Технологии переработки золотосодержащих концентратов

- меньшая (в 3—4 раза) загрузка смолы  по сравнению с углем;

- более высокая емкость смолы  по золоту: 4,0—6,0 кг Au на 1 т (вместо 0,8—1,5 кг/т при СIР) и соответственно значительно меньшее количество сорбента, подлежащего элюированию и регенерации;

- относительно низкие (примерно в 5 раз) механические потери смолы  с хвостами цианирования.

Важно подчеркнуть, что прочность и долговечность ионообменных смол в гидрометаллургическом цикле всегда вызывала озабоченность технологов (а также и производителей смол) в связи со значительно более высокой стоимостью ионитов по сравнению с активированными углями. Кроме обычных факторов, вызывающих разрушение смолы (как и углей) в пульповом сорбционном процессе за счет абразивного действия рудных частиц и соударений, имеющих место при транспортировке, перекачке и грохочении сорбента, принимается во внимание и возможность так называемого «осмотического шока», который претерпевает смола при ее набухании и сжатии в последовательно протекающих процессах адсорбции и элюирования. Данный момент, в частности, отражен в методических рекомендациях по экспериментальному определению механической прочности смол с целью получения представления о возможных потерях сорбента в условиях полномасштабного производства.

2.2.2. Процесс RIL («смола — в выщелачивании»)

Принципиальным отличием RIL от RIP-процесса является то, что в данном варианте сорбция золота из цианистых пульп совмещается во времени и аппаратуре c растворением металла. При этом наиболее ощутимый технологический эффект достигается в случае переработки углистых золотых руд, обладающих естественной сорбционной активностью по отношению к растворенному в цианиде золоту (прег-роббинг, preg-robbing). Введение в цианистую пульпу более сильных синтетических сорбентов золота в значительной степени (хотя и не до конца) снижает возможность сорбции золота природным углистым веществом и потери металла с хвостами. Прирост извлечения золота от применения такого рода совмещенного процесса «выщелачивание-сорбция» («сорбционное выщелачивание») очень сильно зависит от прег-роббинговой активности углерода в рудах и от условий проведения сорбционного выщелачивания, в частности, от качества применяемых искусственных сорбентов. В этом плане активированные угли значительно уступают золотоселективным ионообменным смолам, обладающим гораздо лучшей кинетикой адсорбции и более высокими емкостными характеристиками.

Немногочисленные примеры промышленного использования технологии CIL («уголь — в выщелачивании») при переработке углистых руд и концентратов с преимущественно цианируемым золотом свидетельствуют о том, что данный процесс на фабриках протекает со значительными трудностями.

Факты из промышленной практики переработки углеродсодержащего золоторудного сырья, убедительно свидетельствуют о том, что такие руды, даже при наличии в них цианируемого золота, являются весьма неблагоприятным материалом для угольно-сорбционного процесса (CIP, CIL).

Альтернативой в данном случае может явиться цианирование в присутствии ионообменных смол.

Это, в частности, подтверждается опытом работы цианистой золотоизвлекательной фабрики «Пеньом» (Реnjom) в Малайзии. Предприятие перерабатывает в год около 600 тыс.т руды, добываемой открытым способом. Содержание золота в руде от 6 до 10 г/т. Особенностью руды является наличие в ней от 0,2 до 1,5% органического углерода, создающего серьезные «прег-роббинговые» проблемы. Именно по этой причине, вызывающей низкое извлечение золота активированным углем, фабрика в 1999 г. переведена с угольной (CIL) на «смоляную» технологию (RIL), что позволило повысить извлечение металла в гидрометаллургическом цикле до 90%.

Первоначально уголь был заменен на обычную сильноосновную смолу. Однако данная смола продемонстрировала низкую селективность по золоту, вследствие чего на ней сорбировалось большое количество сопутствующих тяжелых цветных металлов. Результатом этого явились большие потоки смолы с одновременной депрессией процесса насыщения смолы золотом. В связи с организацией промышленного выпуска смолы Miniх, которая показала хорошую селективность по отношению к золоту, принято решение об ее использовании на фабрике. Потери смолы на предприятии «Пеньом» определены величиной менее 5 г на 1 т руды, что почти на порядок ниже ранее имевших место на фабрике потерь активированного угля.

