16760

ОПЫТНО КОНСТРУКТОРСКИЕ РАЗРАБОТКИ ПО ИЗВЛЕЧЕНИЮ ЗОЛОТА

Научная статья

География, геология и геодезия

ОПЫТНОКОНСТРУКТОРСКИЕ РАЗРАБОТКИ ПО ИЗВЛЕЧЕНИЮ ЗОЛОТА 1.1. Разработки НТЦ Горнообогатительные установки МГГУ 4 1.2. Центробежный концентратор разработка Гинцветмет и ЗАО Редцветмет 7 1.3. Опытнопромышленный комплекс по извлечению золота из отходов амальгации...

Русский

2013-06-25

157 KB

16 чел.

ОПЫТНО-КОНСТРУКТОРСКИЕ РАЗРАБОТКИ ПО ИЗВЛЕЧЕНИЮ ЗОЛОТА

1.1. Разработки НТЦ «Горно-обогатительные установки» МГГУ 4

1.2. Центробежный концентратор (разработка «Гинцветмет» и ЗАО «Редцветмет») 7

1.3. Опытно-промышленный комплекс по извлечению золота из отходов амальгации 10

1.4. Технологии кучного выщелачивания золотосодержащего сырья 12

2. СПЕЦИАЛЬНАЯ ЧАСТЬ. ИЗВЛЕЧЕНИЕ ЗОЛОТА ИЗ ХВОСТОВ 17

2.1. Давендинской и Ключевской обогатительных фабрик 17

2.2. ГОКа «Балейзолото» 25

ЗАКЛЮЧЕНИЕ 32

СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ 33

ВВЕДЕНИЕ

На сегодняшний день предприятия золотодобывающей отрасли только вы-ходят из финансового кризиса, и поэтому остро нуждаются в доходах, инвестициях и устойчивом рынке сбыта своей продукции. Естественным желанием на этом фоне выглядит стремление предприятий снизить затраты на добычу и переработку золо-та.

Последние 2-3 года резко увеличилось число практических исследований в области переработки техногенных месторождений с целью извлечения золота. Предприятиями золотодобывающей отрасли предпринимаются попытки вовлече-ния в сферу производства те тонны золота, которые скоплены в отвальных, заба-лансовых рудах и отходах обогащения.

Целью представленной курсовой работы является рассмотрение новейших отечественных опытно-конструкторских разработок в области доизвлечения золота из отходов обогащения или переработки техногенных месторождений.

1. ОПЫТНО-КОНСТРУКТОРСКИЕ РАЗРАБОТКИ ПО ИЗВЛЕ-ЧЕНИЮ ЗОЛОТА

1.1. Разработки НТЦ «Горно-обогатительные установки» МГГУ

Снижение исходного содержания золота за последние 50 лет в десятки и сотни раз требует для поддержания или повышения уровня добычи металла соот-ветственного увеличения производительности по объему перерабатываемой пуль-пы. А последнее во столько же раз увеличивает абсолютные потери мелкого и тон-кого золота в эфельных хвостах.

Самые совершенные на сегодня гравитационные аппараты — концентраторы Knelson и Falcon, шламовые концентрационные столы способны извлекать частицы золота крупностью не менее 0,025 мм [2]. Еще недавно при оценке запасов разве-дываемых месторождений геологи вообще не учитывали тонкое золото, как не из-влекаемое применяемой технологией.

В связи с изложенным, в основных регионах золотодобычи некоторые рос-сыпи отрабатывают иногда по 3-4 раза, и все равно они остаются техногенными месторождениями с промышленным содержанием золота, иногда мало отличаю-щимися по запасам от первоначально зафиксированных. Некоторые шламохрани-лища и илоотстойники содержат десятки и даже сотни тонн золота крупностью ме-нее 50 мкм. Выщелачивание шламов цианидами в таких объемах с учетом жестких экологических ограничений становится нерентабельным.

В научно-техническом центре «Горно-обогатительные установки» МГГУ проведен комплекс научно-исследовательских и проектно-конструкторских работ по созданию экологически приемлемых процессов и соответствующих аппаратов для извлечения мелкого и тонкого золота из хвостов текущей добычи, отвалов, шламохранилищ и илоотстойников. Эти разработки успешно прошли промышлен-ную проверку на предприятиях Читинской и Амурской областей, Колымы и Чукот-ки.

Можно отметить следующие направления этих НИР и ОКР по соответст-вующим модульным установкам:

• рудоподготовительный комплекс, без потерь металла сокращающий фронт промывки песков в 2—3 раза;

• магнитно-флокуляционные концентраторы, извлекающие мелкое и тонкое золото из магнетитсодержащих песков;

• новые покрытия (коврики) селективного действия, позволяющие оп-тимизировать гидродинамический режим осаждения частиц золота в шлюзах;

• гравитационно-колоннофлотационные комплексы для извлечения тонкого золота из шламохранилищ и илоотстойников;

• многоступенчатые батарейные мультициклонные комплексы, которые в сочетании с предварительной классификацией обеспечивают дости-жение более высоких технологических показателей по сравнению с центробежными концентраторами при равных энергозатратах;

• электрофорезные сепараторы для извлечения особо тонкого и колло-идного золота.

В качестве одного из перспективных направлений следует рассматривать оп-тимизацию разделительного массопереноса в промышленных гидрошлюзах. Наи-более реальной физико-математической моделью этого процесса служит уравнение диффузии в силовом поле. Теоретический анализ процесса сепарации частиц в гид-рошлюзах показывает, что важнейшим и возможно единственным способом повы-шения извлечения мелкого и тонкого золота является их «захват», когда они попа-дают в придонный слой. Такой «захват» происходит естественно, так как в этой зо-не существует ламинарный слой, скорость осаждения частиц в котором в тысячи раз больше, чем в основном турбулентном потоке.[4]

Обычно формирование ламинарного потока в шлюзах достигается за счет ковриков, ворсистых поверхностей (эффект травяного покрова русел). В этом слу-чае увеличение высоты ламинарного слоя влечет за собой не только значительное повышение извлечения мелкого золота, но и снижение качества шлиха за счет за-сорения его пустой породой. Трафареты, турбулизируя поток, очищают осадитель-ные поверхности от песка, что, в свою очередь, снижает извлечение золота.

В ряде случаев в питании присутствует магнетит. Создавая в донной части шлюза волновое магнитное поле с помощью постоянных магнитов, можно сфор-мировать слой магнетитовых флоккул, которые существенно увеличивают высоту ламинарного слоя, но более селективно захватывают золотины [3-5].

По этому принципу работает созданный в НТЦ МГГУ промышленный маг-нитно-флокуляционный концентратор КПМФ производительностью 50 м3/ч. Опытная партия концентраторов КПМФ успешно испытана на золотодобывающих предприятиях Читинской и Амурской областей. Потери золота при этом уменьши-лись на 20-30 %.

С использованием концентраторов КПМФ цепь аппаратов становится более компактной (например: гидровашгерд самородкоулавливатель грохот магнитно-флокуляционный концентратор или бункер грохот магнитно-флокуляционный концентратор), а ее работа более эффективной, позволяющей исключить потери мелкого золота и в несколько раз снизить потери тонкого золота.

Если же использование магнитно-флокуляционной концентрации по каким-либо причинам исключается, целесообразно применять многокаскадное ги-дроциклонирование [6, 7]. Исследования, проведенные в НТЦ МГГУ на полупро-мышленном стенде, включающем до 10 мультициклонных каскадов (насосы и ба-тареи циклонов диаметром От 15 до 30 мм) и работающем в противоточном и ком-бинированном режимах, показали возможность получения из золотосодержащих илов и шламов Полярнинского ГОКа крупностью 20 мкм концентратов, содержа-щих до 1 кг/т золота при извлечении 70-84) %. Производительность стенда состав-ляла 1 м3/ч при содержании в пульпе 15-20 % твердого.

Промышленные испытания и внедрение аналогичной установки, но произво-дительностью до 50 м3/ч, планируется провести па Полярнинском ГОКе.

Недостаток этого способа относительно высокий расход электроэнергии, что в условиях снабжения энергией от дизельных генераторов является проблемой, но при нормальном, сетевом электроснабжении технология экономически вполне приемлема.

Универсальной, хотя и более сложной технологией, позволяющей извлекать все минеральные формы золота из отвальных продуктов, является комбинирован-ная гравитацинно-флотационно-электромагнитная технология, разработанная в НТЦ МГГУ. По этой технологии в промывочный сезон в течение августа-сентября 1999 г. на шламо- и илоотстойниках шахты «Восточная» АООТ «Полярнинский ГОК» работала промышленная передвижная модульная обогатительная фабрика (МОФ), созданная НТЦ МГГУ совместно с Полярнинским ГОКом при участии специалистов Гинцветмета.

На МОФ исходный материал, содержащий свободное, сростковое, сульфид-ное, арсенидное золото и золото в «рубашке», после промывки и удаления галеч-ника разделяется по граничной крупности 0,15 мм в спиральном классификаторе КСН-1,5.

Крупный класс направляется на гравитационную доводку для получения зернистого шлиха, а класс -0,15 мм на флотацию в колонных машинах с использо-ванием в качестве собирателя или а полярных реагентов (технических масел), или ксантогената.

При флотации содержание золота в концентрате повышается с 0,5 до 20-80 г/т (выход концентрата не превышает 1 %). После сгущения, сушки и дезинтегра-ции концентрата из него в лабораторных усло¬виях методами магнитной и электри-ческой сепарации получают продукт, содержащий более 1 кг/т металла, что суще-ственно повышает рентабельность дальнейшей металлургической переработки.

МОФ состоит из нескольких стандартных блоков. Блоки подготовительных и основных операций могут перемещаться с помощью бульдозера от отстойника к отстойнику по мере их отработки или устанавливаться на хвостах текущей добычи. Расход воды и электроэнергии на МОФ меньше, чем па комплексах, оснащенных шлюзами ПГШ-50 или ПГШ-75. Технология рассчитана на использование водо-оборота. За промывочный сезон МОФ способна получить 50-100 кг золота [6,7,13].

1.2. Центробежный концентратор (разработка «Гинцветмет» и ЗАО «Редцветмет»)

Основные трудности извлечения золота из продуктов медной обогатитель-ной фабрики (МОФ) обусловлены весьма тонкой его вкрапленностью и тесной ас-социацией с сульфидными минералами. Практикой переработки подобного сырья установлено, что применение традиционных аппаратов гравитационного обогаще-ния (отсадочных машин, концентрационных столов, шлюзов и др.) не обеспечивает эффективного улавливания частиц золота, и только использование центробежных концентраторов позволяет успешно решить поставленную задачу.

Институтом «Гинцветмет» и ЗАО «Редцветмет» разработана конструкция и организовано промышленное производство высокоэффективных автоматизирован-ных центробежных аппаратов (концентраторов) с рабочими чашами различного диаметра (Патенты РФ 1385369, 1826207. 2020745. 2026746).

Концентратор представляет собой конструкцию с установленными на одной раме двумя вращающимися рабочими чашами. Каждая чаша (рис. 1) состоит из корпуса 1 конической формы, на внутренней поверхности которого имеются коль-цевые рифли 2. В днище чаши предусмотрены отверстия 3 для разгрузки тяжелой фракции. Легкая фракция разгружается через кольцевой желоб 4. Подачу питания осуществляют через центральную трубу 5 и загрузочный клапан 6. Для предотвра-щения попадания исходного питания (в период его загрузки) в тяжелую фракцию установлено ложное дно в виде тарелки 7. Работа концентратора в автоматическом режиме обеспечивается блоком управления. Концентратор имеет специальный коллектор 8 для воды, поступающей в рифли с целью разрыхления песков.

Работа концентратора осуществляется следующим образом. Через 10-15 с после начала вращения чаши автомат открывает клапан подачи питания. Пульпа, поступая в чашу, под действием центробежной силы растекается по ее поверхно-сти, двигаясь снизу вверх и последовательно пересекая рифли. Тяжелая фракция накапливается в рифлях, а легкая потоком пульпы выносится в разгрузочный же-лоб 4. По истечении времени, заданного режимом накопления, клапан подачи пи-тания автоматически закрывается. До полной остановки чаши тяжелая фракция из нарифлений вымывается водой.

Одни из первых образцов центробежных концентраторов различных типо-размеров испытывались на МОФ с целью извлечения золота из следующих продук-тов: отвальных хвостов, промпродукта (смеси концентрата контрольной флотации и хвостов перечистной флотации), концентрата I-ой перечистки, пиритного кон-центрата.[15]

В состав руд Кальмакырского месторождения, перерабатываемых фабрикой, входят халькопирит и пирит, содержание золота в которых составляет соответст-венно 22 и 3-5 г/т. Доля свободного золота не превышает 25-30%. Потери золота с хвостами составляют 30-40%.

Анализ причин потерь драгметалла показал, что часть из них связана с на-рушениями режима помола. Повышение содержания в питании флотации класса +0.21 мм приводит к росту потерь в хвостах халькопирита, а вместе с ним и золота. В процесс доизмельчения концентрата I-ой перечистки подается известь (до созда-ния концентрации свободного СаО 800 мг/л) при этом известь снижает флотоак-тивность золота. Депрессируемый известью золотосодержащий пирит уходит в от-вал, потери металла с ним составляют 11-13%. Промежуточные продукты флота-ции содержат ошламованную, наиболее труднообогатимую часть золота.

На отвальных хвостах испытывался опытно-промышленный образец концен-тратора с чашей диаметром 500 мм. Использовали ту часть хвостов, которая транс-портируется в нижней зоне хвостопровода, поскольку она обогащена золотом – при среднем содержании металла в хвостах 0,2 г/т в нижней зоне оно повышается до 0,5-0,7 г/т. Доизмельчение материала не производили, что, очевидно, снизило пока-затели сепарации. Полученный концентрат содержал 50 г/т золота при извлечении 25 %. Крупность обогащаемого продукта составила 20-25% класса -74 мкм, произ-водительность аппарата от 10 до 13 т/ч.

Технологические показатели обогащения в значительной степени определя-ются продолжительностью цикла сепарации- при ее увеличении содержание золота в концентрате возрастает, но извлечение снижается. Показатели, приведенные вы-ше, получены при продолжительности цикла сепарации 30 мин. Как уже отмеча-лось, в промпродуктах концентрируется наиболее труднообогатимая часть тонкого золота, а также золота, связанного с пиритом, при общем содержании 3-3,5 г/т.

На фабрике была смонтирована опытная установка, включающая короткоко-нусный гидроциклон диаметром 150 мм с углом конусности 90° и центробежный концентратор с чашей диаметром 300 мм. Часть исходного промпродукта перед его доизмельчением направляли па гидроциклон, пески которого поступали в концен-тратор. В период работы установки были уточнены оптимальные значения выхода песков гидроциклона (25-30 %) и давления пульпы (0,1-0,12 МПа).

Центробежные концентраторы обладают высокой удельной производитель-ностью. В частности, концентратор, работающий в составе установки (диаметр ча-ши 300 мм), обеспечивал производительность до 7 т/ч*кв.м., в то время как произ-водительность концентрационного стола при обогащении аналогичного материала не превышает 0,1 т/ч-м2.

До 60% золота, содержащегося в тяжелой фракции, выделяемой из промпро-дукта, представлено свободными частицами. Основная часть металла (80-85 %). находится в классе -0,074 мм.

Эта же установка была испытана в течение I мес. при обогащении пенного продукта I перечистной флотации перед eго доизмельчением. Крупность продукта составляла 68 % класса -0,074 мм, содержание золота в нем — 10-14 г/т, основная его часть (до 77 %) распределена в классе -0,074 мм.

Количество свободного золота в тяжелой фракции — около 55 %.

Кроме того, проведены исследования по улавливанию тонкодисперсного зо-лота, содержащегося в пирите. С этой целью в центробежный концентратор на-правляли пиритный продукт (серы общей — 44,5 %, золота — 4,3 г/т), предвари-тельно доизмельченный до различной крупности. Таким образом, разработанные конструкции центробежных концентраторов позволяют в условиях МОФ Алма-лыкского ГМК эффективно извлекать тонкое золото из различных продуктов тех-нологической схемы.[15]

1.3. Опытно-промышленный комплекс по извлечению золота из отходов амальгации

В 1997 г. был создан и введен в опытно-промышленную эксплуатацию обо-гатительно-металлургический комплекс по извлечению золота из отходов амальга-мационного передела АО «Золото Джугджура» рудников «Юрский» и «Аллах-Юнь», накопившихся в период 1992-1997 гг.

Опыта переработки подобных золотосодержащих продуктов, за исключени-ем плавки на медеплавильных и мышьяково-обжиговых заводах, практически нет. Этому препятствуют наличие в продуктах ртути (до 0,1 %) и высокое содержание мышьяка (до 30 %).

В сезон 1996 г. были созданы две установки, расположенные в Югареноке и Аллах-Юне, работающие по гравитационной схеме. За месяц эксплуатации было переработано 207 т материала, содержащего 350 г/т металла и получено свыше 43 кг химически чистого золота, 120 кг ртути, 52, 145 и 10 т продуктов K3, К2, и К1, соответственно.

Полученные в сезоны 1996 и 1997 гг. продукты, в значительной степени очищенные от ртути, поступали в установку по гидрометаллургическому извлече-нию золота производительностью 5—6 т/сут., проект которой выполнен в ОАО «Иргиредмет». В основу технологии положен принцип импульсно-перкаляционного избирательного растворения золота слабыми растворами цианида натрия. Выщелачивание производится в аппарате, имеющем форму перевернутой пирамиды, в нижнюю часть которой насосом подается раствор. Выщелачиваемый материал взвешивается потоком раствора, перемешивается и насыщается кислоро-дом. По периметру расширенной части пирамиды, в которой скорость потока сни-жается, раствор стекает в зумпф насоса. По мере наполнения зумпфа насос автома-тически включается и цикл повторяется. После фильтрования и осветления раство-ров золото извлекают из них цементацией на цинковую стружку в аппаратах ко-лонного типа, работающих по принципу противотока стружки и раствора. Стружку готовили непосредственно перед загрузкой в цементаторы.

В ходе опытно-промышленной эксплуатации комплекса установлено, что при работе аппарата можно выделить три этапа процесса. В течение первого этапа происходит растворение золота, ртути и ряда металлов цианидным раствором, в

течение второго —-амальгамация золота, протекающая в связи с восстанов-ленной способностью очищенной поверхности ртути улавливать золото, и наконец, третий этап заключается в укрупнении и слиянии частичек амальгамы и их грави-тационном улавливании в нижней части пирамиды.

При цементационном методе переработки растворов ртуть осаждалась на цинковую стружку быстрее и полнее, чем золото, что объясняется различием вели-чин стационарных потенциалов указанных металлов в цианидном растворе. По этой причине цинковые осадки, содержащие золото и ртуть, и амальгаму золота перерабатывали по одной технологии.

Извлечение золота из товарных растворов составило не менее 99,8 %. Золо-тые цементные осадки после сушки и обжига смешивали с флюсами и плавили на слитки золота в рудотермической печи конструкции Иргиредмета.

Обезвреживание кеков планирования осуществляли в пирамиде промывкой растворами гипохлорита кальция и сульфида натрия. Растворы реагентов после обезвреживания подкрепляли до оптимальной концентрации и направляли в про-цесс. Распульпованные кеки складировали в контейнеры, технологическую воду декантировали и использовали для распульповки кеков. Повторное использование циансодержащих растворов позволило обеспечить экологическую безопасность процесса и свести к минимуму расход реагентов на их обезвреживание.

В 1997 г. за 1,5 мес. было переработано 453 т сырья, добыто 39 кг золота, с 1 5 августа по 25 сентября в опытно-промышленном цехе (ОПЦ) цианирования в по-селке Аллах-Юнь переработано 227 т продуктов, получено 36 кг золота в пересчете на химически чистый металл. Расход реагентов на 1 т следующий (кг):

• цианид натрия — 5;

• гидроксид кальция — 1;

• гипохлорит — 0,8;

• сульфид натрия — 0,6.

Извлечение золота по комплексной схеме переработки не менее 93%. Стои-мость переработки от стоимости товарной продукции не превышает 8 %. Добыча золота на одного работающего достигла 2 кг в 1996 г. и более 4 кг — в 1997 г.В будущем предполагается перерабатывать в ОПЦ цианирования ранее засклади-рованные продукты и внедрить процесс дополнительного чанового (кюветного) выщелачивания.[16]

1.4. Технологии кучного выщелачивания золотосодержащего сырья

Кучное выщелачивание (KB), как высокорентабельный и экологически безо-пасный метод, прочно вошло в практику золотодобычи в США, Канаде, Австралии, ЮАР, КНР, Мексике, Чили, Португалии и во многих других странах. Внедрение технологии КБ идет очень быстро и весьма эффективно.[12]

География кучного выщелачивания благородных металлов из различного минерального сырья (от сравнительно богатого с содержанием золота свыше 3 г/т до лежалых хвостов обогащении и отходов химических производств) простирается от Канады с относительно суровой зимой до Центральной Америки с очень жарким климатом и большим количеством атмосферных осадков.

Срок окупаемости инвестиций в создание промышленных мощностей по до-быче золота методом KB чрезвычайно мал, для многих горнорудных компаний он не превышает одного года. В настоящее время для крупнотоннажных месторожде-ний содержание извлекаемого KB золота в рудах может быть не более 0,65-0,82 г/т, а при больших объемах производства (несколько миллионов тонн) - 0,35-0,65г/т.

Переработка руды методом KB включает следующие технологические опе-рации:

1. рудоподготовка, которая в зависимости от содержания золота, фильтрацион-ных свойств, гранулометрического и минерального состава сырья может включать дробление, грохочение, шихтовку глинистых руд со скальными, окомкование мелких и тонко дисперсных фракций;

2. выбор и подготовка площадки под KB (снятие плодородного слоя и пла¬нировка площадки);

3. подготовка гидроизоляционного основания (отсыпка глины, ее уплотнение, укладка полиэтиленовой пленки, отсыпка дренажного слоя, укладка коллек-торов сбора продуктивных растворов);

4. складирование руды в штабель (кучу);

5. орошение рудного штабеля цианидными растворами;

6. собственно выщелачивание золота;

7. дренаж растворов через кучу;

8. накопление золотосодержащих растворов в емкости и их отстаивание;

9. извлечение золота из растворов;

10. плавка осадков (цинковых, катодных)

11. обезвреживание отработанных рудных штабелей (хвостов выщелачивания);

12. рекультивация отвалов и нарушенных земель.

Многолетняя практика зарубежных предприятий KB подтверждает их высо-кую технико-экономическую эффективность. По сравнению с традиционными фабричными технологиями KB характеризуется низкими капитальными вложе-ниями и эксплуатационными затратами, меньшим эиерго- и водопотреблением, вы-сокой производительностью труда.

Несмотря на высокую эффективность процесса KB золота из руд большин-ства месторождений Алдана, Забайкалья, Приморья, Узбекистана, Таджикистана, Казахстана и других регионов, промышленное освоение технологий KB в СССР по ряду причин началось лишь в 90-х годах.

Построены и введены в эксплуатацию впервые в СССР при непосредствен-ном участии специалистов Иргиредмета промышленные установки KB на место-рождении Васильевское (Казахстан) в 1991 г. и, впервые в России, на месторожде-нии Майское (Хакасия) в 1994 г. На установке Васильковского ГОКа перерабаты-вают руды крупностью ~300 мм с содержанием золота 2 г/т, на Майском месторо-ждении (ЗАО ЗДК «Золотая звезда») выщелачивают руду с содержанием золота не менее 4 г/т, предварительно дробленную до крупности —20 мм. Извлечение золота из продуктивных растворов осуществляют по разным схемам. За три года эксплуа-тации установки KB на Майском месторождении было добыто более 1 т золота.

В 1996 г. проведены опытно-промышленные испытания на рудах Куранах-ского рудного поля и залежи Физкультурная-Холодная Алданского района Якутии.

В 1997 г. пущена в эксплуатацию установка KB в Сахсарекой золоторудной зоне (ЗАО ЗДК «Золотая звезда») производительностью 300 тыс. т, в 1998 г. на ру-де залежи «Комсомольская», в 1999-2000 гг. — на рудах Покровского и Бамского месторождений.[12]

Для переработки методом KB в наибольшей степени пригодно сырье, обла-дающее достаточной пористостью и проницаемостью, обеспечивающими доступ цианидных растворов к поверхности благородных металлов и диффузию раство-ренных цианидных комплексов в продуктивные растворы.

Цикл рудоподготовки может полностью исключать операцию дробления или предусматривать только ее, включать сочетание операций дробления и окомкова-ния (последнее применяют для шламистой руды и хвостов обогащения).

Цель рудоподготовки перед KB — получить частицы руды такой крупности, при которой обеспечивается контакт цианидного раствора с поверхностью благо-родного металла, сохранить при этом устойчивость штабеля руды и его проницае-мость, достаточную для прохождения выщелачивающего раствора с приемлемой скоростью. Эти требования зачастую могут входить в противоречие друг с другом, когда в связи с низкой скоростью фильтрации приемлемые показатели KB дости-гаются за очень большой промежуток времени.

Операция дробления аппаратурно может быть оформлена в двух вариантах: с использованием стационарных дробилок или мобильных дробильно-сортировочных комплексов.

Переработка методом KB лежалых хвостов гравитационного и гравитацион-но-флотационного обогащения в связи с крайне медленной фильтрацией растворов нерентабельна. Данная проблема может быть решена путем предварительного окомкования выщелачиваемого материала. Основная цель окомкования заключа-емся в получении пористого материала, устойчивого к механическому воздействию при его транспортировании и формировании кучи.

При окомковании используют связующие – цемент, известь, отходы ряда производств и различные композиции на их основе. Для ряда сырьевых объектов продолжительность KB окомкованного сырья в сравнении с традиционным вари-антом сокращается от 2 до 5 раз, а в некоторых случаях окомкование является обя-зательным, поскольку без него последующее KB практически не осуществимо.

В зависимости от вещественного состава сырья окомкование производят в чашевых и барабанных окомкователях или с использованием каскада ленточных транспортеров.

Для промышленного применения разработаны три основных метода KB, от-личающиеся организацией основных и вспомогательных работ, конструкцией гид-ротехнических сооружений и характером общеинженерных мероприятий.

Первый предусматривает строительство долговременных площадок много-разового использования из твердых гидроизоляционных покрытий, способных вы-держивать механическое давление складированного штабеля и погрузочно-разгрузочных механизмов и транспортных средств. Для проведения. KB по данно-му методу требуются: ограниченный по площади участок земли, предназначенный для формирования штабеля; участок, пригодный для строительства хвостохрани-лища; высокопрочное гидроизоляционное основание из бетона или асфальта; тех-нологические емкости относительно небольшой вместимости. При выщелачивании производят двойную переработку рудной массы (загрузка, выгрузка), сам процесс выщелачивания непродолжителен.

Второй вариант, который наиболее распространен, предусматривает соору-жение гидроизоляционных покрытий одноразового использования из мягких мате-риалов (полиэтиленовые или поливинилхлоридные пленки, листовая резина) в со-четании с глинистой изоляцией (или без нее) при наличии естественного водоупора толщиной не менее 1 м. Набор технологического оборудования остается таким же, как и в первом варианте. По второму варианту выщелоченная и обезвреженная ру-да остается на месте переработки. В этом случае отпадает необходимость сооруже-ния и эксплуатации хвостохранилища. Затраты на создание гидроизоляционных покрытий должны быть минимальными.

Третий вариант KB — отвальное выщелачивание, подготовка к которому за-ключается в укладке руды перед удерживающим сооружением, имеющим вид дам-бы. Большая часть руды нижележащего слоя выщелачивается в период последую-щих операций. После завершения процесса выщелачивания производят дренаж растворов и складирование свежей руды. По окончании выщелачивания хвосты обезвреживают и рекультивируют, подобно отвалам пустой породы.

Для организации отвального выщелачивания необходима крепкая руда. Ме-тод можно использовать на участках с большим углом наклона, имеющих высоко-плотное прочное покрытие в связи с гидравлическим напором. Метод может быть реализован в климатических условиях широкого диапазона в течение длительного периода времени (до нескольких лет). Формирование рудного отвала — важный и ответственный этап, при выполнении которого уплотнение руды должно быть све-дено до минимума. Наиболее простым и наименее затратным яв¬ляется метод фор-мирования отвала с использованием автосамосвалов (для отсыпки нижнего слоя) и фронтальных погрузчиков для последующего наращивания штабеля. Минимальное уплотнение руды, обусловленное лишь ее собственным весом, обеспечивают мето-ды с использованием отвалообразователей или экскаваторов-драглайнов. Эти ме-тоды применимы для всех категорий минерального сырья, бульдозерный способ формирования отвала, при котором доставляют руду на площадку автосамосвала-ми, а штабель формируют бульдозером, применим для прочной руды. Для окомко-ванной руды применим метод с использованием конвейеров и стакеров.

Выбор способа переработки растворов зависит от ряда факторов: наличия примесей (Сu, As, Sb), масштабов производства, соотношении концентрации Au и Ag в растворах и др.

В промышленной практике для извлечения благородных металлов из раство-ров используют три способа:

сорбцию на анионите АМ-2В;

сорбцию на активированном угле;

цементацию на металлическом цинке.

Сорбцию на АМ-2Б используют на промышленных установках в составе Ва-сильковского ГОКа и ТОО «Колорадо» (г. Учалы, Башкортостан).

Более предпочтительным является способ сорбции на активированном угле, поскольку он характеризуется меньшими капитальными и эксплуатационными за-тратами, менее чувствителен к присутствующим в растворах цианидным комплек-сам меди и цинка, осложняющим процесс сорбции на АМ-2Б. Сорбцию на активи-рованном угле применяют на большинстве зарубежных предприятий, а в России — в АК «Алданзолото» в Республике Саха (Якутия).

Для маломасштабных предприятий и при соотношении концентрации сереб-ра и золота в растворах более 10% целесообразно использовать цементацию благо-даря быстрой фондоотдаче, низкой капиталоемкости и меньшим эксплуатацион-ным затратам по сравнению с сорбцией. Способ используют на установках KB Майского, Покровского и Бамского месторождений, Сахсарской золоторудной зо-ны.[14]

Промежуточной богатой продукцией при извлечении благородных металлов из продуктивных растворов KB являются золотосодержащие шламы кислотной об-работки осадков цинкового осаждения, катодные осадки операции электролиза то-варных щелочно-цианидных и тиомочевинных эллюатов, содержание металла в ко-торых составляет в шламах 20-25 % и в катодных осадках — 70-80 %.

Плавку после обжига золотосодержащих материалов осуществляют в ти-гельной индукционной печи типа ИСТ или в руднотермической печи конструкции института Иргиредмет производительностью от 1 до 10 кг золота за одну плавку. Первичные шлаки после дробления рекомендуется подвергать гравитационному обогащению. Золотосодержащие слитки содержат более 80% суммы благородных металлов.

С учетом особенностей KB для конкретного сырьевого объекта в районе, со-оружения добывающих и перерабатывающих мощностей необходимо осуществ-лять мониторинг окружающей среды по двум основным направлениям: охрана воз-душного бассейна и охрана поверхностных и грунтовых вод. Перед строительством промплощадки плодородный почвенно-растительный слой необходимо засклади-ровать в спецотвалы. После отработки рудного штабеля и его обезвреживании про-изводят сглаживание углов естественного откоса, покрытие штабеля глинистым слоем, поверх которого отсыпают ранее заскладированный в спецотвалы почвенно-растительный слой.

ОАО «Иргиредмет» рекомендует золотодобывающим предприятиям любых форм собственности провести ревизию рудных объектов, переработка которых до настоящего времени считалась нерентабельной. Наши специалисты проведут их геологическую оценку, лабораторные и полупромышленные испытания по техно-логии KB, разработают технологический регламент и проект, окажут помощь при его согласовании, подборе основного оборудования и осуществят руководство вне-дренческими работами. Внедрение KB - — один из действенных методов подъема золотодобычи в России в короткие сроки и с минимальными капитальными затра-тами.[14]

2. СПЕЦИАЛЬНАЯ ЧАСТЬ. ИЗВЛЕЧЕНИЕ ЗОЛОТА ИЗ ХВО-СТОВ

2.1. Давендинской и Ключевской обогатительных фабрик

В результате изучения вещественного состава лежалых отвальных хвостов некоторых золотоизвлекательных фабрик Забайкалья выявлено, что они могут стать важным источником получения благородных и сопутствующих им тяжелых металлов. В качестве объектов для испытаний были выбраны законсервированные хвостохранилища Давендинской обогатительной и Ключевской золотоизвлека-тельной фабрик, представляющие интерес как по объемам сырья, так и по содер-жанию в нем металлов (табл.1).

Таблица 1 – Основные характеристики проб лежалых хвостов Давендинской и Ключевской обогатительных фабрик

Пробы Дата ис-пытаний Место отбора Мас-са, т. Массо-вая доля класса -0,0074 мм., % Плот-ность пуль-пы, % твер-дого Технологические осо-бенности

Лежалые хво-сты золотосо-держащих руд Давендинской фабрики 27.08.1997 80-120 м. от верх-ней части хвосто-хранили-ща 26 68,8 59 Материал хорошо клас-сифицируется, золото более чем на 70% нахо-дится в свободном виде и в сростках. Получен-ные концентраты при-годны для цианирова-ния.

Лежалые хво-сты молибден-содержащих руд Давендин-ской фабрики 29.08.1997 Глубина 2,5 м., начало хвосто-хранили-ща 18 59 58 Хвосты наиболее круп-ные, достигается хоро-шая концентрация тя-желых частиц, в т.ч. свободного золота, в готовом продукте.

Лежалые хво-сты золотосо-держащих руд Ключевской фабрики 30.08.1997 Дамба из хвостов послед-них лет 16 79,7 59 Хвосты легкопромыви-стые, более половины золота находится в сро-стках и покрыто окис-ными пленками.

Лежалые хво-сты цианирова-ния Ключев-ской фабрики 31.08.1997 Хвосты послед-них лет 22 90,1 57 Материал труднопро-мывистый, золото тон-ковкрапленное в суль-фидах, кварце, покрыто окисными пленками.

Давендинское месторождение, открытое в 1932 г., представлено серией кварцево-молибденовых жил северо-восточного простирания с падением в юго-восточном и северо-западном направлениях под углом от 40 до 60°. Мощность жил до 2,5 м, редко 4 м. В процессе геологического изучения выделены кварцево-пиритовое, кварцево-молибденовое, кварцево-турмалиновое, кварцево-висмутовое и кварцево-карбонатное рудные тела. Золото фиксируется во всех рудных жилах, но распределение его крайне неравномерное от следов до 2-3 г/т, реже 7-8 г/т, среднее содержание 0,2-0,3 г/т. В течение четырех с половиной десятилетий (1941-1986 гг.) в Давендинское хвостохранилище складировались хвосты, полученные при переработке флотационным методом молибденсодержащих руд. Средняя круп-ность хвостов 60% класса -0,074 мм (табл.2).

Таблица 2 – Результаты ситовых анализов проб лежалых хвостов обогащения

Классы круп-ности, мм. Выход, %

Лежалые отвальные хвосты Давендинской обогатительной фабрики Лежалые отходы Ключевской золо-тоизвлекательной фабрики (ЗИФ-1)

Молибденсодержащих руд Золотосодержащих руд Отвальные Хвосты циани-рования

0,074 40,07 31,21 20,28 9,87

0,063 29,6 11,78 14,66 7,93

0,05 5,43 4,72 4,5 5,4

0,04 2,58 2,56 1,67 2,04

-0,04 22,32 49,73 58,89 74,76

Итого 100 100 100 100

Содержавшееся в переработанных рудах золото практически полностью пе-решло в отвальные хвосты, так как технологической схемой не предусматривалось его попутное извлечение. Получаемые на обогатительной фабрике молибденито-вые концентраты направлялись для перечистки на Челябинскую доводочную фло-тационную фабрику. По геолого-технической оценке ЗабНИИ, мощность давен-динских лежалых хвостов в хвостохранилище колеблется от 1,5 до 7 м. Данные химического, спектрального и фазового анализов основных полезных компонентов представлены в табл.3, 4. Содержание золота в лежалых хвостах колеблется от 0,35 до 0,6 г/т. По многолетним наблюдениям, содержание золота в нижних горизонтах хвостохранилища по мере отработки отвалов повышается.

С 1986 г. в Давендинском рудоуправлении в связи с истощением запасов мо-либденсодержащих руд были прекращены добычные и геолого-разведочные рабо-ты. Обогатительная фабрика была реконструирована на флотационно-гравитационную схему переработки золотосульфидных руд Александровского ме-сторождения. По этой технологической схеме фабрика работала более десяти лет. Таким образом, нижние горизонты ле¬жалых флотационных хвостов состоят из от-ходов, полученных при переработке молибденсодержащих руд, а верхние слои из хвостов золотосодержащих руд. По приповерхностному разрезу (мощность разреза 1,5-4 м) северной части хвостохранилища выполнена оценка запасов золота. Со-держание золота колеблется от 0,35 до 0,5 г/т, средняя крупность золотоносных лежалых хвостов 68-70% класса -0,074 мм. По предварительным оценкам, общие запасы золота в хвостохранилище составляют более полутоны, причем содер¬жание золота в нижних горизонтах на 20-30% превышает этот показатель в верхних сло-ях..

Хвосты Ключевской золотоизвлекательной фабрики более равномерны по крупности и содержанию золота, хотя тенденция повышения содержания золота в нижних слоях отвальных хвостов обогащения сохраняется. Объясняется это высо-ким содержанием золота в руде в первоначальный период отработки карьера и ме-нее совершенной технологией обогащения на том этапе. Средняя крупность от-вальных золотосодержащих песков около 80% класса -0,074 мм при содержа¬нии золота в них 0,35-0,40 г/т (табл.3, 4).

Таблица 3 Результаты фазового анализа лежалых хвостов обогащения Давен-динской и Ключевской фабрик

Формы золо-та Лежалые хвосты Давендин-ской фабрики Лежалые хвосты Ключевской фабрики

Молибденсо-держащих руд Золотосодер-жащих руд отвальные цианирования

содержание содержание Содержание содержание

г/т % г/т % г/т % г/т %

Свободное 0,19 41,30 0,18 41,86 - - - -

В сростках 0,18 39,13 0,12 27,91 0,13 36,12 - -

Покрытое окисными пленками - - - - 0,10 27,77 0,33 48,52

В сульфидах - - 0,07 16,28 0,08 22,23 0,18 26,47

В кварце 0,09 19,57 0,06 13,95 0,05 13,88 0,17 25,01

Исходные хвосты 0,46 100 0,43 100 0,36 100 0,68 100

Средняя крупность хвостов процесса цианирования на Ключевской золото-извлекательной фабрике 90-91 % класса -0,074 мм, содержание золота 0,6-0,7 г/т. Общая масса лежалых хвостов процесса цианирования составляет около 1,5 млн т. Материал в основном спрессованный, труднопромывистый, золото тонкодисперс-ное, покрытое окисными пленками, сосредоточено преимущественно в сульфидах и кварце (табл.3, 4).

Таблица 4 Результаты опытно-промышленных испытаний лежалых хвостов обогащения и хвостов цианиро-вания

Продукты Давендинская фабрика

Хвосты молибденсодержащих руд Хвосты золотосодержащих руд

Au Ag Fe S SiO2 Al2O3 Au Ag Fe S SiO2 Al2O3

г/т % г/т % г/т % г/т %

Выход готового концентрата 3%

Исходное питание 0,47 0,45

Готовый концентрат 7,8 49,78 9,6 20,9 7,4 52,7 1,2 7,17 47,8 16,6 - - - -

Отвальные хвосты 0,29 0,26

Выход готового концентрата 6%

Исходное питание 0,47 0,45

Готовый концентрат 4,65 59,36 7,4 16,3 7,8 65,9 2,8 4,26 56,8 12,1 - - - -

Отвальные хвосты 0,25 0,23

Выход готового концентрата 9%

Исходное питание 0,47 0,45

Готовый концентрат 3,49 66,83 6,3 9,1 8,2 68,1 3,7 3,12 62,4 9,3 - - - -

Отвальные хвосты 0,17 0,19

Ключевская фабрика

Отвальные хвосты Хвосты цианирования

Au Ag Fe S SiO2 Al2O3 Au Ag Fe S SiO2 Al2O3

г/т % г/т % г/т % г/т %

Выход готового концентрата 3%

Исходное питание 0,35 0,69

Готовый концентрат 5,1 43,71 9,2 14,7 13,0 50,7 2,2 8,36 36,35 14,6 13,9 12,2 54,1 2,0

Отвальные хвосты 0,25 0,48

Выход готового концентрата 6%

Исходное питание 0,35 0,69

Готовый концентрат 2,9 49,71 7,3 15,4 13,6 52,5 2,6 4,80 41,74 11,3 14,9 13,2 55,4 2,3

Отвальные хвосты 0,22 0,43

Выход готового концентрата 9%

Исходное питание 0,35 0,69

Готовый концентрат 2,1 54,0 5,5 15,8 14,1 54,7 2,9 3,45 45,0 6,4 15,2 13,9 57,9 2,8

Отвальные хвосты 0,18 0,39

Ранее в лабораторных условиях были проведены опыты по обогащению всех групп перечисленных отвальных продуктов с применением зарубежных и отечест-венных центробежных концентраторов. Степень концентрации золота в опытах достигала 80-100, но при извлечении не более 20-22%. С целью повышения извле-чения было решено провести опытно-промышленные испытания на каскадах струйных желобов (рисунок), которые по принципу работы и показателям обога-щения тонких песков приближаются к конусным сепараторам, получающим в на-стоящее время довольно широкое распространение.

Установка для извлечения тяжелых фракций из отвальных хвостов состоит из наклонного грохота с сеткой 2 мм, куда поступает пульпа с соотношением Т:Ж = 1:1, батареи гидроциклонов и конусов для удаления тонких глинистых шламов (0,015-0 мм), каскадов струйных желобов в основном и перечистном циклах по че-тыре желоба в каждом. С помощью гидроциклонов и конусов удалялось 15-18% тонких глинистых шламов, потери золота в которых не превышали 5-8%. На уста-новке были получены черновые золотосодержащие концентраты при извлечении золота более 50%. При этом 90-95% пустой породы удаляется в виде бедных от-вальных хвостов. В процессе предконцентрации (в данных условиях степень кон-центрации золота достигает 15-18) получены черновые концентраты с содержани-ем золота 5-8 г/т, которые в местных условиях могут быть доведены до товарных кондиций, вплоть до сплава Дорэ. В дальнейшем на промплощадке Давендинской обогатительной фабрики планируется осуществить монтаж схемы цепи аппаратов производительностью 100 т/ч с использованием для предконцентрации конусных сепараторов конструкции АП «Цветмет».

Возможны несколько направлений доводки полученных черновых золотосо-держащих концентратов:

гравитационная доводка на ШОУ (отсадка, концентрация на столах, центро-бежная концентрация), расположенной на территории Давендинской обогатитель-ной фабрики. На этой установке из черновых концентратов можно получить про-дукты с содержанием золота 80-120 г/т;

гидрометаллургический процесс цианирования (установка расположена в главном корпусе Давендинской обогатительной фабрики), кучного или кюветного выщелачивания, позволяющий получить практически готовый продукт сплав Дорэ при извлечении золота 95-97%.

Следует особо подчеркнуть, что операции по доводке золотосодержащих продуктов можно осуществлять в местных условиях, что дает существенный эко-номический эффект за счет исключения расходов на перевозку бедных золотосо-держащих концентратов на аффинажные заводы Урала.

Схема цепи аппаратов для обогащения хвостов с применением струйных же-лобов (конусных сепараторов)

1 зумпф исходного питания;

2 песковый насос производительностью 60 м3/ч;

3 гидроциклон диаметром 150 мм;

4 сгустительная воронка диаметром 800 мм;

5 струйный желоб (8 шт.);

6 зумпф чернового концентрата;

7 песковый насос производительностью 5 м3/ч;

8 сгустительная воронка диаметром 500 мм;

9 струйный желоб 15х 150х 1000 (6 шт.);

10 струйный желоб 10х100х 1000 (2 шт.);

11 наклонный грохот с диаметром отверстия 2 мм

В опытно-промышленных условиях в непрерывном цикле проведены испы-тания по обогащению крупнотоннажных проб лежалых отвальных хвостов, разли-чающихся гранулометрической характеристикой, содержанием и формой нахожде-ния золота. В ходе испытаний осуществлена регулировка схемы и определена зави-симость технологических показателей от выхода тяжелых фракций. В процессе опытно-промышленных испытаний на установке удалось выделить основную мас-су тяжелой фракции, осуществить предконцентрацию золота и сопутствующих тя-желых металлов, сократить объемы продуктов, подлежащих дальнейшей перера-ботке, в 20-30 раз.

Показана возможность эффективного улавливания в струйных желобах золо-та в тяжелую фракцию при извлечении его до 65-66%. В дальнейшем с целью по-вышения показателей предполагается вместо струйных желобов использовать ко-нусные сепараторы.

По оценке ведущих специалистов АО «Амазарзолото», полученные бедные черно-вые золотосодержащие продукты обогащения могут быть экономически выгодно доведены до кондиций гидрометаллургическими методами цианирования, кучного или кюветного выщелачивания в местных условиях.[8,9]

2.2. ГОКа «Балейзолото»

Горно-обогатительный комбинат «Балейзолото» в конце 80-х годов являлся одним из крупных центров отечественной золотодобывающей промышленности. Руда на обогатительную флотационную фабрику поступала с основного Балейско-го месторождения. Ввиду незначительной глубины залегания рудного тела основ-ная масса руды добывалась открытым способом в карьере. Богатые участки с более высоким содержанием золота отрабатывались подземным способом, но запасы та-ких руд примерно в полтора десятка раз меньше, чем руд, добываемых в карьере. Таким образом, в течение нескольких десятилетий на обогатительную фабрику по-давалась относительно бедная руда из карьера и богатая золотосодержащая руда из шахты рудника в соотношении примерно 14:1. Такое соотношение диктовалось не-обходимостью создания равномерной по содержанию и минеральному составу шихты, обеспечивавшей стабильные технологические показатели выход готового концентрата, его качество и извлечение золота. В новых экономических условиях в связи с повышением стоимости энергоносителей, увеличением транспортных рас-ходов и т. д. себестоимость получаемого золотосодержащего концентрата стала превышать его товарную стоимость. Поэтому все промышленные цехи комбината были остановлены и законсервированы па неопределенное время.[11]

В результате более чем полувековой работы комбината «Балейзолото» была накоплена огромная масса тонких флотационных золотосодержащих рудных хво-стов (илов), которые складировались в хвостохранилища (прудки) золотоизвлека-тельной фабрики № 1 (ЗИФ-1), и отходов новой, с более совершенной технологией фабрики, которые подавались в хвостохранилище ЗИФ-2.

Многочисленными исследованиями вещественного состава золотосодержа-щих отвальных хвостов двух хвостохранилищ установлено, что содержание благо-родных и ценных редких металлов в них представляет промышленный интерес.

Отвальные лежалые хвосты ЗИФ-1 в течение нескольких десятилетий, начи-ная с 1934 г., складировались в иловом прудке на правом берегу реки Унды вблизи города Балея. В то время на фабрике перерабатывались богатые руды преимущест-венно Балейского и в меньшей степени Тасеевского месторождений. Хвосты, сбра-сываемые в иловый прудок, характеризовались относительно высокими концен-трациями золота, и к ним периодически проявляли интерес, как к возможному объ-екту рудной золотодобычи.

Оценка запасов илового прудка производилась в 1938 г. Опробование осу-ществлялось буровыми станками по сетке размером 40x40 м. По данным бурения, средняя мощность илов в прудке составляла 2,45 м., среднее содержание золота — 1,2 г/т. Площадь прудка оценивалась в 363 тыс. /г.. Учет запасов производился на основе фактической переработки руды золотоизвлекательной фабрикой № 1.

В 1957 г. осуществлялось опробование поверхности илового прудка по сетке размером 50x50 м. Пробы отбирались из копушей, глубина опробования составляла 0,5-0,6 м. Всего была отобрана 151 проба. Среднее содержание золота в припо-верхностной части илов, по данным опробования, составляло 1,7 г/т. Позднее не-однократно производились колонковое обуривание, проходка шурфов на полную мощность плов, в результате чего было отобрано и проанализировано более тысячи проб, которые дали весьма полную картину гранулометрического и минерального состояния золота в различных частях хвостохранилища'.

Лежалые хвосты в основном представляют собой зернистый материал кварц-полевошпатового состава с заметным содержанием слюдисто-глинистых минера-лов и вторичными образованиями (табл.5).

Таблица 5 – Минеральный состав хвостов (илов) ЗИФ-1

Минералы и группы минералов Объемная до-ля, %

Кварц, опал, халцедон 52,0 – 60,0

Полевые шпаты (микроклин, ортоклаз, плагиоклаз) 7,0 – 32,7

Слюдисто-глинистые минералы (каолинит, дикит, мусковит, серицит и др.) 2,1 – 35,8

Сульфиды (пирит, марказит, пирротин, халькопирит, галенит) 0,4 – 2,0

Вторичные образования: лимонит, скородит, оксиды марганца, церуссит и др.

2,8 – 3,0

Хвосты при их сбрасывании в хвостохранилище па 75-80% состояли из час-тиц класса крупности —0,074 мм. В настоящее время в результате естественного обесшламливапия и развития вторичных новообразований их гранулометрический состав существенно изменился: класс —0,074 мм составляет менее 40% от общей массы хвостов (табл.6).

Таблица 6 - Гранулометрическая характеристика хвостов и распределение золота по клас-сам крупности

Показатели Классы крупности, мм Итого

+ 1 -1 -0,5 -0,2 -0,1 -0,074 -0,044 -0,022

+0,5 +0,2 +0,1+0,074 +0,044 +0,022

Массовая доля, % 0,35 0,95 12,5 33,0 35,1 4,1 3,5 10,6 100,0

Суммарная доля, % 0,35 1,3 13,8 46,8 81,9 86,0 89,5 100,0

Содержание золота, г/т 2,3 1,9 1,2 1,4 1,8 1,4 1,2 1,1 1,46

Распределение золота, % 1,03 1,36 11,36 35,0 34,83 4,35 3,24 8,74 100,0

Химический состав лежалых хвостов Балейской ЗИФ представлен в табл.7, результаты рационального анализа пробы хвостов на золото — в табл.8.

