Переработка золотосодержащих рудных

Размещено на http://www.allbest.ru/

Содержание

1. Измельчение дробленых золотосодержащих руд. Мельницы и классификаторы. Самоизмельчение золотосодержащих руд

2. Основные факторы, влияющие на выбор технологии извлечения золота и серебра из руд. Основные технологические схемы золотоизвлекательных фабрик

3. По данным рационального анализа на золото (форм нахождения золота в рудном материале), крупности металла и вещественного состава руды предложить технологическую схему ее переработки. Всё присутствующее золото - мелкое (менее 0,1 мм). При этом присутствует золото в структурно-свободном состоянии, золото в сростках, золото связанное с сульфидами, и золото в кварце

Список использованных источников

1. Измельчение дробленых золотосодержащих руд. Мельницы и классификаторы. Самоизмельчение золотосодержащих руд

золотосодержащий руда переработка

Рудоподготовка должна соответствовать, с одной стороны, условиям флотационного или гравитационного процесса, а с другой - минералогическому составу и физико-механическим свойствам руды. Во всех случаях способы подготовки руды должны быть экономичными и менее энергоемкими, так как затраты средств только на дробление и измельчение руды составляют 60 % общих капитальных вложений и до 50 % эксплуатационных расходов обогатительных фабрик.

Анализ состояния техники и технологии рудоподготовки, выполненный в институте «Механобр», показал, что совершенствование этого передела следует проводить в направлении:

оптимизации схем и режимов действующих переделов рудоподготовки с целью использования имеющихся ресурсов;

повышения эксплуатационной надежности и износостойкости оборудования и материалов (дробилок, грохотов, мельниц, гидроциклонов, насосов, измельчающих тел и т.п.);

реконструкции переделов рудоподготовки путем организации замкнутых циклов дробления, а также путем замены устаревшего оборудования современным высокопроизводительным;

разработки и внедрения систем автоматического контроля и регулирования процессов дробления, измельчения и классификации;

внедрения ударных дробилок для дезинтеграции сырья средней и пониженной крепости;

разработки оборудования для доизмельчения промпродуктов - с целью

раскрытия сростков, в том числе при тонком и сверхтонком измельчении;

разработки и внедрения как усреднения, так и предварительного обогащения руд в тяжелых суспензиях отсадкой и автоматической рудоподготовкой.

Выбор схемы дробления зависит от принятой схемы последующего измельчения и производится с учетом физических свойств и особенностей исходной руды (крепости, трещиноватости, наличия готового по крупности продукта, влажности, глинистости), возможности предварительной концентрации руды в процессе рудоподготовки.

Схема дробления руды представляет собой стадиальный процесс сокращения ее крупности от начального до конечного размера, оптимального для последующего измельчения или предварительного обогащения (например, в тяжелых суспензиях).

Максимальная крупность кусков конечного дробленого продукта, поступающего на измельчение, не должна превышать для мельниц рудного самои полусамоизмельчения 300-350 мм; для стержневых мельниц - 15-20 мм; для шаровых - 10-13 мм. При использовании стержневых и шаровых мельниц и открытого цикла в последней стадии дробления она может быть повышена при переработке трещиноватых, легкоразрушающихся в начальной стадии измельчения, а также глинистых сильно каолинизированных и влажных руд. Конечные продукты дробления необходимой крупности получают при работе обычных конусных дробилок (КМД) в замкнутом цикле с грохотами или в открытом цикле при условии применения в дробилках КМД футеровок специальной конструкции (продукт -20 мм) и инерционных дробилок (продукт -10-12 мм).

В зависимости от способа добычи руды и процесса (способа) рудоподготовки - рудного самоизмельчения или измельчения мелкодробленой руды стальной средой, а также производительности фабрики схема может иметь одну, две или три стадии дробления.

Схемы измельчения в барабанных мельницах с использованием в качестве измельчающей среды стальных стержней и шаров находят наибольшее применение на действующих фабриках и продолжают быть основными при проектировании и строительстве новых фабрик.

Для моно- и полиметаллических руд, не склонных к переизмельчению и ошламованию, с крупной и равномерной вкрапленностью полезных минералов (или с их агрегатным срастанием), для которых достаточно крупного измельчения, принимают при любой производительности фабрики одностадиальную схему измельчения в шаровых мельницах (схема 1.1). Она получила широкое распространение при строительстве крупных медных и медно-молибденовых фабрик, на которыхиспользуются мельницы с центральной разгрузкой объемом более 100 м3.

Одностадиальную схему измельчения целесообразно принимать и при необходимости измельчения тонковкрапленной монометаллической руды, но в условиях небольшой производительности. При этом в схему желательно вводить контрольную классификацию. Между первым и вторым приемом классификации может быть включена операция флотации (схема 1.2). Схему с предварительной классификацией (схема 1.3) применяют при измельчении мелкозернистого продукта (например, мелочи от промывки исходной руды) или при доизмельчении коллективных концентратов и промпродуктов.

Одностадиальная схема измельчения



Одностадиальная схема измельчения

Одностадиальная схема измельчения

Операции классификации в схемах измельчения осуществляются в спиральных классификаторах с непогруженной спиралью и гидроциклонах. В современной практике проектирования во всех случаях, когда не доказано безусловное преимущество спиральных классификаторов, используют гидроциклоны либо, для грубой классификации до 1 мм, дуговые, горизонтальные или высокочастотные грохоты. Дополнительное преимущество грохотов по сравнению с классификаторами или гидроциклонами - предотвращение накопления в циркулирующей нагрузке тяжелых рудных минералов.

По функциональному назначению классификация может быть предварительная, для удаления из питания мельницы готового продукта, и поверочная для возврата недоизмельченного материала в мельницу.

Классификация может осуществляться в два приема, тогда вторая операция называется контрольной. Такое разделение операций позволяет оптимизировать условия классификации: первый прием проводится в спиральных классификаторах в скальпирующем режиме или на грохоте, контрольная - в гидроциклонах.

Количество стадий измельчения определяется крупностью конечного продукта. В наиболее простом случае организации схемы вся работа измельчения совершается до начала обогатительных операций. В этом случае следуют следующим правилам:

- при крупности измельчения до 60-65% -0,074 мм используют одностадиальную схему;

- при крупности измельчения до 80% используют двухстадиальные схемы;

- при крупности измельчения 80-95% используют трехстадиальную схему.

В современной практике проектирования обычно стараются использовать одностадиальное измельчение, и для многих типов руд оно оказывается достаточным. После появления шаровых мельниц большого объема одностадиальные схемы стали, до крупности 65 % - 0,074 мм, более конкурентоспособны, чем двухстадиальные.

Многостадиальное измельчение чаще всего применяют при необходимости более сложного сочетания с операциями обогащения, обусловленного резко неоднородной вкрапленностью полезного компонента, поликомпонентностью и сильной контрастностью свойств рудных минералов.

Можно выделить три основных случая:

1. Стадиальное обогащение. В этом случае циклы измельчения разделяют циклы обогащения. Таковы, например, схемы коллективно-селективной флотации или стадиальные схемы магнитного обогащения магнетитовых кварцитов. Обычно стараются, если это возможно, получить отвальные хвосты при максимально грубом помоле, желательно в одну стадию измельчения, что существенно снижает затраты по схеме в целом.

2. Межцикловое обогащение. Циклы измельчения могут отделяться друг от друга отдельными обогатительными операциями, которые в этом случае называются межцикловыми. Межцикловое обогащение обычно вводится в схему при возможности извлечения части концентрата при грубом помоле, что снижает потери из-за переизмельчения.

3. Обогащение внутри цикла измельчения. При угрозе накопления в циркулирующей нагрузке мельницы ценного компонента, например золота, используется обогащение внутри цикла - гравитационное либо флэш-флотация.

В этом случае обогатительный аппарат устанавливается на песках классификатора или гидроциклона.

При стадиальном обогащении количество стадий измельчения и распределение работы измельчения по циклам выполняется в соответствии с тониной помола, требуемой соответствующим циклом обогащения.

После выбора количества стадий, разрабатывается конфигурация схемы измельчения. Схемы измельчения составляются из них по следующим правилам:

Одностадиальное измельчение в шаровых мельницах. Обычно используется мельница с разгрузкой через решетку. В первом приеме классификации используется скальпирующий спиральный классификатор, отделяющий пески в крупности 0,5-1 мм и обеспечивающий условия для стабильной работы контрольных гидроциклонов.

Вместо спирального классификатора может устанавливаться самобалансный грохот со шпальтовым ситом, дуговой грохот или высокочастотный грохот.

Установка грохотов может дать экономию капитальных затрат и свободной площади в мельничном пролете.

Одностадиальное измельчение в стержневых мельницах выполняется обычно в открытом цикле с получением слива мельницы крупностью 0,5-2 мм. Высокая равномерность помола в стержневых мельницах позволяет исключить обязательную для шаровых мельниц поверочную классификацию. Такие циклы обычно применяются на гравитационных и магнитообогатительных фабриках.

Для руд, не допускающих из-за высокой влажности и глинистости мелкого дробления (до 10-13 мм), требуемого для шаровых мельниц, а также склонных к переизмельчению, необходима независимо от требуемой крупности измельчения (крупного или среднего) двухстадиальная схема измельчения в стержневых и шаровых мельницах с одним (схема 2.1) или двумя (схема. 2.2) приемами классификации.

Двухстадиальная схема измельчения.



Двухстадиальная схема измельчения

Контрольная классификация способствует стабилизации крупности и плотности питания флотации и используется на некоторых фабриках при грубом конечном измельчении руды и применении пневмомеханических машин.

Стержневые мельницы используются в первой стадии в открытом цикле

без предварительной или поверочной классификации. Во второй стадии всегда используется шаровая мельница с разгрузкой через решетку или

мельница сливного типа в замкнутом цикле. Замкнутый цикл с поверочной

классификацией обычно во второй стадии не применяется из-за высокого содержания готового класса в разгрузке стержневой мельницы.

Мельницы с разгрузкой через решетку используют при более грубом помоле, мельницы с центральной разгрузкой - при тонком помоле.

Шаровые мельницы в первой стадии используются всегда в замкнутом

цикле, за исключением редких случаев высокого содержания в дробленой руде первичного шлама, когда целесообразно введение предварительной классификации.

Трехстадиальное измельчение. Представляет собой развитие двухстадиальной схемы. Третья стадия выполняется циклом с совмещенной предварительной и поверочной классификацией. В схемах стадиального обогащения третья стадия обычно - стадия доизмельчения концентрата перед доводкой. В этом случае часто используют, несмотря на пониженную удельную производительность, рудногалечные мельницы, дающие меньшее переизмельчение.

Технологическое преимущество двух- и трехстадиальных схем - меньшее ошламование полезных минералов, склонных к переизмельчению, и возможность включения межцикловых операций обогащения. По этой причине они получили подавляющее распространение при рудоподготовке свинцово-цинковых и полиметаллических руд, хотя схемы характеризуются большой универсальностью и могут применяться для многих типов руд.

Самоизмельчение и полусамоизмельчение В настоящее время все еще не закончен процесс промышленного изучения возможностей и ограничений самоизмельчения, поэтому в окончательном виде практика проектирования пока не сложилась. Обоснование циклов самоизмельчения представляет существенную сложность и редко удается, если отсутствуют данные полупромышленных испытаний руды или опыт эксплуатации.

При проектировании схемы самоизмельчения рассматривают следующие вопросы:

1. Целесообразность использования самоизмельчения в сравнении с шаровым измельчением.

2. Способ отделения гальки критической крупности.

3. Утилизация гальки: додрабливание, возврат в мельницу, использование как измельчающей среды в рудногалечной мельнице

4. Целесообразность добавки шаров в мельницу

5. Целесообразность введения в схему рудногалечной мельницы

6. Использование разных типов классифицирующего оборудования -спиральных классификаторов, гидроциклонов, однодечных или многодечных грохотов, бутар

7. Крупность питания мельницы самоизмельчения

8. Удельная производительность мельницы самоизмельчения

При выборе между самоизмельчением и шаровым измельчением учитывают следующие обстоятельства:

1) Удельная производительность мельниц самоизмельчения на 20-30 % ниже, чем тот же показатель шаровых мельниц, а энергоемкость помола соответственно выше.

2) Бесспорные положительные качества самоизмельчения - упрощение схемы дробления и снижение расхода металла при измельчении. Кроме того, самоизмельчение предпочтительно, если критично натирание железа или его взаимодействие с жидкой фазой пульпы, например на золотоизвлекательных фабриках, использующих цианирование.

3) Доказана повышенная эффективность самоизмельчения железных руд, имеющих высокую твердость и плотность.

4) При увеличении диаметра мельниц самоизмельчения их эффективность существенно возрастает.

Расширение применения мельниц самоизмельчения в мире последние годы в значительной степени обеспечивается установкой сверхкрупных единиц (диаметр более 9 метров), экономичность которых обусловлена повышенной единичной мощностью и ростом удельной производительности при увеличении диаметра барабана. Можно предполагать, что масштабный фактор и в дальнейшем будет определяющим фактором применения самоизмельчения. Все остальные параметры сравнения шарового и бесшарового измельчения индивидуальны для разных руд, давая преимущество то шаровым мельницам, то мельницам самоизмельчения.

Для конкретной руды окончательный вывод о преимуществах самоизмельчения делается на основе испытаний представительных технологических проб в промышленных или полупромышленных условиях. Если решение об использовании самоизмельчения обосновано, далее разрабатывается структура схемы. Требования гибкости при этом проектировании важны намного более, чем при традиционном измельчении. В настоящее время считается доказанным, что мельницы само- и полусамоизмельчения наиболее эффективны при грубом помоле до 0,5-3 мм. Обычно рекомендуется использовать их в качестве самостоятельной операции при требуемой крупности помола не выше 60-65% -0,074 мм. При более тонкомпомоле рекомендуются двухстадиальные схемы с доизмельчением слива мельницы самоизмельчения в шаровой или рудногалечной мельнице. Имеются сведения об эффективном использовании таких мельниц при более тонком помоле до 80% в одну стадию с многоступенчатой классификацией.

Повышение эффективности достигается оптимизацией режима мельницы, включая гибкую регулировку скорости вращения на мельницах с кольцевым приводом, изменения шаровой загрузки в широком интервале до 25 % объема мельницы, использование новых типов футеровок и т.п. Эти данные следует иметь в виду при планировании предпроектных испытаний, однако готовность этих результатов недостаточна для рутинного проектирования. Мельницы самоизмельчения дают крайне неоднородный по крупности продукт, который по выходе из мельницы разделяют на рудную гальку (+20(10) мм), пески (-20(10) мм) и готовый продукт (слив гидроциклона). Отделение гальки производится в бутаре мельницы и (или) на внешнем горизонтальном грохоте. Выход гальки для данной руды относительно достоверно прогнозируется только на основе испытаний.

При этом имеет значение однородность крепости руды. Чем выше неоднородность, тем выше выход рудной гальки. Идеальным сырьем для самоизмельчения является твердая, однородная и нетрещиноватая руда, в этом случае теоретически возможно избежать накопления гальки. При принятии проектных решений следует учитывать, что трещиноватость и однородность руд - параметр нестабильный и сильно зависит от режимов горных работ и множества других факторов. Поэтому принятое проектное решение должно давать широкую технологическую свободу при эксплуатации мельницы. Это достигается комбинированием различных методов управления разгрузкой мельницы и ее циркулирующей нагрузкой. Оптимум находится комбинированиемследующих мер: возврат гальки в мельницу; добавка в мель ницу шаров (полусамоизмельчение); дробление рудной гальки в дробилках мелкого дробления; использование гальки как измельчающей среды в рудногалечных мельницах второй стадии. В настоящее время считается, что использование вибрационных грохотов для отделения гальки является предпочтительным, особенно если необходимо додрабливание, т.к. грохоты дают более чистый и сухой надрешетный продукт.

При увеличении диаметра и длины мельницы внешние горизонтальные грохоты получают дополнительное преимущество перед мельничной бутарой, поверхность которой с ростом диаметра растет медленнее, чем производительность мельницы. Для крупных мельниц обычно предусматривается установка от двух до трех грохотов на мельницу, что требует использования распределителей питания. Обязательно резервирование одного грохота. Транспортировка гальки и продуктов ее дробления предпочтительна конвейерная, старые схемы с транспортировкой воднымиструями теперь считаются неудовлетворительными. Дробление рудной гальки в дробилках мелкого дробления с возвратом дробленого продукта в мельницу или передачей его в шаровую мельницу второй стадии считается общепринятым и наиболее гибким способом управления циркулирующей нагрузкой.

Додрабливание гальки крупностью - 80+20 мм исключает ее накопление в мельнице и существенно, до 50 % повышает скорость измельчения. Вместо конусных дробилок мелкого дробления возможно использование конусных инерционных дробилок, ударных дробилок с вертикальным валом или валков высокого давления. Критичной для использования дробилок в условиях цикла самоизмельчения является эффективная система улавливания металла из питания. Используются надконвейерные, барабанные металлоуловители и, наконец, металлодетекторы. Улавливание ведется в два-три приема. На первой стадии обычно устанавливают надконвейерный поперечный металлоуловитель для непрерывного извлечения основного количества металла. Для распределения и стабилизации нагрузки дробилок обязательны накопительные бункеры, так как поток гальки в циклах самоизмельчения неустойчив. По той же причине, а также для придания еще большей гибкости схеме, должен быть предусмотрен конвейер для возврата части или всей гальки обратно в мельницу. Если предполагаются существенные и длительные колебания свойств руды, целесообразно накопление рудной гальки в отдельном складе, откуда она может подаваться в цикл в периоды поступления трудноизмельчаемой руды, а также для дополнительной стабилизации объема и качества питания при недостатке емкости склада крупнодробленой руды. Емкость складов гальки зависит от ожидаемых колебаний и может составлять сотни тысяч кубометров. В двухстадиальных схемах дробленый продукт может также направляться во вторую стадию измельчения в шаровые мельницы.

Циркулирующая нагрузка мельниц само- и полусамоизмельчения составляет от 50% до 400% и выше. Меньшие значения соответствуют более грубому измельчению. Выход рудной гальки варьирует в широких пределах, прогноз его возможен только на основе результатов испытаний. Считается, что максимальный поток на дробилки может составить 35% питания цикла. После окончательного выбора мельницы самоизмельчения корректируется крупность дробленой руды и режим работы дробилки крупного дробления.

2. Основные факторы, влияющие на выбор технологии извлечения золота и серебра из руд. Основные технологические схемы золотоизвлекательных фабрик

Технологические схемы переработки золотых руд весьма многообразны. Выбор технологической схемы определяется:

1. Формой нахождения золота в рудах;

2. Типом вмещающей породы;

3.Типом ассоциации золота с вмещающейся породой;

4. Наличием других ценных составляющих;

5. Наличием примесей, усложняющих процесс, и др.

(производительность фабрики и т.д.).

Основными факторами, влияющими на выбор технологии извлечения золота и серебра из руд являются разведанные запасы руды, содержание в них драгоценных металлов, а так же минералогический и химический составы руд; крупность золотых частиц; характеристики сорбента.

Структура добычи золота в мире следующая: из коренных (собственно золоторудных и комплексных) месторождений извлекается 98% металла и только 2% - из россыпных месторождений. Однако, такая пропорция характерна не для всех золотодобывающих стран. В России около 50% золота добывается в коренных месторождениях, 40% приходится на россыпи, 10% - на комплексные (медные, медно-цинковые, полиметаллические) руды.

Для переработки коренных золотосодержащих руд применяются различные методы извлечения золота (гравитационные, флотационные), однако главным способом является цианирование. Применение цианидов в золотодобыче основано на их уникальном свойстве растворять этот благородный металл в присутствии кислорода с образованием устойчивого в щелочной среде комплексного соединения.

Процесс выщелачивания цианидными растворами, расход которых в случае цианирования руды колеблется в диапазоне 0,2-0,6 кг/т, характеризуется селективным растворением основного компонента (98-99%) и малой доли примесей (3-5%). Именно высокие технологические показатели обогащения золотосодержащих руд методом цианидного выщелачивания обусловливают его ведущую роль среди промышленных способов извлечения золота.

На рисунке 1 приведена одна из распространенных схем извлечения золота из коренной руды. Как видно из схемы, первой обогатительной операцией является гравитационное обогащение. Оно необходимо, чтобы вывести из процесса крупное золото. Золото - тяжелый и ковкий металл, поэтому оно будет аккумулироваться в циркулирующей нагрузке мельница-классификатор. В связи с этим на разгрузке мельницы или на песках классификатора устанавливаются гравитационные аппараты (отсадочные машины, концентрационные столы и др.) В получаемых при этом концентратах содержание золота составляет от нескольких сотен до нескольких тысяч граммов на тонну. Дальнейшее извлечение золота из них осуществляется амальгамацией.

Амальгамация - процесс извлечения благородных металлов из руд и концентратов при помощи жидкой ртути. При амальгамации измельченный золотосодержащий материал приводят в контакт со ртутью. Частички золота смачиваются ртутью и коллектируются в ней, образуя амальгаму. Минералы вмещающей породы, цветные металлы и железо не смачиваются ртутью и в амальгаму не переходят. Таким образом, в основе процесса лежит способность жидкой ртути селективно смачивать золото с образованием амальгамы, которая вследствие своей большой плотности легко может быть отделена от пустой породы.

Рассмотренные выше методы гравитационного обогащения и амальгамации позволяют извлекать из руд только относительно крупное золото. Однако подавляющее большинство золотосодержащих руд, наряду с крупным золотом, содержит значительное, а иногда и преобладающее количество мелкого золота, практически неизвлекаемого этими методами. Поэтому хвосты гравитационного обогащения и амальгамации, как правило, содержат значительное количество золота, представленного мелкими золотинами. Основным методом извлечения мелкого золота являются процессы флотации и цианирования.



Схема извлечения золота из коренной руды

Наиболее легко флотируется свободное золото с чистой поверхностью. В качестве собирателей для этого золота используются ксантогенаты, дитиофосфаты, меркаптаны, соли жирных кислот. Тонкодисперсное вкрапленное в сульфиды золото извлекается в сульфидный концентрат стадиальной флотацией с использованием бутилового ксантогената.

Основная цель флотации - первичная концентрация золота в концентрат с извлечением в него 90-93 % золота, поступающего далее на цианирование. Так как в хвостах флотации теряется часть тонкодисперсного золота, их также направляют на цианирование.

Цианирование - способ извлечения золота из руд и концентратов избирательным растворением его в растворах цианидов щелочных металлов (KCN, NaCN, Ca(CN)2) в присутствии растворенного в воде кислорода. Растворение золота протекает в цианистых растворах слабой концентрации (0,03-0,3%) по реакции:

4Au+8NaCN+2H2О+О2=4NaAu(CN)2+4NaOH

Растворение проводится в щелочной среде, создаваемой известью, при рН 11-12 для предотвращения гидролиза цианида с образованием летучей цианисто-водородной кислоты.

Результаты цианирования зависят от характера золота и состава руд и песков. Хорошо растворяется в цианистых растворах золото, имеющее чистую поверхность, покровные образования на ней препятствуют растворению и увеличивают время растворения. На скорость растворения значительно влияют также примеси других металлов в золоте, например серебра и меди, а также дисперсное железо.

