книги из ГПНТБ / Техника и технология извлечения золота из руд за рубежом

ратуре исходного раствора 4,4s С. Раствор после деаэрации содержит 0,1-10" 4 % ки­ слорода. Золото из очищенного раствора осаждают цинковой пылью. Для фильтра­ ции полученного осадка используют три рамных фильтрпресса типа Шривер с боко­ вой загрузкой производительностью 4,5 ж 3 раствора в минуту (фильтровальная поверхность 75 м° и объем кека 1,4 мъ у каждого). Обеззолоченный раствор исполь­ зуют в обороте. Осадки плавят с флюсами на черновое металлическое золото.

Общее товарное извлечение золота на фабрике составляет 91,3% при среднем содержании золота в исходной руде 8,66 г/т (данные 1965 г.). Потери металла скла­

Отличительной особенностью фабрики Кэрлин является то, что система растворения и отмывки (декантации) золота на ней располо­ жена на открытом воздухе в условиях холодного климата. Сгустители не закрываются даже в зимнее время, хотя температура в этот период может достигать —45° С. На осветление и осаждение золота растворы поступают в здание. Все наружные трубопроводы расположены под землей на глубине 1,8 м.

Следует отметить организацию хвостового хозяйства на фабрике. Пульпа, прошедшая цикл промывки, самотеком направляется в пор­ тативную установку гидроциклонирования. Пески гидроциклонов от­ водят к внешней стороне насыпной дамбы, а тонкие шламы — к внут­ ренней. Жидкую часть иловой фракции хвостовой пульпы после от­ стаивания специальными насосами подают на фабрику (в репульпер перед пятым сгустителем). Количество такой оборотной воды состав­ ляет 1,2 м3/мин. Свежую воду для фабричных целей получают из скважин, расположенных в 2,2 мили от фабрики. Эти источники способны обеспечить 4,6 м3 воды в минуту. На организацию хвостохранилища и его содержание предполагалось израсходовать 1 млн. долларов, или 10% всего объема капиталовложений. Компания Кэрлин Голд Майнинг предполагала, что капитальные затраты на создание фабрики, составляющие 10 млн. долл., окупятся в течение первых пяти лет эксплуатации.

На фабрике Тайольтита производительностью 270 т/сутки перерабатывают золото-серебряные руды. В соответствии с принятой технологической схемой (рис. 49) руду дробят до крупности —16 мм и измельчают в две стадии в цианистом растворе до 0,2% класса +0,15 мм и 80% класса —0,074 мм в мельницах 2,3X3,05 и 1.83Х Х2.44 м. После измельчения пульпа поступает в сгуститель (14,6X3,6 м), из слива которого золото и серебро осаждают цинковой пылью. Осадок направляют в метал­ лургическое отделение. Сгущенный продукт цианируют в трех работающих после­ довательно агитаторах Дорра (9,15X7,3 м) и направляют на промежуточное сгуще­ ние в три сгустителя (9,15X3,0 м). Слив этих сгустителей используется в цикле из-

140

мельчения, а сгущенный продукт вновь поступает на цианирование в 9 последова­ тельно расположенных агитаторов Дорра (6,1X5,5 м). Затем пульпа поступает на сгущение в два последовательно установленных трехъярусных сгустителя (15.25Х Х8,8 м), сгущенный продукт которых выпускают в отвал.

В нижний ярус 2-го промывочного сгустителя для противоточной отмывки хво­ стов закачивают свежую воду. Слив этого сгустителя направляют в нижний ярус 1-го промывочного сгустителя, слив верхнего яруса которого используют как оборот­ ный раствор для сгустителей второй стадии цианирования.

X6осты S отSaß

Схема с противоточной декантацией и промежуточным сгущением пульпы обес­ печивает высокое извлечение золота и серебра. Общая продолжительность контакта

классификацию измельченной руды на илы (обрабатываемые обычным

ченные до крупности —0,15 мм хвосты гравитационного обогащения руды классифи-

141

142

цируют в двух чашевых классификаторах дуплекс действия (диам. 4,2 м) на пески (+74 мкм) и ила (—74 мкм).

Пески (45% от исходного) разбавляются цианистыми растворами и при помощи насоса Вильфлея подают в один из 8 перколяционных чанов (рис. 51, 52) емкостью около 1000 m (14X4,5 м). Подача производится через распределители Буттерса таким образом, что песок поступает равномерно по всему сечению чана. Слив во время по­ дачи песка (чан до начала загрузки заполняют оборотными цианистыми растворами) переливается в сливную трубу и поступает в сгуститель Дорра (9X2,4 м). Нижний продукт этого сгустителя направляют в шламовое отделение, а слив — в чан оборот­ ных растворов (15X3,6 м). По окончании загрузки одного перколятора пески пере­ ключают на следующий перколятор, а загруженный чан дренируется в течение 8 ч. Крепкие и промывные растворы заливают сверху, перколяция идет естественным путем. Через каждый чан пропускают 2360 m растворов, поступающих на осаждение. Продолжительность обработки чана 8 суток, включая загрузку и разгрузку. Раз­ гружают перколяторы гидравлическим способом. Двое рабочих, находящихся в чане, смывают песок гидромониторами в трубопровод, отводящий их к зумпфу 150-лш насоса Вильфлея, удаляющему пески в отвал. Перед поступлением песков в насосный

зумпф они опробуются автоматическим пробником, пересекающим струю через каж­ дые 15 мин.

Растворы подкрепляются цианистым натрием в двух точках; в чане оборотных растворов до содержания 0,05% NaCN и в питании агитаторов до 0,02—0,03% NaCN. Известь добавляют в пески чашевого классификатора, поступающие на перколяцйю, до содержания 0,04—0,05% СаО. Это обеспечивает щелочность растворов, поступа­ ющих на осаждение, в пределах 0,02—0,025% СаО.

Слив чашевых классификаторов поступает по желобу самотеком в четыре сгу­ стителя Дорра (один 22,5X3 м и три 15X3 м). Слив сгустителей представляет собой оборотную воду и насосами перекачивается в напорные чаны отделения измельчения. Сгущенный продукт (62% твердого) разбавляют цианистым раствором и насосами

достаточно полное извлечение золота, так как шламы очень тонки: —0,074 мм.

Кек промывают при помощи системы брызгал обеззолоченным раствором, разбавляют водой и 150-мм насосом Вильфлея удаляют в отвал, а золотосодержащий раствор перекачивают насосами на осветление в спаренную установку Меррилл-Кроу. Филь­ трация осадков в установке производится в четырех фильтрпрессах. Шламы спо­ ласкивают два раза в месяц и обжигают с последующей плавкой на золото.

Общее извлечение золота по фабрике составляет 95—96%.

Большая часть аппаратуры цианистого отделения (перколяторы, сгустители, агитаторы, чаны оборотных растворов, осветлители и т. д.) расположена под открытым небом. Фильтры, мельницы, дробилки находятся в здании более или менее легкой конструкции. Помещение фильтрпрессов и концентрационного стола, а также пла­ вильное отделение закрыто и имеет специальную охрану.

На фабрике тщательно разработана схема контроля технологического процесса, позволяющая оперативно следить за извлечением золота по отдельным опера­ циям.

В варианте с о р б ц и о н н о г о в ы щ е л а ч и в а н и я про­ цесс растворения золота совмещается во времени и аппаратуре с вы­ делением металла из жидкой фазы пульпы на гранулированных сор­ бентах, величина зерен которых значительно превышает крупность частиц измельченной руды. Нагруженный золотом сорбент отделяют от обеззолоченной пульпы на специальных дренажных устройствах и затем дополнительно обрабатывают с получением товарного золото­ содержащего продукта.

143

Такого рода технология, в частности, осуществляется на двух зарубежных предприятиях: Карлтон и Джайент Иеллоунайф кото­ рые описаны соответственно в IX и V I I главах книги. Чрезвычайное разнообразие состава золотосодержащих руд, подвергаемых техно­ логической обработке, вызывает столь же разнообразную комбина­ цию процесса цианирования с другими методами обогащения: грави­ тацией, амальгамацией, флотацией, обжигом и т. д.

При обработке окисленных руд с небольшим содержанием суль­ фидов цианируют, как правило, хвосты амальгамации или гравита­ ции. Для переработки сульфидных руд цианирование комбинируют с флотационным процессом. Обычно цианируют хвосты флотации и огарки окислительного обжига флотационных концентратов. Иногда

рования используют как дополнительную операцию при переработке полиметаллических руд: Портовело, Айрон Кинг, Квемонт, Вогильструйбулт и др.

Золотосодержащие руды перед цианированием обычно измельчают до крупности 80—90% класса —0,074 мм, а концентраты и огарки —• до 95—99% этого же класса.

а также золотин, покрытых различными пленками, снимаемыми при перетирании.

Обычно измельчение ведут в оборотных (обеззолоченных) циани­ стых растворах с добавкой некоторого количества цианида и извести. В ряде случаев цианистое измельчение осуществляется без введения извести (фабрики Питчуэй и др.).

Следует, однако, отметить, что измельчение в цианистых раство­ рах хотя и позволяет значительно сократить время последующего цианирования, но в то же время вызывает часто повышение расхода цианистого натрия, а в ряде случаев снижение общего извлечения золота в связи с образованием восстановительной атмосферы в за­ крытых мельницах.

Детальнее этот вопрос рассмотрен в V I I главе книги. При циани­ ровании шламистых руд возникают серьезные затруднения с отделе­ нием золотосодержащих растворов от твердой части руды. Кроме того, шламы повышают расход цианида и извести и снижают общее извлечение золота за счет трудной отмывки растворенного, но адсор­ бированного золота. Поэтому возникает необходимость предваритель­ ного обесшламливания пульпы, практика осуществления которого на зарубежных золотоизвлекательных фабриках описанавІиІѴ главах.

Золотосодержащие материалы перед цианированием часто под­ вергают водной отмывке для удаления растворимых соединений: сульфатов меди, солей железа, кислот, флотореагентов, а также (как указывалось выше) шламов.

Наиболее часто таким способом обрабатывают огарки, получаемые при обжиге флотоконцентратов. На фабрике Джайент Иеллоунайф

ходится в свободном состоянии и извлекается амальгамацией в цикле измельчения. Измельченную руду (хвосты амальгамации) подвергают второй стадии классификации в 7 гидроциклонах Кребс № Д2013 и 4 чашевых классификаторах (диам. 6 м), в результате чего получают 59% (по массе) песков и 41% шламов.

Песковую фракцию (3,4—4,5 г/т Au) выщелачивают в четыре стадии (с аэрированием пульпы перед каждой стадией) в 35 деревян­ ных клепаных чанах-перколяторах (диам. 13,2 и высота 3,6 м) ем­ костью до 750 m каждый. В первых трех стадиях для выщелачивания золота применяют 0,05—0,06%-ный раствор NaCN, в четвертом ис­ пользуют оборотные растворы, бедные по содержанию золота, но содержащие 0,02—0,03% CN~.

Ниже приводится продолжительность основных операций цикла перколяции, ч: I аэрация 21; I выщелачивание 18; I I дренирование 14; I I аэрация 4; I I выщелачивание 16; I I I дренирование 12; I I I аэрация 4; I I I выщелачивание 8; IVдренирование 10; IV аэрация 2; IV выщелачи­ вание (промывка обеззолоченными растворами) 10; промывка водой

200 т/сутки, перерабатывающей типичные ферро-золотые руды с со­ держанием золота 10 г/т, всю массу руды прокаливают во вращаю­ щейся обжиговой печи. Прокаленная руда транспортируется ваго­ нетками к чанам-перколяторам для цианирования. Известь вводят непосредственно в руду (в каждую вагонетку). Продолжительность первого контакта с цианистым раствором составляет 12 ч, а общая продолжительность цикла перколяции — около 10 суток.

На фабрике Голден Ридж перерабатывают руды, содержащие большое количество глинистого материала, существенно ухудшаю­ щего показатели извлечения золота цианированием. Было установ­ лено, что содержание металла в наиболее тонких фракциях илов практически приближается к содержанию золота в отвальных хвос­ тах цианирования. Это позволило перейти на обработку руды по схеме, изображенной на рис. 54, в соответствии с которой исходная руда поступает на грохочение.

Плюсовой продукт грохота дробят, а минусовой совместно с дробленой рудой измельчают до 95% класса —0,74 мм в стержневой мельнице (1,2X3,08 м), рабо­ тающей в замкнутом цикле с гидроциклоном, гидроловушкой и отсадочной машиной, в которых улавливается содержащееся в руде свободное золото. Глинистые шламы из исходной руды удаляют в гидроциклонах после классификации в чашевом клас­ сификаторе с двумя контрольными классификациями слива. Направляемая на циа­ нирование руда разделяется в гидроциклонах на песковый и шламовый продукты, цианируемые отдельно, первый — методом перколяции, второй — в агитаторах. Классификацию в гидроциклонах в этом цикле производят в цианистых растворах.

Такая обработка позволила увеличить производительность фаб­ рики со 120 до 180 т/сутки и сократить продолжительность перко­ ляции в 2,5 раза. В настоящее время этот процесс длится меньше трех дней. Такое сокращение времени перколяции объясняется уменьше-

Улавливание cbсвободного золота

Шклассификация

вчашевом классификаторе

148

нием содержания шламов в обрабатываемом этим методом песковом продукте и влиянием предварительной агитации и аэрации пульпы в гидроциклонах, применение которых, как показала практика, по­ вышает интенсивность цианирования. С введением нового процесса расход цианида был сокращен с 0,75 до 0,25 кг/т руды, а извести — с 5 кг негашеной до 2 кг гашеной на 1 m руды. Содержание золота в хвостах при новом процессе уменьшилось с 0,7 до 0,32 г/т руды, а общая стоимость обработки при этом снизилась почти на 40% . Зна­ чительно сокращен расход электроэнергии по сравнению с перемеши­ ванием, а кроме того, создана возможность выщелачивания более крупного материала. Последний фактор немаловажен, так как дроб­ ление и измельчение — наиболее дорогостоящие технологические опе­ рации при извлечении золота из руд.

Разновидность перколяционного процесса выщелачивания золота так называемое к у ч н о е в ы щ е л а ч и в а н и е , которое до­ статочно широко используется в смежных отраслях цветной метал­ лургии, в частности для извлечения меди и урана.

В настоящее время Горным бюро США разработан способ выщела­ чивания золота раствором NaCN из куч руды, сложенных на площад­ ках, покрытых асфальтом или пластиком. Данный способ рекомен­ дован для бедных руд с содержанием золота ~ 2 г/m и ниже. Опыты, проведенные на руде (0,7 г/т золота), показали возможность пере­ работки таких руд с извлечением золота в цианистые растворы около 67—95%.

Перемешиванием в настоящее время обрабатывается основное количество золотосодержащего сырья. Существуют две системы пере­ мешивания: непрерывная и периодическая.

В случае непрерывного перемешивания пульпа поступает в ряд последовательно соединенных чанов, в которых она интенсивно пере­ мешивается, перетекая из первого чана во второй и т. д. При отсут­ ствии самотека ее перекачивают всасывающими насосами.

ники, и агитаторы наполняют новой порцией пульпы.

К преимуществам непрерывного перемешивания следует отнести: автоматизм в работе; меньшее число обслуживающего персонала; более эффективное использование оборудования; отсутствие чановсборников, для которых требуется дополнительная площадь и допол­ нительные затраты энергии на поддержание пульпы во взмученном со­ стоянии. В соответствии с этим на большинстве зарубежных фабрик практикуют непрерывное перемешивание и лишь в некоторых слу­ чаях периодическая система выщелачивания.

Применение периодического перемешивания часто обусловлено тем обстоятельством, что требуется стадийное выщелачивание золото­ содержащего сырья с обновлением растворов на каждой стадииПо такой схеме, например, перерабатывают огарки окислительного об­ жига мышьяково-пиритных флотоконцентратов на предприятии Консолидейтед Марчисон (рис. 55).

149