Одним из существенных преимуществ ионообменных смол перед активированными углями при переработке углистых золотых руд является возможность их использования в сочетании с реагентами, способными образовывать на поверхности частиц углеродистого вещества экранирующие покрытия, изолирующие эти частицы от контакта с золотосодержащими цианистыми растворами. Попытки применить данный технический прием в варианте CIL, как правило, оказывались неудачными, поскольку вводимые в пульпу «пассивирующие» добавки (керосин, дизельное топливо, ализарин и другие вещества органического и неорганического происхождения) экранируют не только частицы углистого вещества, но в значительной степени зерна самого активированного угля, снижая его сорбционную способность.

В отличие от активированных углей ионообменные смолы менее склонны к органическим загрязнениям, в частности к жидким углеводородам, и поэтому могут быть успешно использованы в комбинации с различными экранирующими добавками.

Помимо более низких затрат, извлечение золота в RIL-процессе, как установлено «баковыми» экспериментами, составляет 87% по сравнению с 80% для CIL-цианирования, что обеспечивает «смоляной» технологии дополнительный экономический эффект.

Таким образом, сделан общий вывод, что технология RIL представляется гораздо более экономичной при извлечении золота из сорбционноактивных углеродсодержащих руд.

2.2.3. Процесс RIS («смола — в растворе»)

Результатом относительного снижения цены на золото в 70-х годах прошлого столетия явилось широкое развитие и внедрение в промышленность низкостоимостной технологии кучного цианистого выщелачивания (КВ). В данном процессе производятся, как правило, бедные по содержанию золота и чистые (осветленные) растворы, из которых золото извлекают в соответствующую товарную продукцию. Для этой цели обычно используется метод CIS («уголь — в растворе»).

После того, как компания «Мinteк» завершила разработку своего RIP (PIL)-процесса и смолы Minix, основное внимание было обращено на использование данной смолы в целях извлечения золота из растворов КВ. В этой связи «Мintek» совместно с компанией «LTA Process Engng» (ныне — «Grinaker LTA», ЮАР) провели сравнительную технико-экономическую оценку процессов RIS («смола — в растворе») с использованием смолы Miniх и CIS. Расчеты проведены для полномасштабной установки KB производительностью 150 м3/ч растворов, содержащих 1,5 мг/л Аu, до получения растворов с остаточной концентрацией Аu менее 0,01 мг/л. В сорбционном процессе приняты колонны с зажатым слоем (3 колонны в серии), которые использовались и для элюирования смолы. Уголь после адсорбции переводили в отдельную элюационную колонну, которая обеспечивала возможность применения относительно высоких температуры и давления.

Принято, что степень насыщения смолы и угля в данных растворах будет одинаковой. Также приняты одинаковыми расходы на обслуживание установок RIS и CIS, стоимость рабочей силы и потребности в воде.

С учетом вышесказанного установлено, что величина капитальных затрат (КЗ) для фабрики RIS примерно на 30% ниже, чем для CIS. Главным различием в КЗ для этих двух установок является необходимость использования прокалочной печи для регенерации активированного угля, в то время как для смолы термической регенерации не требуется.

Также эксплуатационные затраты (ЭЗ) по варианту RIS ниже на 40% по сравнению с эквивалентной по производительности установкой СIS.

В то же время компания «Licopodium Pty Ltd» из г. Перт (Западная Австралия) провела экономическое сопоставление процессов CIS и RIS с использованием в последнем случае смолы AuRIX. Сопоставление проведено на основе разработанных для каждого варианта критериев проектирования, которые учитывают все детали практической реализации рассматриваемых процессов применительно к растворам кучного цианистого выщелачивания. При этом не принято никаких различий по следующим статьям:

- затраты на горные работы, строительство  площадок и прудов для кучного  выщелачивания, а также на дробление  и штабелирование руды;

- обеспечение энергией и водой;

- собственные (общехозяйственные) затраты  предприятия.

Из представленных выше материалов сделан вывод, что ионообменный способ извлечения золота из цианистых сред (растворов, пульп) является не только вполне «жизнеспособным», но и в некоторых условиях имеет определенные преимущества перед традиционным и общепринятым в «западном мире» угольно-сорбционным процессом. Причем это касается всех вариантов адсорбционной технологии: RIP, RIL, RIC. Проведенными исследованиями и технико-экономическими расчетами показано, что производимые в промышленных масштабах золотоселективные ионообменные смолы обладают более высокой сорбционной емкостью и более высокой скоростью адсорбции и не требуют термической регенерации, которая является необходимой операцией для активированных углей. Последний фактор оказывает существенное влияние на экономику адсорбционного процесса (капиталовложения и эксплуатационные затраты).

Нельзя оставить без внимания и такой вопрос: почему, несмотря на столь благоприятные предпосылки для развития ионообменной технологии извлечения золота за рубежом, а также успешное функционирование нескольких предприятий, переведенных с углей на анионообменные смолы, процесс RIP (RIL), тем не менее, имеет весьма ограниченное применение «на западе»? Авторы объясняют это тем, что в последние три десятилетия угольная технология слишком крепко «укоренилась» в практику зарубежной золотодобычи и, следовательно, риск при ее использовании там сводится к минимуму. Поэтому рассматривается следующий сценарий развития событий. Как и угольно-сорбционная технология, процесс RIP (RIL) будет входить в золотодобывающую промышленность постепенно: сначала — на фабриках, где применение активированных углей вызывает определенные проблемы (например, где осуществляется переработка сорбционно-активных руд), а затем — в качестве «желанной» технологии для общего применения. При этом более предпочтительным представляется применение ионного обмена на вновь строящихся объектах, поскольку данный процесс, как показали технико-экономические исследования, характеризуется меньшими капитальными затратами. Предполагается, что промышленный успех и широкое принятие процессов RIP/RIL/RIS в золотодобывающей отрасли могут произойти уже в следующем десятилетии.

В заключение необходимо подчеркнуть, что в России (как ни в какой другой стране мира) в настоящее время функционирует достаточно большое количество золотодобывающих предприятий, осуществляющих как ионообменную, так и угольно-сорбционную технологию. Это создает благоприятные возможности для проведения глубокого, всестороннего и объективного технолого-экономического сопоставления этих двух процессов применительно к рудам и рудным концентратам самого разнообразного вещественного состава, перерабатываемым в различных регионах РФ.  Важность такого рода работы для золотодобывающих компаний России и для отрасли в целом не вызывает сомнений. При строительстве крупных обогатительных фабрик технологическим исследованиям руд должно уделяться первостепенное внимание.

 

2. Специальная часть

2.1. Изучение вещественного состава объектов исследования

В данной работе исследуется золотосодержащий концентрат, состав которого представлен в таблице 1.1

Таблица 2.1 Состав золотосодержащего концентрата.

Элемент	Содержание, %
Cu	1,35
Pb	0,06
Zn	0,07
Fe	28,5
S	0,3
Co	< 0,001
Ni	< 0,001
Mn	4,47
SiO2	28,5
Al2O3	6,71
CaO	1,12
K2O	1,98
Na2O	0,35
MgO	0,3
Mo	0,0021
As	0,022
Sb	< 0,002
Hg	0,00008
C	0,28
	Концентрация, г/т
Au	33,1

 

Гранулометрический состав флотоконцентрата, полученный из исходной пробы представлен в таблице 2.2

 

Таблица 2.2 - Гранулометрический состав флотоконцентрата.

Классы крупности, мм	Концентрат
	Выход, %
+0,071	0,93
-0,071+0,045	1,78
-0,045	97,28
Исходная	100,00

Распределение золота по классам крупности флотационного концентрата, полученного из исходной пробы руды показана в таблице 2.3

Таблица 2.3 - Распределение золота по классам крупности

Крупность, мм	Концентрат
	Выход, %	Au, г/т
+0.045	2.7	402.1*
-0.045	97.3	22.8
Исходная	100.0	33.1
		Извл.%
+0.045		32.99
-0.045		67.01
Исходная		100.00