Цианирование довольно длительный процесс: в зависимости от характера золота и вещественного состава выщелачиваемого продукта оно может продолжаться 24-30 ч.

Золотосодержащий раствор отделяют от пустой породы в сгустителях и на фильтрах.

Из цианистых растворов после отделения их от пульпы золото может выделяться несколькими способами. Наиболее распространен метод осаждения золота цинковой пылью. Процесс обычно осуществляют на вакуум-фильтрах. Сначала на фильтр набирают слой цинковой пыли, а затем через него фильтруют золотосодержащий раствор. При этом протекает реакция:

2NaAu(CN)2+Zn=Na2Zn(CN)4+2Au

Для повышения скорости осаждения золота и снижения расхода цинка из растворов предварительно удаляется кислород в вакуум-рессивере. Полнота осаждения золота цинком обычно составляет 99,9%.

Получаемый золото-цинковый осадок содержит 5-30% золота, его подвергают очистке и плавке на металл.

Извлекать золото из цианистых растворов также можно при помощи активированного угля и ионообменных смол. Последние широко применяют при сорбционном цианировании, когда совмещают процессы цианирования и извлечения растворенного золота. При сорбционном выщелачивании помимо цианида и кислорода воздуха в пульпу вводят ионообменную смолу - анионит, которая сорбирует выщелачиваемое золото. Этот вид цианирования особенно эффективен при переработке труднофильтруемых шламистых руд. Смолу с сорбированным на ней золотом сначала подвергают десорбции примесей цинка серной кислотой, а затем проводят электроэлюирование в течение 6-8 ч, при котором на катоде осаждается до 90% золота. После обработки смолы щелочным раствором нитрата аммония для удаления меди и железа ее возвращают на сорбционное выщелачивание.

Особенности технологии извлечения золота из упорных руд. Из научно-технических проблем, стоящих перед современной золотодобывающей промышленностью, проблема извлечения золота из технологически упорного сырья, без преувеличения, может быть отнесена к числу наиболее важных. По оценке экспертов, именно за счет более широкого вовлечения в эксплуатацию упорных золотых и комплексных золотосодержащих руд в текущем столетии планируется обеспечить основной прирост добычи золота в мире. Большинство научных разработок и публикаций последних лет в области обогащения и металлургической переработки руд благородных металлов так или иначе связаны с проблемами извлечения упорного золота. В их решении принимают участие научно-исследовательские организации, предприятия и фирмы всех стран, являющихся основными (или просто крупными) производителями этого металла из рудного сырья.

В Российской Федерации наибольший объем работ по упорным золотым (а также серебряным) рудам выполнен в институте «Иргиредмет», длительные годы выполнявшем функции головной научно-исследовательской организации золотодобывающей промышленности в системе цветной металлургии СССР.

Прежде всего, следует уточнить само понятие «упорные золотые руды».

В общем виде под этим, как правило, подразумеваются труднообогатимые руды золота, переработка которых с приемлемыми технологическими показателями не может быть осуществлена по обычным (стандартным) технологиям. Однако данный вопрос требует соответствующего уточнения и конкретизации. Дело в том, что одна и та же золотая руда, проходя через ряд последовательных технологических операций, составляющих в совокупности схему ее переработки, совершенно по-разному проявляет свои свойства. Так, например, руда, содержащая золото в тесной ассоциации с сульфидами (пиритом, арсенопиритом и др.), в принципе довольно легко подвергается флотационному обогащению. Однако та же руда или получаемые из нее концентраты, в случае обработки их цианированием или плавкой могут оказаться чрезвычайно упорными в технологическом отношении. Точно так же руда может быть легко цианируемой, но трудно поддающейся флотации или гравитационному обогащению, легко флотируемой, но трудно измельчаемой и т.д.

Учитывая вышесказанное, нами предлагается оценивать технологическую упорность золотых руд по поведению этих руд в каком-то одном наиболее важном (базовом) технологическом переделе, определяющем итоговые показатели извлечения металла в конечную товарную продукцию и общую экономическую эффективность обогатительно-металлургического цикла.

Данный подход, в принципе, не является новым и достаточно широко используется в других отраслях и подотраслях металлургической промышленности, в частности при оценке руд новых месторождений и геолого-технологическом картировании. Для железных руд, например, таким «базовым» переделом является магнитная сепарация, для оловянных руд и золотосодержаших песков - гравитационное обогащение, для подавляющего большинства руд цветных металлов - флотация.

Что касается золотых руд коренных месторождений, то для них роль базового технологического процесса, бесспорно, принадлежит цианированию, с применением которого перерабатывается основная масса руд и добывается более 80 % металла в мире.

Поэтому, если говорить о технологической упорности золотых руд, то под ней следует подразумевать, прежде всего, упорность этих руд в цианистом процессе.

Показателем упорности в данном случае является коэффициент извлечения золота в растворы на стадии выщелачивания руды. Если золото переведено в раствор, то последующее извлечение его в конечную товарную продукцию не составляет проблемы и может быть осуществлено самыми различными способами: цементацией на цинк, сорбцией на активных углях или ионообменных смолах, электролизом и т.д.

К категории легкоцианируемых рекомендуется относить руды, для которых коэффициент извлечения золота в растворы в определенном (стандартном) режиме выщелачивания составляет более 90%, а содержание Au в твердой фазе хвостов цианирования менее 0,5 г/т.

Приведенные величины и достаточно близко соответствуют фактическим показателям извлечения золота на фабриках (в среднем) и, следовательно, являются достаточно обоснованными.

Если руда не удовлетворяет указанным выше требованиям, она уже может быть отнесена к категории технологически упорных, и чем больше фактическое извлечение золота при цианировании этой руды отличается от «стандартной» величины =0,9 (естественно в меньшую сторону), тем более упорной она является.

