Электромонтаж Ремонт и отделка Укладка напольных покрытий, теплые полы Тепловодоснабжение

Переработка теллуристых и селенистых руд на золоторудном комплексе Калгурли (Австралия)

20.12.2018

Месторождение Калгурли (штат Западная Австралия) открыто в 1983 г. С того времени на месторождении добыто более 1300 т золота на сумму 20 млрд. австрал. долл. (в ценах 1993 г.). На протяжении более 100 лет район Калгурли представляет собой центр научно-технического прогресса золотодобывающей промышленности Австралии. Причинами этого являются не только большие запасы и объемы добычи золотых руд в данной регионе, но также значительная Доля в запасах золота, представленного в упорной форме, что требует постоянного введения на предприятиях различных технических усовершенствований. К числу таковых могут быть отнесены: мoдернизиpoвaннaя технология пенной флотации труднообогатимых сульфидных руд (впервые внедренная на фабрике "Брокен Хилл" более 40 лет тому назад), окислительный обжиг концентратов, применение брома при цианировании теллуристых руд, использование (с 80-х годов) процессов "CIP" и "CIL", освоение технологии биологического выщелачивания (фабрика "Леонора", 1992 г. и т.д.).

Ведущую роль в разработкой освоении новых технологий в Западной Австралии играет созданная в 30-е годы металлургическая лаборатория Калгурли, являющаяся основным исследовательским центром по обогащению золотосодержащих руд и руд тяжелых цветных металлов данного региона.

И сегодня золоторудный комплекс "Калгурли", управляемый компанией "Калгурли Консолидейтед Голд Майнз", относится к числу наиболее крупных предприятий металлургической промышленности Австралии, занимая 1-е место в стране по объемам добычи золота (13 т в 1992 г.).

Рудные месторождения района Калгурли представлены в основном упорными сульфид-теллуристыми рудами. Золото в рудах присутствует частично в свободном состоянии, но, главным образом, в виде прочных ассоциаций с сульфидами (пирит, арсенопирит, в меньшей степени халькопирит) и теллуристых соединений. Золото, связанное е сульфидами, находится в них в распыленном состоянии и не освобождается даже после очень тонкого измельчения. Такой характер руды определяет необходимость применения для ее обработки достаточно сложной технологии, сочетающей процессы гравитационного и флотационного обогащения с гидро- и пирометаллургичсекими операциями.

Ниже дается описание работы одной из фабрик Калгурли, осуществляющей переработку теллуристых руд по комбинированной технологии.

Технологическая схема фабрики представлена на рис. 21.9.

Поступающая на фабрику (1360 т в сутки) руда со средним содержанием золота 6 г/г подвергается трехстадиальному дроблению до крупности минус 13 мм последовательно в конусных и короткоконусных дробилках. Затем следует двухстадиальный цикл измельчения в стержневой (2,4х3,6 м) и трех шаровых мельницах (2,4x1,8 м) до конечной крупности 75 % класса минус 0,074 мм.

Для улавливания свободного золота из слива стержневой мельницы используются концентрационные столы. Гравитационный концентрат амальгамируется, амальгама отпаривается и золото плавится на слитки.

Далее измельченный материал подвергается флотации. Пиритный концентрат и хвосты флотации сгущаются в отдельных сгустителях с диаметром соответственно 9 и 36 м, слив которых поступает в бак хранения воды флотационного цикла. Сгущенные хвосты флотации подвергаются цианированию в двух аппаратах-агитаторах (диаметром 9,0 и высотой 5,4 м) п дополнительному сгущению, после чего пульпа поступает на фильтрацию в барабанные фильтры (2 фильтра 2.4х3,6 м и 2 фильтра 3,45x4,2 м). Кек после промывки обеззолоченными растворами сбрасывается в хвостовой прудок. Фильтрат возвращается в промывной сгуститель, слив которого направляется в осадительную секцию бедных растворов на осаждение золота цинковой пылью.

Для извлечения золота из пиритного флотационного концентрата применяется технология двухстадиального цианирования с промежуточным окислительным обжигом, в процессе которого происходит вскрытие упорного золота из сульфидов и теллуридов. Первая стадия цианирования включает выщелачивание концентрата в 5 агитаторах 4,8x3,6 м и фильтрацию пульпы на двух барабанных фильтрах 1,65x1,8 м. На второй стадии цианирования используются 1 агитатор 4,8x3,6 м и барабанный фильтр 2,4x3,6 м. В обоих случаях производится отмывка растворенного золота на фильтрах обеззолоченными цианистыми растворами из цикла осаждения. Эти же растворы используются для распульповки отвальных кеков и транспортировки их в хвостохранилище.

Окислительный обжиг концентрата (кек 1-й стадии цианирования) производится в трех обжиговых печах Эдвардса с использованием стандартного режима обжига для золотосодержащих пиритов.

Цианистые растворы "концентратного" цикла поступают в отдельную секцию осадительного отделения. Получаемые цинковые осадки обеих секций объединяются и плавятся на черновое металлическое золото.

Общее извлечение золота при переработке руды по принятой на фабрике технологии составляет 87,8 %. Расход электроэнергии 21,4 кВт*ч/т, в том числе на измельчение 11,6 кВт*ч/т.

Затраты на обработку руды (в ценах 1975 г., на 1 "короткую" тонну) составили 3,69 долл., в том числе по переделам: дробление 0,37; измельчение и классификация 0,94; флотация 0,33; цианирование и сгущение 0,52; осаждение и рафинирование 0,25; обработка концентрата (включая обжиг и гидрометаллургическую переработку огарка) 0,30; транспортировка, хранение хвостов и оборотное водоснабжение 0,09; непрямые и накладные расходы 0,89.

Стоимость добычи 1 т руды 5,6 долл.

В этом же районе работает 2-я фабрика производительностью 500 т руды в сутки. До 1956 г. обработка руды на фабрике проводилась по схеме, включающей предварительное цианирование измельченной руды, обработку хвостов цианирования сернистым газом и флотацию с получением сульфидного концентрата. Флотационный концентрат подвергался обжигу, огарок повторно цианировался и возвращался в измельчительный цикл. В 1956 г. фабрика переведена на технологию, аналогичную описанной ранее (см. рис. 21.9).
Имя:*
E-Mail:
Комментарий: