Экспериментальные исследования в перколяторах по извлечению золота из забалансовых руд и техногенных отходов Текст научной статьи по специальности «Энергетика и рациональное природопользование»

ЭКСПЕРИМЕНТАЛЬНЫЕ ИССЛЕДОВАНИЯ В ПЕРКОЛЯТОРАХПО ИЗВЛЕЧЕНИЮ ЗОЛОТА ИЗ ЗАБАЛАНСОВЫХ РУД И ТЕХНОГЕННЫХ ОТХОДОВ

Горнодобывающие и горноперерабатывающие предприятия -Я. Забайкалья сконцентрировали большой объем забалансовых руд и техногенных отходов, вскрышных и вмещающих пород, лежалых хвостов хвостохранилищ, которые могут стать объектами освоения методом кучного выщелачивания (КВ) и позволят увеличить потенциальные запасы золота Читинской области. Например, на Дарасунском руднике накоплено 9,7 млн т забалансовых руд и отвалов, 4,7 млн т хвостов в хвостохранилище золотоизвлекатель-ной фабрики [1].

Для увеличения объемов добычи золота и для скорейшей стабилизации экономической ситуации в регионе необходимо скорейшее внедрение способа КВ. Технологическое несовершенство схем обогащения и извлечения золота из золотосодержащего сырья приводит к тому, что в отходах продолжает накапливаться золото. Сотни килограммов золота можно извлекать ежегодно методом кучного выщелачивания из вскрышных и вмещающих пород, забалансовых руд и хвостов обогащения. Экономическая оценка отходов производства должна учитывать динамику их образования, возможные объемы техногенного сырья и различные периоды работы предприятия.

В Читинском государственном университете проводились экспериментальные исследования по кучному выщелачиванию. Цель научно-исследовательской работы - доизвлечение долота из хвостов золотоизвлекательной фабрики и золотосодержащих отвалов Дарасунского рудника.

По данным кадастра техногенных скоплений горных предприятий Читинской области техногенные отходы и забалансовые руды горнодобывающих предприятий в среднем содержат приблизительно 1,0 г/т золота, а на горноперерабатывающих предприятиях лежалые хвосты хвостохранилищ - более 1,0 г/т. Извлечение золота отдельно из каждого типа такого минерального сырья является экономически нецелесообразным, т.к. требует при переработке за-

балансовых руд использование дорогостоящих энергоемких процессов дробления, а при переработке лежалых хвостов - агломерацию. А агломерация (окомкование), как и дробление является дорогостоящей операцией и должна использоваться при промышленной отработке только при острой необходимости.

Проведение аналитических исследований по обобщению практики работы полигонов выщелачивания золота, результатов опытно-лабораторных и промышленных испытаний, а также сравнительный анализ технико-экономических показателей КВ зарубежных стран, СНГ, России и Восточного Забайкалья, позволяет сделать вывод о том, что повысить извлечение золота можно за счет вовлечения в переработку минерального сырья с содержанием ценного компонента 1,0 г/т из бедных, забалансовых руд и техногенных отходов методом кучного выщелачивания [2].

После получения положительных результатов тестовых опытов по выщелачиванию золота из проб минерального сырья с низким содержанием ценного компонента проводилось цианирование методом кучного выщелачивания в лабораторных условиях в пер-коляторах. Исследования проводились по комплексной методике (рис. 1 - второй этап) на двух технологических видах проб: 1) забалансовая руда шахты «Талатуй» (проба ТТЛ-3); 2) лежалые хвосты хвостохранилища Дарасунской золотоизвлекательной фабрики (проба ХТЛ-4). Данные пробирно-атомно-абсорбционного анализа по определению содержания ценного компонента показывают, что в пробе ТТЛ-3 золото содержится 0,65-0,7 г/т, в пробе ХТЛ-4 - 1,31,35 г/т.

В процессе исследований в перколяторах определялась зависимость извлечения золота в цианидный раствор от продолжительности выщелачивания на трех пробах: 1) лежалых хвостов хвосто-хранилища; 2) забалансовой руды по фракциям крупности - 20 мм; - 10 мм; - 5 мм; - 2,5 мм; 3) гранул, состоящих из смеси руды крупностью - 20 мм и лежалых хвостов в соотношении 1:1.

Лежалые хвосты пробы ХТЛ-4 содержат 65 % класса - 0,071 мм, скорость перколяции раствора цианида невелика, поэтому

234

Проба ТТЛ-3 0=24 кг

Н20

ЫаСЫ

:аО

Ч% =0,75 г/опЦт Я%-

с%' =0,03-0,44 №л С%‘ =0,1 -0,27 г/л

Ут=250 мл У°=250 мл

ПробаХТЛ-4 Цемент, д=3 кг вода

Я°см‘ =7,68 г/опыт С°Сы =0,06-4,6 г/л У°=1000мл

Проба ТТЛ-3 + ХЛТ-4 (1:1) 0=24 кг

Ситовой анализ

Окомковани

Г ранулирование

..... у . ... -20+10 / -10+5 / -5 +2,3 1 -2,5 +0 \ Окатыши Гранулы

* - / 1 \,

Выщелачивание в перколяторе

Вьщелачивание в перколяторе

Выщелачивание в Выщелачивание і перколяторе перколяторе

Выщелачивание в перколяторе

Выщелачивание і перколяторе

Кек єАи=52,1%

ІГ\

Кек 8Аи=70,3%

/V

Кек ЕАи=74,8%

/V

Кек £Аи=78,5%

Золотосодержащий раствор на определение содержания Аи

Кек єАи=80,4%

Золотосодержащий раствор на определение содержания Аи

Кек єАи=73,6%

Золотосодержащий раствор на определение содержания Аи

Обезвреживание, вывоз на спец. отвал

Рис. 7. Комплексная методика технологических экспериментальных исследований по кучному выщелачиванию золота из забалансовой руды и техногенных отходов Дарасунского рудника (второй этап)

Таблица 1

Гранулометрический состав пробы руды ТТЛ-3

Размер отверстия -20 + 10 -10 + 5 -5 + 2,5 - + 0

сит, мм

Выход, % 41 24 20 15

они предварительно окомковывались. Для этого хвосты увлажняли водой (содержание воды 8 %), смешивали с цементом и известью (в равном количестве) из расчета 10 кг/т руды и окомковывали ссы-панием по откосу. Для затвердевания комков окатыши выдерживали 24 ч на воздухе, после чего загружались в перколятор. В процессе выщелачивания хвостов максимальное извлечение золота составило 80,4 % через 100 суток.

Выщелачивание золота из забалансовой руды осуществлялось на фракциях различной крупности. Для определения гранулометрического состава руды пробы ТТЛ-3 был проведен ситовый анализ. Гранулометрический состав пробы руды представлен в табл. 1.

Выщелачивание золота из забалансовой руды различных фракций крупности и лежалых хвостов проводилось одновременно в пяти перколяторах диаметром 42 мм, высотой 2 м, масса пробы 3 кг, объем раствора цианида при нисходящем орошении 240-250 мл/сут, истекание золотосодержащего раствора 200-230 мл/сут. Режим цианирования: 1) для лежалых хвостов - расход цианида 1,0 грамм на один опыт; концентрация цианида от 0,1 до 0,27 г/л; 2) для забалансовой руды - расход цианида 0,75 грамм на один опыт; концентрация цианида от 0,02 до 0,44 г/л. Результаты исследований по выщелачиванию золота из лежалых хвостов и забалансовой руды приведены в табл. 2.

Зависимость извлечения золота в цианидный раствор из лежалых хвостов и забалансовой руды по фракциям крупности от продолжительности выщелачивания представлена на рис. 2.

Как видно из рис. 2. максимальное извлечение через 100 суток получено по фракциям крупности: - 20 мм - 52,1 %; - 10 мм - 70,3 %; - 5 мм - 74,8 %; - 2,5 мм - 78,5 %; лежалые хвосты - 80,4 %.

Далее определение зависимости извлечения золота в циа-нидный раствор от продолжительности выщелачивания

236

237

238

0 20 0 40 0 60 0 80 0 100

Продолжительность выщелачивания, сут

Рис. 2. Зависимость извлечения золота в цианидный раствор от продолжительности выщелачивания. Забалансовая руда 1 - фракция крупности -20 мм; 2 - фракция крупности -10 мм; 3 - фракция крупности -5 мм; 4 - фракция крупности -2,5 мм; 5 - лежалые хвосты

проводилось на гранулах, которые были окомкованы из забалансовой руды крупностью - 20 мм и лежалых хвостов в соотношении 1:1. Выщелачивание золота из гранул осуществлялось раствором цианида в перколяторах диаметром 100 мм, высотой 2 м. Масса технологической пробы 24 кг, объем раствора цианида для орошения 1000 мл/сут, объем истекания золотосодержащего раствора 750-850 мл/сут.

При формировании гранул кроме связующего портлондцемен-та добавлялась известь примерно в той же пропорции, которая позволяет обеспечить достаточную прочность и проницаемость гранул, при этом количество вводимой связки снижено в два раза по сравнению с окомкованием лежалых хвостов. Добавляемый цемент обеспечивает щелочную среду, необходимую для цианирования.

Эффективность гранулирования окатышей из забалансовой руды и хвостов выше, чем окатышей из лежалых хвостов, т.к. смачиваемый материал состоит из смеси тонких и крупных

Продолжительность выщелачивания, сут Рис. 3. Зависимость извлечения золота в цианионыи раствор от продолжительности выщелачивания из гранул смеси забалансовой руды и лежалых хвостов

частиц, в этом случае тонкие частицы прилипают к крупным, образуя достаточно прочные и не деградирующие при укладке штабеля и орошении окатыши. Использование таких гранул при выщелачивании позволяет успешно решить трудности, связанные с сегрегацией частиц при формировании штабеля из руды, миграцией мелочи, канальным эффектом во время выщелачивания окатышей из хвостов и создает пористую среду с хорошей фильтрацией. При выщелачивании золота из гранул максимальное извлечение золота составило 73,6 % через 100 суток. Зависимость извлечения золота из гранул (экспериментальные и теоретические данные) от продолжительности выщелачивания представлена на рис. 3 и в табл. 3 (экспериментальные данные).

Экспериментальные данные зависимости извлечения золота от продолжительности выщелачивания сравнивались с теоретическими значениями, полученными расчетным путем по закону Фика. Достаточно хорошая сходимость полученных результатов свидетельствует о достоверности и надежности экспериментальных данных.

Результаты выщелачивания золота из гранул показывают, что такой процесс включает следующие стадии:

1) интенсивный период выщелачивания, когда выщелачивается свободное золото, содержащееся в гранулах (продолжительность выщелачивания 40 суток, извлечение золота 53,6 %, расход цианида 6,2 г);

2) промежуточный период, когда происходит выщелачивание вкрапленного, покрытого пленками и «ржавого» золота и довыще-лачивание свободного золота (с 40-80 сутки, увеличение извлечения золота на 15,5 %, расход цианида 7,67 г);

3) экстенсивный период, когда происходит выщелачивание труднодоступного золота (с 80-100 сутки, увеличение извлечения золота на 4,5 %, расход цианида 0,01 г).

За первый и второй периоды выщелачивания из руды извлекается основная масса золота (извлечение составляет 69,1 %).

Зависимость расхода цианида натрия от продолжительности выщелачивания золота из гранул показана на рис. 4.

Полученные результаты технологических исследований позволяют сделать вывод, что при комплексной переработке методом КВ смеси забалансовых руд и лежалых хвостов с низким содержанием ценного компонента возможно получение достаточно высокого извлечения золота. На основании исследований разработана принципиально новая технология извлечения золота из бедного минерального сырья. По результатам исследований получены патенты на изобретения. Выполненные экономические расчеты подтверждают, что комплексная переработка техногенных отходов экономически более предпочтительна, чем выщелачивание отдельно взятых забалансовой руды и лежалых хвостов.

Предлагаемая технология в отличие от прототипов кроме извлечения золота позволяет одновременно решить ряд проблем:

1. Добиться максимально возможное использование техногенных отходов (вскрышных, вмещающих пород и забалансовых руд, хвостов обогащения).

2. При переработке скоплений техногенного сырья горнорудного производства решаются не только экономические

и сырьевые проблемы, но экологические и социальные. Переработка такого вида сырья будет осуществляться в уже экономически освоенных районах с хорошо развитыми социальной и производст-

венной инфраструктурами, обслуживающими и вспомогательными

производствами и предотвратит ликвидацию 10

<й

О

X

о

Рч

/ у//

А

10 20

40

60

100

Продолжительность выщелачивания, сут Примечание: - количество добавляемого цианида через 10 дней.

Рис. 4. Зависимость расхода цианида натрия от продолжительности выщелачивания золота из гранул смеси лежалых хвостов и забалансовой руды

градообразующих горных предприятий и обеспечит занятость населения в сфере экономики.

СПИСОК ЛИТЕРА ТУРЫ

1. Харитонов Ю.Ф. О направлениях извлечения золота из техногенного сырья и бедных руд. В сб. «Перспективы развития золотодобычи в Забайкалье. Межрегиональная научно-практическая конференция». Чита, 2003. - с. 102-106.

2. Резник Ю.Н., Авдеев П.Б., Рашкин А.В., Субботин Ю.В., Шумилова Л.В. Опыт освоения технологии кучного выщелачивания руд на горных предприятиях Забайкалья. Изд.: МГГУ, Горный информационно-аналитический бюллетень, МГГУ, - № 6, 2004.

Коротко об авторах ------------------------------------------

Шумилова Л.В. - кандидат технических наук, докторант Читинского государственного университета, заместитель директора ФГОУ СПО Забайкальского горного колледжа.

8

6

4

2

0