Результаты многолетних исследований Иргиредмета, которыми охвачен чрезвычайно широкий круг золотосодержащих руд самого различного вещественного состава, и богатый опыт мировой золотодобывающей промышленности в области цианирования золоторудного сырья, позволяют выделить 3 основные причины упорности руд в цианистом процессе.

1. Наличие в рудах золота, тонковкрапленного в плотных и нерастворимых в NaCN минералах: сульфидах (пирит, арсенопирит, халькопирит и др.), оксидах и арсенатах железа (лимонит, скородит и др.), в кварце и т.д., изолирующих частицы золота от контакта с цианистыми растворами. Данное явление названо нами «физической депрессией» золота при цианировании (ФД), а перечисленные выше минералы - соответственно «физическими депрессорами» золота (за рубежом для этой цели иногда применяется другая терминология, однако это не меняет сути дела).

2. Торможение, а в ряде случаев и полное прекращение процесса растворения золота в результате связывания цианида и кислорода в растворах химически активными соединениями меди, сурьмы, мышьяка, серного железа (пирротина) и некоторыми другими минеральными примесями («химическая депрессия» золота ).

3. Поглощение золота из растворов присутствующими в рудах природными сорбентами, главным образом, органическим углеродом.

Внутри каждого их этих трех типов выделены технологические разновидности руд в зависимости от того, какие компоненты являются конкретной причиной упорности этих руд в цианистом процессе.

Так, например, к технологическому типу «Б» отнесены руды, содержащие тонковкрапленное золото в кварце (БSi), сульфидах железа (БS(Fe)), сульфидах цветных металлов (БS(ЦМ)), гидроксидах и гидроарсенатах железа (БОК(Fe)). Руды, относящиеся к технологическому типу «В», включают сурьмянистые (ВSb), медистые (ВCu), пирротинсодержащие (BFeS) и теллуристые (ВTe) разновидности. К технологическому типу «Г» отнесены углистые (Гугл) и глинистые руды (Ггл).

Важно отметить, что приведенная классификация достаточно объективно отражает современное состояние сырьевой базы и характер перерабатываемых руд на предприятиях отечественной и зарубежной золотодобывающей промышленности. Каждой технологической разновидности упорного золоторудного сырья соответствуют вполне конкретные, апробированные промышленностью варианты обогащения и металлургической переработки.

Из 10-ти выделенных в соответствии с классификацией Иргиредмета технологических разновидностей упорного золоторудного сырья особенное внимание привлекают 3 наиболее важные с точки зрения распространенности в природе и промышленности значимости, а именно:

- пирит-арсенопиритовые руды с тонковкрапленным (дисперсным) золотом в сульфидах (БS(Fe));

- медистые золотые руды (ВCu);

- углистые сорбционно-активные руды (Гугл).

Пирит-арсенопиритовые золотые руды составляют порядка 30% всех мировых запасов золота. Переработка их осуществляется на десятках предприятий, практически во всех странах, являющихся основными производителями золота в мире. Многие из этих предприятий построены в последние годы и работают с применением самых современных технологий.

Типовые схемы переработки упорных руд, относящихся к технологической разновидности БS(Fe), как правило, включают в себя операцию флотационного обогащения с выделением отвальных хвостов и концентратов, переработка которых осуществляется цианированием после предварительного вскрытия дисперсного золота в сульфидах механическим (тонкий и сверхтонкий помол), термохимическим (окислительный обжиг), химическим (автоклавное окисление, NHO3-обработка) или бактериально-химическим методами. Очень часто металлургической переработке перечисленными выше способами подвергаются исходные (необогащенные) руды.

Под тонким и сверхтонким помолом обычно подразумевается измельчение руды (концентрата) до крупности 80-90 % класса минус 10 мкм. Такая степень измельчения может быть получена при использовании мельниц специальной конструкции (вибрационные, струйные, планетарные и др.). Как показали технологические разработки Иргиредмета на флотационных концентратах Дарасунской фабрики, в некоторых случаях эта цель достигается и в стандартных шаровых мельницах с применением особых режимов измельчения и классификации.

Однако данный способ далеко не всегда обеспечивает требуемый уровень извлечения золота, особенно если крупность частиц металла находится за пределами возможностей существующего измельчительного оборудования. Для таких, особо упорных материалов, более эффективны химические и термохимические способы вскрытия золотосодержащих сульфидов.

Наиболее старым из них и потому наиболее изученным и широко распространенным в промышленности является окислительный обжиг, в процессе которого происходит трансформация плотных зерен сульфидов железа в пористые оксиды, что обеспечивает хороший доступ растворителя (цианида) к внутренним включениям золота.

Сдерживающими началами обжига всегда считались его «неэкологичность» и необходимость создания сложных систем пыле- и газоочистки. Однако в последние годы данный процесс настолько усовершенствовался и модернизировался, что снова стал выходить на передовые позиции при переработке технологически упорных сульфидных и, особенно, углисто-сульфидных золотых руд. Этому, в частности, способствовали:

- создание и успешная эксплуатация высокоэффективных обжиговых печей с циркулирующем кипящим слоем (печи Лурги);

- удачное решение проблем, связанных с очисткой и утилизацией обжиговых газов (в зависимости от экономических и географических условий функционирования предприятий либо с получением товарных серу- и мышьяксодержащих продуктов, либо с переводом серы и мышьяка в малотоксичные соединения, пригодные для складирования в хвостохранилищах общего пользования);

- применение обжига к исходным (необогащенным) рудам (после их мелкого дробления и сухого измельчения до соответствующей крупности) и осуществление процесса в среде кислорода, обеспечивающей минимальное количество образующихся газов (данную технологию в настоящее время практикуют золотоизвлекательные фабрики Биг Спрингс, Джеррит Кэньон, Кортез, Ньюмонт Голд, Баррик Голдстрайк в США; Сиама в Мали и некоторые другие).

