Электромонтаж Ремонт и отделка Укладка напольных покрытий, теплые полы Тепловодоснабжение

Извлечение золота из глинистых руд на фабрике Хоумстейк (США)

20.12.2018


Принадлежащая в настоящее время компании "Хоумстейк Майнинг" фабрика (штат Южная Дакота) - старейшее золотодобывающее предприятие США. Оно основано в 1876 г. и продолжает успешно функционировать в настоящее время. На фабрике производится обработка золотосодержащей руды, состоящей из хлоритизированных сланцев со значительным количеством кварца, включениями пирротина, пирита и арсенопирита. Из второстепенных минералов отмечаются анкерит, кальцит, галенит, сфалерит, гематит и магнетит. Золото в основном представлено свободными зернами, частично ассоциировано с сульфидами железа, распределяется в руде неравномерно.

За длительный период своего существования фабрика многократно реконструировалась, технология переработки руды на ней изменялась и совершенствовалась, сохраняя при этом общую направленность, связанную с наличием в руде свободного и легко планируемого золота, вскрываемого при относительно грубом помоле руды.

До 1973 г. принятая на фабрике технологическая схема включала в себя: дробление и измельчение руды в стержневых н шаровых мельницах до крупности минус 0,175 мм, амальгамацию (с введением ртути в измельчительные аппараты), классификацию хвостов амальгамации на пески (выход 55 %) и шламы с раздельным цианированием получаемых продуктов соответственно в перколяторах и агитационных чанах; осаждение золота из растворов цинковой пылью, плавку амальгамы и цинковых осадков на металл Доре и рафинирование сплава по методу Миллера (хлорирование) с получением слитков чистого золота и серебра соответственно 997-й и 900-й пробы. При переработке по данной схеме руды с исходным содержанием золота 11 г/т достигнуто извлечение металла в конечную товарную продукцию на уровне 97 %, в том числе в амальгаму - 70 %. Содержание золота в хвостах цианирования песков 0,4 г/т, шламов - 0,2 г/т. Расход основных реагентов: ртуть 14-16 г, NaCN 200 г н известь 100 г на 1 т руды.

В 1973 г. осуществлена существенная реконструкция фабрики с увеличением ее производительности с 5000 до 5250 т руды в сутки. Амальгамация всей массы руды заменена на гравитационное обогащение (корытные ловушки золота между мельницами и классифицирующими аппаратами) с внутренней амальгамацией гравиоконцентратов в бочках. Внедрена технология сорбции золота из шламовой фракции цианистой пульпы (99,5 % класса минус 0,074 мм) активированным углем. При содержании золота в исходной руде 8,7 г/г получено извлечение металла 94,6-96,0 %, в том числе в гравитационно-амальгамационном цикле 20-25 %.

С 1987 г. после очередной реконструкции фабрика "Хоумстейк" (6100 т в сутки руды, содержащей 4,32 г/т золота и 1.2 г/г серебра) работает по схеме, приведенной на рис. 22.1.

Доставленная из подземных горных выработок руда проходит 3 стадии дробления (гирационные, конусные и короткоконусные дробилки) с промежуточным и поперечным грохочением (двухдечные грохота) по конечному классу крупности минус 13 мм. Дробленая руда ленточными питателями (610x1220 мм) подается из бункеров на 1-ю стадию измельчения в стержневые мельницы размером 1,8x3,7 и 2,1x4,6 м. Измельченный продукт классифицируется в гидр о циклон ах Д-20 и Д-20В, В замкнутом цикле с гидроциклонами установлены шаровые мельницы (2,7x3,7 м) второй стадии измельчения, отсадочные машины дуплекс-действия (0,6x0,9 м) и шлюзы с подвижным покрытием. Концентраты отсадочных машин и шлюзов (содержание Au около 100 г/г) проходят 3 стадии перечистки на концентрационных столах Денвера № 6 и № 14. При этом концентрат 1-й перечистки накапливается и периодически (4 раза в неделю) доводится на стопах до содержания золота в конечном продукте порядка нескольких десятков процентов. Полученный продукт подвергается плавке.

Внедрение на фабрике усовершенствованной схемы гравитационного обогащения (с заменой ловушек на более эффективные концентрационные аппараты) позволило повысить извлечение металла в данном цикле е 20-25 до 50 % и в целом по фабрике с 93,9 до 95,3 %.

Измельченные до крупности 65 % класса минус 0,074 мм хвосты гравитационного обогащения классифицируются в гидроциклонах Кребса Д-20В с получением Песковой (выход около 60 %) и иловой фракций, которые подвергаются раздельному цианированию (рис. 22.2).

Выщелачивание золота из песков производится в перколяционных чанах 13,2x3,6 м (общее количество чанов 35), каждый из которых вмещает по 750 т материала. Перед цианированием пески обрабатываются в течение 8 ч известковым молоком с целью нейтрализации присутствующего в руде пирротина и создания необходимой щелочности растворов. Далее следует аэрация песков сжатым воздухом под давлением 0,6 атм (продолжительность аэрации 16-30 ч) и промывка осветленной водой, подщелоченной до pH = 11,5-12 (в течение 2 ч). Промытые пески выщелачиваются раствором NaCN (0,5-0,6 г/л) из расчета продвижения свежего раствора со скоростью 63 мм/ч. Продолжительность выщелачивания составляет 30-32 ч (заполнение чана раствором 16-18 ч, спуск раствора 14 ч). Раствор из сборных чанов поступает на осаждение цинковой пылью.

После спуска маточного раствора пески подвергаются вторичной аэрации (4 ч) при закрытом спускном клапане. Далее следует второе выщелачивание (16+10 ч) с направлением золотосодержащих растворов в цикл осаждения. Пески аэрируются в третий раз (4 ч) и снова выщелачиваются в прежних условиях в течение 10-12 ч. Раствор поступает в сборные чаны, где в него добавляют цианид, чтобы довести концентрацию NaCN до 0,5-0,6 r/л. Подкрепленный раствор направляют в оборот (1-я стадия выщелачивания). Пески аэрируют в 4-й раз в течение двух часов, а затем подвергают выщелачиванию слабым отработанным раствором с концентрацией NaCN 0,2-0,3 г/л в течение 8-10 ч. Выщелоченные пески промываются водой (18-22 ч). Промывные растворы направляют в сборные чаны для подкрепления и последующего использования в оборотном цикле. Промытые пески в течение 4,5-5 ч вымываются из перколяторов осветленной водой и транспортируются в горный цех для заполнения выработанного пространства. Общая продолжительность перколяционного выщелачивания 160-190 ч (7-8 суток). Извлечение золота из песков с исходным содержанием металла 3-4 г/т составляет 90-95 %; расход реагентов в данном технологическом цикле (кг на 1 т песков): цианида 0,325; извести 0,875; цинковой пыли 0,0075.

Переработка иловой фракции руда (2250 т/сут с содержанием золота 2,5-3,1 г/т) производится по схеме, включающей следующие основные операции:

- сгущение до массовой доли твердого в пульпе 45 % в двух шламовых сгустителях (Д = 120 м), расположенных за пределами здания;

- кондиционирование пульпы: 2-х часовая обработка известковым молоком (расход CaO 900 г/т) и воздухом в двух агитаторах пропеллерного типа 5,4x6,0 м;

- цианирование в течение 20 ч (7 агитаторов Дорра 9,0x6,6 м) при загрузке NaCN 0,3-0,4 кг на 1 т питания;

- адсорбция золота из пульпы активированным углем в 4-х последовательно расположенных агитаторах аэролифтного типа 5,4x4,8 м, оборудованных вибрационными ситами 0,6x1,2 м для обеспечения противотока угля.

Используется уголь из скорлупы кокосовых орехов крупностью 1,2x2,3 мм. Продолжительность контакта угля с пульпой 3 ч, концентрация угля в пульпе 15-20 г/л.

