Организация водно-шламового хозяйства при обогащении высокоглинистых золотосодержащих руд

А. Доберсек — к.т.н. «Инжиниринг Доберсек ГмбХ», Германия
А.С. Кирнарский — д.т.н. «Инжиниринг Доберсек ГмбХ», Германия
А.И. Райш — «Инжиниринг Доберсек ГмбХ», Германия
С.Я. Дык — Куранахская ЗИФ

Водно-шламовое хозяйство золотоизвлекательной фабрики являет собой систему по обеспечению необходимого разжижения пульпы и насыщения ее достаточными количествами цианидов на различных обогатительных переделах, извлечения глинистых шламов, осветления оборотной воды и сокращения загрязнения рек и водоемов. Структурно водно-шламовая схема включает: гидроклассификацию тонкодисперсного материала, щепоулавливание, сгущение, нейтрализацию, обезвоживание и складирование отходов обогащения.

Кроме того, в отличие от классической водно-шламовой схемы, в задачу водно-шламового комплекса предприятий по переработке золотосодержащих руд входит также поддержание концентрации и расхода цианидов на заданном уровне в условиях стадиального измельчения исходной руды.

Класс крупности, мм	Выход, %
Более 10,00 5,00-10,00 2,00-5,00 1,00-2,00 0,63-1,00 0,32-0,63 0,16-0,32 0,07-0,16 0,00-0,07 Итого	6,80 11,30 4,00 5,60 3,00 6,60 11,50 3,00 48,20 100,00

Табл. 1. Гранулометрический состав исходной руды Куранахской ЗИФ

Особый интерес представляет золотосодержащая фабрика по переработке руд со значительным содержанием глинистых минералов, примером которой может быть Куранахская ЗИФ.

Куранахская ЗИФ введена в эксплуатацию в 1965 году с полным иловым процессом для переработки высокоглинистых руд Куранахского рудного поля. В начале 70-х годов фабрика подверглась реконструкции и была переведена на новую ионообменную технологию, для совершенствования водно-шламового комплекса которой позже были установлены радиальные сгустители диаметром 50 м, и в пойме реки Латышской введено в эксплуатацию хвостохранилище для сброса хвостовой пульпы.

Сырьевой базой фабрики являются одиннадцать месторождений Куранахского рудного поля, которые имеют гидротермальное происхождение и образовались в процессе метасоматического замещения пород подконгломератовой толщи и коры выветривания, причем руды являют собой рыхлую горную массу, состоящую из дресвы, песчано5глинистой смеси с включениями обломков кварц-лимонитовых руд, песчаников и известняков. В куранахских рудах отмечаются две разновидности золота: ковкое и хрупкое, но основная масса золота — хрупкое. Оно представлено дендритовыми, пластинчатыми, чешуйчатыми и другими формами. Поверхность его губчатая, мелкопористая. Пробность золота руд Куранахского рудного поля — 870-925. Золото представлено преимущественно микроскопическими (0,05-0,001 мм) и субмикроскопическими (0,1 мкм) частицами, находится в свободном состоянии и генетически связано с сульфидами, гидроксидами железа и кварца. Ассоциации золота с этими минералами не препятствуют его контакту с выщелачивающими растворами. По минеральному составу руды всех месторождений однотипны и отличаются лишь по содержанию глины, карбонатов и оксидов железа.

Время сгущения, мин. Тк	Расход флокулянта - 30 г/т руды				Расход флокулянта - 50 г/т руды
	Высота осветленного слоя, Н, мм при плотности, %				Высота осветленного слоя, Н, мм при плотности, %
	5	11	15	28	5	11	15	28
1	229	202	150	47	235	170	8,5	3,5
3	239	216	180	54	247	183	10,00	4,5
5	242	222	183	59	250	201	11,0	5,1
7	245	226	185	66	255	213	12,3	5,2
10	248	228	188	69	256	216	14,2	5,3
15	249	235	192	72	257	222	15,8	5,4
20	250	235	193	85	259	225	16,3	5,5
30	252	236	196	92	260	229	16,9	5,6
40	252	237	200	97	260	232	17,4	5,8
50	252	237	200	100	260	233	17,7	6,0
60	252	237	200	106	260	235	18,0	6,1
120	254	238	200	118	260	239	18,8	7,0
140				118			19,0	7,5
180					260	241	19,0	7,5
220						241
Плотность сгущенного, %	31	38	38	44	30	39	41	57

Табл. 2. Результаты сгущения натурной пульпы слива ГЦ-350 с применением флокулянта «Магнафлок-10» в условиях Куранахской ЗИФ

Основными нерудными минералами являются кварц и в меньшем количестве кальцит. Из рудных минералов преобладают гидрооксиды железа. Характерной особенностью Куранахского рудного поля является повышенная влажность горной массы (12...19%) и значительное количество глинистых минералов, содержание которых в различных месторождениях колеблется от 20 до 60%. Плотность руды — 2,452,65 т/м³, а насыпная плотность — 1,65 1,9т/м³. Гранулометрический состав исходной руды, поступающей на переработку, представлен в таблице 1.

