» » Качественная (технологическая) схема операций на золотоизвлекательных фабриках
30.12.2015

После выбора основной технологической схемы при проектировании золотоизвлекательных фабрик разрабатываются детальные схемы операций: а) качественная (технологическая) — с указанием назначения и последовательности операций и качества получаемых в операциях продуктов переработки (крупность и характер материалов — руды, концентрата, хвостов, осадков и пр.); б) количественная — с указанием количества материала, поступающего в каждую операцию, и продуктов, выходящих из операции; в) шламовая — с указанием количеств (объема) воды, растворов и пульпы, поступающих на соответствующие операции и выходящих из них. Количественную и шламовую схемы возможно объединять в единую количественно-шламовую схему операций с указанием количеств твердой и жидкой фаз.
Для определения минерального состава, содержания и извлечения компонентов рудного сырья по продуктам основных переделов схемы составляются материальные балансы: а) полные — с учетом состава всех продуктов — поступающих и выходящих (редко); б) по основным полезным элементам - золоту и серебру (обычно). Расчет материальных балансов позволяет определить извлечение золота и серебра по отдельным процессам и по ЗИФ в целом.
Составление перечисленных схем операций и материальных балансов предшествует техническому оформлению проекта, так как дает необходимые данные для выбора и расчета оборудования и проектирования всей фабрики.
В конце проектирования составляется схема цепи аппаратов или аппаратурно-технологическая, представляющая собой расшифровку сложного комплекса основных и вспомогательных аппаратов фабрики.
Качественная схема операций разрабатывается на основе перечисленных выше исходных материалов, из которых наиболее важное значение имеют результаты предварительного исследования технологических свойств данной руды, выполненных в лабораторном, полупромышленном и промышленном масштабах.
В пояснительной записке к схеме обосновывается выбор процессов переработки руды, отдельных операций, их взаимосвязи и качественных показателей. При разработке отдельных принципиальных вопросов схемы выбор оптимального решения должен подтверждаться расчетом технико-экономических показателей по сравниваемым вариантам.
К основным вопросам, решаемым при составлении качественных схем, относятся следующие.
1. Возможность и целесообразность применения обогащения крупно-кусковой руды с целью выделения пустой породы методами: а) фотометрической сортировки; б) радиометрической сортировки с природной (для золото-урановых руд) или наведенной активностью; в) гравитационным обогащением в тяжелых средах; г) классификацией для отделения глинистых и шламистых фракций, если они не содержат золота. Во всех случаях отделяемая порода, не должна иметь содержание золота, превышающее его содержание в отвальных хвостах фабрики.
2. Выбор схем дробления и измельчения руд. Рассматриваются традиционные схемы двух- или трехстадиального сухого дробления до крупности 10-30 мм и мокрого измельчения в стержневых и шаровых мельницах: в 1-й стадии до тонкости помола не более 60-65% класса -74 мкм, во 2-й стадии - при более тонком измельчении - до 70-90% класса -74 мкм и в 3-й стадии (для твердых руд) - до очень тонкого измельчения - 85-90% класса -43 мкм. Для ЗИФ, расположенных нередко в удаленных районах, особо важное значение имеет возможность применения рудного самоизмельчения или полусамоизмельчения в 1-й стадии, и рудно-галечного измельчения — во 2-й стадии.
3. Извлечение свободного золота. Осуществляется обычно в циклах измельчения гравитационным обогащением в отсадочных машинах, устанавливаемых в замкнутом цикле мельница-классификатор. При значительном содержании мелкого золота, плохо улавливаемого отсадкой в цикле измельчения, для повышения его извлечения подвергается гравитационной концентрации также слив поверочных классификаторов цикла измельчения с использованием шлюзов с ворсистым покровом или короткоконусных гидроциклонов (центробежных концентраторов), что позволяет повысить извлечение свободного золота на 10-15% и более.
4. Переработка гравитационных концентратов. Выход гравитационного концентрата при обогащении отсадкой в барабанных концентраторах и на ворсистых шлюзах составляет в зависимости от характера руд от 1 до 5%, а при использовании короткоконусного гидроциклона (ККГЦ) — от 3 до 10%. Первичные концентраты подвергаются доводке (перечистке), а полученный обогащенный концентрат поступает на извлечение золота и серебра. Из возможных схем переработки гравитационных концентратов наибольший интерес представляют следующие:
а) трех-пятикратная доводка первичных гравитационных концентратов с использованием в 1-й стадии отсадки или ККГЦ (для концентрата этих аппаратов), а затем качающихся концентрационных столов с целью получения богатого концентрата — так называемой золотой головки, - содержащего золота 30-50 кг/т и более, с включением в схему доизмельчения промпродукта концентрации и магнитной сепарации частиц железа, если это требуется для повышения эффективности процесса. Хвосты доводки возвращаются в цикл измельчения руды, а золотая головка после окислительного обжига при значительном содержании сульфидов плавится с флюсами с получением чернового золота. Переработка гравитационных концентратов по данной схеме позволяет получить извлечение золота в черновой металл до 80-90%;
б) на ЗИФ, применяющих для переработки руд цианистый процесс, представляет интерес использование цианирования и для извлечения золота и серебра из гравитационных концентратов после однократной перечистки, если оно позволяет извлечь 80-90% золота. Учитывая специфику состава гравитационных концентратов, для их переработки применяется так называемое интенсивное цианирование, требующее тонкого измельчения концентрата, повышенной концентрации цианистого натрия и кислорода в растворах, интенсивного перемешивания пульпы, большей длительности выщелачивания (до 48 ч и более), иногда со сменой растворов. Хвосты цианирования концентрата направляются в цикл цианирования руд.
Применение цианирования гравитационного концентрата упрощает схему доводки его и исключает необходимость устройства специального пирометаллургического отделения для обжига и плавки золотой головки.
При переработке гравитационных концентратов предложено применять также гидрохлорирование для извлечения золота с последующим цианированием хвостов для извлечения серебра. Данная схема позволяет получить более высокое извлечение золота и серебра, но она более сложная и не исключает применения окислительного обжига в случае присутствия сульфидов, являющихся поглотителями хлора;
в) переработка гравитационного концентрата на медеплавильном заводе при благоприятных условиях транспорта и содержании примесей, допустимых для медных концентратов (мышьяка — не более 2%, сурьмы — не более 0,3%).
5. Цианирование методом перемешивания пульп (агитационный процесс). Используются, в основном, следующие варианты: а) периодическое выщелачивание (редко) при цианировании небольших количеств (5-10 т/сут) богатых концентратов; б) непрерывное прямоточное выщелачивание в каскаде аппаратов в одну стадию - широко применяется, пригодно для большинства руд и концентратов; в) цианирование в две или три стадии с промежуточной сменой растворов сгущением или фильтрацией пульп _ применяется при цианировании руд и концентратов с высоким содержанием золота и серебра, медленном растворении металла, при переходе в раствор вредных примесей меди, сурьмы, мышьяка и др.; г) аэрация пульпы в щелочной среде, сгущение или фильтрация для смены раствора и цианирование агитацией для извлечения золота и серебра - применяется для предварительного (до цианирования) окисления соединений Fe(II) в соединения Fe(III) и выщелачивания раствором соединений мышьяка и сурьмы; д) выщелачивание водой или раствором серной кислоты, сгущение и фильтрация для смены раствора и цианирование агитацией для извлечения золота и серебра - применяется в случае присутствия в рудах или концентратах соединений меди, цинка, железа и др., предварительное выщелачивание которых целесообразно для последующего цианирования.
В отдельных случаях возможны и другие схемы выщелачивания, целесообразность которых для данного сырья подтверждена экспериментально.
6. Обезвоживание пульп и промывка осадков. Выбор рациональной схемы обезвоживания и промывки осадков после выщелачивания является одним из основных вопросов разработки фильтрационно-осадительных процессов цианирования.
В зависимости от характера руд и концентратов, содержания в растворах золота, серебра и цианида, стоимости электроэнергии и других технико-экономических условий возможно применение следующих схем операций обезвоживания пульп и промывки осадков:
а) фильтрация в одну стадию с промывкой кеков на фильтре - применяется при невысоком содержании золота в растворах (до 3-5 г/м3), получении достаточно полной отмывки растворенного золота (до 96-98%) и при плотной пульпе (ж:т = 1...1,5:1), допускающей непосредственное питание вакуум-фильтров непрерывного действия. Операция применяется при использовании рамных вакуум-фильтров периодического действия, которые могут работать на менее плотных пульпах (ж:т = 1,5...2:1) и обеспечивают большую эффективность отмывки растворенного золота, серебра или цианида;
б) фильтрация с предварительным сгущением пульпы - целесообразна при необходимости уплотнения пульпы для питания вакуум-фильтров барабанного или рамного типов и повышения степени отмывки растворенных компонентов;
в) двух- или трехстадиальная фильтрация с промежуточной репульпацией обеззолоченным раствором или противоточным фильтратом — применяется при цианировании богатых руд и концентратов, при высоком содержании в растворах золота и серебра, когда одностадиальная фильтрация не обеспечивает достаточно полного извлечения растворенных металлов.
Выгодность применения двухстадиальной фильтрации по сравнению с фильтрацией в одну стадию определяется соотношением
Ср + Сф + wr ≤ (R2 - R1) + (S2 - S1),

где Cp - себестоимость репульпации кеков, руб/т; Сф - себестоимость 2-й стадии фильтрации, руб/т; w - количество дополнительно осаждаемых растворов при двух-стадиальной фильтрации, м3/т; r - себестоимость осаждения 1 м3 растворов, руб; R1 - стоимость растворенных золота и серебра, извлекаемых при одностадиальной фильтрации, руб/т; R2 - то же при двухстадиальной фильтрации, руб/т; S1 - стоимость цианида натрия, извлекаемого при одностадиальной фильтрации, руб/т; S2 - то же при двухстадиальной фильтрации, руб/т.
Двухстадиальная фильтрация, очевидно, выгоднее фильтрации в одну стацию, если стоимость дополнительно отмываемых золота, серебра и цианида натрия больше или равна себестоимости репульпации, 2-й стадии фильтрации и осаждения дополнительного количества растворов.
Выгодность применения 3-й стадии фильтрации может быть определена аналогичным методом;
г) непрерывная противоточная декантация (НПД) в системе 4-5 сгустителей или в многокамерном сгустителе - может быть целесообразной при переработке легко сгущающихся руд и при использовании для выщелачивания слабых цианистых растворов.
Преимущества схемы: 1) несложность оборудования, автоматичность его действия; 2) небольшой расход электроэнергии; 3) высокая степень отмывки растворенных золота и серебра.
Основные недостатки схемы: 1) громоздкость оборудования, большая площадь, занимаемая сгустителями; 2) большое количество растворов, подлежащих осаждению; 3) большие потери NaCN с хвостами, особенно при выщелачивании более концентрированными растворами.
Для повышения степени извлечения золота, серебра и цианида иногда последнюю ступень сгущения заменяют фильтрацией.
Экономичность применения НПД по сравнению с фильтрацией может быть определена сопоставлением затрат и стоимости получаемой продукции по обоим вариантам.
7. Осаждение золота и серебра из цианистых растворов. Возможны следующие варианты процессов:
а) осаждение золота и серебра цинковой пылью с деаэрацией растворов — наиболее распространенный и достаточно эффективный способ;
б) сорбция золота и серебра из растворов активированным углем - целесообразно применять для переработки растворов, содержащих примеси, затрудняющие процесс цементации цинком, например меди, мышьяка, сульфидной серы и др.; за рубежом часто используется в установках кучного выщелачивания золота;
в) электролитическое осаждение - может быть использовано для извлечения золота и серебра из растворов с относительно высоким содержанием этих металлов (10-20 г/м3 золота и более), получаемых при цианировании богатых руд и концентратов.
8. Сорбционное цианирование пульп с использованием в качестве сорбента ионообменных смол (ионитов) или активированных углей. В золотодобывающей промышленности стран СНГ с 1968 г. нашло успешное и преимущественное применение сорбционное цианирование пульп с использованием для извлечения растворенных золота и серебра ионообменных смол (анионитов). Ионообменная технология цианирования пульп по сравнению с традиционным фильтрационно-осадительным методом имеет следующие преимущества: а) исключение из технологической схемы энергоёмких и дорогих процессов фильтрации пульп и осаждения растворов; б) уменьшение капитальных затрат и эксплуатационных расходов на 20-25%; в) возможность эффективной переработки трудно сгущаемых и плохо фильтруемых глинистых и шламистых руд, а также руд, содержащих природные сорбенты золота и серебра - углистые вещества, некоторые оксиды и сульфиды металлов и пр.; г) повышение извлечения золота при цианировании руд на 1_2%; д) получение конечной продукции более высокого качества (осадка катодного золота).
К недостаткам ионообменного сорбционного цианирования пульп относятся: а) сложность технологии и большой расход реагентов в процессе регенерации насыщенных анионитов; б) использование в процессе регенерации анионитов кислых растворов связано с выделением газов токсичной синильной кислоты; в) низкое извлечение серебра сорбцией анионитами из многокомпонентного золотосодержащего раствора цианистых пульп и необходимость при значительном содержании серебра в растворе сооружения дополнительной серебряной секции для достаточно полной сорбции и десорбции этого металла; г) отсутствие оборота цианистых растворов.
В зарубежной практике также расширяется применение процесса сорбционного цианирования пульп, но в качестве сорбента используются прочные сорта активированных углей. К их преимуществам относятся: а) значительно меньшая стоимость активированных углей по сравнению со стоимостью анионитов; б) меньшая сложность процесса десорбции золота и регенерации активированных углей; в) большая селективность углей в отношении сорбции меди, цинка, железа и других компонентов, содержащихся в цианистых растворах.
Недостатками активированных углей являются: а) более высокие потери углей с хвостами вследствие истирания и разрушения их частиц в пульповом процессе при сорбировании ими золота и серебра; б) пониженное извлечение серебра и отсутствие оборота цианистых растворов, как и в случае сорбции анионитами.
Применение активированных углей в качестве сорбентов представляет интерес и для отечественной золотопромышленности, особенно при сорбционном цианировании руд, содержащих растворимые примеси (медь, цинк, никель, роданиды и др.), затрудняющие извлечение золота и серебра анионитами.
Целесообразность применения фильтрационно-осадительной или сорбционной технологии цианирования определяется в каждом конкретном случае экспериментальными данными укрупненных испытаний и сопоставлением технико-экономических показателей, рассчитанных для сравниваемых вариантов.
Пример: Определение технико-экономической эффективности применения при цианировании руды по полному иловому процессу фильтрационно-осадительной или ионообменной технологии.
Исходные данные: производительность ЗИФ — 330 000 т руды в год; руда кварцево-окисленная с небольшим содержанием первичных шламов; измельчение руды для цианирования — 90% крупностью -0,15 мм (75% крупностью -0,074 мм); содержание в руде: Au - 2,5 г/т, Ag - 0,6 г/т. Извлечение из руды по фильтрационноосадительной схеме: Au - 92%, Ag - 80%; по сорбционно-ионообменной схеме: Au - 93%, Ag - 30%.
При расчете показателей не учитываются операции рудоподготовки (дробление, измельчение, сгущение), так как они одинаковы по обоим вариантам. Учитываются только затраты по цианированию руды.
По предварительным расчетам капитальные вложения по фильтрационно-осадительной системе составляют 980 тыс. у.е., по сорбционной схеме - 816 тыс. у.е.
Затраты на материалы и реагенты и стоимость цианирования по фильтрационно-осадительной и сорбционной схемам приведены в табл. IV.1-IV.3.
Качественная (технологическая) схема операций на золотоизвлекательных фабриках
Качественная (технологическая) схема операций на золотоизвлекательных фабриках
Качественная (технологическая) схема операций на золотоизвлекательных фабриках

Численность производственного персонала, чел.: фильтрационно-осадительная схема 70, сорбционная 45.
Расход электроэнергии принят, кВт*ч/т: фильтрационно-осадительная схема 20, сорбционная 8.
Годовые затраты на производство составляют, у.е.:
по фильтрационно-осадительной схеме
C1 = 330 000 * 1,993 = 657 690;
по сорбционной схеме
C2= 330 000 * 1,727 = 569 910.
Получено по фильтрационно-осадительной схеме, г/год:
золота - 330 000 * 2,5 * 0,92 = 759 000;
серебра - 330 000 * 0,6 * 0,8 = 158 400.
Получено по сорбционной схеме, г/год: золота - 330 000 * 2,5 * 0,93 = 767 250; серебра - 330 000 * 0,6 * 0,3 = 59 400.
Стоимость годовой продукции по фильтрационно-осадительной схеме, у.е./год:
золота — 5 у.е./г * 759 000 = 3 795 000;
серебра - 0,15 у.е./г* 158 400 = 23 760;
Всего П1 = 3 818 760.
Стоимость годовой продукции по сорбционной схеме, у.е./год:
золота — 5 у.е./г * 767 250 = 3 836 250;
серебра - 0,15 у.е./г * 59400 = 8910;
Всего П2 = 3 845 160.
Эффективность сорбционной схемы, у.е./год:
Э2 = (С, + EK1) - (C2 + EK2) = (657 690 + 0,15 * 980 000) -
- (569 910 +0,15-816 000) = (657 690 + 147 000) -
- (569 910 + 122 400) = 804 690 - 692 310 = 112 380.
Стоимость дополнительной продукции, у.е./год:
Пд = П2 - П1 = 3 845 160 - 3 818 760 = 26 400.
Общая эффективность сорбционной схемы, у.е./год:
Эсорб = Э2 + Пд = 112 380 + 26 400 = 147 030.
Срок окупаемости дополнительных капиталовложений не определяем, так как капитальные затраты по сорбционной технологии меньше, чем по фильтрационно-осадительной схеме.