Содержание к диссертации
Введение
1. Состояние и перспективы переработки техногенного золотоносного сырья коренных месторождений 9
2. Техногенное месторождение Аллах-Юньской золотоизвлекательной фабрики, оценка золотоносности и технологии извлечения ценных компонентов 41
2.1 Оценка золотоносности отходов обогатительного производства Аллах-Юньской золотоизвлекательной фабрики 41
2.2 Сравнение эффективности методов обогащения лежалых хвостов Аллах-Юньской золотоизвлекательной фабрики 64
2.2.1 Гравитационное обогащение пробы 64
2.2.2 Флотационное обогащение пробы 69
2.2.3 Цианирование пробы 70
3. Оптимизация процессов обогащения техногенного золотосодержащего сырья методом математического моделирования 74
3.1 Математическая модель центробежного концентрирования золота в аппаратах с псевдоожиженным слоем 74
3.2 Моделирование процесса цианирования промежуточных продуктов доводки гравитационных концентратов 88
4. Разработка технологии переработки лежалых хвостов Аллах-Юньской золотоизвлекательной фабрики 98
4.1 Рекомендуемая технологическая схема переработки лежалых хвостов Аллах-Юньской золотоизвлекательной фабрики 98
4.2 Рекомендуемые параметры и режимы технологических операций обогащения 104
Основные выводы
Приложение
Литература
- Состояние и перспективы переработки техногенного золотоносного сырья коренных месторождений
- Оценка золотоносности отходов обогатительного производства Аллах-Юньской золотоизвлекательной фабрики
- Моделирование процесса цианирования промежуточных продуктов доводки гравитационных концентратов
- Рекомендуемая технологическая схема переработки лежалых хвостов Аллах-Юньской золотоизвлекательной фабрики
Состояние и перспективы переработки техногенного золотоносного сырья коренных месторождений
Интенсивная и многолетняя работа горно-обогатительных предприятий привела к накоплению огромного объема твердых отходов, составляющих около 80 % добытой горной массы. Их количество непрерывно увеличивается. Одновременно возрастают затраты на складирование, хранение и охрану окружающей среды от вредного воздействия отходов, занимающих 0,1 га площади на каждую тысячу тонн сырья [1].
Огромные размеры и компактность залегания этих отвалов в сочетании с повышенным содержанием в них ценных компонентов дают основание рассматривать их в качестве особого класса месторождений [2].
В ряде стран запада уже сегодня значительная доля металлов извлекается из отходов производства, в том числе горного [3]. Эта доля постоянно растет и в отдельных случаях превышает добычу первичного сырья. При этом затраты на извлечение металлов уменьшаются в 1,5-3 раза.
Наиболее высокой концентрацией металлов, во многих случаях превышающей их содержания в руде, характеризуются отходы обогатительных фабрик, так называемые хвосты, количество которых ежегодно увеличивается приблизительно на 600-700 млн. т. Пределы колебаний содержания основных ценных металлов в отходах обогатительного производства некоторых отраслей составляют:
- медная отрасль: Си и Zn - 0,1-0,9 %, Au - 0,1-1,5 г/т, Ag - 3-21 г/т, Re - до 0,6 г/т;
- полиметаллическая отрасль: РЬ - 0,2-0,7 %, Zn - 0,03-1,4 %, Си -0,05-0,4 %, Cd и Ga - до 0,003 %, Se и ТІ - до 0,0002 %, Au - 0,2-3,0 г/т, Ag - 4-40 г/т; вольфрамо-молибденовая отрасль: Mo - 0,01-0,03 %, W и Си -0,03-0,3 %, Bi - 0,03-0,06 %, Re - 0,1-0,2 %, Se и ТІ - 0,5-2,0 г/т;
- золотодобывающая отрасль: Аи - 0,1-5,0 г/т, Ag - до 20 г/т.
Как показали многочисленные исследования, причины потерь металлов в хвостах могут быть разделены на объективные и субъективные.
К объективным причинам относятся многообразие форм нахождения металла в руде (например медь в виде сульфидов, карбонатов и силикатов в стратиформных месторождениях), одновременное нахождение металла в минеральной и изоморфной формах (никель в пентландите, пирротине, халькопирите, пирите, оливине и пироксене в медно-никелевых (месторождениях), наличие неизвлекаемых традиционными методами форм (органические соединения платины в углистых сланцах), субмикроскопический характер распределения минералов и т.д.
К субъективным причинам относятся недостаточное знание вещественного состава руд, неполное соответствие ему или общее несовершенство технологий.
Кроме этого, до последнего времени отходам обогащения уделялось мало внимания как объекту информационного, экологического, технологического и экономического описания.
Техногенное месторождение - понятие технолого-экономическое. Оценка отвальных масс, песков хвостохранилищ в качестве полезных ископаемых - задача технологов и экономистов [4]. Перед геологами, в этом случае, встают задачи анализа геолого-геохимического воздействия отходов производства на природную среду, оценки состава и свойств складированных минеральных масс, поиска вариантов их оптимального хранения, а также направленного изменения свойств и состава под воздействием гипергенных факторов. Все это составляет многоаспектную проблему геолого-минералогического изучения горных отвалов, песков хвостохранилищ, твердых и жидких отходов перерабатывающих фабрик.
По разным причинам, не зависевшим от геологов, отходы производства с геолого-геохимических позиций в мировой практике исследовались фрагментарно. Определить весь круг вопросов геологического изучения перспективных техногенных месторождений в настоящее время очень трудно.
Предварительное минералогическое изучение песков хвостохранилищ обогатительных фабрик республики Саха - Якутия показало, что при отсутствии активной фильтрации вод и свободного доступа кислорода воздуха минеральные частицы в плотных лежалых хвостах, в северных районах часто находящихся в зоне вечной мерзлоты, хорошо сохраняются длительное время. Основными причинами, способными изменить состав и свойства складированной минеральной массы, являются ее перемыв и ветровая эрозия.
Физико-химические особенности минеральных отходов часто существенно различны, поэтому и способы их освоения должны быть разными. Наиболее благоприятными для освоения являются хвостохранилища отстойного типа, так как вещество, составляющее их, раздроблено и обводнено.
Отстойники неоднородны по своей структуре. В результате воздействия воды, кислорода, всевозможных химических реагентов, гравитационных и миграционных процессов происходит дифференциация вещества в объеме хранилищ. Рудные минералы при этом растворяются, ионы тяжелых металлов вовлекаются в миграционные потоки и вновь закрепляются в твердой фазе с помощью адсорбции на глинистом материале либо в виде собственных минералов. Далее уже связанные и закрепленные элементы вновь вовлекаются в миграционные потоки, переносятся и вновь закрепляются. В результате многократного переотложения в объеме хвостохранилищ формируются зоны выноса и зоны скопления полезных компонентов, то есть по существу происходит образование месторождений.
В процессе миграции элементов и фильтрации растворов неизбежно возникают электрические поля фильтрационного происхождения. Эти электрические поля имеют дипольную структуру, на полюсах которой протекают противоположные химические процессы - окислительные и восстановительные. На участках восстановления чаще всего могут формироваться вторичные сульфиды. Здесь же возможно накопление золота и платиноидов [3].
Возникающая подобная дифференцированность среды создает благоприятные условия для ее изучения геофизическими методами. Первые шаги в этом направлении были предприняты в конце восьмидесятых годов. Геофизические исследования проводились, например, на отвальных хвостах Верхне-Березовского ГОКа на Рудном Алтае. Там были проведены наблюдения естественного электрического поля, осуществлено вертикальное электрическое зондирование, выполнено геохимическое опробование. На исследуемой площади была выявлена дипольная структура естественного электрического поля, свидетельствующая о достаточно интенсивных фильтрационных потоках, вдоль которых и происходит разделение зарядов с накоплением различных форм минералов в зависимости от электрического потенциала поля.
Геохимическое опробование подтверждает выводы о перераспределении вещества: выделяются участки, где, например, концентрации цинка и меди превышают их средние содержания в пульпе соответственно в 15-20 и 3-6 раз. Изменяются также и формы нахождения элементов. Так, в общей массе меди массовая доля халькопиритовой формы колеблется в диапазоне от 30 до 60 %, ковеллин-халькозиновой -от 5 до 24 %, окисной - до 20 %, адсорбированной - до 11 %.
Вертикальным электрозондированием в пределах положительного полюса естественного электрического поля выделяются зоны низкого сопротивления, прилегающие к плотику. Эти зоны могут быть представлены веществом с электронной проводимостью либо концентрированными рассолами.
При изучении хвостохранилищ в сферу наблюдений попадают также защитные сооружения (дамба) и близ расположенная окружающая среда. В результате оценивается техническое состояние подпорных защитных сооружений и выявляются зоны фильтрации загрязненных растворов из отстойника через дамбу в окружающее пространство.
Оценка золотоносности отходов обогатительного производства Аллах-Юньской золотоизвлекательной фабрики
Принципы построения новых технологических схем обогащения отходов создаются на основе выявления закономерностей пространственного распределения и изменения минерального состава в пределах хвостохранилищ. Для большинства из них в общем случае выделяются две обогащенные ценными компонентами зоны: придамбовая (в основном крупные частицы +1,0 - 0,3 мм) и прудковая (главным образом тонкие классы 0,01 мм). В районах вечной мерзлоты распределение ценных минералов закономерно связано с прослоями льда - обогащены подошвенные части годичных циклов разреза - надледные зоны. Так, оценка золотоносности отходов хвостохранилищ Аллах-Юньской ЗИФ (Саха-Якутия), выполненная с применением буровых работ [20,44] позволила установить, что наиболее отчетливо снижение концентраций золота с глубиной проявилось в наиболее «старых» и наиболее детально изученных отходах, накопленных в карте № 1 табл.2.1, рис.2.1. Здесь зафиксировано падение содержания золота на 50 % (с 2,8 г/т до 1,4 г/т) в интервале глубин 0-1,5 м. Некоторое увеличение концентраций золота отмечается вблизи основания хвостохранилища, однако уровень содержаний здесь на 25 % ниже, чем в приповерхностном слое.
В отходах карты № 2 отмечается аналогичная закономерность в динамике снижения концентраций золота с глубиной, однако резкое снижение концентраций (на 64 %) начинается с глубины 2,0 м, а признаки увеличения содержания золота в основании хвостохранилища отсутствуют вообще. В отходах карты № 3, изученных также с высокой детальностью, общий уровень содержания золота аномально низкий (1,4 г/т). В отличие от карт № 1 и 2 повышенные содержания золота в приповерхностном слое не проявлен, хотя в интервале от 2 до 4 м все-таки отмечается падение уровня концентраций золота на 15-35 %. В основании хвостохранилища (интервал 4,0-7,0 м) уровень концентрации золота, как и в предыдущих случаях, увеличивается относительно минимума, зафиксированного в интервале 3,5-4,0 м, на 80%. Золотоносность отходов карты № 4 изучена детально только в первых двух слоях, до глубины 1,0 м. Здесь установлен обычный для приповерхностных слоев уровень содержаний 2,1 и 2,2 г/т в интервалах 0-0,5 и 0,5-1,0 м соответственно. В интервале 1,0-1,5 м золотоносность характеризуется только одной пробой, представительные данные отсутствуют.
В целом, анализ полученного в различные годы материала позволяет с высокой достоверностью говорить о существовании в вертикальном разрезе хвостохранилищ трех различных по уровню концентраций золота частях:
- верхней (приповерхностной), в интервале 0-1,0м, с концентрацией золота на уровне 2,1 г/т;
- средней, в интервале 1,0-4,5м, с концентрацией золота 1,4 г/т;
- нижней (придонной), с концентрацией золота 1,7 г/т.
Принимая уровень концентраций золота в приповерхностном слое за базовый, можно считать, что отходы среднего слоя содержат золота на 35%, а нижнего (придонного) слоя на 20% меньше.
Изменение среднего содержания золота по интервалам глубин может быть объяснено механизмом сегрегации и перераспределения по глубине частиц различных классов крупности пустой породы и частиц золота под действием различных природных процессов: дождя, снега, ветровой эрозии, ледниковых явлений и т.д.
Так, под действием природной влаги и ветровой эрозии, верхний слой значительно обедняется мелкими частицами пустой породы, что автоматически приводит к повышению концентрации золота в верхнем слое. Наиболее мелкие частицы золота, перемещаясь по межзерновым порам, благодаря высокой плотности, проникают до подошвенной части хвостохранилищ, обуславливая некоторые повышения концентраций золота относительно среднего содержания в нижней части.
Мелкие частицы пустой породы под действием влаги при своем перемещении из верхнего слоя в глубину благодаря низкой плотности отстают в своем перемещении от более плотных частиц и создают относительно более высокую концентрацию мелких частиц пустой породы в среднем слое. Эти процессы приводят, в конечном итоге, к снижению концентрации золота в среднем слое.
Анализируя имеющиеся в ОАО «Золото Джунгджура» данные ударно-канатного бурения в устьевой части руч. Селлях [2], установлено полное отсутствие золота в тех частях разреза аллювиальных отложений, которыми сложены основания хвостохранилищ. В то же время практически все пробы, отобранные из керна скважин УКБ (на примере карты № 1) золото содержат, причем его концентрация в отдельных пробах превышает уровень концентраций в отходах.
Подобное перераспределение золота аналогично механизму миграции золота в техногенных отложениях некоторых россыпных месторождений [93]. На основании полученных данных содержания золота в вертикальных разрезах хвостохранилищ, была рассчитана кривая изменения среднего содержания золота по интервалам глубин (рис.2.1), описываемая уравнением: у = 2,4 - 0,6 h +0,075 h2 которое позволяет рассчитать среднее содержание золота по интервалам глубин до уровня 6,5 м.
Рентгенофазовый анализ усредненных проб хвостохранилищ Аллах-Юньских ЗИФ также подтвердил полученные результаты. Было установлено, что наибольшую концентрацию в анализируемой пробе представляет а - кварц Si02 50 %, для которого нашлись все линии, представленные в справочнике, глинистые - 28 %, арсенолит - 15 %.
Для более детального изучения размеров и формы частиц проводились снимки с помощью электронного сканирующего микроскопа фирмы «Brucer» совместно с сотрудниками СОАН Лимнологического института. При напряжении 300 kV прибор позволяет делать снимки с увеличением от минимального в 312 раз до максимального в 20000 раз.
Съемка образцов лежалых хвостов (рис.2.2, 2.3, 2.5, 2.6, 2.8, 2.9) и исходной руды (рис.2.4, 2.7, 2.10) Аллах-Юньской ЗИФ проводилась на растровом электронном микроскопе SEM 53 5М фирмы «Филипс». Параметры съемки выведены на фотографиях. Перед исследованием на образцы напылялся слой золота толщиной порядка 10 nm.
Как видно из приведенных снимков (рис.2.2, 2.5, 2.8), поверхность более крупных частиц шлама до измельчения покрыта слоем более мелких частиц. Под действием дисперсионных сил происходит агломерация глинистых частиц и частиц кварца. Более крупные частицы обволакиваются мелкодисперсными и образуют на своей поверхности «шубу». Подвергаясь механическому воздействию при измельчении, энергия которого во много раз превышает энергию дисперсионных сил взаимодействия между частичками, поверхность крупных частиц обесшламливается (рис.2.3, 2.6, 2.9).
Необходимо также отметить, что форма и размер частиц шлама лежалых хвостов крупных классов до и после измельчения остаются практически одинаковыми (рис.2.2, 2.3), но по сравнению с частицами исходной руды после измельчения (рис.2.7) более монодисперсны.
Таким образом, измельчение лежалых хвостов не приводит к существенному уменьшению размера частиц, а сопровождается их обесшламливанием, что повышает эффективность процесса классификации.
Моделирование процесса цианирования промежуточных продуктов доводки гравитационных концентратов
По результатам исследований установлено, что основная масса золота в полученных гравитационных концентратах имеет крупность менее 0,25 мм и частично находится в связанной форме. С учетом этого, перед перечисткой грубозернистого концентрата, полученного на концентрационных столах, рекомендуется производить его доизмельчение до полного вскрытия золота из сульфидных минералов.
Доизмельчение гравитационных концентратов возможно производить в мельнице с периодической разгрузкой, объемом 250 литров, загруженной мелющими телами.
Перечистные и доводочные операции рекомендуется осуществлять на концентрационных столах со шламовым покрытием, при отношении Ж:Т = 3-4:1.
При доводке гравитационных концентратов необходимо осуществлять выделение железного скрапа подвесным магнитом.
Работа узла доводки разделена на два временных периода:
- доизмельчение грубозернистых концентратов;
- перечистка и доводка гравитационных концентратов с получением «золотой головки».
Промпродукты доводочных столов после сгущения направляются на гидрометаллургическую переработку.
Ситовой анализ пробы промпродукта установил крупность материала, содержащего 90 % класса - 0,044 мм. Среднее содержание золота в пробе составило 900 г/т.
Извлечение золота из материала такой крупности наиболее эффективно может быть осуществлено цианированием. Для выбора оптимальных режимов цианирования были проведены дополнительные исследования по установлению химического и минералогического состава промпродуктов доводки (табл. 3.2), а также ряд экспериментов по кинетике цианирования с применением растворителя в диапазоне концентраций от 0,05 до 0,25 % по цианиду и при соотношении Ж:Т = 1,5:1.
В качестве защитной щелочи использовали NaOH с различной концентрацией в рабочем растворе от 0,05 до 0,1 %.
Весьма значительное содержание меди и цинка в промпродукте (табл.3.3) вызовет большой перерасход цианида, в связи с чем возникает необходимость в проведении защитных мероприятий, которые могли бы снизить лишний расход цианида. Одним из таких мероприятий может быть понижение концентрации цианида в растворах, употребляемых при выщелачивании, т.к. характерной особенностью взаимодействия цианистых растворов с медными минералами является значительное снижение расхода цианида при понижении концентрации растворов, в то время как на выщелачивание золота снижение концентрации в заданных выше пределах практически не влияет
Особенно эффективно этот метод работает при периодическом подкреплении растворов в процессе цианирования до первоначальной концентрации. В работе И.Н. Плаксина и Сусловой показано, что при этом значительно увеличивается извлечение золота и серебра по сравнению с цианированием растворами тех же концентраций, но без подкрепления. Расход цианида по сравнению с цианированием более крепкими растворами значительно снижается и оставляет 0,75 кг/т шлама (вместо 3-4 кг/т) [75].
Эффективность этого метода будет максимальна при известном законе изменения скорости расхода цианида во время ведения процесса цианирования и соответствующем непрерывном подкреплении цианистого раствора. Это позволит поддерживать минимальную скорость расхода цианида на выщелачивание меди и цинка и в то же время максимально возможную скорость растворения золота. Этот прием дает возможность эффективно проводить цианирование промпродукта доводки гравитационных концентратов даже при таких высоких содержаниях меди и цинка, которые в нем обнаружены.
Для установления закона изменения скорости расхода цианида в процессе цианирования были проанализированы экспериментальные данные по кинетике цианирования, полученные в процессе проведения экспериментов.
Данные экспериментов и теоретические исследования в данной области дают основания для утверждения о том, что скорость растворения золота в цианистом растворе является величиной непостоянной, и в периодическом процессе скорость в начальный период сначала возрастает, достигает максимума, а затем по мере снижения концентрации нерастворенного золота пропорционально снижается. Факт возрастания скорости растворения в начальный период проявляется в том, что на кинетической кривой растворения всегда присутствует некоторый индукционный период, который в зависимости от различных сопутствующих внешних условий имеет либо явно выраженный характер, либо становится незаметным, что особенно характерно для высоких скоростей растворения, когда начальные точки на кинетической кривой обладают малой разрешающей способностью.
Видимо последнее обстоятельство послужило основанием для наиболее распространенной в настоящее время гипотезы о постоянстве скорости растворения золота в начальном периоде цианирования и об определяющем влиянии на скорость растворения золота диффузионных процессов подвода к поверхности частиц золота кислорода и циан- иона [75]. На этом основании строятся практически все известные к настоящему времени кинетические модели процесса выщелачивания золота цианированием.
В то же время при низких концентрациях цианида начальный индукционный период на кривой кинетики растворения становится ярко выраженным и занимает значительный период времени сопоставимый с временем цианирования. Это обстоятельство становится особенно важным при необходимости подкрепления цианистых растворов до исходных концентраций, поскольку в течении индукционного периода расход цианида будет минимальным, а, следовательно, и подкрепляющих растворов требуется минимальное количество.
Таким образом, для нахождения закона изменения скорости расходования цианида в процессе выщелачивания, с целью непрерывного подкрепления цианистого раствора, требуется разработка математической модели кинетики цианирования промпродукта доводки гравитационных концентратов данного состава.
Расход цианида из экспериментальных данных, при растворении золота составил 5,6 кг/т промпродукта (в пересчете на 100 % -ный NaCN). В промышленных условиях цианистый процесс всегда осуществляют с оборотом растворов. При этом расход цианида может быть сокращен примерно на 25-30 %. Оптимальные показатели по извлечению золота в цианистый раствор достигнуты при следующих условиях: концентрации NaCN= 0,6 %; NaOH= 0,05 %; Ж:Т=1,5:1.
Как видно из табл. 3.4 извлечение золота из промпродукта может быть достигнуто на уровне 84 %, при этом продолжительность цианирования при непрерывном подкреплении - значительно сокращается по сравнению с цианированием без подкрепления.
Таким образом, благодаря снижению концентрации цианида и непрерывном подкреплении скорость растворения и извлечение золота при непосредственном цианировании промпродукта значительно выше, чем без подкрепления.
Рекомендуемая технологическая схема переработки лежалых хвостов Аллах-Юньской золотоизвлекательной фабрики
На основании полученных результатов по изучению технологических свойств отходов обогащения Аллах-Юньской ЗИФ и моделировании процесса разделения частиц в центробежном поле, разработана технологическая схема для их обогащения (рис. 4.1 и 4.2).
Рекомендуемая технологическая схема включает следующие операции: дезинтеграция, классификация, измельчение, отсадка с перечисткой концентрата на концентрационных столах, сгущение, контрольное обогащение в центробежном концентраторе, получение гравитационного концентрата, доизмельчение, перечистка и доводка гравитационных концентратов с выделением продукта («золотая головка») с высоким содержанием золота.
Данная схема обогащения обеспечивает получение товарной продукции в виде «золотой головки» (пригодной для плавки), промпродукта доводки и забалансовых хвостов.
Основной принцип, заложенный в схему - предварительная классификация и измельчение исходного материала для полного вскрытия ценного компонента и его извлечение в отсадочной машине работающей в замкнутом цикле с мельницей.
С целью повышения извлечения в схеме предусмотрено контрольное обогащение сгущенного продукта (70-80% класса -0,074 мм), в интенсивном центробежном поле с дополнительным разрыхлением материала водой.
Рекомендуемые технологическая и качественно-количественная схемы обогащения лежалых хвостов Аллах-Юньской ЗИФ и переработка гравитационных концентратов представлены на рис. 4.1-4.4.
Выемку и окучивание лежалых хвостов Аллах-Юньских ЗИФ можно производить бульдозером, с формированием небольших терриконов, для последующей погрузки в автосамосвалы погрузчиком. Доставка отходов автосамосвалами на рудный склад обогатительной фабрики может осуществляться по имеющемся грунтовым дорогам, на расстояние до 1 км.
Данные для расчета качественно-количественной схемы взяты исходя из исходных данных для проектирования, результатов, полученных при лабораторных и полупромышленных исследованиях с учетом опыта действующих обогатительных фабрик.
Расчёт уровня извлечения золота при обогащении по рекомендуемой технологии произведён с учётом результатов проведённых исследований, при условии, что вещественный состав и ситовой состав золота исследованных проб характеризует лежалые хвосты Аллах-Юньской ЗИФ в целом.
При переработке исходного материала, выход гравитационного концентрата с ОФ составит 1440 кг сутки с содержанием Аи 1600 г/т.
Выход «золотой головки» 2,0 кг/сутки с содержанием химически чистого золота 1000 г.
Выход промпродукта доводки 1438,0 кг/сутки с содержанием Аи 900 г/т.
