Электромонтаж Ремонт и отделка Укладка напольных покрытий, теплые полы Тепловодоснабжение

Высокотемпературное хлорирование с возгонкой золота и серебра в газовую фазу

14.12.2018

Процесс хлоридовозгонки основан на способности металлического золота и серебря взаимодействовать при нагревании с хлорсодержащими агентами с образованием хлоридов AuCl3, AgCl, которые в условиях повышенных температур обладают высокой летучестью и могут быть отогнаны из рудного металла в газовую фазу, а затем сконденсированы, уловлены и переработаны на лигатурный металл. Некоторые аспекты высокотемпературного хлорирования золото- и серебросодержащих руд (концентратов) рассмотрены в разделе 9.3 при оценке варианта окислительно-хлорирующего обжига. В бывш. СССР первая капитальная работа по хлоридовозгонке золота из пиритных огарков выполнена Б.В. Лебедевым и А.Я. Вострохнутовым в 1936 г. Авторами установлено влияние основных факторов на извлечение золота при хлоридовозгонке: температуры, дозировки хлорирующих агентов, концентрации серы и кремнекислоты в огарках и др.; даны рекомендации по аппаратурному оформлению процесса; произведена ориентировочная экономическая оценка технологии.

В соответствии с проведенными в бывш. СССР и за рубежом научными исследованиями, для осуществления хлоридовозгонки могут применяться как твердью, так и газообразные хлорагенты. Из твердых хлораторов наиболее применимы хлорид натрия и хлористый кальций. Из газообразных агентов наиболее распространен хлор. В отдельных случаях хлорирование можно осуществлять с помощью четыреххлористого углерода, сульфурилхлорида, фосгена и других несущих хлор газов.

На рис. 11.1 и 11.2 графически представлены результаты исследований Б.Н. Лебедева и Ю.Г.Сажина по хлоридовозгоночному обжигу 4-х золотосодержащих концентратов различного химического состава (табл. 11.1) с использованием в качестве хлоратора поваренной соли.

Перед проведением хлоридовозгонки концентраты подвергались предварительному окислительному обжигу с целью снижения содержания сульфидной серы в исходном материале до определенного оптимального предела 2-5 %. При более низком содержании серы в огарке, поступающем на хлоридовозгонку, хлористого натрия, подвергаемого разложению, может оказаться недостаточно для полного хлорирования золота и других цветных металлов. Наоборот, избыток серы может привести к оплавлению огарка и образованию плотных зерен агломерата, отгонка хлоридов из которых чрезвычайно затруднена.

Максимальная степень отгонки хлорида золота достигается при температуре 900-1000 °С (рис. 11.1). Продолжительность процесса хлоридовозгонки при данной температуре составляет от 1,5 до 2,5 ч. В значительной степени она определяется составом перерабатываемых концентратов и в первую очередь характером ассоциации золота с рудными компонентами. Чем сложнее по составу исходный концентрат и чем выше в нем относительное содержание золота, вкрапленного в сульфидах, тем более длительным должно быть воздействие хлорагента на обрабатываемый материал.

Интересной является зависимость между извлечением золота в возгоны и расходом хлористого натрия на обжиг (см. рис. 11.2).

С увеличением загрузки соли извлечение золота в газовую фазу сначала возрастает, а затем, наоборот, начинает снижаться. Недоизвлечение металла при недостатке хлористого натрия объясняется тем, что золото и другие сопутствующие ему элементы хлорируются не полностью. Избыток соли при хлоридовозгонке (так же, как и избыток серы в исходном концентрате) приводит к оплавлению и укрупнению частиц огарка, что резко ухудшает извлечение золота в возгоны.

Оптимальный расход хлористого натрия при обработке концентратов (огарков) данного состава находится в пределах 10-15 % от массы исходного сырья.

При обжиге в указанных выше оптимальных условиях получено извлечение металлов в возгоны (%): золота 97-99; серебра 95-98; меди 94-96; свинца около 100; цинка около 90. Содержание золота в остатках хлоридовозгонки составило 0,6-2,0 г/т.

С начала 70-х голов в Иргиредмете (а позднее - в Иркутском политехническом институте) под руководством М.Н. Зырянова проведен цикл исследований по изучению процесса высокотемпературного хлорирования золотосодержащих материалов. Исследования проводились с использованием в качестве хлорирующих агентов твердых хлоридов натрия, кальция, магния, газообразного хлора и хлоровоздушной смеси. Основные итоги работ изложены в серии журнальных публикаций, обобщающих статьях и монографии.

В рамках теоретических исследований выполнен термодинамический анализ реакций взаимодействия золота с молекулярным и атомарным хлором, а также хлоридами натрия и кальция в присутствии кислорода, паров воды (в газовой фазе), оксидов кремния, алюминия, железа (в твердой фазе). Определены температурные области протекания каждой реакции и константы равновесия реакций. Изучены кинетика и механизм хлорирования золота сухим и влажным газообразным хлором И хлористыми солями натрия и кальция. Получены количественные данные по скорости хлорирования золота в широком интервале температур. Вычислены константы скоростей реакций в зависимости от температуры. Определен порядок реакций. Установлены лимитирующие стадии процесса хлорирования. Изучено влияние на скорость реакций хлорирования золота азота, сернистого газа, паров воды и поверхностной структуры частиц металла. Учитывая тот факт, что полнота сублимации золота в процессе высокотемпературного хлорирования определяется стабильностью золотосодержащих хлористых соединений, изучено равновесие между твердофазными (AuCl3, AuCl) и газообразными димерными хлоридами золота (Au2Cl6, Au-Cl2). Показано, что для повышения степени сублимации и стабильности газообразных хлоридов золота необходимо следующее условие: создание сдвига реакций AuCl3 <—> Аu2С16 и AuCl <—> Au2Cl2 вправо путем непрерывного удаления газообразных хлоридов из системы, поддержание оптимального газового состава по концентрации О2, SO2, SO3, As2O3, CO и минимального содержания Fe2+ в хлорируемом материале, использование мокрой системы улавливания хлоридных возгонов.

Экспериментально установлено, что существенное влияние и в результате хлоридовозгонки оказывает гранулометрическая характеристика золота. Наиболее благоприятны в данном отношении концентраты (огарки), содержащие тонкие частицы металла. Для таких концентратов полезно предварительное увлажнение шихты, способствующее протеканию реакция:
Высокотемпературное хлорирование с возгонкой золота и серебра в газовую фазу

Высказано мнение о нецелесообразности введения в шихту при хлоридовозгонке (NaCl и CaCl2) серусодержащих веществ, обычно рекомендуемых для сдвига реакций разложения хлоридов в сторону выделения хлора и соответствующего сульфата. Показано, что эту роль могут играть оксиды (SiO2, AhO3, Fе2O3), практически всегда присутствующие в исходных золотосодержащих материалах, хотя по другим сведениям избыток кремнекислоты (выше 10-12 мас.%) в огарках отрицательно влияет на скорость и степень возгонки золота. Однозначно отмечается отрицательная роль присутствующего в исходном материале свободного углерода. Последний при повышенных содержаниях (2-5 %) может снизить степень возгонки Au с 99 до 30-40 % в связи с восстановлением прохлорированного золота оксидом углерода до металлического состояния, а также протеканием реакций:

Большое внимание в исследованиях Иргиредмета уделено технологической оценке различных хлораторов золота, в том числе и с точки зрения снижения температуры хлоридовозгонки. В частности, показано, что в случае использования твердых хлоридов (NaCl, CaCl2 и их смеси) оптимальная температура хлоридовозгонки должна находиться в пределах 1100-1150 °С. При этом расход воздуха должен соответствовать 5-10 кратному избытку против теоретически необходимого на реакции разложения хлорирующих агентов. В указанных условиях степень возгонки хлоридов золота (за 2-3 ч обработки) составляет 98-99,5 %. Аналогичная степень хлоридовозгонки достигается и в случае использования газообразного хлора, но при более низких температурах: от 900-1000 °C до 700-800 °C в зависимости от относительной доли дисперсного золота, ассоциированного в исходных рудах (концентратах) с сульфидными минералами. Такой же эффект может быть получен при использовании хлоровоздушной смеси (Cl2 + воздух в соотношении 1:20). С целью снижения расхода Cl2 рекомендовано вводить в шихту NaCl (до 5 °о от массы огарка), что позволяет уменьшить концентрацию Cl2 в газовой смеси с 25 до 5 % (объемных) и получить показатели отгонки золота на том же уровне, что и при высокотемпературном обжиге: 98-99 % для огарка с исходным содержанием Au 142,2 г/т.

Дополнительными условиями процесса при использовании хлоровоздушной смеси являются: расход хлора SO кг на 1 n огарка, линейная скорость газов в реакционной зоне 12-22 см/с. продолжительность процесса 1-3 ч. Отмечено, что наличие влаги в сырьевой смеси (8-12 %) способствует повышению возгонки.

В работе оценена возможность использования в качестве хлоратора золотя гипохлорита кальция. Показано, что в интервале температур 250-300 °С полное разложение CaOCl2 с выделением активного хлора происходит за 15 мни. При этом скорость разложения гипохлорита существенно опережает скорость взаимодействия золота с хлором.

Результаты теоретических и экспериментальных исследований Иргиредмета подтверждены технологическими опытами на различных по составу упорных золотосодержащих концентратах.

В качестве факторов, способствующих хлоридовозгонке золота, отмечены: исключение из состава шихты сернистых соединений, использование минимально необходимого количества хлорагентов, предварительное окисление соединений железа до высшего оксида, создание условий подвода кислорода к частицам хлорирующих агентов и выведения летучих хлоридов золотя из зоны реакций, поддержание оптимальной температуры расхода воздуха.

Показано, что в обоих вариантах процесса (солевой, хлоровоздушный) хлоридовозгонка золота из огарков должна проводиться на гранулированном материале. Оптимальный размер гранул 0,2-0,15 мм. В качестве связующего при солевой хлоридовозгонке целесообразно использовать CaCl2, а в случае применения газообразного хлора -бентонит. Поскольку температура хлоридовозгонки в последнем варианте ниже температуры спекообразования, процесс можно вести как в шахтной, так и во вращающейся печи. При соленой хлоридовозгонке материалов, склонных к спекообразованию, процесс должен осуществляться только по вращающейся печи.

Считается, что присутствие в концентратах цветных металлов является фактором, способствующим хлоридовозгонке золота и серебра. Хлориды цветных металлов (PbCl2, CuCl2 и др.) захватывают с собой AuCl3 и AgCl, повышая степень их возгонки, а в определенных условиях могут служить донорами хлора при хлорировании благородных металлов.

По одному из патентов США (№ 2681855, 1954) при отсутствии в золотосодержащих концентратах (огарках) меди, свинца или мышьяка рекомендуется специально вводить в шихту свинцовые соединения. Например, при хлоридовозгонке пиритных огарков (60,36 % Fe; 0,35 % Zn; 0,45 % S; 3 г/т Au и 13 г/т Ag) при 1100 °С и использовании в качестве хлорагента хлористого кальция получено извлечение золота и серебра в возгоны около 70 %. Высокотемпературный хлорирующий обжиг этих же пиритных огорков с добавкой 0,2 % PbO позволяет увеличить извлечение золота и серебра до 95 %.

В качестве аппаратов для осуществления хлоридовозгонки, как правило, рекомендуются шахтные печи, печи КС, а также вращающиеся барабанные печи. Использование последних, как было отмечено выше, более рационально при переработке огарков, склонных к спекообразованию.

Примером практического использования трубчатых печей для осуществления хлоридовозгонки золотосодержащих пиритных концентратов является завод Тобато в Японии. В основу технологии заложен процесс "Кова Сейко", включающий двух стадиальный обжиг пирита. На 1-й стадии ведут окислительный обжиг концентрата в трех печах КС для удаления сульфидной серы. Получаемые в этой стадии газы направляют на производство серной кислоты. Выгружаемый из печей огарок обрабатывают насыщенным раствором CbCl2, измельчают и гранулируют. Гранулы из смеси огарка и хлорагента сушат и обжигают в двух трубчатых печах при температуре 1250 °С. Присутствующие в исходном огарке золото, серебро, цинк, свинец и висмут полностью улетучиваются в виде хлоридов.

Разновидностью рассматриваемого процесса является непрерывный двухстадиальный обжиг пиритов в спаренных печах КС. В этом случае для хлорирования на второй стадии используют газообразные хлорагенты. Процесс осуществляется с применением на 2-й стадии предварительно подогретого кислородсодержащего газа, с добавлением к нему небольших количеств хлора или других газообразных хлористых соединений (соляная кислота, фосген), вводимых в кипящий слой обрабатываемого материала.

Для полноты протекания реакций хлорирования хлоридовозгонку ведут в слабоокислительной, нейтральной или слегка восстановительной атмосфере. В отдельных случаях целесообразно осуществлять процесс в 2 последовательные стадии (двухстадиальная хлоридовозгонка). По этому варианту исходный огарок смешивают с небольшим избытком (против необходимого для реакции) хлористого кальция или магния и нагревают до 900-1000 °C. Матерная при этом проходит через две реакционные зоны, в первой создают нейтральную или слабоокислительную, а во второй - слабовосстановительную атмосферу. По данной схеме мелкозернистый материал можно обрабатывать последовательно в двух вращающихся печах, либо в двух печах КС, или же окусковыватъ его и обрабатывать брикеты или окатыши в шихтных печах.

Вариант двухстадиального хлорирующего обжига с возгонкой золота в газовую фазу рассмотрен в статье. Объектом исследований явился упорный мышьяксодержащий золотой концентрат следующего состава Fe 7,45 %, S 3,94 %. As 2,2 %, Au 21,4 г/т. Крупность концентрата 95 % класса минус 0,074 мм. Сульфидная часть материала представлена арсенопиритом и пиритом. Хлорирование концентрата производилось газообразным хлором в присутствии восстановителя (углерода) на установке, включающей хлоратор, систему конденсации, накопитель для нейтрализации отходящих газов. Лучшие результаты достигнуты при температуре 800-850 °C и загрузке углерода 7 % от массы концентрата. Извлечение золота в возгоны составило 97 %, что на 70-80 % выше, чем при одностадиальном хлорировании.

В случае применения шахтных печей для высокотемпературного хлорирования предварительно оку скованных материалов с одновременным использованием в качестве хлорирующего агента CaCl2 необходимо учитывать следующее обстоятельство. Технический хлорид кальция, содержащий значительное количество кристаллизационной влаги, плавится при относительно низкой температуре, сплавляя брикеты или гранулы, что ухудшает возгонку хлоридов. Для удаления кристаллизационной влаги требуется большое количество газов. Это снижает относительную влажность газов и температуру, что неблагоприятно сказывается на протекании реакций хлорирования. Сильное охлаждение газов, особенно в верхней части лечи, при встрече с холодными свежими гранулами. вызывает частичную конденсацию хлоридов, осаждающихся на материале и впоследствии трудно улавливаемых. Поэтому предложено окатыши из смеси обрабатываемого материала и хлор агента (размер кусков 25 мм) нагревать вначале в отдельной лечи при 200-300 °С: в токе воздуха для удаления внешней и кристаллизационной влаги и окклюдированных газов.

Для хлорирования подготовленных таким образом окатышей рекомендуется использовать печь специальной конструкции (рис. 11.3).

Окатыши вводятся вверху печи через отверстия 1 и движутся вниз. Haгревающий газ поступает через отверстие 2, движется навстречу окатышам и удаляется в верхней точке печи (3). Часть газа (25 %) выводится через каналы 4. Горячий газ, вводимый в печь при температуре 1100-1300 °С, охлаждается за счет опускающегося сверху материала до 700-800 °C в средней зоне и до 200-300 °С в верхней зоне. Часть горячего газа, содержащего значительное количество летучих хлоридов, рекомендуется удалять из промежуточной зоны печи. Благодаря этому уменьшается конденсация хлоридов на окатышах в более холодных зонах печи, сохраняется форма окатыше» и происходит более полная возгонка хлоридов.

Данный метод высокотемпературного хлорирования, предложенный финской фирмой, запатентован в США и Норвегии.

Одной из главных проблем процесса высокотемпературного хлорирования является количественное улавливание возгонов и последующая их переработка на соответствующие товарные продукты. Наиболее проработанным в этом плане следует считать водное улавливание и выщелачивание хлоридных возгонов. Таким способом, в частности, можно перевести в раствор основное количество хлористых солей мышьяка, железа, меди, свинца, цинка; сульфата натрия, а также избыток хлористого натрия. Золото при этом восстанавливается до металла и полностью остается в нерастворимом остатке, в котором также концентрируется подавляющая масса хлорида серебра. Суммарное содержание благородных металлов в кекс водного выщелачивания составляет несколько процентов, что позволяет эффективно осуществлять переработку данного продукта методом непосредственной плавки на металл Доре.

Принципиальная схема переработки золотосодержащих концентратов методом хлоридовозгонки с мокрым улавливанием хлоридов представлена на рис. 11.4.

Как показали результаты исследований Иргиредмета, при переработке золотых и золото-серебряных концентратов с невысоким содержанием тяжелых цветных металлов схема улавливания возгонов существенно упрощается.

В работе представлены результаты укрупненно-лабораторных опытов по высокотемпературному хлорированию (в расплаве) 4-х проб золотосодержащих огарков. Система улавливания возгонов включала пылевую камеру и последовательно соединенные между собой барботеры, заполняемые водой. Парогазовую фазу вакуумным насосом протягивали через систему улавливания. По окончании опыта продукт пылевой камеры объединяли с пульпой барботеров, полученные кеки и растворы анализировали на благородные и цветные металлы. Установлено, что содержание Au в кеках улавливания колеблется в пределах от 880 до 360 г/т, содержание серебра - от 212 г/г до 18,3 кг/г. Кроме них в кеках присутствуют свинец (массовая доля до 20 %), железо (до 30 %), мышьяк и сурьма (до 10 %). Продукт данного состава после предварительного выщелачивания в соляной кислоте подвергался плавке на веркблей. Извлечение золота и серебра в свинцовый сплав составило 99,5 и 98,9 % соответственно. Для доизвлечения серебра и извлечения меди из хлоридных растворов (содержание серебра в растворах 0,8-8,5 мг/л) рекомендована цементация на железной стружке.

При практическом осуществлении процесса хлоридовозгонки определенная часть хлоридов золота и серебра концентрируется в огарковой пыли системы горячего пылеулавливания. Сухую пыль обычно дорабатывают в той же печи, где происходит хлоридовозгонка, предварительно вводя в нее соответствующий хлорагент. С цепью снижения потерь благородных металлов в хлоридовозгоночном процессе рекомендовано отмывать пыль от водорастворимых хлоридов перед поступлением ее на повторный обжиг. Показана целесообразность использования для этой цели оборотных растворов системы мокрого пылеулавливания. Оптимальная концентрация NaCl в оборотном растворе 200-300 г/л. При этом хлориды золота на 89-90 %, а хлориды серебра на 85-87 % переходят из пыли в раствор, исключая тем cамым их циркуляцию. В кеке после выщелачивания пыли остается до 4-5 % (по массе) NaCl, что вполне достаточно для дохлорирования металлических форм золота и серебра.

В патенте Японии описан способ мокрого улавливания и растворения хлоридов с одновременной очисткой обжиговых газов от механических примесей (пыли). По данному способу раствор используется многократно для улавливания новых порций хлоридов до получения концентрированных растворов, а шламы (уловленные пыли огарка) возвращаются в процесс обжига.

Из концентрированных растворов сначала осаждают свинец, золото и серебро. Из фильтрата после отделения осадков этих металлов ионным обменом извлекают медь, и после доведения pH раствора до 2,3-2,6 осаждают цинк, пропуская сероводород. После этих операций фильтрат упаривают и направляют в голову процесса.

В работе рассмотрено функционирование двух систем мокрого улавливания хлоридовозгонов и очистки технологических газов процесса хлоридовозгоночного обжига. Каждая система представляет собой комплекс промывных и улавливающих аппаратов (скрубберы, турбулентный промыватель, центробежный каплеуловитель, мокрые электрофильтры и др.) в разных сочетаниях. При исходной запыленности газов 5,3-10,5 г/м3 и среднем содержании хлоридов 6,5 г/м3 в процессе мокрой очистки получены газы с содержанием пыли 34-40 и хлоридов 7-9 мг/м3.

Наряду с мокрым улавливанием хлоридных возгонов проработаны и рекомендованы к практическому использованию способы сухого улавливания-хлоридов.

Вариант дробного осаждении хлоридов из возгонов при регулируемом охлаждении, запатентованный в ФРГ, предусматривает одновременное улавливание и разделение компонентов непосредственно в газовой фазе при высокой температуре с использованием энергии реакционных газов.

Выходящие из печи газы, содержащие хлориды и оксихлориды металлов, а также другие соединения и кислород, подвергают регулируемому охлаждению в несколько стадий. При медленном охлаждении газов в них могут происходить химические превращения, при которых одни хлориды переходят в новые соединения, а другие остаются неизменными. Выделяются отдельные хлориды в жидком или твердом состоянии. Это позволяет в процессе охлаждения осуществить или подготовить разделение соединений различных металлов. Газы охлаждают лишь до той температуры, при которой в них практически не остается больше хлоридов металлов.

Выделяющиеся в каждой температурной области жидкие или твердые вещества удаляют из газа прежде, чем они подвергнутся последующему охлаждению. Для этого используют керамические фильтры пористые свечевые фильтры, циклоны и т.д. Так, от одной ступени к другой газ все более обедняется хлоридами. Наибольшее количество хлоридов, остающихся в газах, циркулирует в процессе вместе с оборотным горячим газом, возвращаемым в пыль. Газ охлаждают водой, тепло которой утилизируется.

В другом патенте ФРГ предложен способ коллективного осаждения хлоридов металлов путем резкого охлаждения возгонов с последующей сульфатизацией твердых продуктов и водным выщелачиванием сульфатов. Сублимированные твердые возгоны сульфатизируют при температуре 550-570 °С, используя серную кислоту, получаемую при утилизации SO2 из газов предварительного окислительного обжига.

В Великобритании разработан процесс высокотемпературного хлорирования необожженных сульфидных руд и концентратов цветных металлов, в соответствии с которым концентрат обрабатывается газовой смесью (Cl2+ воздух; пары FeCl3) при температурах 700-1200 °C и давлении 1-5 ат (100-500 кПа). Из газового потока путем его охлаждения извлекают безводные хлориды цветных металлов. SO2 используют для получения H2SO4. Твердый остаток после хлорирования, содержащий Fe2O3 и пустую породу, является сырьем для черной металлургии.

Патентом США предложен способ извлечения золота из силикатных пиритсодержащих руд. состоящий из следующих основных операций. Руду, измельченную до -0.1 мм. обжигают в присутствии воздуха или О2, затем удаляют газы вакуумированием. Огарок смешивают с Fe, FeCl3 или FeCl2, взятыми в соотношении 1-3 моля на 1 моль Au, и обрабатывают газообразным хлором при 300-400 °С в течение 1 ч. Обжиг и хлорирование рекомендовано вести о кипящем слое под давлением 1-2 ат. Летучие хлориды золота и хлорид комплекс железа и золота отделяются от хлора пропусканием газа через насадку из NaCl или KCl. Золото из солевой насадки извлекают растворением ее в воле и цементацией золота из раствора металлическим цинком. Прохлорированный огарок после охлаждения выщелачивают аммиачным раствором для извлечения серебра.

Как уже отмечено выше, процесс хлоридовозгонки, как правило, обеспечивает высокую стелет, выведения в газовую фазу цветных металлов, золота и серебра. Освобожденный от указанных металлов огарок может быть использован на различные технические цели, например, для получения железа, как это, в частности практикуется на заводе Тобато. В работе рассматривается возможность безотходной переработки полиметаллического сырья на хлоридные возгоны цветных металлов и вяжущие материалы. Данная цель достигается при совмещении хлоридовозгоночного обжига с низкотемпературной солевой технологией получения цемента. Процесс апробирован на бедной свинцово-цинковой руде и дал положительные результаты.

В период 1973-1985 гг. Иргиредметом совместно с Институтом металлургии им. Байкова АН СССР разработан процесс хлоридовозгоночной электроплавки золотосодержащих концентратов с использованием получаемого шлака для производства каменного литья, шлаковаты и др. строительных материалов. Хлоридовозгонка металлов из расплава осуществляется при температуре 1400-1450 °С, что позволяет достаточно полно извлечь Au и Ag и вместе с тем устранить ряд технологических затруднений, связанных с явлениями спекания и оплавления шихты, присущими твердофазному процессу. Подбор шихты в данном случае производился таким образом, чтобы получаемый при плавке шлак (со значительным преобладанием оксидов железа над оксидами кальция и магния) обладал мелкокристаллической камневидной структурой, обеспечивающей возможность эффективного использования его для производства изделий из каменного литья - футеровочных плиток, фасонного литья и т.д.

Таким образом, процесс высокотемпературного хлорирования сульфидных руд и концентратов, в комбинации с окислительным обжигом и последующими операциями металлургической переработки хлоридных возгонов, огарков и шлаков, может явиться основой для создания безотходной технологии промышленного производства, характеризующей высшую степень комплексности использования рудного сырья.

Вместе с тем, данный процесс достаточно сложен: он связан с необходимостью использования высоких температур в атмосфере хлора и требует применения весьма развитой системы пылеулавливания и газоочистки, не допускающей даже незначительных потерь золотосодержащих возгонов.

Учитывая эти моменты, в также высокую стоимость рассматриваемой технологии. В настоящее время процесс хлоридовозгонки рассматривается, главным образом, как метод комплексной переработки сложных по составу руд и концентратов, содержащих, кроме золота, значительное количество других цветных металлов, попутное извлечение которых указанным методом может оказаться экономически целесообразным.
Имя:*
E-Mail:
Комментарий: