Практические вопросы кучного выщелачивания. Часть 2

Часть вторая (окончание)

     Важной характеристикой руды, подвергаемой кучному выщелачиванию, является проницаемость ее в штабеле. Наличие в руде большого количества тонких фракций (глины, шламы) ухудшает фильтрацию, приводит к образованию закупоренных зон внутри штабеля и каналов, что снижает извлечение ценного компонента и увеличивает продолжительность выщелачивания.

    Фильтрация руды может ухудшиться в силу различных причин. Иногда причиной может служить естественная сортировка грубого и мелкого материала во время сооружения штабелей, а также не преднамеренное уплотнение слоя руды при укладке за счет наезда тяжелой техники при формировании штабеля бульдозером. При отсыпке кучи происходит концентрация рудной мелочи в центре навала, а более крупных кусков — на нижних склонах и в основании куч. Дополнительная сегрегация материала происходит за счет миграции тонких частиц в период просачивания растворителя через рудный штабель, когда мелочь просеивается через более крупные частицы руды. Сегрегация приводит к образованию локализованных зон с заметной разницей в проницаемости. В результате этого выщелачивающие растворы следуют по пути наименьшего сопротивления, просачиваясь вниз через грубообломочные рудные области, минуя или чуть смачивая зоны с большим количеством мелочи или шлама. Часто в подобных случаях наблюдается каналообразование.

Наибольшую трудность при кучном выщелачивании золота представляют руды, содержащие большое количество глины, а также лежалые и текущие хвосты гравитационного и флотационного обогащения и цианирования. В отдельных случаях глина или шламы могут полностью закупорить штабель для фильтрации цианистого раствора.

Из отечественных сырьевых источников благородных металлов повышенным содержанием глин характеризуются руды Куранахского рудного поля, окисленные руды Светлинского и Олимпиадинского месторождений. Повышенным содержанием шламов характеризуются окисленные руды Майского месторождения, хвосты обогащения Саралинской и Ирокиндинской фабрик, бывшей ЗИФ им. Орджоникидзе и др. Установлено, например, что с увеличением содержания глинистых минералов в рудах Куранахского рудного поля с 15 до 60%, скорость фильтрации растворов уменьшается в 60 раз (с 25 до 0,4 см/сут). Продолжительность процесса выщелачивания для штабеля высотой 2,5-3 м возрастает при этом с 15 до 120 суток.

Предотвратить сегрегацию рудного материала, нормализовать и интенсифицировать процесс выщелачивания глинистого и шламистого сырья позволяет предварительное окомкование с добавками связующих материалов. Основная цель окомкования — получение проницаемого для цианистых растворов пористого материала, который был бы устойчив к механическому воздействию при транспортировке, формировании кучи и просачивании растворов в глубь штабеля.

В общем случае окомкование заключается в перемешивании подготовленного золотосодержащего материала с защелачивающей и связующей добавками, увлажнении полученной шихты водой или цианистым раствором, собственно окомкование с последующим циклом отвердевания и упрочнения окомкованной массы. Для большинства руд подготовка к окомкованию включает только дробление до оптимальной крупности и грохочение. Сильноглинистые руды и высокошламистое сырье, например, хвосты обогащения, иногда нуждаются в просушке до приемлемой влажности перед добавлением связующего, т.к. при избыточной влажности их невозможно хорошо перемешать.

В зависимости от индивидуальных особенностей руды существует множество разновидностей методов агломерации и окомкования. Фирмой "Тоmbstonе Exploration" (шт. Аризона, США) при кучном выщелачивании руды с содержанием 65 г/т Ag применяют окомкование с добавкой в качестве связующего извести (3 кг/т). На руднике "Maggic Creek" фирмы "Carlin Gold Mining" окомковывают руду путем осыпания ее по откосам отвала при разгрузке ленточного конвейера. Фирма "Silver State Mining Corporation" проводит окомкование во вращающемся барабане диаметром 2,45 м и длиной 9,75 м с добавкой портландцемента. На руднике компании "Brewer Gold" в Южной Каролине в процессе агломерации руды вносят полимерную добавку из расчета 90 г/т. Использование полимеров в дополнение к цементу позволяет снизить уровень остаточной влажности в штабеле. На золотодобывающем предприятии «Маунт Гейнз» в Калифорнии высокоглинистые и влажные лежалые отходы толчеи перед агломерацией просушивают на солнце.

Качество окомкованного сырья определяется рядом факторов:

-  природой и загрузкой связующего или связующей композиции;

-  количеством влаги (воды или цианистого раствора), подаваемой на увлажнение окомковываемой смеси.

- продолжительностью отвердевания и упрочнения материала с целью создания необходимых физико-механических свойств.

В качестве связующей добавки при окомковании используют цемент, известь, отходы ряда производств (в том числе пыли цементных заводов) и различные композиции на их основе.

На практике нет единого правила для выбора связующего: одни руды окомко- вывают только с цементом, другие — с цементом и известью, третьи — только с известью. Выбор защелачивающего и связующего агентов определяют по результатам лабораторных исследований и испытаниям прочности окомкованного материала с учетом стоимости и доступности каждого из агентов.

Перемешивание руды и связующего осуществляют разными путями. В ряде производств цемент и известь добавляют в оборудование, производящее дробление и грохочение, в других — на ленточных конвейерах; при окомковании в барабанных окомкователях и глиномялках связующее часто добавляют в питание аппарата, в головной части которого осуществляется сухое перемешивание.

Аппаратурно процесс окомкования оформляют по-разному, в зависимости от гранулометрического и минерального состава сырья. В промышленной практике на золотодобывающих предприятиях окомкование проводят в барабанных окомкователях (Аллигатор Ридж, Маунт Гейнз, Голдфилдс); в глиномялках (Хэивуд-Сантьяго, Флорида Каньон); на системах из ленточных транспортеров (Томбстоун, Литл Бэлд Маунтин), в том числе включающих линию виброконвейеров (Хог Рэнч); путем каскадирования материала по откосам отвала или наклонным стенкам бункеров или хранилищ при разгрузке с ленточных конвейеров (Магги Крик, Карлин, Кэрсон Хилл). Кроме того, для окомкования могут применять мельницы, чашевые окомкователи и другие агрегаты.

Выбор оптимального варианта подготовки руды для кучного выщелачивания требует большого опыта и основывается на технологических исследованиях. Недостаточное внимание к процессу рудоподготовки, экономия на исследованиях и оборудовании приводят не только к снижению извлечения золота и увеличению необходимого периода орошения рудного штабеля, но и к убыточности всего проекта кучного выщелачивания.

Подготовленную для выщелачивания руду укладывают в штабель (отвал). Важным при этом является сохранение пористости руды и минимальное ее уплотнение.

Минимальное уплотнение руды (обусловленное лишь собственным весом) обеспечивают методы с использованием отвалообразователей, стакеров или экскаваторов- драглайнов. Эти методы применимы для всех категорий минерального сырья. Для окомкованной руды применим метод с использованием конвейеров и стакеров.

Наиболее простым и недорогим является метод формирования отвала с использованием автосамосвалов и фронтальных погрузчиков, когда нижний слой отсыпается с помощью автосамосвалов с последующим наращиванием штабеля погрузчиком.

Бульдозерный способ формирования отвала, когда руда завозится на площадку автосамосвалами, а штабель формируется бульдозером, применим для прочной кусковой руды.

После отсыпки кучи на ее поверхности монтируют систему орошения выще­лачивающими растворами, которая в простейшем случае представляет гибкие либо жесткие шланги с отверстиями. Шланги (трубы) отводят от коллектора и располагают параллельно с определенным шагом (например, 1 м). Для орошения рудного штабеля используют системы напорных эмиттеров (капельное орошение), позволяющие уменьшить испарение, либо вращающиеся оросители, позволяющие увеличить испарение с целью сокращения водного баланса. Продолжают широко использовать обычные дождевальные установки, особенно когда у предприятия имеет место положительный водный баланс. Предприятия кучного выщелачивания также продолжают применять метод прудкового орошения уложенной в штабель руды. Главным требованием к системе орошения является соблюдение равномерной смачиваемости частиц руды в штабеле как в горизонтальном, так и в вертикальном направлениях.

Цианистые растворы кучного выщелачивания поступают на переработку на специальные установки или фабрики. В технологическом отношении для извлечения золота и серебра из цианистых растворов используют методы сорбции на анионит АМ-2Б, цементации на металлический цинк, сорбции на активированный уголь. Каждый из этих методов обладает уникальными особенностями и каждый в определенных условиях имеет преимущества. В связи с этим без исследований невозможно рекомендовать один из методов, и выбор оптимального определяется рядом факторов. Во-первых, концентрацией золота, серебра и элементов примесей: меди, мышьяка, сурьмы, серы сульфидной; во-вторых, масштабами производства; в-третьих, соотношением золота и серебра в растворах; в-четвертых, возможной кооперацией с действующей в регионе ЗИФ, использующей методы гидрометаллургии для извлечения благородных металлов из руд и концентратов.

Сорбцию на анионит АМ-2Б используют в технологических схемах кучного выщелачивания в составе Васильковского ГОКа (Казахстан, месторождение «Васильковское»), в ООО «Колорадо» (г.Пласт, Россия; эфельные отвалы ОАО «Южуралзолото»), в ЗАО НПФ «Башкирская золотодобывающая компания» (г.Учалы, Россия; месторождение «Муртыкты») и на других предприятиях. Использование метода сорбции на смолу требует значительных затрат и может окупаться в основном на крупных предприятиях. При кучном выщелачивании этот метод может быть использован в основном при незначительном расстоянии от действующей ЗИФ, использующей процесс «смола в пульпе» и имеющихся там свободных мощностях десорбции.

Процесс цементации благородных металлов цинком состоит из трех основных операций: осветление продуктивных растворов от взвешенных твердых частиц, существенно снижающих эффективность процесса цементации; деаэрация растворов, так как растворенный кислород пассивирует поверхность цинка и приводит к неполному восстановлению (осаждению) благородных металлов (вакуумная деаэрация позволяет удалить не только кислород, но и диоксид углерода, как вредную составляющую растворов, наличие которой может привести к образованию карбоната кальция и забиванию фильтров); цементация благородных металов цинком в присутствии солей свинца.

Существует две разновидности цинкового осаждения золота: осаждение на пыль и осаждение на стружку. Цементацию с использованием цинковой пыли (процесс Merrill-Crowe) у нас в стране применяют на некоторых цианистых фабриках. Обладая существенными достоинствами, — высокой эффективностью и простотой, — процесс в то же время имеет ряд недостатков. В частности, это высокие требования к качеству пыли, условиям ее хранения, чистоте растворов и др. Однако, несмотря на это, за рубежом технологию осаждения на цинковую пыль широко применяют в практике. В частности, цементацию на цинковую пыль использует корпорация "Newmont" на месторождении «Мурун- тау» (Узбекистан) на куче масштабом 10 млн.т., а также на «Покровском руднике» (Амурская область) на куче 450 тыс. т. и на месторождении «Комсомольская залежь» (Хабаровский край) на куче 50 тыс.т.

В условиях кучного выщелачивания, с применением отечественного оборудования и реагентики, с учетом культуры производства отмеченные недостатки процесса Merrill -Crowe в настоящее время могут существенно уменьшить эффективность и привлекательность цементации с использованием пыли.

Метод цементации на цинковую стружку в классическом варианте (процесс Merrill) из-за своей простоты, малой энергоемкости, надежности, невысоких требований к квалификации обслуживающего персонала получил в России определенное развитие. Этот метод использовали на рудниках «Майский» и «Чазы-Гол» в Хакасии и на месторождении «Бамское» (Амурская область), в ходе опытно-промышленной эксплуатации установки кучного выщелачивания на месторождении «Чертово Корыто» (Иркутская обл.). Схема включает грохочение стружки на сите 1-2 мм с возвратом плюсового класса в цикл извлечения золота. Минусовой класс фильтруют (кек содержит 6-12% золота), обрабатывают серной или соляной кислотой с концентрацией 30-50 г/л при соотношении Ж:Т=3:1. Кеки, содержащие <30% золота, после промывки водой, фильтрации и сушки обжигают (в случае использования сернокислотной обработки) и плавят с получением слитков лигатурного золота пробностью 820-840. Недостатком метода является высокий расход цинка. При сложностях с размещением кислотного отделения на установках по переработке продуктивных растворов кучного выщелачивания применяют прямую плавку по технологии, разработанной в ОАО «Иргиредмет».

Широко распространенным методом переработки цианистых растворов кучного выщелачивания является угольная сорбция. По опубликованным данным, от 60 до 80% золота, добываемого кучным выщелачиванием в США, Бразилии и Зимбабве, извлекают из растворов этим методом. В Австралии, Канаде, на Филиппинах и в Океании эта доля составляет 50-55%. В европейских странах, в Чили, где в рудах велико содержание серебра и меди, напротив, преобладает осаждение на цинк (свыше 80%). В США по угольно-сорбционной технологии работают предприятия кучного выщелачивания: Раунд Маунтин, Чимни-Крик, Ортиц, Акрэ, Голд Кворри и т.д.; с использованием цинкового осаждения — Канделария, Тускарора, Винд Маунтин, Рочестер, Флорида Каньон и др. В мировом масштабе всей золотодобычи угольно-сорбционные технологии составляют 40%.

Считается, что осаждение на цинк предпочтительно по сравнению с угольной сорбцией в следующих случаях: при переработке растворов выщелачивания с соотношением концентраций Аg:Au более 5:1 - 10:1; на небольших предприятиях, извлекающих менее 0,8 кг драгметаллов в сутки, которые не смогут оправдать относительно высокие затраты на оборудование для элюирования и регенерации угля; в случае богатых растворов с содержанием золотого эквивалента выше 10-15 г/т.

Для угольной сорбции характерны высокая степень извлечения золота и селективность по отношению к золоту и серебру в цианистых средах, низкая чувствительность к некоторым примесным элементам, загрязняющим золотосодержащий раствор, достаточная надежность и высокая степень механизации и автоматизации. Активные угли нашли широкое применение при извлечении золота из растворов и пульп и угольная сорбция считается одним из наиболее важных достижений современной гидрометаллургии благородных металлов.

Применительно к извлечению золота из растворов кучного выщелачивания технологическая схема включает сорбцию в серии последовательно расположенных колонн (обычно 3-5 колонн), десорбцию металлов с насыщенного угля и его регенерацию, электролитическое выделение золота из элюатов.

Аппаратурное оформление сорбционного процесса может быть различным: колонны с нисходящим и восходящим потоком раствора, пульсколонны. Наибольшее распространение получили колонны с восходящим потоком при линейной скорости раствора 20-25 м/ч, обеспечивающей работу в условиях псевдоожиженного слоя угля.

Для восстановления сорбционной активности углей применяют его обработку растворами реагентов и высокотемпературную реактивацию. Кислотную обработку проводят для удаления неорганических примесей, присутствующих в сорбенте (главным образом, карбоната кальция, а также цинка, никеля, железа). В технологической схеме операцию можно проводить до и после элюирования благородных металлов.

Уголь после кислотной обработки промывают водой. Избыток кислоты нейтрализуют щелочным раствором. Термическая реактивация служит для удаления различных органических соединений, снижающих сорбционную активность углей. Ее проводят при температуре 600-1000°С. Потери сорбента составляют от 2 до 10%. Сорбент после реактивации подвергают грохочению для удаления мелких классов угля.

В ряде случаев значительный эффект обеспечивает использование автоклавного метода десорбции благородных металлов с насыщенного угля щелочным элюентом (продолжительность десорбции <1 ч, остаточная емкость регенерированного по Au угля <0,1 мг/г) и операции концентрирования элюатов (концентрация золота в растворах, направляемых на электролиз >500 мг/л). В процессе автоклавной десорбции свойства сорбента регенерируются до уровня, достаточного для многократного использования. Имеются варианты технологических схем с использованием высокотемпературной реактивации угля.

Основной товарный продукт кучного выщелачивания — золотосеребряные слитки — получают при плавке либо катодных осадков, выделяемых из щелочно-цианистых и тиомочевинных элюатов электролизом, либо золотосодержащих шламов кислотной обработки осадков цементации. Содержание золота в шламах составляет 20-30%, в катодных осадках — 70-80%. Плавку обожженных золотосодержащих продуктов осуществляют в индукционных печах типа ИСТ или в руднотермических печах конструкции Иргиредмета. Руднотермические печи типа «З-10МН» позволяют осуществлять накопительную плавку при высокой степени разделения в системе «металл-шлак» при относительно невысокой массовой доле благородных металлов в осадках.

Зарубежные фирмы выпускают стандартные фабрики для переработки цианистых растворов кучного выщелачивания. Строительство фабрик на месте производства с учетом конкретных условий требует меньших капиталовложе­ний.

В целом мировой и российский опыт свидетельствуют о том, что в технологии кучного выщелачивания золота имеется множество нюансов, влияющих на эффективность процесса. В связи с этим, несмотря на принципиальную простоту метода, нельзя предложить простых стандартных решений по кучному выщелачиванию золота. В каждом конкретном случае необходим тщательный учет конкретных условий. К сожалению, даже при наличии исчерпывающей исходной информации невозможно решить все проблемы путем теоретических расчетов. Ответы на главные вопросы, касающиеся рудоподготовки и извлечения золота, можно получить только на основе технологических полупромышленных испытаний представительных проб руды. Только на основе таких испытаний может быть разработан эффективный проект, учитывающий особенности конкретного месторождения.

В процессе строительства предприятия необходимо точное соблюдение проекта. В российской практике иногда допускают «упрощения» и «улучшения» проекта, снижающие трудоемкость работ при рудоподготовке, закладке штабеля и др. Результатом является снижение извлечения золота и экономической эффективности производства. Как показывает практика, наилучший результат получают при выполнении всего цикла работ (от технологических исследований до запуска предприятия с постоянным инжиниринговым сопровождением) одной организацией.

Начало статьи

-0+2

• Содержание сайта
• Комментарии
• Главная страница