Извлечение золота из илов при соблюдении приведенных выше условий выщелачивания-сорбции составляет 92 % при содержании металла в жидкой фазе хвостов 0,015 г/т. При этом извлечение растворенного золота в процессе сорбции находится на уровне 99,2 %.

Насыщенный уголь, содержащий от 7 до 14 кг Au на 1 т (в среднем 9 кг/т), выводится из головного адсорбционного чана и подвергается выщелачиванию каустическим цианистым раствором (10 г/л NaOH и 2 г/л NaCN) при температуре 90 °С. Раствор циркулирует через 2 конических сосуда из нержавеющей стали, установленных последовательно, каждый из которых вмещает 817 кг угля. Продолжительность циркуляции составляет около 60 ч (скорость потока раствора 45-55 л/мин), что обеспечивает десорбцию золота до остаточного содержания металла в угле не более 155 г/т. Горячий золотосодержащий раствор направляется в 2 модифицированные ванны (электролизеры) Задра размером 0,9x1,1 м, изготовленные из стекловолокна. Золото осаждается на волокнистом катоде из нержавеющей стали. Образующаяся золото-серебряная губка периодически удаляется из ванны и направляется на рафинирование с целью получения чистых металлов. Уголь после десорбции промывается водой и затем подвергается термической реактивации в закрытой вращающейся печи в течение 15 мин при температуре 593 °C. Реактивированный уголь пропускается через сито 0,84 мм, нижний продукт которого направляется на рафинирование, а верхний возвращается в сорбционный цикл в смеси с добавленным свежим углем, расход которого составляет 28-45 г на 1 т руды (плов).

На предприятии организована биологическая очистка сточных вод от цианидов с одновременной биосорбцией металлов. Обезвреженная пульпа шламового цикла транспортируется в хвостохранилище на расстояние 4,7 км по двум ниткам стальных трубопроводов (диаметр труб 200 мм), футерованных резиной. Оборотная вода из хвостохранилища, перед поступлением на фабрику, осветляется в двух сгустителях (Д = 125 м), слив которых после озонирования обрабатывается активированным углем с целью доизвлечения остатков растворенного золота и серебра.

Общая стоимость обработки 1 т руды на Хоумстейк - 1,68 долл. (данные 1975 г.). Себестоимость 1 г золота с учетом добычи руды и других затрат - 9,65 долл. (1989 г). Стоимость гидрометаллургической переработки 1 т илов - 0,68 долл.; капитальные затраты на строительство фабрики "уголь в пульпе" 975 тыс. долл., гравитационного узла -1,8 млн. долл., хвостохранилища - 14,2 млн. долл. Суммарный расход электроэнергии - 19,5 кВт-ч на 1 т руды, в том числе 9,5 кВт*ч - на измельчение.

В 1994 г. на Хоумстейк переработано 2,43 млн. т руды, в том числе добытой подземным способом 1,26 и открытым - 1,17 млн. т с извлечением золота соответственно 9,33 и 3,11 т (всего 12,44 т). Перед этим на предприятии, испытывавшем значительные технические и экономические проблемы, проведен ряд мероприятий по снижению производственных затрат. В частности, пересчитаны запасы в горных отводах рудника со списанием нерентабельных и уменьшением общей величины запасов с 18,9 до 13,6 млн. т, с увеличением содержания золота в запасах с 7,15 до 7,46 г/г. Сокращено количество подготовительных и очистных забоев со снижением объемов подземной добычи на 5 % и концентрацией работ на богатых участках рудного поля. Среднее содержание Au- в рудах подземной добычи увеличено на 34 %, бортовое содержание - на 33 %, а доля металла, добываемого из шахтных руд - на 27 %. За счет проведенных мероприятий эксплуатационные затраты на получение 1 г золота из руд подземной добычи сокращены к марту 1993 г. до 9,93 долл. со снижением общих затрат на 1 г на 17 %.

В 1-м полугодии 1996 г. на фабрике произведено 6485 кг золота.


Имя:*
E-Mail:
Комментарий: