли-
стые частицы, халькопирит, пирротин и др.), гуще пористость и
заметнее побежалости и новообразования. В пиритах "Ключей”
встречаются зерна с каемкой оксидов железа при соотношении в
срезе мощности каемки и ядра 1:10.

Таким образом, в результате проведения экспериментов ус-
тановлено, что кристаллы пиритов класса минус 0,3+0,2 мм окис-
ляются очень медленно. Визуально не удалось обнаружить отли-
чий в окислении различных мономинеральных пиритов.

Параллельно проводились сопоставительные опыты по
бактериальному выщелачиванию пиритов из кеков цианирования
/равиоконцентратов с последующим цианированием остатков
БВ. Из этих же концентратов были выделены пириты. На гравио-
концентрате Сухой Лог бактериальное выщелачивание не прово-
дилось в виду того, что при прямом цианировании извлечение
золота составляет 95-98%. Химический состав кеков цианирова-
ния приведен в табл. 2.18.

Таблица 2.18
Химический состав кеков цианирования гравиоконцентратов

Наименование концентратов	Содержание золота, г/т	Массовая доля, %			
		S общ.	S сульф.	As общ.	Fe
Ключи	13,6	33,75	33,68	0,75	35,1
Марджанбулак	17,7	41,85	41,85	7,47	41,5
Нежданинка	24,1	30,08	30,06	21,39	31,7

Перед сорбционным цианированием марджанбулакские и
нежданинские кеки БВ обрабатывали щелочью в следующих ус-
ловиях: концентрация NaOH =	100 г/л,отношение Ж:

Т=2:1,температур а 60°С, продолжительность 2 часа. После ще-
лочной обработки остатки цианировали: концентрация NaCN = 2
Ул, отношение Ж:Т=2:1, продолжительность 24 ч. Кеки БВ циа-
нировались без смолы.

Бактериальное выщелачивание проводилось в пачуках вме-
стимостью 1 л на навесках 200 г крупностью 98% класса минус 0,
</)74 мм. Через 7,15 и 30 суток от начала процесса БВ отбирались
пробы для цианирования и определения степени окисления пири-
. уа. Результаты окисления пирита в изучаемых концентратах при-
ведены в табл. 2.19, из которой видно, что пирит в нежданин-
ском, марджанбулакском и ключевском гравиоконцентратах
окисляется очень медленно. Однако степень окисления пирита в
нежданинском концентрате выше и через 7 суток составляет
27,4%. При более длительном БВ (30 суток) степень окисления
пирита на 7-15% выше по-прежнему в нежданинском концентра-
те, чем в марджанбулакском и ключевском. Как видно из табл.
2.19 в первую очередь окисляется арсенопирит.

Увеличение продолжительности бактериальной обработки
приводит к положительным показателям по извлечению золота из
кеков БВ (табл. 2.20). Через 7 суток окисления получены практи-
чески такие же результаты, что и при окислительном обжиге.

2.4. Электронно-микроскопическое изучение продук-

тов технологической обработки сульфидов
с определением дефектности их структуры

2.4.1.	Определение характеристик дефектности
структуры сульфидов после механической	_

обработки

Для изучения были выбраны сульфидные фракции пирит-
ных концентратов Марджанбулакской, Ключевской ЗИФ и Сухо-
ложского месторождения, которые согласно технологическим
исследованиям показали наибольшую степень доизвлечения зо-
лота после механической обработки.

Материал доизмельчали в шаровой мельнице при соотно-
шении Жидкость: Твердое: Шары - 1:1:6 в течение 2 часов, что
позволило получить 96-98% частиц, относящихся к классу минус
0,074 мм.

Исходные и измельченные образцы изучали с помощью
рентгеновского фазового анализа на дифрактометре ДРОН-ЗМ
(FeK - излучение, Мп - фильтр). Управление аналитическим ком-
плексом осуществлялось от ПЭВМ IBM PC с помощью создан-
ной программы через специальный электронный блок. Погреш-
ность в определении углов не превышала 0,02 град. При установ-
ке плоскости образца относительно оси гониометра с точностью
0.03 мм, давало погрешность не превышающую (0,001-0,0001)
нм. Образцы снимали на приставке ГП-13 в кюветах бокового
заполнения, которые вращались с частотой 60 об/мин вокруг оси
перпендикулярной поверхности образца.
Кинетика окисления сульфидов в процессе БВ

Таблица 2.19

Исследуе- мый концентрат	Выход кеков БВ, %			Массовая доля сульфидного железа в кеках БВ, %			Степень окисления железа, %			Массовая доля сульфидного мышьяка в кеках БВ, %			Степень окисления i мышьяка, %		
	Продолжитель- ность, сут			Продолжитель- ность, сут			Продолжитель- ность, сут			Продолжитель- ность, сут			Продолжитель- ность, сут		
	7	15	30	7	15	30	7	15	30	7	15	30	7	15	30
Ключевской	85,2	80,5	78,1	33,3	32,8	31,7	19,1	24,8	29,3			-	-	-	—	1
Марджанбу- лакский	67,6	60,6	54,5	48,9	47,7	48,3	20,2	30,4	36,6	3,9	2,3	0,8	64,7	81,4	94,1  i
Нежданин- ский	55,6	50,0	46,7	41,0	38,3	37,8	27,4	39,6	44,3	5,8	4,7	2,4	84,9	87,8	94,8 !  I

215
Таблица 2.20

Показатели извлечения золота из кеков предварительного цианирования
гравиоконцентратов по схеме "БВ-щелочная обработка-цианирование"

Исследуемый концентрат	Выход кеков БВ, %			Содержание золота в кеках цианирования, %			Извлечение золота, %		
	Продолжительность, сут			Продолжительность, сут			Продолжительность, сут		
	7	15	30	7	15	30	7	15	30
Ключевской	78,4	72,5	62,2	4,0	3,8	2,5	77 9	74,7	88,5
Марджанбул акск ий	60,8	50,5	48,2	9,4	9,2	8,8		73,7	76,1
Нежданинский	45,9	40,6	31,8	19,4	16,7	11,8	63,1	71,9	84,4
Установлено, что во всех исходных пробах основной фазой
является пирит, рентгенометрические характеристики (d/n,I) ко-
торого соответствовали эталону из PDF [61]. Из породообразую-
щих минералов присутствует кварц, незначительное количество
полевого шпата и слюды. В измельченных продуктах образова-
ние новых фаз не зафиксировали: их рентгендифракционные
спектры полностью соответствовали исходным образцам.

Дефектность структуры измельченных продуктов опреде-
, ляли с помощью метода рентгеновского структурного анализа,
~ основанного на изучении профилей рентгеновских отражений.

Параметры субмикроскопической структуры исходных и
измельченных образцов оценивали методом гармонического ана-
ч лиза формы рентгеновских линий (ГАФРЛ) [84] по программе,
также реализованной на ПЭВМ IBM PC. В качестве эталона ис-
t пользовали пирит, полученный методом градиентного гидротер-
мального синтеза при температуре 450-460°С и давлении 1000
- МПа.

Профили рентгеновских отражений (111), (222), (200) и
(311) исследуемых образцов и эталона записывали на жесткий
диск ПЭВМ, а для визуального контроля на диаграммную ленту
при скорости движения счетчика 1/4 град/мин с шагом сканиро-
вания 0.01 град, и времени счета в одной точке 10 сек. На гонио-
метре были установлены щели: 2, 6, 0,25 мм и щели Соллера 1 30.
Измерения начинали от середины расстояния между исследуемой
линией и ближайшей соседней, что позволяло уверенно фиксиро-
вать "хвосты" рентгеновских отражений.

Вычисленные параметры субмикроскопической структуры
пирита показали, что существенных изменений кристаллической
решетки в процессе измельчения не произошло. Размеры субмик-
; роскопических блоков и величины микроискажений кристалли-
ческой решетки исходных и механически обработанных пиритов
различаются в пределах аппаратурной погрешности.

Таким образом, решающим фактором в доизвлечении бла-
v городных металлов после измельчения, является вскрытие суль-
фидных зерен из кварца и других породообразующих минералов
-и разрушение сульфидных сростков. Такое механическое воздей-
ствие на концентрат не только высвобождает золото, находящее-
ся на гранях роста кристаллитов, но и увеличивает общую по-
верхность сульфидов контактируемых с цианистым раствором.

2,4.2.	Определение характеристик дефектности структуры
сульфидов после окислительного и хлорирующего
обжига

Технологические эксперименты подтвердили данные высо-
котемпературной рентгенографии по изучению фазовых превра-
щений FeS2 FeAsS в процессе обжига: генезис образования суль-
фидов не оказывает существенного влияния на фазовые превра-
щения и состав огарков обжига пирита и арсенопирита. Опреде-
ляющими факторами наблюдаемых превращений являлись усло-
вия проведения обжига.

Проведен окислительный обжиг мономинеральных фрак-
ций неизмельченных сульфидов разных месторождений для элек-
тронно-микроскопи-ческого изучения огарков. Обжиг проводил-
ся в муфельной печи сопротивления при температурах 400°С и
700°С с 9-ти часовой выдержкой продуктов при заданной темпе-
ратуре. Использовались титановые кюветы, в которые засыпалось
по 20 - 30 зерен исходных сульфидов крупностью более 0,5 мм.

Рентгеноспектральным микроанализом исследовалось
внутреннее строение зерен и их внешняя поверхность. Определя-
лись количественные содержания и распределение железа, серы,
мышьяка, кислорода и их соотношения. Определялась пробность
микронного золота в исследуемых сульфидах, изучалось наличие
изоморфно-распределенного золота. Ниже приведены результаты
и растровые снимки с увеличением от 60 до 10000 раз;

в SE-вторичных электронах (внешний вид, состав);

в BSE-обратно-рассеяных электронах (состав, по среднему
атомному номеру);

в WDS-рентгеновских лучах (распределение и содержание
конкретного элемента). Обжиг при 400°С дал следующие резуль-
таты.

Ключевская ЗИФ.

Обжигались кристаллы пирита кубической формы и де-
формированные кристаллы и обломки. Обе выборки дали близ-
кие результаты по фазовому составу огарков - смесь пирита с
магнетитом и примесью гематита. По данным рентгеноспек-
трального микроанализа основная центральная часть большинст-
ва зерен - пирит с пористой структурой, характерной для исход-
ного минерала. По краям зерен регистрируются оксиды железа с
различным соотношением Fe/O. Много включений других мине-
ралов размером от 10 до 50 мкм (рис. 2.11,2.12)

Сухоложское месторождение.

Обжигались кристаллы пирита, отобранные из сланцевой
породы и из кварцевых прожилков. По данным рентгенофазового
анализа огарки обеих выборок представляли собой смесь пирита
с магнетитом и примесью гематита, содержание которого было
больше в огарке пирита из кварцевых прожилков. Микрозондо-
вые исследования показали, что основная часть большинства зе-
рен - пирит, пористый и трещиноватый, как исходный минерал.
Внешняя часть зерен, толщиной от нескольких мкм до практиче-
ски полного объема зерен - оксиды железа переменного состава.

Рис. 2.11. Растровый снимок BSE обоженного зерна пирита
месторождения Ключи

Центр зерна (светлое) пирит, по краю оксиды железа.

В центре 5 мкм включение халькопирита. Увел. 100
Рис. 2.12. Растровый снимок BSE обоженного зерна пирита
месторождения Ключи

Центр зерна (светлое) пирит, по краю зерна оксид железа 50 мкм.

Увел. 250.

Обжиг кристаллов пирита, отобранных из гравитационного
концентрата I деки привел к практически полному окислению
зерен пирита (встречались мелкие, до 100 мкм, участки неизме-
ненного пирита). Вее зерна являлись оксидами железа с перемен-
ным отношением Fe/O и по данным рентгенофазового анализа
представляли смесь магнетита с гематитом (рис. 2.13).

Березовская ЗИФ.

Обжигались кубические кристаллы пирита, имеющие до-
вольно "плотную" структуру, с малым количеством пор и трещин
и редкими включениями других минералов. После обжига зерна
пирита представляли собой оксиды железа с переменным отно-
шением Fe/O и внутри имели мелкие (до 100 мкм) участки неиз-
мененного пирита. На дифрактограмме огарка четко зафиксиро-
ваны рефлексы магнетита и гематита (рис. 2.14).
Рис. 2.13. Растровый снимок BSE полностью обоженного зерна пирита
месторождения Сухой Лог

Оксид железа с различным содержанием кислорода,
в центре 50 мкм включение кварца (ярко белое). Увел. 100

Рис. 2.14. Растровый снимок BSE полностью обоженного зерна сульфи-
да месторождения Березовское

Оксид железа с различным содержанием кислорода.

в более светлой части присутствует 4-5% мышьяка. Увел. 200
Нежданинская ЗИФ.

Обжигались кристаллы арсенопирита. В огарке по резуль-
татам мик-розондового исследования наряду с неизмененным
арсенопиритом присутствуют оксиды железа и соединение Fe-As-
О переменного состава. По данным рентгенофазового анализа
огарок являлся смесью пирротина и магнетита. В виде примеси
присутствовали недоокислившийся арсенопирит и, возможно,
арсенаты железа (рис. 2.15, 2.16).

Рис. 2.15. Растровый снимок BSE обоженного зерна арсенопирита
месторождения Нежданинское

Центр зерна (светлое - неизменный арсенопирит, по краю фаза (серая) - Fe-S,
в ней более хаотически распределенные темные участки (до 50 мкм) оксида Fe,
не содержащего As и S. Увел. 100

Советская ЗИФ.

Обжиг кристаллов арсенопирита из вмещающих пород
привел к образованию магнетита в смеси с пирротином, недо~
окислившимся арсенопиритом и арсенатами железа. Рентгенос-
пектральный микроанализ показал присутствие неизмененного
арсенопирита в центре зерен. Основная же часть зерен состояла
из соединения Fe-As-О и оксидов железа. В зернах наблюдалось
небольшое количество пор и включений других минералов (рис.
2.17, 2.18).

Рис. 2.16. Растровый снимок BSE обоженного зерна арсенопирита
месторождения Нежданинское

Участок оксида железа у поверхности зерна.

Видно пористое строение этой фазы и монолитная внешняя оболочка.

Увел. 1000

Обжиг при 700°С тех же объектов по результатам рентге-
нофазового анализа привел к образованию гематита в огарках
всех без исключения сульфидов. Дифракционные рефлексы от-
личались четкостью разделения дублетов Ка1 и в области
больших брэгговских углов. Ценную информацию дал рентге-
„носпектральный микроанализ, показавший, что общим для всех
выборок явилось образование оксида железа с содержанием ки-
слорода около 32% и железа около 68% как для пиритов, так и
для арсенопиритов. Фаз, содержащих мышьяк, серу, металличе-
ское железо в анализированных огарках микроанализом не обна-
ружено. Все образцы очень пористые, величина и характер пор,
их количество различны для каждой выборки. Количество вклю-
чений в образцах резко уменьшилось, изменился их состав.
Рис. 2.17. Растровый снимок BSE обоженного зерна пирита
месторождения Советское

Центр зерна (светлое) пирит, по краю оксиды железа. Увел. 100

Рис. 2.18. Растровый снимок BSE обоженного зерна пирита
месторождения Советское

Центр зерна (светлое) пирит, по краю оксиды железа. Увел. 250
По данным микроанализа огарки пирита Ключевской ЗИФ
имели мелкогубчатую равномерную структуру с размером пор от
1 до 10 мкм (рис. 2.19, 2.20 и 2.21).

Продукты обжига пиритов месторождения Сухой Лог имели
мелкогубчатую равномерную структуру с размером пор от 1 до 10
мкм. Часть зерен имела по краям более плотную оболочку толщи-
ной 2-5 мкм. Присутствовало много включений других минера-
лов, размером от 10 до 200 мкм (рис. 2.22-2.25).

Зерна обоженного пирита Березовской ЗИФ по данным
микрорентгеноспектрального анализа также имели мелкогубча-
тую равномерную структуру с размером пор от 1 до 30 мкм, но
без плотной оболочки по краям зерен (рис. 2.26-2.30).

Рис. 2.19. Растровый снимок SE обоженного зерна сульфида
месторождения Ключи

Большое количество равномерно распределенных пор
размером до 20 мкм. Увел. 60
Рис. 2.20. Растровый снимок SE обоженного зерна сульфида
месторождения Ключи

Края рыхлые с открытыми порами. Увел. 1000

Рис. 2.21. Растровый снимок SE обоженного зерна сульфида
месторождения Ключи

I (оперенный срез поверхности. Слева граница поверхности. Увел. 1000
Рис. 2.22. Растровый снимок SE обоженного зерна сульфида
месторождения Сухой Лог

В центре большое количество равномерно распределенных пор
размером до 10 мкм. Увел. 400

Рис. 2.23. Растровый снимок SE обоженного зерна сульфида
месторождения Сухой Лог

Плотная внешняя поверхность зерна сульфида. Увел. 1000
Рис. 2.24. Растровый снимок SE обоженного зерна сульфида
месторождения Сухой Лог

В центре большое количество равномерно распределенных пор
размером до 10 мкм, видны силикатные включения (серые, округлые).
Увел. 400

Рис. 2.25. Растровый снимок SE обоженного зерна сульфида
месторождения Сухой Лог

Поверхность зерна сульфида рыхлая с открытыми порами. Увел. 1000
Рис. 2.26. Растровый снимок SE обоженного зерна сульфида
месторождения Березовское

Равномерно распределенные крупные поры.

в центре силикатное включение до 50 мкм. Увел. 400

Рис. 2.27. Растровый снимок SE обоженного зерна сульфида
месторождения Березовское

Внутреннее строение зерна. Увел. 2000
Рис. 2.28. Растровый снимок SE обоженного зерна сульфида
месторождения Березовское

Равномерно распределенные крупные поры. Увел. 400

Рис. 2.29. Растровый снимок SE обоженного зерна сульфида
месторождения Березовское

Внутреннее строение зерна. Увел. 2000
Рис. 2.30. Растровый снимок SE обоженного зерна сульфида
месторождения Березовское

Равномерно распределенные поры

L Огарок арсенопирита Нежданинской ЗИФ имел крупные
поры размером до 100 мкм и более плотную оболочку по краям
зерен толщиной до 20 мкм. Среди включений размером от 10 до
50 мкм зафиксированы серебросодержащие включения состава -
V. Na-AI-Si-Ag-О (несколько включений в двух зернах) (рис. 2.31,
2.32).

Кристаллы арсенопирита Советской ЗИФ после обжига со-
держали большое количество пор размером до 150 мкм. Количе-
ство и размер пор по краям зерен меньше, образуется как бы бо-
^ Л1ее плотная оболочка и пористая сердцевина. Несколько зерен
имели скелетную структуру: пористая сердцевина была разделена
более плотными удлиненными участками (рис. 2.33, 2.34).
Рис. 2.31. Растровый снимок SE обоженного зерна сульфида
месторождения Нежданинское.

Плотное с крупными неравномерными порами. Увел. 200

Рис. 2.32. Растровый снимок SE обоженного зерна сульфида
месторождения Нежданинское

Внешняя часть зерна с уплотненной оболочкой. Увел. 1000
Рис. 2.33. Растровый снимок SE обоженного зерна сульфида
месторождения Советское

В центре видны включения силикатов (черные). Увел. 80

Рис. 2.34. Растровый снимок SE обоженного зерна сульфида
месторождения Советское

Плотное с мелкими порами. Увел. 80
Эксперименты по хлорирующему обжигу проводились на
микронавесках мономинеральных фракций пирита Ключевской
ЗИФ и Сухоложского месторождения и пирит-арсенопиритных
гравитационных концентратов Марджанбулакской и Нежданин-
ской ЗИФ, помещаемых в титановые кюветы. Соотношение
сульфида и хлорида натрия в каждой ячейке кюветы = 1:1 по объ-
ему, причем одновременно ставились 2-3 параллельных опыта.
Шихта перемешивалась непосредственно внутри ячейки при по-
мощи иглы, так, чтобы кристаллы сульфида были со всех сторон
окружены NaCl. При обжиге в режиме III ячейки заполнялись
сульфидом примерно на 1/2 объема, и после окончания первой _
ступени обжига к полученному огарку подшихтовывался хлорид
натрия до заполнения всего объема ячейки при обязательном ос- о
торожном перемешивании всего материала перед второй ступе-
нью обжига.	гд

Обжиг проводился в следующих режимах:

I режим - одностадиальный изотермический при темпера- -
гуре 650°С, продолжительностью 4 ч.

II режим - двухстадиальный при температуре первой сту-
пени 450°С, второй ступени - 650°С с подъемом температуры в
интервале 450-650°С со скоростью 10-12 С/мин. Продолжитель-
ность первой изотермической ступени 2 ч, общая продолжитель-
ность обжига 4 ч.

III режим - двухстадиальный, аналогичный режиму II; на
первую ступень обжига поступает чистый кек цианирования, к
горячему огарку первой ступени подшихтовывался NaCl.

Все эксперименты по хлорирующему обжигу проводились
в лабораторной печи сопротивления. В качестве хлорагента ис- г
пользовался измельченный до крупности 0,074 мм кристалличе-
ский хлорид натрия марки "ОСЧ”.

Рентгенофазовый анализ огарков продуктов Нежданинской,
Ключевской, Марджанбулакской ЗИФ и Сухоложского месторо-
ждения, обоженных по I, II, III режимам показал их полную иден-
тичность по фазовому составу - смесь гематита с хлоридом на- "
трия и незначительными примесями, присущими исходным ми-
нералам.
Полезная информация по хлорирующему обжигу получена
V рентге-носпектральным микроанализом, по результатом которого
после хлорирующего обжига по I режиму сульфиды всех иссле-
дуемых месторождений полностью окислились и имели зерна
крупностью менее 10 мкм.

При хлорирующем обжиге по II режиму окисление прошло
различно, в зависимости от месторождения. Наиболее сильно
- разрушены (размер пор до 100 мкм) продукты Марджанбулак-
. ской и Нежданинской ЗИФ. Оксиды железа, полученные при
окислении пирита Ключевской ЗИФ, имели переменную порис-
тость величиной от 5 до 20 мкм. Резко выделялись окисленные
зерна пирита Сухоложского месторождения. Практически все
к зерна имели более "плотный" центр с увеличением "пористости"
к краю зерна, хотя химический состав центра и края зерна иден-
тичен.

Исследование огарков после хлорирующего обжига по III
t режиму также показало зависимость степени "рыхлости" оксидов
от генезиса образования сульфидов (влияние дефектности струк-
туры). При обжиге зерен сульфидов Марджанбулакской ЗИФ об-
разующийся оксид железа имел крупные поры, размером до 100
мкм; Нежданинской ЗИФ - размер riop переменный; Ключевской
ЗИФ - мелкие поры, примерно, 10 мкм. Оксид железа, образую-
< щийся при окислении пирита Сухоложского месторождения,
имел зональную структуру, повторяющую форму исходного зер-
на сульфида, но с плотной сердцевиной и пористыми краями.

Полученные результаты позволяют сделать предположе-
ние, что дефектность структуры исходных сульфидов может ока-
с зывать существенное влияние на механическое состояние зерен
огарков, т.е. влиять на показатели извлечения благородных ме-
i таллов при цианировании огарков.

2*4.3. Определение характеристик дефектности
структуры сульфидов после биоокисления

Исследовались сульфиды Нежданинской, Ключевской,
Марджанбулак-ской ЗИФ и Сухоложского месторождения. Для
этого предварительно были отобраны зерна размером порядка
200 мкм.

Отобранные для исследования сульфиды были представле-
ны следующими выборками:

Нежданинская ЗИФ* Кристаллы пирита гладкие, ’’плот-
ные” содержат небольшое число силикатных включений, разме-
ром от 2 до 10 мкм.

Ключевская фабрика* Зерна пирита обломки и кристаллы
кубической формы, очень пористые имеют редко встречающиеся
силикатные включения размером до 50 мкм, в основном по краю
зерна. Регистрируются включения других сульфидов - арсенопи-
рита и пирротина (5-10 мкм).

Марджанбулакская ЗИФ. Пирит в кристаллах кубической
формы и комбинаций куба с пентагондодекаэдром в виде упло-
щенных пластин со скошенными углами и штриховкой по бокам.
Зерна гладкие, "плотные” содержат небольшое число силикатных
включений, размером от 2 до 30 мкм.

Сухоложское месторождение. Все отобранные пириты
имеют кубический облик кристаллов, ровные гладкие грани без
скульптурных рисунков, на некоторых поверхностях заметны
цвета побежалости. Внутреннее строение однородное с незначи-
тельной трешеноватостью и пористостью. Имеются включения
пирротина, арсенопирита, силикатов и слюдистых частиц, разме-
ром от 5 до 100 мкм.

Пробы для локального микрорентгеноспектрального иссле-
дования процесса биоокисления сульфидов отбирались в три эта-
па:

I - через семь дней после начала окисления

II	- через двадцать дней после начала окисления

III	- через сорок дней после начала окисления

Изучение выбранных для исследования пиритов выполне-
ны на рент-геноспектральном микроанализаторе САМЕВАХ
SX50. Для этого 5-7 зерен сульфида каждой исследуемой выбор-
ки монтировались в брикет из эпоксидной смолы, который шли-
фовали и полировали с использованием алмазных паст, Для элек-
тропроводности поверхность полированного аншлифа покрыва-
лась углеродом методом вакуумного испарения. Параллельно ис-
следовалась чисто внешняя поверхность зерен, для чего обрабо-
танные биораствором сульфиды укреплялись на германиевой
пластине без механической обработки.

k Проведенные исследования позволили установить следую-
щее:

t .	1. После семи дней обработки никаких изменений на по-

верхности и срезах исследуемых сульфидов всех четырех выбо-
k рок микроанализом не обнаружено.

2.	После обработки сульфидов в течение двадцати дней
микроанализом установлены поверхностные изменения состоя-
ния сульфидов. Внешняя поверхность зерен ''изъедена” на глуби-
ну порядка 1-2 мкм. кратерами размерами до 10 мкм образующие
местами почти сплошное поле. Изменения химического состава
сульфидов в поверхностных слоях микроанализом не обнаруже-
но. Резкого отличия в характере поверхностных изменений суль-
фидов выбранных нами различных месторождений не установле-
но.

3,	После обработки сульфидов в течение сорока дней раз-
i мер зерен уменьшился, но ширина зоны, характер и размер обра-
зующихся пор остался практически неизменным.

То есть весь процесс окисления идет только в поверхност-
ном слое толщиной 1-2 мкм. Кроме поверхностного слоя зерен
сульфиды разрушаются и по присутствующим в них трещинам.
Наличие включений арсенопирита и силикатов приводит к рез-
кому замедлению процесса биоокисления.

Полученные результаты позволяют сделать предположе-
ние, что дефектность структуры исходных сульфидов может ока-
зывать влияние на биоокислительный процесс сульфидов, т.е.
влиять на показатели извлечения благородных металлов при циа-
нировании.

Анализ результатов многолетних исследований продуктов
обогащения и хвостов действующих фабрик показывает постоян-
4 ное среднегодовое количество неизвлекаемого золота. Содержа-
; ние золота в отвальных хвостах фабрик колеблется от 0,12 до 2,7
г/т, при этом для колчеданных руд 0,7-1,0 г/т; для минерализо-
ванных зон и березитов -0,12-1,3 г/т [12]. Главными носителями
золота в рудах (и в хвостах) отрабатываемых и разведуемых ме-
сторождений являются пирит и арсенопирит. Указанные минера-
лы имеют несколько разновидностей, отличающихся по морфо-
логии кристаллов, крупности, внутренней структуре, примесям и
содержанию золота.

Изучены химический состав и реальная структура пиритов
Ключевской, Березовской, Тасеевской, Коммунаровской, Мард-
жанбулакской фабрик, Бакырчикского и Сухоложского месторо-
ждений, содержащих упорное золото [143].

Показано, что содержание золота в пиритах колеблется от
1,5 до 100 г/т, в арсенопиритах от 30-140 г/т до 230 г/т.

Исследование проведено на основе комплексного исполь-
зования методов оптического спектрального, рентгеноструктур-
ного анализов, высокотемпературной рентгенографии, растровой
электронной микроскопии и рентгеноспектрального микроанали-
за с целью получения информации о дефектности структуры пи-
ритов разных месторождений.

Усовершенствована методика определения характеристик
дефектности кристаллитов: управление рентгеноструктурным
комплексом ДРОН-ЗМ - IBM PC/AT переведено с дифрактометра
на ЭВМ; выбран оптимальный режим рентгенографирования и
аналитические рефлексы сульфидов; откорректирован алгоритм
программы расчета размера субмикроскопических блоков и ве-
личины микродеформаций кристаллической решетки.

Исследованы характер и расположение внутренних вклю-
чений посторонних минералов в пиритах, наличие в них трещин,
макро- и мик^родефектов. Определено содержание железа, серы и
мышьяка во всех выборках пиритов, установлен химический со-
став выявленных включений.

Дефектность структуры пиритов может характеризоваться
следующими параметрами: разрешение рефлексов, образованных
излучением Ка! и Ка2 и их интенсивность в области больших
брэгговских углов; отношение содержаний S и Fe; содержание
мышьяка и локальное изменение его концентрации в объеме зер-
на пирита; размер субмикроскопических блоков и величину мик-
роискажений кристаллической решетки.

Критический анализ этих данных дает возможность заме-
тить некоторые закономерности, связывающие указанные харак-
; теристики с упорностью пиритных концентратов. При отношении
S/Fe близком к стехиометрии или превышающем ее, но низком
t (до десятых долей масс 56) содержании мышьяка, пиритные кон-
центраты не являются упорными^ Такие характеристики имеют
L продукты Березовской ЗИФ (содержание мышьяка не превышает
0,02-0,07 масс % при среднем менее 0,03 масс %), Коммунаров-
ской ЗИФ (содержание мышьяка менее 0,2 масс % при среднем
менее 0,05 масс %), некоторые пириты Сухоложского месторож-
дения (выборки "а” и ”6”), в которых среднее содержание мышь-
яка не превышает 0,2 масс %. Распределение мышьяка во всех
этих пиритах довольно равномерное по всему объему зерен.

. Если отношение S/Fe ниже стехиометрии или же близко к
~ ней, но при высоких (до процентов) содержаниях мышьяка и су-
щественных колебаниях С™™ в пределах одного зерна, пиритные
концентраты являются упорными. Такие характеристики имеют
^•пириты из гравитационного концентрата 1 деки Сухоложского
месторождения, Марджанбулакской и Ключевской ЗИФ, место-

= рождения Бакырчик.

Прямую зависимость между содержанием мышьяка и золо-
чута, особенно в мелких классах пирита, отмеченную многими ис-
следователями, объясняли вкрапленностью арсенопирита, кото-
i рый характеризуется более высокой золотоносностью, чем
мышьяковистые пириты. Результаты наших исследований не
подтверждают факт вкрапленности арсенопирита; мышьяк рав-
номерно распределен в объеме зерна, но его концентрация широ-
<ко варьирует. Такие пиритные концентраты проявляют повышен-
ную технологическую упорность.

Наиболее упорными являются сульфиды месторождения
Бакырчик, затем Марджанбулака, Ключевской ЗИФ. Наименее
упорными являются сульфиды Березовской ЗИФ.

Технологические исследования на мономинеральных фрак-
циях пирита и арсенопирита показали, что в исследуемых кон-
центратах содержится значительная доля цианируемого золота,
например, в марджанбулакском 93.8%, в нежданинском 94,9%.

Поэтому оправданным в технико-экономическом отноше-
нии является предварительный вывод из них растворимого золота
и серебра в цикле цианирования, предшествующем окислитель-
ному обжигу. Общее извлечение золота от концентрата, дости-
гаемое по комбинированной схеме с использованием хлорирую-
щего обжига, составило 98,7-99,2%, что в целом выше извлече-
ния золота при двухстадиальном цианировании с промежуточ-
ным доизмельчением, а также по схеме с использованием окис-
лительного обжига.

Что касается доизлечения золота за счет применения хло-
рирующего обжига и повторного цианирования, то оно составля-
ет от 3,9 до 5,0% и для соответствующих продуктов достоверно
выше такового при цианировании огарков окислительного обжи-
га кеков на 1,3-2,1%.

Кинетика цианирования огарков хлорирующего обжига по-
казала, что равновесные концентрации золота достигаются за 0,5-
4 ч выщелачивания и серебра, соответственно за 2-8 ч, тогда как
при цианировании огарков окислительного обжига состояние
равновесия в процессе растворения золота наступает только через
8 ч, при этом расход цианида (по NaCN) находится на уровне до
1,3-1,7 кг/т огарка, то есть такой же, как и при цианировании
огарков окислительного обжига. Относительные величины до-
извлечения серебра из огарков хлорирующего обжига в целом
коррелируют с таковыми для соответствующих продуктов по зо-
лоту и составляют от 7,7 до 24,7% против 2,4-10,2% при циани-
ровании огарков окислительного обжига. Особенно заметен- эф-
фект хлорирующего обжига на доизвлечении серебра из руд пре-
имущественно арсенопиритного нежданинского гравиоконцен-
трата (21,8-24,7%), несколько ниже он на марджанбулакском
концентрате (7,7-20,2%).

Исследования безобжиговых методов, в частности бактери-
ального выщелачивания, дали положительные результаты по из-
влечению золота из кеков БВ. Через семь суток окисления полу-
чены такие же результаты, что и при окислительном обжиге.
Технологические эксперименты подтвердили данные высо-
котемпературной рентгенографии по изучению фазовых превра-
щений FeS и FeAsS в процессе обжига: генезис образования
сульфидов не оказывает существенного влияния на фазовые пре-
5 вращения и состав огарков обжига пирита и арсенопирита. Опре-
деляющими факторами наблюдаемых превращений являлись ус-
ловия проведения обжига.

Рентгенофазовый анализ огарков продуктов Нежданинской,
Ключевской, Марджанбулакской ЗИФ и Сухоложского месторо-
ждения, обоженных по I, II, III режимам показал их полную иден-
L точность по фазовому составу - смесь гематита с хлоридом на-
трия и незначительными примесями, присущими исходным ми-
- нералам.

Полезная информация по хлорирующему обжигу получена
рентге-носпектральным микроанализом, по результатом которого
после хлорирующего обжига по I режиму сульфиды всех иссле-
дуемых месторождений полностью окислились.и имели зерна
крупностью менее 10 мкм.

При хлорирующем обжиге по II режиму окисление прошло
( различно, в зависимости от месторождения. Наиболее сильно
разрушены (размер пор до 100 мкм) продукты Марджанбулак-
( ской и Нежданинской ЗИФ. Оксиды железа, полученные при
окислении пирита Ключевской ЗИФ, имели переменную порис-
д>тось величиной от 5 до 20 мкм. Резко выделялись окисленные
зерна пирита Сухоложского месторождения. Практически все
зерна имели более "плотный" центр с увеличением "пористости"
к краю зерна, хотя химический состав центра и края зерна иден-
д точен.

Исследование огарков после хлорирующего обжига по Ш
д режиму также показало зависимость степени "рыхлости" оксидов
от генезиса образования сульфидов (влияние дефектности струк-
туры). При обжиге зерен сульфидов Марджанбулакской ЗИФ об-
разующийся оксид железа имел крупные поры, размером до 100
мкм; Нежданинской ЗИФ - размер пор переменный; Ключевской
: ЗИФ - мелкие поры, примерно, 10 мкм. Оксид железа, образую-
щийся при окислении пирита Сухоложского месторождения,
имел зональную структуру, повторяющую форму исходного зер-
на сульфида, но с плотной сердцевиной и пористыми краями.

Полученные результаты позволяют сделать предположе-
ние, что дефектность структуры исходных сульфидов может ока-
зывать существенное влияние на механическое состояние зерен
огарков, т.е. влиять на показатели извлечения благородных ме-
таллов при цианировании огарков.

2.5.	Физико-химическое моделирование окислительного
обжига гравитационных концентратов

2.5.1.	Расчет равновесного состояния химических
реакций в металлургических процессах

Изучение металлургических процессов классическими ме-
тодами исследования требует проведения большого объема тру-
доемких экспериментальных работ, которые связаны с высокими
температурами, агрессивностью газовой среды и растворов и
сложностью анализа полученных продуктов. Кроме того, в боль-
шинстве проводимых экспериментов имеется возможность изу-
чения только исходных и конечных продуктов металлургических
реакций.

Одной из задач исследований является конечный результат
металлургического процесса. Задача сводится к изучению со-
стояния равновесия рассматриваемой системы и решается с по-
мощью термодинамических методов.

Основная задача в химическом равновесии может быть
сформулирована следующим образом: исходя из наименьшего
числа данных найти численную характеристику равновесного
состояния химической реакции при заданных температуре, дав-
лении и начальной концентрации реагирующих веществ. Этим
дается возможность решения и обратной задачи, которую ставит
практика, а именно - подбор условий, обеспечивающих необхо-
димый выход полезного продукта.

Таким образом, можно найти коэффициенты использования
того или иного газообразного агента, а также оптимальные усло-
вия для наиболее полного протекания реакций [85].
Одним из первых исследователей, использовавших термо-

динамику для расчета химических равновесий, был Ф.Габер.

Имеется выражение, известное как уравнение Габера:

, „ О AalnT Ш АеТ2

1пЛ( = —+-------+-----+-----

RT R 2R 6R

(2-6)

где К - константа равновесия реакций;

Q - ее тепловой эффект;

Т - абсолютная температура;

R - универсальная газовая постоянная;

Да, Д6, Де - коэффициенты теплоемкости.

Не прибегая к экспериментальному изучению равновесия,
уравнение позволяет вычислить величину К. Но необходимо
знать тепловой эффект реакции при какой-либо температуре, за-
висимость теплоемкости участников реакции от температуры и
величину константы интегрирования "С". Поэтому для нахожде-
ния "С” необходимо экспериментально найти константу равнове-
сия при какой-либо одной температуре и произвести ее вычисле-
ние с помощью уравнения (2.6). После этого уравнение (2.6) да-
~ вало количественную зависимость константы равновесия от тем-
пературы и могло использоваться для расчетов конкретной реак-
ции.

На основании экспериментальных данных составлены
стандартные таблицы, содержащие термодинамические величины
. для многих веществ и их соединений при стандартных условиях:
Т=298 К и р=1 атм. С помощью этих таблиц, если они содержат
v значения изобарного потенциала для всех участников реакции,
можно расчетным путем определить логарифм константы равно-
весия или изменение изобарного потенциала.

Между изменением стандартного изобарно-изотермиче-
- ского потенциала реакции и ее константой равновесия существу-
ет соотношение

AG°T = -RWnKp	(2.7)
Для вычисления Д(? и In К используют энтропийный метод.
Он основан на известном термодинамическом уравнении Гиббса-
Гельмгольса

ag;

-TAV

298° J 298°

(2.8)

и выражение для температурной зависимости константы равнове-
сия

Наряду с энтропийным методом расчета равновесий ис-
пользовались в тридцатых годах, но не нашли широкого приме-
нения, еще два способа расчета - приближенный метод Фукса и
Рика и точный метод Чернобаева и Животовского.

Изобарный потенциал и константу равновесия можно рас-
считать по методу Улиха. В расчетной практике данный метод
имеет ограниченное распространение. Первое приближение Ули-
ха не отличается от обычного приближенного энтропийного ме-
тода расчета.

Метод Темкина и Шварцмана позволяет не определять
вспомогательные значения ДН0° и С, не проводить сложных по-
строений Улиха для определения величины изменения тешюем-
костей в различных интервалах температур.

Авторами метода разработана вспомогательная таблица
температурных функций точного уравнения равновесия. Эта таб-
лица содержит численные значения отдельных членов точного
уравнения, являющихся поправочными к результатам прибли-
женного энтропийного расчета.

Расчетным уравнением является

ДН

—^-Д5298„ -(ДСоМо+ДС,М, + ДС2М2 +ДС 2М_2) (2.10)

Кроме значений ДН298О, AS298° и ДСР расчет по этому мето-
ду требует отыскания во вспомогательной таблице функции Мо,
Мь М2 и М.2для соответствующей температуры.

Переход от г к In АГ осуществляется делением результа-
та

та на R, а для 1g К - еще на 2,303, Кроме того необходима замена
знака на обратный. Таким образом, для получения обычных зна-
v чений 1g К результат расчета со знаком, противоположным полу-
ченному, делится на 4,575.

Этот метод существенно упростил процедуру расчета, по-
лучил признание и используется в расчетах.

Известен метод Мора, который принципиально не отлича-
ется от метода М.И.Темкина и Л.А.Шварцмана.

Л.П.Владимировым разработан расчет равновесий, являю-
щийся дальнейшим развитием методов Улиха и Темкина -
Шварцмана [86].

; Метод является ускоренным, основан на использовании
вспомогательной таблицы, позволяющей производить расчеты
- равновесий любой химической реакции без обращения к другим

справочным материалам.

Из уравнения (2.7) и (2.8) следует, что

IgA: = -0,21858 ------AS0

р [ т

(2Л1)

При приближенном расчете АСр = 0 , и следовательно

ГАЯ п
}gKp= -0,21858	^»AS298O

Это уравнение автор представляет в виде

(2.12)

(2.13)

(2.14)

где М и N определяются выражениями:

Я--0.21858 АЯ298°

+0.21858 АА298о

Этот вид уравнения изобары реакции (2.13) и положен в основу
дальнейших расчетов.

По методу Л.П.Владимирова проведены термодинамиче-
ские исследования процесса восстановления продуктов окисли-
тельного обжига в процессе бесколлекторной плавки. Следует
отметить, что термодинамические расчеты даже простейших рав-
новесных металлургических реакций связаны со сложностью,
длительностью, громоздкостью расчетов по определению изме-
нения энтальпии и энтропии системы в стандартных, а затем и в
реальных условиях изменения теплоемкости всех составляющих
процесса в каждом температурном интервале. Вся эта работа тре-
бует значительного расхода времени на поиск исходных данных в
справочных изданиях и расчета равновесий.

В настоящее время представляет интерес физико-химиче-
ское моделирование на ЭВМ. В институте геохимии им.
А.П.Виноградова СО АН СССР разработана теория физико-
химического моделирования на ЭВМ, дающая новое средство
адекватного отображения в математических моделях сложных
природных систем, которые невозможно было получить класси-
ческими методами, позволяет перейти от качественных термоди-
намических построений и элементарных расчетов к численному
эксперименту на ЭВМ.

Одним из достоинств физико-химического моделирования
на ЭВМ является возможность теоретического анализа процесса
без его предварительной экспериментальной реализации, с выяв-
лением оптимальных условий проведения процесса и поиск но-
вых процессов [87].

Одним из определяющих факторов физико-химического
моделирования является полнота, достоверность и качество тер-
модинамического обеспечения.

Информация о термодинамических свойствах индивиду-
альных веществ сосредоточена в справочниках и сводках различ-
ного уровня специализации, в справочных разделах или в прило-
жениях к книгам и монографиям, рассеяна по огромному и все
увеличивающемуся числу публикаций. Несогласованность, про-
тиворечивость, неопределенность и неравноценность по степени
идентификации и методам получения исключают прямое и непо-
средственное использование имеющихся термодинамических
данных без привлечения специальных процедур обработки [88].

В нашем случае формирование банка термодинамических
констант проводилось из авторитетных справочников [88-98].
Несмотря на фундаментальность справочников, имеются значи-
тельные расхождения в данных. Поэтому необходимо согласова-
ние термодинамических экспериментальных данных.
Сотрудники института геохимиии СО АН СССР пришли к
^выводу, что полное и глубокое согласование достигается только в
процессе физико-химического моделирования на ЭВМ.

Проблема исходной термодинамической информации не
может быть полностью разрешена созданием разного рода спра-
вочников, банков и баз данных. Вопросы информационного тер-
модинамического обеспечения связаны прямыми и обратными
связями с процессом постановки и решения задач физико-
, химического моделирования, с помощью которого извлекается
“ новая и уточняется старая термодинамическая информация. Эти
вопросы смыкаются с вопросами организации и проведения фи-
зико-химического моделирования. Оно оказывается не только
V средством исследования, использующим уже готовую термоди-
намическую информацию, но и независимым самостоятельным
. инструментом проверки, согласования и производства этой ин-
формации.

2.5.2.	Физико-химическая модель обжига золотосодержащих
гравитационных концентратов

Исследование пирометаллургических процессов базируется
^на принципе минимизации энергии Гиббса методами оптималь-
ного программирования на ЭВМ с использованием ПК "Селек-
- тор”, который позволяет количественно и качественно рассчитать
и исследовать сложный химический процесс с полным многооб-
разием протекающих при этом химических реакций.

Расчёты равновесий проведены применительно к сульфид-
v ному гравитационному концентрату, который, в основном, со-
( стоит из арсенопирита и пирита.

Для моделирования на ЭВМ обжига гравитационного кон-
центрата проведена математическая и термодинамическая поста-
новка, алгоритмическое обеспечение (Ьизико-химической модели.
Созданы рабочие программы.

На рис. 2,35 показана термодинамическая модель процесса
обжига с температурным шагом 100°С в интервале температур
100-700°С. В систему вводился кислород с шагом 1 моль, от 0,5
-до 14,5 моль.
Г азовая
фаза

Температура, °C

Твердая
фаза

Ю

Ю

1,5

о

1,о

0,5

О

1,0

0,5

О

1,5

1,0

0,5
О

1,о

со 0,5
са

Г азовая
фаза

Fe30j As-O3 As FeS FeS-

100 200	3 00 400 5 00	600 700

Температура, °C

 3  SO; - /	AsiOj
	
	1	1	(	1			i	t	।	।	।—।—i—i	

100 200	3 00 400 500	600 700

100 200	3 00 4 0 0 5 00	600 700

Температура, °C

Твердая
фаза

Г азовая
фаза

Твердая
фаза
100 200	300 400 500	600 700

Температура, °C

Равновесный состав, моль

Равновесный состав, моль

Равновесный состав, моль


3,0

t;

О
S

о

2,0

1,0

0

1,5

ГО

0,5

0

3,0

из

t;
О



О

2,0

1,0

0

3S

о
ш
о

0

7

SO,
_______________________________г
As?O?

100 200	300 400 500	600 700

' 8

SO;

AS;O3

-1---1---1---1-------I__!___I---1---1--1 L_ f

100 200	300 400 500	600 700

1,5

1,0

0,5

100 200	300 400 500	600 700

Температура, °C

Газовая
фаза

Твердая
фаза

Г азовая
фаза

Твердая
фаза

Газовая
фаза

Твердая
фаза
Равновесный состав, моль	Равновесный состав, моль	Равновесный состав, моль

Газовая
фаза

Твердая
фаза

3,0

2,0

1,0
о

Газовая
фаза

з,о

1,5
0,5

о

Твердая
фаза

3,0

2,0

1,0

0

3,0

1,5

0,5

0

* 1 ? 			
	
SO3	1		
*	
so2	
ASjO-i 	I	I	t	1	1	1	I	1		iiii

Газовая
фаза

Твердая
фаза
3,0

1,0

о

3,0

1.5

0,5

Г азовая
фаза

О

Температура, °C

Твердая
фаза

3,0

2,0

1,0

о

3,0

1,5

0,5
О

- 14 ।—;-------------------------.—

------------------------1 5Оз

SOt 1 *"" Ай^Оз

Газовая
фаза

100 200	300 400 500	600 700

Твердая

фаза

Температура, °C

Рис.2.35. Термодинамическая модель обжига сульфидного
гравитационного концентрата при введении в мультисистемукислорода:

1 - 0,5 моль; 2-1,5 моль; 3 - 2,5 моль; 4 - 3,5 моль; 5 - 4,5 моль;

6 - 5,5 моль; 7 - 6,5 моль; 8 - 7,5 моль; 9 -8,5 моль; 10-9,5 моль;
11 - 10,5 моль; 12 - 11,5 моль; 13 - 12,5 моль; 14 - 14,5 моль

При обжиге сульфидного гравитационного концентрата в
интервале 100-400°С, при введении в систему количества веще-
ства кислорода 0,5 моль происходит частичное разложение арсе-
нопирита (до 13,2%) с образованием мышьяка (19,7%) и магнети-
та (10,1%) в твердой фазе. При температуре 500°С арсенопирит
полностью окисляется с увеличением массовой доли мышьяка в
твёрдой фазе (до 25,8%) и пирротина (7,1%). При температуре
600°С мышьяк из твёрдой фазы начинает переходить в газовую
фазу, окисляясь до триоксида мышьяка. Газовая фаза в этих ус-
ловиях состоит, в основном, из триоксида мышьяка (98,7%). При
600°С начинает окисляться пирит, полностью разлагается магне-
тит, значительно увеличивается массовая доля пирротина в твёр-
дой фазе (до 34,2%). При температуре 700°С в огарке остаётся
пирит (57,2%) и пирротин (42,8%), в газовую фазу переходит
мышьяк в виде триоксида мышьяка (40,9%) и металлического
мышьяка (58,7%).

При введении в мультсистему количества вещества кисло-
рода 1,5 моль арсенопирит во всём температурном интервале от-
сутствует, разложившись на металлический мышьяк, триоксид
мышьяка и магнетит. Триоксид мышьяка при температуре 300°С
переходит в газовую фазу, затем при 600°С происходит окисле-
ние металлического мышьяка до триоксида и его переход в газо-
вую фазу. При температуре 600°С начинает окисляться пирит, в
твёрдой фазе практически нет магнетита, появляется пирротин.
При температуре 700°С в огарке остаётся пирит (58,1%), пирро-
тин (41,6%), магнетит (0,3%). Газовая фаза представлена триок-
сидом мышьяка (99,5%).

При введении в мультсистему количества вещества кисло-
рода 2,5 моль арсенопирит полностью окисляется на триоксид
мышьяка и гематит. Во всём интервале температур в системе от-
сутствует пирротин. При температуре 300°С триоксид мышьяка
из твёрдой фазы переходит в газовую. При температуре 500°С
гематит окисляется до магнетита. Начинается окисление пирита с
выделением в газовую фазу диоксида серы. При температуре
700°С в огарке остается пирит (79,8%) и магнетит (20,2%). Газо-
вая фаза состоит из триоксида мышьяка (91,9 %) и диоксида серы
(7,7%).

При введении в мультсистему количеств вещества кисло-
рода 3,5, 4,5, 5,5, 6,5, 7,5, 8,5, 9,5 моль термодинамическая модель
обжига идентична предыдущей модели, за исключением более
интенсивного окисления пирита и большего перехода в газовую
фазу диоксида серы. При увеличении температуры уменьшается
массовая доля гематита и увеличивается массовая доля магнетита
в твёрдой фазе. При температуре 700°С в огарке остаётся пирит и
магнетит. При введении в мультсистему 3,5 моль кислорода при
температуре 700°С, огарок представлен пиритом (72,1%) и магне-
титом (27,9%). Газовая фаза представлена триоксидом мышьяка
(75,1%) и диоксидом серы (24,5%). По мере увеличения количе-
ства вводимого в мультсистему кислорода, уменьшается массовая
доля пирита в огарке и увеличивается массовая доля магнетита.
При введении в мультсистему количества вещества кислорода 9,5
моль, при температуре 700°С, огарок состоит из 9,5% пирита и
90,5% магнетита, Газовая фаза представлена триоксидом мышья-
ка на 55% и диоксидом серы на 45%.

При введении в мультсистему количества вещества кисло-
рода 10,5 моль пирит и магнетит полностью окисляются. При
температуре 100-200°С в твёрдой фазе присутствует триоксид
мышьяка, который при 300°С переходит в газовую фазу. Во всём
интервале температур твёрдая фаза представлена гематитом. При
температуре 100-200°С в твёрдой фазе образуется арсенат железа
Fe3As2O8 (0,02 моль). В интервале температур 300-700°С твёрдая
фаза на 100% представлена гематитом. Газовая фаза содержит
триоксид мышьяка (50%) и диоксид серы (50%).

Увеличение количества вещества кислорода до 11,5 моль
приводит к образованию в твёрдой фазе As2O5. В интервале тем-
ператур 100-400°С в твёрдой фазе присутствует гематит и оксид
мышьяка (V). При температуре 500°С As2O5, окисляется и пере-
ходит в газовую фазу в виде триоксида мышьяка. При температу-
ре 500°С в газовой фазе происходит частичное окисление диок-
сида серы до триоксида серы.

При введении в мультсистему количества вещества кисло-
рода 12,5 моль при температуре 100-200°С образуется арсенат
железа, связывая весь оксид мышьяка (V) и половину гематита,
присутствующих в твёрдой фазе, в форме FeAsO4. При повыше-
нии температуры в пределах 300-400°С арсенат железа окисляет-
ся на гематит и оксид мышьяка (V). При дальнейшем повышении
температуры происходит окисление оксида мышьяка (V) и пере-
вод мышьяка в газовую фазу в форме триоксида мышьяка. В га-
зовой фазе при температуре 500°С начинается более активное
окисление диоксида серы до триоксида серы, с преобладанием в
~ газовой фазе триоксида серы.

При увеличении в мулътсистеме количества вещества ки-
“ слорода до 13,5, 14,5, 15,5 моль термодинамическая модель об-
. жига идентична предыдущей, за исключением более активного
окисления диоксида серы до триоксида серы. При количестве
вещества кислорода 13,5 моль в мультсистеме при температуре
500-700°С диоксид серы полностью окисляется до триоксида се-
ч ры. При количестве вещества кислорода 14,5 моль газовая фаза в
пределах 100-400°С состоит из триоксида серы, затем за счёт
> окисления оксида мышьяка (V) из твёрдой фазы обогащается
гриоксидом мышьяка. В газовой фазе появляется избыток кисло-
- рода. При температуре 700°С газовая фаза состоит из триоксида
мышьяка (40%), триоксида серы (50%) и кислорода (10%). Твёр-
V дая фаза состоит из гематита (100%).

При дальнейшем увеличении количества кислорода, вво-
димого в мультсистему, термодинамическая модель обжига не
изменяется за исключением увеличения в газовой фазе избыточ-
ного кислорода. При количестве вещества кислорода 40 моль в
системе газовая фаза при температуре 700°С состоит из триокси-
да мышьяка (15%), триоксида серы (15%) и кислорода (70%).

В результате обработки термодинамической модели про-
цесса обжига сульфидного гравитационного концентрата рассчи-
. таны регрессионные математические модели, отражающие взаи-
мосвязь вводимого в мультсистему кислорода, температуру об-
; жига и численные значения соединений, получаемых в процессе
обжига (уровень значимости р = 0,05) [99].

Уравнения, описывающие вероятность равновесного соста-
ва:

V 1. Арсенопирита (FeAsS):

при 100-300°С

Г 1

v = 0,23 • 1--f7------гч	(2 15)

I ехр[—50 - (* -1)] J

где к- количество кислорода, вводимого в систему, моль;

у - количество оставшегося исходного вещества (FeAsS), на-
ходящегося в системе в момент равновесия, моль;
при t > 400°С

у-0,76- 1

___________1__________'

ехр[-9,897 • (Л - 1,45б)]у

2.	Пирита(Ре82):

при 100-400°С

к! j (	1_______________________1__________)

6 + ехр[- 4,389 • &] 1 + ехр[- 0,563 • (к - 6,01)],

при! = 500°С

Ч1 +ехр[-4,367 • &] 1 + ехр[-0,565- (к - 6,01)],

(2.16)

(2.17)

(2-18)

при 600-700°С

v _ f i +	0,536____________________1,536	)

'	(	1 + ехр[-14,281-(£-1,615)] 1 + ехр[-0,625  (* - 6,03)]J	1	3

3.	Пирротина Fe(X.i)Sx:

при 500°С
( 1 )
v = 0,24- ------f--------vi	(2.20)

p + exp[-70-(£-l)]J	1	3

При 600-700°C

V ~ 1 ~ l + exp[-70-(A-12)]	' ('2‘21)

4.	Магнетита Fe3O4:

при 100-400°C

f	°’175	0,175	/9
V Д1 + exp[- 2,341 • (k - 0,054)]	l + exp[- 2,341 -(k -2,434)1	I riW *	J
при t = 500°C	-	
f	0,689	0,689	>	
		
1 + exp[- 0,389 • (A - 4,822)]	1 +exp[-0,389-(* -10,3 53)] J	Y	J
при 600-700°C		
(	0,208	0,664	Г)
I 1 + exp[- 33,18 • (k ~ 2,46)]	1 + exp[- 33,18 • (k -10,38)]J	
5.	Гематита (a-Fe3O3):

при 100-200°С

___________0,312____________________0,726__________

1 + ехр[-11,62 • (к - 2,410)] 1 + ехр[- 0,67 • (* - 6,935)]

____________0,538_________(2-25)

1 + ехр[- 2,23 -{к-12,24)])

при 300-400°С

z	0,310____________________0,744_________'

ч 1 + ехр[-11,62 • (* - 2,418)] 1 + ехр[- 0,602 -(>1-7,01 б)],

при 500-700°С
1

1 + ехр[- 250 • (к - 9,798)]

6.	Триоксида мышьяка (AS2O3) в газовой фазе:
при 300-500°С

0,501__________

1+ехр[-4,854-(*-1,452)]

при 600-700°С

___________0,5___________

1 + ехр[- 5,354 -(*-0,644)]

7.	Триоксида мышьяка (Ай20з) в твердой фазе:

при 100-200°С

( 1 1 >

I 5 . ________________________________________

’ (1 + ехр[- 7,922-(к-1,469)] 1 + ехр[-13,880 • (к -10,73)]J

(2.27)

(2.28)

(2.29)

(2.30)

при 300-400°С

________0,5_______

1 + ехр[-70 • (* - Ю)]

8.	Пятиокиси мышьяка As2O5 в твердой фазе:
при 300-400°С

°’5

1 + ехр[-70 • (*-10)]

9.	Арсената железа Fe2O3-As2O5(2FeAsO4):

при 100°С
_________1

1 + ехр[- 70 • [к -13)]

при 200°С

1_______

1 + ехр[- 70 • (к -11)]

10.	Арсената железа ЗРегОз-АзгС^РезАзгОа):

при 100-200°С

fl	1	")

О 2 • _______-__________________—________

О + ехр[-70-(^-10)] 1 + ехр[- 70 • {к -12)]у

11.	Диоксида серы:

при 100-400°С
fl	1	)

;,466- --г------------~-------г---п

(1 + ехр[- 0,536 • (к - 7,041)] 1 + ехр[-1,676 • (А -12,918)] J

при 500-700°С

v = 3 424  ——-----------------------

(1 + ехр[- 0,560 • (к - 6,744)]

1+ехр[-1,731-(А-11,98)],

(2.37)

12.	Трехокиси серы (SO3):
при 100-700°С

_________3,106_________

1 + ехр[-1,748-(к -12,Об)]

(2.33)

(2.34)

(2.35)

(2.36)

(2.38)

При совместном решении необходимого числа предложен-
ных уравнений в идентичных условиях термического окисления в
каждом конкретном случае можно решить вопрос о составе как
твердой, так и газообразной фаз.

Физико-химическое моделирование на ЭВМ позволило
провести теоретический анализ процесса обжига без проведения
большого объема трудоёмких экспериментальных работ, связан-
ных с высокими температурами, агрессивностью газовой среды и
сложностью анализа получаемых продуктов обжига. Кроме того,
в большинстве проводимых экспериментов имеется возможность
изучения только исходных и конечных продуктов обжига. Непо-
средственным экспериментом практически невозможно охватить
все многообразие зависимостей между контролируемыми факто-
рами системы и исходным составом многокомпонентных систем,
особенно к мультсистемам, включающим большое количество
химических элементов.

Теория физико-химического моделирования, разработанная
И.К.Карповым, позволила перейти от качественных термодина-
мических построений и элементарных расчетов к численному
эксперименту на ЭВМ.

Разработка адекватной математической модели выявила
область оптимальных технологических режимов обжига суль-
фидного гравитационного концентрата. Обжиг проводится в две
стадии. Первая стадия обжига - при температуре 300-400°С, ко-
личество вещества кислорода, вводимого в мультсистему, 1,5-8,5
моль. Происходит полное окисление арсенопирита и частичное
окисление пирита. Вторая стадия обжига - при температуре 500-
700°С, количество вещества кислорода, вводимого в мультсисте-
му, 8,5-10,5 моль. Происходит полное окисление пирита и магне-
тита до конечного твёрдого продукта окисления сульфидов - ге-
матита.

Моделирование на ЭВМ позволило определить граничные
технологические режимы, за пределами которых появляются
серьёзные нарушения процесса обжига. При температуре 100-
200°С, при количестве вещества кислорода в мультсистеме более
10,5 моль образуются арсенаты железа, которые в дальнейшем
нарушают процесс плавки.

2.5.2.	Особенности состава и форм нахождения
благородных металлов в золотосодержащих
концентратах

В работах [100-114] показана целесообразность выведения
свободного золота в отдельный продукт в голове технологиче-
ского процесса гравитационным обогащением в цикле измельче-
ния руды. В зависимости от состава руды, крупности золота, ха-
рактера его связи с рудными компонентами, степени совершенст-
ва гравитационных схем и глубины доводки конечного продукта,
извлечение металлов в гравиоконцентраты колеблется от 5 до
60% от руды.

Химический состав богатых гравиоконцентратов ("золотых
головок") различных месторождений, в основном, представлен
железом, мышьяком, серой (70-90%). Минералогический анализ
гравиоконцентратов с высоким содержанием мышьяка показыва-
ет, что превалирующими минералами являются арсенопирит и
пирит, а в остальных - пирит. При увеличении степени доводки
содержание мышьяка увеличивается при соответствующем сни-
жении количества серы и железа. Некоторая часть железа входит
в "золотые головки" в виде железного скрапа, оксидов или пир-
ротина (Советская ЗИФ). Гравиоконцентраты Дарасунского и
Многовершинного месторождений обогащены галенитом, Ха-
канджинского - оксидами марганца, Сарылахского - антимони-
том. Основная масса минеральных зерен "золотых головок" со-
средоточена в классах минус 1+0,07 мм с максимумом при минус
0,15+0,07 мм.

По крупности частиц золота гравиоконцентраты разнооб-
разны. Крупное золото (до 1 мм) преобладает в гравиоконцентра-
тах Саралинской и Советской ЗИФ, мелкое (минус 0,074 мм) -
Кочкарской, Куранахской ЗИФ. В остальных - промежуточные
классы (+0,25 минус 0,15 мм). По мере увеличения глубины до-
водки характер распределения золота по крупности изменяется в
сторону увеличения выхода крупных классов. Мелкие фракции
золота переходят в промпродукты.

Золото в гравитационных концентратах находится, в ос-
новном, в свободном виде и характеризуется большим разнообра-
зием форм и размеров. Размеры свободных золотин меняются в
широких пределах: от 0,03 до 0,5-2,5 мм. Отдельные золотины
достигают 2-ЗхЗ-4 мм. Золотины размером более 0,5 мм имеют
лепешковидную, плоскую, дендритовидную, уплощенную комко-
видную формы, приобретенные в процессе измельчения руд
(рис.2.36). В более мелких классах - золото комковидно-
каркасных форм. Поверхность золотин, в основном, шероховатая,
ямчатая, грязная, реже гладкая, блестящая. Цвет - ярко-желтый,
зеленовато - и буро-желтый, медно-красный, бронзовый до чер-
ного. Часто на зернах золота присутствуют покровные образова-
ния: алюмосиликаты, карбонаты, кварц, сульфиды. В ряде грави-
тационных концентратов наблюдаются сростки золота с кварцем,
арсенопиритом, пирротином (рис.2.37). Отдельные прожилки зо-
лота в сростках с сульфидами имеют размеры от 0,002 до 0,2 мм.

х 16

х 16

Рис.2.36. Форма зерен самородного золота из гравиаконцентратов

а. г - пластинчатое, лепешковидное деформированное золото;

б - золото неправильной комковидной, закатанной цилиндрической,
дентритовидной форм;

в - мелкое золото, комковидных, скелетно-каркасных форм
х200	х115

Рис. 2.38 Формы срастания золота с сульфидами
Брикетные полированные шлифы

Проба самородного золота, определенная в разных гравио-
концентратах на отдельных золотинах атомно-абсорбционным
методом, варьируется в пределах 600-980, с преобладанием высо-
копробного. По данным эмиссионного спектрального анализа
элементы-примеси в золоте представлены, кроме серебра, мышь-
яком, железом, свинцом (сотые-десятые доли процента), висму-
том, медью, титаном (тысячные доли процента), наличие их час-
тично обусловлено присутствием микровключений арсенопирита,
пирита, рутила.

Серебро в гравитационных концентратах изучалось на
примере золотосеребряных концентратов. Аргентит и пираргирит
фиксируют в классе +0,15 мм, в классах минус 0,15+0,07 мм в
виде свободных зерен и в сростках с кварцем. По данным рентге-
носпектралъного анализа ("Камека") серебро фиксируется в виде
частиц 1-2 мкм и в виде сульфидов, равномерно распределяясь по
площади совместно с марганцем.

Многочисленные исследования и практика зарубежной зо-
лотодобывающей промышленности свидетельствуют, что обжиг
является эффективным методом подготовки различных золотосо-
держащих материалов для последующего извлечения благород-
ных металлов в товарную продукцию.
Исследованию обжига золотосодержащих, пиритных кон-
центратов, МЫШЪЯКОВО-ПИриТНЫХ, углистых ЗОЛОТО-МЫШЬЯКОВЫХ
концентратов, изучению фазовых превращений при обжиге суль-
фидных минералов, содержащих благородные металлы, посвя-
щены работы В.В.Лодейщикова, Е.Н.Глазкова, Ю.Г.Сажина,
Л.С.Челохсаева, И.А.Жучкова, В.Н.Смагунова.

Однако в этих исследованиях изучалось поведение минера-
лов, находящихся в концентратах с целью получения продукта,
пригодного для последующего гидрометаллургического процес-
са.

Задачей данной работы является теоретическое и экспери-
ментальное изучение поведения основных компонентов золото-
содержащих гравитационных концентратов в процессе окисли-
тельного обжига с целью оптимизации процесса и получения
продукта, пригодного для бесколлекторной плавки.

2.5.4. Механизм и кинетика преобразования основных
компонентов гравитационных концентратов
в процессе окислительного обжига.

Формы нахождения благородных металлов
в огарках

На основании результатов физико-химического моделиро-
вания проведены исследования по окислительному обжигу золо-
то-мышьяковых гравитационных концентратов. Эксперименты
проводились в режиме двухстадиального обжига. Первая стадия
обжига - при температуре ЗОО-5ОО°С в условиях ограниченного
доступа кислорода с переводом мышьяка в газовую фазу. Вторая
стадия обжига - окисление сульфидной серы - проводилась при
избытке кислорода с повышением температуры до 700°С. Двух-
стадиальный обжиг позволяет получить огарок с невысокой мас-
совой долей серы и мышьяка.

Окислительный обжиг твёрдых сульфидов является гетеро-
генным процессом, включающим диффузионные явления, хемо-
сорбцию и кристаллохимические превращения.

Кинетика окисления основных компонентов сульфидных
золотосодержащих гравитационных концентратов различных ме-
сторождений в процессе двухстадиального обжига практически
однозначна и описывается рядом кривых, представленных на рис.
2.38.

Рис. 2.38. Окисления мышьяка, серы, углерода

I - сера; 2 - углерод; 3 - мышьяк

Первый период обжига характеризуется высокой скоро-
стью окисления, что обусловлено воздействием реакционной по-
верхности и соответственно ее расширением. Затем происходит
снижение скорости окисления сульфидов за счет слияния отдель-
ных поверхностей реагирования, а следовательно, и сужения об-
щей поверхности реагирования (Д.И.Рыжонков).

В первый период обжига скорость окисления мышьяка со-
ставляет 1,44 О'3 моль/с. Затем скорость окисления мышьяка рез-
ко снижается до 2,340“4 моль/с (1 ч), а затем до.3,840’5 (2-6 ч).
Скорость окисления серы и углерода в первый период обжига
составляет 1,240’3 и 1,04О'3 моль/с соответственно. Затем ско-
рость окисления уменьшается до 7,240"4 и 6,740'4 моль/с и через
6 ч обжига составляет 54О"5 и 6,910’5 моль/с соответственно.

Согласно экспериментальным данным процесс обжига ха-
рактеризуется экспоненциальным снижением скорости окисления
сульфидов с увеличением продолжительности обжига и описыва-
ется общим уравнением:

V = -A-B/100-exp-B/100-j	(2.39)

где А и В - предэкспонента;

j - время обжига

Скорость окисления мышьяка в процессе обжига описыва-
ется уравнением:

VK = 0,00836-exp(-0,02986-j)	(2.40)

< Скорость окисления серы в процессе обжига описывается
уравнением:

; VK = 0,00736*exp(-0,00888-j)	(2.41)

Скорость окисления углерода в процессе обжига описыва-
ется уравнением:

VK = 0,0064 bexp(-0,0075 8-j)	(2.42)

Результаты рентгенофазового анализа продуктов окисли-
тельного обжига сульфидных гравитационных концентратов в
оптимальных условиях показывают, что за первый час обжига
арсенопирит и пирит превращаются, в основном, в пирротин,
магнетит, а небольшая часть огарка представлена гематитом и
; маггемитом. После 2 ч обжига основой огарка является смесь ге-
матита с магнетитом, в виде примесей присутствует пирротин.
Через 3 ч обжига огарок представлен смесью гематита и маггеми-
~ га, магнетит практически отсутствует. При ещё большей продол-
v жительности обжига (5 ч) фазовый состав огарка не изменяется.
В огарке содержатся также реликтовые сульфиды, псевдоморфо-
 зы гематита по арсенопириту. Немагнитная фракция огарка со-
ставляет 1-3% и представлена кварцем, самородным золотом.

v Самородное золото, особенно крупное, при обжиге претер-
певает изменения с поверхности. Оно приобретает медно-
ч„жрасный цвет и теряет блеск. Поверхность его загрязнена продук-
тами окисления арсенопирита. Встречаются сростки золота с
^продуктами обжига арсенопирита.

Физико-химическое моделирование на ЭВМ процесса об-
^жига, анализ химического состава исходных гравитационных
концентратов, продуктов окислительного обжига, а также резуль-
таты рентгенофазового, рентгеноспектрального, минералогиче-
ских методов исследования огарков позволяют представить ме-
ханизм преобразования основных компонентов сульфидных гра-
витационных концентратов в процессе обжига в виде, представ-
ленном на рис.2.39.

1 ч
As2O3, (SO2)
газовая фаза

2 ч

As2O3, SO2

FeAsS -*FeS2, FeS, Fe3O4

FeS2 твердая фаза
300-400°C

> (FeS2), FeS, Fe3O4, (ocFe2O3)

500°C

1,5-8,5 моль O2

/As= 1,4-10'3 моль/с

V

Y КИН

S^ 1,2-10'3 моль/с

/ S=4,2-IO"4 моль/с
кин

As'10’5 моль/с

2,5 ч
As2O3, SO2

3 ч
As2O3, SO2

4-5 ч

As2O3, SO2

Fe3O4, aFe2O3, (FeS)

aFe2O3, yFe2O3, (Fe3O4)

550°C

aFe3O4, (aFe2O3)

600°C

650-700°C

/ S=2,4* 10"4 моль/с

V

Y КИН

XxAs= 1,2-10'3 моль/с

8,5-10,5 моль O2

y S=1,4-IO'4- 8,5-10‘5 моль/с

V

Y KHH

\ As-= 1-1 O'6 -1 • 10‘7 моль/с

Рис. 2.39. Фазовые превращения минеральных форм гравитационных
концентратов в процессе обжига

Результаты исследований, выполненных на золотосодер-
жащих гравитационных концентратах различных месторождений,
показывают, что двухстадиальный окислительный обжиг в ин-
тервале температур 500-700°С в течение 3-4 ч обеспечивает по-
лучение огарков с массовой долей серы 1,0-3,0%, мышьяка - 0,5-
2,0%. Степень десульфуризации при обжиге 95-97%, степень де-
арсеиации 95-98%. Выход огарка колеблется от 52 до 95% и зави-
сит от массовой доли в гравитационных, концентратах серы,
^мышьяка и железного скрапа. Содержание золота, серебра и
цветных металлов в огарках возрастает пропорционально сниже-
нию выхода "’золотой головки”. Выход мышьяковой пыли зависит
от массовой доли мышьяка в гравитационном концентрате и ко-
~ леблется от 20 до 40%. Потери благородных металлов с мышья-
ковыми пылями составляют 0,005% золота, 0,05% серебра, при
содержании золота в них 1-3 г/т, серебра - 3-5 г/т и массовой доле
триоксида мышьяка - 97-98%. Такой триоксид мышьяка может
быть реализован как товарный продукт.

2.5.5. Высокотемпературное рентгенографическое
изучение фазовых равновесий
в металлургических системах.

Изучение охлажденных равновесных продуктов
обжига методами микрорентгеноспектрального
анализа

Проверку адекватности математических моделей и после-
i дующую корректировку проводили с использованием высоко-
температурной рентгенографии, преимуществом которой перед
другими физическими и физико-химическими методами изуче-
ния обжига является возможность фиксации фазового состава
продуктов в любой момент протекания процесса, включая его
начальную и промежуточные стадии. Дифрактограммы снимали
на усовершенствованной в Иргиредмете высокотемпературной
приставке, установленной на дифрактометре УРС-50 ИМ [72].
Регистрация дифракционной картины осуществлялась сцинтил-
ляционным счетчиком СРС-1-0 в сочетании с измерительно-
v. регистрирующей стойкой ССС. Равномерный нагрев образца до
заданной температуры проводили со скоростью 5-10°С/мин. Ис-
пользовали Fe Ка - излучение и Mn-фильтр, при напряжении на
трубке 35 кВ и силе тока 8 мА.

Охлажденные продукты снимали на дифрактометре ДРОН-
, 3 на Си Ка - излучении, Ni-фильтр, при напряжении на трубке 40
кВ и силе тока 30 мА. Идентификацию образующихся соедине-
нии проводили по рентгенометрическим характеристикам этало- -
нов, приведенных в американской картотеке.

Следует отметить довольно низкую чувствительность рент-
генофазового анализа: предел обнаружения пирротина, сульфатов
железа (II) и (III) в пирите, смеси гематита с магнетитом - 10-
12%; гематита в пирите, арсенопирите и магнетите- 5-10%, маг-
нетита в пирите, арсенопирите, гематите - 3-8%. Поэтому в рабо-
те использовали и другие инструментальные методы: ИК-
спектрометрию, локальный рентгеноспектральный анализ.

Инфракрасные спектры снимали на спектрометре UR-20
методом щело-чногалоидных таблеток (2-6 мг огарка на 600 мг
КВг). Расшифровку спектров проводили по положению полос
поглощения минералов

Локальный РСА выполняли на микроанализаторе Camebax
SX-50, проводя качественный просмотр представленных образ-
цов с фотографированием наиболее интересных участков и коли-
чественным анализом выявленных соединений.

Исследования проводили на мономинеральных фракциях _
пирита месторождений Лебединое (Алдан), Березовское (Урал),
Сухой Лог (Иркутская область) и арсенопирита месторождений л
Адун-Челонг (Забайкалье) и Советское (Красноярский край), ко-
торые по рентгенометрическим характеристикам соответствовали
эталонам из PDF. Предварительно проведенные эксперименты
показали, что на фазовый состав огарков обжига пирита и арсе- Г4,
нопирита не влияет генезис их образования. Определяющими
факторами в данном случае являлись условия проведения обжи- г
га: температура, состав газовой атмосферы, крупность частиц,
продолжительность обжига.

При постановке работы предполагалось, что процессы
окисления пирита и арсенопирита детально изучены и не возник- 1
нет затруднений при экспериментальной проверке адекватности
математических моделей. Однако принятое в работе для удобства
математических расчетов молярное отношение кислорода к
сульфиду привело к определенным трудностям при проведении
экспериментов методом высокотемпературной рентгенографии.
Данный метод в Иргиредмете разработан для определения хи-
мизма процесса окисления сульфидов, когда при постепенно по-
вышающейся температуре фиксировался фазовый состав поверх-
ностного слоя образца, обдуваемого газовой фазой заданного со-
става. Образец готовили из порошка сульфида массой 5-10 мг и
крупностью частиц менее 44 мкм, который наносили тонким
^примерно 0,1 мм) слоем на подложку из плавленного кварца.
Если же сульфидный материал помещался в лодочку (для прове-
дения дополнительных анализов на охлажденных огарках), то он
" отличался по фазовому составу от обдуваемого газом образца
фисутствием недоокисленных соединений за счет недостаточной
выдержки при конечной температуре.

Заданное молярное отношение кислорода к сульфидам соз-
давали в замкнутом реакционном пространстве высокотемпера-
турной приставки вместимостью 0,453 л следующим образом.
Взвешенный материал сульфидов помещали в приставку и герме-
тизировали ее. Затем в течение 10-12 ч со скоростью 3-4 л/ч про-
пускали через нее газ с заданным содержанием кислорода. С на-
чалом нагрева подача газа отключалась и не представляло труд-
ности рассчитать молярное отношение кислорода к сульфиду.

С Исследованы фазовые равновесия в системах с молярным
отношением кислорода к сульфидам от 0,07 до 2,5 (азот с массо-
вой долей остаточного кислорода 0,44%), от 3,5 до 10 (в гермети-
зированном пространстве приставки находился воздух) и, нако-
нец, более 10, когда приставка не герметизировалась и имелся
свободный доступ воздуха в реакционное пространство.

Проведенные эксперименты по выбору продолжительности
обжига показали, что при толщине слоя образца 0,1 мм крупно-
стью частиц менее 44 мкм и однослойном расположении кри-
сталлов сульфидов крупностью менее 1 мм в лодочке, достаточно
3 ч выдержки для получения огарков постоянного фазового со-
става.

Первые результаты математического моделирования про-
, '.есса обжига пирита и арсенопирита, полученные с использова-
нием программного комплекса ’’Селектор" в целом совпали с
данными, известными из литературы и полученными методом
высокотемпературной рентгенографии. Однако некоторые ре-
зультаты вызывали сомнение:
-	образование гематита при обжиге пирита и арсенопирита
при температуре ЗОО°С и ниже;

-	образование вюстита при обжиге пирита в интервале тем-
ператур 700-900°С и молярном отношении О2 к FeS2 равном 1;

-	образование пирита в процессе обжига арсенопирита;

-	образование оксида мышьяка (V) при низкотемператур-
ном обжиге арсенопирита при молярном отношении кислорода к
арсенопириту выше 6.

Задавая исходные параметры, (температуру и молярное от- 1
ношение кислорода к сульфиду), методом высокотемпературной
рентгенографии проведена экспериментальная проверка этих ре-
зультатов моделирования.

В наших опытах гематит при температуре 300°С и моляр-
ном отношении кислорода к сульфиду более 10 не образовывался
даже после 9 часовой выдержки пирита и арсенопирита при этой
температуре. Окисление пирита начиналось при температуре
выше 35О°С и протекало с образованием магнетита и, возможно,
сульфата железа (III), а арсенопирита-выше 400°С с образовани-
ем арсената железа (неидентифицированная нами фаза ФО. Отме-
тим, что, если внешний вид пирита оставался после обжига при
300°С без изменений, то зерна арсенопирита темнели, приобретая
сине-фиолетовый оттенок.

Обжиг пирита при температуре 800°С и исходном моляр-
ном отношении О2 к FeS2 равным 1,3 дал дифракционную карти-
ну магнетита. Однако после 2-х часовой выдержки при 900°С на
дифрактограмме фиксировались только рефлексы вюстита - FeO.
Охдажденный до комнатной температуры огарок являлся смесью
FeO с Fe3O4.

Для проверки возможности образования пирита при обжиге
арсенопирита молярное отношение кислорода к арсенопириту
задали равным 2,4. Термическую обработку проводили в интер-
вале температур 510-700°С. По фазовому составу огарок пред-
ставлял смесь магнетита с пирротином. Образование пирита ме-
тодом высокотемпературной рентгенографии не зафиксировано.

Не обнаружено также образования оксида мышьяка (V) при
обжиге арсенопирита в интервале температур 400-500°С при мо-
лярном отношении кислорода к арсенопириту более 10. На ди-
270
фрактограммах продуктов 3-х часовой выдержки при заданной
- температуре фиксировались только рефлексы неокислившегося
арсенопирита, магнетита и арсената железа не установленного
V состава (фаза ФД что можно представить в следующем виде:

400°С - FeAsS

430°С - FeAsS + Ф(

450°С - Ф] + FeAsS + Fe3O4

470°С - Ф1 + Fe3O4 + FeAsS

500°С - Fe3O4 + Ф}

Экспериментальная проверка указывает на необходимость
корректирования алгоритма моделирования процесса окисления
ч арсенопирита с целью уточнения причин образования оксида
мышьяка (V).

В табл. 2.21 приведены результаты анализов продуктов об-
жига, выполненные методом высокотемпературной рентгеногра-
v фии, рентгенофазовым анализом охлажденных огарков, ИК-
спектрометрией и локальным PC А. На рис. 2.40 помещены ди-
- фрактограммы, ИК-спектры и данные локального РСА по коли-
чественному определению элементного состава продуктов обжи-
L га пирита и арсенопирита при температуре 300°С (оп.2), показы-
вающие полную идентичность огарка исходным сульфидам.

Как следует из табл. 2.21 результаты анализа, полученные
различными физическими методами по основным соединениям
V/ хорошо согласуются между собой и отвечают результатам мате-
матического моделирования.

С Получение более окисленных форм железа, содержащих
сульфат железа III в анализах методом высокотемпературной
. рентгенографии связано, вероятно, с меньшей крупностью час-
тиц. Появление дополнительных полос поглощения в области 830
L и 900 см'1 вызвано, возможно, наличием двух фаз, отвечающих
составу Fe2O3, выявленных локальным РСА, результаты которого
•' заслуживают отдельного рассмотрения.

При качественном изучении зерен пирита оп. 3, 4, 5 и 6 ус-
v тановлено наличие двух фаз, содержащих железо и кислород. В
оп. 3 и 4 они имели зональное расположение, причем различались
t > рыхлая фаза центра (а) и плотная краевая фаза (б). В оп. 5 и осо-
бенно в оп. 6 эти фазы располагаются хаотично в виде отдельных
_ участков и прожилков, имея пятнистую зональность (рис. 2.41).
Количественное определение элементов в этих двух фазах, полу-
ченных в опытах 3, 4, 5 и 6, показало их идентичность и соответ-
ствие Fe2O3 (табл. 2.22). Наблюдаемые фазы существуют, не-
видимому, за счет структурных изменений образца: вероятно
разные модификации Fe2O3, не зарегистрированные рентгенофа-
зовым анализом. Изучение этих образцов во вторичных электро-
нах при больших увеличениях показало, что они имеют губчатую
структуру с неравномерной плотностью материала Последнее,
возможно, является причиной видимого изменения фазового со-
става.

Аналогичная зональная картина наблюдалась на растровых
снимках во вторичных электронах зерен арсенопирита оп. 3, 4, 5
и 6. На рис.2.42 представлен снимок, полученный в оп. 3, зерна
обожженного арсенопирита на котором различается рыхлая фаза
в центре зерна (а) и плотная, преимущественно по краю (б), соот-
ветствующие по результатам количественного микроанализа со-
ставу Fe2O3. По одному краю наблюдалась каемка, содержащая
железо, кислород, мышьяк. Массовая доля мышьяка изменялась в
диапазоне от 2,8 (г) до 14% (в). Аналогичные изменения состава,
наблюдались и в зернах огарков оп. 4 и 5 (см.табл. 2.22)

Продукт обжига арсенопирита оп. 6 (900°С) практически не
содержит мышьяка, и в нем аналогично продукту обжига пирита
оп. 6 наблюдаются пористые и плотные участки, имеющие пят-
нистую зональность, но одинаковый химический достав, отве-
чающий по соотношению железа и кислорода Fe2O3 (см. табл.
2.22).

Зерна пирита полученные в оп. 7 и 9 идентичны по химиче-
скому составу и соответствуют FeS (табл. 2.22). На рис. 2,43
представлены растровые снимки, из которых можно заключить,
что при температуре 900°С идет укрупнение частиц, вероятно, за
счет образования легкоплавкой эвтектики FeS - Fe3O4- Наличие
фаз другого состава в исследованных продуктах не обнаружено.

Качественное изучение зерен арсенопирита оп. 7 показало
наличие двух фаз, хорошо видимых на растровых снимках рис.
2.44, полученных при разных увеличениях. Их количественный
анализ показал, что в центре зерна - неразложившийся арсенопи-
рит, а по краям - FeS (см.табл. 2.22). После оп. 9 зерна арсенопи-
рита по данным количественного анализа являются моносульфи-
дом железа, а по внешнему виду соответствуют продукту обжига
пирита оп. 9 (рис. 2.45).
£LZ

				to		Номер опыта		
FeAsS	СР5	-ri св > СЛ СЛ	<?	‘Tt СР  > СП (75	сл	Сульфид		
Ъп		X		V		Молярное отношение ки- слорода к сульфиду		
о		о		о		Температура обжига °C		
г	a-Fe2O3+ Fe3O4 +Fe2(SO4)3	I	Q r  О  О	1	'-rj СР сл  N>	Высокотемпературной рентгенографии. УРС- 50ИМ		Фаз о в ы й анализ огарков по результатам
с? св ГЛ о 4^.  Q  I	rrj J?  СР ГЛ о + w Q 1	Q 1  о  p	p  1 *тэ св  О	TJ  СР > СЛ сл	TJ СР сл к>	Рентгенофазового анали- за, ДРОН-ЗМ		
Q 1  о р	Q «  <D p	a-Fe2O3+830; 905 cm’1	Q ।  св N> О  о  о  *	с? > СП сл	TJ св СЛ W	ИК-спетрометрии, UR-20		
-s	Н >-rt  £	Q	ЬЗ	Е	р  о	2	о	о	S  1	S	°	-1	~  S	о	Е	3	<Г  X! Т	9 т								
O-S-SV -эн+ЕОгэЯ	tj CP  О	Fe2O3+Fe- As-Q	‘ТП св  N> О	‘ТП св > СП СЛ	*тэ св СЛ  N>	Локального РСА, CAMEBAX-SX-50		
Fe2O3, Fe3O4	Fe2O3, Fe3O4	Fe4As2O,i, Fe2O3	“И св N> О U4	'FeAsS, AS2O5, Fe2O3	TJ св СЛ Гх)  TJ  СР |^> р	Термоди- намиче- ский мо- дуль об- жига FeS2, FeAsS	Про- граммный комплекс "Селектор"	

базовый состав продуктов оЬжига пирита и арсенопирита, определенный
физическими методами анализа и рассчитанный программным
комплексом "Селектор"
PLZ

Продолжение табл. 2.21

5	FeS2	4,8	700	a-Fe2O3	a-Fe2O3	a-Fe2O3+830; 905 cm'1	Fe2O3	Fe2O3, Fe3O,|
	FeAsS			-	a-Fe2O3	a-Fe2O3+830; 905 cm'1	Fe2O3+Fe- As-0	Fe4As2O||, Fe2O3
6	FeS2	4,6	900	a-Fe2O3	a-Fc2O3	a-Fe2O3	Fe2O3	Fe2O3, Fe3O4
	FeAsS			-	a-Fe2O3	a-Fe2O3	Fe2O3	Fe4As2O|h Fe2O3
7	FeS2	0,08	500	FeS+Fe3O4	FeS	Очень слабые по- л осы поглощения	FeS	FeS
	FeAsS				FeS+FeAsS		FeS+FeAsS	FeS, FeAsS
9	FeS2	0,07	900	-	FeS	Очень слабые по- лосы поглощения	FeS	FeS, FeO
	FeAsS			FeS+Fe3O4	FeS		FeS	FeS, Fe

J
характеристики
эталонов PDF

FeS.  6-0710		FeAsS 14-218	
J	1/п.нм	J	i/n.HM
Зс>  84  66  52  40  КН)  14  20  24	0.312k  0.2709  0.2423  0.2212  0.1916  0.1633  0.1564 0.1502 0,1445	40  30 10  100 IDO  10 9ft  95 95  25 20  25 70 90  20 30  25 15  20 20  20 15	0.366  0.283(1 0.2796 0.2677 0.2661 0.2557 (1.2440 0,2418 0.2412 0.2204  0.2096 0.1943 0.1824 (1.1814 0.1759 0.1631 0,160S (1.1594 0.1589 0.1343 (1.1537 0.1343

Минерал	Интервал волновых чисел, см '
II up hi - i cS, Арсенопирит  FcAtS Пирротин - Fe tlJl 5 Гиатит • ct- Fe P  Mir не тит-Fe <1  -iso/;	•lit., JJSip. 525c».rJy5ct	. Ibloci.Tlinivp., i-Uih.-».: ieiiic»  440e„ 515c.; 5Ж».; S60c».; 91Юе. ; 98!fc» : JISOcp, 1450с».  460c* : 51(tc».;3Met.; 860cp,;	%Oc»,  4Я1с.,54Вс: 5911c ;8Zhc*,  445 : 540 . puiiriKWc u- н ft- Fc.O - и расположении Fe врстыетте 4l5qi.; 595e.; 730с» : 8(10r».. IliritC; J390cp.  45п; 611 ; 933 : I1H5  149 463- 837; 878

Результаты количественного
определения элементов
локальным РСА

Минерал	Лзе- мент	Лассо кая доля ша. п»	
			оп.2.3и!ГС
FeS;	и Fe S	1.773  46.218  52.421	" 1.876 46.216 52.344
FeAsS	Fc S .Ал	34.866  20.960  43.142	l'.S48 35.1 (1 2(1.924 43.426 и ШШи.1

I 0°С

Си Ка- излучение

3 5°С

( Рис. 2.40. Дифрактограммы, ИК-спектры, результаты количественного
локального РСА по определению фазового состава исходных пирита и
^арсенопирита и продуктов их обжига при температуре 300°С и моляр-
ном отношении кислорода к сульфидам более 10 (оп.2)

1,3™ дифрактограммы исходных арсенопирита и пирита:

2, 4 ~ дифрактограммы продуктов обжига арсенопирита и пирита оп.2;

5,	7 “ ИК-спектры исходных арсенопирита и пирита;

6,	8 - ИК-спектры продуктов обжига арсенопирита и пирита оп.2
on. 6 (900°C)

a - рыхлая фаза Fe2O3; б - плотная фаза Fe2O3

on. 3 (700°C)

a ~ рыхлая фаза Fe2O3 (центр); б - плотная фаза Fe2O3 (край)

Рис. 2.41, Растровые снимки во вторичных электронах зерен обожжен-
ного пирита оп. 6 (900°С) и оп. 6 (900°С)
Таблица 2.22

Результаты количественного определения элементов локальным РСА

Мине- рал	Эле- мент	Массовая доля элемента, %											
		Исход- ный ми- нерал	опыт 3, t=700°C			опыт 4, t=500°C		опыт 5, t=700°C		опыт 6, t=900°C	опыт 7, t=500°C		опыт 9, t—900° С
Пирит	0	1.77	31,44			32,27		31,48		30,40	1,21		1,14
	Fe	46,20	67,43			66,50		66,90		70,05	60,21		62,52
	S	52,42	0,11			0,02		0,01		0,20	38,51		36,01
	X	100.41	98,98			98,79		98,39		100.65	99,93		99,67
Арсе- но- пирит	О	0,99	а, б	в	г	Центр	Край	Центр	Край	31,88	Центр	Край	1,28
			30,87	32,97	30,12	30,69	31,32	31,55	32,20		0,88	1,30	
	Fe	34,87	67,52	52,70	66,45	58,81	68,06	57,05	67,34	68,32	34,88	60,39	63,36
	S	20,96	0,04	0,02	0,02	0,05	0,01	0,01	0,01	0,01	20,32	37,30	35,44
	As	43,14	0,39	14,20	2,80	8,76	1,12	11,06	0,12	0,14	44,36	0,22	0,00
	X	99,96	99,82	99,89	99,39	98,31	100,5 1	99,67	99,67	100,35	100,44	99,21	100,08
Рис. 2.42. Растровый снимок во вторичных электронах
зерен обожженного арсенопирита, оп.З (700°С)
а — рыхлая фаза центра;

б - плотная фаза края зерна:
в “ фаза, содержащая железо, кислород, мышьяк

оп. 7 (500°С

FeS
on. 9. (900°C)

Укрупнение частиц за счет образования
легкоплавкой эвтетики FeS"Fe3O4

Рис. 2,43. Растровые снимки во вторичных электронах зерен
обожженного пирита, оп. 7 (500°С) и оп. 9. (900°С)

Увеличение 50
a-FeAsS, 6-FeS
Увеличение 1000

Рис. 2.44. Растровые снимки во вторичных электронах
зерна арсенопирита, оп. 7 (500°C)

Рис. 2.45. Растровый снимок во вторичных электронах зерна
обожженного арсенопирита; оп. 9 (900°С)
Полученные результаты позволяют сделать следующие вы-
< воды:

1.	Проведенная экспериментальная проверка адекватности
( математических моделей инструментальными физическими ме-
тодами исследований показала перспективность использования
программного комплекса "Селектор” при изучении пирометал-
лургических процессов переработки золотосодержащих сульфи-
дов.

2.	При продолжении исследований необходимо учесть воз-
можное влияние крупности частиц сульфидов на фазовый состав
огарков, так как установлено, что уменьшение крупности частиц
“ от 1 мм до 40 мкм при обжиге пирита и арсенопирита привело к
, образованию наряду с оксидами соответственно сульфатов и ар-
сенатов железа с массовой долей до 10-12%.

3.	Рентгеноспектральным микроанализом установлен ши-
рокий диапазон изменения массовой доли мышьяка в разных точ-
_ ках зерен арсенопирита после их обжига при молярном отноше-
нии кислорода к сульфидам от 3,5 до 10 и более, и температурах
i 500 и 700°С (оп. 3, 4, 5). Однако присутствие кислорода и железа
в этих участках не позволили однозначно определить, являются
- эти фазы арсенатами железа переменного состава или смесью
арсената с оксидом мышьяка (V). Рентгенофазовый анализ и ИК-
v спектрометрия не зафиксировали образования соединений мышь-
яка вероятно из-за низкого их содержания в этих продуктах.

4.	Зафиксированным фактом образования при обжиге пи-
рита и арсенопирита двух фаз, отвечающих составу Fe2O3, но
имеющих губчатую структуру с неравномерной плотностью ма-
териала, можно объяснить недо-извлечение благородных метал-
лов при цианировании: плотная структура, участков оксида желе-
за (III) затрудняет доступ цианистых растворов к находящимся
внутри них золотинам.
ГЛАВА III. РАЗРАБОТКА АППАРАТУРНО-
ТЕХНОЛОГИЧЕСКОЙ СХЕМЫ ОБЖИГА
ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ КОНЦЕТРАТОВ

3 J. Печи для обжига «золотой головки»

В процессе укрупненно-лабораторных, полупромышлен-
ных и производственных испытаний пирометаллургической тех-
нологии золотосодержащих продуктов разработано, испытано и
внедрено различное стандартное и нестандартное оборудование
для обжига и пылегазоулавливания.

В условиях любого золотодобывающего предприятия воз-
можно изготовление нестандартной обжиговой установки, пред-
ставленной на рис. 3.1.

Рис.3.1. Установка для обжига золотосодержащих продуктов
Обжиг золотосодержащих продуктов рекомендуется про-
v водить в стандартных камерных печах СНО, СДО в противнях из
нержавеющей стали, рис. 3.2.

На золотодобывающем предприятии "Калана” (Республика
Мали) внедрена технологическая схема, включающая окисли-
тельный обжиг "золотой головки” и насыщенного благородными
металлами ватина.

Мышьяксодержащую "золотую головку” обжигали в стан-
k дартной камерной печи сопротивления СНО-4,8*2,5/10-112. Уст-
новленная мощность печи ~ 25 кВт. Номинальная температура
< нагрева 1000°С никельхромовыми нагревателями. Размеры рабо-
чего пространства 400x800x250 мм. Масса комплекса 2,84 т.
v Масса электропечи 2,7 т. Разработчик — СКБ "Сибэлектротерм"
(г. Новосибирск). Изготовитель Чадыр-Лунгский завод электро-
- термического оборудования (г. Чадыр-Лунга, Молдавия).

Для улавливания мышьяка, цинковых возгонов на месте из-
готовлен и смонтирован нестандартный водоохлаждаемый кри-
сталлизатор, который подсоединялся к обжиговой печи через
проделанный в своде печи газоход. Обжиг "золотой головки” и
насыщенного ватина производили в противнях из нержавеющей
стали.

. В Узбекистане (Мурунтау) гравитационный концентрат,
содержащий 15% золота, обжигается в четырех стандартных ка-
V мерных печах с выдвижным подом СДО-10*12,5*10/5. Установ-
ленная мощность 80 кВт, размеры рабочего пространства
; 1000x1250x1000 мм. Масса комплекса 5,11 т, масса электропечи
4,8 т. Разработчик - Харьковское отделение ВНИИЭТО. Изгото-
v витель ПО "Сибэлектротерм" (г. Новосибирск).

Как указывалось выше, подготовительной операцией перед
С-' бесколлекторной плавкой является обжиг гравиоконцентратов.
Эффект, аналогичный двухстадиальному обжигу, можно достичь
“ и при одностадиальном обжиге, если использовать принцип про-
тивотока. В таком случае исходный сульфидный концентрат в
первый период обжига будет контактировать с уже частично ис-
; пользованными газами, имеющими поэтому невысокую концен-
трацию кислорода. Это обстоятельство способствует тому, что в
первый период обжига будет удаляться мышьяк. По мере даль-
нейшего движения материала в печи он будет приходить в кон-
такт с газом, все более обогащенным кислородом, в результате
чего на выходе из печи огарок будет свободен не только от
мышьяка, но и от серы.

При осуществлении окислительного обжига "золотых голо-
вок” в промышленных условиях с учетом небольшого масштаба
производства (выход "головок" по большинству предприятий не
превысит 10-300 кг/сут), благоприятного гранулометрического
состава и высокого содержания мышьяка возможна организация
процесса в подовых печах с механическим перегребанием мате-
риала (печи типа Эдварса) и трубчатых вращающихся печах с
калориферным подогревом воздуха. В связи с этим были сконст-
руированы, изготовлены и испытаны укрупненно-лабораторные
модели печей указанных типов, рис. 3.3, рис. 3.4.

Испытание подовой печи проводили на промпродукте до-
водки нежданинского гравиоконцентрата с содержанием золота
264 г/т и массовой долей As 26,2% и S 29%. Производительность
печи по огарку составила 0,4-0,6 кг/ч или 0,8-1,2 кг/ч по концен-
трату. Выход огарка составил 50% при массовой доле в нем серы
0,65%, мышьяка 0,32% и содержанием золота 526 г/т. Содержа-
ние золота в уловленной мышьяковой пыли варьировалось от
0,08 до 0,3 г/т. Результаты испытаний подтвердили возможность
получения качественных огарков и мышьяковых возгонов (мас-
совая доля As2O3 в пылях 98-99% при минимальных технологи-
ческих потерях золота с этими пылями 0,013%).

Испытания трубчатой вращающейся печи с электрокало-
риферным нагревом дутья показали аналогичные результаты по
качеству огарков (после одночасового обжига массовая доля
мышьяка 0,37-0.57%, серы - 2,74-3,74%, после двухчасового -
мышьяка 0,29-0,57%, серы - 0,40-0,69%). Производительность по
огарку 5-8 кг/ч или 10-16 кг/ч по концентрату (удельная произво-
дительность по площади активного горения 0,4-0,7 т/м2).
252(1

1788

Рис. 3.2. Камерная нагревательная печь сопротивления
Рис. 3.3 Подовая обжиговая печь с механическим перегребанием
(типа Эдварса)

Рис. 3.4 Трубчатая вращающаяся электрокалориферная
обжиговая печь
На ЗИФ рудника им. Матросова бригадой "Иргиредмета1'
- совместно с работниками фабрики проведены балансовые полу-
промышленные испытания технологии безамальгамационной пе-
реработки сульфидных гравиоконцентратов. Рекомендуемая тех-
нология основана на окислении сульфидов и металлического же-
леза обжигом гравиоконцентрата при температуре 500-650°С с
последующей гравитационной переработкой огарка и получени-
“ ем слитка или шлиха плавкой или кислотной обработкой полу-
ченной "золотой головки".

Основной задачей испытаний являлась проверка техноло-
: гии и аппаратуры, в частности, обжиговой трубчатой печи, на
материале текущей добычи с получением необходимых данных
_ для проектирования металлургического отделения ЗИФ им. Мат-
росова.

При проведении испытаний был использован следующий
набор аппаратуры:

I.	Подовое сушило (размер противня 1,2x1 м) с нихромо-
вым нагревателем мощностью 8 квт.

2.	Обжиговая трубчатая печь конструкции Иргиредмета
(диаметр 340 мм, длина 3,5 м, число оборотов - 2 об/мин) с сили-
говым электрокалорифером для подогрева дутья мощностью 40
кВт (24 карборундовых нагревателей 1,6x500x250, включенные
v последовательными группами по 4 шт. в сеть 380 в), производи-
тельность 15 кг/час, рис. 3.5.

3.	Система "грубой" очистки обжиговых газов (горячая пы-
левая камера объемом 2 м3 на загрузочной головке печи и кри-
сталлизатор с естественным наружным охлаждением объемом 6
м3).

4.	Вытяжной вентилятор СВМ-4 с мощностью двигателя 7
ч кВт.

5.	Концентрационный стол (площадь деки 0,45 м2, число
качаний в мин. 300, амплитуда 14 мм), оборудованный дополни-
тельным передвижным желобом, позволяющим отдельно снимать
•-’шламовый продукт.
Рис. 3.5 Схема цепи аппаратов для обжига золото-мышь ковых
гравитационных концентратов (трубчатая вращающаяся
обжиговая печь

1	- электрокалорифер

2	— реактор

3	- питатель

4	- горячая пылевая камера

5	- кристаллизатор

6	- рукавный фильтр

7	- вентилятор

6.	Планетарная мельница конструкции Иргиредмета с про-
изводительностью по твердому 45-50 кг/час при отношении Ж:Т
в питании 1:1, мощность двигателя 0,9 кВт, число оборотов 970
об/мин.

7.	Приемные емкости для песков (0,2 м3) и шламовой пуль-
пы (4 бочки с общим объемом 0,7м3, соединенные последова-
тельно перепускными шлангами).

8.	Плавильный горн пробирной лаборатории мощностью 33
кВт.

9.	Муфельная печь СН34-8М с нихромовым нагревателем
30 кВт.

Методика испытаний и результаты. Исходный гравиоконцен-
трат для испытаний отбирали с двух столов окончательной пере-
чистки в течение 12 ч (по 4 ч в каждой смене) отсечкой 1/3 золо-
v. тосульфидного веера на разгрузке концентрата. Концентрат под-
вергали мокрому грохочению на сите 2 мм и магнитной сепара-
L. ции слабым магнитом для удаления крупного железного скрапа

(дробь отсадочных машин, тросовая проволока, сколы брони и
т.д.). Затем концентрат был высушен на подовом сушиле (исход-
ная влажность 10%, конечная 2%) и подвергнут окислительному
- обжигу в трубчатой вращающейся печи (температура у загрузоч-

ного конца печи 450°С, на разгрузке - 650°С) при заданной про-
изводительности 10 кг/час. Концентрат загружали в бункер пита-
теля порциями по 5 кг через каждые полчаса и отбирали пробу по
100-150 г. Всего для контрольных исследований и анализов в
^ среднюю пробу было отобрано 3 кг концентрата, а на обжиг по-

ступило 87 кг. Выход огарка из разгрузочной течки после холо-
х стого хода печи в течение 10 ч составил 37,8 кг. После обжига
была произведена зачистка горячей пылевой камеры, а выгру-
- женная пыль была дообожжена в муфеле СН34-8М на противне

при 600°С в течение 4 ч и присоединена к основному огарку,
v Общий выход огарковой продукции составил 43 кг с средним со-
держанием золота 7 кг/т.

Огарок был просеян через сито 1 мм, выход классов +1 мм
составил 1,0% (в основном шамотовая крошка осыпи футеровки
обжиговой печи). Этот материал был возвращен на концентраци-
онные столы. От огарка была отобрана средняя проба 3,2 кг для
проведения контрольных исследований и анализов. Среднее со-
держание золота в огарке составило - 7 кг/т. На доводку поступи-
" ло 39,8 кг огарка.

L Гравитационную доводку огарка осуществляли на концен-
трационном столе при расходе воды 8м3/т в две стадии. Вначале
, огарок был пропущен через стол без доизмельчения с получени-
ем черновой "золотой головки" (-4кг), песков (~31,8 кг и шламов

С -4 кг), т.е. было произведено предварительное обесшламливание
материала. Затем пески были доизмельчены в планетарной мель-
< нице и повторно пропущены через стол. При этом было получено
еще 0,5 кг черновой головки, пески и шлам. Пески (выход - 4 кг)
еще раз были доизмельчены и возвращены на стол. В конечном
итоге было получено - 4,8 кг черновой "золотой головки", ос-
гальной материал ушел в шламы (35 кг). Черновая головка была
подвергнута перечистке на столе без доизмельчения с получени- -
ем конечной "золотой головки" -1 кг. Пески были доизмельчены
и возвращены на повторную перечистку. В конечном итоге было
получено 1,46 кг "золотой головки" и шламы. Из всех бочек с
шламовой пульпой после интенсивного перемешивания было л
отобрано по ведру пульпы, из которой после отстаивания, декан-
тации и сушки были отобраны пробы на анализ. Среднее содер- 5
жание золота в шламах составило -500 г/т.

"Золотая головка" была высушена (1,46 кг) и прокалена на
муфеле СН34-8М при 600°С в течение часа. Выход составил _
1,4433 кг. От "золотой головки" были отобраны две навески по
700 г каждая, остальной материал отобрали в пробу для исследо-
ваний и контрольных анализов (33 г). Содержание золота в "го-
ловке" составило 17,5%. Первая навеска "золотой головки" была -л
проплавлена в пробирном горне на железо-натриевый шлак. Вы-
ход золотых слитков составил 148,9 г, пробность по золоту 808,6,
количество чистого золота в них 121г. Выход шлака составил 1,3
кг с средним содержанием золота 310 г/т. Извлечение золота в
слиток из гравиоконцентрата 99,6%.

Вторая навеска "золотой головки" (700 г) была обработана о
в стаканах разбавленной (1:1) соляной кислотой при периодиче-
ском перемешивании стеклянной палочкой. Всего на обработку
было израсходовано 2,4 л концентрированной кислоты, обработ-
ка велась при температуре 90°С в течение 5 час. Осадок после ~ =
декантации был промыт водой и высушен. Выход шлихового зо-
лота составил 142,2 г, пробность по золоту 876,7, количество чис-
того золота в шлихе 123,3 г.

Слитки и шлих сданы в золотоприемную кассу рудника.
Всего сдано 243 г чистого золота (за вычетом материала на ана-
л из).

Цианированием шламов доводки огарков извлекается 95-
98% золота. Извлечение золота из шлаков в цикле доводки с
предварительным их доизмельчением составляет 80%.
Результаты полупромышленных испытаний подтвердили
эффективность рекомендуемой технологии как по извлечению
золота в товарный продукт, так и по качеству получаемого слит-
ка. Испытания обжиговой печи показали ряд конструктивных
недостатков, связанных с задалживанием золота и выбросами в
приземный слой токсичных газов из-за отсутствия дымовой тру-
бы.

В исходных данных для проектирования предусмотрена
надежная система газоочистки, рис. 3.5, включающая горячую
пылевую камеру, кристаллизатор, рукавный фильтр.

На Коммунаровской ЗИФ ПО "Енисейзолото” проведены
промышленные испытания обжигово-гравитационной технологии
и обжиговой подовой печи типа Эдвардса, рис. 3.6.

В период промышленных испытаний переработано 462 кг
гравиоконцентрата текущей добычи отобранного со стола № 1
перечистного узла амальгамационного отделения. Среднее со-
держание золота в концентрате составило 526 г/т, а количество
металла 242 г. Этот концентрат вручную был разделен магнитной
сепарацией на 2 продукта.

Выход магнитного продукта, обогащенного металлическим
железом, составил 202 кг или 43,7% от исходного. Содержание
золота в магнитном продукте составило 73,2 г/т. В этот продукт
перешло 14,8 г золота, т.е. 6,1% от исходного. Выход немагнит-
ного продукта составил 260 кг, в него перешло 227 г золота, а со-
держание составило 873,2 г/т.

Эти продукты были высушены на подовом электросушиле
без перемешивания. Исходная влажность продуктов 5-6%, конеч-
ная 0,5%. Производительность сушила по высушенному продукту
- 200 кг за два часа при расходе электроэнергии 15 кВт-ч (про-
должительность включения нагревателей - 1 ч).
Рис. 3.6. Схема цепи аппаратов для золото-мышьяковых гравитационных концентратов
(обжиговая печь с механическим перегребанием материала, типа Эдвардса)

1	- пульт управления

2	- обжиговая печь

3	- горячая пылевая камера

4	- сушильная печь

5	- камера-кристаллизатор

6	- пылевой вентилятор

7	- дымовая труба

8	- пылегазовый клапан

9	- рукавный фильтр

10	- сушильно-шихтовальный стол

11	- пульт управления барабанной печи

12	- откатной зумпф для грануляции шлака

13	- барабанная печь сопротивления

14	- ударно-инерционный пылеулавитель

15	- многооборотная металлическая фляга
Последовательно эти продукты были обожжены в печи с
механическим перегребанием материала при температуре 500-
650°С. Производительность печи была задана шнековым питате-
- лем на уровне 14,5 кг/ч. Весь материал был обожжен в течение 34
ч. Качество огарков хорошее, их выход составил 365 кг или 80%
от исходного. Содержание золота в огарке магнитной фракции
составило 89 г/т, а в огарке немагнитного продукта 1120 г/т. С
учетом работы на инертном материале в период пуско-
v наладочных работ обжиговая печь проработала 240 ч в устойчи-
вом режиме, замечаний по механической и электрической части
нет. Хорошо работала система газоочистки, температура газов на
выходе из кристаллизатора составила 110°С, а в бункере рукавно-
wro фильтра 48°С. Выбивание сернистого газа в атмосферу рабоче-
го помещения не отмечалось. Пылеунос при обжиге практически
отсутствует, за 240 ч работы шнековыми разгрузчиками кристал-
лизатора и рукавного фильтра выгрузить пыль не удалось, ввиду
ее мизерного выхода. Суточная производительность печи 335 кг
по исходному концентрату и может быть повышена без ущерба
~ качества огарка до 400 кг/сут. В установившемся режиме потреб-
^ляемая мощность нагревателями печи 15 кВт.

