CC BY
338
является аэродинамическая трубка с живым сечением 12x22 мм, изогнутая по окружности с радиусом 100 мм и отградуированная от 0 до 90° (рис. 2). Замеры на нем производят следующим образом. Испытуемая частица загружается через отверстие 1 в аэродинамическую трубку 2. Затем, через патрубок 3 подается вода, поток которой смещает частицу на определенное расстояние. В точке, где уравниваются силы скатывания частицы, и давления потока она зависает. В этот момент производится замер скорости потока и угол смещения исследуемого объекта. Скорость потока постепенно увеличивается, и периодически производятся замеры до тех пор, пока частица не покинет аэродинамическую трубку. С целью снятия воздействия на испытуемую частицу силы трения, трубка была установлена на вибратор 4.
В ходе замеров было установлено:
- минеральные частицы по мере возрастания скорости потока движутся вверх по трубке ориентированными своей длинной осью вдоль потока;
- по достижении скорости потока более ГК частицы она разворачивается своей наибольшей площадью вкрест направлению потока и выводится из трубки (рис. 2);
- скорость потока, при которой испытуемая частица выносится за пределы трубки, всегда выше ГК частицы. Отсюда следует предположить, что разница ГК и скорости потока в трубке отражает величину разницы скорости «общей скорости в потоке» от скорости потока в придонном слое экспериментальной трубки.
-------------------------------------------------------------- СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. Филиппов В.Е., Еремеева Н.Г., Слепцова Е.С. Гидравлическая крупность россыпного золота // Обогащение руд. - 2003. - № 5. - С. 22-23.
— Коротко об авторах ------------------------------------------------
Филиппов В.Е. - гл. научный сотрудник, доктор геолого-минералогических наук, Еремеева Н.Г. - научный сотрудник,
Лебедев ИФ. - мл. научный сотрудник,
ИГДС СО РАН, г. Якутск.
----------------------------------- © С.И. Евдокимов, Е.М. Казимирова,
А.А. Солоденко, 2004
УДК 622.7
С.И. Евдокимов, Е.М. Казимирова, A.A. Солоденко
ВЫБОР СХЕМЫ И ОБОРУДОВАНИЯ ДЛЯ ОБОГАЩЕНИЯ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩЕЙ РУДЫ НОВОГО МЕСТОРОЖДЕНИЯ
Семинар № 21
~ИЪ работе излагаются методика и резуль--Я-М таты выбора технологической схемы переработки золотосодержащей руды одного из месторождений Северо-Востока РФ. Месторож-
дение относится к средним по запасам металла с содержанием золота 2,8 г/т.
Минералогический состав руды: кварц -52,7, полевые шпаты - 23,6, гидроокислы железа - 5,8, глинистые вещества - 7,4, карбона-
ты - 3,1, углистое вещество - 0,69, арсенопирит - 0,81, пирит - 0,13, халькопирит - 0,01, галенит - 0,01, сфалерит - 0,02 %. Размер частиц золота от 0,001 до 0,3-0,5 мм; форма золо-тин чешуйчатая, пластинчатая. По составу ближайшим аналогом являются руды месторождения Наталка Магаданской обл.
Данное месторождение планируется отрабатывать открытым и подземным способом Мощность обогатительной фабрики по руде должна быть не менее 1 млн. т в год. Еще 200 тыс. т ежегодно планируется перерабатывать по технологии кучного выщелачивания (КВ).
При обогащении руд до 70 % электроэнергии расходуется на операции рудоподготовки. Известные специалисты в области рудоподготовки считают, что полусамоизмельчение при строительстве новых золотоизвлекательных фабрик обеспечивает снижение энергопотребления [1-2]. Свободное золото, а также связанное с сульфидами, эффективно извлекается гравитационными методами. Техника и технология обогащения по плотности приобрели новые качества в связи с появлением центробежного концентратора Knelson [3]. Результаты российского опыта применения концентраторов свидетельствует о больших возможностях этих аппаратов. Однако, детальный анализ разделения продуктов в концентратах Knelson и Falcon SB' [3] показывает, что их применение не всегда может дать желаемые результаты [5]. Стоимость зарубежных концентратов в 30 раз превышает стоимость отечественных аналогов.
Следовательно, в основных операциях гравитационного обогащения целесообразно использовать надежные отсадочные машины и концентрационные столы, а полученный концентрат доводить до "золотой головки" с использованием концентратора "ИТОМАК" -отечественного аналога концентратора Knelson.