Автоклавное окисление золоторудных материалов (перед цианированием) подобно обжигу характеризуется высокой интенсивностью вскрытия дисперсного золота в сульфидах и может быть применено как к флотационным концентратам, так и к исходным рудам. Типичными предприятиями, практикующими данную технологию, являются американские фабрики Гетчелл, Кэннон, Мак-Лафлин, Меркьюр и Голдстрайк. Единственным в мире предприятием (фабрика Синола в Канаде), где переработка упорных руд золота производится с использованием азотнокислотного выщелачивания пирита (NITROX-процесс).

Как правило, промышленные автоклавные установки требуют меньших капитальных затрат (по сравнению с обжигом); при реализации данной технологии легче решаются экологические проблемы. Однако эксплуатационные расходы значительно выше, чем при обжиге, а обслуживание автоклавных установок требует высококвалифицированного труда и наличия мощной ремонтно-механической базы.

В данном отношении более предпочтительной представляется технология биогидрометаллургической переработки такого вида сырья, к освоению которой российская золотодобывающая промышленность приступила 3 года тому назад при отработке сульфидных руд Олимпиадинского месторождения в Красноярском крае (3AO ЗДК «Полюс»).

Вместе с тем, данный технологический вариант (как, впрочем, и любой другой альтернативный процесс) характеризуется рядом существенных недостатков. Кроме общеизвестных (экстенсивность бактериального выщелачивания и связанная с этим энергонапряженность процесса, необходимость использования кислостойкого оборудования и т.д.), к таковым, в частности, может быть отнесена и отмеченная в последние годы повышенная чувствительность микроорганизмов к качеству используемой воды и воздуха, подаваемого в систему перемешивания пульпы, ко всякого рода «антинакипинам»», цианидам и тиоцианатам, а также к некоторым флотационным реагентам, попадающим в процесс вместе с концентратами. Это существенно ограничивает возможности использования в бактериальном цикле оборотной воды из хвостохранилищ и предъявляет особые требования к реагентному режиму флотации.

В целом же, можно сделать вывод, что для упорных пирит-арсенопиритовых руд и концентратов возможно применение всех трех методов вскрытия золотосодержащих сульфидов: окислительного обжига, автоклавного окисления и бактериального выщелачивания, каждый из которых обладает своими достоинствами и недостатками. Данный факт положен в основу зарубежной практики исследований и соответствующих технологических разработок, в процессе которых эти методы сопоставляются между собой и для каждого конкретного объекта выбирается наиболее экономичный вариант. При этом учитывается и возможность переработки пирит-арсенопиритовых руд по комбинированным схемам, сочетающим различные методы вскрытия сульфидов, например, ББ + автоклавное окисление (фабрика Сан Бенту Минерасан в Бразилии, БВ + окислительный обжиг и т.д.).

Коротко о проблеме извлечения золота из упорных углеродсодержащих руд.

Как уже отмечалось выше, основной причиной упорности указанных руд является проявление ими повышенной сорбционной активности по отношению к растворимым цианистым комплексам золота.

Иргиредметом проведены исследования по установлению сорбционной активности большого числа углистых руд России и стран СНГ. По результатам исследований произведена ранжировка руд (по величине СА) на 3 группы:

1. Руды со слабо выраженной СА, которые в принципе не являются упорными и могут быть переработаны по обычной цианистой технологии.

2. Руды с умеренной СА (месторождения «Сухой Лог», Наталкинское и др.).

3. Руды с сильно выраженной СА (Бакырчик, Миндяк и др.)

Извлечение золота из руд с умеренной СА обычно осуществляется прямым цианированием с соблюдением специальных режимов, основным из которых является совмещение процессов выщелачивания с одновременным выведением золота из пульпы синтетическими гранулированными сорбентами: ионообменными смолами или активированными углями («сорбционное» выщелачивание»: CIL, RIL) или с введением в цианистую пульпу различных минеральных добавок (флотационные масла, керосин, крезиловая кислота, ализарин и др.), которые образуют на поверхности углеродистых частиц пленки, изолирующие эти частицы от контакта с золотосодержащим раствором.

Переработку руд с сильно выраженной СА рекомендовано производить путем отработки их газообразным хлором (или другими хлорсодержащими окислителями углерода) и далее - цианированием в режиме сорбционного выщелачивания (CIL). Такая технология, в частности, реализована на американских фабриках Джеррит Кэньон и Кэрлин.

Наиболее радикальным способом подготовки углистых руд (и концентратов) с повышенной СА является окислительный обжиг с полным выгоранием углерода. Эффективность данного метода доказана практикой работы многих крупных предприятий мира. На большинстве из них перерабатывают руды и концентраты, содержащие, наряду с сорбционноактивным углеродом, значительное количество золотосодержащих сульфидов (пирит, арсенопирит). Поэтому окислительный обжиг решает сразу 2 проблемы: уничтожение углерода и вскрытие тонковкрапленного золота в сульфидах.

Одной из острых проблем, стоящих перед мировой, а в последние годы и перед отечественной золотодобывающей промышленностью (Березняковское и другие месторождения РФ), является рациональное использование медистых золотых руд.

Данная проблема характеризуется двумя принципиальными моментами, отличающими ее от рассмотренных ранее проблем извлечения золота из упорных пирит-арсенопиритовых и углеродсодержащих руд.

Во-первых, медь в золотых рудах является не только химическим депрессором золота в цианистом процессе (один из признаков технологической упорности руд), но также и сопутствующим ценным компонентом.

Во-вторых, формы присутствия меди в золоторудном сырье чрезвычайно разнообразны: они представлены более чем 10-ю минералами, каждый из которых по-разному ведет себя в химико-металлургических процессах, в том числе - и при цианировании.

Отмеченные моменты порождают обилие (более десятка) применяемых в промышленности вариантов переработки медистых золотых руд, некоторые из них позаимствованы из медной промышленности. Эти варианты отражают 2 основных направления технологии:

1. Предварительное выведение меди из руд методами флотации или химического обогащения (H2SO4-выщелачивание) с последующим извлечением золота из обезмеженных продуктов (хвостов флотации, кеков кислотного выщелачивания) цианированием. Переработка медных концентратов, содержащих определенное количество золота, производится на месте, либо на специализированных медеплавильных заводах с применением как гидро-, так и пирометаллургических процессов (обжиг, плавка).

2. Непосредственное цианирование руды в специальном режиме с переводом в растворы обоих металлов (Au, Cu) и последующим их разделением на стадии переработки растворов до соответствующих товарных продуктов. В некоторых случаях, при высоком содержании в рудах цианисторастворимой меди, извлечение последней дополняется регенерацией связанного с ней цианида.

Существуют и другие технологические возможности переработки медь- и золотосодержащих руд, представляющие определенный промышленный интерес. К ним, в частности, могут быть отнесены:

- кучное выщелачивание руд с последовательным извлечением в растворы меди (H2SO4) и золота (NаCN);

- гидрометаллургическая переработка флотационных концентратов после предварительного автоклавного и биохимического окисления сульфидов;

- замена цианирования тиокарбамидным выщелачиванием золота из остатков сернокислотной обработки руд и концентратов (такого рода технология предложена Иргиредметом для некоторых медьсодержащих золотых руд отечественного производства).

3. По данным рационального анализа на золото (форм нахождения золота в рудном материале), крупности металла и вещественного состава руды предложить технологическую схему ее переработки. Всё присутствующее золото - мелкое (менее 0,1 мм). При этом присутствует золото в структурно-свободном состоянии, золото в сростках, золото связанное с сульфидами, и золото в кварце

Для выделения золота находящегося в структурно-свободном состоянии, необходимо применить гравитационное обогащение отсадкой. Отсадкой называется процесс гравитационного обогащения полезных ископаемых, основанным на разнице скоростей движения минеральных зерен в пульсирующей среде разделения. Отсадка осуществляется в отсадочных машинах. Исходный материал подвергается разделению на слои, отличающиеся по плотности и крупности, которые формируются на отсадочном решете в результате периодического действия восходящих и нисходящих струй разделительной среды, обусловленного работой приводного механизма. В нижних слоях концентрируется тяжелый продукт, а в верхних -- легкий. Тяжелый продукт из отсадочной машины разгружается через специальные шиберные устройства и решето, а легкий -- потоком разделительной среды через сливной порог.

Материал, подвергаемый расслоению и осевший на отсадочном решете, называют естественной постелью.

В постели отсадочной машины под действием пульсирующего и горизонтального потоков среды вся разделяемая смесь распределяется по плотности и крупности наклонными слоями в виде веера от загрузки в сторону разгрузки продуктов обогащения.

Ближайшим к загрузке исходного материала является слой тяжелых фракций, несколько выше два слоя тяжелых сростков, затем слой легких сростков и, наконец, верхний слой -- легкие фракции.

Отсадка происходит в грубом слое и в слое сепарации. В грубом слое легкие частицы немедленно отбрасываются назад в верхний слой, а частицы неопределенной плотности (сростки) проходят вниз к сепарационному слою. Сепарационный слой-слой, который принимает и пропускает тяжелые частицы и отбрасывает сростки.

Постель отсадочной машины характеризуется основными свойствами плотностью, высотой, разрыхленностью, гранулометрическим и фракционным составом.

Разрыхленность постели является основным фактором, используемым в автоматическом регулировании контроле процесса отсадки, характеризуется коэффициентом разрыхления(и), который зависит от высоты постели, крупности и плотности частиц, числа и амплитуды колебаний воды, а также от цикла отсадки.

С увеличением высоты постели разрыхленность уменьшается. Для широко классифицированного материала минимальное разрыхление имеют средние слои постели, максимальное -- верхние и нижние. При постоянной амплитуде колебаний с увеличением числа колебаний разрыхление постели увеличивается до некоторого предела, а затем убывает, приближаясь к разрыхленности в сплоченном состоянии.

При обогащении мелкозернистого материала крупностью <10 (13) мм на решето укладывают слой искусственной постели из другого материала, который по плотности меньше тяжелого, но больше легкого минерала и по крупности в 2--2,5 раза больше самого крупного зерна разделяемой смеси.

В качестве искусственной постели используются гематит, магнетит, ферросилиций, металлическая дробь и др. Слой искусственной постели является не только своеобразным «решетом», но и средством разделения зерен пропуская частицы тяжелых минералов и задерживая легкие под решето машины и тем самым препятствует засорению тяжелого продукта легкими зернами. Скорость прохождения частиц через постель зависит от её высоты, плотности, размера и формы зерен постели, а также от различий по крупности и плотности разделяемых частиц.

В практике обогащения отсадке подвергают полезные ископаемые крупностью от 0,25 (0,5) до 150 (250) мм.

Применение отсадки зависит от технологических свойств полезного ископаемого и экономических факторов.

Эффективность отсадки тем выше, чем крупнее зерна разделяемого материала и чем больше различие разделяемых компонентов по плотности. Поэтому отсадка получила широкое распространение при обогащении крупно- и средневкрапленных руд, не требующих тонкого измельчения, а также полезных ископаемых, содержащих разделяемые компоненты, контрастно различающиеся по плотности (уголь, пески россыпных месторождений и др.)

Для извлечения мелкого золота необходима очень вывокая степень измельчения ( 0,071; 0,043 мм).

Далее обработка руды пойдет по схеме 3. Полученный концентрат отправляется на концентрационные столы, а хвосты отсадки - на последующую классификацию. Частицы недостаточной крупности измельчения отправляются на доизмельчение, а фракция, прошедшая классификатор направляется в сгустители для дальнейшего цианирования.



Обработка кварцевой золотосодержащей руды, содержащей золото в свободно-структурном состоянии

Если в руде присутствуют сульфиды цветных металлов, то непосредственное цианирование таких руд невозможно вследствие высокого

расхода цианидов и низкого извлечения золота. В схемах переработки появляется операция флотации.

Флотация преследует несколько целей:

1. Сконцентрировать золото и золотосодержащие сульфиды в малом по