Каталог :: Технология

Курсовая: Опытно-конструкторские разработки по доизвлечению золота

                  Министерство образования Российской Федерации                  
                  КРАСНОЯРСКАЯ ГОСУДАРСТВЕННАЯ АКАДЕМИЯ ЦВЕТНЫХ                  
                                МЕТАЛЛОВ ИЗОЛОТА                                
Институт (факультет)__________________________________
Кафедра_____________________________________________
Группа______________________________________________
Дисциплина__________________________________________
                           КУРСОВОЙ ПРОЕКТ  ( РАБОТА )                           
                              Пояснительная записка                              
                             ______________________                             
                                  (обозначение)                                  
Руководитель проекта                             _______________
_________________
                        (подпись, дата)                      (инициалы, фамилия)
Разработал студент                                  ______________
___________________
                        (подпись, дата)                      (инициалы, фамилия)
                              Красноярск__________                              
                                      (год)                                      
Содержание
Введение.......................................................................3
1. Опытно-конструкторские разработки по извлечению золота.............. 4
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 выходят 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 золота. Последние 2-3 года резко увеличилось число практических исследований в области переработки техногенных месторождений с целью извлечения золота. Предприятиями золотодобывающей отрасли предпринимаются попытки вовлечения в сферу производства те тонны золота, которые скоплены в отвальных, забалансовых 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 извлечению 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 соответственного увеличения производительности по объему перерабатываемой пульпы. А последнее во столько же раз увеличивает абсолютные потери мелкого и тонкого 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 разведываемых месторождений геологи вообще не учитывали тонкое золото, как не извлекаемое применяемой технологией. В связи с изложенным, в основных регионах золотодобычи некоторые россыпи отрабатывают иногда по 3-4 раза, и все равно они остаются техногенными месторождениями с промышленным содержанием золота, иногда мало отличающимися по запасам от первоначально зафиксированных. Некоторые шламохранилища и илоотстойники содержат десятки и даже сотни тонн золота крупностью менее 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 промышленную проверку на предприятиях Читинской и Амурской областей, Колымы и Чукотки. Можно отметить следующие направления этих НИР и ОКР по соответствующим 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 оптимизировать 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 достижение более высоких технологических показателей по сравнению с центробежными концентраторами при равных энергозатратах; · электрофорезные сепараторы для извлечения особо тонкого и коллоидного золота. В качестве одного из перспективных направлений следует рассматривать оптимизацию разделительного массопереноса в промышленных гидрошлюзах. Наиболее реальной физико-математической моделью этого процесса служит уравнение диффузии в силовом поле. Теоретический анализ процесса сепарации частиц в гидрошлюзах показывает, что важнейшим и возможно единственным способом повышения извлечения мелкого и тонкого золота является их «захват», когда они попадают в придонный слой. Такой «захват» происходит естественно, так как в этой зоне 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 случае увеличение высоты ламинарного слоя влечет за собой не только значительное повышение извлечения мелкого золота, но и снижение качества шлиха за счет засорения его пустой породой. Трафареты, турбулизируя поток, очищают осадительные 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 сформировать 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 магнитно- флокуляционный концентратор КПМФ производительностью 50 м3/ч. Опытная партия концентраторов КПМФ успешно испытана на золотодобывающих предприятиях Читинской и Амурской областей. Потери золота при этом уменьшились 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 полупромышленном стенде, включающем до 10 мультициклонных каскадов (насосы и батареи циклонов диаметром От 15 до 30 мм) и работающем в противоточном и комбинированном режимах, показали возможность получения из золотосодержащих илов и шламов Полярнинского ГОКа крупностью 20 мкм концентратов, содержащих до 1 кг/т золота при извлечении 70-84) %. Производительность стенда составляла 1 м3/ч при содержании в пульпе 15-20 % твердого. Промышленные испытания и внедрение аналогичной установки, но производительностью 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 комбинированная 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, сульфидное, арсенидное золото и золото в «рубашке», после промывки и удаления галечника 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 использованием 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 дезинтеграции концентрата из него в лабораторных усло­виях методами магнитной и электрической сепарации получают продукт, содержащий более 1 кг/т металла, что существенно 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 водооборота. 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 обогатительной фабрики (МОФ) обусловлены весьма тонкой его вкрапленностью и тесной ассоциацией с сульфидными минералами. Практикой переработки подобного сырья установлено, что применение традиционных аппаратов гравитационного обогащения (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 автоматизированных 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 кольцевые 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 предотвращения 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 поверхности, двигаясь снизу вверх и последовательно пересекая рифли. Тяжелая фракция накапливается в рифлях, а легкая потоком пульпы выносится в разгрузочный желоб 4. По истечении времени, заданного режимом накопления, клапан подачи питания автоматически закрывается. До полной остановки чаши тяжелая фракция из нарифлений вымывается водой. Одни из первых образцов центробежных концентраторов различных типоразмеров испытывались на МОФ с целью извлечения золота из следующих продуктов: отвальных хвостов, промпродукта (смеси концентрата контрольной флотации и хвостов перечистной флотации), концентрата I-ой перечистки, пиритного концентрата.[15] В состав руд Кальмакырского месторождения, перерабатываемых фабрикой, входят халькопирит и пирит, содержание золота в которых составляет соответственно 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 нарушениями 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 создания концентрации свободного СаО 800 мг/л) при этом известь снижает флотоактивность золота. Депрессируемый известью золотосодержащий пирит уходит в отвал, потери металла с ним составляют 11-13%. Промежуточные продукты флотации содержат ошламованную, наиболее труднообогатимую часть золота. На отвальных хвостах испытывался опытно-промышленный образец концентратора с чашей диаметром 500 мм. Использовали ту часть хвостов, которая транспортируется 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 показатели сепарации. Полученный концентрат содержал 50 г/т золота при извлечении 25 %. Крупность обогащаемого продукта составила 20-25% класса -74 мкм, производительность аппарата от 10 до 13 т/ч. Технологические показатели обогащения в значительной степени определяются продолжительностью цикла сепарации- при ее увеличении содержание золота в концентрате возрастает, но извлечение снижается. Показатели, приведенные выше, получены при продолжительности цикла сепарации 30 мин. Как уже отмечалось, 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 короткоконусный 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 концентратор. 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 производительностью. В частности, концентратор, работающий в составе установки (диаметр чаши 300 мм), обеспечивал производительность до 7 т/ч*кв.м., в то время как производительность концентрационного стола при обогащении аналогичного материала не превышает 0,1 т/ч-м2. До 60% золота, содержащегося в тяжелой фракции, выделяемой из промпродукта, 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 золота, содержащегося в пирите. С этой целью в центробежный концентратор направляли пиритный продукт (серы общей — 44,5 %, золота — 4,3 г/т), предварительно доизмельченный до различной крупности. Таким образом, разработанные конструкции центробежных концентраторов позволяют в условиях МОФ Алмалыкского ГМК эффективно извлекать тонкое золото из различных продуктов технологической схемы.[15] 1.3. Опытно-промышленный комплекс по извлечению золота из отходов амальгации В 1997 г. был создан и введен в опытно-промышленную эксплуатацию обогатительно-металлургический комплекс по извлечению золота из отходов амальгамационного передела АО «Золото Джугджура» рудников «Юрский» и «Аллах- Юнь», накопившихся в период 1992-1997 гг. Опыта переработки подобных золотосодержащих продуктов, за исключением 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 извлечению 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 кислородом. По периметру расширенной части пирамиды, в которой скорость потока снижается, раствор стекает в зумпф насоса. По мере наполнения зумпфа насос автоматически включается и цикл повторяется. После фильтрования и осветления растворов золото извлекают из них цементацией на цинковую стружку в аппаратах колонного 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 восстановленной способностью очищенной поверхности ртути улавливать золото, и наконец, третий этап заключается в укрупнении и слиянии частичек амальгамы и их гравитационном улавливании в нижней части пирамиды. При цементационном методе переработки растворов ртуть осаждалась на цинковую стружку быстрее и полнее, чем золото, что объясняется различием величин 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 %. Золотые 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 процесс. 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 поселке 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%. Стоимость 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 заскладированные продукты и внедрить процесс дополнительного чанового (кюветного) выщелачивания.[16] 1.4. Технологии кучного выщелачивания золотосодержащего сырья Кучное выщелачивание (KB), как высокорентабельный и экологически безопасный 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 добыче золота методом KB чрезвычайно мал, для многих горнорудных компаний он не превышает одного года. В настоящее время для крупнотоннажных месторождений 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 операции: 1. рудоподготовка, которая в зависимости от содержания золота, фильтрационных 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 пла­нировка площадки); 3. подготовка гидроизоляционного основания (отсыпка глины, ее уплотнение, укладка полиэтиленовой пленки, отсыпка дренажного слоя, укладка коллекторов 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 высокую технико-экономическую эффективность. По сравнению с традиционными фабричными технологиями KB характеризуется низкими капитальными вложениями и эксплуатационными затратами, меньшим эиерго- и водопотреблением, высокой производительностью труда. Несмотря на высокую эффективность процесса KB золота из руд большинства 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 непосредственном участии специалистов Иргиредмета промышленные установки KB на месторождении Васильевское (Казахстан) в 1991 г. и, впервые в России, на месторождении Майское (Хакасия) в 1994 г. На установке Васильковского ГОКа перерабатывают руды крупностью ~300 мм с содержанием золота 2 г/т, на Майском месторождении (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 эксплуатации установки KB на Майском месторождении было добыто более 1 т золота. В 1996 г. проведены опытно-промышленные испытания на рудах Куранахского 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 руде залежи «Комсомольская», в 1999-2000 гг. — на рудах Покровского и Бамского месторождений.[12] Для переработки методом KB в наибольшей степени пригодно сырье, обладающее достаточной пористостью и проницаемостью, обеспечивающими доступ цианидных растворов к поверхности благородных металлов и диффузию растворенных цианидных комплексов в продуктивные растворы. Цикл рудоподготовки может полностью исключать операцию дробления или предусматривать только ее, включать сочетание операций дробления и окомкования (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 благородного металла, сохранить при этом устойчивость штабеля руды и его проницаемость, 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 достигаются 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 гравитационно- флотационного обогащения в связи с крайне медленной фильтрацией растворов нерентабельна. Данная проблема может быть решена путем предварительного окомкования выщелачиваемого материала. Основная цель окомкования заключаемся 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 вариантом сокращается от 2 до 5 раз, а в некоторых случаях окомкование является обязательным, 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, отличающиеся организацией основных и вспомогательных работ, конструкцией гидротехнических сооружений и характером общеинженерных мероприятий. Первый предусматривает строительство долговременных площадок многоразового использования из твердых гидроизоляционных покрытий, способных выдерживать механическое давление складированного штабеля и погрузочно-разгрузочных механизмов и транспортных средств. Для проведения. KB по данному методу требуются: ограниченный по площади участок земли, предназначенный для формирования штабеля; участок, пригодный для строительства хвостохранилища; высокопрочное гидроизоляционное основание из бетона или асфальта; технологические емкости относительно небольшой вместимости. При выщелачивании производят двойную переработку рудной массы (загрузка, выгрузка), сам процесс выщелачивания непродолжителен. Второй вариант, который наиболее распространен, предусматривает сооружение гидроизоляционных покрытий одноразового использования из мягких материалов (полиэтиленовые или поливинилхлоридные пленки, листовая резина) в сочетании 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 руда остается на месте переработки. В этом случае отпадает необходимость сооружения и эксплуатации хвостохранилища. Затраты на создание гидроизоляционных покрытий должны быть минимальными. Третий вариант KB — отвальное выщелачивание, подготовка к которому заключается в укладке руды перед удерживающим сооружением, имеющим вид дамбы. Большая часть руды нижележащего слоя выщелачивается в период последующих 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. Метод можно использовать на участках с большим углом наклона, имеющих высокоплотное 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 сведено до минимума. Наиболее простым и наименее затратным яв­ляется метод формирования отвала с использованием автосамосвалов (для отсыпки нижнего слоя) и фронтальных погрузчиков для последующего наращивания штабеля. Минимальное уплотнение руды, обусловленное лишь ее собственным весом, обеспечивают методы с использованием отвалообразователей или экскаваторов- драглайнов. Эти методы применимы для всех категорий минерального сырья, бульдозерный способ формирования отвала, при котором доставляют руду на площадку автосамосвалами, а штабель формируют бульдозером, применим для прочной руды. Для окомкованной 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 растворов 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 Васильковского ГОКа и ТОО «Колорадо» (г. Учалы, Башкортостан). Более предпочтительным является способ сорбции на активированном угле, поскольку он характеризуется меньшими капитальными и эксплуатационными затратами, менее чувствителен к присутствующим в растворах цианидным комплексам меди и цинка, осложняющим процесс сорбции на АМ-2Б. Сорбцию на активированном угле применяют на большинстве зарубежных предприятий, а в России — в АК «Алданзолото» в Республике Саха (Якутия). Для маломасштабных предприятий и при соотношении концентрации серебра и золота в растворах более 10% целесообразно использовать цементацию благодаря быстрой фондоотдаче, низкой капиталоемкости и меньшим эксплуатационным затратам по сравнению с сорбцией. Способ используют на установках KB Майского, Покровского и Бамского месторождений, Сахсарской золоторудной зоны.[14] Промежуточной богатой продукцией при извлечении благородных металлов из продуктивных растворов KB являются золотосодержащие шламы кислотной обработки осадков цинкового осаждения, катодные осадки операции электролиза товарных щелочно-цианидных и тиомочевинных эллюатов, содержание металла в которых составляет в шламах 20-25 % и в катодных осадках — 70-80 %. Плавку после обжига золотосодержащих материалов осуществляют в тигельной 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, сооружения добывающих и перерабатывающих мощностей необходимо осуществлять мониторинг окружающей среды по двум основным направлениям: охрана воздушного бассейна и охрана поверхностных и грунтовых вод. Перед строительством промплощадки плодородный почвенно-растительный слой необходимо заскладировать в спецотвалы. После отработки рудного штабеля и его обезвреживании производят 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 технологии KB, разработают технологический регламент и проект, окажут помощь при его согласовании, подборе основного оборудования и осуществят руководство внедренческими работами. Внедрение KB - — один из действенных методов подъема золотодобычи в России в короткие сроки и с минимальными капитальными затратами.[14]

2. Специальная часть. Извлечение золота из хвостов

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 золотоизвлекательной фабрик, представляющие интерес как по объемам сырья, так и по содержанию в нем металлов (табл.1).
Таблица 1 – Основные характеристики проб лежалых хвостов Давендинской и Ключевской обогатительных фабрик
ПробыДата испытанийМесто отбораМасса, т.Массовая доля класса -0,0074 мм., %Плотность пульпы, % твердогоТехнологические особенности
Лежалые хвосты золотосодержащих руд Давендинской фабрики27.08.199780-120 м. от верхней части хвостохранилища2668,859Материал хорошо классифицируется, золото более чем на 70% находится в свободном виде и в сростках. Полученные концентраты пригодны для цианирования.
Лежалые хвосты молибденсодержащих руд Давендинской фабрики29.08.1997Глубина 2,5 м., начало хвостохранилища185958Хвосты наиболее крупные, достигается хорошая концентрация тяжелых частиц, в т.ч. свободного золота, в готовом продукте.
Лежалые хвосты золотосодержащих руд Ключевской фабрики30.08.1997Дамба из хвостов последних лет1679,759Хвосты легкопромывистые, более половины золота находится в сростках и покрыто окисными пленками.
Лежалые хвосты цианирования Ключевской фабрики31.08.1997Хвосты последних лет2290,157Материал труднопромывистый, золото тонковкрапленное в сульфидах, 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 крупность хвостов 60% класса -0,074 мм (табл.2).
Таблица 2 – Результаты ситовых анализов проб лежалых хвостов обогащения
Классы крупности, мм.Выход, %
Лежалые отвальные хвосты Давендинской обогатительной фабрикиЛежалые отходы Ключевской золотоизвлекательной фабрики (ЗИФ-1)
Молибденсодержащих рудЗолотосодержащих рудОтвальныеХвосты цианирования
0,07440,0731,2120,289,87
0,06329,611,7814,667,93
0,055,434,724,55,4
0,042,582,561,672,04
-0,0422,3249,7358,8974,76
Итого100100100100
Содержавшееся в переработанных рудах золото практически полностью перешло в отвальные хвосты, так как технологической схемой не предусматривалось его попутное извлечение. Получаемые на обогатительной фабрике молибденитовые концентраты направлялись для перечистки на Челябинскую доводочную флотационную фабрику. По геолого-технической оценке ЗабНИИ, мощность давендинских 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 молибденсодержащих руд были прекращены добычные и геолого-разведочные работы. Обогатительная фабрика была реконструирована на флотационно-гравитационную схему переработки золотосульфидных руд Александровского месторождения. По этой технологической схеме фабрика работала более десяти лет. Таким образом, нижние горизонты ле­жалых флотационных хвостов состоят из отходов, 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. Содержание 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 содер­жание золота в нижних горизонтах на 20-30% превышает этот показатель в верхних слоях.. 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 высоким содержанием золота в руде в первоначальный период отработки карьера и менее совершенной технологией обогащения на том этапе. Средняя крупность отвальных золотосодержащих песков около 80% класса -0,074 мм при содержа­нии золота в них 0,35-0,40 г/т (табл.3, 4).
Таблица 3 Результаты фазового анализа лежалых хвостов обогащения Давендинской и Ключевской фабрик
Формы золотаЛежалые хвосты Давендинской фабрикиЛежалые хвосты Ключевской фабрики
Молибденсодержащих рудЗолотосодержащих рудотвальныецианирования
содержаниесодержаниеСодержаниесодержание
г/т%г/т%г/т%г/т%
Свободное0,1941,300,1841,86----
В сростках0,1839,130,1227,910,1336,12--
Покрытое окисными пленками----0,1027,770,3348,52
В сульфидах--0,0716,280,0822,230,1826,47
В кварце0,0919,570,0613,950,0513,880,1725,01
Исходные хвосты0,461000,431000,361000,68100
Средняя крупность хвостов процесса цианирования на Ключевской золотоизвлекательной 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 тонкодисперсное, покрытое окисными пленками, сосредоточено преимущественно в сульфидах и кварце (табл.3, 4).
Таблица 4 Результаты опытно-промышленных испытаний лежалых хвостов обогащения и хвостов цианирования
ПродуктыДавендинская фабрика
Хвосты молибденсодержащих рудХвосты золотосодержащих руд
AuAgFeSSiO2Al2O3AuAgFeSSiO2Al2O3
г/т%г/т%г/т%г/т%
Выход готового концентрата 3%
Исходное питание0,470,45
Готовый концентрат7,849,789,620,97,452,71,27,1747,816,6----
Отвальные хвосты0,290,26
Выход готового концентрата 6%
Исходное питание0,470,45
Готовый концентрат4,6559,367,416,37,865,92,84,2656,812,1----
Отвальные хвосты0,250,23
Выход готового концентрата 9%
Исходное питание0,470,45
Готовый концентрат3,4966,836,39,18,268,13,73,1262,49,3----
Отвальные хвосты0,170,19
Ключевская фабрика
Отвальные хвостыХвосты цианирования
AuAgFeSSiO2Al2O3AuAgFeSSiO2Al2O3
г/т%г/т%г/т%г/т%
Выход готового концентрата 3%
Исходное питание0,350,69
Готовый концентрат5,143,719,214,713,050,72,28,3636,3514,613,912,254,12,0
Отвальные хвосты0,250,48
Выход готового концентрата 6%
Исходное питание0,350,69
Готовый концентрат2,949,717,315,413,652,52,64,8041,7411,314,913,255,42,3
Отвальные хвосты0,220,43
Выход готового концентрата 9%
Исходное питание0,350,69
Готовый концентрат2,154,05,515,814,154,72,93,4545,06,415,213,957,92,8
Отвальные хвосты0,180,39
Ранее в лабораторных условиях были проведены опыты по обогащению всех групп перечисленных отвальных продуктов с применением зарубежных и отечественных центробежных концентраторов. Степень концентрации золота в опытах достигала 80-100, но при извлечении не более 20-22%. С целью повышения извлечения было решено провести опытно-промышленные испытания на каскадах струйных желобов (рисунок), которые по принципу работы и показателям обогащения тонких песков приближаются к конусным сепараторам, получающим в настоящее 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 четыре желоба в каждом. С помощью гидроциклонов и конусов удалялось 15-18% тонких глинистых шламов, потери золота в которых не превышали 5-8%. На установке были получены черновые золотосодержащие концентраты при извлечении золота более 50%. При этом 90-95% пустой породы удаляется в виде бедных отвальных хвостов. В процессе предконцентрации (в данных условиях степень концентрации золота достигает 15-18) получены черновые концентраты с содержанием 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 золотосодержащих концентратов: гравитационная доводка на ШОУ (отсадка, концентрация на столах, центробежная концентрация), расположенной на территории Давендинской обогатительной фабрики. На этой установке из черновых концентратов можно получить продукты 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 экономический эффект за счет исключения расходов на перевозку бедных золотосодержащих концентратов на аффинажные заводы Урала. Схема цепи аппаратов для обогащения хвостов с применением струйных желобов (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 испытания по обогащению крупнотоннажных проб лежалых отвальных хвостов, различающихся гранулометрической характеристикой, содержанием и формой нахождения золота. В ходе испытаний осуществлена регулировка схемы и определена зависимость технологических показателей от выхода тяжелых фракций. В процессе опытно- промышленных испытаний на установке удалось выделить основную массу тяжелой фракции, осуществить предконцентрацию золота и сопутствующих тяжелых металлов, сократить объемы продуктов, подлежащих дальнейшей переработке, в 20-30 раз. Показана возможность эффективного улавливания в струйных желобах золота в тяжелую фракцию при извлечении его до 65-66%. В дальнейшем с целью повышения показателей предполагается вместо струйных желобов использовать конусные сепараторы. По оценке ведущих специалистов АО «Амазарзолото», полученные бедные черновые 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 Балейского месторождения. Ввиду незначительной глубины залегания рудного тела основная масса руды добывалась открытым способом в карьере. Богатые участки с более высоким содержанием золота отрабатывались подземным способом, но запасы таких руд примерно в полтора десятка раз меньше, чем руд, добываемых в карьере. Таким образом, в течение нескольких десятилетий на обогатительную фабрику подавалась относительно бедная руда из карьера и богатая золотосодержащая руда из шахты рудника в соотношении примерно 14:1. Такое соотношение диктовалось необходимостью 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 расходов 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 хвостов (илов), которые складировались в хвостохранилища (прудки) золотоизвлекательной фабрики № 1 (ЗИФ-1), и отходов новой, с более совершенной технологией фабрики, которые подавались в хвостохранилище ЗИФ-2. Многочисленными исследованиями вещественного состава золотосодержащих отвальных хвостов двух хвостохранилищ установлено, что содержание благородных и ценных редких металлов в них представляет промышленный интерес. Отвальные лежалые хвосты ЗИФ-1 в течение нескольких десятилетий, начиная с 1934 г., складировались в иловом прудке на правом берегу реки Унды вблизи города Балея. В то время на фабрике перерабатывались богатые руды преимущественно Балейского и в меньшей степени Тасеевского месторождений. Хвосты, сбрасываемые в иловый прудок, характеризовались относительно высокими концентрациями золота, и к ним периодически проявляли интерес, как к возможному объекту рудной золотодобычи. Оценка запасов илового прудка производилась в 1938 г. Опробование осуществлялось 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 приповерхностной части илов, по данным опробования, составляло 1,7 г/т. Позднее неоднократно 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 минералов и вторичными образованиями (табл.5).
Таблица 5 – Минеральный состав хвостов (илов) ЗИФ-1
Минералы и группы минераловОбъемная доля, %
Кварц, опал, халцедон52,0 – 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 частиц 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 классам 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 приводилось. 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 Тасеевской ЗИФ-2 нет. Однако некоторые отличия все же наблюдаются. Хвосты ЗИФ-1 в основной массе имеют бледно-желтый цвет, хвосты ЗИФ-2 — светло-серый. Содержание золота в отвалах хвостохранилища ЗИФ-2, установленное многочисленными опробованиями, на 25-30% ниже, чем в хвостохранилище ЗИФ-1. Это объясняется более совершенной технологией флотационного обогащения на построенной 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 коллективного сульфидного концентрата, который планировалось доводить до стадии готовой продукции на опытно-промышленной фабрике, расположенной на промплощадке 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 обслуживание, а главное, создает серьезные проблемы, связанные с обезвреживанием и складированием весьма токсичных флотационных отходов. Применение гравитационных методов для переработки хвостов и извлечения золота, несмотря на то, что материал является мелкозернистым (около 80% класса -0,074 мм), представляется более 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 залегают более крупные и богатые золотоносные пески. Производительность установки — 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 гидроциклонов поступает на винтовые шлюзы, тяжелая фракция — на отсадку, а легкая — в отвал. Пески гидроциклонов направляются на отсадку (МОД-3). Концентрат отсадки (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 содержание 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 крупности, 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 представительных усредненных проб отвальных хвостов (илов) для определения содержания 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 обнаружены: 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 превышающую плотность вмещающих пород, можно предположить, что перечисленные элементы будут аккумулироваться в золотосодержащих черновых гравитационных концентратах. Основные технологические показатели укрупненных испытаний по переработке отвальных хвостов ЗИФ-1 и ЗИФ-2 представлены в табл.10.

Таблица 10 - Результаты укрупненных испытаний по обогащению отвальных лежалых 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 возможность получения из отвальных хвостов ЗИФ-2 черновых коллективных концентратов 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 центробежных концентраторах, где разжижение исходного питания не должно превышать 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 также опытов, проведенных на хвостах ЗИФ-1 и ЗИФ-2, можно с. уверенностью констатировать, что извлечение благородных и редких металлов в этой операции составит 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 черновые концентраты редких металлов с извлечением от 25 до 35%.[10] На основе изучения вещественного состава лежалых хвостов золотоизвлекательных фабрик №1 и 2 АО «Балейзолото» даны рекомендации по эффективному извлечению из них золота гравитационными методами, как наиболее экономичными и экологически чистыми. Лабораторными, укрупненными и опытно-промышленными испытаниями показана возможность повышения извлечения золота по сравнению с обеспечиваемым 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 извлекать редкие металлы в коллективный концентрат без дополнительных затрат.

ЗАКЛЮЧЕНИЕ

В результате курсовой работы был сделан обзор последних разработок в области извлечения золота из хвостов обогащения, отвалов и забалансовых руд. Основная часть курсовой работы посвящена подробному изложению внедрению НИОКР на горно-обогатительных предприятиях: на ГОКе «Балейзолото» и Давендинской обогатительной и Ключевской золотоизвлекательной фабрик. В опытно-промышленных условиях в непрерывном цикле проведены испытания по обогащению крупнотоннажных проб лежалых отвальных хвостов, различающихся гранулометрической характеристикой, содержанием и формой нахождения золота. В ходе испытаний осуществлена регулировка схемы и определена зависимость технологических показателей от выхода тяжелых фракций. Показана возможность эффективного улавливания в струйных желобах золота в тяжелую фракцию 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 золотоизвлекательных фабрик №1 и 2 АО «Балейзолото» даны рекомендации по эффективному извлечению из них золота гравитационными методами, как наиболее экономичными и экологически чистыми. Лабораторными, укрупненными и опытно-промышленными испытаниями показана возможность повышения извлечения золота по сравнению с обеспечиваемым 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 извлекать редкие металлы в коллективный концентрат без дополнительных затрат.[10] Развитие НИОКР в области переработки техногенных месторождений позволит российским предприятиям повысить объемы выпускаемой продукции при одновременных 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 исследований 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 месторождений // Горный информационно-аналитический бюллетень МГГУ / МГГУ. — Вып. 4. — М.: 1995. 3. Гусев И. П., Гусева Е. И., Зайчик Л. И. Модель осаждения частиц из турбулентного газодисперсного потока в каналах с поглощающими стенками // Механика жидкости и газа. — 1992. — № 1. 4. Лопатин А. Г. Применение короткоконусных гидроциклонов в качестве высокопроизводительных гравитационных аппаратов для обогащения золотосодержащих руд и песков // Цветная металлургия. — 1997. — № 21. 5. Ткачук Д. М. Обобщенный случай функционирования противоточного каскада гидроциклонов // Химическая промышленность. — 1997. — № 5. 6. Черных С. И. Колонная флотация. — М.: Недра, 1995. 7. Промышленные испытания модульной передвижной обогатительной фабрики для комплексного извлечения золота из отвальных продуктов Полярнинского ГОКа / В. В. Кармазин, С. А. Кравцов, Р. И. Исаков и др. // Горный информационно- 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 хвостов флотации// Обогащение руд, 1999. - № 1-2. 11. Уздебаева Л.К., Колтунова Л.Н. и др. Лежалые хвосты обогащения - дополнительный 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 техногенных 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.