Содержание к диссертации
Введение
1 Анализ современных проблем извлечения золота из упорных золотомышьяковых и углеродсодержащих руд 12
1.1 Тенденции переработки упорных золотосодержащих руд на современном этапе 12
1.2 Подготовительные методы обработки упорных золотомышьяковых руд и концентратов перед цианированием 13
1.2.1 Термохимическое вскрытие золотосодержащих сульфидов 24
1.3 Методы обработки упорных руд и концентратов, содержащих природное углистое вещество 28
1.3.1 Флотационные способы выделения упорной части руды 34
1.3.2 Совместное применение собирателей при флотации золотосодержащих РУД 36
1.4 Выводы : 39
2 Методы и объекты исследований 43
2.1 Алгоритм и методы исследования 43
2.2 Изучение факторов упорности руд методами рационального анализа 53
2.3 Объекты исследования
2.3.1 Вещественный состав золотомышьяковых руд Учаминского месторождения 58
2.3.2 Вещественный состав бедной золотосодержащей руды Дурминского месторождения 65
2.4 Выводы 73
3 Теоретические и экспериментальные исследования способов подготовки упорных золотомышьяковых концентратов к процессу цианирования з
3.1 Предварительное концентрирование золота и золотосодержащих сульфидов гравитационными и флотационными методами 75
3.2 Термодинамическое исследование возможных реакций при окислительно-сульфидирующем обжиге пирит-арсенопиритовых концентратов 80
3.3 Экспериментальные исследования условий и параметров процесса ступенчатого окислительно-сульфидирующего и окислительного обжига 84
3.4 Определение рациональных параметров процесса щелочного выщелачивания в присутствии окислителя для вскрытия арсенатов железа (II) и (Ш)в продуктах обжига 89
3.5 Разработка комбинированной схемы переработки первичных и частично окисленных золотомышьяковых руд Учаминского месторождения 94
3.6 Выводы 94
ГЛАВА 4 Разработка технологической схемы извлечения золота из бедной упорной руды, обладающей сорбционной активностью на основе комбинирования методов обогащения 97
4.1 Количественное определение сорбционной активности руды Дурминского месторождения по отношению к золотоцианистому комплексу 101
4.1.1 Исследование зависимости извлечения золота от степени измельчения материала 98
4.1.2 Исследование кинетических зависимостей извлечения золота в процессе цианирования 100
4.2 Экспериментальное изучение флотационного концентрирования углистого вещества и золотосодержащих сульфидов 102
4.2.1 Исследование коллективной золотосульфидной флотации 103
4.2.2 Исследование последовательной флотация углистого вещества
и золотосодержащих сульфидов 105
4.2.3 Изучение сочетаний сульфгидрильных собирателей для интенсификации
золотосульфидной флотации 110 4.3 Разработка комбинированной схемы для извлечения золота из бедной упорной руды Дурминского месторождения 116
4.4 Выводы 117
5 Технико-экономическая оценка предлагаемых технологических схем и экологические аспекты вывода мышьяка 120
5.1 Расчет технико-экономических показателей переработки руд Учаминского месторождения по разработанной комбинированной схеме 121
5.2 Расчет технико-экономических показателей переработки руды Дурминского месторождения по разработанной комбинированной схеме 142
5.3 Экологические аспекты вывода мышьяка 157
5.4 Выводы 159
Заключение 160
Список литературы
- Термохимическое вскрытие золотосодержащих сульфидов
- Вещественный состав золотомышьяковых руд Учаминского месторождения
- Экспериментальные исследования условий и параметров процесса ступенчатого окислительно-сульфидирующего и окислительного обжига
- Исследование кинетических зависимостей извлечения золота в процессе цианирования
Введение к работе
Актуальность работы. Хабаровский край является одним из ведущих регионов России по добыче благородных металлов. Однако рост производства сопровождается постепенным истощением запасов богатых и легкообогатимых руд, что требует вовлечения в переработку сложных по составу, упорных руд низкого качества. В настоящее время геологоразведочные работы в крае направлены на доизучение, доразведку и переоценку запасов и ресурсов на перспективных объектах упорных золотосодержащих руд, в составе которых присутствует значительное количество мышьяка и природное углистое вещество. Мышьяк осложняет процессы извлечения золота, ухудшает качество продукции, создает опасность загрязнения окружающей среды. Присутствующее углистое вещество проявляет сорбционную активность к золотопианистому комплексу, а также может изолировать часть золота, делая его недоступным для цианистых растворов, снижая извлечение. Эти факторы являются сдерживающими для промышленного освоения таких объектов. Поэтому разработка рациональных экологически безопасных технологических схем извлечения благородных металлов из упорного сырья является актуальной задачей.
В Российской Федерации ведущими научными центрами (ИПКОН РАН, Ирги-редмет, ЦНИГРИ, ВНИИИХТ, МИСиС, ИГД СО РАН, Гинцветмет, ЗабГУ и др.) проведен большой объем исследований по переработке упорных руд практически всех известных технологических разновидностей и накоплен опыт по внедрению эффективных технологий извлечения благородных металлов на горнодобывающих предприятиях. Большой вклад в исследование теоретических основ процессов переработки минерального сырья внесли ученые И.Н. Плаксин, И.Н. Масленипкий, Л.В. Чугаев, В.Г. Агеенков, Б.Н. Ласкорин, В.А. Чантурия, Г.В. Седельникова, В.И. Вигдергауз, И.В. Шадрунова, Т.Н. Матвеева, А.С. Черняк, И.К. Скобеев, В.В. Лодейщиков, Г.И. Войлошников, М.А. Меретуков, СМ. Исабаев, В.А. Луганов, В.П. Мязин и др.
Для переработки упорных сульфидных золотомышьяковых руд предложены технологии, базирующиеся на использовании комбинированных схем, сочетающих гравитационно-флотационное обогащение с различными методами металлургического передела упорных концентратов. Существующие способы подготовки мышьяксо-держащих концентратов к цианированию с использованием окислительного обжига не в полной мере соответствуют современным требованиям по охране окружающей среды, в связи с образованием высокотоксичного триоксида мышьяка, большого пы-левыноса, нестабильностью мышьяксодержащих отвалов. Весьма перспективным для вскрытия золота и удаления мышьяка из концентратов в сульфидной форме является метод окислительно-сульфидирующего обжига, который отвечает требованиям экологии и безопасности технологического процесса. Малотоксичный сульфид мышьяка можно получить в компактном виде, он обладает низкой растворимостью в воде, отличается длительностью хранения.
Для извлечения золота из упорных руд, содержащих углистое вещество, применяются различные методы, способствующие нейтрализации его сорбционной активности. Однако при пассивировании свободного углерода ПАВ или хлором происходит частичное блокирование поверхности золота и деактивация активированных углей, что приводит к снижению извлечения золота при цианировании. При сорбци-онном выщелачивании углеродсодержащих руд показатели процесса существенно зависят от соотношения между содержаниями золота и серебра в руде. Перспективными для переработки бедных упорных руд с повышенной сорбционной активностью
представляются комбинированные схемы с применением флотации для выделения упорной части руды, обжига для нейтрализации углистого вещества и цианирования.
В диссертационной работе обобщены результаты исследований, проведенных автором в соответствии с госбюджетными темами Института горного дела ДВО РАН: в 2006-2008 гг. «Создание научных основ новых методов и технологий обогащения полезных ископаемых» (ГР № 01.2.006 13510); в 2009-2011гг. «Научное обоснование новых эффективных методов, технологий и технических средств переработки комплексного труднообогатимого минерального сырья и извлечения ценных компонентов, включая тонкие, мелкие и наноклассы» (ГР № 01200953153); в рамках инновационного проекта № 14-ИН-09 ДВО РАН «Разработка технологии и оборудования для переработки техногенных золотосодержащих продуктов»; проекта Отделения наук о Земле № 09-I-08-OH3 «Научное обоснование эффективных методов обогащения труднообогатимого минерального сырья», при поддержке РФФИ - проект № 13-05-00422 «Разработка технологии извлечения золота из труднообогатимого сырья с использованием физико-химических воздействий».
Цель работы - научное обоснование, разработка и апробация комбинированных методов обогащения упорных золотомышьяковых и бедных золотосодержащих руд с природным углистым веществом для повышения извлечения золота и снижения экологической нагрузки.
Для достижения поставленной цели решались следующие задачи:
изучение особенностей вещественного состава упорных золотомышьяковых и бедных золотосодержащих руд и концентратов;
теоретическое обоснование способов подготовки упорных концентратов к процессу цианирования;
экспериментальное изучение влияния параметров окислительно-сульфидирующего и окислительного обжига на показатели извлечения мышьяка в виде малотоксичного сульфида и получение огарка для цианирования;
исследование процесса щелочного выщелачивания в присутствии окислителя для вскрытия золота, связанного с арсенатами железа;
изучение возможности флотационного выделения в концентрат наиболее упорной части из углеродсодержащей руды для последующей металлургической переработки концентрата;
технико-экономическая оценка разработанных технологических схем извлечения золота из упорных золотомышьяковых и бедных золотосодержащих руд.
Идея работы заключается в том, что повышение эффективности извлечения золота из труднообогатимых руд достигается комбинацией методов обогащения на основе флотации, предварительного термохимического вскрытия упорных концентратов и гидрометаллургии.
Объект исследования - труднообогатимые золотомышьяковые руды Учамин-ского месторождения и бедные золотосодержащие руды Дурминского месторождения Хабаровского края.
Предмет исследования - физические, физико-химические, химические процессы переработки упорных золотосодержащих руд.
Методы исследований. Теоретические исследования протекания возможных химических реакций при обжиге и выщелачивании пирит-арсенопиритовых концентратов; петрографический, минераграфический, минералогический анализы с использованием оптической и электронной микроскопии; пробирный, химический, спектро-химический и эмиссионный спектральный анализ; рентгенофлуоресцентный анализ;
масс-спектрометрический и атомно-эмиссионный с ионизацией в индуктивно связанной плазме и атомно-абсорбционный методы; рентгенофазовый анализы; метод высокотемпературного каталитического окисления и ИК-детектирования и абсорбционно-весовой метод определения органического углерода; лабораторные испытания с использованием гравитационных, флотационных, металлургических методов; методы математической статистики.
Научные положения, выносимые на защиту:
-
Повышение эффективности извлечения золота из упорных золотомышьяко-вых руд достигается комбинированием гравитационно-флотационного обогащения, ступенчатого обжига концентрата для выделения мышьяка в малотоксичной сульфидной форме и пассивирования пирротина, щелочного выщелачивания в присутствии пероксида водорода и цианирования.
-
Извлечение золота из упорной бедной руды, обладающей сорбционной активностью, достигается реализацией последовательной флотации углистого вещества и золотосодержащих сульфидов с использованием сочетания бутилового и изоамилового ксантогенатов, обжига концентрата для нейтрализации сорбционноактивного углистого вещества и вскрытия золотосодержащих сульфидов с последующим цианированием.
Научная новизна работы:
- научно обоснован ступенчатый (окислительно-сульфидирующий и окисли
тельный) обжиг упорных пирит-арсенопиритовых концентратов с целью перевода
мышьяка в малотоксичную сульфидную форму и пассивирования пирротина как ак
тивного цианисида и химического депрессора золота;
экспериментально подтверждена эффективность предварительного щелочного выщелачивания продуктов обжига, содержащих арсенаты железа (II) и (III) в присутствии пероксида водорода в качестве окислителя для повышения извлечения золота цианированием и снижения содержания мышьяка в отходах.
предложен способ управления режимными параметрами процесса извлечения золота из упорной бедной руды, обладающей сорбционной активностью на основе комбинирования последовательной флотации углистого вещества и золотосодержащих сульфидов с использованием сочетания бутилового и изоамилового ксантогенатов, обжига и цианирования (Пат. 2339454, 2452584 Российская Федерация)
Практическая значимость работы:
-
Для эффективной переработки упорных первичных и частично окисленных золотомышьяковых руд разработана комбинированная гравитационно-флотационная схема с последующим ступенчатым обжигом флотоконцентратов, щелочным выщелачиванием в присутствии окислителя и раздельным цианированием огарков и хвостов флотации, обеспечивающая извлечение золота на уровне 84,3 и 93,5 % и выделение 92,1 и 95,6 % мышьяка в виде малотоксичного тетрасульфида, соответственно, из первичных и частично окисленных руд.
-
Для переработки бедной упорной золотосодержащей руды, обладающей сорбционной активностью предложена комбинированная схема, включающая последовательную флотацию углистого вещества и золотосодержащих сульфидов, обжиг для нейтрализации активности углистого вещества и вскрытия сульфидов и последующее цианирование.
-
Обоснован эффективный реагентный режим флотации золота и золотосодержащих сульфидов, базирующийся на использовании сочетания собирателей, имеющих одинаковые солидофильные группы, но различную длину и структуру углеводородных радикалов. Установлено, что оптимальное сочетание бутилового и изо-
амилового ксантогенатов в соотношении 4:1 позволяет увеличить извлечение золота в пенный продукт при одновременном снижении расхода реагентов.
Достоверность полученных результатов обеспечена применением комплекса взаимодополняющих физико-химических методов исследования, аттестованных измерительных приборов и апробированных методик, представительностью исследуемых проб, большим объемом экспериментальных данных, соблюдением принципов комплексного подхода при анализе результатов, применением статистических методов обработки данных эксперимента.
Реализация результатов работы. Результаты работы использовались при составлении технико-экономических обоснований разведочных кондиций для подсчета запасов на золоторудных месторождениях Учаминском и Дурминском. Научные и практические результаты работы используются в учебном процессе при чтении лекций и проведении лабораторных работ по дисциплине «Обогащение полезных ископаемых» при подготовке студентов по специальности 130400.65 «Горное дело» (специализация «Открытые горные работы») в ФГБОУ ВПО «Тихоокеанский государственный университет» и при подготовке студентов по специальности 130400.65 «Горное дело» (специализация «Обогащение полезных ископаемых») по дисциплинам: «Технология обогащения полезных ископаемых» и «Флотационные методы обогащения полезных ископаемых» ФГБОУ ВПО «Забайкальский государственный университет».
Личное участие автора заключается в постановке задач, разработке методик, проведении исследований, обработке и анализе результатов.
Апробация работы. Основные положения и результаты исследований, приведенные в диссертационной работе, докладывались на Международных совещаниях «Плаксинские чтения»: 2009 (г. Новосибирск); 2010 (г. Казань); 2011 (г. Екатеринбург); 2012 (г. Петрозаводск); 2013 (г. Томск); на Конгрессах обогатителей стран СНГ 2007, 2009, 2011, 2013 (г. Москва); на Международных научно-технических конференциях в 2010 (г. Красноярск), в 2012 (г. Екатеринбург); на конференциях с участием иностранных ученых в 2010 (г. Новосибирск), в 2007, 2009, 2011, 2012, 2013 (г. Хабаровск); на годичном собрании Российского минералогического общества и Федоровской сессии в 2012 (г. Санкт-Петербург). Работа докладывалась на расширенных научных семинарах в Забайкальском государственном университете и в Институте горного дела ДВО РАН.
Публикации. Общее число публикаций по теме диссертации 23, в том числе в рецензируемых изданиях, рекомендованных ВАК Минобрнауки России - 7; получено 2 патента РФ на изобретения.
Структура и объем работы. Диссертация изложена на 176 страницах, содержит 45 рисунков и 48 таблиц. Работа состоит из введения, литературного обзора (раздел 1), описания методов исследований, изложения полученных результатов и их анализ (разделы 2-5), выводов, списка литературы из 160 наименований, приложений.
Автор считает своим долгом выразить признательность и благодарность научному руководителю д-ру техн. наук, проф. Т.Н. Александровой за помощь и поддержку; д-ру техн. наук, проф. И.Ю. Рассказову - за помощь в организации и подготовке диссертационной работы; д-ру техн. наук проф. Г.В. Секисову и д-ру техн. наук, проф. B.C. Литвинцеву - за методическую помощь в процессе выполнения работы; выразить благодарность и искреннюю признательность сотрудникам лаборатории процессов извлечения полезных компонентов из руд и россыпей ИГД ДВО РАН и со-
трудникам кафедры обогащения полезных ископаемых и вторичного сырья ЗабГУ за оказанную помощь в проведении экспериментальных и аналитических работ.
Термохимическое вскрытие золотосодержащих сульфидов
В большинстве руд золотосодержащих месторождений основным носителем мышьяка является арсенопирит. В связи с тонкой вкрапленностью золота в арсено-пирите и пирите высокого извлечения его цианированием достичь не удается, поэтому такие руды относятся к категории упорных и требуют специальной переработки [2]. По мнению экспертов, доля технологически упорных сульфидных и углисто-сульфидных золотых руд с пирит-арсенопиритовой минерализацией оценена величиной 30-40 % от общих мировых запасов золота в недрах [6]. Примерами таких месторождений в Дальневосточном регионе являются Майское, Нежданинское, Наталкинское, Албазинское, Учаминское, Лебединое, Куранахское, Маломырское, Кючус, Ледяное, Колчеданный Утес, Березитовое, Кировское, Золотая Гора, Верх-немынское, Придорожное, Жильное, Буровое, Ягодное, Ионинское, Хаканджин-ское и др.
В Российской Федерации ведущими научными центрами ИПКОН РАН, Ирги ден большой объем исследований по переработке упорных руд практически всех известных технологических разновидностей и накоплен опыт по внедрению эффективных технологий извлечения благородных металлов из руд на горнодобывающих предприятиях. Большой вклад в исследование теоретических основ процессов переработки минерального сырья внесли ученые И.Н. Плаксин, И.Н. Мае леницкий, Л.В. Чугаев, В.Г. Агеенков, Б.Н. Ласкорин, В.А. Чантурия, Г.В. Се-дельникова, В.И. Вигдергауз, И.В. Шадрунова, Т.Н. Матвеева, А.С. Черняк, И.К. Скобеев, В.В. Лодейщиков, Г.И. Войлошников, М.А. Меретуков, СМ. Исабаев, В.А. Луганов, В.П. Мязин, А.В. Фатьянов и др.
Для переработки упорных золотомышьяковых руд предложены технологии, базирующиеся на использовании комбинированных схем, сочетающих гравитационное и флотационное обогащение с получением сульфидных золото-мышьяксодержащих концентратов пиро- или гидрометаллургические процессы для извлечения золота. Такие концентраты характеризуются тонкой вкрапленностью золота в пирите и арсенопирите, также относятся к категории упорных, и извлечение золота цианированием может осуществляться только после деструкции и окисления сульфидных минералов-носителей.
В настоящее время в отечественной практике большую часть золотомышьяковых концентратов направляют для переработки на медеплавильные заводы. Такой способ считается наиболее простым, дает достаточно высокое извлечение золота 96-97 % и не требует затрат на предварительное удаление мышьяка. Содержание мышьяка в концентратах не должно превышать 2 %, однако на практике наблюдается переработка концентратов и с более высоким содержанием мышьяка. В связи с этим накопление мышьяка происходит в технологических процессах, что оказывает негативное влияние на окружающую среду, и вызывает необходимость захоронения мышьяковистых отходов. Поэтому для таких концентратов требуется предварительное удаление мышьяка до кондиционного содержания как при переработке их на медеплавильных заводах, так и в случае извлечения золота цианированием [7, 8].
Для раскрытия тонковкрапленных минеральных комплексов и последующего цианирования могут использоваться следующие методы: физические (тонкое и сверхтонкое измельчение); гидрометаллургические: автоклавное окислительное выщелачивание (нитрокс-процесс, арсено-процесс, Шерритт-Гордон-процесс, Ар-тек-Кэшмен-процесс); бактериальное выщелачивание; пирометаллургические: окислительный обжиг, хлорирующий обжиг, хлоридовозгонка, термическое ва куумирование, окислительно-сульфидирующий обжиг; комбинированные: меха-нохимическое воздействие, электрохимическое воздействие, фотоэлектрохимическое воздействие; нетрадиционных энергетических воздействий: упругих колебаний звукового и ультразвукового диапазона, электроимпульсная обработка, поток ускоренных электронов, СВЧ-обработка, магнитно-импульсная обработка, мощные наносекундные электромагнитные импульсы (МЭМИ) [9]. Наиболее проработанными и освоенными в промышленных масштабах являются варианты, основанные на предварительном вскрытии золотосодержащих сульфидов путем тонкого и сверхтонкого измельчения, окислительного обжига, автоклавного окисления и бактериально-химического выщелачивания с последующим цианированием получаемых продуктов [6]. В отечественной золотодобывающей отрасли промышленности практически не применяют современные технологии сверхтонкого измельчения. В зарубежной практике применяются следующие типы аттриторных мельниц - вертикальные низкоскоростные: Vertimill, Sala, Metprotech (ЮАР) и горизонтальные высокоскоростные: IsaMill - на предприятиях Femiston (Австралия), Кумтор (Киргизия) [104], и Desqwik (Васильковский ГОК, Казахстан) [10]. Истиратели SMD и шаровые мельницы Vertimill оригинальной конструкции эксплуатируют на руднике Pogo Gold Mine (Аляска) флотационный концентрат измельчают до - 10 мкм перед его ОР-цианированием. На предприятии Cowal Gold Mine «Barrick» (Австралия) флотационный концентрат перед CIL-цианированием доизмельчают до 80 % класса -15 мкм в две стадии: в шаровой мельнице Metso Vertimill, и - в двух импеллерных мельницах SMD, производительность узла до-измельчения составляет 90 т/ч [11]. Тонкое трехстадиальное измельчение до крупности 80 % класса -22 мкм применяется на предприятии Sage Gold Inc. компании «Santa Fe» в Неваде [12]. Однако тонкое и сверхтонкое измельчение сульфидных руд и концентратов не всегда обеспечивает требуемый уровень вскрытия ультрадисперсного золота и осложняется химической активацией тонко измельченных сульфидных минералов.
Вещественный состав золотомышьяковых руд Учаминского месторождения
Методика проведения щелочной обработки продуктов обжига, содержащих окисленные формы мышьяка
Для вскрытия золота, связанного с арсенатами железа (III) и (II) - FeAs04, Fe4As20n, Fe3(As04)2, огарки подвергали щелочному выщелачиванию. Опыты проводились в водном растворе NaOH (8,28 %-ный раствор) в присутствии экологически безопасного окислителя пероксида водорода (Н202- 3 %-ный раствор) и в его отсутствии. Огарки (навеска 50 г) помещали в горячий щелочной раствор при отношении Т:Ж = 1:6. Щелочная обработка проводилась в интервале температур 86-90 С в течение 4 часов. Контроль процесса вели по показателям рН раствора. Через каждые 20 минут процесса отбиралась проба для определения показаний. При частичном испарении жидкой фазы, добавлялся эквивалентный объем щело 53 чи. Так поступали до тех пор, пока значения рН не становились постоянными. По истечении 4 часов пульпу фильтровали для отделения твердого от жидкого. Замеряли объём фильтрата и отбирали пробу на анализ мышьяка. Кек выщелачивания промывали на фильтре от NaOH и подвергали цианированию с применением извести (СаО - 0,02 %) в качестве защитной щелочи. В фильтрат извлекается большая часть мышьяка, который не является готовым продуктом. Для осаждения мышьяка из раствора также использовали известь. Реакция взаимодействия арсе-ната натрия с гидроксидом кальция сопровождается регенерацией едкой щелочи, затраченной на выщелачивание огарков. Образующийся арсенат кальция Са3(А504)2 может направляться на сульфидирующий обжиг.
Обработка экспериментальных данных проводилась методами математической статистики. Для определения действительных значений измеряемых величин была проведена интервальная оценка с помощью доверительной вероятности [74]. Пример расчета доверительного интервала значений извлечения мышьяка приводится в Приложении А.
Аппроксимация экспериментальных данных и получение теоретических кривых производилась с использованием пакета прикладных программ MathCad 8.0 Plus.
При исследовании поведения золота в процессе цианирования российскими и зарубежными исследователями было установлено, что полнота его извлечения зависит от целого ряда факторов [2, 7, 10, 113, 116, 128] основными из которых являются: -тонкая вкрапленность золота в плотных и нерастворимых в NaCN сульфидных минералах (пирит, арсенопирит, халькопирит), оксидах и арсенатах железа (лимонит, скородит), в кварце, изолирующих частицы золота от контакта с цианистыми растворами; -присутствие минералов примесей (меди, железа, сурьмы, мышьяка, цинка, свинца), активно поглощающих цианид и кислород из раствора, что приводит к замедлению, а в ряде случаев и полному прекращению процесса растворения золота; -присутствие в рудах рассеянного углистого вещества, которое может блоки 54 ровать часть золота, делая его недоступным для выщелачивающего раствора, а также проявлять сорбционную активность [10], вызывая преждевременное осаждение золота на углистой составляющей руды, снижая извлечение золота. Показателем упорности руды является коэффициент извлечения золота в растворы на стадии выщелачивания руды К". Руды, для которых коэффициент извлечения золота К 0,9 и содержание золота Аи 0,5 г/т в твердой фазе хвостов цианирования относятся к категории легкоцианируемых. Если руда не удовлетворяет указанным требованиям, она может быть отнесена к категории технологически упорных. К =1-[(Кф+Кх+Ке)] = 1-Ф, где Кф - коэффициент физической депрессии золота в цианистом процессе; Кх - коэффициент химической депрессии золота в цианистом процессе; Кс - коэффициент сорбционной активности руды по отношению к цианистым комплексам золота; Ф - фактор упорности. Величины, входящие в выражение (2.3) устанавливаются экспериментально в результате выполнения рационального анализа. Коэффициенты Кч и Кс могут изменяться в зависимости от условий цианирования (продолжительность процесса, концентрация растворителя, Т:Ж, ионный состав жидкой фазы пульпы и т.д.). Это создает возможности уменьшения величины химической депрессии золота и сорбционной активности руды путем подбора оптимальных условий цианирования или применения специальных методов подготовки материала к выщелачиванию. Профессором В.В. Лодейщиковым [2] предложена технологическая классификация золотосодержащих руд, основанная на признаках технологической упорности (рисунок 2.4). При этом автор отмечает, что любая система технологической типизации руд может представлять практический интерес только в том случае, если она дополнена конкретными методическими указаниями.
Экспериментальные исследования условий и параметров процесса ступенчатого окислительно-сульфидирующего и окислительного обжига
Известно, что при флотации наибольшие трудности вызывает извлечение крупного золота (более 0,2 мм) [82]. Согласно данным минералогического и рационального анализа часть золота находится в виде свободных зерен (9,16 и 34,64 %, соответственно), причем 20-25 % свободного золота пробы 2 представлено частицами крупностью -0,5+0,2 мм (Приложение В).
Поэтому для концентрирования крупного свободного золота применялись методы гравитационного обогащения, реализация которых осуществлялась по схеме отсадки с доводкой продуктов на концентрационном столе. На основании полученных результатов, содержание золота в "золотой головке" первичной руды составило 76,86 г/т, в частично окисленной - 1088,02 г/т, при извлечении 6,13 и 22,47 %. Хвосты гравитационного обогащения направлялись на флотацию после доизмельчения материала до крупности 0,15 мм (60 % класса 0,071 мм).
Золотосодержащие сульфиды (пирит, арсенопирит, халькопирит) в естественном состоянии обладают относительно высокой флотационной активностью. Для коллективной флотации сульфидов применяли ксантогенат бутиловый, который эффективно флотирует сульфидные минералы, расход его составил 150 г/т, реко 76 мендовалась дробная подача собирателя. Для активации арсенопирита подавали медный купорос в измельчение, в количестве 100 г/т. В качестве вспенивателя использовали реагент Т-80 -80 г/т. Содержание твердого в пульпе составило 30 %.
Установлено, что флотацию первичных руд предпочтительно проводить в нейтральной среде. Для активации сульфидов, поверхность которых затронута процессами окисления, проводилась предварительная агитация в сернокислой среде при рН=2. Процесс флотации осуществлялся при повышенных расходах ксантогената -до 200 г/т и увеличении продолжительности флотации. В качестве вспенивателя использован Т-80 при концентрации 80 г/т, медный купорос - 100 г/т. Представленные в таблице 3.1 результаты исследования по гравитационно-флотационной схеме показывают, что извлечение золота во флотационный концентрат из первичной руды составило 78,09 % в т.ч. 4 % свободного золота, выделенного минералогически.
Извлечение золота во флотоконцентрат из частично окисленной руды составило 57,47 %. По данным атомно-абсорбционного анализа содержание золота в полученных флотационных концентратах составляет 20,27 и 33,23 г/т, соответствен 77 но. Общее извлечение золота по гравитационно-флотационной схеме из пробы 1 составило 84,22 %, из пробы 2 - 79,94 %. Остаточное содержание золота в хвостах флотации проб 1, 2 составляет 0,59 и 2,2 г/т, соответственно.
В результате минералогического анализа флотационных хвостов выявлено присутствие в их составе сложных сростков (арсенопирита с кварцем, лимонитом, халькопиритом, сфалеритом, с галенитом в церусситовой «рубашке»), не раскрытых при данной крупности измельчения; наличием корочек скородита на поверхности арсенопирита, налетов и покрытий гидроокислов железа на поверхности частиц золота. Поэтому для повышения извлечения и снижения потерь золота с хвостами, становится очевидной необходимость проведения дополнительного цианирования флотационных хвостов после их доизмельчения. Эксперименты по цианированию осуществлялись в соответствии с методикой проведения агитационного цианирования в бутылочковом перемешивателе. В результате цианирования хвостов флотации пробы 1 и 2 (крупностью 95 % класса - 0,071 мм), содержание золота в ке-ках снижается до 0,49 и 0,55 г/т, дополнительное извлечение золота составляет 2,68 % и 15,04 %, соответственно (таблица 3.2).
Исследование кинетических зависимостей извлечения золота в процессе цианирования
Выполненные технико-экономические расчеты базируются на технических решениях, принятых при разработке технологической схемы. Для выполнения расчетов использовались данные действующих обогатительных фабрик-аналогов, размещенных на Дальнем Востоке.
Основными расчетными показателями являются капитальные (инвестиционные) затраты и эксплуатационные затраты (себестоимость продукции). Капитальные затраты на технику и оборудование рассчитаны на основании прейскурантов цен российских и зарубежных фирм-производителей обогатительного оборудования. Удельные капитальные вложения на здания и сооружения взяты из сметной стоимости технических проектов аналогичных предприятий при необходимости с учетом индексации удорожания.
Основным показателем, определяющим экономическую деятельность обогатительной фабрики является себестоимость переработки 1 т исходной руды или себестоимость 1т товарного концентрата. Расчет общефабричной себестоимости выполняется на основании расходов на обогащение по отдельным статьям затрат, включающим исходное сырье и основные материалы, вспомогательные материалы, топливо и энергию на технологические цели, отчисления на социальные страхование, содержание и эксплуатацию зданий, оборудования, цеховые, общефабричные и прочие расходы.
Цена на товарную продукцию (золото) определялась текущими ценами на 2013 год и составила 1260 руб/г. Состав оборудования, типоразмеры и его производительность выбраны с учетом данных действующих обогатительных фабрик-аналогов.
Расчет технико-экономических показателей работы проектируемой фабрики по комбинированной схеме переработки руды Учаминского месторождения
Переработка руды на фабрике осуществляется по комбинированной схеме включающей дробление руды, измельчение, гравитационное обогащение, флотацию, ступенчатый - сульфидирующий и окислительный обжиг концентрата, выщелачивание огарка в щелочной среде в присутствии Н202, цианирование кеков выщелачивания и хвостов флотации. Реализация технологической схемы обеспечивает извлечение золота 93 %. Производительность проектируемой обогатительной фабрики составляет 300 тыс. т по исходной руде в год.
Организация работ и режим работы фабрики. Режим работы фабрики непрерывный - 24 часа в 3 смены. Рабочий фонд времени вычисляется по формуле: Траб. = Ткал- Трем., (5-1) где Траб. - рабочий фонд времени (330 дн.); Ткал. — календарный фонд времени (365 дн.); Трем. - время на ремонтное обслуживание (35дн.). Таблица 5.1 - Плановый баланс рабочего времени № Наименование Дни 1 Календарный фонд времени 365 2 Число выходных и нерабочих дней по графику 93 3 Номинальный фонд рабочего времени (1-2) 272 4 Невыходы на работу, 4 % от 2 3 5 Эффективный фонд рабочего времени (3-4) 269 Производственная мощность и производственная программа.
Производственная мощность - это максимально возможный в конкретных условиях технически и экономически обоснованный выпуск продукции необходимого качества при минимальных затратах производства и наиболее эффективном использовании оборудования.
Производственная мощность (Мс) обогатительного производства определяется по сырью следующим образом: Мс = А (Ткаленд. - Трем.) Nc, (5-2) где Мс - производственная мощность обогатительной фабрики, т/год; А - число мельниц; Nc - производительность одной мельницы и тогда Мс=\ -(365-35)-1003,2 = 331056 т/год. Показателями использования производственной мощности являются: - коэффициент экстенсивности (Кэ) Кэ = Траб. / Ткаленд. (5"3) - коэффициент интенсивности нагрузки (Ки) Ки = 0фаб/Ис, (5 4) где (2фаб - запланированная производительность фабрики, т/сут - интегральный коэффициент нагрузки на оборудование (Кин): Кин.=Кэ-Ки (5.5) где Кэ = 330 : 365 = 0,9; Ки = 909: 1003,2 = 0,9; Кин. =0,9-0,9 = 0,81. Производственная программа по сырью (ППс) и по концентрату (ППк) или план производства обогатительной фабрики - это задание на получение продуктов обогащения соответствующего качества. Производственная программа по сырью: ППс = Мс-Кин, (5.6) где ППс = 331056 0,81 = 268155,36 т/год Производственная мощность по концентрату определяется: Мк = Мс- у/100, (5.7) где у - выход концентрата, % (лигатурное золото); 123 Aftc=331056 -0,000856/100=2,83 т/год. Производственная программа по концентрату определяется: ППк=Мк-Кин (5.8) где ППк = 2,83-0,81 = 2,295409 т/год. Товарная продукция по ценам на предприятии: ТП = ППк-Цк, (5.9) где Цк - цена 1 г Аи = 1260 р.; 777= 2,295409 1260 = 2892216450,81 р./год. Численность трудящихся. Различают явочную численность трудящихся и списочную численность. Явочная численность трудящихся определяется по формуле: Чяв=Нчис-А -Б (5.10) где Чяв - явочная численность трудящихся; Нчис - норматив численности или количество человек в смену, необходимых для обслуживания одного агрегата, чел.; А - количество обслуживающих агрегатов, шт.; Б - количество рабочих бригад для непрерывного режима работы. Списочный состав рабочих определяется по формуле:
Бункер дробленой руды 14 0,02 Весы конвейерные 2 0,4 Дробилка КМД-1200 1 0,33 Питатель лотковый ПКТ- 1 0,4 Дробилка КСД-1200 1 0,33 124 Продолжение таблицы 5. 1 2 3 4 5 6 Дробилка ЩДС 6x9 1 0,33 Бункер приемный 4 0,02 Грохот ГИЛ-42 2 0,1 Цробилыцик 2,75 4 12 16 Отделение измельчения Мельница МШР-3600х50 1 0,4 Гидроциклон ГЦР-500 4 0,33 Классификатор 1 КСН-1 1 0,5 Мельница МШЦ 3600x55 1 0,5 Машинист мельницы 2,72 4 12 16 Цех гравитационного обогащения Стол концентрационный 1 0,33 Стол концентрационный 3 0,33 Отсадочная машина МО 3 0,33 Стол концентрационный 2 0,33 Стол концентрационный 1 0,33 Кон центраторщ ик 3,3 4 12 16 Конвейер ленточный 4 0,2 Конвейер ленточный 2 0,2 Машинист конвейера 1,2 4 4 5 Флотационное отделение Гидроциклон ГЦР-250 2 0,33 Флотомашина ФПМ-6,3 3 0,1 Флотомашина ФПМ-16 У 12 0,1 Флотатор 2,16 4 8 10 Сгущение и насосные установки Насос PBCG32-50-200 1 0,1 Насос STQ50 2 0,1 Насос ПРВП-63/22,5 2 0,1 Насос ПРВП-63/22,5 4 0,1 125 Продолжение таблицы 5. 1 2 3 4 5 6 Установка POLY-3 Outok 1 од Сгуститель Outokumpu 2 0,33 Насос ГрАТ 85/40 2 0,1 Насос ГрАТ 170/40 1 0,1 Насос песковый ПБ-40/16 1 0,1 Сгуститель Outokumpu 1 0,33 Машинист насосных установок 2,39 4 8 10 Обжиг концентрата Электрофильтр 2 0,33 Конденсатор сернистого 1 0,1 Печь для обжига 2 0,33 Конвейер ленточный 1 0,2 Конденсатор сульфидов 2 0,1 Аппаратчик термического цеха 1,82 4 8 10 Реагентное отделение Чан контактный КЧР-3,1 4 0,33 Аппаратчик дозирования реагентов 1,32 4 4 5 Чан - перемешиватель извести 2 0,33 Аппаратчик приготовления реагентов 0,66 4 4 5 Контактный чан КЧР-12, 2 0,33 Контактный чан КЧР-3,1 2 0,33 Аппаратчик растворения реагентов 1,32 4 4 5 Гидрометаллургический цех Щелочное выщелачивание Фильтр дисковый 1 0,33 Фильтр пресс 2 0,33 Фильтр барабанный 1 0,33 Аппаратчик фильтрации 1,32 4 4 5 Цианирование, сорбция Грохот ГИЛ-0,52 2 0,1 Реактор 15 0,1 126 Окончание таблицы 5. 1 2 3 4 5 6 Сгуститель пластинчатый 2 0,1 Колонна промывочная 0, 2 од Агитатор BJW2x2 1 од Кран мостовой электрический 1 0,1 Насос песковый ПР-63/22 2 0,1 Грохот барабанный ГБШ 2 0,1 Пачук 2,8x8,9 10 0,1 Пульподелитель 2 0,03 Чан контактный КЧР-3,1 2 0,1 Колоннасорбционная 1х 4 0,1 Аппаратчик - гидрометаллург 4,36 4 16 21 Десорбция