Таблица 7 – Химический состав хвостов ЗИФ-1

Проба Массовая доля, %

SiO2 А12О3 FеО ТiO2 СаО МgО К2О Мn2О Сu Рb Аs Аg(г/т)

Валовая 65,40 13,48 3,47 0,57 3,27 1,88 3,19 0,26 0,006 сл. 0,015 0,680

Лабораторная 75,50 7,75 2,60 0,35 2,33 1,41 2,15 0,67 0,009 0,009 0,075 0,795

Таблица 8 - Характеристика золота в пробе лежалых хвостов ЗИФ-1

Форма нахождения и характер связи золота Содержание Распределение

с сопутствующими компонентами г/т %

В виде свободных зерен с чистой поверхностью 0,14 10,5

(извлекается амальгамацией)

Золото в сростках (извлекается планированием) 0,40 29,9

Итого цианируемого золота в пробе 0,54 40,4

Тонковкрапленное (кварц, слюда, полевые шпаты 0,80 59,6

и др. порообразующие минералы)

Подробных данных о вещественном составе лежалых хвостов ЗИФ-2 не при-водилось. Учитывая, что обе фабрики перерабатывали руду одного рудного тела, можно предположить, что существенной разницы в минералогической, химической и гранулометрической характеристиках хвостов (илов) Балейской ЗИФ-1 и Тасеев-ской ЗИФ-2 нет. Однако некоторые отличия все же наблюдаются. Хвосты ЗИФ-1 в основной массе имеют бледно-желтый цвет, хвосты ЗИФ-2 — светло-серый. Со-держание золота в отвалах хвостохранилища ЗИФ-2, установленное многочислен-ными опробованиями, на 25-30% ниже, чем в хвостохранилище ЗИФ-1. Это объяс-няется более совершенной технологией флотационного обогащения на построен-ной позднее ЗИФ-2, позволившей снизить потери золота в хвостах. Очевидно, что хвосты обогащения ЗИФ-1 являются экономически более выгодным объектом для извлечения золота.

Разработано множество технологий по доизвлечению золота из отвальных хвостов ЗИФ-1, в том числе схема, предусматривающая доизмельчение хвостов в шаровых мельницах с целью более полного раскрытия тонковкрапленного золота, сульфидную флотацию, контрольные и перечистные операции с получением кол-лективного сульфидного концентрата, который планировалось доводить до стадии готовой продукции на опытно-промышленной фабрике, расположенной на промп-лощадке комбината. Такой вариант схемы позволил бы наиболее полно извлекать тонковкрапленное, ассоциированное с сульфидами золото. Однако приведенная схема громоздка, энергоемка, требует больших затрат на содержание и обслужива-ние, а главное, создает серьезные проблемы, связанные с обезвреживанием и скла-дированием весьма токсичных флотационных отходов. Применение гравитацион-ных методов для переработки хвостов и извлечения золота, несмотря на то, что ма-териал является мелкозернистым (около 80% класса -0,074 мм), представляется бо-лее целесообразным в экономическом и экологическом аспектах.

Несколько лет назад местная старательская артель приступила к отработке отвальных хвостов ЗИФ-1 с целью доизвлечения золота по схеме, приведенной на рис.1. Выемке и переработке подверглась верхняя часть хвостохранилища, где за-легают более крупные и богатые золотоносные пески. Производительность уста-новки — 50 т/ч, суточный объем переработки хвостов — 1200-1500 т. Схема цепи аппаратов включает гидромонитор и приемный зумпф для пульпы с контрольной сеткой с размером ячеек 3x3 мм. Класс +3 мм сбрасывается в отвал, а материал крупностью -3 мм направляется в гидроциклоны диаметром 500 мм. Слив гидроци-клонов поступает на винтовые шлюзы, тяжелая фракция — на отсадку, а легкая — в отвал. Пески гидроциклонов направляются на отсадку (МОД-3). Концентрат от-садки (тяжелая фракция) перечищается дважды на концентрационных столах (СКО-7,5) с последующей гидрометаллургической обработкой, а легкая фракция отсадки сбрасывается в отвал. Легкая фракция двух стадий концентрации на столах подлежит дальнейшей обработке на центробежных концентраторах Нельсона и САЦ — попеременно. При этом общее извлечение золота достигает 20-22%, а со-держание золота в конечном гравитационном концентрате — 150-220 г/т.

Технологическая схема имеет ряд недостатков. Неэффективно работает узел отсадки, на который поступает довольно мелкий материал флотационной крупно-сти, а центробежные концентраторы используются на промпродуктах, которые практически не влияют на конечные технологические показатели.

При выполнении настоящей работы совместно с геологической службой комбината на хвостохранилищах ЗИФ-1 и ЗИФ-2 было отобрано несколько пред-ставительных усредненных проб отвальных хвостов (илов) для определения со-держания золота и других ценных компонентов (табл.9) и изучения возможности их извлечения гравитационным способом на основе современных представлений о схемах и их аппаратурном оформлении.

Таблица 5 Химический состав усредненных проб ЗИФ-1 и ЗИФ-2

Элементы, оксиды Содержание, %

проба ЗИФ-1 проба ЗИФ-2

А1203 17,8 8,79

МgО 0,73 1,23

FеО 2,09 10,80

СаО 0,48 1,92

SiO2 66,67 52,4

Со 0,0022 0,0050

Ni 0,0067 0,0160

Сu 0,0060 0,0067

Аg 2,60 г/т 3,10 г/т

Аu 1,10 г/т 0,81 г/т

Кроме приведенных в таблице компонентов, в лежалых хвостах ЗИФ-2 обна-ружены: Рt — 0,3 г/т, Ru — 3,9 г/т, Pd — 1,3 г/т, Rh — 0,2 г/т*. Учитывая их тесную ассоциированность с золотосодержащими минералами и плотность, в 3-4 раза пре-вышающую плотность вмещающих пород, можно предположить, что перечислен-ные элементы будут аккумулироваться в золотосодержащих черновых гравитаци-онных концентратах.

Основные технологические показатели укрупненных испытаний по перера-ботке отвальных хвостов ЗИФ-1 и ЗИФ-2 представлены в табл.10.

Таблица 10 - Результаты укрупненных испытаний по обогащению отвальных лежа-лых хвостов ЗИФ-1 и ЗИФ-2 на центробежном сепараторе Нельсона

Номер Показатели Хвосты ЗИФ-1 Хвосты ЗИФ-2

опыта Аu Аu Аg Рt Рd Ru Rh

1 Содержание 0,97 0,76

2 в исходном 1,05 0,79

3 питании, г/т 1,10 0,81 3,10 0,29 1,26 3,90 0,02

1 Выход, % 0,230 0,192

2 0,233 0,197

3 0,246 0,201

1 Содержание 216 193

2 в концентра- 238 196

3 те, г/т 251 207 621 78 308 698,0

1 Извлечение, 51,22 48,75

2 % 52,81 48,87

3 56,13 51,36 40,26 54,06 49,13 35,97

Испытаниями на центробежных концентраторах Нельсона показана возмож-ность получения из отвальных хвостов ЗИФ-2 черновых коллективных концентра-тов благородных и редких элементов с содержанием золота 200 г/т при извлечении его до 50-55%, а сопутствующих ему элементов до 50-54%. Ранее проведенными полупромышленными испытаниями на струйных желобах (конусных сепараторах) [1] показана возможность достижения высокого извлечения золота в тяжелую фракцию. Наиболее эффективно на конусных сепараторах происходит разделение частиц по плотности при соотношении Т:Ж 1:1-1:1,2. Такая консистенция тяжелой фракции наиболее подходит для последующего передела — обогащения на цен-тробежных концентраторах, где разжижение исходного питания не должно превы-шать 1:3. Таким образом, узел обогащения на струйных желобах выполняет две функции — предконцентрации и уменьшения объема продукта, поступающего в основной доводочный передел. На основании результатов исследований [1], а так-же опытов, проведенных на хвостах ЗИФ-1 и ЗИФ-2, можно с. уверенностью кон-статировать, что извлечение благородных и редких металлов в этой операции со-ставит не менее 65-70%. Таким образом, для обогащения лежалых хвостов можно рекомендовать технологическую схему (рис.2), использующую два основных приема гравитационного • обогащения — конусные сепараторы (струйные желоба) и центробежные концентраторы — и позволяющую повысить общее извлечение золота на 10-15% и попутно, без дополнительных затрат, получить товарные чер-новые концентраты редких металлов с извлечением от 25 до 35%.[10]

На основе изучения вещественного состава лежалых хвостов золотоизвлека-тельных фабрик №1 и 2 АО «Балейзолото» даны рекомендации по эффективному извлечению из них золота гравитационными методами, как наиболее экономичны-ми и экологически чистыми.