Полученные огарки подвергнуты гравитационной доводке
; на столе СК-I с площадью деки 0,5 м2 с предварительным доиз-
мельчением в шаровой мельнице с рабочим объемом 0,45 м3.
иПромпродукты доводки насосом НП-IM перекачивались в корот-
коконусный гидроциклон 0 60 мм. Пески гидроциклона возвра-
< щались в мельницу, а слив подвергался контрольной классифи-
кации в спиральном классификаторе с диаметром спирали 150
1-мм. Пески этого классификатора так же возвращались в мельни-
цу, а слив (гематитовый шлам) насосом НП-IM перекачивался в
распределительную коробку фабричных сгустителей.

Производительность доводочной установки при работе од-
ной мельницы составила 85 кг/ч по исходному материалу, содер-
жание класса + 100 меш в гематитовом шламе не превышает 5% и
4 колебалась от 3,4 до 4,7%. Выход ’’золотой головки" составил 20
; кг.
Повторной перечисткой ее объем был сокращен до 2,6 кг, а
содержание золота в ней составило 8,2%. "Головка" была сильно
загрязнена железным скрапом, поэтому ее перед плавкой допол-
нительно обогатили магнитной сепарацией. Конечный выход ’’зо-
лотой головки1’ составил 0,286 кг, содержание золота в ней повы-
силось до 74%. В магнитный продукт, содержащий 0,8 кг/т золота
ушло приблизительно 4,5 г золота. Этот продукт целесообразно
возвращать на обжиг для окисления железного скрапа и доиз-
мельчения золота.

"Золотая головка" была проплавлена в графитовом тигле в
соляровом горне металлургического отделения фабрики. Получен
слиток весом 226 г с пробностью 930 и шлак, содержащий 92 г/т
золота.

Содержание золота в гематитовом шламе колебалось от
29,6 г/т до 81,8 г/т и в среднем составило 56 г/т. Извлечение золо-
та в гематитовый шлам оказалось на уровне 12%. Цианированием
этого шлама при Ж:Т=2:1 и концентрации цианида 0,1% в рас-
творе извлечено 95% золота и получены кеки с содержанием ме-
талла 1,4-4,0 г/т.

Общее технологическое извлечение золота по рекомендуе-
мой схеме составило 99,2%, в том числе в товарный слиток 88%,
в раствор при цианировании гематитового шлама и шлаков от
плавки золотой головки 11,2%.

Промышленные испытания проведены на весьма бедном
материале, содержащем золота в шесть раз меньше, чем это пре-
дусмотрено проектом (8 кг/т), сильно загрязненном железным
скрапом (порядка 40%). И несмотря на это, получены хорошие
результаты.

Укрупненно-лабораторные, полупромышленные и про-
мышленные испытания технологии и аппаратурного оформления
обжига золотосодержащих концентратов позволяют сделать сле-
дующие рекомендации:

1.	При выходе "золотой головки" 5-50 кг в сутки обжиг
можно проводить в стандартной камерной печи сопротивления
СНО-4,8-2,5/10-И2 или СДО-10 -12,5-10/5 [174],

2.	При выходе "золотой головки" 50-300 кг в сутки или об-
жига всего гравитационного концентрата с последующей довод-
кой огарка до "золотой головки" обжиг можно проводить в стан-
дартной вращающейся печи В1-8НУ-01, СБЗА-2,5-12/ЗМ01 или
_ СБЗА-10,63/9, рис. 3.7. Возможна организация обжига в шнеко-
вой электропечи ОКБ-355, рис. 3.8.

;	На рис. 3.9 представлен общий вид обжиговой установки.

3.	При выходе "золотой головки" 50-300 кг в сутки обжиг
и можно проводить в подовой механизированной печи типа Эдвар-
дса с электрокалориферным подогревом дутья конструкции Ир-
v I предмета. Производительность печи - 0,3-0,5 т/сут. Толщина
слоя материала на поду 3-5 см. Обогрев печи осуществляется
карбидкремниевыми нагревателями. Производительность печи
регулируется загрузочным шнековым питателем. Время пребы-
v вания материала в печи регулируется наклоном пода печи в сто-
рону разгрузки. Над сводом печи укреплен ряд вращающихся ва-
лов. Верхняя часть валов свободно подвешены, а нижняя часть
валов через отверстие в своде проходят в рабочее пространство
чд печи, немного не доходя до ее пода. Два соседних вала вращают-
ся в противоположных друг другу направлениях. Материал, за-
груженный в хвосте печи, подхватывается гребком одного из ва-
лов, который передает его следующему валу. Таким образом,
О концентрат проходит через всю печь и в голове ее выгружается.

4.	При обжиге с производительностью "золотой головки" 5-
v 50 кг/сут очистку обжиговых газов рекомендуется осуществлять
в нестандартной кристаллизационной камере вместимостью 4-5
м3, смонтированной заодно с обжиговой печью и в стандартном
рукавном фильтре ФРУ-10,0 [174].

У,' При обжиге большого количества "золотой головки" или
гравиоконцентрата очистку обжиговых газов рекомендуется
осуществлять в горячей пылевой камере (вместимостью 3,5 м3,
смонтированной заодно с обжиговой печью) в кристаллизаторе
вместимостью 10 м3 и рукавном фильтре Г4БФМ-60 (4 секции на
18 рукавов с общей площадью фильтрации 60 м2 и рабочей пло-
С щадью 45 м2). В камере-кристаллизаторе газ охлаждается до тем-
пературы 80-90°С и улавливается триоксид мышьяка. Доочистка
v газов осуществляется в рукавном фильтре, расчетный КПД кото-
рого 99,5%.
1 5320

1 - механизм загрузки; 2 - головка загрузочная; 3 - камера нагревательная; 4 - барабан;

5 - уплотнение; 6 - бункер; 7 - механизм разгрузки
с с г г (



1220

Рис. 3.8. Шнековая электропечь

1 - лоток; 2 - стойка; 3 - бункер; 4 - шнек горячий; 5 - футеровка; 6 - нагреватель боковой; 7 - каркас; 8 - нагреватель подовый; 9 - шнек
холодный; 10 - привод; 11 - каркас; 12 - бункер разгрузочный; 13 - нагреватель боковой


1 - труба; 2 - хвостовой скруббер; 3 - газоход от конденстаора к эксгаустеру; 4 - конденсатор; 5 - опорная конструкция конденсатора; 6 - газоход
от циклона к конденсатору; 7 - циклон; 8 - газоход от печи к циклону; 9 - транспортер для подачн руды; 10 - рудный бункер; 11 - питатель руды;

12 - трубчатая печь; 13 - форсунка; 14 - бункер огарков; 15 - пути для откатки вагонов с огарком; 16 - сборный приемник продуктов
конденсации; 17 - приемник продуктов конденсации; 18 - эксгаустер
Для эвакуации газов из системы газоочистки и обеспечения
вытяжной вентиляции помещения целесообразно использовать
один вентилятор с подачей 8-10 тыс.м3/ч. Металлургическое от-
- деление должно обеспечиваться кондиционированным воздухо-
притоком (10 тыс.м3/ч) из общей или отдельной системы приточ-
ной вентиляции.

L 3.2. Печи для обжига упорных золотомышьяковых
концентратов

Основным способом переработки золотосодержащих упор-
ных концентратов остается плавка в общей шихте на медепла-
вильных заводах. В связи с переходом основного количества
V/ мышьяка при плавке в газовую фазу, существуют жесткие требо-
вания, ограничивающие его содержание в концентрате не выше
с 2%.

Концентраты с повышенным содержанием мышьяка пере-
рабатывались на Новотроицком обжиговом заводе объединения
’’Южуралзолото”.

Завод введен в эксплуатацию в 1952 году и является един-
; ственным в стране предприятием для переработки упорных золо-
" то-мышьяковых концентратов.

Завод является основным производителем мышьяка в Рос-
сии. Сырьем для производства мышьяка являлись золотосодер-
, жащие концентраты Кочкарской, Нежданинской обогатительных
фабрик, концентраты Иультинского ГОКа.

Технология включает шихтовку концентратов, сушку ших-
~ ты во вращающейся барабанной печи, окислительный обжиг сме-
v си концентратов в 7-подовой печи Г-38, общей площадью 107 м2
(рис.3.10). Очистку газов от огарковой пыли, которая возвраща-
; ется в оборот, осуществляют в горячем двухсекционном электро-
фильтре ГК-18. Конденсацию и улавливание триоксида мышьяка
проводят в трех последовательно расположенных осадительных
камерах с общим объемом 1325 м3. Доочистку газов от мышьяка
проводят в холодном электрофильтре ХК-7,4.
5

6

7

Рис. 3,10. Многоподовая обжиговая печь

I - ввод; 2 - корпус; 3 - лапа; 4 - газоотводящий патрубок; 5 - лапа
подсушивающего пода, 6 - верхняя опера; 7 - загрузочное устройство, 8 -
вал; 9 - вентилятор; 10 - подпятник; 1 1 - редуктор, 12 - зубчатая передача
Триоксид мышьяка в виде товарной продукции направляет-
< ся потребителям и частично на производство металлического
мышьяка и лигатуры. Огарки окислительного обжига передаются
k на медеплавильные заводы для извлечения золота и серебра.

За время эксплуатации технологическое оборудование ус-
тарело морально и физически. Технический уровень не отвечал
современным требованиям, а качество продукции не удовлетво-
V ряло покупателей.

Отходящие газы и вентиляционные выбросы обжигового
завода недостаточно эффективно очищались от токсичных со-
единений мышьяка и сернистого ангидрида.

Главалмаззолото СССР поручило институту "Иргиредмет"
разработать технологический регламент для разработки проекта
обжига концентратов в печах кипящего слоя.

У "Иргиредмета" есть опыт пуска первой в золотодобы-
вающей отрасли установки для обжига в кипящем слое золотосо-
_ держащих мышьяково-пиритных концентратов в Дарасунском
рудоуправлении.

“ 3.3. Обжиг золотосодержащих мышьяково-пиритных
концентартов в печи кипящего слоя

Опытно-промышленная печь кипящего слоя была смонти-
- рована в Дарасунском рудоуправлении. Основной задачей обжига
являлось удаление из концентрата мышьяка до требуемых конди-
v ций для реализации содержащегося в нем золота на пирометал-
лургических заводах и получение из газовой фазы товарного три-
оксида мышьяка [115].

( Проект цеха выполнен институтом "Цветметпроект" (г.
Москва). На рис. 3.11. представлена схема цепи аппаратов опыт-
но-промышленного цеха.

Подсушенный до содержания влаги 4-5% концентрат по-
ступает в приемный бункер, из которого ленточным транспорте-
ром и элеватором подается в расположенный над печью расход-
ный бункер.
Рис. 3.11. Схема цепи аппаратов опытно-промышленного цеха

1 - приемный бункер; 2 - лотковый питатель; 3 - ленточный транспортер; 4 - грохот ГЖ-1; 5 - элеватор; 6 -
расходный бункер; 7 - ленточный питатель; 8 - печь КС; 9 - воздуходувка РГН-3000; 10 - циклоны; 11 - эксгаустер;
12 - электрофильтр ВП-2,4; 13 - камера кристаллизации; 14 - дымовая труба; 15 - трубошнек; 16 - огарковый шнек
Предварительно концентрат подвергается грохочению на
L вибрационном грохоте ГЖ-1 через сито 12 мм. Дозировка кон-
центрата осуществляется ленточным питателем. Печь имеет пря-
моугольное сечение, рис. 3.12.Площадь печи 3,4 м2, высота поро-
га 1 м, высота печи от подины до свода 6 м. Печь футерована
v шамотным кирпичом. На подине, выполненной из жаропрочного
бетона, установлены сопла грибкового типа. Живое сечение со-
v пел -0,8% от площади пода. Воздух в печь подается воздуходув-
. кой РГН-3000. Разогрев печи осуществляется форсункой, рабо-
тающей на солярке. Для регулирования температуры в слой мо-
жет быть погружено 5 холодильников конструкции Челябинского
цинкового завода.

_ Пылегазоулавливание осуществляется в циклонах СИОТ и
НИИОГАЗ ЦН-15, включенных последовательно, и в электро-
k фильтре ВП-2,4. На участке газового тракта между циклонами и
электрофильтром установлен эксгаустер производительностью
5000 м3/ч.

Циклоны, газоходы и электрофильтр теплоизолированы для
% предотвращения конденсации триоксида мышьяка. Для улавли-
вания мышьяка за электрофильтром установлена кристаллизаци-
онная камера, из которой очищенные газы поступают в газоход-
ную систему и выбрасываются в трубу, расположенную на рас-
- стоянии 800 м от цеха.

Огарок из печи, а также пыль из циклонов и электрофильт-
~ ра разгружаются в приемные коробки трубошнека и транспорти-
руются в затарочное отделение.

Температура контролируется в слое, под сводом печи и га-
 зовому тракту. Измеряется расход воздуха и сопротивление слоя
в воздушных коробках.

Для предотвращения преждевременной конденсации лету-
чих соединений мышьяка, которые в основном представлены
триоксидом мышьяка, необходимо в циклонах и электрофильтре
поддерживать температуру, обеспечивающую достаточно высо-
кую упругость паров соответствующих соединений мышьяка. В
определенной мере этому условию удовлетворяют температура в
Рис. 3.12. План и разрезы печи кипящего слоя
циклонах 550-500°С и в электрофильтре 400°С. Из этих же сооб-
ражений газовый тракт должен быть по возможности коротким и
достаточно надежно теплоизолирован для поддержания требуе-
Смых температур. Необходимость выделения из газовой фазы то-
варной продукции в виде технического мышьяковистого ангид-
рида требует высокой степени пылеочистки в циклонах и элек-
трофильтре. Суммарный коэффициент пылеулавливания должен
- быть не ниже 97-98%, что необходимо также для возвращения в
процесс золотосодержащих пылей.

Принципиальное значение в аппаратурном оформлении га-
зового тракта имеет место установки эксгаустера для создания
разрежения под сводом печи и транспортирования отходящих
< газов. Как показали опытные пуски цеха, первоначальное распо-
ложение эксгаустера непосредственно за камерой кристаллиза-
ции триоксида мышьяка оказалось неудачным из-за значительно-
го выноса мышьяковой продукции из кристаллизатора. В послед-
- нем варианте эксгаустер был смонтирован на участке газотракта
между циклонами и электрофильтром, что обеспечило устойчи-
вую работу установки.

В печи КС обжигали золотомышьяковый концентрат со-
" держащий 45-62 г/т золота, 61-83 г/т серебра. Концентрат содер-
жал, %: 32-40 серы; 9-13 мышьяка; 1,2-1,8 меди; 0,36 свинца; 0,09
v цинка. Основные сульфидные минералы - пирит, арсенопирит и
халькопирит.

При освоении работы установки было испытано два режи-
ма обжига мышьяково-пиритных концентратов: режим полного
' окисления сульфидов и режим преимущественной отгонки
; мышьяка в газовую фазу.

Максимальная отгонка мышьяка достигается при сущест-
. венном недостатке кислорода для полного окисления сульфид-
ных минералов, в то время как температурный интервал обжига
ш может меняться в довольно больших пределах (5ОО-85О°С).

Коэффициент избытка воздуха при обжиге в кипящем слое
мышьяково-пиритных концентратов удобнее регулировать варь-
ированием удельной производительности печи при оптимальном

-расходе воздуха для псевдоожижения материала. Обжигается
песковая часть золото-мышьякового концентрата, крупность ко-
торой равна -30-35% - 0,074 мм, Нормальное псевдоожижение
концентрата достигается при удельном расходе воздуха 4,8-5,4
м3/м2-мин, что, отвечает линейной скорости 8-9 см/сек.

Режим преимущественной отгонки мышьяка для дарасун-
ских концентратов характеризуется расходом воздуха при обжиге
-80-90% от теоретически необходимого количества, что соответ-
ствует удельной производительности печи 6,5-7,5 т/м2-сутки при
принятой линейной скорости воздуха. При недостатке воздуха
происходит накапливание сульфидной серы в огарке ванны печи,
что создает определенные технологические трудности при регу-
лировании температуры в слое.

В отличие от чисто окислительного обжига увеличение за-
грузки концентрата в печь приводит к некоторому снижению
температуры в слое за счет уменьшения тепла экзотермических
реакций при постоянном расходе воздуха. Наоборот, уменьшение
или прекращение загрузки концентрата при режиме преимущест-
венной отгонки мышьяка вызывает возрастание температуры и
может привести к оплавлению огарка. Однако указанные трудно-
сти при надлежащем технологическом контроле могут быть пре-
одолены и печь, как показала практика, может работать стабиль-
но на указанном режиме.

Режим полного окисления сульфидов является более про-
стым в технологическом отношении и в определенной мере соот-
ветствует обжигу в кипящем слое прочих сульфидных концен-
тратов, Расход воздуха равняется 130-135% от теоретического
количества, что отвечает; удельной производительности печи
-3,5-4,5 т/м2-сутки. Однако ввиду явных преимуществ для посто-
янной эксплуатации был принят режим преимущественной от-
гонки мышьяка при работе печи с небольшим недостатком воз-
духа.

В табл. 3.1 представлены технологические показатели об-
жига в кипящем слое в режиме полного окисления сульфидов и
режиме преимущественной отгонки мышьяка.
Таблица 3.1

Технологические показатели обжига в кипящем слое

Показатели	Режимы обжига в КС	
	Полное окис- ление суль- фидов	Преимущественная отгонка мышьяка
Расход воздуха от теоретически необходимого количества, %	130-135	80-90
Удельная производительность печи, т/м2-сутки	3,5-4,5	6,5-7,5
Температура в слое, °C	750-850	550-580
Содержание в огарке на выходе из печи, %  Сера общая  Сера сульфидная  Мышьяк	0,4-0,6  0,1-0,2  1,0-1,5	12-20  7,2-15,0 0,3-0,6
Содержание в огарке из трубош- нека, %  Сера общая  Мышьяк	1,0-2,0  1,5-2,0	8,0-16,0 менее 1,0
Извлечение в газовую фазу, % мышьяка серы	65-75  97-98	80-85  93-97

Основные технологические показатели обоих режимов по-
казали, что при полном окислении сульфидов в огарках практи-
чески не содержится сульфидной серы (0,1-0,2%), в то время как
степень отгонки мышьяка недостаточно высокая. В огарке из
трубошнека содержится до 1,5-2% As и в ряде случаев он являет-
, ся некондиционным. Режим преимущественной отгонки мышьяка
обеспечивает получение кондиционного огарка, в котором со-
держится <1% As и 8-16% серы.

Режим работы печи КС с некоторым недостатком кислоро-
да проверен на различных температурах. Вначале температура в
слое поддерживалась 750-850°С, затем перешли на низкотемпе-
ратурный обжиг (в слое 550-580°С), что стало возможным благо-
даря увеличению числа постоянно работающих холодильников и
улучшению теплоизоляции газоходов. При этом был сохранен
требуемый температурный режим в электрофильтре и в газовом
тракте. Температура газов под сводом печи на низкотемператур-
ном режиме преимущественной отгонки мышьяка 500-520°С, на
входе и выходе газов из электрофильтра соответственно 380-420
и 310-340°С, в конце камеры кристаллизации 100-110°С. Разре-
жение под сводом печи равняется 0-2, а между циклонами 35-55
мм вод. ст. Электрофильтр работает под небольшим давлением,
которое на входе и выходе газов соответственно равно +12-18 и
+3-8 мм вод. ст. Разрежение на выходе из камеры кристаллизации
составляет 10-12 мм вод. ст. Содержание кислорода в газах под
сводом печи колеблется от 0 до 1,5%; a SO2 10-12%.

При стабильной работе электрофильтра обеспечивается по-
лучение кондиционного технического мышьяковистого ангидри-
да, содержащего 92-97% As2O3. Лучшие результаты получены,
когда запыленность газов на входе в электрофильтр не превыша-
ет 5-8 г/нм3.

Пылевынос из печи кипящего слоя при работе на режиме с
некоторым недостатком воздуха, определенный непосредствен-
ным весовым замером, равен 20-21% от концентрата, из них ко-
личество тонкой пыли из электрофильтра составляет -30%.

Весьма существенное значение при обжиге в кипящем слое
золотосодержащих мышьяково-пиритных концентратов имеет
извлечение золота в огарок, которое в основном определяется
потерями золота с белым мышьяком или получаемыми при не-
стабильной работе электрофильтра оборотными мышьяковыми
продуктами, а также механическими потерями. В товарном
мышьяковистом ангидриде, получаемом из дарасунских золото-
мышьяковых концентратов, содержится 1-2 г/т Au.

Фактическое извлечение золота в огарок составляет 96,1-
97%. Однако при повышении КПД электрофильтра, который не
превышает 97%, и полном устранении механических потерь тех-
нологическое извлечение золота, может быть увеличено.

Необходимо указать на весьма большое обогащение золо-
том огарка ванны печи. В результате длительной работы печи
содержание золота в огарке на подине печи повышается до 2-3
Нкг/т и выше. Вероятно, это объясняется отсадкой в пульсирую-
щей воздушной струе имеющегося в концентрате свободного зо-
лота и золота, вскрываемого при окислении сульфидных минера-
; лов.

Накопленный "Иргиредметом" опыт работы на обжиговой
( установке кипящего слоя был полезен для реконструкции Ново-
Троицкого обжигового завода.

3.4.	Обработка триоксида мышьяка с целью получения
продукции пригодной для реализации

Мышьяковистые отходы — пыли и промпродукты находят
v весьма ограниченное применение. Кроме того, с ними теряется
золото, поступающее на обжиг с исходным сырьем.

v В 1965 году производство мышьяка в развитых странах на-
ходилось на высоком уровне, составляя порядка более 60 тыс.т.
Затем к концу 60-х годов производство резко снизилось в резуль-

. Тате уменьшения спроса на мышьяксодержащие ядохимикаты
ввиду роста использования менее токсичных органических пес-
тицидов.

Доля США, Швеции, Франции и Мексики в производстве
k белого мышьяка в мире превышает 80%.

Потребности США в белом мышьяке удовлетворяются на
v50% за счет собственного производства. Недостающее количест-
во импортируют из Швеции, Мексики и Франции. Белый мышьяк
^широко используется в сельском хозяйстве в качестве гербеци-
дов, инсектицидов, дефолиантов, десикантов, в деревообрабаты-
вающей, металлургической, стекольной, кожевенной, анилино-
красочной, фармацевтической промышленности.

Мышьяк является исходным веществом для получения со-
единений, важнейшими из которых являются мышьяковая кисло-
та, мышьяковистый водород (арсин), соли мышьяковой и мышья-
ковистой кислоты - арсенаты и арсениты.

Горное бюро Шуйкошан в КНР наряду с выплавкой цинко-
( вых, свинцовых сплавов, выпускает мышьяк (99,0%), свинцово-
мышьковые сплавы (5-20% As) для свинцовых аккумуляторов,
медно-мышьяковые сплавы (10-30% As).

ООО "Обжиговый завод" г.Пласт изготавливает противо-
обрастающую краску для покрытия подводной части морских
судов и гидротехнических сооружений.

В качестве биоцида (токсина) применяется (вместо дорого-
стоящего закись - окись меди) сульфид мышьяка.

Структуру использования мышьяка можно проследить на
примере США. Из 20 тыс.т потребляемого мышьяка -10 тыс.т
используется в сельском хозяйстве, -8 тыс.т в деревообрабаты-
вающей промышленности, по 0,5 тыс.т в стекольной, металлур-
гической, электронной, фармацевтической промышленности.

Широкое применение находит металлический мышьяк, по-
лучаемый восстановлением триоксида мышьяка коксом или уг-
лем. Металлический мышьяк легко сплавляется со многими ме-
таллами, повышая при этом коррозионную стойкость и сопротив-
ление эрозии.

Белый мышьяк обычно отгружается в барабанах или нава-
лом в крытых хопперах. Металлический мышьяк поставляется в
виде брусков в закрытых железных контейнерах, партиями не
более 90 кг.

О динамике цен на мышьяк на зарубежных рынках можно
судить по их изменению в США - крупнейшем потребителе этого
товара. В табл. 3.2 представлены цены на мышьяк на 26.07.2001 г.

Таблица 3.2

Условия поставки и средняя цена на мышьяк

Наименование вещест- ва/продукта	Условия поставки	Средняя цена USD/t
Мышьяк металлический	ФОБ Северная Америка	1015
Мышьяка триоксид	СПТ Северная Америка	730
Мышьяка триоксид	ФОБ Европа	630
Мышьяка триоксид 99%	Франко-завод Северная Америка	795
Мышьяка триоксид 99%	ФОБ Азия	465
3.5.	Исследование скорости и полноты сублимации
триоксида мышьяка в атмосфере воздуха
в присутствии оксидов кремния, алюминия,
магния, кальция и восстановителя

Состав мышьяковых продуктов и остатков рафинирования
разнообразен как по содержанию триоксида мышьяка, так и со-
путствующих элементов.

Содержание триоксида мышьяка в мышьяковых промпро-
; ; дуктах колеблется от 50 до 90%, что зависит от их минералогиче-
ского состава, крупности обжигаемого материала, типа печи,
конструкции пылеулавливающей аппаратуры и режимов ее рабо-
ты.

U Основными сопутствующими элементами в мышьяковых
промпродуктах кроме оксидов железа, являются оксиды кремния
V. и алюминия, количество которых составляет десятки %, оксиды
магния, кальция, свинца, олова в количестве до 1%, незначитель-
- ные количества титана, калия, натрия, сурьмы и других элемен-
тов.

- Оксиды кремния и алюминия входят также в состав огне-
упоров футеровки рафинировочной аппаратуры.

Таким образом, наибольшее влияние, на удержание мышь-
яка в остатках должны оказывать железо, кремний, алюминий и
магний. Не исключено, что по мере обеднения остатка по As2O3
существенное влияние на конечных стадиях рафинирования мо-
гут оказывать также кальций, олово, свинец, титан и другие ком-
поненты пылей.

Возможность образования и свойств соединений в системе
Me-As-O, а также наличие развития сорбционных процессов по-
казано рядом работ [116-118].

Ниже приводятся результаты экспериментального изучения
кинетики сублимации мышьяка из чистых его оксидов (As2O5,
As2O3), их смесей с оксидами кремния, алюминия, кальция и маг-
ния, а также влиянии восстановителя на эти процессы. Методика
о исследований была основана на термогравиметрических измене-
ниях на основе механотропного датчика 6MXIC [119-121].
3.5.1.	Кинетика сублимации свободного триоксида
мышьяка

Скорость сублимации триоксида мышьяка изучалась в ин-
тервале 250-700°С при расходе воздуха 0,5 л/мин, что соответст-
вует средней скорости газового потока в реакторе сублимацион-
ной установки (1 см/сек). Продолжительность опытов - 30 минут,
величина навески - 1000 мг. В ходе опытов показания термогра-
виметрического датчика уточнялись путем контрольного взвеши-
вания на аналитических весах.

Как видно из табл. 3.3 и рис.3.16, 3.17 возгонка As2O3 имеет
место во всем интервале исследованных температур, причем ско-
рость сублимации скачкообразно возрастает в интервале 300-
400°С.

Таблица 3.3

Влияние температуры на скорость и полноту возгонки
триоксида мышьяка в атмосфере воздуха

t, °C	Выход, %		Извлечение As, %	
	возгонов	остатка	в возгоны	в остаток
250	15,01	84,99	15,01	84,99
300	19,45	80,55	19,45	80,55
400	99,89	0,11	99,89	0,11
500	99,98	0,02	99,98	0,02
600	99,88	0,12	99,88	0,12
700	99,75	0,25	99,75	0,25

Из данных, представленных в табл.3.4 и на рис.ЗДЗ видно,
что изучаемые факторы - температура и продолжительность суб-
лимации оказывают существенное влияние на скорость и полноту
протекания процесса возгонки триоксида мышьяка.

Расчет удельной скорости сублимации As2O3, проведенный
при допущении, что возгонка происходит равномерно с плоской
поверхности по уравнению:
_ где vV6) - удельная скорость сублимации As2O3, мг/см2-мин,
Q- количество возогнанного триоксида мышьяка, мг,
ST- площадь поперечного сечения тигля, равная 3,14 см2,

V г - время возгонки, мин,

показал, что при 250-300°С она составляет 8-10 мг/см2-мин. В ин-
тервале температур 300-400°С она возрастает до 100 мг/см2-мин и
далее прямолинейно возрастает до 500 мг/см2’Мин при 700°С. На
кинетических кривых рис. 3.13 фиксируется индукционный пе-

= риод, который сокращается с повышением температуры. При
температурах до 400°С для них характерна слабо выраженная S-
к образная форма, при 500-700°С кривые практически прямоли-
нейные от конца индукционного периода до полной возгонки, а
продолжительность сублимации не превышает 5-7 мин. Анали-
зом остатков и возгонов на трех и пятивалентный мышьяк уста-
< новлено, что при сублимации в атмосфере воздуха в интервале

температур 250-700°С трехвалентный мышьяк в пятивалентную
~ форму практически не переходит.

Данные о скорости сублимации As2O3 в присутствии вос-
становителя, приведенные в табл. 3.4 и рис. 3.13, 3.14 (опыты
проводились на смеси 95%- As2O3 и 5% древесного угля), пока-
' зывают, что в присутствии восстановителя существенного изме-
нения характера сублимации не происходит. Отмечается некото-
рое снижение скорости возгонки и выхода возгонов.
Рис.3.13. Кинетические кривые возгонки триоксида мышьяка

Состав смеси: а - As2O3 - 100%; б - As2O3 - 95, С - 5%
Температура возгонки: 1 ~ 250°С, 2 - 300°С, 3 - 400°С, 4 - 500°С, 5 - 600°С, 6 -
700°С

Таблица 3.4

Влияние температуры на скорость и полноту возгонки
триоксида мышьяка в присутствии восстановителя
в атмосфере воздуха

t, °C	Выход, %		Извлечение As, %	
	возгонов	остатка	в возгоны	в остаток
250	11,7	88,3	12,32	87,68
300	18,4	81,6	19,37	80,63
400	96,45	3,55	99,99	0,01
500	97,1	2,9	99,99	0,01
600	97,69	2,31	99,99	0,01
700	98,85	1,15	99,99	0,01
Рис. 3.14. Зависимость удельной скорости возгонки мышьяка
от температуры

Состав смесей:

1 - As2O3 - 100%; 2 - As2O3 ~ 95-5%;

3 - As2O5 - 100%; 4 - As2O5 - 95, С - 5%.
3.5.2.	Кинетика сублимации мышьяка из пятиокиси
мышьяка

Исходным материалом для данной серии опытов служила
пятиокись мышьяка, полученная из чистого триоксида мышьяка
азотнокислым способом. Данные о скорости сублимации пяти-
окиси мышьяка в температурном интервале 250-700°С, представ-
ленные в табл. 3.5 и на рис. 3.15, показывают, что 600°С каких-
либо изменений исходного материала не отмечается. Потеря веса
при 600 и 700°С составляют соответственно 30 и 50%.

Таблица 3.5

Влияние температуры на степень разложения пятиокиси
мышьяка в атмосфере воздуха

t, °C	Выход, %		Извлечение мышьяка, %	
	возгонов	остатка	в возгоны	в остаток
250	-	100		100
300	—	100	-	100
400	-	100	-	100
500	-	100	-	100
600	26,3	73,7	26,3	73,7
700	52,8	47,2	52,8	47,2

Удельная скорость процесса - 15-30 мг/см2’мин. Кривые
имеют S-образную форму с длительным индукционным перио-
дом.

Данные о влиянии восстановителя на возгонку из As2O5
представлены в табл. 3.6 и на рис. 3.15 и 3.16.

Из кривых рис. 3.15, характеризующих потерю массы мате-
риала в зависимости от времени видно, что при 250°С степень
разложения пятиокиси мышьяка за 39 мин. не превышает 6%, а
удельная скорость разложения 3 мг/см2 в мин. При возрастании
температуры до 285-300°С происходит резкое увеличение удель-
ной скорости разложения (с 3 мг/см2 в мин. при 250°С до 200
мг/см2 в мин. при 300°С).
Таблица 3*6.

Влияние температуры на степень разложения пятиокиси
мышьяка в присутствии восстановителя в атмосфере воздуха

t, °C	Выход, %		Извлечение мышьяка, %	
	возгонов	остатка	в возгоны	в остаток
250	5,92	94,08	6,58	93,42
300	91,74	8,26	100	-
400	97,09	2,91	100	
500	98,5	1,5	100	-
600	99,63	0,37	100	-
700	99,32	0,68	100	-

Рис.3.15. Кинетические кривые возгонки пятиокиси мышьяка
Состав смеси:

a: As2O5 - 100%; б - As2O5 - 95; С - 5%
Температура возгонки:

1 - 250°С; 2 - 300°С: 3 - 400°С; 4 - 500°С;5 - 600°С; 6 - 700°С.
Рис.3.16. Кинетические кривые возгонки мышьяка
из смесей с оксидами кремния

Состав смесей:

а - SiO2 20, As2O3 - 80%; б - SiO2 - 19,8, As2O3 - 79,2, С - 1 %;

в - SiO2 - 40, As2O3 - 60%; г - SiO, - 39,3, As2O3 - 58,8, C - 2%.
Температура возгонки:

1 - 400°C; 2 - 500°C: 3 - 600°C; 4 - 700°C.
В интервале температур 300-700°С кривые имеют по 3 уча-
v стка:

а)	индукционный период, заканчивающийся при убыли
_ массы на 15-20% и уменьшающийся с увеличением температуры
от 300 до 700°С соответственно с 7 до 1,5 мин.;

б)	период максимальной удельной скорости разложения,
носящей почти взрывной характер, при этом удельная скорость
- на этих участках не зависит от температуры процесса и без учета
индукционного периода практически одинакова;

в)	третий период, когда заканчивается резкая убыль массы
на уровне 90-95%, после чего вес медленно убывает в течение
последних 20 мин. с удельной скоростью ~ 1,5-2 мг/см2 в мин.

Таким образом, можно предполагать, что при нагревании в
атмосфере воздуха в интервале 250-500°С термического разложе-
ния пятиокиси и перехода мышьяка в трехвалентное состояние не
происходит. Очевидно, что давление кислорода воздуха подавля-
ет ет протекание реакции:

2As2O5 <^As4O6 + 2О2	(3.2)

которая должна проходить в интервале выше 400°С, сдвигая ее
равновесие в левую сторону. При 600-700°С реакция разложения
k протекает, но очевидно, в условиях, близких к равновесным, о
чем свидетельствует длительный индукционный период и срав-
нительно низкий выход продуктов за период опыта.

Введение восстановителя резко меняет кинетику разложе-
ния. В этом случае оно идет во всем интервале температур, при-
чем с 300°С и выше с высокой интенсивностью.

Учитывая близкий характер кинетических кривых субли-
мации As2O3 и восстановления As2O5, можно предполагать, что
процесс протекает через стадию восстановления As2O5 до As2O3 с
последующей сублимацией последней:

As2O5 + С = As2O3 Т+ СО2	(3.3)

As2O5 + 2С = As2O3 Т + 2СО	(3.4)

As2O5 + 2СО = As2O3 Т+ 2СО2	(3.5)

Высокая скорость сублимации указывает на возможность
того, что реакция восстановления проходит полностью или час-
тично в газовой фазе и не лимитируется диффузионными ограни-
чениями.

3.5.3.	Исследование скорости и полноты сублимации
триоксида мышьяка в присутствии оксида кремния

Свойство триоксида мышьяка образовывать сплавы и хи-
мические соединения с кремнеземом широко используется в
стекловарении. Поскольку содержание SiO2 в пылях и промпро-
дуктах могут достигать десятков %, причем, в основном, в тонко-
дисперсном состоянии, ее поведение при сублимационном рафи-
нировании должно оказывать существенное влияние на показате-
ли процесса. Результаты опытов по сублимации As2O3 в присут-
ствии SiO2 и SiO2 + С, представленные в табл. 3.7 и на рис. 3.16,
3.17 и 3.18, показывают, что по сравнению с возгонкой чистого
триоксида мышьяка наиболее характерным является замедление
процесса и понижение степени извлечения из смесей при тех же
температурах.

Степень извлечения мышьяка в возгоны для всех содержа-
ний SiO2 в смесях с повышением температуры от 400 до 700°С
повышается с 26,37 до 75% для 20% SiO2 и с 70,3 до 83,19% для
80% SiO2, причем наибольшее извлечение наблюдалось для сме-
си с 60% SiO2 при 700°С равное 88%.

Наибольшее содержание общего мышьяка в остатках 56,55-
37,88% наблюдалось при возгонке из смесей обогащенных триок-
сидом мышьяка, а с уменьшением его содержания в исходных
смесях до 20% содержание мышьяка в остатке равномерно сни-
жается до 5,24-3,06%.

