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

13 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.