Лабораторными, укрупненными и опытно-промышленными испытаниями показана возможность повышения извлечения золота по сравнению с обеспечивае-мым действующей схемой на 10-15% за счет применения эффективной для данного вида сырья технологии — конусных сепараторов и центробежных концентраторов.

Отмечено, что применение указанной технологии позволяет попутно извле-кать редкие металлы в коллективный концентрат без дополнительных затрат.

ЗАКЛЮЧЕНИЕ

В результате курсовой работы был сделан обзор последних разработок в об-ласти извлечения золота из хвостов обогащения, отвалов и забалансовых руд. Ос-новная часть курсовой работы посвящена подробному изложению внедрению НИ-ОКР на горно-обогатительных предприятиях: на ГОКе «Балейзолото» и Давен-динской обогатительной и Ключевской золотоизвлекательной фабрик.

В опытно-промышленных условиях в непрерывном цикле проведены испы-тания по обогащению крупнотоннажных проб лежалых отвальных хвостов, разли-чающихся гранулометрической характеристикой, содержанием и формой нахожде-ния золота. В ходе испытаний осуществлена регулировка схемы и определена зави-симость технологических показателей от выхода тяжелых фракций. Показана воз-можность эффективного улавливания в струйных желобах золота в тяжелую фрак-цию при извлечении его до 65-66%. В дальнейшем с целью повышения показателей предполагается вместо струйных желобов использовать конусные сепараторы.[8,9]

На основе изучения вещественного состава лежалых хвостов золотоизвлека-тельных фабрик №1 и 2 АО «Балейзолото» даны рекомендации по эффективному извлечению из них золота гравитационными методами, как наиболее экономичны-ми и экологически чистыми.

Лабораторными, укрупненными и опытно-промышленными испытаниями показана возможность повышения извлечения золота по сравнению с обеспечивае-мым действующей схемой на 10-15% за счет применения эффективной для данного вида сырья технологии — конусных сепараторов и центробежных концентраторов.

Отмечено, что применение указанной технологии позволяет попутно извле-кать редкие металлы в коллективный концентрат без дополнительных затрат.[10]

Развитие НИОКР в области переработки техногенных месторождений позво-лит российским предприятиям повысить объемы выпускаемой продукции при од-новременных снижении затрат на извлечение золота и сокращении объема отходов производства. Сотрудничество таких предприятий с научно-исследовательскими институтами и специализированными вузами позволит улучшить материально-техническую базу последних и получать богатый опыт для дальнейших исследова-ний и разработок.

СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

1. Моисеенко В.Г., Эйриш Л.В. Золоторудные месторождения Востока России. — Владивосток: Наука, 1996.

2. Кармазин В. В., Закаева Н.И. Технологические возможности магнитно-флокуляционной сепарации тонких классов золота из руд россыпных месторожде-ний // Горный информационно-аналитический бюллетень МГГУ / МГГУ. — Вып. 4. — М.: 1995.

3. Гусев И. П., Гусева Е. И., Зайчик Л. И. Модель осаждения частиц из турбу-лентного газодисперсного потока в каналах с поглощающими стенками // Механи-ка жидкости и газа. — 1992. — № 1.

4. Лопатин А. Г. Применение короткоконусных гидроциклонов в качестве вы-сокопроизводительных гравитационных аппаратов для обогащения золотосодер-жащих руд и песков // Цветная металлургия. — 1997. — № 21.

5. Ткачук Д. М. Обобщенный случай функционирования противоточного каска-да гидроциклонов // Химическая промышленность. — 1997. — № 5.

6. Черных С. И. Колонная флотация. — М.: Недра, 1995.

7. Промышленные испытания модульной передвижной обогатительной фабри-ки для комплексного извлечения золота из отвальных продуктов Полярнинского ГОКа / В. В. Кармазин, С. А. Кравцов, Р. И. Исаков и др. // Горный информацион-но-аналитический бюллетень МГГУ. — Вып. 1. — М., 1999.

8. Галич В.М. Опытно-промышленные испытания по доизвлечению золота из лежалых хвостов обогащения золотосодержащих руд//Обогащение руд, 1998.-№3.

9. Сизых В.И. Геолого-техническая оценка хвостов обогащения Давендинской обогатительной фабрики Амазарского ГОКа. – Чита: Роскомнедра, 1993.

10. Галич В.М. Извлечение благородных и редких металлов из отвальных хво-стов флотации// Обогащение руд, 1999. - № 1-2.

11. Уздебаева Л.К., Колтунова Л.Н. и др. Лежалые хвосты обогащения - допол-нительный источник получения металлов//Обогащение руд, 1999. - №3.

12. Петров В.Ф и др. Экологическая оценка установок кучного выщелачивания золота//Горный журнал, 2001. - № 5.

13. Кармазин В.В. Перспективы увеличения добычи золота при разработки тех-ногенных месторождений//Горный журнал, 1999. - №7.

14. Дементьев В.Е. и др. Основные аспекты технологии кучного выщелачивания золотосодержащего сырья//Горный журнал, 2001. - №5.

15. Руднев Б.П. и др. Извлечение золота из продуктов медной обогатительной фабрики//Обогащение руд, 2001. - №4.

16. Еремин Г.Г. и др. опытно-промышленный комплекс по извлечению золота из отходов амальгации//Горный журнал, 1999. - №5.


 

А также другие работы, которые могут Вас заинтересовать

19636. Организация службы маркетинга на предприятии. Информационные технологии в маркетинге 58.5 KB
  Занятие 7. Организация службы маркетинга на предприятии. Информационные технологии в маркетинге. 1. Организация службы маркетинга на предприятии. Задача управления маркетингом заключается в воздействии на уровень время и характер спроса таким образом чтобы про...
19637. Маркетинговый план. Составление плана и бюджета маркетинговой деятельности предприятия 80.5 KB
  Занятие 8. Маркетинговый план. Составление плана и бюджета маркетинговой деятельности предприятия. Работа № 4. Маркетинговый план. Планирование деятельности является одной из основных функций управления поэтому такой вид деятельности как маркетинговая также п...
19638. Информационное обеспечение маркетинговых исследований. Организация маркетинговых исследований 43.5 KB
  Занятие 10. Информационное обеспечение маркетинговых исследований. Организация маркетинговых исследований. Первичные и вторичные исследования. Информационные системы маркетинговых исследований являются частью общей системы маркетинга на предприятии. Принято с...
19639. Качественные методы исследований. Фокус – группы. Метод Дельфи. Модерация 53.5 KB
  Занятие 11. Качественные методы исследований. Фокус группы. Метод Дельфи. Модерация. Практическое занятие. Особенностью Качественных исследований необходимы для выяснения реакции потребителей и связаны с получением ответа на вопрос: почему. Они применяются...
19640. Количественные методы ситуационного анализа: опрос, панель, эксперимент. Общая характеристика методов опроса 60.5 KB
  Занятие 12. Количественные методы ситуационного анализа: опрос панель эксперимент. Общая характеристика методов опроса. Разработка форм сбора данных. Типы вопросов и шкал. Составление анкет. Главная задача применения количественных методов состоит в определении чи
19641. Методы вторичного использования информации. Кабинетные исследования. Контент-анализ 51 KB
  Занятие 13. Методы вторичного использования информации. Кабинетные исследования. Контентанализ. Вторичная информация данные собранные ранее для целей отличных от решаемой в настоящий момент проблемы. Достоинства вторичной информации: небольшая стоимость ра...
19642. Комплексные методы маркетинговых исследований. Отчет о выполненных маркетинговых исследованиях 81 KB
  Занятие 14. Комплексные методы маркетинговых исследований. Отчет о выполненных маркетинговых исследованиях. Комплексные смешанные методы которые сочетают возможности качественных и количественных исследований за счет проектирования процессов измерения. К так
19643. Период первобытности 13.21 KB
  Период первобытности в наиболее развитых регионах земли закончился на рубеже 34 тысячелетиий до нашей эры .На смену ему приходит период который называется цивилизация. Строительство городов является одним из первых признаков рождения цивилизации. Окончательно циви
19644. Характеристика цивилизации Древнего Востока 10.39 KB
  Характеристика цивилизации Древнего Востока На рубеже 43 тысячелетия заканчивается период первобытности и мир переходит в эпоху цивилизации. Признаки цивилизации: Государство появление городов письменность ирригация искусственные каналы для орошения полей со...