Переработка углистых золотых руд на фабрике «Морру Ду Уро» (Бразилия)*

 Углистые золотые руды достаточно широко распространены в природе. В настоящее время известно около 90 месторождений такого типа руд, дислоцированных в 22 странах Америки, Африки, Азии и Австралии. К числу крупных месторождений углистых руд золота на «постсоветском» пространстве относятся «Сухой Лог», «Наталкинское», «Нежданинское», «Кючус» (Россия), «Бакырчик» (Казахстан), «Кумтор» (Кыргызстан) и некоторые другие. Большинство указанных месторождений уже находятся в стадии промышленного освоения, другие (например, Сухой Лог) готовятся к вводу в эксплуатацию.

Важно отметить, что углеродсодержащие золотые руды характеризуются большим разнообразием вещественного состава. Они отличаются (иногда весьма существенно) по таким признакам, как содержание золота, естественная сорбционная активность углеродистого вещества, массовая доля сульфидов и других минеральных компонентов руды, а также по характеру ассоциации золота с рудными и породообразующими минералами. Это порождает обилие возможных вариантов переработки таких руд с использованием процессов гравитационно-флотационного обогащения, цианирования и других химико-металлургических операций.

В свете вышесказанного привлекает внимание опыт извлечения золота из углисто-сульфидных руд на бразильском руднике «Морру Ду Уро» (Morro Do Ouro, MDO). Данное предприятие относится к числу основных производителей золота в Бразилии и работает с применением целого ряда технических решений, представляющих несомненный интерес и для российской золотодобывающей промышленности. В Иргиредмете изучен опыт этого предприятия и некоторые из процессов использованы в практике выполнения работ для российских месторождений. В последние десятилетия появились и другие варианты переработки углистых руд, о которых будет рассказано в дальнейших выпусках бюллетеня «Золотодобыча».

Ниже дается краткая информация о руднике «Морру Ду Уро» (почерпнутая из /1/ и некоторых других источников) с описанием характера перерабатываемых руд и особенностей их обогащения и металлургической переработки.

Рудник расположен в 1,5 км севернее г. Paracatu в штате Minas Gerais на высоте 800 м над уровнем моря.

Добыча золота в районе Paracatu производится в достаточно крупных масштабах с начала ХVIII столетия. В период с 1745 по 1751 гг. производство металла здесь составляло около 1 т в год. Во II-й половине XIX века добыча золота в данном регионе сократилась, главным образом, в связи с открытием в Бразилии других месторождений с более высоким содержанием золота в руде. Однако с 1980 г. работы на Paracatu снова интенсифицировались благодаря обнаружению больших запасов низкосортных, но благоприятных с технологической точки зрения окисленных и малосульфидных графитистых руд: 109 млн т со средним содержанием Au 0,55 г/т плюс 55 млн т с содержанием Au 0,52 г/т. Кроме того, обнаружены дополнительные резервы сульфидных руд на низких горизонтах, расположенных под зоной окисления.

Это явилось основанием для создания в данном регионе крупномасштабного комплекса по добыче и переработке руд, рассчитанного на долгосрочный период эксплуатации, с годовой мощностью по переработке руды (проект) около 10 млн т и добычей золота 4,5–5 т. Запуск предприятия состоялся в декабре 1987 г.

Динамика изменения показателей работы золотоизвлекательной фабрики на MDO первые 3 года функционирования предприятия характеризовалась следующими показателями:

В последующие годы объем добычи металла на MDO неуклонно возрастал, достигнув к 2000–2002 гг. 6,8–7,3 т в год.

Перерабатываемая на фабрике руда относится к кварц-серицитовому типу (серицит — 50%, кварц — 45% от общей массы), содержит многочисленную группу сопутствующих минералов из числа оксидов (магнетит, лимонит, гематит, пиролюзит, ильменит и др.), карбонатов и сульфидов. К числу последних относятся пирит, пирротин, галенит, сфалерит, арсенопирит, халькопирит и тетраэдрит. Установлено наличие в руде сорбционно-активного углерода (графит).

Главной особенностью MDO, позволяющей считать его выдающимся рудником в золотодобывающей промышленности, является то, что он рентабельно работает на рудах с самым низким содержанием золота в мире — 0,6 г/т, которое ниже даже минимального предела содержаний металла в рудах, подвергаемых кучному выщелачиванию в США. Это достигается прежде всего благодаря выдающейся технологии предконцетрации золота на основе процесса Flash-флотации, позволяющей выделять из руды концентрат с содержанием Аu на 3 порядка (в 1000–1200 раз) превышающим содержание металла в исходной руде, при извлечении золота в концентрат 85% от исходного.

К другим достижениям принятой на MDO технологии следует отнести:
- тонкий помол руды, поступающей на обогащение;
- эффективное применение процесса дешламации пульпы перед флотацией в батареях гидроциклонов малого диаметра;
- гравитационную перечистку золотосодержащих флотационных концентратов в центробежных концентраторах Knelson MK 30 с последующей доводкой гравиоконцентратов (10–20 кг Аu на 1 т) до конечного продукта (400–500 кг Аu на 1 т), пригодного для прямой плавки на золотосеребряный сплав (металл Доре), с использованием местных (из практики бразильских золотоискателей) технических приемов;
- замену классической технологии CIP цианирования промпродуктов гравитационной доводки на систему прямоточного CIL процесса, что обеспечивает лучшие показатели извлечения золота из продуктов, обладающих природной сорбционной активностью по отношению к растворенному в NaCN золоту;
- удачное решение экологических проблем, связанных с использованием цианидов.

Учитывая важность перечисленных выше моментов и возможность их использования при проведении исследований, проектировании и строительстве отечественных предприятий по переработке золоторудного сырья, ниже приводятся некоторые детали описанной технологии по каждому из основных переделов.

Рудоподготовка и флотация

Добычу руды осуществляют открытым способом. Транспортировку руды от карьера до промежуточного склада с 20-суточным запасом руды производят автомобилями бразильского производства грузоподъемностью 25 т. Организация работ исключает простои, и проблем с подачей руды на фабрику практически не возникает.

В фабричном комплексе смонтированы 3 параллельные линии дробления руды, каждая с номинальной проектной производительностью 750 т в час. Руду из промежуточного склада подают на приемный грохот, снабженный пневматическими разрушителями кусков, и далее питателем 6,0 × 1,5 м на колосниковый грохот.

Нижний продукт грохота поступает непосредственно на конвейер мелкой руды, а плюсовой класс — на додрабливание в ударную (молотковую) дробилку.  Дробленую руду подвергают грохочению на виброгрохоте 4,8 × 1,8 м, верхний продукт которого додрабливают в конусной дробилке диаметром 1000 мм до минус 12,5 мм. Далее руду транспортируют в 310-кубовый бункер-смеситель (куда подают материал всех трех секций дробильного цеха) и затем в 2 индиви-дуальных мельничных силоса вместимостью также по 310 м³ .

От одного мельничного силоса ведет по 2 линии измельчения руды, каждая производительностью по 180 т руды в час. Индекс измельчения руды 3-4 кВт · ч/т. Конвейеры-питатели оборудованы измерителями массы руды. В цехе измельчения установлены 4 шаровых мельницы диаметром 4,5 м и длиной 5,7 м с двойным приводом (2 × 1000 кВ). Мельницы работают в замкнутым цикле с однокамерными флотационными машинами и классифицирующими гидро­циклонами (рис.1), что в совокупности должно обеспечивать проектную крупность материала 80% класса минус 0,02 мм. В 1990 г. на фабрике достигнута крупность помола 90% класса минус 0,044 мм (50% — минус 0,02 мм). Циркуляционная нагрузка (мельница—циклоны—однокамерные флотомашины) составляет 300%, т.е. частицы руды проходят через флотацию 3 раза.

Обычная Flash-флотация (F.F.) с одной перечистной операцией ежесуточно выдает до 50 т концентрата с содержанием золота 300–600 г/т, при извлечении 85–86% от питания (0,6 г/т), т.е. со степенью концентрирования золота 500:1 и выше. Таким результатам способствует предварительное обесшламливание пульпы перед флотацией в гидроциклонах. Гидроциклонирование осуществляют в 2 последовательных стадии (см. рис. 1). Первую стадию производят в батареях гидроциклонов диаметром 152 мм (по 2 батареи из 33 аппаратов каждая — на 1 мельницу), работающих под давлением 15 psi. Пески этих гидроциклонов самотеком поступают в 2 параллельно работающих камеры OUTOKUMPO Skim Air 240 (OK Skim–Air) вместимостью по 16 м³, а слив направляется на 2-ю стадию гидроциклонирования в аппаратах диаметром 100 мм (2 батареи из 40 гидроциклонов).

Выделяемые шламы, после предварительного сгущения, сбрасывают в хвостохранилище. Песковую фракцию обесшламливающих гидроциклонов подвергают дополнительной (контрольной) флотации в 4 камерах OK Skim–Air емкостью по 16 м³ с использованием тех же реагентов, что и в процессе F.F. Концентрат контрольной флотации направляют в цикл F.F., хвосты флотации самотеком — в основное хвостохранилище (вместе со сгущенными шламами).

Основная (F.F.) и контрольная флотации золота осуществляются при естественном значении рН=6 и плотности пульпы, соответственно равной 50 и 40% твердого. В качестве коллектора используют амил-ксантогенат калия (84 г/т) и в качестве вспенивателя — MLBC (30 г/т). Реагенты подают в питание флотомашин в следующем соотношении:

Из каждой камеры F.F. концентрат насосами перекачивают в 4 камеры перечистной флотации OK Skim–Air вместимостью по 8 м³, из которых перечищенный концентрат направляют на гравитационную доводку и далее (в виде промпродукта доводки) — на цианирование. Хвосты флотационной перечистки возвращают в камеры F.F., а хвосты флотации — в соответствующие точки питания шаровой мельницы.

Интересно отметить, что содержание Au в концентрате F.F. составляет всего лишь 10 г/т (степень концентрирования — 17), а в перечищенном концентрате OK Skim–Air уже 500–600 г/т (степень концентрирования на этой стадии — 50–60). Концентрат контрольной флотации содержит золота 1 г на 1 т.

Камеры F.F. работают при строгом контроле уровня пены, который регулируется автоматически, путем закрытия и открытия резинового клапана на выходной трубе.

Гравитационная концентрация

На гравитационное обогащение подается концентрат перечистной флотации. Через усреднительный чан он самотеком поступает в 3 последовательно установленных центробежных концентратора Knelson MK-30, которые улавливают из питания 55–70% золота в продукт, содержащий 1–2% металла. Дальнейшая доводка концентрата до содержания Au 40–50% производится операторами вручную с использованием круглого лотка, именуемого «китайской шляпой» или, по терминологии бразильских золотоискателей, — «Batea». В сочетании с лотком концентраторы Knelson позволяют улавливать частицы золота крупностью до 10 мкм и обеспечивают в совокупности производство 70% товарной продукции предприятия. Получаемый богатый концентрат подвергают предварительному окислительному обжигу (с целью освобождения от мышьяка) и плавке в индукционных печах мощностью 50 кВ на золотосеребряный сплав (металл Доре).

В связи с тем, что тончайшие частицы золота обладают способностью флотировать в водной среде (тем более, в присутствии остающихся в концентрате флотационных реагентов) и могут быть потеряны в процессе гравитационной доводки концентратов, на фабрике предпринимаются специальные меры по предотвращению данного явления.

Эти меры не раскрываются, но можно предположить, что в данном случае используют некоторые реагенты (неводной консистенции), способствующие «гидрофилизации» металлических частиц. Альтернативой может явиться применение масляной агломерации для коллектирования гидрофобных частиц золота.

Выщелачивание и CIP

Флотационный концентрат в количестве 48–50 т в сутки (2 т/ч), прошедший стадию гравитационной перечистки, содержащий 60–80 г Аu на 1 т и имеющий плотность 25% твердого, сгущают в 2-х сгустителях диаметром 8 м. Сгущенный продукт (35–40% твердого) подают насосом в чан-смеситель 4-часовой производительности и далее центробежным насосом с варьируемой скоростью вращения — в первый из 3-х выщелачивающих чанов CIL (рис. 2).

Первоначально фабрика была запроектирована на схему с 72 ч выщелачивания (L) и 6 ч CIP с использованием высокоинтенсивных контакторов типа DAVY MCKEE (нижняя часть схемы на рис. 2). Однако в 1990 г. выщелачивающие чаны были переоборудованы в аппараты CIL-агитаторы пневмомеханического типа общей вместимостью 600 м³, работающие при постоянной производительности и постоянной плотности выщелачиваемой пульпы (регулируются автоматически), с поддержанием концентрации растворенного кислорода в пульпе на уровне 6–8 мг/л.

Перед поступлением на выщелачивание пульпу подвергают грохочению на двух виброгрохотах с размером ячеек 0,5 мм. Верхний продукт грохотов, содержащий до 2 кг Аu на 1 т, тщательно доизмельчают и возвращают в цикл выщелачивания.

Отмечено, что при наличии в руде графита, исходный флотационный концентрат имеет черный цвет и обладает повышенной сорбционной активностью, которая сохраняется и после гравитационной доводки концентрата. Результатом этого является значительное увеличение потерь золота с хвостами СIP. Предотвратить данное явление можно, используя в процессе выщелачивания концентрированные растворы NaCN (до 50 г/л). Однако данная операция представляется достаточно дорогой.

Переход на систему CIL позволяет получать приемлемые хвосты цианирования при концентрации NaCN в растворах всего лишь 2 г/л, но с условием, что концентрация растворенного золота в пульпе не будет повышаться выше уровня 5 мг/л.

Таким образом, мотивацией к переходу от L + CIP к CIL + СIP являются:

а) исключение или сокращение до минимума потерь золота при цианировании за счет «погашения» природной сорбционной активности концентрата;
б) снижение концентрации (и соответственно расхода) NaCN в цикле выщелачивания.

По данным 1988 г. расход NaCN на фабрике составил около 8 кг на 1 т концентрата.

Оформление прямоточного CIL-процесса в комбинации с CIP-окончанием выглядит на MDO следующим образом (см. рис. 2).

Свежий уголь в количестве 1,5 м³ в сутки вводится в CIP-контактор №8, далее продвигается противотоком в контактор №3, из которого ежесуточно выводится эквивалентное количество насыщенного угля на элюирование. Дополнительно 1,5 м³ свежего угля добавляется в CIL-чан №1, откуда прямотоком этот уголь вместе с пульпой проходит через чан №2 CIL в контактор №1 CIP и далее в виде насыщенного угля также выводится на элюирование. Таким образом, общее количество насыщенного угля, подлежащего элюированию и регенерации, составляет 3,0 м³ в сутки: 50% — из цикла CIP и 50% — из цикла CIL .

Система интенсивного CIP-процесса (DAVY MCKEE CIP) включает 8 контакторов прямоугольного сечения (каждый размером 1,5 × 1,5 × 1,5 м), расположенных в один ряд и экипированных перемешивателями (импеллерами) мощностью 3 кВ. Концентрация угля в CIL-чанах составляет 15 г/л, a DAVY CIP-контакторах достигает 150 г/л, т.е. в 10 раз выше.

Между чанами CIL установлены межстадиальные грохоты, очищаемые сжатым воздухом. В цикле CIP уголь от стадии к стадии перемещается непрерывно с помощью эрлифтов.

Отмечено образование в CIP-процессе угольной пены, содержащей до 60 г Аu на 1 т.

Показательно, что в условиях MDO CIP и CIL процессы протекают без введения в пульпу извести. Необходимое значение рН=11,5 достигается в результате применения на данном предприятии технического цианида, содержащего некоторое количество NaOH.

Показатели извлечения золота в гидрометаллургическом цикле следующие: содержание Аu в исходном питании — 60–80 г/т; в хвостах CIP — 2,5–3,5 г/т (в том числе растворенного 0,5 г/т); извлечение Аu — 96–97%.

Извлечение золота из насыщенного угля производят в системе MICPON (элюент — метанол). Остаточное содержание золота в угле после элюирования составляет около 100 г/т. Выделение золота из элюатов осуществляют электролитическим путем на пластинчатых катодах из алюминиевой фольги (аноды — нержавеющая сталь). По окончании процесса электролиза катоды подвергают NaOH-выщелачиванию (растворение алюминия) и плавке на золотосеребряный сплав (металл Доре) (90% Аu + 9% Ag) совместно с обожженными гравитационными концентратами. Шлак, содержащий 3–4 кг золота в месяц, дробят, измельчают и возвращают в основной процесс — на гравитацию и цианирование.

Детоксикация и хранение хвостов

На предприятии имеется единое хранилище отходов обогащения и гидрометаллургической переработки, куда поступают хвосты флотации, обеззолоченные шламы (из цикла измельчения-классификации) и хвосты CIP-процесса. Хвостохранилище расположено на расстоянии 4 км от фабрики и имеет проектную мощность около 1 млн м³. Избыточную воду извлекают из хвостового пруда для повторного использования на фабрике. Дополнительная (свежая) вода поступает из местных рек, в частности p. Sao Doming, через трубу диаметром 500 мм, протяженностью 8,2 км. Общее потребление воды на фабрике (включая оборотную) колеблется в пределах 1–2 м³/т руды. По мере заполнения хвостохранилища осуществляется его расширение за счет строительства новых секций и наращивания существующей дамбы. Эти работы являются достаточно дорогими, особенно если учесть, что хвостовые пульпы состоят из материала крупностью минус 0,02 мм и содержат значительное количество медленно оседающих рудных шламов.

Одним из способов улучшения хранения хвостов является их предварительное сгущение. Прежде всего, это касается шламов «дешламационного цикла» с плотностью 10% твердого. При сгущении шламов с флокулянтами плотность их увеличивается до 35% и, как показывают проведенные на предприятии тесты, этот уровень может быть повышен до 45%.

Особого внимания заслуживает вопрос о детоксикации циансодержащих сточных вод угольно-адсорбционного цикла.

По принятой на предприятии технологии, предусматривающей совместное складирование хвостов CIP и хвостов первичного обогащения руды, этот вопрос, на первый взгляд, не кажется актуальным по следующим причинам.

Концентрация NaCN в хвостах CIP-процесса составляет около 2 г/л. Перед вводом в хвостохранилище в них подается Al2(SO4)3, который, с одной стороны, выполняет функции флокулянта, а с другой стороны, — снижает величину рН и способствует развитию процессов природной деградации цианидов. Обработку хвостовой пульпы сульфатом алюминия производят в двух чанах-агитаторах при продолжительности контакта 4 ч. После добавления Al2(SO4)3 концентрация NaCN в жидкой фазе хвостов CIP снижается до 0,4 г/л. Затем при смешивании этих хвостов с хвостами флотации в соотношении 1:1000 она падает до уровня менее 0,5 мг/л. С такой концентрацией NaCN сточные воды поступают в хвостовой пруд, где подвергаются дополнительной природной деградации. В оборотных водах из хвостохранилища концентрация NaCN зафиксирована на уровне 0,003 мг/л. По заключению компетентных организаций США концентрация NaCN в 1 мг/л уже неопасна для птиц и животных, а 0,003 мг/л неопасна для флоры и фауны в речных водоемах.

Однако правительством Бразилии в январе 1991 г. установлен допустимый уровень [CN]- в хвостах гидрометаллургического производства 0,1 мг/л. Это вынудило хозяев предприятия, менеджеров и технологов изучить альтернативные варианты, исключающие прямое смешивание хвостов CIP с хвостами флотации перед поступлением их в общее хвостохранилище. В частности, рассматривается вопрос о возможности предварительной природной деградации цианидов в условиях, интенсифицирующих этот процесс (кроме применяемой на предприятии обработки стоков сульфатом алюминия); использование химических методов обезвреживания цианидов, включая подкисление пульпы (H2SO4, CO2), введение фосфатов и т.д. Ранее были проведены работы по изучению ионообменной очистки стоков от цианидов с использованием VITROKELE. Эксперименты показали перспективность метода. Однако окончательное заключение по этому вопросу сделать не удалось, так как производители VITROKELE не дали разрешение на проведение крупномасштабных испытаний «на стороне». Кроме того, не проявили особой заинтересованности в поставке этого реагента на MDO в связи с очень небольшими предполагаемыми потребностями предприятия в данном сорбенте.

В настоящее время на предприятии интенсивно прорабатывается вопрос о строительстве отдельного хранилища для хвостов CIP (50 т/сут., содержание Аu — 3 г на 1 т), имея в виду их последующее использование с целью доизвлечения золота с «расчетной» добычей металла 52 кг в год.

Не исключается и возможность дополнительной переработки хвостов CIP на существующих производственных площадях, если это будет признано экономически целесообразным.

Литература

1. Innovations in Gold and Silver Recovery: Phase IV /Randol-Colorado: Randol Intern. Ltd, 1992. Vol.16.-P.A. 1217-A. 1254.

2. Rio Tinto. World Anal.1999.-2:№2, 3, 4; 2000.-3, №2.-2002-5, №6.

-0+0

• Содержание сайта
• Комментарии
• Главная страница