WO2019120368A1 - Verfahren, anlage sowie edelmetallgewinnungsanlage zur verbesserung der ausbeute bei der edelmetallgewinnung durch sorptionslaugungsverfahren - Google Patents

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WO2019120368A1
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sorption
roasting
gold
leaching
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Albin Dobersek
Olga Mishina
Cäsar Norbert Wotzka
Kuvandik SANAKULOV
Ulugbek Ergashev
Maxim Trinker
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Engineering Dobersek GmbH
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Definitions

  • the present invention relates to a method for improving the yield in a sorption leaching process for precious metal extraction, in particular for gold or silver extraction, in which the efficiency of the process is insbesonde by the existing content in the raw material content of organic carbon and / or sulfide sulfur, so that in the Sorptionsschlämmen incurred in the Sorptions laugungs remain Edelmetallrestancker in nam- ten concentrations.
  • the process is particularly advantageous for gold-bearing ores in which the gold (usually in finely dispersed form) except in sulfur-containing sulfidic minerals (such as pyrite) in Associations with arsenic sulfide minerals (such as arsenopyrite) is present, and at the same time Gold extraction from ores is significantly adversely affected by the existing content of organic carbon.
  • gold usually in finely dispersed form
  • sulfur-containing sulfidic minerals such as pyrite
  • arsenic sulfide minerals such as arsenopyrite
  • the present invention relates to a system for carrying out the proceedings and a gold extraction plant.
  • Sorption leaching processes based on the carbon-in-leach or CIL principle are relatively widespread for obtaining gold.
  • CIP, RIP, RIL methods are also used.
  • CIL process leaching and sorption occur simultaneously; in contrast to the CIP process, in which first Lau supply and then adsorption takes place on activated carbon. The adsorption can (more rarely) also take place on an ion exchange resin (RIP, RIL processes).
  • RIP ion exchange resin
  • Leaching and sorption methods are based on the oxidation of rock in the rock finely divided by atmospheric oxygen and its dissolution in an alkaline aqueous solution containing cyanide ions.
  • the ores are usually crushed, crushed and passed to a flotation concentration.
  • the pulp of the flotation concentrate is thickened and transported to the so-called bioleaching.
  • bioleaching arsenic and sul fidic sulfur are largely oxidized and dissolved in the form of sulfates and arsenates.
  • the enclosed in arsenic and sulfide minerals gold particles are thereby released.
  • the suspension from the Biolaugung is thickened and fed to a countercurrent Dekantations biensche, with the aim to separate the aqueous phase and wash out the solid residue.
  • the liquid phase subsequently undergoes neutralization, with arsenic in the form of iron arsenates (scorodite) and sulfates in the form of gypsum being precipitated.
  • arsenic in the form of iron arsenates (scorodite) and sulfates in the form of gypsum being precipitated.
  • the solid residue is also neutralized and sent to sorption leaching.
  • sorption leaching the gold released by bioleaching is dissolved and adsorbed on activated carbon.
  • the effluents from the sorption leach are sent for further treatment.
  • the organic carbon constituents provide for the so-called preg-robbing effect - spontaneous and irreductive process of applying (adsorption) the dissolved gold (in the form of cyano-complex) to the ore constituents.
  • the sorption activity of the carbonaceous constituent thus causes the losses of the gold with the solid phase of the sorption effluents.
  • the invention has for its object to significantly improve the gold recovery rate in known sorption leaching process by utilizing the sorption and to carry out the necessary processes efficiently and environmentally acceptable Lich.
  • the following steps are proposed: a) processing the sorption slurry in preparation for an oxidizing roast (80) by dehydrating (18), drying (24) and granulating (26) the sorbent sludges; b) oxidizing roast (80) the processed sorption slurry , and c) Preparation of the Roasted Sorption Slurry and Delivery to a Further Sorption Leaching Process.
  • sulfidic arsenic compounds are oxidized during the oxidative roasting, with the same effects as described above for sulfide sulfur:
  • the exhaust gases from the roasting furnace are dedusted in a multistage exhaust treatment system, cooled and largely freed of pollutants.
  • the Röstgut is cooled, mashed with the water and passed to Sorptionslau tion process, where from the Röstgut the significant high gold shares are bound to activated carbon and won by known methods who can.
  • the roasting process is preferably carried out in a ZWS furnace (circulating fluidized bed furnace), since there the best possible mass and heat transfer, high conversion rates and precise temperature control are possible.
  • the oxidizing roasting in step b) preferably takes place in a circulating or stationary fluidized bed process.
  • a stationary fluidized bed process or a fluidized bed roasting have the part before that the residence time of the roasted material in the process controls who can the precise than in a circulating fluidized bed process.
  • the oxidizing roasting proposed in step b) is preferably carried out in a temperature range between 450 ° C. and 750 ° C., particularly preferably in a range from 500 ° C. to 700 ° C.
  • the residence time of the sorption sludge in the oxidizing roast is preferably chosen so that the residual content of sulfide sulfur and / or organic is reduced to less than 0.75%, preferably to less than 0.5%, especially before it is less than 0.1%.
  • the optimum residence time in the process is 20-180 minutes, preferably about 30-90 minutes, more preferably about 40-60 minutes.
  • Optimum residence time in the roasting process is understood to mean the necessary treatment time to achieve the above mentioned organic carbon and sulfidic sulfur residual contents.
  • the optimum empty tube velocity in a ZWS furnace for the present method is in the range 2-5 m / s.
  • the sorption slurries are dewatered, dried and granulated. Through these stages, the starting material is formed into a substance with uniform grain size, which is optimal for a reproducible roasting process in the preferably used ZWS furnace.
  • the sorption slurry is a fine material and can not be treated in its original form in the roasting oven (high dust discharge, insufficient and non-uniform residence time in the oven).
  • a uniform optimum graining of the sludge is achieved through the process of granulation.
  • fine solid particles are bound together by wetting with a liquid under the action of the capillary forces and the interfacial forces. To achieve this bond, the feedstocks must be moved against each other.
  • inorganic and organic binders may also be used, such as e.g. Quicklime or lignosulfonate.
  • Quicklime or lignosulfonate e.g. Quicklime or lignosulfonate.
  • the term "granulation” may also include compaction processes such as e.g. Include briquetting.
  • the preferred particle sizes of the granules are in the range 80-90% below 2 mm (d50 value in the range 800-1000 pm).
  • the granules can also be coarser or finer, provided that the subsequent roasting proceeds optimally in a ZWS oven.
  • dewatering is preferably a washing of the filter cake with the aim to wash out cyanides from the aqueous phase, which would otherwise get into the exhaust air during drying in particular and would require a complicated Abgasbe treatment.
  • the cyanide-containing liquid phase obtained in the wash can - as well as the cyanide-containing wastewater from the previous drainage - the Sorp tion laugungsrea be fed back, whereby the cyanide need and the environmental impact of cyanides are reduced.
  • the Röstgut is preferably cooled and then mixed with What ser.
  • the preconditioning of the material in the mill also leads to the fact that surfaces of the particles are released by mechanical stress and thus made accessible for leaching.
  • the leaching and sorption of the roasted sludge preferably takes place in a separate sorption leaching process.
  • the resulting in the roasting, pollutant-containing exhaust gases are preferably fed to a multi-stage emission control method.
  • a dust separation by means of cyclones (coarse dust) and dry electrostatic precipitators (fine dust), wherein the separated gold-containing dust of the granulation or directly a leaching and -sorptionslui can be fed again.
  • Several wet scrubbing stages and, if necessary, a wet electrostatic filter can connect to the electrostatic precipitator.
  • the dust from the dedusting of the roasting gases is cooled and preferred for granulation and z.T. passed directly to the sorption leaching. By adding the dust into the granulation, the required moisture content can be regulated.
  • the exhaust gases After dedusting the exhaust gases are cooled to about 80 ° C so that the arsenic trioxide contained condense out and can be washed out.
  • the arsenic-containing effluents are returned to the bioleaching process, where an oxidation of arsenic compounds occurs, so that arsenic can be precipitated during the subsequent neutralization step in the form of iron arsenate.
  • the remaining contents of arsenic and dust are separated in wet electrostatic precipitators.
  • a desulfurization of the flue gas is carried out e.g. in a scrubber by adding lime milk suspension.
  • the Röstgut is cooled, mashed with the water, ground, and passed to the other Sorptions laugungsrea, which can be bound from the Röstgut in total significantly higher gold shares of the activated carbon NEN than by known methods.
  • Figure 1 is a schematic block diagram of the preliminary processing of the sorption slurry
  • FIG. 2 is a more detailed schematic block diagram of an inventive overall process flow
  • FIG. 3 shows a schematic block diagram of the oxidizing roasting and the subsequent process steps.
  • a sorption leaching process is designated generally by the reference numeral 10. With regard to the concrete design of this process is on the literature referenced.
  • the sorption process 10 is fed at 12 starting material.
  • step 10 is enriched concentrate in which the gold cyanides are bound to activated carbon.
  • steps 16 these bounded cyanidic gold complexes are separated and separated again from the activated carbon.
  • process 10 produces sorbent sludges, which are normally a by-product but often still have appreciable gold content, especially if the efficiency of the sorption process is impaired by a higher content of organic carbon and / or sulfide raw material , In many cases, the gold content remaining in the sorption slurry can account for more than 5% of the total amount of gold available.
  • the sorption slurry (or at least part thereof) is prepared for roasting in a circulating fluidized bed furnace.
  • the sludge is brought into a state that is as uniform as possible in terms of composition, moisture, shape and surface and grain size.
  • the sorption is first dewatered in a step 18 and then pressed into filter cake (step 20), which are washed, stored in a filter cake stock (step 22) and ge by means of drum dryers in step 24 ge dried.
  • An intermediate storage serves as a buffer for the times of repair to the nachge switched systems or to a homogenization of the input material.
  • a granulate with as uniform as possible and optimized for the process management in the fluidized bed furnace grain size is made from the dry cake.
  • the mechanical and thermal stability of Granu lats can be ensured by controlled addition of a binder, preferably Ben tonit.
  • This granulate is then fed in step 28 to an oxidizing roasting, which is explained schematically below with reference to FIG.
  • FIG. 2 shows a schematic block diagram of a total process sequence according to the invention of a sorption leaching process with bioleaching step according to the invention.
  • the ore raw materials fed at 100 are crushed or crushed at 102.
  • a flotation with a thickening step, ent speaking outlets are processed separately at 106.
  • the concentrate 108 is then fed at 110 to a so-called bioleaching. At 1 14 thickening with countercurrent washing takes place. The washed-out liquid phase 16 is relatively strong in arsenic. As part of a neutralization at 1 18 this arsenic is precipitated in the form of iron arsenate.
  • the product recovered from the bioleaching 120 is subjected to neutralization and sorption leaching using cyanide at 122 using activated carbon for gold recovery (step 124).
  • sorption outlets 126 are prepared for roasting by first dewatering them (step 128), wherein the resulting liquid, cyanide-containing phase may be recycled to the sorption leaching process in step 130.
  • the filter cake 142 obtained in the dewatering 128 are then washed out (step 132), which has proven to be a very effective measure for Redukti on the cyanide content, so that later consuming Abluftreini tion steps may be omitted or are less expensive.
  • the cyanide-containing effluents obtained in the washing of the filter cake can also be fed back to the suction leaching process (step 134).
  • the washed out filter cakes 142 are stored temporarily if necessary (step 144).
  • step 136 a T rocknung the filter cake.
  • the exhaust gas 138 of the drying is dedusted at 140, wherein this dust can be fed to the subsequent granulation 146.
  • step 146 a Gra nulation to an optimal for the subsequent roasting (step 150) grain size, for example, 80-90% of the granules may be in the range below 2 mm or the particle sizes of the granules a d50 value in the range of 800 gm to 1000 gm may have.
  • the roasting 150 is preferably carried out by means of a circulating fluidized bed process, wherein the resulting exhaust gases 152 are dedusted in step 154 and the dust 156 of the granulation 146 is fed back. After the Entstau exercise 154 accumulating exhaust gases 162 are entarseniert at 164, wherein the arsenhal-term effluents 1 12 again the Biolaugung 1 10 can be supplied.
  • the entarseniere exhaust gas is then desulfurized still at step 170 and can be discharged at 180 cleaned in the environment, which remains due to the Entschwefe treatment to be deposited gypsum (step 178).
  • the roasting material 158 resulting from roasting 150 is first cooled at step 160, ground at 166, and then subjected to another neutralization / sorption leaching process at 172, which is preferably a separate process to step 122.
  • the gold extraction can ultimately be effected by means of activated carbon (step 174) or by means of one of the other variants of leaching and sorption methods described above.
  • a circulating fluidized bed furnace is designated by 50.
  • a material circulation in a cycle in this fluidized bed furnace 50 is realized by means of a connected cyclone 52 and a dipping pot 56 arranged downstream thereof.
  • the furnace 50 and the immersion pot 56 to the Stel len 58 and 66 (immersion bottom) preheated compressed air is supplied.
  • the Materi aleinbringung the Sorptionsschlammgranulats takes place at 64 between the immersion pot 56 and the involvement of the corresponding line in the fluidized bed furnace 50.
  • the resulting exhaust gases are removed at 54 and a multistage cleaning (not shown in detail) subjected to the u.a. istschie dene dusts can be returned to the granulation process or directly to the leaching and - Sorptions mixes (also not shown in detail).
  • the material discharge from the fluidized bed circuit takes place on the immersion pot 56 with forwarding to a fluidized bed riser 68.
  • a small part of the roasting wells settles on the bottom of the fluidized bed furnace 50 and is there regularly removed at an outlet 62 and fed manually to the further process batchwise , preferably at a location in front of the mill 74 mentioned below.
  • the actual roasting process is carried out continuously at a temperature between 450 ° C and 750 ° C, preferably 500 ° C and 700 ° C, the supply by Energyeinbrin (if necessary) of a natural gas burner 60 is maintained (an additional Lich existing starting burner is not in Figure 3 shown).
  • the amounts added and withdrawn are adjusted so that the calcine has spent on average a predetermined minimum residence time in the furnace.
  • the roasting material is continuously and controlled forwarded to the F thoroughlybettrös ter 68, and there again roasted a predetermined period of time with hot compressed air in said temperature range.
  • the roasting material is still supplied to a dipping pot 70 and a Röstgutkühler 72 in the further course of the process. Furthermore, the particle size distribution of the roasting product through a mill 70 with one or more downstream cyclone separators (the latter are not shown) is adjusted so that it is optimized for the subsequent sorption process.
  • the milled crushed material is then fed as a suspension 76 to the re-sorption process at 78, with the required slurry being added to the suspension 76 prior to grinding and prior to fly-droughcycling.
  • a sample of the sorption effluents was dehydrated and dried (residual moisture by about 5%). Approximately 30 kg of dried sludge was placed in a large laboratory intensive mixer. Subsequently, 8.2 kg of water were metered into the mixer. From the dried material and water, a plastic mass was prepared, similar to a partially dried filter cake. Thereafter, approximately 1.4 kg (3% dry matter) of bentonite and another 20 kg of the dry material were added to the mass. This was followed by the granulation process in the intensive mixer. The granulation moisture was about 18%, the granulation time was approx.
  • sorption leaching I A sample of the sorption effluents (sorption leaching I) was dehydrated, ge dried as described in Example 1 granulated and then roasted in a ZWS pilot plant at different temperatures. Air was used as the fluidizing medium. Subsequently, the calcine was ground (80% below 0.044 mm) and sent to a sorption leaching (II). Activated carbon was used as sorbent. Also fine dust from the Fl diefilter was the
  • the oxidizing roast (80) in step b) takes place in a circulating fluidized bed process.
  • the oxidizing roast (80) in step b) takes place in a temperature range between 450 ° C to 750 ° C.

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Abstract

Bei einem Verfahren, einer Anlage sowie einer Gold- und/oder Silbergewinnungsanlage zur Verbesserung der Ausbeute bei einem Sorptionslaugungsverfahren (10) zur Edelmetallgewinnung, bei dem die Effizienz des Prozesses insbesondere durch den im Rohmaterial vorhandenen Gehalt an organischem Kohlenstoff und/oder Sulfidschwefel begrenzt ist, so dass in den bei dem Sorptionslaugungsverfahren (10) anfallenden Sorptionsschlämmen quantitative Edelmetallrestanteile verbleiben, sind die Schritte des Verarbeitens der Sorptionsschlämme als Vorbereitung für eine oxidierende Röstung (80), indem die Sorptionsschlämme entwässert (18), getrocknet (24) und granuliert (26) werden; der oxidierenden Röstung (80) der verarbeiteten Sorptionsschlämme, und der Zuführung der gerösteten Sorptionsschlämme zu einem weiteren Laugungs- bzw. Sorptionslaugungsverfahren (10) vorgesehen.

Description

VERFAHREN, ANLAGE SOWIE EDELMETALLGEWINNUNGSANLAGE ZUR VERBESSERUNG DER AUSBEUTE BEI DER EDELMETALLGEWINNUNG DURCH SORPTIONSLAUGUNGSVERFAHREN
Die vorliegende Erfindung betrifft ein Verfahren zur Verbesserung der Ausbeute bei einem Sorptionslaugungsverfahren zur Edelmetallgewinnung, insbesondere zur Gold- oder Silbergewinnung, bei dem die Effizienz des Prozesses insbesonde re durch den im Rohmaterial vorhandenen Gehalt an organischem Kohlenstoff und/oder Sulfidschwefel begrenzt ist, so dass in den bei dem Sorptionslaugungs verfahren anfallenden Sorptionsschlämmen Edelmetallrestanteile in nennenswer ten Konzentrationen verbleiben. Darüber hinaus ist das Verfahren besonders vor teilhaft für goldhaltige Erze, in denen das Gold (meist in feindispers verteilter Form) außer mit schwefelhaltigen sulfidischen Mineralien (wie z.B. Pyrit) in Asso ziationen mit arsenhaltigen sulfidischen Mineralien (wie z.B. Arsenopyrit) vorliegt, und gleichzeitig die Goldgewinnung aus den Erzen durch den vorhandenen Gehalt an organischem Kohlenstoff wesentlich negativ beeinflusst wird.
Wenngleich das vorliegende Verfahren aktuell kommerziell primär für die Goldge winnung interessant ist, eignet es sich auch grundsätzlich zur Silbergewinnung bzw. zur gleichzeitigen Gewinnung von Gold und Silber. Die Alternative "Silber" wird nachfolgend der Übersichtlichkeit halber nicht jedes Mal erwähnt.
Ferner betrifft die vorliegende Erfindung eine Anlage zur Durchführung des Ver fahrens sowie eine Goldgewinnungsanlage.
Sorptionslaugungsverfahren nach dem Carbon-in-Leach- oder CIL-Prinzip sind zur Goldgewinnung relativ weit verbreitet. Darüber hinaus werden auch sog. CIP-, RIP-, RIL-Verfahren angewandt. Bei einem CIL-Prozess laufen Laugung und Sorption gleichzeitig ab; im Gegensatz zu dem CIP-Prozess, bei dem zuerst Lau gung und anschließend Adsorption an Aktivkohle stattfindet. Die Adsorption kann (seltener) auch an einem lonentauscherharz stattfinden (RIP, RIL Prozesse). Der nachfolgend verwendete Begriff "Sorptionslaugungsverfahren" soll alle vorstehen den oder allgemein bekannten Verfahrensvarianten umfassen.
Laugungs- und -sorptionverfahren beruhen auf der Oxidation von im Gestein fein verteiltem Gold durch Luftsauerstoff und seine Auflösung in einer alkalisch wässrigen Lösung, welche Cyanidionen enthält.
Die Erze werden üblicherweise gebrochen, zermahlen und zu einer Flotationsauf konzentrierung geleitet. Die Pulpe des Flotationskonzentrates wird eingedickt und zur sog. Biolaugung transportiert. Während der Biolaugung werden Arsen und sul fidischer Schwefel zum großen Teil oxidiert und in Form von Sulfaten und Arsena- ten aufgelöst. Die in arsen- und sulfidhaltigen Mineralien eingeschlossenen Gold partikel werden dadurch befreit. Die Suspension aus der Biolaugung wird einge dickt und einer Gegenstrom-Dekantationswäsche zugeführt, mit dem Ziel, die wässrige Phase abzutrennen und den festen Rückstand auszuwaschen. Die flüs sige Phase geht anschließend zu einer Neutralisation, wobei Arsen in Form von Eisenarsenaten (Skorodit) und Sulfate in Form von Gips abgeschieden werden. Der feste Rückstand wird ebenfalls neutralisiert und zur Sorptionslaugung geleitet. Während der Sorptionslaugung wird das durch Biolaugung freigegebene Gold aufgelöst und an Aktivkohle adsorbiert. Die Abgänge aus der Sorptionslaugung werden zur weiteren Behandlung geleitet.
Bei diesem Prozess entstehen also Sorptionsabgänge bzw. Sorptionsschlämme. Dabei handelt es sich um Abfälle aus dem Prozess der Sorptionslaugung bei der primären Goldgewinnung aus Konzentraten. Diese Abfälle, die bei bekannten An lagen der Deponie zuzuführen sind, können immer noch wesentliche Gehalte an Gold enthalten. Diese Goldanteile sind während des Sorptionsprozesses konven tionell nicht mehr gewinnbar. Die Gründe hierfür sind vor allem die Gehalte an or ganischem Kohlenstoff sowie Sulfidschwefel im Ausgangsmaterial. Der Begriff "organischer Kohlenstoff" soll nachfolgend zur Abgrenzung gegenüber der im Sorptionsverfahren verwendeten Aktivkohle (mit erheblich größerer Parti kelgröße) verwendet werden.
Insbesondere sorgen die organischen Kohlenstoffbestandteile für den so genann ten preg-robbing Effekt - spontane und irreduktiver Prozess der Ausbringung (Ad sorption) des gelösten Goldes (in Form von Cyanokomplex) an den Erzbestandtei len. Die Sorptionsaktivität des kohlenstoffhaltigen Bestandteiles verursacht somit die Verluste des Goldes mit der festen Phase der Sorptionsabgänge.
Zum Stand der Technik ist die US 4 919 715 A bekannt.
Der Erfindung liegt die Aufgabe zugrunde, die Goldgewinnungsrate bei bekannten Sorptionslaugungsverfahren durch Verwertung der Sorptionsschlämme signifikant zu verbessern und die dabei erforderlichen Prozesse effizient und umweltverträg lich zu führen.
Die Lösung der vorgenannten Aufgabe erfolgt mittels eines Verfahrens mit den Merkmalen des Patentanspruches 1 , mittels einer Anlage mit den Merkmalen des Patentanspruches 12 sowie mittels einer Gold- und/oder Silbergewinnungsanlage gemäß Patentanspruch 14.
Vorteilhafte Ausgestaltungen der Erfindung sind in den abhängigen Patentansprü chen beschrieben.
Erfindungsgemäß werden folgende Schritte vorgeschlagen: a) Verarbeiten der Sorptionsschlämme als Vorbereitung für eine oxidierende Röstung (80), indem die Sorptionsschlämme entwässert (18), getrocknet (24) und granuliert (26) werden, b) oxidierende Röstung (80) der verarbeiteten Sorptionsschlämme, und c) Vorbereitung der gerösteten Sorptionsschlämme und Zuführung an ein wei teres Sorptionslaugungsverfahren.
In umfangreichen Untersuchungen unter Anwendung verschiedener Verfahren wurde im Rahmen der vorliegenden Erfindung festgestellt, dass die Methode der oxidierenden Röstung die höchsten Goldgewinnungsraten aus Sorptionsschläm men gewährleistet.
In dem Röstungsprozess werden Sulfidschwefel bzw. Eisensulfid, insbesondere Pyrit (typischer Pyritgehalt im Ausgangsmaterial ca. 3,8%), und organischer Koh lenstoff bzw. gemäß folgenden Reaktionsgleichungen weitestgehend in die Gas phase überführt und damit entfernt:
3FeS2 + 8O2 = F03O4 + 6SO2
3FeS + 5O2 = Fe3Ü4 + 3SO2
4Fe3Ü4 + O2 = 6Fe203
C + O2 = CO2
Durch Oxidation der Sulfide während des Röstungsprozesses wird zum einen das mit sulfidischen Mineralien assoziierte (meist fein verteilte) Gold befreit. Zum an derem bildet sich durch die Umwandlungen der Sulfide eine poröse und leicht für Cyanidlösungen zugängliche Struktur, die wiederum für eine Verbesserung der Goldauslaugbarkeit sorgt. Außerdem wird hierdurch ein bekanntermaßen mit der Anwesenheit sulfidischer Mineralien verbundener erhöhter Verbrauch an Reagen zien während der Zyanierung vermindert.
Auch sulfidische Arsenverbindungen werden während der oxidierenden Röstung oxidiert, mit den gleichen Effekten, wie oben für Sulfidschwefel beschrieben:
12FeAsS + 2902 = 4Fe304 + 6AS2O3 + 12SO2 Durch Oxidierung der organischen Kohlenstoffbestandteile, die für die adsorptive Aktivität des Materials sorgen, wird der pregg-robbing Effekt während der nachfol genden Laugung bekämpft, so dass mit organischem Kohlenstoff assoziiertes Gold gewonnen werden kann.
Die Abgase aus dem Röstungsofen werden in einem mehrstufigen Abgasbehand lungssystem entstaubt, abgekühlt und von Schadstoffen weitestgehend befreit.
Das Röstgut wird abgekühlt, mit dem Wasser angemaischt und zum Sorptionslau gungsprozess geleitet, wo aus dem Röstgut die wesentlichen hohen Goldanteile an Aktivkohle gebunden werden und nach bekannten Verfahren gewonnen wer den können.
Der Röstungsprozess wird bevorzugt in einem ZWS-Ofen (zirkulierender Wirbel schichtofen) durchgeführt, da dort ein bestmöglicher Stoff- und Wärmetransport, hohe Umsatzraten sowie eine präzise Temperatursteuerung ermöglicht werden. Somit erfolgt die oxidierende Röstung in Schritt b) bevorzugt in einem zirkulieren den bzw. stationären Wirbelschichtverfahren.
Ein stationäres Wirbelschichtverfahren bzw. eine Fließbettröstung weisen den Vor teil auf, dass die Verweilzeit des Röstgutes im Prozess genauer kontrolliert wer den kann als bei einem zirkulierenden Wirbelschichtprozess.
Insbesondere kann im Rahmen einer bevorzugten Ausgestaltung der Erfindung vorgesehen sein, eine Fließbettröstung einer Röstung in einem ZWS-Ofen zur Gewährleistung einer Mindeströstzeit nachzuschalten.
Die in Schritt b) vorgeschlagene oxidierende Röstung wird bevorzugt in einem Temperaturbereich zwischen 450 °C und 750 °C, besonders bevorzugt in einem Bereich von 500 °C bis 700 °C, durchgeführt.
Ferner wird die Verweilzeit der Sorptionsschlämme in der oxidierenden Röstung bevorzugt so gewählt, dass der Restgehalt an Sulfidschwefel und/oder organi- schem Kohlenstoff auf unter 0,75%, bevorzugt auf unter 0,5%, besonders bevor zugt auf unter 0,1 %, reduziert wird.
Die optimale Verweilzeit bei dem Verfahren liegt bei 20-180 min, bevorzugt bei ca.30-90 min, besonders bevorzugt bei ca. 40-60 min. Unter optimaler Verweilzeit in dem Röstungsprozess versteht man die notwendige Behandlungszeit, um die oben erwähnten Restgehalte an organischen Kohlenstoff sowie sulfidischen Schwefel zu erreichen.
Die optimale Leerrohrgeschwindigkeit in einem ZWS-Ofen für das vorliegende Verfahren liegt im Bereich 2-5 m/s.
Zur Vorbereitung der oxidierenden Röstung in Schritt a) werden die Sorptions schlämme entwässert, getrocknet und granuliert. Durch diese Stufen wird das Ausgangsmaterial zu einem Stoff mit gleichmäßiger Körnung geformt, was für ei nen reproduzierbaren Röstprozess in dem bevorzugt eingesetzten ZWS-Ofen op timal ist.
Der Sorptionsschlamm stellt ein feines Material dar und kann in seiner ursprüngli chen Form nicht in dem Röstungsofen behandelt werden (hoher Staubaustrag, nicht ausreichende und nicht gleichmäßige Verweilzeit in dem Ofen).
Eine gleichmäßige optimale Körnung des Schlamms wird durch den Prozess der Granulierung erzielt. Dabei werden feine feste Partikel durch die Benetzung mit einer Flüssigkeit unter Wirkung der Kapillarkräfte sowie der Grenzflächenkräfte aneinander gebunden. Um diese Bindung zu erreichen, müssen die Einsatzstoffe gegeneinander bewegt werden.
Insbesondere durch Granulierung in Intensivmischern mit schnell rotierenden Mischwerkzeugen bilden sich relativ kleine und dichte Granulen, die sich für die nachfolgende Röstung in dem bevorzugt eingesetzten ZWS-Ofen gut eignen. Um eine ausreichende mechanische und thermische Festigkeit zu erzielen, müssen in den Granulierungsprozess passende Bindemittel dosiert werden, bevorzugt Ben tonit.
Es können auch andere anorganische und organische Bindemittel verwendet wer den, wie z.B. Branntkalk oder Ligninsulfonat. Die Optimierung der Dosiermengen am Bindemittel erfolgt nach der Analyse der Massenströme im nachgeschalteten Röstungsprozess (vor allem der Staubautrag aus dem Röstungsofen).
Um geeignete Granulen zu erzeugen, können weiterhin auch Verfahren der Auf bau- bzw. Feuchtgranulation angewendet werden, wie z.B. Mischgranulieren so wie Tellergranulieren, vorausgesetzt, dass die nachfolgende Röstung in einem ZWS-Ofen optimal verläuft, d.h. möglichst geringer Staubanfall sowie Erzielung optimaler Restgehalte an organischen Kohlenstoff und sulfidischen Schwefel in den Röstungsprodukten.
Grundsätzlich kann der Begriff "Granulierung" auch Kompaktierungsverfahren wie z.B. Brikettierung umfassen.
Die bevorzugten Partikelgrößen des Granulats liegen im Bereich 80-90% unter 2 mm (d50-Wert im Bereich 800-1000 pm). Die Granulen können auch gröber bzw. feiner sein, vorausgesetzt, dass die nachfolgende Röstung in einem ZWS- Ofen optimal verläuft.
Nach der Entwässerung erfolgt bevorzugt eine Wäsche des Filterkuchens mit dem Ziel, Zyanide aus der wässrigen Phase auszuwaschen, die sonst insbesondere während der Trocknung in die Abluft gelangen und eine komplizierte Abgasbe handlung erfordern würden.
Die bei der Wäsche anfallende zyanidhaltige flüssige Phase kann - genau wie die zyanidhaltigen Abwässer aus der vorhergehenden Entwässerung - dem Sorp tionslaugungsprozess wieder zugeführt werden, wodurch der Zyanidbedarf und die Umweltbelastung durch Zyanide verringert werden. Zur Zuführung der gerösteten Sorptionsschlämme zu einem weitergehenden Sorp tionsschritt in Schritt c) wird das Röstgut bevorzugt abgekühlt und dann mit Was ser vermengt. Durch eine sehr gute Vermischung von Feststoffpartikeln innerhalb des bevorzugt eingesetzten ZWS-Ofens erfolgt eine Abreibung und ein Zerfall der Granulen. Damit der nachfolgende Zyanierungsprozess effektiv funktioniert (d.h., damit die Goldausbeute hoch ist), ist allerdings eine bestimmte gleichmäßige Kör nung des Feststoffes erforderlich. Je nach gewünschter Korngrößenverteilung für den nachfolgenden Sorptionsprozess kann es deshalb ferner zweckmäßig sein, das Röstgut zusätzlich auch in einer Mühle zu mahlen.
Die Vorkonditionierung des Materials in der Mühle führt zusätzlich dazu, dass Oberflächen der Partikel durch mechanische Beanspruchung befreit werden und damit für die Laugung zugänglich gemacht werden.
Die Laugung und Sorption der gerösteten Schlämme erfolgt bevorzugt in einem separaten Sorptionslaugungsprozess.
Die bei der Röstung anfallenden, schadstoffhaltigen Abgase werden bevorzugt einem mehrstufigen Abgasreinigungsverfahren zugeführt. Hierbei kann beispiels weise eine Staubabscheidung mittels Zyklonen (Grobstaub) und Trocken- Elektrofiltern (Feinstaub) erfolgen, wobei der abgeschiedene goldhaltige Staub der Granulierung bzw. direkt einem Laugungs- und -sorptionsprozess erneut zugeführt werden kann. An den Elektrofilter können sich mehrere Nasswäschestufen sowie ggf. ein Nass-Elektrofilter anschließen.
Der Staub aus der Entstaubung der Röstgase wird gekühlt und bevorzugt zur Granulierung und z.T. direkt der Sorptionslaugung geleitet. Durch die Zugabe des Staubes in die Granulation kann der erforderliche Feuchtegehalt reguliert werden.
Nach der Entstaubung werden die Abgase auf ca. 80°C so abgekühlt, dass die enthaltene Arsentrioxide auskondensieren und ausgewaschen werden können. Die arsenhaltigen Abwässer werden in den Biolaugungsprozess zurückgegeben, wo eine Oxidierung von Arsenverbindungen erfolgt, so dass Arsen während der nachfolgenden Neutralisierungsstufe in Form von Eisenarsenat ausgefällt werden kann. Die restlichen Gehalte an Arsen und Staub werden in Nass-Elektrofiltern abgeschieden.
Anschließend erfolgt eine Entschwefelung des Rauchgases z.B. in einem Scrub- ber durch Zugabe von Kalkmilchsuspension.
Das Röstgut wird abgekühlt, mit dem Wasser angemaischt, zermahlen, und zu dem weiteren Sorptionslaugungsprozess geleitet, wodurch aus dem Röstgut in der Summe wesentlich höhere Goldanteile an die Aktivkohle gebunden werden kön nen als nach bekannten Verfahren.
Die Erfindung wird nachfolgend anhand der Zeichnungen beispielhaft näher erläu tert. Es zeigen:
Figur 1 ein schematisches Blockdiagramm der vorbereitenden Verarbeitung der Sorptionsschlämme;
Figur 2 ein detaillierteres schematisches Blockdiagramm eines erfindungs gemäßen Gesamtverfahrensablaufs; und
Figur 3 ein schematisches Blockdiagramm der oxidierenden Röstung und der nachfolgenden Verfahrensschritte.
Das nachfolgend dargestellte Verfahren ist lediglich beispielhaft zu verstehen. Der Fachmann kann, soweit sinnvoll, Verfahrensschritte weglassen, ergänzende Ver fahrensschritte hinzufügen oder Schritte in einer abweichenden Reihenfolge aus führen.
In Figur 1 ist ein Sorptionslaugungsprozess pauschal mit dem Bezugszeichen 10 bezeichnet. Hinsichtlich der konkreten Ausgestaltung dieses Prozesses wird auf die Literatur verwiesen. Dem Sorptionsprozess 10 wird bei 12 Ausgangsmaterial zugeführt.
Endprodukt des Schrittes 10 ist angereichertes Konzentrat, bei dem die Goldcya nide an Aktivkohle gebunden sind. In weiteren Schritten 16 werden diese gebun denen cyanidischen Goldkomplexe separiert und von der Aktivkohle wieder ge trennt.
Weiterhin fallen bei dem Prozess 10 Sorptionsschlämme an, die normalerweise ein Abfallprodukt darstellen, jedoch vielfach noch einen nennenswerten Goldgeh alt aufweisen, insbesondere dann, wenn der Sorptionsprozess durch einen höhe ren Gehalt des Ausgangsmaterials an organischem Kohlenstoff und/oder Sul fidschwefel in seiner Effizienz beeinträchtigt wird. Der im Sorptionsschlamm konventionell verbleibende Goldgehalt kann vielfach mehr als 5% der insgesamt verfügbaren Goldmenge ausmachen.
Daher wird gemäß Figur 1 der Sorptionsschlamm (oder wenigstens ein Teil hier von) für eine Röstung in einem zirkulierenden Wirbelschichtofen vorbereitet. Hier zu ist es vorteilhaft, wenn der Schlamm in einen Zustand gebracht wird, der hin sichtlich Zusammensetzung, Feuchtigkeit, Gestalt und Oberfläche und Korngröße möglichst gleichförmig ist.
Dazu wird der Sorptionsschlamm in einem Schritt 18 zunächst entwässert und dann zu Filterkuchen gepresst (Schritt 20), die gewaschen, in einem Filterkuchen lager zwischengelagert (Schritt 22) und mittels Trommeltrocknern in Schritt 24 ge trocknet werden.
Selbstverständlich ist es auch denkbar, auf eine Zwischenlagerung zu verzichten oder die Zwischenlagerung nach der Trocknung vorzunehmen.
Ein Zwischenlager dient als Puffer für die Zeiten der Reparatur an den nachge schalteten Anlagen bzw. zu einer Vergleichmäßigung des Eingabematerials. In einem nachfolgenden Schritt 26 wird aus den Trockenkuchen ein Granulat mit möglichst gleichförmiger und für die Prozessführung im Wirbelschichtofen optima ler Korngröße hergestellt. Die mechanische und thermische Stabilität des Granu lats kann dabei durch kontrollierten Zusatz eines Bindemittels, vorzugsweise Ben tonit, gewährleistet werden.
Dieses Granulat wird dann bei Schritt 28 einer oxidierenden Röstung zugeführt, die nachfolgend schematisch anhand von Figur 3 erläutert wird.
In Figur 2 ist ein schematisches Blockdiagramm eines erfindungsgemäßen Ge samtverfahrensablaufs eines Sorptionslaugungsverfahrens mit Biolaugungsschritt dargestellt. Die bei 100 zugeführten Erzrohmaterialien werden bei 102 gebrochen bzw. zermahlen. Bei 104 erfolgt eine Flotation mit einem Eindickungsschritt, ent sprechende Abgänge werden bei 106 getrennt verarbeitet.
Das Konzentrat 108 wird dann bei 1 10 einer sog. Biolaugung zugeführt. Bei 1 14 erfolgt eine Eindickung mit Gegenstromwäsche. Die ausgewaschene flüssige Phase 1 16 ist relativ stark arsenhaltig. Im Rahmen einer Neutralisierung bei 1 18 wird dieses Arsen in Form von Eisenarsenat ausgefällt.
Das bei der der Biolaugung 120 gewonnene Produkt wird bei 122 einer Neutrali sierung und einer Sorptionslaugung unter Einsatz von Zyanid unterzogen, wobei Aktivkohle zur Goldgewinnung eingesetzt wird (Schritt 124).
Dabei fallen Sorptionsabgänge 126 an, die noch signifikante Goldgehalte aufwei sen können.
Daher werden die Sorptionsabgänge 126 für eine Röstung vorbereitet, indem die se zunächst entwässert werden (Schritt 128), wobei die dabei entstehende flüssi ge, zyanidhaltige Phase gemäß Schritt 130 an den Sorptionslaugungsprozess rückgeführt werden kann. Die bei der Entwässerung 128 erhaltenen Filterkuchen 142 werden anschließend ausgewaschen (Schritt 132), was sich als sehr wirksame Maßnahme zur Redukti on des Zyanidgehalts erwiesen hat, so dass spätere aufwendigere Abluftreini gungsschritte entfallen können bzw. weniger aufwendig sind. Die bei der Wäsche der Filterkuchen erhaltenen zyanidhaltigen Abwässer können ebenfalls dem Sorp tionslaugungsprozess wieder zugeführt werden (Schritt 134). Die ausgewasche nen Filterkuchen 142 werden bei Bedarf zwischengelagert (Schritt 144).
Anschließend erfolgt bei 136 eine T rocknung der Filterkuchen. Das Abgas 138 der Trocknung wird bei 140 entstaubt, wobei dieser Staub der nachfolgenden Granu lierung 146 zugeführt werden kann. Anschließend erfolgt in Schritt 146 eine Gra nulierung auf eine für die nachfolgende Röstung (Schritt 150) optimale Korngröße, bei der beispielsweise 80-90% des Granulats zu im Bereich unter 2 mm liegen können oder die Partikelgrößen des Granulats einen d50-Wert im Bereich von 800 gm bis 1000 gm aufweisen können.
Die Röstung 150 erfolgt bevorzugt mittels eines zirkulierenden Wirbelschichtver fahrens, wobei die anfallenden Abgase 152 in Schritt 154 entstaubt werden und der Staub 156 der Granulierung 146 wieder zugeführt wird. Nach der Entstau bung 154 anfallende Abgase 162 werden bei 164 entarseniert, wobei die arsenhal tigen Abwässer 1 12 wieder der Biolaugung 1 10 zugeführt werden können.
Das entarsenierte Abgas wird dann noch bei Schritt 170 entschwefelt und kann bei 180 gereinigt in die Umwelt entlassen werden, wobei durch die Entschwefe lung weiterhin zu deponierender Gips anfällt (Schritt 178).
Das bei der Röstung 150 entstehende Röstgut 158 wird bei Schritt 160 zunächst gekühlt, bei 166 zermahlen und dann bei 172 einem erneuten Neutralisierungs- /Sorptionslaugungsprozess unterzogen, bei dem es sich vorzugsweise um einen zu Schritt 122 separaten Prozess handelt. Auch hier kann die Goldgewinnung letztlich mittels Aktivkohle (Schritt 174) oder mittels einer der anderen vorbeschriebenen Varianten von Laugungs- und Sorp- tionsverfahren erfolgen.
Die im zweiten Sorptionslaugungsprozess erhaltenen Abgänge 176 werden schließlich deponiert.
In Figur 3 ist ein zirkulierender Wirbelschichtofen mit 50 bezeichnet. Eine stoffliche Umwälzung in einem Kreislauf in diesem Wirbelschichtofen 50 wird mittels eines angebundenen Zyklons 52 und eines stromabwärts davon angeordneten Tauch topfes 56 realisiert. Hierzu wird dem Ofen 50 bzw. dem Tauchtopf 56 an den Stel len 58 und 66 (Tauchtopfunterseite) vorgewärmte Druckluft zugeführt. Die Materi aleinbringung des Sorptionsschlammgranulats erfolgt bei 64 zwischen dem Tauch topf 56 und der Einbindung der entsprechenden Leitung in den Wirbelschicht ofen 50. Die entstehenden Abgase werden bei 54 abgeführt und einer mehrstu figen Reinigung (nicht im Detail dargestellt) unterzogen, bei der u.a. abgeschie dene Stäube wieder dem Granulierungsprozess bzw. direkt dem Laugungs- und - Sorptionsprozess zugeführt werden können (ebenfalls nicht im Detail dargestellt).
Die Materialaustragung aus dem Wirbelschichtkreislauf erfolgt an dem Tauch topf 56 mit Weiterleitung an einen Fließbettröster 68. Ein geringer Teil des Röst guts setzt sich auch am Boden des Wirbelschichtofens 50 ab und wird dort regel mäßig an einem Auslass 62 entnommen und manuell dem weiteren Prozess batchweise zugeführt, und zwar vorzugsweise an einer Stelle vor der weiter unten erwähnten Mühle 74.
Der eigentliche Röstvorgang erfolgt kontinuierlich mit einer Temperatur zwischen 450°C und 750 °C, vorzugsweise 500 °C und 700 °C, die durch Energieeinbrin gung (falls notwendig) eines Erdgasbrenners 60 aufrechterhalten wird (ein zusätz lich vorhandener Anfahrbrenner ist in Figur 3 nicht dargestellt).
Die Zugabe- und Entnahmemengen werden so eingestellt, dass das Röstgut im Mittel eine vorgegebene Mindestverweilzeit in dem Ofen verbracht hat. Um die Mindestverweilzeit tatsächlich (und nicht nur statistisch im Mittel) zu ge währleisten, wird das Röstgut kontinuierlich und kontrolliert an den Fließbettrös ter 68 weitergeleitet, und dort nochmals eine vorgegebene Zeitspanne mit heißer Druckluft in dem genannten Temperaturbereich geröstet.
Insgesamt findet also im Bereich der mit 80 gekennzeichneten Elemente eine oxi dierende Röstung des Sorptionsschlammes statt.
Das Röstgut wird weiterhin im weiteren Verlauf des Verfahrens noch einem Tauchtopf 70 und einem Röstgutkühler 72 zugeführt. Ferner wird die Partikelgrö ßenverteilung des Röstguts durch eine Mühle 70 mit ein oder mehreren nachge schalteten Zyklonabscheidern (Letztere sind nicht dargestellt) so eingestellt, dass diese für den nachfolgenden Sorptionsprozess optimiert ist.
Das gemahlene Röstgut wird dann als Suspension 76 bei 78 dem erneuten bzw. weiteren Sorptionsprozess zugeführt, wobei das erforderliche Anmaischen zu der Suspension 76 vor der Zermahlung und vor der Flydrozyklonierung erfolgt.
Die Erfindung wird weiterhin nachfolgend anhand von Beispielen näher erläutert:
Beispiel Nr. 1 (Granulierung)
Eine Probe der Sorptionsabgänge wurde entwässert und getrocknet (Restfeuchte um ca. 5%). Ca. 30 kg getrockneten Schlamms wurde in einen Großlabor-Intensiv mischer vorgelegt. Anschließend wurden in den Mischer 8,2 kg Wasser dosiert. Aus dem getrockneten Material und Wasser wurde eine plastische Masse herge stellt, ähnlich eines teilgetrockneten Filterkuchens. Danach wurde ca. 1 ,4 kg (3% auf Trockenstoff) Bentonit sowie weitere 20 kg des trockenen Materials in die Masse gegeben. Anschließend erfolgte in dem Intensivmischer der Granulations prozess. Die Granulierfeuchte betrug dabei ca. 18%, die Granulierzeit lag bei ca.
4 min. Die Korngrößen des erzeugten Granulates lagen im Bereich 80-90% unter 2 mm. Beispiel Nr. 2
Eine Probe der Sorptionsabgänge (Sorptionslaugung I) wurde entwässert, ge trocknet, wie in Beispiel 1 beschrieben granuliert und anschließend in einer ZWS- Pilotanlage bei unterschiedlichen Temperaturen geröstet. Als Fluidisiermedium wurde Luft eingesetzt. Anschließend wurde das Röstgut zermahlen (80% unter 0,044 mm) und zu einer Sorptionslaugung (II) geleitet. Als Sorptionsmittel wurde Aktivkohle eingesetzt. Auch Feinstaub aus dem Fleißfilter wurde der
Sorptionslaugung (II) unterzogen.
In untenstehender Tabelle sind die so erzielten Au-Restgehalte in den Abgängen aus der Sorptionslaugung (II), durchgeführt unter gleichen Prozessbedingungen, die ursprünglichen Au-Gehalte in jeweils einer Probe des Röstgutes und des Staubes, entnommen in den Röstungsversuchen bei 600 und bei 650°C, sowie die kalkulierten Goldgewinnungsraten während der Sorptionslaugung (II) dargestellt.
Wie aus der untenstehenden Tabelle ersichtlich, ist es möglich, durch die Behand lung von Sorptionsabgängen (Abfälle, die sonst zur Deponie geleitet werden müs sen) zusätzlich ca. 70% Au zu gewinnen:
Figure imgf000018_0001
Patentansprüche
1. Verfahren zur Verbesserung der Ausbeute bei einem Sorptionslaugungs verfahren (10) zur Gold- und/oder Silbergewinnung, bei dem die Effizienz des Prozesses insbesondere durch den im Rohmaterial vorhandenen Ge halt an organischem Kohlenstoff und/oder Sulfidschwefel begrenzt ist, so dass in den bei dem Sorptionslaugungsverfahren anfallenden Sorptions schlämmen wesentliche Gold- und/oder Silber-Restanteile verbleiben, mit den Schritten:
a) Verarbeiten der Sorptionsschlämme als Vorbereitung für eine oxidie rende Röstung (80), indem die Sorptionsschlämme entwässert (18), getrocknet (24) und granuliert (26) werden,
b) oxidierende Röstung (80) der verarbeiteten Sorptionsschlämme, und c) Vorbereitung der gerösteten Sorptionsschlämme und Zuführung an ein weiteres Sorptionslaugungsverfahren.
2. Verfahren nach Anspruch 1 ,
dadurch gekennzeichnet, dass
die oxidierende Röstung (80) in Schritt b) in einem zirkulierenden Wirbel schichtverfahren erfolgt.
3. Verfahren nach einem der Ansprüche 1 oder 2,
dadurch gekennzeichnet, dass
die oxidierende Röstung (80) in Schritt b) in einem Temperaturbereich zwi schen 450 °C bis 750 °C stattfindet.

Claims

4. Verfahren nach einem der Ansprüche 1 bis 3,
dadurch gekennzeichnet, dass
die Verweilzeit der Sorptionsschlämme in der oxidierenden Röstung (80) so gewählt wird, dass der Restgehalt an Sulfidschwefel und/oder organischem Kohlenstoff auf unter 0,75%, vorzugsweise auf unter 0,1 %, reduziert wird, wobei die Verweilzeit bei ca. 20-180 min, bevorzugt bei ca. 30-90 min und besonders bevorzugt bei ca. ca. 40-60 min liegt.
5. Verfahren nach einem der Ansprüche 1 bis 4,
dadurch gekennzeichnet, dass
die Partikelgrößen des Granulats zu 80-90% im Bereich unter 2 mm liegen, und/oder dass die Partikelgrößen des Granulats einen d50-Wert im Bereich von 800 gm bis 1000 gm aufweisen.
6. Verfahren nach einem der Ansprüche 2 bis 5,
dadurch gekennzeichnet, dass
der oxidierenden Röstung im zirkulierenden Wirbelschichtverfahren eine Fließbettröstung (68) nachgeschaltet wird.
7. Verfahren nach Anspruch 6,
dadurch gekennzeichnet, dass
nach der Entwässerung eine Wäsche des Filterkuchens mit dem Ziel er folgt, Zyanide der wässrigen Phase auszuwaschen, wobei die bei der Wä sche anfallende zyanidhaltige flüssige Phase und/oder die bei der Entwäs serung anfallende zyanidhaltigen Abwasser dem Sorptionslaugungsprozess wieder zugeführt werden.
8. Verfahren nach einem der Ansprüche 1 bis 7,
dadurch gekennzeichnet, dass
bei der Zuführung der gerösteten Sorptionsschlämme in Schritt c) an einen weiteren Sorptionsschritt das Röstgut abgekühlt, optional gemahlen und dann mit Wasser vermengt wird.
9. Verfahren nach einem der Ansprüche 1 bis 8,
dadurch gekennzeichnet, dass
die bei der oxidierenden Röstung (80) anfallenden Abgase einem mehrstu figen Abgasreinigungsverfahren (54) zugeführt werden.
10. Verfahren nach Anspruch 9,
dadurch gekennzeichnet, dass
der Staub aus einer Entstaubung der Röstgase der vorbereitenden Granu lierung zur Regulierung des erforderlichen Feuchtegehalts und/oder direkt der weiteren Sorptionslaugung zugeleitet wird.
1 1. Verfahren nach Anspruch 9 oder 10,
dadurch gekennzeichnet, dass
nach der Entstaubung die Abgase abgekühlt werden, so dass im Abgas enthaltene Arsentrioxide auskondensieren und ausgewaschen werden kön nen, und dass die bei diesem Auswaschen anfallenden arsenhaltigen Ab wässer dem Biolaugungsprozess zurückgegeben werden, so dass das Ar sen sich im Biolaugungsprozess oxidieren und während einer
nachfolgenden Neutralisierungsstufe in Form von Eisenarsenat ausgefällt werden kann.
12. Anlage zur Verbesserung der Ausbeute bei einem Sorptionslaugungs
verfahren (10) zur Gold- und/oder Silbergewinnung, bei dem die Effizienz des Prozesses insbesondere durch den im Rohmaterial vorhandenen Ge halt an organischem Kohlenstoff und/oder Sulfidschwefel begrenzt wird, so dass in den bei dem Sorptionslaugungsverfahren anfallenden Sorptions schlämmen wesentliche Gold- und/oder Silber-Restanteile verbleiben, mit einer Entwässerungs-, Trocknungs- und Granuliereinrichtung sowie einer Rösteinrichtung (80), wobei der Rösteinrichtung die granulierten Sorptions schlämme zugeführt werden, sowie einer Sorptionslaugungseinrichtung, der die gerösteten und entsprechend vorbereiteten Sorptionsschlämme zuge führt werden, um einen wesentlichen Anteil an Gold und/oder Silber zu ge winnen.
13. Anlage nach Anspruch 12,
dadurch gekennzeichnet, dass
die Anlage zur Durchführung eines Verfahrens nach einem der Ansprüche 1 bis 1 1 ausgebildet ist.
14. Gold- und/oder Silbergewinnungsanlage,
mit:
einer ersten Sorptionslaugungsprozessstufe mit Biolaugungsschritt und einer Anlage nach Anspruch 12 oder 13.
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