При обогащении руды месторождения "Наталка" по гравитационно-флотационной схеме сотрудниками СКГМИ установлена нецелесообразность прямого цианирования руды, так как содержание золота в хвостах составляет при этом 4-5 г/т. Причиной высокого содержания золота в хвостах является поглощение золота углистым веществом руды [5]. Золото, поглощенное углеродом, десорбируется лишь частично. Цианирование руды с ионообменной смолой позволяет получить достаточно бедные по золоту хвосты. Коллективная флотация руды позволяет совместно с гравитацией достиг-
нуть извлечения золота не менее 93 %. Селективная флотация позволяет получить угольный и сульфидный концентрат (10,2 %). Золото переходит в угольный концентрат в количестве 610 % .
Таким образом, рекомендуется: использовать флотационный метод обогащения руды с целью получения отвальных хвостов; для извлечения золота цианированием и сорбционным выщелачиванием цианид подавать после обезуглероживания материала флотацией.
Наиболее рентабельным является извлечение золота из богатых продуктов цианированием. При этом получаются цианистые растворы золота (20-500 мг/л). Разработаны эффективные методы переработки золотосодержащих растворов на основе цементации. Одним из достижений является сорбционная технология извлечения золота из руд с использованием синтетических ионообменных смол [6]. Причем используют технологию "смола в пульпе" (RIP). В отличие от традиционных методов "сорбция из пульпы" позволяет совместить процессы выщелачивания и выделения ценных элементов.
В 1996 г. запущена фабрика по переработке руд Олимпиадинского месторождения по технологии "смола в пульпе". За 4 года производительность фабрики увеличена до 2 млн т руды в год. За рубежом широко распространен процесс "уголь в пульпе", где в качестве адсорбента золота применяют активированные угли [13]. Они обладают большей селективностью по отношению к цианиду золота.
Получил распространение метод сорбции из пульп на активированном угле из скорлупы кокосового ореха [14] - процессы "уголь в пульпе" (CIP) и "уголь в пульпе при выщелачивании" (CIL). Применение процесса "уголь в пульпе" на фабрике рудника "Кубака" обеспечивает извлечение золота более 97 %. Исследования "Иргиредмета" завершились внедрением процесса "уголь в пульпе" на Лебединской ЗИФ АК "Алданзолото" (1984 г.). Опыт использования активных углей на Лебединской ЗИФ подтвердил ряд их преимуществ в сравнении с анионитами.
Сорбция золота из пульпы без фильтрования резко сокращает количество технологических операций. В качестве основных аппаратов используют пачуки-смесители с пневматическим перемешиванием. Замена пачуков пуль-сационными колоннами повысила экономичность процесса, т.к. одна колонна заменяет до 8
пачуков. Восстановление сорбционной активности угля достигается в процессе термической реактивации в барабанных печах. Успешно испытаны отечественные угли АГ-90, АГ-95, промышленное производство которых организовано в ПО "Заря" (г. Дзержинск).
Технология кучного выщелачивания. Технология КВ является простой и высокорентабельной для отработки месторождений золота. При небольших капитальных вложениях возможно за 1-2 года завершить полный генплан строительства такого сооружения.
В технологии КВ используют руды с содержанием золота от 1 до 2 г/т [8]. Извлечение золота находится на уровне 55-75 %. На предприятиях КВ используют КаСЫ и тио-мочевину. Осаждение золота из раствора производят на уголь, цинковую стружку, съем золота с осадителей - по существующим золотопромышленным схемам. Анализ состава руды, а также практики аналогичных золоторудных предприятий, позволяют рекомендовать гравитационно-флотацион-ную схему обогащения с переработкой концентратов на слитки сплава Доре (рисунок). При- этомзршиюние золота центробежной сепарацией в "золотую головку" составляет 33 % при выходе продукта 0,90 10"3 %;
- схема и режим флотации позволяют получить отвальные хвосты и вывести в них углистые вещества;
- технология сорбционного цианирования позволяет создать для флотационного концентрата и гравитационных промпродуктов (выход 6,6 %, содержание золота 26,7 г/т) компактную схему.
На первой стадии обогащения с помощью радиометрической крупнопорционной сортировки решается задача разделения руды на сорта, различающиеся по содержанию в них золота. Технология сортировки состоит в том, что оператор подводит к поверхности рудной массы в автосамосвале сначала источник нейтронов для активации руды, а затем блок с кассетами из счетчиков для регистрации интенсивности наведенного гамма-излучения. Интенсивность сигнала в пороговой схеме сравнивается с установленным уровнем и выдается на дисплей. Оператор принимает решение о направлении данного автосамосвала для переработки на ЗИФ или КВ. Шихтовка руды на складе ЗИФ должна обеспечить содержание
золота 2,91 г/т. Штабель кучного выщелачивания формируют из расчета, чтобы в нем было 200000 т руды с содержанием 0,8 г/т золота. Дробление руды крупностью (-700+0) мм осуществляют в одну стадию с предварительным грохочением. Требованиям крупного дробления отвечает щековая дробилка (ТТТДП) размером 900x1200 мм Средняя мощность N = 48 кВт. Принимая, что индекс Бонда для золотосодержащей руды равен коэффициенту крепости по шкале М.М.Протодьяконова, получим удельный расход электроэнергии на 1 т материала равным Е = 0,20 кВтч/т.
Первая стадия измельчения осуществляется в мельнице самоизмельчения (ММС) размером 70x23, работающей в замкнутом цикле с вибрационным грохотом 1750x4500 мм, имеющем размер отверстий 2 мм. При этом следует ожидать показателей: производительность мельницы 140 т/ч, содержание класса -74 мкм в разгрузке мельницы 30-32 %, удельная производительность 0,60-0,78 т/(м3ч).
Использование грохота вместо спирального классификатора позволит исключить накапливание золота в "постели" и пассивацию золотой. Показатели полусамоизмельчения: расход шаров 2,8-2,9 кг/т руды, удельный расход электроэнергии 20,2-22,9 кВтч/т класса -50 мкм, циркулирующая нагрузка 60 %. Производительность грохота - 152 м3/ч, площадь грохота -8,0 м2. Подрешетный продукт грохота (-2+0) мм поступает на отсадочную машину "Труд-12". Выход концентрата составляет 1,0 % при содержании золота в нем 21,8 г/т. Извлечение золота - 7,5 %. Хвосты отсадочной машины классифицируют в гидроциклонах диаметром 500 мм - 4 штуки.
Пески гидроциклонов поступают в шаровую мельницу МШР размером 4000x5000 мм, разгрузка мельницы - в отсадочные машины "Труд-12". Для нейтрализации углистых веществ в мельницу подают 200 г/т керосина. Общий выход гравитационного концентрата составляет 10 % при суммарном извлечении золота 60 % и содержании в нем 17,5 г/т золота.
Доводка гравиоконцентрата осуществляется в центробежном сепараторе "ИТОМАК" и столах типа СКО до "золотой головки", содержащей более 10 % золота с извлечением 33,0 % от руды.
Хвосты доводки возвращают на гидроци-клонирование. Их выход составляет 7 % при содержании в них 2,9 г/т золота и извлечении 7 %. Слив гидроциклонов и промпродукты доводки содержат 1,9 г/т золота при извлечении в них 67 % золота. Углистые вещества флотируют без собирателя. Получаемый концентрат содержит вдвое меньше углерода. При выходе сланцевого продукта 1,0 % с ним теряется 2,0 % золота. Потери золота с отвальными хвостами составят 5,4 % при содержании в них 0,17 г/т. Рудную флотацию выполняют в пневмомеханических машинах, перечистку - в механи-
ческих. Флотоконцентрат содержит 32,8 г/т золота.
Применяемые реагенты: изобутиловый ксантогенат натрия - 50 г/т, пенообразователь Оксаль Т-80 - 55 г/т. Для создания pH 8,3 рекомендуется сернистый натрий Na2S и кальцинированная сода
Na2CO3.
Сгущение гравио- и фло-токонцентратов производят в сгустителе D = 15 м до плотности сгущенного продукта 50 % твердого при удельной нагрузке q = 1,2 т/(м2ч).
Фильтрацию проводят на дисковом вакуум-фильтре до 80 % твердого в кеке при удельной производительности q = 0,14 т/(м2ч). Кек после распульповки (0,25 часа) в па-чуке поступает в первую из семи пульсационных колонн для предварительного цианирования. Объем колонн 111,2 м3 обеспечивает пребывание пульпы в них в течение 5,7 часа при pH = 10,5. Скорость подачи материала на выщелачивание составляет 8,8 т твердого в час при плотности 45 %. Процесс ведут раствором цианида натрия при концентрации 0,04 %. При этом растворяется до 60 % золота.
Выпуск седьмой выщелачивающей колонны поступает на сорбционное выщелачивание по технологии "уголь в пульпе" - CIL. Пульпа из па-чука поступает на виброгрохот для отделения щепы, затем дозатор подает ее в верхнюю часть колонны. Из нижней части колонны пульпа выкачивается эрлифтом на виброгрохот и после отделения сорбента сливается в следующую колонну. После заполнения колонн пульпой в каждую из них загружают активированный уголь АГ-95 (3 % объема колонны).
Пульпа проходит каждую колонну один раз, сорбент в среднем 70 раз и после каждого прохождения колонны поступает на грохот для отделения от пульпы и возвращения в ту же колонну.
Режим цианирования: содержание NaCN 0,029 %, содержаниеСаО 0,005 %, интенсивность пульсации 800 мм/мин, частота пульсации 60 импульс/мин., удельная нагрузка 12,6 м3/(м2.ч), расход активированного угля 30 г/т. В проекте принято семь ступеней сорбции в пульсационных колоннах диаметром 2,1 м и высотой 10,2 м с насадкой КРИМЗ.
Угольная сорбция в колоннах включает 6 колонн диаметром 0,8 м и высотой 5,0 м. Раз в день активированный уголь продвигается вперед помпой. Уголь, сорбировавший золото, перекачивается с грохота первой CIL колонны в колонну для отмывки от пульпы. Уголь промывается слабым раствором (15 г/л) соляной кислоты HCl. колоннах. Промытый уголь помпой подают в емкость для элюирования золота и регенерации. На контрольном грохочении уголь крупностью от -0,9 до +0,4 мм выводим из процесса.
Элюирование золота осуществляют горячими щелочно-цианистыми растворами, которые подают в первую колонну. Элюат с концентрацией золота до 200 мг/л отводят из последней колонны. После охлаждения раствора уголь перекачивается в аппараты цикла регенерации, а элюаты направляют на электролиз. Очищенный уголь пропитывают разбавленным раствором азотной или соляной кислот. Сорби-
1. Лодейщиков В.В., Стахеев И.С., Василкоеа H.A. и др. /Под общей ред. В.В.Лодейщикова Техника и технология извлечения золота из руд за рубежом. М.: Металлургия, 1973. - 288 с.
2. Бортников A.B., Даваацэрэн Г., Баатархуу Ж. и др. Совершенствование технологии рудоподготовки в корпусе самоизмельчения обогатительной фабрики СП "Эрдэнэт" //Обогащение руд, 1996, № 2, с. 12-16.
3. Бочаров ВА., Гуриков A.B., Гуриков В.В. Анализ процессов разделения золотосодержащих продуктов в концентраторах Knelson и Falcon SB' //Обогащение руд, 2002, №2, с. 17-21.
4. Базилевский А.М., Асончик K.M. Обогащение продуктов флотационных фабрик в центробежных гравита-
рованные на угле вещества разрушают прокалкой угля при 600-800 °С. Реактивированный уголь перекачивается на грохот системы CIL.
Золото из элюата осаждают электролизом анодами из платинированного титана в четырех последовательно соединенных электролизерах мембранного типа при плотности тока 150 А/м2. Площадь ванны электролизера 3,5 м3. Катодные осадки обезвоживаются на фильтрпрессе, сушатся и переплавляются на слиток сплава Доре.
Золотосодержащий ватин после электролиза обжигают, огарок после шихтовки с флюсами (сода, бура, стекло) подвергают бесколлек-торной плавке.
Обжиг проводят при температуре 300-700 °С в камерных печах СНО, СДО в противнях из нержавеющей стали. Огарок подвергают бесколлекторной плавке в двухэлектродной руднотермической бестигельной печи "Ангара" с получением слитка сплава Доре и железонатриевого шлака.
Условия плавки: температура 1200-1250 0С, продолжительность плавки 60-90 мин., массовая доля в шлаке, %: Na2O - 29-34, Fe2O3 - 2635, FeO - 2-5, SiO2 - 24-28. Слитки сплава Доре по качеству отвечают требованиям аффинажного завода.
---------------- СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
ционных концентраторах //Обогащение руд, 2001, №6, с. 3-5.
5. Муллов В.М., Лодейщиков В.В., Сиволов A.B., Ко-ганович В.Л. //Колыма, 1975, №1, с. 25-26.
6. Пунишко A.A., Дементьев В.Е. Разработка ионообменной технологии извлечения благородных металлов и опыт внедрения на золотодобывающих предприятиях //Цветные металлы, 2001, №5, с. 11-14.
7. Меретуков М.А., Орлов А.М. Металлургия благородных металлов (зарубежный опыт) - М.: Металлургия, 1990. - 416 с.
8. Седельникова Г.В. Практика кучного выщелачивания золотосодержащих руд //Горный журнал, 1996, №1-2, с. 122-125.
— Коротко об авторах ----------------------------------------------------------------------------
Евдокимов С.И. - кандидат технических наук, доцент Северо-Кавказского горно-металлургического института.
Казимирова E.М. - инженер исследователь ООО «НПП Геос».
Солоденко А.А. - ст. лаборант ООО «НПП Геос».