Следует отметить, что окисление трехвалентного мышьяка
до пятивалентного по данным химического анализа в присутст-
вии оксида кремния не происходит.
Табл ица 3.7

Условия и результаты сублимации As2O2 из смесей с SiO2 и
восстановителем

' Тем- j пера- тура, °C	Выход, % по массе		Содержание в остатке, %		Извлечение As, %		
	остатка	возгонов	As06m.	As111	Остаток		ВОЗГОНЫ
					As06IU	As111	
As2O3 - 80%, SiO2 - 20%							
1 400	78,9	21,1	56,55	56,55	73,63	73,63	26,37
f 500	61,61	38,39	51,16	51,16	52,01	52,01	47,99
* 600	48,63	51,37	44,6	44,6	35,8	35,8	64,2
Г 700 г	40,0	60,0	37,88	37,88	25,0	25,0	75,0
r	As2O3 - 60%, SiO2 - 40%							
1 400	61,0	39,0	26,88	26,88	36,08	36,08	63,92
r 500	52,93	47,07	18,5	18,5	21,54	21,54	78,46
1: 600	49,78	50,22	14,88	14,88	16,28	16,28	83,72
700	48,14	51,86	12,8	12,8	13,57	13,57	86,43
‘	As2O3 - 40%, SiO2 - 60%							
1 400	65,61	34,39	6,48	6,48	14,02	14,02	85,98
Г 500	65,51	34,49	6,37	6,37	13,76	13,76	86,24
600	65,05	34,95	5,88	5,88	12,64	12,64	87,36
[ 700	64,79	35,21	5,6	5,6	12,0	12,0	88,0
r	As2O3 - 20%, SiO2 - 80%							
400	85,94	14,06	5,24	5,25	29,7	29,7	70,3
r 500	83,94	16,06	3,57	3,57	9,8	19,8	80,2
600	83,66	16,34	3,31	3,31	18,28	18,2	81,72
Г 700	83,37	16,63	3,06	3,06	16,83	16,8	83,17
'	As2O3 - 79,2%, SiO2 - 19,8%, C - 1%							
400	65,25	34,75	51,29	51,29	55,78	55,7	44,22
г 500	51,83	48,17	46,64	46,64	40,31	40,3	59,69
600	36,11	63,89	33,94	33,94	20,44	20,4	79,56
700 		25,36	74,64	15,45	15,45	6,94	6,94	93,06
Продолжение табл. 3.7

As2O3 - 58,8%, SiO2 - 39,2%, С - 2%							
400	61,98	38,02	25,9	25,9	36,03	36,0	63,97
500	54,66	45,34	19,59	19,59	30,73	30,7	69,27
600	50,97	49,03	17,41	17,41	19,92	19,9	80,08
700	44,58	55,41	8,21	8,21	8,22	8,22	91,78
As2O3 - 38,8%, SiO2 - 58,3%, С - 2,9%							
400	67,71	32,29	9,2	9,2	21,19	21,1	78,81
500	67,01	1 32,99	6,28	6,28	14,31	14,3	85,69
600	65,15	34,85	5,13	5,13	11,37	11,3	88,63
700	61,77	38,23	Г 2,61	2,61	5,48	5,48	94,52
As,O3 - 19,2%, SiO2 - 76,9%, С - 3,9%							
400	81,44	18,56	3,27	3,27	18,31	18,3	81,69
500	81,15	18,85	2,55	2,55	14,23	14,2	85,77
600	80,25	19,75	1,85	1,85	9,93	9,93	90,07
700	79,02	20,98	0,74	0,74	4,02	4,02	95,98

Удельная скорость возгонки (рис.3.18) с повышением тем-
пературы возрастает, но с повышением содержания SiO2 в исход-
ной смеси интенсивность роста удельной скорости несколько
снижается. Как удельная скорость возгонки триоксида мышьяка в
интервале температур 400-700°С, так и интенсивность ее роста из
смесей с SiO2 значительно ниже 10-50 мг/см2.мин. для 80% SiO2 и
18-110 мг/см2 мин. для 20% SiO2, чем для чистого триоксида
мышьяка соответственно 108-500 мг/см2'мин.

Характер кривых рис. 3.16, 3.17, 3,18, результаты химиче-
ского анализа позволяют предположить возможность одновре-
менного протекания процессов возгонки и плавления триоксида
мышьяка, взаимодействия тонкодисперсного оксида кремния с
расплавленным триоксидом мышьяка, с образованием относи-
тельно низкотемпературных эвтектик и последующей отгонки из
них триоксида мышьяка.
Рис. 3.17. Кинетические кривые возгонки мышьяка
из смесей с оксидами кремния

а - SiO2 - 60, As2O3 - 40%; б - SiO2 -58,3, As2O3 - 38,8; С - 2,9%;
в - SiO2 - 80, As2O3 - 20%; г - SiO2 - 76,9, As263 - 19,2%, С - 3,9%.

Температура возгонки:

I - 400°С; 2 - 500°С; 3 - 600°С; 4 - 700°С.
Рис. 3.18. Зависимость удельной скорости возгонки мышьяка
из смесей с оксидами кремния от температуры

а; 1 — SiO2 — 20, As2O3— 80%;

2 - SiO2 - 40, As2O3-60%;

3-SiO2 -60, As2O3 —40%;

4 - SiO2 —80, As2O3 - 20%;

5 - As2O3 - 100%.

6: 1 - SiO2 - 19,8, As2O3 - 79,2, C - 1 %;

2 - SiO2 - 39,2, As2O3 - 58,8, C - 2%;

3 - SiO2 - 58,3, As2O3 - 38,8, C - 2,9%;

4 - SiO2 - 76,9, As2O3 - 19,2, C - 3,9%;

5 - As2O3 - 95, C-5%.

При возгонке As2O3 из смесей SiO2 в присутствии восста-
новителя вид кривых практически не изменялся по сравнению с
возгонкой из аналогичных смесей без восстановителя.

Степень извлечения As2O3 в возгоны для всех содержаний
SiO2 в смесях, с повышением температуры от 400 до 700°С по-
вышается с 44,22 до 93,06%, для 20% SiO2 и с 81,69 до 95,98%
для 80% SiO2.
Общее содержание мышьяка в остатках снижается с повы-
V шением температуры от 400 до 700°С соответственно с 51,29 до
15,45% для 20% SiO2 и с 3,27 до 0,74% ддя 80% SiO2.

Удельная скорость возгонки из смесей с SiO2 в присутствии
восстановителя рис. 3.18 находится примерно на том же уровне
- что и без восстановителя.

Таким образом, оксид кремния во всех случаях оказывает
- отрицательное влияние на результаты процесса, приводя к сни-
жению скорости сублимации и удержанию части мышьяка в ос-
татке.

С увеличением температуры и содержания в смеси SiO2 на-
блюдается снижение содержания мышьяка в остатке.

:	Весь мышьяк в остатке находится в трехвалентной форме.

Введение восстановителя в количестве около 5% от оксида
< кремния позволяет снизить содержание мышьяка в остатке с
56,55-3,06% до 51,29-0,74% и повысить извлечение с 26,37-88,0%
до 44,22-95,98%.

3.5.4.	Исследование скорости и полноты сублимации
триоксида мышьяка в присутствии оксида алюминия

Количество оксида алюминия в пылях и промпродуктах
может достигать десятков процентов. Учитывая химическую
- инертность А12О3 по отношению к большинству оксидов при
средних температурах, можно ожидать, что сублимационные ха-
рактеристики As2O3 в смесях с А12О3 должны быть близки к тако-
вым для чистой As2O3 и отклонение в скорости может быть свя-
зано с фактором разбавления материала (ухудшение теплопро-
водности продукта) и адсорбцией триоксида мышьяка поверхно-
стью глинозема.

Результаты опытов по сублимации As2O3 в присутствии
А12О3 и А12О3+С, представленные в табл. 3.8 и на рис. 3.19, 3.20,
3.21 показывают, что кинетические кривые в основном аналогич-
ны таковым для сублимации чистого триоксида мышьяка. Пре-
_ кращение интенсивной возгонки наблюдается спустя 10-15 минут
от начала опыта.
Таблица 3.8

Условия и результаты по сублимации As2O3 из смесей с А12О3 и восстановителя

t, °C	Выход, % по массе		Содержание в остатке, %			Извлечение As, %			
	остатка	возгонов		Asin	Asv	остаток '		Возгоны	
						Азобш	AsIH	Asv	Азобцг
As2O3 - 80%, А12О3 - 20%									
400	21,13	78,87	3,80	2,35	1,45	1,32	0,82	0,50	98,68
500	20,95	79,05	3,14	1,37	1,77	1,08	0,47	0,61	98,92
600	21,09	78,91	3,44	0,47	2,97	1,20	0,16	1,04	98,80
700	20,88	79,12	2,78	0,28	2,50	0,96	0,10	0,86	99,04
As2O3 - 60%, A12O3 - 40%									
400	41,80	58,20	3,18	2,67	0,51	2,92	2,45	0,47	97,08
500	41,65	58,35	2,80	1,66	1,14	2,56	1,52	1,04	97,44
600	41,81	58,19	2,90	0,61	2,29	2,67	0,66	2,01	97,33
700	41,83	58,17	2,88	0,25	2,63	2,65	0,23	2,42	97,35
As2O3 - 40%, A12O3 - 60%									
400	63,00	37,00	3,44	2,42	1,02	7,15	5,03	2,12	92,85
500	63,17	36,83	3,40	1,12	2,21	7,17	2,48	4,67	92,83
600	62,86	37,14	3,05	0,57	2,48	6,32	1,8	5,14	93,68
700	62,54	37,46	2,69	0,20	2,47	5,50	0,40	5,10	94,50
As2O3-20%,Al					2О3 - 80%				
400	83,15	16,85	2,78	2,20	0,56	15,25	12,07	3,18	84,75
500	84,13	15,87	3,38	1,26	2,12	18,76	7,00	11,76	81,24
600	84,78	15,22	3,76	0,61	3,15	21,04	3,41	17,63	78,96
700	84,08	15,92	3,05	0,25	2,80	16,92	1,38	15,54	83,08
t, °C	Выход, % по массе		Содержание в остатке, %			Извлечение As, %			
	остатка	ВОЗГОНОВ		As111	Asv	остаток		ВОЗГОНЫ	
							Asm	Asv	Asogm
As2O3 - 79,2%, А12О3- 19,8%, С - 1,0%									
400	20,76	79,54	0,50	0,50	н/о	0,17	0,17	—	99,83
500	20,40	79,60	0,45	0,45	н/о	0,15	0,15	-	99,85
600	20,18	79,82	0,29	0,29	н/о	0,09	0,09		99,91
700	19,97	80,03	0,13	0,13	н/о	0,04	0,04	-	99,96
As2O3 - 58,8%, A12O3 - 39,2%, C - 2,0%									
400	40,64	59,36	0,53	0,53	н/о	0,55	0,55	-	99,45
500	40,84	59,16	0,46	0,46	н/о	0,48	0,48	—	99,52
600	40,26	59,74	0,30	0,30	н/о	0,31	0,31		99,69
700	39,45	60,55	0,18	0,18	н/о	0,18	0,18	-	99,82
As2O3 - 38,8%, A12O3 - 58,3%, C - 2,9%									
400	61,34	38,66	0,60	0,60	н/о	1,25	1,25	-	98,75
500	60,87	39,13	0,50	0,50	н/о	1,04	1,04	-	98,96
600	59,87	40,13	0,36	0,36	н/о	0,73	0,73	-	99,27
700	58,95	41,05	0,23	0,23	н/о	0,46	0,46	-	99,54
As2O3 - 19,2%, A12O3 - 76,9%, C - 3,9%									
400	80,74	19,26	0,61	0,61	н/о	2,56	2,56	-	97,44
500	80,51	19,49	0,50	0,50	н/о	2,09	2,09	-	97,91
600	79,27	20,73	0,38	0,38	н/о	1,57	1,57		98,43
700	77,08	22,92'	0,22	0,22	н/о	0,88	0,88	—	99,12
Рис. 3.19, Кинетические кривые возгонки мышьяка из смесей
с оксидами алюминия

Состав смесей:

а- А12О3 - 20, As2O3 - 80%; б - А12О3 - 19,8, As2O3 - 79,2, С - 1 %;

в - А12О3 - 40, As2O3 - 60%; г - А12О3 - 39,2, As2O3 - 58,8, С - 2%;
Температура возгонки: 1 - 400°С, 2 - 500°С, 3 - 600°С, 4 - 700°С
Рис. 3.20. Кинетические кривые возгонки мышьяка из смесей
с оксидами алюминия

Состав смесей:

а- А12О3 - 60, As2O3 - 40%; б - Al2O3 - 58,3, As2O3 - 38,8, С - 2,9%;

в - А12О3 - 80, As2O3 - 20%; г - А12О3 - 79,9, As2O3 - 19,2, С - 3,9%;

Температура возгонки: 1 - 400°С, 2 - 500°С, 3 - 600°С. 4 - 700°С

При увеличении отношения Al2O3:As2O3 выход возгонов
несколько снижается по сравнению с теоретическим (с 98 до
78%), однако практически не зависит от температуры.
Рис. 3.21. Зависимость удельной скорости возгонки мышьяка из смесей
с оксидами алюминия от температуры

Состав смесей:

а: 1 - А12О320, As2O3 ~ 80%; б: 1 - А12О3 - 19,8, As2O3 - 79,2, С - 1%;

2 - А12О3 - 40, As2O3 - 60%;	2	- А12О3 - 39,2, As2O3 - 58,8, С	- 2%;

3 - А12О3 - 60, As2O3 - 40%;	3	- А12О3 - 58,3, As2O3 - 38,8, С	- 2,9%;

4 - А12О3 - 80, As2O3 - 20%;	4	- А12О3 - 79,2, As2O3 - 19,8, С	- 1%;

5 - As2O3 - 1,00%;	5	- As2O3 - 95, С - 5%;

Содержание общего мышьяка в остатке не превышает 2,5-
3,5% и мало зависит как от температуры, так и от содержания
А12О3 в смеси.

Мышьяк в остатках содержится как в трех, так и в пятива-
лентной форме, причем отношение Asv:Asm в остатках практиче-
ски не зависит от соотношения оксидов алюминия и мышьяка в
исходной смеси и интенсивно возрастает с повышением темпера-
туры от 0,42 до 12,35% при 700°С. Удельная скорость возгонки
рис. 3.24 с повышением температуры возрастает, но с повышени-
ем отношения А120з:А520з интенсивность роста удельной скоро-
сти возгонки с повышением температуры значительно снижается.
Из рис. 3.19, 3.20, 3.21 видно, что введение восстановителя
в количестве до 3,9% существенно не изменяет характер кинети-
ческих кривых.

Выход возгонов не зависит от температуры (в пределах
400-700°С) отношения Al2O3:As2O3 в исходной смеси и близок к
~ 100%.

Остаточное содержание мышьяка не превышает 0,5% сни-
жаясь в высокотемпературной области до 0,1-0,2%. Пятивалент-
ного мышьяка в остатках не наблюдается. Устойчивых химиче-
~ ских соединений или сплавов между AS2O3 и А12О3 в исследован-
ном температурном интервале не образуется. Некоторое сниже-
~ ние степени перехода мышьяка в газовую фазу при высоких со-
держаниях А12О3 без восстановителя связано, по всей вероятно-
стное адсорбцией (хемосорбцией) молекул As2O3 развитой по-
верхностью глинозема и частичным ее окислением на этой по-
верхности кислородом воздуха с переходом в нелетучую As2Os.

Добавка восстановителя препятствует хемосорбции и окис-
лению мышьяка до пятивалентного состояния, способствует
_ практически полной возгонке в виде Аз^Об-

Таким образом, оксид алюминия в интервале температур
- 400-700°С в атмосфере воздуха связывает порядка 3,5% мышьяка
от количества А12О3. Добавка около 5% восстановителя от коли-
пества А12О3 позволяет возгонять мышьяк практически полно-
стью.

3-5.5. Исследование скорости и полноты сублимации
мышьяка в присутствии оксидов кальция

С оксидами кальция As2O3 в интервале температур 400-
700°С может образовывать соединения типа Ca3(AsO3)2 и
Ca3(AsO4)2 [6].

Следует ожидать, что часть мышьяка может быть задержа-
на в остатках в форме арсенатов кальция. Условия образования и
разложения последних в процессе рафинирования приобретают в
этой связи существенный интерес.

Результаты опытов по сублимации триоксида мышьяка в
Присутствии оксида кальция и восстановителя, представленные в
табл. 3.9, и на рис. 3.22, 3.23, 3.24 показывают, что в присутствии
оксида кальция, а также оксида кальция и углерода отмечается
замедление процесса возгонки и понижение степени извлечения
мышьяка по сравнению с возгонкой чистого триоксида мышьяка.

При температурах выше 400°С, когда чистый триоксид
мышьяка сублимирует полностью, степень сублимации его из
смесей с оксидом кальция в присутствии восстановителя состав-
ляет 35-95% при содержании мышьяка в остатках от 3 до 35%.

Из кинетических кривых рис. 3.22, 3.23 видно также, что
практически во всех случаях, кроме низких температур, продол-
жительность обработки выше 10-20 минут не приводит к замет-
ному увеличению отгонки мышьяка.

Влияние условий на скорость и полноту возгонки не всегда
являются достаточно четкими. Однако можно отметить некото-
рую связь между исходным содержанием мышьяка (отношением
АьгОз.'СаО), его извлечением в возгоны и содержанием в остат-
ках.

За некоторыми исключениями увеличение отношения
CaO:As2O3 в исходном материале и температуры снижает извле-
чение мышьяка в возгоны на 40-60%. Однако остаточное содер-
жание его наиболее низко в богатых СаО материалах.

Форма, в которой мышьяк входит в остатки в большей сте-
пени зависит от температуры, чем от наличия СаО в исходной
смеси. Во всех случаях отношение Asm:Asv, по мере повышения
температуры снижается, изменяясь от 18,8 до 0,13 при 20% СаО в
смеси и от 5 до 0,02 при 80% СаО.

В присутствии восстановителя кинетическая картина про-
цесса изменяется. Отмечается сокращение индукционного перио-
да, более плавные переходы и более ярко выраженный S-
образный характер кинетических кривых возгонки.

В извлечении мышьяка отсутствует единая закономерность
и она, видимо, в большей мере определяется соотношением
CaO:As2O3 в исходной смеси, чем количеством углерода. В боль-
шинстве опытов при содержании СаО 20, 40 и 60% извлечение
было ниже по сравнению с безуглеродистыми смесями, однако
для смеси с 80% оно повысилось по сравнению с безуглероди-
стыми смесями от 3 до 49%.
333

Таблица 3.9

Условия и результаты по сублимации As2O3 из смесей СаО и восстановителя

t, °C	Выход, % по массе		Содержание в остатке, %			Извлечение As, %			
	остатка	ВОЗГОНОВ		As"1	Asv	остаток		возгоны	
						А.50бщ	As"1	Asv	Aso6ut>
As2O3 - 80%, СаО - 20%									
400	50,90	49,10	45,60	43,30	2,30	40,16	36,37	3,79	59,84
500	23,03	76,97	9,33	5,33	4,00	3,55	2,03	1,52	96,45
600	27,10	72,90	17,68	4,28	13,40	7,90	1,91	5,99	92,10
700	27,59	72,41	18,24	2,10	16,14	8,30	0,96	7,34	91,70
As2O3 - 60%, СаО - 40%									
400	51,70	48,30	16,76	14,36	2,40	19,05	16,32	2,73	80,95
500	47,42	52,58	11,13	6,63	4,50	11,58	6,90	4,68	88,42
600	55,14	44,86	18,48	4,08	14,40	22,42	4,95	17,47	77,58
700	60,16	39,84	22,12	2,02	20,10	29,28	2,68	26,60	70,72
AsA - 40%, СаО - 60%									
400	66,40	33,60	7,10	5,90	1,20	15,54	12,90	2,64	84,46
500	67,57	32,43	7,72	2,92	4,80	17,19	6,50	10,69	82,81
600	76,12	23,88	14,15	2,45	11,70	35,54	6,17	29,37	64,46
700	81,88	18,12	17,67	1,77	15,90	47,75	4,78	42,97	52,25
As2O3 - 20%, СаО - 80%									
400	87,15	12,85	6,05	5,05	1,00	34,74	29,00	5,74	65,26
500	87,44	12,56	5,70	1,00	4,70	32,86	5,80	27,06	67,14
600	91,01	8,99	7,92	0,22	7,70	47,58	1,32	46,20	52,42
700	93,65	6,35	9,53	0,20	9,33	62,83	1,25	61,58	37,17
Продолжение таблицы 3.9

t, °C	Выход, % по массе		Содержание в остатке, %			Извлечение As, %			
	остатка	ВОЗГОНОВ	As общ	As111	Asv	остаток		ВОЗГОНЫ	
						As06m.	AsUi	Asv	АЗобщ,
As,O3 - 79,2%, СаО - 19,8%, С - 1,0%									
400	33,14	66,86	27,24	21,16	6,08	14,88	11,58	3,30	85,12
500	38,41	61,59	31,20	10,00	21,20	19,86	6,36	13,50	80,14
600	43,66	56,34	34,84	5,24	29,60	25,17	3,78	21,39	74,83
700	44,94	55,06	35,40	2,60	32,80	26,29	1,93	24,36'	73,71
As2O3 - 58,8%, СаО - 39,2%, С - 2,0%									
400	63,89	36,11	26,12	20,00	6,12	37,71	28,88	8,83	62,29
500	70,63	29,37	29,73	10,40	19,33	47,42	16,58	30,84	52,58
600	76,05	23,95	• 32,04	8,10	23,94	55,05	13,92	41,13	44,95
700	77,53	22,47	31,94	2,54	29,40	55,93	4,45	51,48	44,07
As2O3 - 38,8%, СаО - 58,3%, С - 2,9%									
400	74,73	25,27	14,52	11,90	2,62	36,86	30,23	6,63	63,14
500	83,53	16,47	20,13	12,70	7,43	57,17	36,05	21,12	42,83
600	83,90	16,10	19,90	9,40	10,50	56,73	26,80	29,93	43,27
700	84,03	15,97	19,75	1,90	17,85	56,46	5,44	51,02	43,54
As2O3-19,2%, СаО-76,9%, С-3,9%									
400	84,88	15,12	5,40	5,00	0,40	31,51	29,24	2,27	68,49
500	84,86	15,14	5,90	5,30	0,60	34,47	30,96	3,51	65,53
600	82,39	17,61	4,42	3,32	1,10	25,02	18,82	6,20	74,98
700	78,59	21,41	2,38	1,20	1,18	13,03	6,55	6,48	86,97
Рис. 3.22. Кинетические кривые возгонки мышьяка из смесей
с оксидами кальция

Состав смесей:

а- СаО - 20, As2O3 - 80%; б - СаО - 19,8, As2O3 - 79,2, С - I %;

в - СаО - 40, As203 - 60%; г - СаО - 39,2, As2O3 - 58,8, С - 2%;

Температура возгонки: 1 - 400°С, 2 - 500°С, 3 ~ 600°С, 4 - 700°С
т, мин

т, мин

Рис. 3.23. Кинетические кривые возгонки мышьяка из смесей
с оксидами кальция

Состав смесей:

а- СаО - 60, As3O3 - 40%; б - СаО - 58,3, As2O3 - 38,8, С - 2,9%;

в - СаО - 80, As2O3 - 20%; г - СаО - 76,9, As2O3 - 19,2, С - 3,9%;

Температура возгонки: 1 - 400°С, 2 - 500°С, 3 - 600°С, 4 - 700°С

Таким образом, оксид кальция во всех случаях оказывает
отрицательное влияние на результаты процесса, приводя к сни-
жению скорости сублимации и удержанию части мышьяка в ос-
татке, который не может быть удален варьированием технологи-
ческими параметрами в описанных пределах.

Введение углерода в количестве до 2,9% приводит к даль-
нейшему снижению извлечения, при всех температурах. Увели-
чение содержания углерода до 3,9% для смеси с 76,9% СаО не-
сколько снижает содержание мышьяка в остатке.
Состав смесей:

1 - СаО - 20, As2O3 - 80%;
2-СаО-40, As2O3-60%;

3 - СаО — 60, As2O3 — 40%;

4 - СаО - 80, As2O3 - 20%;

5 - As2O3- 100%

; Рис. 3.24. Зависимость средней удельной скорости возгонки мышьяка
из смесей с оксидами кальция от температуры

3.5.6.	Исследование скорости и полноты сублимации
триоксида мышьяка в присутствии оксидов
магния

Можно предположить, что оксиды магния также как и ок-
сиды железа и кальция могут взаимодействовать с триоксидом
мышьяка с последующим образованием соединений типа
: Mg3(AsO3)2 и Mg3(AsO4)2.

Следует ожидать, что часть мышьяка может быть задержа-
на в остатках оксидами магния.

Результаты опытов по сублимации As2O3 в присутствии
VlgO и MgO+C, представленные в табл. 3.10 и на рис. 3.25, 3.26,
3.27, показывают, что в присутствии MgO, а также углерода по
сравнению с возгонкой чистого триоксида мышьяка наиболее
характерным является замедление процесса и понижение степени
извлечения из смесей при тех же температурах. Так, если чистый
гриоксид мышьяка практически полностью сублимирует выше
М00°С, то степень сублимации из смесей различного состава со-
ставляет приблизительно 20-85%. Соответственно в остатках со-
держится 5-35% мышьяка.
Увеличение отношения MgO:As2O3 в исходном материале
снижает извлечение мышьяка в возгоны, при этом остатки более
обогащенные по мышьяку получаются в случае более высоких
содержаний мышьяка в исходном, что позволяет увеличить время
контакта оксида магния с оксидом мышьяка. Независимо от со-
става смеси увеличение температуры ведет к снижению извлече-
ния мышьяка. Мышьяк в остатках содержится в трех- и пятива-
лентной форме, при этом во всех случаях отношение Asnl:Asv по
мере повышения температуры снижается, изменяясь от 9 до 0,3
при 20% MgO в смеси и от 1,23 до 0,07 при 80% MgO.

Удельная скорость возгонки рис. 3.27 с повышением тем-
пературы возрастает, но значительно медленнее, чем для чистого
триоксида мышьяка. Увеличение отношения Mg0:As2O3 также
снижает удельную скорость возгонки. Удельная скорость возгон-
ки триоксида мышьяка в интервале температур 400-700°С и ин-
тенсивность ее роста с повышением температуры значительно
ниже 30-143 мг/см2 мин. для 20% MgO и 15-20 мг/см2 мин. для
80% MgO чем для чистого триоксида мышьяка соответственно
108-500 мг/см2 мин.

В присутствии восстановителя кинетические кривые воз-
гонки триоксида мышьяка имеют более плавные переходы и ярко
выраженный S-образный характер, при этом отмечается значи-
тельное сокращение индукционного периода.

Степень извлечения As2O3 в присутствии восстановителя с
повышением температуры также понижается, но менее значи-
тельно, чем без восстановителя. Влияние восстановителя на со-
отношение трех- и пятивалентного мышьяка в остатках практи-
чески не отмечается. Содержание общего мышьяка в остатках
более повышенное особенно для смесей обогащенных MgO.
Удельная скорость возгонки незначительно выше при возгонке в
присутствии восстановителя, но в основном не за счет увеличе-
ния скорости возгонка, а в следствие сокращения индукционного
периода.
339

Таблица 310

Условия и результаты по сублимации As2Oj из смесей с MgO и восстановителя

t, °C	Выход, % no массе		Содержание в остатке, %			Извлечение As, %			
	остатка	ВОЗГОНОВ		As111	Asv	остаток		ВОЗГОНЫ	
							As111	Asv	
As2O3 - 80%, MgO - 20%									
400	43,18	56,82	40,02	. 36,02	4,00	28,53	25,68	2,95	71,47
500	31,50	68,50	26,10	16,80	9,30	13,58	8,75	4,83	86,42
600	44,73	55,27	37,60	11,10	26,50	"27,75	8,20	19,55	72,25
700	47,32	52,68	38,95	9,35	29,60	30,39	7,29	23,10	69,61
As2O3 - 60%, MgO - 40%									
400	57,50	42,50	22,74	20,73	2,01	28,76	26,23	2,53	71,24
500	51,98	48,02	16,98	14,10	2,88	19,43	16,13	3,30	80,57
600	81,69	18,31	34,74	10,44	24,30	62,44	18,77	43,67	37,56
700	86,65	13,35	36,20	7,90	28,30	69,03	15,09	33,94	30,97
As2O3 - 40%, MgO - 60%									
400	62,94	37,06	3,44	2,86	0,58	7,12	5,94	1,18	92,88
500	68,28	31,72	8,91	7,18	1,73	20,06	16,17	3,89	79,94
600	86,33	13,67	20,84	6,84	14,00	59,33	19,47	39,86	40,67
700	96,24	3,76	24,72	1,16	23,56	78,48	3,66	74,82	21,52
As2O3 - 20%, MgO - 80%									
400	84,40	15,60	3,69	2,04	1,65	20,52	11,35	9,17	79,48
500	86,89	13,11	5,37	1,41	3,96	30,81	8,11	22,70	69,19
600	93,64	6,36	9,22	0,88	8,34	59,47	5,48	53,99	40,53
700	98,10	1,90	12,15	0,80	11,35	78,61	5,15	73,46	21,39
Продолжение таблицы 3.10

t, °C	Выход, % по массе		Содержание в остатке, %			Извлечение As, %			
	остатка	ВОЗГОНОВ	Aso6lh.	As"1	Asv	остаток		ВОЗГОНЫ	
						Aso6ui	AsiB	Asv	Aso6hi.
As2O3 - 79,2%, MgO - 19,8%, С - 1,0%									
400	32,47	67,53	28,42	24,24	4,18	15,60	13,12	2,48	84,40
500	41,87	58,13	35,73	11,98	23,75	24,93	8,36	16,57	75,07
600	41,67	58,33	34,54	4,38	30,16	23,94	3,04	20,90	76,06
700	40,41	59,59	33,70	1,87	31,83	23,26	1,29	21,97	76,74
As2O3 - 58,8%, MgO - 39,2%, С - 2,0%									
400	65,43	34,57	28,18	20,39 i	7,79	41,44	30,00	11,44	58,56
500	81,31	19,69	35,39	16,25	19,14	64,60	29,66	34,94	35,40
600	82,56	17,44	35,20	11,40	23,80	65,23	21,13	44,10	34,77
700	83,19	16,81	35,00	8,00	27,00	65,37	14,94	50,43	34,63
As2O3 - 38,8%, MgO - 58,3%, C - 2,9%									
400	85,97	14,03	21,37	12,00	9,37	62,49	35,09	27,40	37,51
500	94,20	5,80	25,14	10,47	14,67	80,55	33,55	47,00	19,45
600	94,50	5,50	24,66	6,10	18,56	79,26	19,60	59,66	20,74
700	84,85	15,15	19,55	3,20	16,35	56,42	9,23	47,19	43,58
As2O3 - 19,2%, CaO - 76,9%, C - 3,9%									
400	92,76	7,24	9,54	4,23	5,31	60,85	26,98	33,87	39,15
500	96,18	3,82	11,51	3,85	7,66	76,12	25,46	50,66	23,88
600	97,23	2,77	11,63	0,54	11,09	77,77	3,61	74,16	22,23
700	91,69	8,31	8,37	. 0,40	7,97	52,78	2,52	50,26	47,22
Рис. 3.25. Кинетические кривые возгонки мышьяка из смесей
с оксидами магния

Состав смесей:

a- MgO - 20, As2O3 - 80%; б - MgO - 19,8, As2O3 - 79,2, С - 1%;

в - MgO - 40, As2O3 - 60%; г - MgO - 39,2, As203 - 58.8, С - 2%;

Температура возгонки: 1 - 400°С, 2 - 500°С, 3 - 600°С, 4 - 700°С
Рис. 3.26. Кинетические кривые возгонки мышьяка из смесей
с оксидами магния
Состав смесей:

a- MgO - 60, As2O3 - 40%; б - MgO - 58,3, As2O3 - 38,8, С - 2,9%;

в - MgO - 80, As2O3 - 20%; г - MgO - 76,9, As2O3 - 19,2, С - 3,9%;
Температура возгонки: 1 - 400°С, 2 - 500°С. 3 - 600°С, 4 - 700°С
Рис. 3.27. Зависимость средней удельной скорости возгонки мышьяка
из смесей с оксидами кальция от температуры

Состав смесей:

а: I - MgO - 20, As2O3 - 80%; б: 1-MgO-19,8, As2O3 - 79,2, С- 1%;

2 - MgO - 40, As2O3 - 60%;	2 - MgO - 39,2, As2O3 - 58,8, C - 2%;

3 - MgO - 60, As2O3 - 40%;	3 - MgO - 58,3, As2O3 - 38,8, C - 2,9%;

4 - MgO - 80, AsiO3 - 20%;	4 - MgO - 79,2, As2O3 - 19,8, C - 1 %;

5 _ As2O3 - 100%	5 - As2O3 - 95, C - 5%;

Таким образом, оксид магния во всех случаях оказывает
отрицательное влияние на результаты процесса, приводит к сни-
жению скорости сублимации и удержанию части мышьяка в ос-
татке, содержание которого в нем увеличивается с увеличением
температуры. Введение углерода приводит к дальнейшему сни-
жению извлечения. Наиболее оптимальной следует считать тем-
пературу 400-500°С, когда процессы образования арсенатов не
получают достаточного развития.

Проведены исследования процесса сублимации и получены
данные о скорости и полноте отгонки мышьяка в присутствии
оксидов кремния, алюминия, кальция и магния, термической ус-
тойчивости пятиокиси мышьяка, а также влияния восстановителя
на эти процессы.
В интервале температур 250-700°С:

1.	При возгонке триоксида мышьяка в атмосфере воздуха
трехвалентный мышьяк в пяти вал ентную форму практически не
переходит и возгоняется полностью. В присутствии восстанови-
теля существенного изменения характера сублимации не проис-
ходит;

2.	Пятиокись мышьяка в атмосфере воздуха начинает раз-
лагаться при температурах выше 600°С, а введение восстанови-
теля резко увеличивает скорость возгонки мышьяка, при этом
удельная скорость возгонки ~ в 2 раза выше скорости возгонки
при тех же температурах для триоксида мышьяка.

В интервале температур 400-700°С:

3.	Оксид кремния снижает скорость сублимации и в остат-
ках содержится от 3 до 55% мышьяка, который находится в них
только в трехвалентной форме, при этом увеличение температу-
ры сублимации, содержания оксида кремния в смеси и присутст-
вие восстановителя уменьшает содержание мышьяка в остатке.
Наиболее оптимальной следует считать температуру 600-700°С.

4.	Оксид алюминия в меньшей степени, чем оксиды других
элементов снижает скорость сублимации и в остатках содержит-
ся, не зависимо от температуры, около 3,5% мышьяка, при этом с
ростом температуры количество пятивалентного мышьяка в них
возрастает.

Введение восстановителя позволяет возогнать мышьяк
практически полностью, в остатках его остается порядка 0,2-0,5%
в трехвалентной форме. Наиболее оптимальной следует считать
температуру 600-700°С в присутствии восстановителя;

5.	Оксид кальция значительно снижает скорость сублима-
ции, а в остатках содержится от 6 до 22%и мышьяка, при этом с
ростом температуры содержание общего и пятивалентного
мышьяка в них увеличивается. Введение восстановителя не
улучшает показателей возгонки. Наиболее оптимальной следует
считать температуру 400-500°С;

6.	Оксид магния значительно снижает скорость сублима-
ции, а в остатках содержится от 4 до 40% мышьяка, при этом с
ростом температуры содержание общего и пятивалентного
мышьяка увеличивается. Введение углерода не улучшает возгон-
ки. Оптимальной следует считать температуру 400-500°С.

7.	Процесс сублимационного рафинирования следует про-
водить при температурах не ниже 400°, когда скорость сублима-
ции Аэ20з достаточно велика.

8.	Рафинирование продуктов обогащенных оксидами желе-
за следует проводить в интервале 400-500°С, введение восстано-
вителя в шихту позволяет получить практически безмышьякови-
стые остатки.

9.	В присутствии избытка оксидов кремния и алюминия
процесс рафинирования следует проводить при повышенных
температурах с введением 3-4% углеродистого восстановителя в
шихту.

10.	Материалы сильно обогащенные (выше 20%) оксидами
магния и кальция не позволяют получить кондиционные по
мышьяку остатки. В этом случае необходима предварительная
обработка исходных пылей с целью снижения содержания в них
СаО и MgO, либо подшихтовка бедных по указанным оксидам
продуктов.

3.6.	Разработка и испытание опытно-промышленной
установки для сублимационного рафинирования
мышьяковых пылей

Состав мышьяковых продуктов и остатков рафинирования
разнообразен как по содержанию триоксида мышьяка, так и со-
путствующих элементов.

Содержание триоксйДЬ мышьяка в пылях колеблется от 50
до 90%, что зависит от минералогического состава и крупности
обжигаемого материала, тина печи, конструкции пылеулавли-
г вающей аппаратуры и режимов ее работы.

Основными сопутствующими элементами в мышьяковых
пылях, кроме оксидов железа, являются оксиды кремния и алю-
миния, количество которых составляет десятки %, оксиды маг-
ния, кальция, свинца, олова; меди до первых процентов, незначи-
тельные количества титана, калия, натрия, сурьмы и других эле-
ментов.
Таким образом, наибольшее влияние на содержание мышь-
яка в остатках должны оказывать железо, кремний, алюминий,
магний и кальций. Возможность образования и свойства соеди-
нений в системе Me-As -0, а также наличие сорбционных процес-
сов показано рядом работ.

В процессах окислительного обжига сульфидно-мышьяко-
вистого сырья и последующей очистки богатых мышьяком пылей
сублимационным методом часть мышьяка связывается в трудно-
летучие и прочные соединения: арсенаты и арсениты металлов. С
этим, в основном, связана неполнота отгонки его в виде триокси-
да мышьяка даже при температурах 500-800°С.

Сущность технологии рафинирования заключается в нагре-
ве порции мышьяковой пыли в статическом положении (парци-
альное давление As4O6 при 4бО°С составляет 760 мм.рт.ст).

В зависимости от минералогического и гранулометриче-
ского состава мышьяковых пылей, основных целей использова-
ния получаемых продуктов подбираются технологические пара-
метры рафинирования.

Так, при переработке пылей, содержащих более 90% триок-
сида мышьяка, в меньшей степени проявится влияние примесей
на извлечение мышьяка, поэтому определяющей задачей является
интенсификация возгонки, которую можно осуществлять при
600-700°С, времени отгонки порядка 6-8 минут, разрежении в
реакторе 3-5 мм водяного столба с возможным его регулировани-
ем.

При переработке пылей, содержащих 50-60% триоксида
мышьяка, с получением, кроме рафинированного триоксида
мышьяка, значительного количества остатков, особое значение
приобретает не только интенсивность рафинирования, но и сте-
пень извлечения мышьяка, форм его нахождения в остатках,
влияния их на последующий основной металлургический про-
цесс. В этом случае на основании минералогического анализа,
кинетических кривых и соответствующих металлургических рас-
четов подбирается наиболее оптимальный с указанных точек зре-
ния, технологический режим.
Основные требования:

1.	Возгонка триоксида мышьяка должна осуществляться
при нагревании слоя пыли в статическом положении до условно
полной отгонки.

2.	Исходная пыль должна поступать в печь-сублиматор без
контакта с переходной температурной зоной от 200 до 400°С.

3.	Загрузка должна производиться с минимально возмож-
ной высоты.

4.	Слой пыли в возгоночной зоне должен иметь небольшую
толщину 10-20 мм, т.к. с увеличением толщины его суммарная
теплопроводность снижается.

5.	Питатель должен иметь промежуточный бункер и уст-
ройство для регулирования производительности.

6.	Печь должна быть хорошо герметизирована, иметь уст-
ройство для контроля и регулирования скорости вращения таре-
ли, температуры и разрежения в рабочей зоне.

7.	Разгрузка остатка с тарели должна производиться без
пыления на наклонную поверхность. Сборник остатка должен
иметь обогрев и устройство, сохраняющее герметичность при
непрерывной работе.

8.	Конструкция печи, переходного патрубка и кристаллиза-
тора должна иметь форму и режим работы, исключающие сопри-
косновение горячих газов с ’’холодной” - (начало конденсации
триоксида мышьяка) поверхностью.

9.	Кристаллизатор должен иметь систему контроля и регу-
лирования температуры, разрежения, а также санитарной очистки
отходящих газов.

10.	Подверженные износу узлы и детали должны быть лег-
ко заменяемы и доступны для ремонта и обслуживания.

С учетом изложенных требований Иргиредметом была раз-
работана опытно-промышленная установка для сублимационного
рафинирования мышьяковых пылей, принципиальная схема ко-
торой представлена на рис.3.28. Основными ее узлами являются -
печь-сублиматор, узел загрузки мышьяковой пыли, узел выгрузки
остатка, кристаллизатор, щит контрольно-измерительных прибо-
ров и пульт управления.
Рис. 3.28. Схема опытно-промышленной установки сублимационного
рафинирования мышьяковых промпродуктов

Корпус печи (1) выполнен из листового железа, футерован
внутри шамотным кирпичом (6) и теплоизолирован асбестовой
пушонкой, имеет откидные стенки и смотровое окно. Свод вы-
полнен из чугунных литых плит и теплоизолирован асбестовой
пушонкой. Внутренний объем печи - 1,5 м3, габариты
2375x2960x2370мм. Тарель (7), опорное кольцо (8) и нож (9) для
съема остатка отлиты из чугуна. Привод тарели выполнен с воз-
можностью регулирования скорости вращения 1-0,5 об/мин.

Узел загрузки включает приемный бункер (10), многошне-
ковый, во-доохлаждаемый питатель (И), подающий холодный,
легкоплавкий материал ровным слоем по всем движущимся с
различной линейной скоростью точкам горячего диска (тарели).
Расчетная производительность по исходному продукту 40-80
кг/час.
Узел выгрузки остатка состоит из приемного литого желоба
(12), разгрузочного шнека (13), промежуточного бункера (14) и
герметичного устройства (15) для загрузки остатка в рюмку (кю-
белъ).

Кристаллизатор имеет двойные стенки. Воздушная рубаш-
ка (16) соединена с вентилятором (17), который в зависимости от
температурного режима в воздушную рубашку может подавать
либо холодный, либо горячий воздух. Для ввода паров триоксида
мышьяка установлено сопло малых скоростей (18), над которым
укреплено устройство (19) для подачи порошка-затравки. В осно-
вании кристаллизатора установлены разгрузочные шнеки (20) с
защитными решетками (21). На выходе из кристаллизатора уста-
новлены рукавные фильтры (24), соединенные с вытяжной сис-
темой (25).

Черновой триоксид мышьяка из склада и рафинированный
продукт на склад подаются пневмотранспортом (27), через про-
межуточные бункеры (10) и (22).

После монтажных и пуско-наладочных работ были прове-
дены опытно-промышленные испытания установки для рафини-
рования триоксида мышьяка. Общий вид установки представлен
на рис. 3.29.

В период испытаний было переработано 500 кг чернового
гриоксида мышьяка с содержанием As2O3 - 72,8%. Получен оста-
ток, содержащий As2O3 - 6,6% и триоксид мышьяка с содержани-
ем As2O3 - 99,5%.

Технологические параметры печи:

Температура в печи	773-973°С

Мощность, кВт/ч	45-50

Скорость вращения тарели, об/мин	0,18	.

Скорость вращения шнека выгрузки остатка,	17

об/мин

Скорость вращения шнеков питателя, об/мин	5

Скорость вращения шнеков выгрузки рафиниро- $ $

ванного триоксида, об/мин	5
Рис. 3.29. Опытно-промышленная установка для рафинирования
триоксида мышьяка

Содержание триоксида мышьяка в исходных продуктах ко-
лебалось от 50 до 75%, выход остатка соответственно от 50 до
25%. В ходе испытаний было наработано 400 кг остатка с содер-
жанием золота 18,5-19,5 г/т и общего мышьяка 2,2-4,3%, в том
числе трехвалентного 0,2-0,3%. Причем более низкое содержание
общего мышьяка соответствовало температуре возгонки 873 °К, а
более высокое - 973°К, что полностью согласуется с результатами
лабораторных экспериментов.

Остатки от рафинирования триоксида мышьяка содержали
золото до 19 г/т и представлялось целесообразным рассмотреть
возможности его извлечения. Выщелачивание золота проводили
растворами цианистого натрия (0,1% NaCN, Ж:Т=3:1) в течение 8
ч по двум вариантам: цианирование исходного продукта и про-
дукта после щелочной обработки (CNaCN = 7,5%, Ж:Т=4:1, про-
должительность 2 ч, температура 70-80°С). В качестве исходных
взяты два продукта, различающихся остаточным содержанием
мышьяка продукт I - 6,6% Aso6m. и продукт II - 3,3% Aso6lu. Вы-
ход цианистого натрия составил 0,3 кг/т для продукта II (в обоих
случаях), 4,3 и 3,2 кг/т для продукта I (исходного и после щелоч-
ной обработки). Извлечение золота в раствор достигло для про-
дукта II 60% и для продукта I 63 и 71% (исходного и после ще-
лочной обработки), свидетельствуя тем самым о реальной воз-
можности переработки этих продуктов.

3.7.	Исследования по безретортному получению
металлического мышьяка

3.7	J. Состояние и пути совершенствования технологии
и аппаратуры получения металлического
мышьяка в промышленном масштабе

В настоящее время основное количество мышьяка получа-
ют из золотомышьяковых и медномышьяковых руд, на долю ко-
_ горых приходится соответственно 66 и 25% добычи [122]. Собст-
венно мышьяковые руды играют незначительную роль в произ-
- водстве мьшьяка(9% добычи).

В литературе описаны многочисленные методы производ-
' ства металлического мышьяка. Наибольшее распространение в
промышленной практике получили два метода:

1.	Металлический мышьяк получают нагреванием арсено-
пирита без доступа воздуха в железных ретортах;

2.	Металлический мышьяк получают восстановлением три-
оксида мышьяка углем в железных ретортах при нагревании.

Металлический мышьяк выпускается двух сортов:
первый сорт содержит 95-98% As и не более 2% As2O3;
второй сорт содержит 92-95% As и не более 5% As2O3

Впервые в СССР производство металлического мышьяка
было организовано на бывшем заводе Новотроицкого комбината
. в 1935 г. по технологии, разработанной Уралгинцветметом [123].
Процесс заключался в восстановлении триоксида мышьяка дре-
V/ весным углем в чугунных ретортах, обогреваемых топочными
газами или другим видом топлива. В чугунную реторту загружа-
v. лось 45-50 кг белого мышьяка, 15-20 кг древесного угля крупно-
стью 40-45 мм. Реторту закрывали заглушкой и нагревали в тече-
“ ние 7 ч, затем охлаждали 3-4 ч. Выгрузка металлического мышь-
яка начиналась при температуре 623°К вручную при помощи ло-
ма. Мышьяк конденсировался в выступающей из кладки печи
более холодной части реторты. Из 45-50 кг белого мышьяка по-
лучали 18-25 кг металлического мышьяка с содержанием As 92-
98%.

Достоинством этого процесса являлось хорошее качество
мышьяка - крупные, плотные блоки кристаллов, пригодные для
длительного хранения. Отрицательные моменты - периодичность
процесса, прогар реторт, ручной труд. При наличии тесного кон-
такта паров мышьяка со стенкой реторты образуются сплавы As-
Fe, имеющие температуру плавления порядка 1123-1173°К и вы-
зывающие прогар реторт. При прогаре одной реторты через одну-
две операции прогорали соседние. Смесь оксида и металлическо-
го мышьяка улетучивалась и осаждалась в борове и трубе.

В 1941 г. на заводе была запроектирована и построена но-
вая печь для получения металлического мышьяка. В печи разме-
щалось тридцать стальных реторт в вертикальном положении. В
конструкции печи предусматривалась: непрерывная работа то-
пок; непрерывный нагрев реторт в горячей зоне печи; непрерыв-
ное охлаждение реторт; механизация вставки реторт в печь и их
удаление из печи тельфером. Реторты вставлялась в тележки, ко-
торые с помощью ручной лебедки по рельсам передвигались из
горячей зоны печи в холодную. Движение реторт было рассчита-
но так, чтобы каждая реторта находилась в горячей зоне печи 6
часов. Реторты для печи изготовлялись из цельнотянутых сталь-
ных труб d - 300 мм, 1 - 1800 мм. Топки работали на каменном
угле.

В период испытаний печи проектная производительность
достигнута не была из-за следующих причин:

I)	неравномерный нагрев реторт в горячей зоне печи, стен-
ки, обращенные к топкам прогорали через 1-2 операции; попытки
экранизировать обращенные к топкам стенки реторт металличе-
скими щитами успехов не имели;

2)	большая загазованность цеха парами мышьяка, вызван-
ная частым прогаром реторт.

В результате этого эксплуатация печи была прекращена.
В 1942 г. была построена укрупненно-лабораторная дуговая
~ электропечь для восстановления оксида мышьяка (III) древесным
углем. Смесь оксида мышьяка (III) и древесного угля (пыль) из
- бункера шнеком подавалась в печь, выполненную из шамотного
кирпича. Температура в печи достигалась при помощи дуги, об-
разованной графитовыми электродами. Пары мышьяка и реакци-
онные газы поступали в конденсатор, выполненный из кровель-
ного железа. Металлический мышьяк вследствие резкого охлаж-
дения получался в виде пыли серо-стального цвета с содержани-
ем 85-92% As. Достоинством этой печи является то, что в ней нет
, металлических частей, соприкасающихся при высокой темпера-
туре с парами мышьяка, однако другие недостатки имели место.
V Работа в этом направлении была прекращена в связи с ограниче-
нием в расходе электроэнергии.

В 1943 г, была пущена безретортная шахтная печь для вос-
становления оксида мышьяка древесным углем или коксом. Печь
выполнена в виде цилиндрического стального корпуса, футеро-
ванного шамотным кирпичом. Шахта заполняется коксом и дре-
- весным углем. Оксид мышьяка (Ш) через воронку фурмы, нахо-
дящейся в нижней части печи, инжекцией, создаваемой сжатым
воздухом, подается в печь и попадет в горячую зону кокса. Оксид
мышьяка (III) возгонялся и в виде паров, проходя через горячий
кокс, восстанавливался до металлического состояния.

Примеси оксида мышьяка (III) в золе кокса в области фурм
спекались и оплавлялись. Периодически печь останавливалась
для удаления спекшегося шлака. Газы и металлический мышьяк
через газоход поступали в конденсационную систему.

. Металлический мышьяк получался в виде мелких блоков
слабо сцементированных между собой мелких кристаллов и пы-
k ; ли. Это объясняется тем, что концентрация паров металлического
мышьяка понижена из-за разбавления их топочными газами, а
V также резким охлаждением газов в конденсационной системе.

В 1944 г. для повышения выхода крупных кристаллов
мышьяка был построен кристаллизатор - стальной цилиндр, фу-
терованный шамотным кирпичом. Выход крупных кристаллов
увеличился, но по качеству они уступали ретортным. Блоки по-
лучались менее плотными, легко рассыпались. В металлическом -
мышьяке имелись включения пыли, кокса, золы кокса. Этим спо-
собом металлический мышьяк получали до 1957 г. без каких-
либо существенных изменений и усовершенствований, несмотря
на существенные недостатки: ручная загрузка белого мышьяка и -
распыление его по помещению; ручная выгрузка металлического
мышьяка из кристаллизатора и газоходов; очистка печи от шлака;
большая загазованность цеха.

Практическое осуществление всех вышеприведенных ме- л
тодов связано с целым рядом осложнений: все эти процессы ока-
зывают вредное влияние на здоровье обслуживающего персона-
ла, взрывоопасны и имеют низкую скорость. Существенное ос-
ложнение в технологическом цикле было связано с высокими
коррозионными свойствами мышьяка. Мышьяк взаимодействует
не только с железом, но и с никелем, кобальтом, медью, марган-
цем, хромом, содержащимися в качестве примесей в высококаче-
ственной легированной стали, с образованием арсенидов. Такое
взаимодействие приводит к двум отрицательным последствием: _
во-первых, быстро выходит из строя аппаратура; во-вторых,
мышьяк загрязняется примесями.	—

С целью изыскания путей снижения влияния вышеперечис-
ленных факторов в 1960 г. Государственным научно-исследо- -
вательским институтом горнохимического сырья была проведена
поисковая работа.

Исследования проведены в печах кипящего слоя циклонно-
го типа. В первом случае в качестве восстановителя применялся
кокс, во втором - газ (пропан). Установка для восстановления ок-
сида мышьяка (III) в печи кипящего слоя состояла из загрузочной
уравнительной трубы, шнекового питателя, горизонтальной тру-
бы для пневмотранспорта смеси кокса и оксида мышьяка через
специальное сопло в подине кварцевого реактора, двух циклонов, _
осадитедьной системы, мешочного фильтра и системы очистки в
растворе едкого калия. Обогрев осуществлялся нихромовой спи-
ралью. Высота слоя кокса в печи составляла 300-400 мм, скорость
подачи оксида мышьяка (III) 10 г/мин. Температура в слое на вы-
соте 250 мм от подины была равна 1053-1153°К. При температуре
893-913°К кокс начинал гореть, обмотка автоматически отключа-
лась и дальнейшее повышение температуры осуществлялось за
счет горения кокса.

Опытами по восстановлению триоксида мышьяка (III) в
кипящем слое в лабораторной печи установлено, что имеет ме-
сто: неполное восстановление оксида мышьяка вследствие про-
скоков через слой кокса в осадительную систему; частичное спе-
кание золы кокса, что нарушает нормальную работу печи; мышь-
як в осадительной системе загрязняется (50%) коксом, золой кок-
са, выносимыми из печи потоком газа, Предполагалось поднять
высоту слоя с целью увеличения времени пребывания оксида
мышьяка в реакторе, а также расширить надслоевое пространство
для уменьшения пылеуноса. Это сделать не удалось и работы в
этом направлении были прекращены.

Опыты по восстановлению оксида мышьяка газом постав-
лены из тех соображений, что газ, как беззольное топливо и вос-
становитель, не будет вносить в систему дополнительных приме-
сей, и позволит упростить аппаратурное оформление процесса.
Печь представляла собой стальную трубу диаметром 200 мм, вы-
сотой 400 мм, обклеенную внутри на жидком стекле листовым
асбестом. Кварцевая трубка диаметром 50 мм, вставленная в
верхнюю крышку печи и не доходящая до низа печи на 50 мм,
служила для отвода газов в систему. Для лучшего перемешивания
газов печь наполовину заполнялась керамическими бусами. Газ,
воздух, оксид мышьяка (III) подавали в сопло через горелку. Газы
из печи через кварцевую трубу поступали в осадительную систе-
му, мешочный фильтр и после промывки в щелочи отсасывались
в вакуумную линию. Для опытов применялся баллонный газ -
пропан. Печь газовой горелкой разогревалась до заданной темпе-
ратуры 1223 - 1273°К в камере сгорания. Затем при помощи
кварцевой трубки диаметром 6 мм, опущенной в печь до уровня
бус, подавался дополнительный газ (поддув) для восстановления
оксида мышьяка III. Расход газа в течение опыта поддерживался
постоянным из расчёта двух, трех и четырехкратного избытка от
теоретически необходимого по одной из условно предположи-
тельных реакций.
C3H2+3As2O3 -► 2CO2+CO+4H2O+3As2	(3.6)

После пуска поддува газа начиналась загрузка оксида
мышьяка (III) с заданной скоростью, Газы из печи поступали в
осадительную систему для охлаждения и осаждения мышьяка.
После окончания опыта мышьяк выгружался из системы и анали-
зировался на содержание в нем As06m. и As0Klrar* В связи с низкой
степенью восстановления оксида мышьяка (III) до металлическо-
го работы были прекращены.

В 1971 г, за рубежом был предложен новый усовершенст-
вованный процесс для получения металлического мышьяка [124,
125]. Согласно этого способа соединение мышьяка восстанавли-
вают в гомогенной газовой фазе водородом, полученным на мес-
те расщеплением аммиака. Реакция осуществляется в специаль-
ной аппаратуре, позволяющей осуществить ее с большой скоро-
стью и получить высокий выход металлического мышьяка в кри-
сталлической форме.

В качестве исходного продукта могут быть использованы
соединения мышьяка, имеющие достаточное давление пара при
температуре реакции. Для практических целей целесообразно
использовать в качестве исходного продукта оксид мышьяка, так
как он сравнительно недорогой, может быть получен в высоко-
чистом виде и при восстановлении по предлагаемому методу в
качестве продукта реакции кроме мышьяка дает только воду.

Авторы этого изобретения полагают, что метод получения
металлического мышьяка наиболее целесообразно осуществлять
введением триоксида мышьяка (III) в виде тонкого порошка в по-
ток аммиака. Скорость и турбулентность газового потока должны
быть такими, чтобы частицы триоксида мышьяка "плавали" в га-
зовом потоке и были равномерно распределены в нем.

Смесь быстро нагревается до 773-1273°К затем испаряется
и в то же самое время аммиак разлагается на водород и азот. Ре-
акция восстановления триоксида мышьяка (III) до мышьяка про-
текает очень быстро, значительно быстрее, чем если бы вместо
аммиака использовали водород или окись углерода. Причина это-
го в том, что при разложении аммиака водород образуется в ато-
марной, более активной, форме. Высокой скорости реакции раз-
ложения аммиака способствует присутствие оксида мышьяка
(III), оказывающее каталитическое действие.

Аппаратура для осуществления процесса включает: пита-
тель, реактор, холодильник, башню для охлаждения и промывки.
Питатель сконструирован по типу дозирующего устройства и
включает в себя контейнер, содержащий соединения мышьяка,
используемого в качестве исходного материала, аммиак подается
к питателю через трубопровод. Оксид мышьяка (III), поступаю-
. щий из питателя, суспензируется в аммиаке и подается в реактор.
Реактор представляет собой емкость, внутреннее пространство ее
заполнено каналами, которые изготовлены из кварцевых труб или
выполнены из динасового кирпича. Реактор обогревается элемен-
_ тами сопротивления. Со стороны впускного отверстия емкости
размещается камера, в которой происходит испарение триоксида
; „ мышьяка (III) и гомогенезация газовой смеси. В этой камере под-
держивается температура 473-973°К, а в каналах реактора 973-
v 1273°К.

Прореагировавший газ поступает из реактора в холодиль-
v ник, который заключает в себе охлаждаемые поверхностные кон-
денсаторы. Конденсирующий мышьяк вызывает коррозию по-
верхности холодильника с образованием арсенидов, а это значит,
что мышьяк очень сильно прилипает к поверхности холодильни-
ка и очень трудно удаляется с нее. В связи с таким характером
, коррозионных свойств мышьяка, выбор материала для поверхно-
сти холодильника очень ограничен. Авторами изобретения обна-
ружено, что наилучшими материалами для изготовления поверх-
ности холодильника являются боросиликатное стекло, кварц и
металлический алюминий. Мышьяк можно легко удалить с них
или он осыпается с них сам при охлаждении. Мышьяк, получен-
v ный при конденсации в холодильнике, поверхность которого из-
готовлена из перечисленных материалов, получается чистым и
- выход его большой. Общее количество примесей получается не
более 100 грамм на тонну мышьяка.

Мышьяк осаждается в металлической форме в виде кри-
сталлов тригональной сингонии. Размер кристаллов регулируется
температурой: при температуре 743°К и выше получаются тонкие
кристаллы, а при более низких температурах получаются более
грубые кристаллы. Холодильник эксплуатируется в интервале
473-743°К. Перед открытием холодильника для разгрузки его ох-
лаждают в защитной газовой атмосфере, так как на воздухе горя-
чий мышьяк легко окисляется. Остатки газа из холодильника по-
ступают в башню для охлаждения и промывки. На входе газа в
башню температура в ней находится в пределах 473°К, а на вы-
ходе - соответствует температуре промывной воды и окружаю-
щей среды.

В Советском Союзе металлический мышьяк производился
в основном ретортным способом, сущность и недостатки которо-
го описаны выше.

Таким образом, попытки совершенствовать технологию и
аппаратуру на отечественных заводах и в лабораториях до на-
стоящего времени не увенчались успехом. Основные трудности
при разработке способа и устройств для непрерывного получения
металлического мышьяка сводились к следующим:

1.	Используемый в настоящее время ретортный способ по-
лучения металлического мышьяка дорогой, малопроизводитель-
ный и с применением ручного труда при зарядке реторты окси-
дом мышьяка (III) и древесным углем, а также при выгрузке ме-
таллического мышьяка.

2.	Высокие коррозионные свойства мышьяка и образование
при температурах реакции восстановления 973-1273°К арсенидов
железа, никеля, меди, марганца, хрома и других металлов, с тем-
пературами плавления в этих же пределах, естественно, приводит
к прогоранию реторт и других реакторов, выполненных из метал-
лов.

3.	Относительно низкие скорости реакций восстановления
оксида мышьяка (III) углеродом, газом СО и пропаном, а также
значительные газовые потоки не позволили в аппаратах, как
шахтная печь, печи кипящего, слоя добиться полноты реакции
восстановления.

4.	Разработанный шведскими и американскими учеными
способ восстановления триоксида мышьяка (III) в гомогенной
газовой фазе атомарным водородом, полученным расщеплением
аммиака, позволяет осуществить реакцию с большой скоростью,
и получить высокий выход металлического мышьяка. Однако
данный способ и устройство для его реализации требуют высоко-
чистого исходного триоксида мышьяка (III) и являются периоди-
ческими (для выгрузки получаемого металлического мышьяка
„ необходимо охлаждать кристаллизатор в восстановительной ат-
мосфере, отсоединять от системы и периодически разгружать).

Несмотря на указанные недостатки в технологии и аппара-
турном оформлении способ восстановления триоксида мышьяка
- в гомогенной газовой фазе атомарным водородом является, на
наш взгляд, наиболее перспективным из рассмотренных способов
и устройств и может явиться основой для создания более совер-
шенных технологических схем, что послужило целью данного
этапа работы.

~ 3.7.2. Обоснование газа-восстановителя для получения
металлического мышьяка и исследование
процесса окисляемости металлического
мышьяка

Ранее проведенные исследования с использованием твер-
дых восстановителей (древесный уголь, коксик) в печах шахтных
и кипящего слоя не позволили получить желаемого результата
из-за относительно низких скоростей восстановления триоксида
мышьяка (III), значительных газовых потоков, что вызывало пы-
_ левынос как исходного твердого восстановителя, так и его золь-
ной части, ошлакования зольной части восстановителя и др. Эти
моменты и трудности, связанные с последующими технологиче-
скими и конструктивными решениями; после их детального ана-
- лиза позволили нам отказаться в настоящей работе от использо-
вания твердых восстановителей и описанных ранее аппаратов
[126].

Для сравнения и оценки эффективности газообразных вос-
становителей (пропана, водорода и аммиака) были, проведены
опыты на установке, схематично изображенной на рис. 3.30. Ре-
актор (I) установки, выполненный из кварцевого стекла, имеет
три температурные зоны. В зоне (1) устанавливалась кварцевая
лодочка (2) с исходным триоксидом мышьяка (III). Температура
по зонам регулировалась автотрансформатором РНО-250-40 и
устанавливалась в зоне испарения исходного триоксида мышьяка
на уровне 623°К; в зоне восстановления газообразного триоксида
мышьяка в пределах 1073-1123°К и в зоне кристаллизации
металлического мышьяка в интервале 623-673°К.

Рис. 3.30 Схема установки для восстановления мышьяка

1	- кварцевый трехзонный реактор

2	- кварцевая лодочка с триоксидом мышьяка;

3	- кварцевая трубка для ввода газа-носителя;

4	- кварцевая трубка для ввода газа-восстановитея

5	- вентиль регулирования давления в реакторе;

6	- кварцевые чехлы термопар 1, II, III зон;

7	- милливольтметр трехточечный;

8	- электронагреватели, включенные через РНО-250-Ю
Форма кварцевого реактора (]) и сопротивлений электрона-
гревателей (8) позволяют визуально наблюдать за процессом об-
разования черного зеркала металлического мышьяка в зоне кри-
сталлизации и убыль оксида мышьяка (III) из лодочки в зоне ис-
парения.

v Опыты проводили по следующей методике: исходный три-
оксид мышьяка в количества 10 г засыпали в кварцевую лодочку

L (2), которую устанавливали в испарительную зону. Реактор гер-
метизировали, промывали нейтральным газом и нагревали до за-
данных температур зону восстановления и зону кристаллизации
металлического мышьяка. После достижения необходимых тем-
ператур в реактор со стороны испарительной зоны подавали газ-
восстановитель в трех-четырехкратном избытке от расчетного
количества испаряемого триоксида мышьяка. Расход газа контро-
лировался реометром. Включение нагрева зоны испарения счита-
лось началом опыта, а появление черного зеркала металлического
мышьяка определяло качественно и частично количественно ско-
рость восстановления оксида мышьяка (III) газом-

; восстановителем. Окончание опыта определялось расчетно по
скорости испарения оксида мышьяка (III) и контролировалось

v визуально по наличию его в кварцевой лодочке.

После окончания опыта установка остывала до комнатной
температуры без отключения подачи инертного газа и без раз-
герметизации. Получаемый мышьяк взвешивался и анализиро-
вался на содержание общего и окисленного мышьяка.

Установка находилась под тягой и имела внутреннее избы-
V точное давление в пределах 10-20 Па для избежания воздуха.

Нагрев зоны 1 при прогретых второй и третьей зонах осу-
™ ществлялся приблизительно в течение 5 мин., а удельная ско-
рость возгонки триоксида мышьяка (III) при 623 °К составляла
порядка 50 мг/см2-мин., что при площади лодочки, равной 10 см2,
t соответствовало около 500 мг в минуту.

В результате выполненных исследований при использова-
нии пропана в качестве газа-восстановителя установлено, что
продолжительность от начала опыта до образования налета чер-
_ ного зеркала металлического мышьяка в зоне конденсации рав-
нялась 28-30 мин. Выход металлического мышьяка составил 75-
80% и 18-24% окисленного мышьяка. Наличие последнего объяс-
няется неполнотой восстановления, проскоком его через зону
восстановления. Особенностью процесса восстановления пропа-
ном является образование сажистого хлопьевидного осадка (уг-
лерода) в восстановительной зоне с частичным переносом его в
зону кристаллизации и загрязнением получаемого осадка.

Таким образом, пропан требует значительного времени на
реакцию, не обеспечивает полноты восстановления даже при че-
тырехкратном избытке, приводит к загрязнению получаемого ме-
таллического осадка хлопьевидным сажистым углеродом. Всё это
создает дополнительные трудности при организации процесса и
его аппаратурном оформлении.

В последующих экспериментах использовался технический
водород, расход которого также соответствовал четырехкратному
избытку от теоретически необходимого, при этом методика опы-
тов оставалась прежней. Водород как восстановитель значитель-
но активнее пропана и реакция образования металлического
мышьяка и черного зеркала в зоне кристаллизации проходит уже
за 7-10 мин. Выход металлического мышьяка составляет 90-95%
при 5-10% содержании окисленного мышьяка, образование кото-
рого, возможно, связано с вторичным окислением.

Аммиак для восстановления триоксида мышьяка (III) полу-
чали из технического 25% водного раствора аммиака путем мед-
ленного нагревания до температуры 370°К, при этом получали
ровную и сильную струю газа. Избыток аммиака дополнительно
контролировался на выходе из установки.

При использовании аммиака в качестве газа-восстано-
вителя практически сразу после прогрева зоны возгонки триокси-
да мышьяка (5-6 мин) происходило образование в зоне кристал-
лизации черного зеркала металлического мышьяка. Интенсив-
ность образования металлического мышьяка и убыль оксида
мышьяка (III) в 2-3 раза были выше в данном случае по сравне-
нию с восстановлением водородом. Получаемый осадок содержал
95-98% металлического мышьяка и 2-5% окисленных форм его.
Металлический мышьяк, осаждаемый в зоне кристаллиза-
ции, имел различную крупность и структуру, что зависит как от
температуры кристаллизации, так и от концентрации его паров.
Были получены корочкообразный мышьяк серого цвета с метал-
лическим блеском в изломе и черно-серый порошкообразный
мышьяк без металлического блеска. Для решения технологиче-
ских и конструктивных вопросов важно было выяснить влияние
- крупности металлического мышьяка на степень его последующей
окисляемое™.

Полученный мышьяк был рассеян на крупности: -6+1;

-1+0,6; -0,6+0,4; -0,4 мм, каждый из них выдерживался на воздухе
" в течение 60 суток, после чего был подвергнут анализу путем
; водной.обработки в течение 15-120 мин.

Для проведения анализа отбирали по четыре параллельные
; пробы от каждого класса.

В табл. 3.11 и на рис.3.31 и 3.32 приведены средние значе-
ния полученных результатов.

Таблица 3.11

Влияние продолжительности водной обработки на
выщелачивание окисленного мышьяка из металлического

Класс, мм	-6+1		-1+0,6		-0,6+0,4		-0,4	
Продолжи- тельность, мин	Содержание, %				Содержание, %			
	О  СМ (Л	н  сс'  <	О ем СО <	Й  Е  СО  <	О  СМ со <	ш  Е И <	О  <м	<
15	2,76	97,2	9,49	90,5	9,35	90,6	7,51	92,2
30	4,75	95,2	10,9	89,1	10,43	89,5	8,61	91,3
60	6,04	93,2	И,2	88,8	12,7	87,2	8,67	91,3
90	6,35	93,6	И,2	88,8	п,з	88,6	9,П	90,8
120	6,48	93,5	11,9	88,3	10,52	89,4	9,91	90,0
Рис. 331. Влияние продолжительности выщелачивания на извлечение
AS2O3

Класс, мм: I --6+1; II --1+0,6; Ш--0,6+0,4; IV --0,4

Представленные результаты свидетельствуют, что в тече-
ние 60 мин обеспечивается практически полное извлечение окис-
ленного мышьяка, и это время можно принять для экспресс -
анализа за оптимальное.

Некоторое увеличение содержания окисленного мышьяка
при более длительном выщелачивании объясняется частичным
окислением мышьяка растворенным в воде кислородом.
-0,6+0,4

-1+0,6	-6+1 Класс, мм

Продолжительность, мин

Рис. 3.32. Влияние крупности AsMeT на содержание As2O3 при
выдержке в течение 60 сут.

(приведены средние значения анализов для каждой фракции)

Металлический мышьяк окисляется с поверхности и по-
крывается окисной пленкой, препятствующей дальнейшему
окислению, поэтому, естественно, с уменьшением крупности и
соответствующим увеличением поверхности степень окисления
его возрастает. Однако при размере зерна менее 0,6 мм она по-
нижается, вероятно, за счет преобладания в этих фракциях
аморфного мышьяка с менее развитой поверхностью. Исходя из
этих предположений несомненный интерес представляет изуче-
ние вопроса окисляемое™ аморфного тонкодисперсного метал-
лического мышьяка, начиная от момента его образования и далее
при длительном хранении на воздухе. Процесс окисления мышь-
яка и образования прочной окисной пленки завершается в основ-
ном в первые 30 суток (табл. 3.12).
Таблица 3.12

Динамика окисления мышьяка

Содержание	Продолжительность														
	Минуты							Часы				Месяцы			
	о	О	О 40	о	о сч	о  00	О 40 04		ОО	40 04	04	,—।	сч	ОП	
/о	96,90	96,90	96,90	96,90	О6‘96	96,90 			 i	96,50	96,44	96,12	95,86		  95,86	94,86	ОО  О\	ОО  04	94,81
А^мст?	97,70	97,70	97,44	97,96	97,44	98,22	97,19	97,44	97,44	97,70	96,03	96,03	96,02	96,02	96,02

ГОСТ на металлический мышьяк:

As I сорта 95-98% As не более 2% As2O3;

As II сорта 92-95% As не более 2% As2O3;
В целом, рассмотренные выше материалы свидетельствуют
о предпочтительном использовании для восстановления мышьяка
водорода, получаемого из аммиака, об ограниченном развитии
окислительных процессов в порошкообразном мышьяке и реаль-
ной возможности получения высокосортной готовой продукции,
что позволяет приступить далее к разработке способа и устройст-
ва для организации непрерывного процесса.

3.73.	Установка для непрерывного получения
металлического мышьяка

Как видно из литературного обзора, основными причинами,
осложняющими разработку непрерывного процесса и аппарата
для его реализации, явились условия кристаллизации компактно-
го кристаллического мышьяка. Согласно этим условиям для по-
лучения компактного мышьяка необходимо осаждать его в кри-
сталлизаторе при температурах 523-673 °К, на внутренней по-
верхности кварцевых труб, охлаждать кристаллизатор до комнат-
ной температуры в восстановительной или нейтральной атмосфе-
ре, отсоединять его и разгружать металлический мышьяк. Отно-
сительная непрерывность процесса может быть достигнута при-
менением группы кристаллизаторов, работающих циклично и
включающихся попеременно, что, естественно, усложнит конст-
рукцию соединительных узлов установки и ее обслуживание.

Иргиредмет предлагает способ непрерывного получения
металлического мышьяка на основе описанной выше реакции
восстановления мышьяка в гомогенной газовой фазе водородом,
получаемым на месте расщеплением аммиака.

Отличительными особенностями предлагаемого способа по
сравнению с известными являются:

1.	Триоксид мышьяка в газообразном состоянии с темпера-
турой порядка 673-873°1< смешивается с аммиаком в факеле с
турбулентным движением газовых потоков.

2.	Вместо чистого оксида мышьяка (III) используются
мышьяковые пыли и промпродукты с выведением из процесса
остатков, содержащих ценные компоненты.
3.	Кристаллизация осуществляется при резком охлаждении
газовых потоков после стадии восстановления до температур ни-
же 373°К с одновременным и непрерывным осаждением и выво-
дом из процесса тонкодисперсного металлического мышьяка и
паров воды.

4.	Сушка металлического мышьяка проводятся в восстано-
вительной атмосфере.

5.	Для санитарной очистки от тонкодисперсного мышьяка
газы пропускаются через слой получаемого мышьяка, служащего
одновременно поверхностью, улавливающей и выводящей
мышьяк и воду.

С целью реальной оценки предлагаемого способа была раз-
работана, изготовлена и испытана укрупненно-лабораторная ус-
тановка, в которой нашли отражение вышеперечисленные прин-
ципы. Укрупненно-лабораторная установка схематически изо-
бражена на рис.3.33 и включает:

1-	2. Аппарат Попова с системой обратных холодильников
для получения газообразного аммиака.

3.	Испарительный узел для разделения пыли и газообразно-
го триоксида мышьяка и нагрева ее до 5 73-8 73 °К.

4.	Факельный реактор для восстановления мышьяка в гомо-
генной газовой фазе атомарным водородом.

5.	Водоохлаждаемый кристаллизатор непрерывного дейст-
вия.

6.	Фильтрующее устройство для разделения газовой фазы,
воды и металлического мышьяка.

Установка работает следующим образом. Перед пуском ее
производят тарировку по электротоку нагревательных элементов
аппарата Попова, испарителя триоксида мышьяка и факельного
реактора в соответствии с задаваемыми температурными режи-
мами. Навеску исходного триоксида мышьяка или мышьяковой
пыли помещают в испарительную зону, включают нагрев фа-
кельного реактора и аппарата Попова, при этом одновременно
факельный реактор выходит на заданный 1123°1< температурный
режим и вся установка "промывается" аммиаком. Разряжение в
разгрузочном устройстве кристаллизатора необходимо поддер-
живать на таком уровне, чтобы в факельном реакторе и испари-
теле триоксида мышьяка устанавливалось разряжение на уровне
10-50 Па. После выхода установки на заданный температурный и
газовый режим, включают нагрев испарительной зоны, при этом
газообразный триоксид мышьяка (III) нагревается до 573-873°К и
~ в виде факела попадает в реактор восстановления.

По касательной к факелу подается газообразный аммиак,
который, активно перемешиваясь с парами As4O6 восстанавлива-
_ ет ее до металлического состояния. Избыток аммиака разлагается
до азота и водорода, создавая в установке восстановительную
5 атмосферу. Пары металлического мышьяка и воды, азот и избы-
ток водорода, попадая в кристаллизатор, резко охлаждаются за
счет расширения и охлаждающей воды. Металлический мышьяк
вместе с конденсирующейся водой оседает в тонкодисперсном
состоянии в разделительном бункере кристаллизатора. Осажде-
ние металлического мышьяка тонкодисперсном, охлажденном до
температур ниже 373°К состоянии, совместно с водой позволяет
избежать взаимодействия его со стенками и деталями кристалли-
затора. Образующуюся пульпу отфильтровывают в разделитель-
ном бункере, при этом из кристаллизатора удаляются избыточ-
ные газы и вода, а металлический мышьяк в виде обезвоженного
L кека поступает на последующую сушку и грануляцию.

Регулирующиеся нагрев и подача исходного раствора ам-
миака, а также система обратных холодильников позволяют по-
лучить ровную, относительно обезвоженную струю газа. Расход
аммиака поддерживается таким, чтобы в установке всегда был
его избыток, что визуально контролируется в начале опыта каче-
ственной реакцией на аммиак, а в ходе восстановления мышьяка -
наличием водорода в отходящих газах.

Как уже отмечалось выше, основной целью испытаний ус-
тановки была реальная оценка принципов предлагаемого способа
и устройства для его реализации, выявления их особенностей,
"узких мест" и наработка опытной партии мышьяка, для изучения
4 его свойств, и в первую очередь контроль по оценке окисляемо-
сти его на воздухе.
1 - аппарат Попова; 2 - система обратных холодильников; 3 - узел испарения и нагрева АбЮз; 4 - факельный реактор;
5 - кристаллизатор непрерывного действия; 6 - фильтрующее устройство для разделения газовой фазы, воды и As-мсг
Наиболее важными особенностями являются: выбор конст-
руктивных материалов и оценка их поведения, в испытываемых
условиях, конструкции сочленений узлов и разнородных мате-
, риалов, способы нагрева, конструктивные решения отдельных
узлов и т.д.

<_ Изучение вопроса окисляемости мышьяка важно с точки
зрения качества конечной продукции, условий ее хранения,
_ транспортировки, товарного вида, использования в народном хо-
зяйстве, а также при решении вопросов о технологическом и кон-
структивном окончании процесса.

Укрупненно-лабораторные испытания подтвердили пра-
вильность основных, заложенных в процесс, технологических
принципов и конструктивных решений, выявили направления
дальнейшего совершенствования процесса и установки. На опы-
ты брали 120-130 г триоксида мышьяка, выводили установку на
необходимый температурный и газовый режим и подавали 30-35
> г или 40-50 л газообразного аммиака. Аммиак подавался из рас-
чета 20% избытка от стехиометрии и количества его на промывку
< установки. В опытах получали 88-92 грамма аморфного мышья-
ка, при этом извлечение составляло 90-94%. Дебаланс мышьяка
L. 6-10% идет за счет окисления мышьяка при фильтрации на воз-
духе и его растворения в фильтрационной воде. В ходе испыта-
ний наработано несколько партий аморфного мышьяка и прове-
дены исследования по его окислению в процессе сушки и при
- хранении в атмосфере воздуха.

Аморфный металлический мышьяк в виде кека сразу после
его получения помещали в кварцевой лодочке в сушильный
шкаф, высушивали до постоянного веса, отбирали от навески
“ пять параллельных проб и анализировали на окисленный мышьяк
(табл. 3.13).
Таблица 3.13

Влияние температуры сушки на окисление мышьяка
в атмосфере воздуха

т°к	Окисление мышьяка, %				
	по партиям				в среднем
333	3,1	2,8	2,2	3,3	2,85
363	3,0	2,9	2,3	3,4	2,9
393	3,2	2,7	2,3	3,3	2,87

Результаты анализов на содержание окисленного мышьяка,
представленные в табл. 3.13 показывают, что изменение темпера-
туры сушки в атмосфере воздуха в пределах 333-393°К влияния
на содержание окисленного мышьяка не оказывают.

С целью определения влияния времени на степень окисле-
ния сухого аморфного мышьяка в атмосфере воздуха были про-
ведены две серии опытов на продуктах различных партий. Гра-
фик отбора проб и результаты анализов, представленные в табл.
3.13 и на рис 3.32 показывают:

1.	Аморфный мышьяк покрывается оксидной пленкой в
первые минуты контакта с кислородом воздуха.

2.	В течение первых часов хранения на воздухе заметного
окисления не наблюдается.

3.	В течение первых суток и до одного месяца хранения на
воздухе наблюдается незначительное окисление аморфного
мышьяка до определенного для каждого материала насыщения
окисной пленки.

4.	Контакт сухого аморфного мышьяка с воздухом в период
от 1 месяца до 4-х практически не изменяет в нем содержание
окисленного мышьяка.

Таким образом, результаты укрупненно-лабораторных ис-
пытаний и анализ получаемых продуктов показывает, что по
предлагаемой технологии и на разработанной установке можно
получить в непрерывном режиме металлический порошкообраз-
ный мышьяк первого или второго сорта, пригодный для длитель-
ного хранения в сухом виде.
На рис. 3.34 и 3.35 схематично изображены укрупненные
экспериментальные установки для получения металлического
мышьяка.

На установке с доработанным кристаллизатором проведены
испытания на мышьяковой пыли с массовой долей 70% оксида
мышьяка.

Технологические показатели процесса

мощность установки, кВт	14,0

производительность по мышьяковой пыли, кг/ч	5,0

температура, °C

в зоне рафинирования	540-620

в зоне восстановления	900

в кристаллизаторе	45

разрежение над тарелью, Па	10-50

расход аммиака, м3/ч	0,5-1,0

В процессе испытаний в непрерывном режиме переработа-
но 8,6 кг триоксида мышьяка. Получено 5,24 кг металлического
мышьяка соответствующего ТУ 48-16-607-77 на товарную про-
дукцию 1 сорта. Извлечение мышьяка в товарную продукцию
составило 92%.

3.8.	Рекомендации по реконструкции Ново-Троицкого
обжигового завода для переработки упорных
золотомышьяковых концентратов

Для металлургической переработки на обжиговый завод
поступают:

1.	Золотомышьяковые концентраты Дарасунской фабрики -
двадцать тысяч тонн в год.

2.	Золотомышьяковые концентраты Кочкарского и Ново-
Троицкого месторождения - пять тысяч тонн в год.

3.	Золотомышьяковые концентраты Миндякской фабрики -
четыре с половиной тысячи тонн в год.

4.	Золотомышьяковые концентраты Токурской фабрики ПО
"Амурзолото” - три тысячи тонн в год.
Рис. 3.34. Схема установки для получения металлического мышьяка

1 - корпус установки; 2 - питатель; 3 - тарель; 4 - нож-съемник; 5 - узел выгрузки остатка; 6 - нагревательные элементы; 7 -
привод тарели; 8 - реактор-восстановитель; 9- кристаллизатор; 10 - сушилка; 11 - сборник остатка; 12 - сборник
металлического мышьяка
(Л

оборотный р-р

Рис. 3.35. Схема установки для получения металлического мышьяка

1 - корпус установки; 2 - питатель; 3 -тарель; 4 - нож-съемник; 5 - узел выгрузки остатка; 6 - нагревательные
элементы; 7 - привод тарелн; 8 - реактор-восстановитель; 9 - кристаллизатор; 10 - распылитель; 11 - сборник
остатка; 12- водяная рубашка; 13 - вакуум-фильтр; 14 - сборник оборотного раствора
5.	Мышьяковые концентраты Иультинского ГОКа - полто-
ры тысячи тонн в год.

Состав концентратов представлен в табл. 3.14.

В результате разработки технологии после проведения ре-
конструкции конечная продукция должна удовлетворять сле-
дующим техническим требованиям:

1.	Огарки золотосодержащие по ТУ 48-16-6-75.

2.	Ангидрид мышьяковистый рафинированный II сорта по
ГОСТ 1973-77 с массовой долей оксида мышьяка более 99,5%.

3.	Мышьяк металлический I сорта по ТУ 48-16-607-77.

4.	Мышьяк металлический марки ОСЧ 17-4 по ОСТ 6-12-
112-73.

5.	Лигатура медь-мышьяк по ТУ 48-16-606-78.

6.	Лигатура свинец-мышьяк по ТУ 48-16-15-78.

По рекомендуемой технологической схеме обжигового за-
вода собственные и привозные концентраты в количестве 34000
т/год (по сухому весу) поступают на склад и в узел подготовки
шихты, где они проходят оттайку в зимнее время, головное опро-
бование и шихтовку (рис. 3.36).

Из склада шихту с массовой долей влаги 5-8% подают в
приемный бункер обжигового передела, откуда загружают на
грохот и ленточный транспортер, подающий шихту в расходный
бункер. Шихту из расходного бункера ленточным весовым доза-
тором подают в печь кипящего слоя (КС).

Огарок из печи разгружают в приемную коробку трубош-
нека, которым его транспортируют в затарочное отделение.

Огарок загружают в контейнеры и направляют на метал-
лургическую переработку с целью извлечения золота. Для ис-
ключения газопылевыделения в цехе имеется система местных
отсосов от загрузочной и рабочей площадок, приемных коробок
трубошнека с очисткой газов в отделении аспирационной очист-
ки воздуха.
Г С f с г f г f ('"

Таблица 3.14

Количество и состав концентратов по мышьяку и сере

Концентраты	Годовая потребность концентрато в, тыс.т	Массовая доля, %				Масса, т	
		Фракции минус 0,074 мм, не более	влаги, не более	МЫШЬЯК  а	серы	мышьяка	серы
1. Дарасунской фабрики	20,0	25	8,0	6,100	30,000	1220,0	6000
2. Кочкарского и Ново- Троицкого месторождений	5,0	40	18,0	6,000	10,000	300,0	500
3. Миндякской фабрики	4,5	25	8,0	1,500	20,000	67,5	900
4. Токурской фабрики	3,0	25	5,0	5,000	10,000	150,0	300
5. Иультинского ГОКа	1,5	20	8,0	40,000	20,000	600,0	300
Шихта	34,0	27	9,2	6,875	23,529	2337,5	8000

377
Рис. 3.36. Проектная схема цеха подготовки и обжига концентратов обжигового завода ПО "Южуралзолото


Пылегазовую смесь с температурой 500-550°С подают в
циклоны и с температурой 400°С смесь из циклонов поступает в
электрофильтр. При обжиге шихты с массовой долей фракции
крупностью минус 0,074 мм не более 30% пылевынос составит
порядка 25-30%. Массовая концентрация пыли порядка 8-9 г/м3,
массовая доля сернистого ангидрида порядка 10-12%. Уловлен-
ную пыль направляют в узел подготовки шихты. Очищенный от
относительно грубой пыли газопоток подают в кристаллизатор,
где осаждается порядка 70-80% оксида мышьяка (III) и часть
огарковой пыли. Осажденный черновой оксид мышьяка (III) на-
правляют пневмотранспортером на участок получения товарного
триоксида мышьяка.

Пылегазовую смесь с температурой воздуха 75°С подают в
отделение мокрой газоочистки.

Раствор из отделения мокрой газоочистки с уловленной
пылью и триоксидом мышьяка поступает на участок получения
товарного триоксида мышьяка.

Порядка 25 т/год рафинированного оксида мышьяка посту-
пает в цех получения мышьяка металлического марки ОСЧ (18
т/год).

Золотосодержащий кек с участка получения товарного ок-
сида мышьяка (III) направляют в узел подготовки шихты.

Маточный раствор с участка получения товарного триокси-
да мышьяка возвращают в отделение мокрой газоочистки. 25-75 т
чернового триоксида мышьяка поступает на участок получения
металлического мышьяка I сорта, часть которого является товар-
ной продукцией (10-50 т/год), часть поступает на участок полу-
чения лигатур на основе мышьяка.

Очищенный от триоксида мышьяка и огарковой пыли газо-
вый поток из отделения мокрой газоочистки поступает в установ-
ку очистки технологических газов от SO2 (КПД 95%). Очищен-
ный от SO2 газ эксгаустером подается в трубу высотой 65 м.

Орошающие растворы установки очистки газов от SO2 кон-
центрацией H2SO4 120-200 г/л собираются в сборник и подаются
в узел нейтрализации. Нейтрализация производится известковым
молоком (суспензия СаСО3). Пульпа из известкового молока и
гипсовом суспензии отстаивается и кек направляется в спецотвал,
а осветленный раствор направляется на приготовление известко-
вого молока.

В схеме обжигового завода имеется передел получения ме-
таллического мышьяка ОСЧ-17-4 по ОСТ 6-12-112-73. Получение
этого продукта разработано институтом "Гидроцветмет" с объе-
мом производства 15 т/ч. Для производства такого количества
мышьяка спроектирована установка получения водорода произ-
водительностью 40 м3/ч. При этом образуется 20 м3 кислорода.
При расходе воздуха на обжиг (2 стадии) 9600 м3/ч, т.е. по кисло-
роду 1920 м3/ч, 20 м3/ч составляет всего около 1% (или 0,2% от
общего количества подаваемого воздуха). Ни на количество, ни
на качество дутья этот кислород не повлияет.

Концентрат поступает на завод в специальных металличе-
ских контейнерах типа СК-2-3,2, вместимостью 1,25 м3. Перевоз-
ка производится в полувагонах и на платформах, груженных по
14-15 контейнеров; порожних - по 70 штук, 14 пачек по 5 контей-
неров в пачке. Контейнеры устанавливаются в вагон на металли-
ческие поддоны.

Выгрузка контейнеров осуществляется на открытой эстака-
де с помощью мостового крюкового крана грузоподъемностью 10
т в специализированном складе, оборудованном тепляком для
оттайки контейнеров.

При выгрузке контейнеров типа СК-2-3,2 применяются
специальные захваты-спредары, навешиваемые на крюк крана.
Применение захватов позволяет полностью отказаться от стро-
пальщиков и полностью механизировать перегрузку контейнеров.
На кране имеется захват, при помощи которого производится за-
цеп за днище контейнера для его опрокидывания.

В случае прилипания концентрата к стенкам контейнера
для выгрузки концентрата применяются накладные вибрацион-
ные машины, навешиваемые на крюк мостового крана (виброраз-
грузчик ДП-6С).

После полного удаления концентрата контейнеры подвер-
гаются мойке, сушке и загрузке на полувагоны для отправки по-
ставщику концентратов.
В зимний период контейнеры разгружаются в тепляк для
оттаивания концентратов.

Шихтовка концентратов производится при разгрузке их из
контейнеров в склад концентрата (яма-бункер) путем поочеред-
ной разгрузки собственных, привозных концентратов и оборот-
ных материалов (некондиционный белый мышьяк, оборотные
пыли, кеки и пр.).

Склад концентрата представляет собой здание, включаю-
щее:

1.	Тепляк для оттайки контейнеров.

2.	Стеллажи для контейнеров запаса и для пустых контей-
неров.

3.	Яму-бункер для шихтовки - подземная часть, сложенная
из бутового кирпича (забетонированная), заглубленная на 4,5 м.
Максимальная вместимость составляет 800 тонн. Перемешивание
и транспортировка концентрата в яме-бункере осуществляется
грейферным краном.

Исходная шихта ленточным транспортером подается в при-
емный бункер обжигового передела.

Шихта поступает на окислительный обжиг, который осу-
ществляется в печи КС в автогенном режиме. Дополнительной
подачи тепла (топлива) в печь КС не требуется. Топливо (жид-
кое) расходуется только в период разогрева печи после ремонта.

Схема цепи аппаратов участков подготовки и обжига кон-
центратов представлена на рис. 3.37.

Шихта из приемного бункера лотковым питателем подается
на грохочение. Подрешетный продукт фракции крупностью ми-
нус 5 мм ленточным транспортером и элеватором подается в рас-
ходный бункер. Фракция крупностью 5 мм после воздушной
сушки и дробления возвращается на шихтовку.

Рассматривается вариант одностадиальный с 50% выжигом
серы и относительно полным выжигом мышьяка; а также двух-
стадиальный с дообжигом основной массы серы.

В первом варианте дальнейшая переработка полученных
огарков осуществляется на МПЗ.
00

1.	Автомобильный транспорт

2.	Кран мостовой, двухкрюковый

3.	Тепляк

4.	Склад концентратов и пылей

5.	Кран мостовой, грэйферный

6.	Шихтовое отделение

7.	Элеватор

8.	Грохот вибрационный

9.	Испаритель дисковый

10.	Питатель

11.	Печь "КС" первой стадии

12,	Печь "КС" второй стадии

13.	Конвейер винтовой

14.	Воздуходувка

Рис. 3.37. Схема участка подготовки и обжига концентратов
При обжиге в две стадии технологические режимы обу-
словлены, с одной стороны, необходимостью более полного
вскрытия рудных минералов и удалением мышьяка, серы и угле-
рода, с другой стороны - исключением образования оксидных
пленок на поверхности золотин, которые препятствуют его рас-
творению в цианистых растворах.

С целью логического объединения двух указанных задач в
одну рассмотрен и рассчитан двухстадиальный обжиг.

При необходимости работы по первому варианту обжиг ве-
дется в одну стадию (с переводом второй печи в резерв), а по
второму варианту используется двухстадиальный обжиг, обеспе-
чивающий получение огарков необходимого качества.

Первая стадия обжига ведется в режиме благоприятном для
отгонки мышьяка с коэффициентом расхода воздуха (а) порядка
0,5.

Первая стадия обжига в печи КС проводится с 50% выжи-
гом серы и 90-95% выжигом мышьяка.

Характеристика печи КС первой стадии обжига:

Рабочая площадь, м2	16

Относительный расход воздуха от теоретически $$
необходимого, %

Удельная производительность по шихте, т/м2-сутки 7,5

Температура в слое, °C	550-600

Высота слоя, см	100

Удельный расход воздуха на 1 м2 пода печи, 4,8-5,4
м3/мин

Линейная скорость, см/с	8-9

Массовая доля серы в огарке, %	12-14

Массовая доля мышьяка в огарке, %	0,3-0,7

Разрежение под сводом печи, Па	30-50

Температура газов под сводом печи. °C	500-550

Массовая доля сернистого ангидрида в печи, %	10-12

Содержание оксида мышьяка на 1 м3 печи, г	135-145

Выход огарка от шихты, %	75-78

Характеристика печи КС второй стадии обжига:

Рабочая площадь, м2	16
Относительный расход воздуха от теоретически необходимого, %  Удельная производительность по огарку I стадии, т/м2-сутки  Температура в слое, °C  Высота слоя, см  Удельный расход воздуха на 1 м2 пода печи, м3/мин  Линейная скорость, см/с  Массовая доля серы в огарке, %  Массовая доля мышьяка в огарке, %  Разрежение под сводом печи, Па  Температура газов под сводом печи. °C  Массовая доля сернистого ангидрида в печи, %  Содержание оксида мышьяка на 1 м3 печи, г Выход огарка от шихты, %	120 '  5,8  650-680 100  4,8-5,4  8-9  0,2-0,5  0,3-0,5 30-50  500-550  5,5-6,5 1-2 70-72

Время пребывания шихты в печи КС под дутьем определя-
ется по формуле:

А-ДУ	(3-4)

где г- время нахождения концентрата под дутьем, ч;

J4 - минимальный объем "кипящего слоя”, м3;

А ~ производительность 1 м2 пода печи, т/сут;

F/ - коэффициент нахождения печи под дутьем;

ЛК- удельный объем концентрата в ’’кипящем слое", м3/т,

12,0-0,95

отсюда т —-----------

10,0-1,02

-1,117

ч.

В огарке содержится примерно половина мышьяка в виде
неразложившегося арсенопирита т.е. 0,17-0,35% и половина в ви-
де арсената железа т.е. 0,17-0,35%.

Невыгоревшая сера в огарке распределяется между троили-
том (пирротином) и пиритом в отношении 1:1.

По данным заводской практики принято, что 50% цинка и
свинца окисляется до сульфатов.
Пыли горячего циклона и электрофильтра направляются на
шихтовку порядка 20%, к ним присоединяются кеки цеха полу-
чения рафинированного триоксида мышьяка порядка 5%.

Основу шихты, примерно 60%, составляют золото-
( мышьяковые концентраты Дарасунской фабрики, представлен-
~ ные сульфидами (пирит-марказит, арсенопирит, галенит, халько-
, пирит, сфалерит, блеклые руды), кварцем, карбонатами, глини-
~ сто-слюдистыми минералами, амфиболами, полевыми шпатами,
пироксенами и другими минералами в незначительных количест-
вах.

:	Золото-мышъяковые концентраты Кочкарского и Ново-

Троицкого месторождений представлены в основном пиритом,
^ арсенопиритом, кварцем, карбонатами, полевыми шпатами и дру-
гими минералами в незначительных количествах.

Золото-мышьяковые концентраты Миндякской фабрики
представлены кварцем (до 60%), пиритом, арсенопиритом, поле-
выми шпатами, незначительными количествами сульфидов меди,
цинка, свинца (в пределах десятых долей процента).

Золото-мышьяковистые концентраты Токурской фабрики
; представлены кварцем (до 50%), пиритом и арсенопиритом с не-
значительным до десятых долей процента количеством сульфи-
, дов меди, цинка, свинца и некоторого количества других породо-
образующих минералов.

k Мышьяксодержащие концентраты Иультинского ГОКа
представлены в основном арсенопиритом, кварцем (около 20%) и
( незначительным количеством породообразующих минералов.

Основную массу шихты представляют кварц, карбонаты,
глинисто-слюдистые минералы и другие вмещающие породы,
каждая из которых в той или иной степени минерализована суль-
фидами (арсенопиритом, пиритом, халькопиритом, сфалеритом,
галенитом) и продуктами их гипергенного изменения (гетитом,
гематитом, лимонитом, ярозитом). Массовая доля последних в
шихте весьма незначительна и в расчетах не учитывалась. Арсе-
М-юпирит наблюдается в виде рассеянной вкрапленности совмест-
но с пиритом.

Химический состав концентратов и шихты принятых к ме-
таллургическим расчетам представлен в табл. 3.15.

На основании химсостава расчетной шихты и вышеприве-
денных минералогических составов концентратов сделан расчет
рационального минералогического состава шихты (табл. 3.16).

Шихта имеет расчетную долю фракции крупностью минус
0,074 мм не более 27%.

Основными полезными компонентами шихты являются
мышьяк и благородные металлы, поведение последних на разра-
батываемых переделах не рассматривается, хотя в основу зало-
жены два варианта обжига - 50% выжиг серы с отправкой огарка
на медеплавильный завод и полный выжиг серы с последующей
гидрометаллургической обработкой огарков с целью извлечения
золота и серебра. Для второго варианта регламент предусматри-
вает режимы обжига, ранее изученные на дарасунских концен-
тратах.

Теоретический расход кислорода при обжиге 100 кг сухой

шихты по основным реакциям окисления минералов и выход
продуктов обжига составит:

2FeAsS + 5О2 = Fe2O3 + As2O3 + 2SO2	(3.5)

О2 = 7,328 кг; Fe2O3 = 7,236 кг; As?O3 = 9,068 кг; SiO? = 5,862 кг

2FeS? + 5,50г = FejO, + AS2O3 + 4SO3	(3.6)

О2 = 26,840 кг; Fe2b3 = 24,095 кг; SO2 = 5,862 кг

PbS + 1,5О2 = РЬО + SO2	(3.7)

О2 = 0,140 кг; РЬО = 0,651 кг; SO2 = 0,187 кг

ZnS + 1,5О2 = ZnO + SO2	(3.8)

О2 = 0,755 кг; ZnO = 1,275 кг; SO2 = 1,007 кг

2CuFeS2 + 6,0О2 = Cu2O + Fe2O3 + 4SO2	(3.9)

О2 = 0,697 кг; Cu2O = 0,523 кг; Fe2O3 = 1,097 кг; SO2 = 1,777 кг

С + О2 = СО2	(3.10)

О2 = 0,885 кг; СО2= 1,217 кг

По полному циклу окисления на 100 кг сухой шихты рас-
ход кислорода составит 36,645 кг (табл. 3.17).

Расчетная масса Fe2O3 = 32,428 кг; А12О3 = 9,068 кг; SO2 =
47,043 кг; СО2 = 1,217 кг
Таблица 3.15

Химический состав концентратов и шихты, принятых к расчетам

Элементы и соединения	Массовая доля элементов, соединений, %					
	в концентрате					
	Дарасунский	Южуралзолото	Миндякский	То кур	Иультинский	Расчетная шихта
Железо	25,95	10,80	17,42	10,42	31,85	22,220
Мышьяк	6,10	6,00	1,50	5,00	40,00	6,875
Сера	30,00	10,00	20,00	10,00	20,00	23,520
Углерод	—	-		3,76	—	0,332
Медь	0,77	—	0,06	0,04		0,465
Цинк	1,70	—	0,10	0,05	—	1,018
Свинец	1,00	—	0,10	0,05	*•	0,606
Сурьма	0,15	-	0,15	0,01	-	0,109
Оксид кремния	30,00	65,00	46,91	57,48	2,80	38,609
Оксид алюминия	4,30	3,00	8,60	-	—	4,109
Прочие	0,03	5,20	5,16	13,18	5,35	2,137
Итого:	100,00	100,00	100,00	100,00	100,00	100,000
Рациональный состав расчетной шихты

Таблица 3.16

Соеди- нения	Массовая доля элементов, %										
	Fe	As	s	Си	Zn	Pb	c	SiO2	а1203	Про- чие	Итого
FeAsS	5,041	6,875	2,933								14,849
FeS2	16,780		19,520								36,300
CuFeS2	0,399		0,465	0,465							1,329
ZnS			0,509		1,018						1,527
PbS			0,093			0,606					0,699
c							0,332				0,332
SiO2								38,609			38,609
A12O3									4,109		4,109
Прочие										2,246	2,246
Итого	22,220	6,875	23,520	0,465	1,018	0,606	0,332	38,609	4,109	2,246	100,000
Расход воздуха на обжиг 100 кг шихты

Таблица 3.17

Компоненты	Теоретически необходимый		I ст. обжига при а = 0,5		II ст. обжига при а = 1,2	
	кг	м	кг	„3 м	кг	мл
Воздух	158,726	121,100	79,663	60,550	191,191	145,320
в т.н.						
кислород	36,645	25,431	18,322	12,715	43,974	30,517
азот	122,081	95,669	61,341	47,834	147,217	114,802
Расчет теплового баланса печи по первому варианту ведет-
ся для материалов в нормальных условиях на 135,00 кг шихты,
состоящей из 100,00 кг основной шихты, 25,00 кг оборотных ма-
териалов (пыль горячего циклона, пыль горячего электрофильтра,
кеки цеха рафинирования оксида мышьяка) и 10 кг воды.

Приход теплоты на I стадию обжига:

L Количество теплоты шихты и оборотных материалов

Q] = С] (mtt] + m2t2)	(3.11)

где Cj - удельная теплоемкость материалов, кДж/(кг °C*);

ть т2 - соответствующие массы шихты, кг;

tb t2 - соответствующие температуры шихты, °C;
отсюда

Qi -0,75 (100-10 + 25-15) = 1031,25 кДж

II.	Количество теплоты воздуха:

Q2 = C2-Vrt3)	(3-12)

где С2 - удельная теплоемкость воздуха, кДж/(м3 °C);

Vb - объем воздуха, м3;

t3 - температура воздуха, °C;

отсюда

Q2 - 1,29 60,5 5 • 15 = 1171,64 кДж

III.	Количество теплоты экзотермических реакций;

2FeAsS + 5О2 - Fe2O3 + As2O3 + 2SO, + 1784800 (3.13)
тт

кДж

7,049-1784800 ^сл£о „

О = —-------------= 6354,68 кДж

198

2FeAsS + 5,50г = 2Fe(As2O3)2 + 2SO^ + 1099490 кДж

0,600.1099490

603,6

4FeAsS + ЗО2 = 4FeS + 2As2O3 + 1 113300 кДж

1,749-1113300

— .

= 4917,07 кДж

2FeS + 5,5О2 = Fe2O3 + 4SO2 + 1654720 кДж

(3.14)

(3.15)

(3.16)

Для удобства расчета температура взята в кДж/(м^ °C)
_ 7,206-1654720 _._1, _ п
С/ =-------------= /4711,23 кДж

159,6

. FeS, + О2 = FeS + SO2 + 213310 кДж
10,540-213310 ______ п
и =---------------—----= 25606,92 кДж

87,8

2CuFeS2 + 6О2 = Cu2O + FeO + 4SO2 +2013880

ГТ

кДж

„ 0,523-2013880 ____ п
(J =-------------= 7365,45 кДж

143

ZnS + 2О2 = ZnSO4 + 774410 кДж

е= 1^6^774410 =6ад?кДж

161,4

~ ZnS + 1,5О2 = ZnO + SO2 + 442160 кДж

0 633-442160

Q = -2^-----—-- = 343 8,42 кДж

81,4

U PbS + 2О2 = PbSO4 + 823800 кДж

_ 0,433-823800	л

и=--------------=1203,64 кДж

303,2

PbS + l,5O2 = РЬО + SO2 + 420650 кДж

0,223-420650

О =-------------= 420,27 кДж

223,3

(3.17)

(3.18)

(3.19)

(3.20)

(3.21)

(3.22)

0 332-393140

—— = 2966,42 кДж
44
1 г

Общее количество теплоты, выделяющейся при окислении
минералов, Q3 = 185922,997 кДж.

Итого приход теплоты Qj + Q2 + Q3 = 188125,887 кДж.

Расход теплоты на I стадии обжига:

1.	Теплота, уносимая огарком и пылью:

Q, ' =	+ m'2t2)	(3-23)
где С। - удельная теплоемкость материалов, кДж/(кг °C);

mi, т2 - соответствующие массы материалов, кг;

t(, t2 - соответствующие температуры материалов, °C;
отсюда

Qi' = 0,74 (85,0-550 + 23,0-470) = 42594,40 кДж

II.	Теплота, уносимая газами (без паров воды):

а % +С„2 +С„г +СсоУсо +ССО; ); (3.24)
где С - удельные теплоемкости газов, кДж/(м3 °C)

V- соответствующие объемы газов, м3;

?з* - температура отходящих газов, °C;
отсюда

Q. = (1,94 - 6,655 +1,31 - 0,3 +1,25 • 47,835 +1,26 • 0,355 +

+ 1,87 • 0,546) • 470 - 35045,08 кДж

Теплота на нагрев и испарение воды:

а)	теплота на нагрев воды до температуры 100°С

Свтв •(/" - tB )= 4,186 10 -(100 -10) = 3767,40	кДж

б)	теплота на испарение воды:

hmB ~ 2256,3-10 - 22563,00 кДж

в)	теплота на нагрев пара:

СХ-0,-юо)=1,605-12,44-370 = 7387,42	кДж

Итого количество теплоты, уносимой газами:

Q4 = 68762,90 кДж

Количество теплоты, теряемой во внешнюю среду, принято
по аналогии с данными заводской практики, т.е. 50% от прихо-
дящего количества теплоты:

Q4 = 244443,90-0,05-12222,19 кДж

Итого расход теплоты:

О,' + Q2 + Qz + 04 = 123579,49 кДж

Приход теплоты на II стадию обжига:

Q\ ~ Ci
где Ci - удельная теплоемкость, кДж/(кг °C);

Ш] - масса огарка, кг;

ti - температура огарка, °C;
отсюда

Q,’ = 0,74 85,0-520 = 32708,0 кДж

II. Количество теплоты воздуха:
fl	ГТ	w »Г

О2 ” Сз 'V J '^4 )

Q2"= 1,29 145,32-15 = 2811,93 кДж

Ш. Количество теплоты экзотермических реакций:

2FeS2 + 5,5О2 = Fe2O3 + 4SO2 + 1654720 кДж	(3.25)

п 21,995-1654720

О =----------------= 228042,378 кДж

159,6

2FeS + 3,5О2 = Fe2O3 + 2SO2 + 1226410 кДж	(3.26)

11,169-1226410	л

и =----------------= 85825,647 кДж

159,6

Общее количество теплоты при окислении химических со-
единений,
Q3 = 313868,025 кДж

Итого приход теплоты на II стадии обжига

Q* + £?2 + 0з = 349387,955 кДж

Расход теплоты на II стадии обжига:

I.	Теплота, уносимая огарком и пылью:

в; =с;'(,„х+т^)	(з-27)

где С] - удельная теплоемкость материала, кДж/(кг °C);

Ш] , т2 - соответственно массы огарка и пыли, кг;

t] , t2 - соответственно температуры огарка и пыли, °C;
отсюда

Qi* = 0,74 73,0*650 + 10,0*5500) = 39183,0 кДж

II.	Теплота, уносимая газами (без паров воды):

0.2 =(cso Vso +СО Vo +CN VN )•/"'	(3.28)

**	\	ос/2	с/2 с<2	2 ' 2

где С - соответствующие удельные теплоемкости газов, кДж/(м3
°C)
V - соответствующие объемы газов, м3;

г3,т» ™ температура отходящих газов, °C;

отсюда

q" = (2,27-15,482+1,54-20,5+1,46-114,802)- 570 = 133564,680

III. Количество тепла, теряемое через стенки печи (5% от
приходящей теплоты)

q" = 349387,955 • 0,05 = 17482,947	кДж

Итого расход теплоты:

190217,077 кДж

Общее количество теплоты, выделяющейся при окислении
минералов шихты в две стадии составляет 185922,997 +
313868,025 =499791,022 кДж, или теплотворная способность 1 кг
шихты из концентратов составила 4997,910 кДж, что позволяет
сделать на основании прихода и расхода теплоты (табл. 3.18), вы-
вод о возможности ведения обжига на обеих стадиях в автоген-
ном режиме. Для балансирования печи по теплу необходимо либо
впрыскивать в КС воду, либо утилизировать тепло, используя
теплообменники, помещенные в кипящем слое.

Время переработки 135,00 кг шихты по I стадии обжига оп-
ределяется по формуле:

т

h = 	(3.29)

а\

Где - время переработки шихты, ч;

т ~ масса перерабатываемой шихты, кг;

(?] - заданная производительность 1 м2 пода печи "КС-Г по
концентрату, кг/ч.

135,000

Отсюда г. =---------= 0,5 оЗ ч

1	231,481

(Г] - время переработки шихты на I стадии обжига).

кДж
Таблица 3.18

Тепловой баланс двухстадиального обжига

Статьи расхода	I стадия обжига		II стадия обжига	
	Количество теплоты, кДж	Распределение, %	Количество теплоты, кДж	Распределение, %
	Приход теплоты			
Шихта	1031,250	0,421	32708,000	9,361
Воздух	1171,640	0,479	2811,930	0,804
Экзотермические реакции	185922,997	99,100	313868,025	89,835
Итого:	188125,887	100,000	349387,955	100,000
	Расход теплоты			
Огарка и пыли	42594,400	22,642	39183,000	11,214
Газов	35045,080	18,628	133564,680	38,228
Нагрев и испарение влаги	33717,820	17,923	-	-
Теряемой во внешнюю среду	12222,195	6,497	17482,947	5,003
Итого:	123579,495	65,690	190217,077	54,445
	Баланс			
Избыток теплоты в слое	64546,392	34,310	159163,829	45,555
Всего:	188125,887	100,000	349397,955	100,000
Время переработки огарка печи "КС-I" во второй стадии
определяется из соотношения:

1

Т2

аг
а.

(3.30)

0,583-231,481 _____

Отсюда г, =--------------= 0,558 ч.

2	241,666

Общая площадь трубчатых теплообменников в слое опре-
деляется по формуле:

F = 7^	Р-31>

где F- площадь теплообменников на 1 м2 пода печи "КС", м2;

2изб - избыточная теплота в слое печи "КС", кДж;

к - коэффициент теплопередачи, кДж/(м2 °C);

/| и /2 — соответственно средние температуры слоя и эмуль-
сии, °C;

т- время переработки шихты в печи "КС", ч,
отсюда площадь теплообменников I стадии

i

64546,392

= 0,407 м2,

п

159163,829

- 0,821 м2.

Расход воды определяется из соотношения:

где У - масса воды, кг;

£)изб - избыток теплоты в слое, кДж;

Qi и О2 - количество теплоты 1,0 кг соответственно пара и
воды, питающих систему, кДж;

отсюда
____________64546,392___________

!СТ ~ (о,6-2787,9+ 0,4-1046,5)-518,4
или 0,132 м3/ч на 1 м2 пода печи "КС-1"

у ________________159163,829__________

и ст	(о,6 • 2787,9 + 0,4 -1046,5)- 518,4

ч или 0,18Гм3/ч на 1 м2 пода печи "КС-П"

= 41,050

кг за 0,583 ч

= 101,188

кг за 0,558

Рекомендации по выбору и проектированию
технологического оборудования

1.	Печь кипящего слоя должна иметь круглое сечение, что
позволит более рационально использовать площадь, уменьшить
завихрение в рабочем пространстве печи, повысить жесткость
корпуса и футеровки. На рис. 3.38 представлен общий вид печи
для обжига в кипящем слое,

2.	Высота кипящего слоя 1,5-1,6 м.

3.	Сечение печи в надслоевом пространстве должно пре-
вышать сечение слоя для сокращения пылевыноса.

4.	Печь II стадии расположить относительно печи I стадии
ниже на высоту "кипящего слоя” с целью облегчения перегрузки
продуктов обжига.

5.	Для перегрузки огарков и циклонных пылей I стадии об-
жига в печь КС II стадии предусмотреть перегрузочное устройст-
во с системой клапанов, аналогичных применяемым на канадских
предприятиях.

6.	В каждой печи предусмотреть устройство для донной
выгрузки огарка.

7.	Площадь "живого сечения” печей рекомендуется принять
1,5% от площади пода.

8.	Подвод сжатого воздуха для кипения в каждую печь КС
должен осуществляться от индивидуальных воздуходувок для
удобства регулирования количества дутья.

Рис. 3.38 Печь для обжига в кипящем слое

9.	С целью предотвращения преждевременной конденсации
гриоксида мышьяка весь газотракт (до мокрой системы очистки)
должен быть возможно коротким и хорошо теплоизолированным.
Предусмотреть расположение газоходов только в наклонных
плоскостях и установить температурные компенсаторы.

10.	На участке газотракта между циклонами и электро-
фильтром предусмотреть установку эксгаустера, способного ра-
ботать при температуре 400-450°С.

11.	С целью обеспечения устойчивой аэродинамики кипя-
щего слоя огарка в печах предусмотреть вертикальное располо-
жение трубчатых теплообменников.
12.	С целью охлаждения огарка и уменьшения загазованно-
сти в цехе, установить по практике работы отечественных пред-
приятий водоохлаждаемый трубошнек, посредством которого
огарок будет транспортироваться для загрузки в контейнеры.

13.	В качестве конструкционного материала для изготовле-
ния арматуры (внутри печи) рекомендуется использовать стали
улучшенного качества марок XI8HI0T, 06ХН28МДТ или стали с
аналогичными характеристиками.

14.	Бункеры под пыли и сухие сыпучие материалы изготав-
ливаются на месте из конструкционных сталей марки 08, 10, ВСт,
Зсп и ВСт.5сп. Угол наклона боковых стенок бункеров под обо-
ротные пыли должен быть не менее 70° по отношению к горизон-
там. Бункеры снабдить вибраторами.

15.	Для механизации ручного труда в металлургическом
цехе необходимо:

пневмотранспортировать оборотные пыли;
автоматизировать загрузку шихты в печь;

механизировать загрузку сыпучих материалов в бунке-
ра и аппараты, выгрузку контейнеров, кюбелей;

оборудовать бункера вибраторами.

При проектировании металлургического цеха следует пре-
дусмотреть автоматическое регулирование технических парамет-
ров и операций обжигового передела:

1.	Температура в печах КС I и II стадий обжига. Автомати-
ческое регулирование должно обеспечить точность поддержания
температуры в слое ±(15-20)°С, для чего должно быть установле-
но 5-6 датчиков. Регулирование температуры в слое можно осу-
ществлять подачей воды в теплообменники или изменением ко-
личества подаваемой шихты.

2.	Подача сжатого воздуха в печи КС I и II стадий обжига.
Автоматическая регистрация и регулирование подачи воздуха
может быть осуществлена с использованием самопишущих рас-
ходомеров типа Э-610 и дроссельных заслонок, которые устанав-
ливаются на всасывающих патрубках нагнетателей. Аналогич-
ным способом должно быть осуществлено автоматическое регу-
лирование тягового режима по газотракту.
3.	Дистанционное управление и блокирование электродви-
гателей основного и вспомогательного оборудования.

Основными технологическими вредностями при обжиге зо-
V. лото-мышьяковых концентратов являются возможные выделе-
ния, в рабочую зону и атмосферу минеральных тонкодисперсных
пылей, тепловое излучение от печей КС, газоходов, пылеулавли-
вающих аппаратов, а также выбросы обжиговых газов, содержа-
щих оксиды серы, мышьяка и углерода.

Рекомендуется предусмотреть следующие мероприятия:

1.	Печные агрегаты и газоходы должны быть теплоизоли-
рованы и иметь температуру наружных стенок не более 40°С;

2.	Загрузочный узел печи КС, места выгрузки пылей и дру-
U гих сыпучих материалов, огарка, должны быть оснащены мест-
ной вентиляцией;

3.	В цехе необходимо организовать общеобменную венти-
ляцию из нижних и верхних зон.

Индивидуальная защита, персонала от возможности пора-
жения соединениями мышьяка предусматривает наличие спец-
; одежды и защитных средств. Персонал должен получать спецпи-
тание. Должно быть отведено специальное помещение для прие-
ма пищи и для курения.

Пылегазовые выбросы в помещение цеха возможны лишь
при грубом нарушении технологических режимов, забивании га-
; доходов и пылеулавливающих аппаратов, неисправности системы
разгрузки пылей и эксгаустеров.

Во избежание забивания газотракта необходимо с запасом
рассчитать циклоны, электрофильтры и другие пылеулавливаю-
щие аппараты, предусмотреть резервные газоходы и эксгаустеры.
ЛИТЕРАТУРА

1.	Лодейщиков В. В. Извлечение золота из упорных руд и
концентратов. - М.: Недра, 1968. - 202 с.

2.	Лодейщиков В.В. Технология извлечения золота и серебра
из упорных руд /ОАО «Иргиредмет»- 1999.- 2 т.- 786 с.

3.	Анализ состояния техники и технологии извлечения сво-
бодного золота на ОФ и ЗИФ и разработка рекомендаций
по повышению его извлечения: Отчет/ Иргиредмет; Руко-
водитель работы Т.Б.Белова. -Иркутск, 1981. -.44 с.

4.	Лодейщиков В.В., Панченко А.Ф., Иванова О.Н. Особен-
ности переработки золото-сурьмяных руд// Совершенство-
вание технологии производства сурьмы и её соединений.
Разработка мероприятий по повышению комплексности
использования сурьмяного сырья. - Фрунзе, 1975. - С. 36-
46.

5.	Валиков С.В., Панченко А.Ф. Разработка и внедрение без-
амальгамационной технологии переработки золото-
сурьмяных гравитационных концентратов// Химия, техно-
логия и анализ золота и серебра: Тез. докл. Первого Все-
союзного совещания по химии, технологии и анализу зо-
лота и серебра.- Новосибирск, 1983.- С.168.

6.	Основы металлургии. Том 5. - М.: Металлургия, 1968. - С.
277-279, 248, 282. - С. 608-610.

7.	Лодейщиков, В. В., Игнатьева К.Д. Рациональное исполь-
зование серебросодержащих руд. -М.: Недра, 1973. -С.
210-211.

8.	Baum W. (1990) Минералогия как металлургический инст-
румент в процессе выбора и оптимизации процесса пере-
работки упорной золотосодержащей руды. Золотой Форум
Рэндол 1990, Randol International, С. 35-38.

9.	Baum W., Sanhueza 0., Smith E.H., Tufar W. (1989) Исполь-
зование технологической минералогии для оптимизации
установки на фабрике извлечения золота, серебра и меди
El Indio (Чили). - Erzmetall, Том 42, №9, С. 373-378.
10.	Von Michaelis H. (1987) «Инновации в извлечении золота и
серебра. Фаза III Randol International Ltd, Том 3.

11.	Burg G.H. (1930) "Die Sichtbarmachung des feinverteilten
Goldes in goldoffigen Erzen und ihre wirtschaftliche Bedeu-
tung" Metall und Erz, Том 13, №7, C. 333-338.

12.	Filmer A.O. (1982) «Растворение золота обожженных пи-
ритных концентратов» Journal Soufh African Inst. Min
Metal., Tom 3, C.90-94.

13.	Ferreira P.M. et al. (1989) «Обжиг упорных золотосодер-
жащих концентратов на Нью Консорт» Eng. & Mining
Journal, декабрь 1989, С.26-30.

14.	Dunne R.C., Liddell S.J. (1984) Повышение извлечения зо-
лота из золотосодержащих огарков и пиритов с помощью
тонкого измельчения. Отчет Минтек М 161.

15.	Обжиг в кипящем слое с последующим извлечением ме-
таллов. G.Wall and D.MacAskill, Dorr-Oliver, Milford, Con-
necticut.

16.	Переработка упорных руд с помощью: кислородо-
обогащенного обжига. Freeport McMoran Inc., US patent 4,
919, 717, April 24, 1990.

17.	K.W. Major, P.Eng. & P.G.Semple, P.Eng. Проектные и экс-
плуатационные параметры применения сухого измельче-
ния и обжига для переработки упорных золотосодержащих
руд (1992) «Инновации в извлечении золота и серебра, Фа-
за IV Randol Intemetional Ltd, Том 6, С.3045-3056.

18.	P.Downy & К. Major. Обжиг на Голден Беар (1992) «Инно-
вации в извлечении золота и серебра, Фаза IV Randol Inter-
netional Ltd, Том 6, С.3057-3064.

19.	DETER, Ken W. & McCQRD, Тот H. (1991) Oxygen Whole
Ore Roasting at Jerritt Canyon Jowt Venture. SMEAnnual
Meeting, Denver, Colorado. February 25-28, 1991, Preprint
91-112.

20.	PEINEMANN, Bodo (1991) New Experience in Gold Roasting
Using Luigi's CFB Technology. Proc. World Gold '91, Caims,
AustraUa,-April 21-25, pp. 3-9.
21.	PEINEMANN, Bodo (1990) Lurgi's Circulating Fluid Bed
Roasting Process Improves Gold Recoveiy. Randol Gold Fo-
rum '90, Squaw Valley, California, Sept. 13-15, 1990.

22.	BIEHL, Ray & BUNN, Shaun (1990) Roasting at Kalgoorlie
ConsoUdated Gold Mines Pty Ltd - Internal Company Report
November 1990.

23.	HARRIS, Leonard (1992) Newmont's Refractory Gold Ore
Program. Randol Gold Forum VANCOUVER '92, pp. 149-
150.

24.	Обзор установок обжига и услуг, предоставляемых малым
рудникам в Kwekwe, Зимбабве: - R.M. Kadeihe в Kwekwe,
Зимбабве и E.S. Makande - African Mining - IMM .1986.

25.	Morwood A.F.B. Обжиг и переработка золотосодержащих
флотоконцентратов. Австралийский институт горного де-
ла5 и металлургии. № 116, 1939.

26.	Dunn J.G., Bailey R. (1986) "Отложение золота в процессе
обжига пиритных золотосодержащих концентратов" Отчет
WAMPRI № 25.

27.	Eisl J.A., Fischer D.D., Heinen H.L, Kesterke D.G. (1971)
«Перенос золота комплексными парами-хлоридов метал-
лов» US Bureau Mines Report of Investigations 7489.

28.	James S.E., Hager J.P. (1978) «Химия высокотемпературно-
го испарения в, системе золото-хлор включая образование
парообразных соединений золота и серебра с медью и же-
лезом» Metall. Trans. В, 9В, декабрь, С. 501-508;

29.	Henrick К., Brennan D. (1976) "Улетучивание золота при
технологии обжига, включающей хлорирование" Прави-
тельственные химические лаборатории, WA, Отчет об ис-
следованиях, 12.

30.	Landsberg A., Hoatson C.L. (1970) "Кинетика и равновесие
системы "золото-хлор" Журнал редких металлов, 22, С.
327-339.

31.	Nagy I., Mrkusic P.O., McCullock H.W. (1966) «Химическая
переработка упорных золотосодержащих руд». Нацио-
нальный Институт Металлургии, Отчет № 38, 9 июня.
32.	Hansen K.R.N., Laschinger J.E. (1967) «Обжиг упорных
золотосодержащих руд и концентратов» Литературный
обзор, Национальный Институт Металлургии, Отчет №8, 3
января.

33.	Mrkusic P.O., Laschinger J.E. (1967) «Упорные золотосо-
держащие руды» Отчет по исследования обжига золотосо-
держащих концентратов в печах Эдвардса на установках
Феарвью и Нью Консорт, Национальный Институт Метал-
лургии, Отчет №211,15 августа.

34.	Dorr J.V.N., Bosqui F.L. (1950) «Цианирование и обогаще-
ние золотых и серебряных руд» McGraw-Hill Publ. Со., 2-е
издание, С. 150-176.

35.	Chen Т.Т., Dutrizac J.E., Haque К.Е., Wyslousli W., Kashyap
S., 1984 "Относительная проницаемость минералов для
микроволн", Ежеквартальный металлургический журнал
Канады, Том 23, № 3, С.349-351.

36.	BAGHURST, D.R. & MINGOS, D.M.P. (1988) Application of
Microwave Heating Technique for the Synthesis of Solid State
Inorganic Compounds. Chem. Commu. Of Chem. Soc. (Lon-
don).No. 12, pp. 829-830.

37.	HAQUE, K.E. (1987) Microwave Irradiation Pretreatment of a
Refractory Gold Concentrate. Proc.CIM International Sympo-
sium on Gold Metallurgy: pp. 327-339, Ed. R.S. Salter, D.M.
Wyslouzil & G.M. McDonald. Peigamon Press.

38.	WALKIEWICZ, J.W.; KAZON1CH, J.W. & McGILL, S.L.
(1988) Microwave Heating Characteristics of Selected Miner-
als and Compoiinds. Minerals & Metallurgical Processing.
Vol. 5, No. 1, pp. 39-42, February 1988.

39.	Ergun S., Bean E.H., 1968 "Магнитная сепарация пирита из
угля"; Отчет об исследованиях 7181, USBM, 23 с.

40.	Hall S.T., Finch J.A., 1984 "Интенсивное магнитное выве-
дение серы из угля" Переработка металлов и минералов,
ноябрь, С.179-181.

41.	Iskander M.F., изд. 1983 "Электромагнитные технологии в
энергетике" Журнал микроволн, Том 18, № 1, март, С.3-
109.
42.	Jacobs I.S., Zavitsanos P.D., Golden J.A., 1982 "Пиритная
сера в ходе микроволновой десульфаризации угля" Жур-
нал прикладной физики. Том 53, № 3, март, С.2730-2732.

43.	Kruesi Р., 1984 "Перспективы применения микроволновой
энергии для повышения эффективности извлечения метал-
лов" Химическая инженерия, ноябрь 1, стр. 18.

44.	Matthes S.A., Farrell R.F., Mackie A J. 1983 "Микроволновая
система растворения проб металлов и минералов" Отчет о
техническом развитии 120, USBM, 9 с.

45.	Vasilakos N.P., Magalhaes F., 1984 "Микроволновая сушка
полимеров" Журнал микроволн, Том 19, № 2, июнь, С. 135-
144.

46.	DUNNE, R.C. & LIDDELL, K.S. (1984) Improved Recoveries
of Gold from Auriferous Calcines and Pyrite by Fine Milling.
Report M161, MINTEK, Randburg, South Africa.

47.	LIDDELL, K.S. (1990) Some Applications of Ultrafine Mill-
ing Using the Mill as a Reactor for Refractory Gold-Bearing
Materials. International Deep Mining Conference. Innovations
in Metallurgical Plant, SAIMM, Johannesburg.

48.	LIDDELL, K.S. (1989) Developments of the Metprotech UL
trafme Milling Process. The Role of the Practical Metallurgist
Symposium - Mine Metallurgical Managers' Association, Jo-
hannesburg.

49.	LIDDELL, K.S. (1989) Improved. Recoveries of Gold from
Pyrite and Calcine by the Metprotech Fine Milling Process.
Gold Mining ’88. Proc. Second International Conference on
Gold Mining, pp. 318-332, Vancouver, British Columbia.

50.	LIDDELL, K.S. (1986) Machines-for Fine Milling to Improve
the Recovery of Gold from Calcines and Pyrite. GOLD 100,
Proc. International Conference on Gold. Volume 2, Extractive
Metallurgy of Gold, pp. 405-407. Johannesburg SAIMM.

51.	Схема обогащения золотоносных мышьяковых концентра-
тов на обогатительной фабрике Сальсинь/ ТПП СССР. Ир-
кутское отделение. - № 58. -89. - Иркутск, 1988. - Пер.ст.
Lesoille М. из Jnduatria miner. Mines et Carrieres. Techn-
1987.-69, №7.-P.231-235.
52.	SMITH, G.R. (1989) The Production of High Grade Arsenic
v Trioxide from Refractory Gold Ore at Fairview Mine. Proc.

"Tlie Role of the Practical Metallurgist" Symposium on Mine
v Metallurgical Managers’ Association. June 1989, p; 152.

53.	К вопросу о форме нахождения "невидимого" золота в ар-
- сенопирите и пирите /В.Н.Войцеховский. Б.Г.Берковский.
О.Я.Яшуржинская и др.//Изв.вузов. Цветная металлургия.
1975.-№ З.-С.60-65.

54.	Коробушкин И.М. О форме нахождения "тонкодисперсно-
го" золота в пирите и арсенопирите //Докл. АН СССР.
197О.-Т.192.-№ 5. С.1121-1122.

55.	Структурная и химическая неоднородность пирита Сара-
. линского месторождения (Кузнецкий Алатау) /А.М.Сазо-
нов, Е.А.Звягина, Л.М.Кривопутская и др.// Геология и
(	геофизика. 1992.-№ 8.-С. 87-95.

56.	Петровская Н.В. Самородное золото.-М.: Наука.-1973.-347
С-	с.

57.	Гаврилов А.М., Плешаков А.П.. Бренштейн П.С. Исследо-
вание субмикроскопического золота в арсенопирите мето-
дами растровой электронной микроскопии и микрорентге-
носпектрального анализа //Труды ЦНИГРИ. 1979.-
Вып.142.-С.28-31.

- 58. Субмикроскопическое золото в сульфидах некоторых ме-
сторождений вкрапленных руд /А.М.Гаврилов, А.П.Пле-
шаков. П.С.Бренштейн, С.М.Сандомирская// Советская
геология. 1982.-№ 8.-С.81-86.

4 59. Миков А.Д. Экспериментальные исследования по электро-
химическому растворению золота. В кн.: Геология золото-
рудных месторождений Сибири.-М., 1970.-С.130-136.

60.	Миронов А.Г., Альмухамедов А.И., Гелетий В.Ф. и др.
Экспериментальные исследования геохимии золота с по-
мощью метода радиоактивных индикаторов.-Новосибирск:
Наука. 1989.-281 с.
61.	Исследование металлургических процессов переработки
золотосодержащих продуктов методами математического
и физико-химического моделирования с использованием
комплекса инструментальных физических и физико-
химических методов анализа для контроля равновесий.
/Отчет.-г. Иркутск, Иргиредмет.-] 991 г.-218 с. Рук. Вали-
ков С.В.

62.	Изучение влияния структуры золотосодержащих сульфи-
дов на извлечение благородных металлов в целях усовер-
шенствования металлургической переработки руд и кон-
центратов /Отчет.-Иркутск, Иргиредмет.- 1995 г.- 120 с.-
Рук. Валиков С.В.

63.	Топохимизм минералов: аномальная концентрация микро-
примесей в твердых растворах с дефектной структурой/
М.Г. Абрамович, Б.М.Шмакин. В.Л.Таусон, В.В.Акимов
//ЗВМО. 199О.-Ч.69.-Вып. 1 .-С. 13-22.

64.	Минералы. Справочник. -М.: Изд-во АН СССР. 1960.-Т. 1.
-617 с.

65.	Бородаевский Н.И., Божинский А.П., Казаринов А.И.
Промышленные типы золоторудных и золотосодержащих
месторождений //Труды ЦНИГРИ. 1968.-Вып.79.-С.178.

66.	Румянцев Ю.В.. Губейдулина А. В., Храмченко С. И, Со-
стояние комплексного использования отвальных хвостов
золотоизвлекательных фабрик// Науч.труды Иргиредмета.-
Иркутск. ]977.-Вып.30.-С. 137.

67.	Розова Е.В., Михайлова Л,В. Изучение электрических
свойств пиритов Березовского золоторудного месторожде-
ния в связи с их золотоносностью / Науч.труды ЦННГРИ
ВЫП.96.-М.. 1971.-С.75.

68.	Гуреев В.Ф., Константинов М.М., Алышева Э.И. О соот-
ношении син-генетичного (тонкодисперсного) и наложен-
ного золота в пирите /Докл. АН СССР, Т. 181, № 5, 1968.-
С.203.

69.	Сорокин В.Н. О хемогенной и гидротермальной золото-
носности на месторождении Бакырчик/ Науч.труды
ЦНИГРИ, вып.96.-М., 1971.-С.148.
70.	Ивойлов А.С., Храмченко С.И., Липская В.И. Состав са-
мородного золота в рудах Ленского района /Науч.труды
Иргиредмета, вып. 32.-Иркутск, 1979.-С.32.

71.	PDF-JCPDS The Powder Diffraction File, published by the
Joint Committees on Powder Diffraction Standarts, Swarth-
more. Pennsylvania, USA, 1977.

72.	Смагунов B.H. Изучение химических превращений при
термической обработке сульфидных минералов:
Дис...канд.хим.наук: 02.00.01. Защищена 15.10.1982;
Утв.06.04.1983; 04200115542,-Иркутск. 1982.-213 с.

73.	Амелинкс С., Делавиньет П. Дислокации в слоистых
структурах //Прямые методы исследования дефектов в
кристаллах.-М.: Мир, 1965.-С. 138-183.

74.	Электронно-микроскопические изображения дислокаций и
дефектов упаковки. Справочное руководство
/Под.ред.В.Ш.Косевича, Л.С.Палатника.-М.: Наука, 1976.-
224 с.

75.	Вишняков Л.Д. Современные методы исследования струк-
туры деформированных крист аллов.-М.: Металлургия,
1975.-480 с.

76.	Уманский Л.С. Рентгенография металлов.- М.: Металлур-
гия, 1967.-236 с.

77.	Дымченко Н.П., Шишлянникова Л.М., Ярославцева Н.Н. К
расчету блочности и микродеформаций поликристаллов
методом гармонического анализа с использованием
ЭВМ.//Аппаратура и методы рентгеновского анализа.-Л.:
Машиностроение. 1974.-Вып. 15.-С.46-53.

78.	Delhez R., Mittemejet E.J., De Keijser Т.Н., Rozendaal H.C.F.
Corrections for angle dependence of Lorentz polarization and
structure factors in X-ray diffraction line profiles //J.Phys. E:
Sei. Inst.-1977.-V. 10.-№ 5.-P. 784-787.

79.	Stokes A.R. Numerical Fourler-analisis method for correction
of widths and shapes of lines on X-ray powder photographs
//Proc. Phis.Soc.-1948.-V. 61.- № 2.-P. 382-388.
80.	Таусон В.Л., Абрамович М.Г.. Лобза Г.В. Цели и методы
изучения тонкой структуры минералов //Геохимия.-1981.-
№ 11.-С.1694-1704.

81.	Крылов В.Д. К методике расчета микродеформаций и раз-
меров блоков когерентного рассеяния рентгеновских лу-
чей при гармоническом анализе формы интерференцион-
ных линий рентгенограмм поликристаллов //Кристалло-
графия.-1959.-Т.4.-С.627-628.

82.	J.L.POUCHOU and F.PICHOIR. A new for quantitative S-
RAY micro-analysis //Manusript submitted March.-19.-1984.

83.	Лаврентьев Ю.Г., Вайнштейн Э.К. Влияние инструмен-
тальной ошибки на точность и чувствительность рентге-
носпектрального анализа И Журн.аналит.химии.-1965.-
Т.20.-№ 9.-С.918-926.

84.	МИ 1709-87. Методические указания. Однородность стан-
дартных образцов состава монолитных материалов для
спектрального анализа. Методика выполнения измерений.-
М.: Изд-во стандартов, 1988.-7 с.

85.	Герасимов Я.И., Крестовников А.Н., Шахов А.С. Химиче-
ская термодинамика в цветной металлургии. -М.: Метал-
лургия, I960. -Т. 1.-11 с.

86.	Владимиров Л.П. Термодинамические расчеты равновесий
металлургических реакций. -М.: Металлургия, 1970. -527 с.

87.	Карпов И.К. Физико-химическое моделирование на ЭВМ.-
Новосибирск: Наука, 1981.-247 с.

88.	Дорогокупец П.И., Карпов И.К. Проблемы исходной тер-
модинамической информации в физико-химическом моде-
лировании //Физико-химические модели в геохимии.-
Новосибирск: Наука. Сиб. отд-ние, 1988. -С.37-43.

89.	И. Глушко В.П. Термодинамические константы веществ:
справочник в 10-ти томах. -М.: Наука.

90.	Крестовников А.Н., Владимиров Л.П., Гуляницкий Б.С.
Справочник по расчетам равновесий металлургических
реакций. -М.: Металлургиздат, 1963.-416 с.
91.	Карпов И.К., Кашик С. А., Пампура В.Д. Константы ве-
ществ для термодинамичеких расчетов в геохимии и пет-
рологии. -М.: Наука, 1968.-143 с.

92.	Карпов И.К., Киселев А.И., Дорогокупец П.И. Термодина-
мика природных мультисистем с ограничивающими усло-
виями. -Новосибирск: Наука, 1976.-132 с.

93.	Карпов И.К., Киселев А.И., Летников Ф.А. Моделирование
природного минералообразования на ЭВМ. -М.: Недра,
1976. -255 с.

94.	Евсеев А.М., Николаева Л.С. Математическое моделиро-
вание химических равновесии.~М.: Изд-во Московского
Университета, 1988. -192 с.

95.	Черняк А.С. Химическое обогащение руд. -М.: Недра,
1987.-С.149-156.

96.	Карпов И.К., Шепотько М.Л., Черняк А.С. Термодинами-
ческий анализ сложных химических равновесий в гетеро-
генных мультисистемах как метод изучения процессов
растворения и выщелачивания //Ж.физ. химии.- 1979. -
т.43, № 10.-С.2476-2480.

97.	Черняк А.С., Шепотько М.Л., Костина Г.М. Некоторые
перспективные подходы к изучению процессов разложе-
ния и растворения неорганических веществ //Изв. СО АН
СССР.Сер. хим. наук. -1981. -Вып. 3.-С.23-29.

98.	Карпов И.К. Физико-химическое моделирование на ЭВМ в
геохимии.- Новосибирск: Наука, 1981.-247 с.

99.	Кафаров В.В. Методы кибернетики в химии и химической
технологии.- М.: Химия, 1976.- С.150-200.

100.	Разработка усовершенствованной технологии извлечения
свободного золота на Саралинской фабрике комбината
"Енисей золото: -Отчет о НИР/ Иргиредмет; Руководитель
Н.А.Дубинин. - Иркутск, 1973.- 54 с.

101.	Разработка усовершенствованной технологии извлечения
свободного золота из руд Советского месторождения: От-
чет о НИР/ Иргиредмет: Руководитель Н.А. Дубинин.-
Иркутск, 1974.- 45 с.
102.	Разработка усовершенствованной технологии извлечения
золота при переработке руды рудника "Веселого": Отчет о
НИР/ Иргиредмет; Руководитель Н.А.Дубинин. - Иркутск,
1974.- 50 с.

103.	Полупромышленные испытания технологии переработки
золотосодержащей руды месторождения Многовершин-
ное: Отчет о НИР/ Иргиредмет; Руководители работы
Н.А.Дубинин, В. С.Дементьев.- Иркутск, 1974.- 154 с.

104.	Разработка усовершенствованной технологии извлечения
свободного золота из руд Нежданинского месторождения:
Отчет/ Иргиредмет; Руководитель Н.А.Дубинин.- Иркутск,
1975.-48 с.

105.	Разработка технологии переработки продуктов доводки
гравиоконцентратов: Отчет о НИР/ Иргиредмет; Руководи-
тель Ю.В.Румянцев.- Иркутск, 1975.- 75 с.

106.	Разработка рациональной технологии извлечения свобод-
ного золота из руд Матросовского месторождения: Отчет о
НИР/ Иргиредмет; Руководитель Ю.В.Румянцев.- Иркутск,
1976.-80 с.

107.	Разработка технологии извлечения золота из продуктов
доводки гравитационных концентратов Коммунаровской
ЗИФ: Отчет о НИР/ Иргиредмет; Руководитель
А.П.Манохин.- Иркутск, 1977.-55 с.

108.	Оказание технической помощи при пусконаладочных ра-
ботах и освоение проектных показателей на Сарылахской
обогатительной фабрике комбината "Индигирзолото": От-
чет о НИР/ Иргиредмет; Руководитель А.Ф.Панченко.- Ир-
кутск, 1977.- 130 с.

109.	Разработка, проведение промышленных испытаний и вне-
дрение безамальгамационной технологии переработки
гравиоконцентратов на Сарылахской ОФ: Отчет о НИР/
Иргиредмет; Руководители А.Ф.Панченко, С.В.Валиков.-
Иркутск, 1979.-45 с.
110-	Оказание технической помощи Сарылахской ОФ по улуч-
шению технико-экономических показателей переработки
руд: Отчет о НИР/ Иргиредмет; Руководитель
А.Ф.Панченко.-Иркутск, 1982.- 81 с.

111.	Полупромышленные испытания технологии обогащения и
металлургической переработки руд Хаканджинского ме-
сторождения и выдача данных для проектирования: Отчет
о НИР/ Иргиредмет; Руководитель А.Ф.Панченко.- Ир-
кутск, 1982.- 154 с.

112.	Разработка технологической схемы извлечения благород-
ных металлов из куранахских гравитационных концентра-
тов в готовую продукцию на месте их получения и выдача
данных для проектирования: Отчет о НИР/ Иргиредмет;
Руководитель А.А.Пунишко.-Иркутск, 1983.- 99 с.

113.	Технологические исследования по обработке гравитаци-
онного и флотационного концентратов месторождения Ка-
лана (Республика Мали): Отчет о НИР/ Иргиредмет; Руко-
водитель А.Ф.Панченко.-Иркутск, 1984.- 79 с.

114.	Технологический регламент переработки гравитационных
концентратов месторождения Калана (Республика Мали):
Отчет о НИР/ Иргиредмет; Руководитель А.Ф. Панченко.-
Иркутск, 1985.- 53 с.

115.	Рейнгольд Б.М. Обжиг дарасунских золотосодержащих
мышьково-пиритных концентратов в печи кипящего слоя/
А.С.Синакевич, Л.И.Чумаков, С.М.Чувакин// Цв.металлы.-
.-№6.- С.42-45.

116.	А.Н.Теребенин, А.П.Быков и др. Исследование сорбции
трехокиси мышьяка окислами железа, кальция, цинка,
олова применительно к очистке фьюминговых газов оло-
вянного производства. ЦНИИОлово Научные труды № 3.
Новосибирск, 1975 г. С.64-70.

117.	А.Н.Теребенин, А.П.Быков. Улавливание оловянной пыли
из газов при фьюминговании. ЦНИИОЛОВО. Научные
труды №4.- 1976.-С.72-76.
118.	И.М.Дубровин. Взаимодействие мышьяковистого ангид-
рида с окислами тяжелых металлов при высоких темпера-
турах. ЖПХ, 1936, т. 9, вып. 6, С.1049-1055

119.	Доработка и внедрение технологии рафинирования мышь-
яковых промпродуктов на Кочкарском обжиговом заводе.
Этап - Проектирование и изготовление опытно-промыш-
ленной установки и доработка технологических парамет-
ров рафинирования Отчет о НИР/ Иргиредмет; Руководи-
тель Дубинин Н.А.- Иркутск, 1976, 44 с.

120.	Изготовление и привязка опытно-промышленной установ-
ки и доработка технологических параметров рафинирова-
ния: Отчет о НИР/ Иргиредмет; Руководитель
Н.А.Дубинин, Иркутск, 1978.- 77 с.

121.	Дубинин Н.А. Применение метода сублимационного ра-
финирования для утилизации мышьяковистых золотосо-
держащих пылей/ Ю.В.Румянцев, С.В.Баликов// Безотход-
ная технология переработки полезных ископаемых.: Тез.
Докл. Всесоюзного совещания, Москва, 1979, С.39-40.

122.	В.Г.Рцхиладзе. Мышьяк. Издательство "Металлургия”,
Москва, 1969, 187 с.

123.	Разработка метода получения: технического металличе-
ского мышьяка и аппаратуры, обеспечивающих нормаль-
ное санитарное состояние и автоматизацию производства:
Отчет о НИР/ ГИГХС, Борисов В.М., Жуков В.Н.- Москва,
I960, 40 с.

124.	Способ производства металлического мышьяка и устрой-
ство для осуществления этого способа (патент США)
3.567.379, 1971.

125.	Способ и устройство для получения металлического
мышьяка (патент Англии) 1228224, 1971.

126.	Усовершенствование технологии получения белого и ме-
таллического мышьяка на Кочкарском руднике: Отчет о
НИР/ Иргиредмет; Руководитель Н.А.Дубинин, Иркутск,
1980.-67 с.
Валиков Станислав Васильевич, кандидат
технических наук, специалист в области пиро-
метал лургии благородных металлов. Разрабо-
тал научные и практические основы технологии
переработки богатых золотосодержащих кон-
центратов методом бесколлекторной плавки с
получением слитков золота на месте переработ-
ки. Активно участвовал в промышленном ос-
воении и внедрении процесса и оборудования.
Председатель Совета директоров открытого акцио-
нерного общества "Иркутский научно-исследова-
тельский институт благородных и редких металлов
и алмазов "ОАО "Иргиредмет".

Дементьев Владимир Евгеньевич, кандидат
технических наук, специалист в области добычи и
переработки золотосодержащих руд и песков. Ак-
тивный участник развития научно-технического
прогресса золотодобывающей промышленности,
на основе создаваемых в Иргиредмете новых тех-
нологий и современного оборудования.

Генеральный директор открытого акционерного
общества "Иркутский научно-исследовательский
институт благородных и редких металлов и алма-
зов" ОАО "Иргиредмет".

Минеев Геннадий Григорьевич, доктор техни-
ческих наук, профессор, заслуженный деятель
науки и техники Российской Федерации, специа-
лист в области гидрометаллургии и пирометал-
лургии благородных металлов. Один из основа-
телей обширных исследований технологии куч-
ного выщелачивания месторождений и рудопро-
явлений разных регионов России, биометаллур-
гии золота на основе бактериального вскрытия
сульфидного сырья.

Заведующий кафедрой благородных металлов
Иркутского Государственного технического уни-
верситета.
Научное издание

ВАЛИКОВ Станислав Васильевич
ДЕМЕНТЬЕВ Владимир Евгеньевич
МИНЕЕВ Геннадий Григорьевич

ОБЖИГ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ
КОНЦЕНТРАТОВ

Компьютерный набор А.А.Протасова, Т.В.Анисимова
Компьютерная графика Ф.В.Кобзаренко
Технический редактор О.М.Баранова
Библиограф И.М.Белькова
Оригинал-макет выполнен А.А.Протасовой

Подписано в печать . Формат 60x84 1/16
Печать офсетная. Усл. печ.л.

Тираж 300 экз. Заказ № 16ЧЧ,

Иркутский научно-исследовательский институт благородных и редких
металлов и алмазов. ОАО "Иргиредмет”

664025, г.Иркутск, бул.Гагарина, 38
ЛР№ 040850 от22А0А997 г.

Отпечатано в Иркутском Доме Печати

664009, г.Иркутск, ул. I-я Советская, 109