Распределение золота по классам крупности показывает его приуроченность к сравнительно мелким и тонким классам.

Значительная влажность и вязкость исходной руды затрудняет ее бункерование и внутрифабричную транспортировку, грохочение и дробление, гидроклассификацию и гидрометаллургическую обработку.

Время сгущения, мин. Тк	Расход флокулянта - 30 г/т руды				Расход флокулянта - 30 г/т руды
	Сод. твердого в питании, %				Сод. твердого в питании, %
	5	11	15	28	5	11	15	28
Содержание твердого в сгущенном, %	31	38	38	44	30	39	41	57
Разжижение исходной пульпы, Т:Ж	19	8,09	5,67	2,57	19	8,09	5,67	2,57
Разжижение сгущенной пульпы, Т:Ж	2,23	1,63	1,63	1,27	2,33	1,56	1,44	0,75
Высота осветленного слоя, Н, мм	252	237	200	118	260	239	18,80	7,50
Время отстаивания пульпы, мин	30	40	40	120	30	120	120	140
Скорость осаждения, м/час	0,50	0,36	0,30	0,06	0,43	0,12	0,01	0,003
Скорость осаждения, м/сут	12,10	8,53	7,20	1,42	10,40	2,87	0,23	0,077
Удельная площадь сгущения, (м2х ч)/т	40,34	22,02	16,30	26,68	46,62	66,20	545,15	685,21
Удельная площадь сгущения, (м2х сут)/т	1,68	0,92	0,68	1,11	1,94	2,76	22,71	28,55
Производительность, т/час	570	570	570	570	570	570	570	570
Общая площадь сгущения, м2	22994,9	12553,6	9292,9	15208,2	26573,4	37735,8	310735,8	390572
Поправочный коэффициент, К	0,75	0,75	0,75	0,75	0,75	0,75	0,75	0,75
Плотность жидкой фазы, т/м3	1,10	1,10	1,10	1,10	1,10	1,10	1,10	1,10
Необходимое количество сгустителей диам. 50м при площади осаждения 1963 м2	11,71	6,40	4,73	7,75	13,54	19,22	158,30	198,97

Табл. 3. Расчетные показатели процесса сгущения золотосодержащей суспензии

Предварительное обезиливание рудной массы практически исключается ввиду того, что золото находится в высокодисперсном состоянии, представлено микро- и субмикроскопическими частицами крупностью менее 5 мкм и в основном приурочено к тонким классам руды.

Разделение минеральных зерен такой дисперсности по плотности гравитационными методами и по смачиваемости флотацией неэффективно, поэтому на фабрике принято прямое цианирование руды с головы рудоподготовки, так как ассоциация золота с сульфидами, гидроксидами железа и кварца не препятствует его контакту с выщелачивающими растворами.

Основой водно-шламового комплекса такой золотоизвлекательной фабрики является сгустительное отделение, оснащенное радиальными сгустителями диаметром 50 м, которые используются не только в качестве аппаратов для осветления и сгущения пульпы, но и устройств, обеспечивающих необходимое время выщелачивания руды перед последующей сорбцией. Кроме того, сгустительные усройства здесь играют роль усреднительных накопительных емкостей перед операцией сорбции. Прямая подача суспензии на сорбцию после измельчения и гидроклассификации исключается, даже при условии достаточного ее уплотнения, что объясняется необходимостью выдерживания кинетики выщелачивания руды на заданном уровне. Таким образом, принципиальная особенность настоящей водно5шламовой схемы состоит в том, что процесс осветления суспензии должен удовлетворять условию:

t _выщ ≤ t _ос < t _восх,

где: t _выщ‚ t _ос‚ t _восх — время выщелачивания, осаждения частиц и подъема восходящего потока, соответственно, минуты.

В отличие от традиционного процесса, когда скорость восходящего потока в сгустителе должна быть меньше скорости осаждения частиц твердой фазы, наличие выщелачивания требует дополнительного условия для эффективного его протекания, которое сводится к тому, что скорость осаждения частиц должна быть меньше скорости выщелачивания. В противном случае мы рискуем потерять извлечение золота.

Номер опыта и продукты	Концентрация NaCN, %		Содержание золота в растворе, мг/л			Содержание Au	Извлечение
	на сгущении	на сорбции	исходный	после сгущения	после сорбции	в хвостах, г/т	золота, %
Опыт № 1:
с добавками флокулянта	0,01	0,01	0,75	0,6	следы	0,15	94,2
без флокулянта	0,01	0,01	0,75	0,75	0,01	0,15	94,2
Опыт № 2:
с добавками флокулянта	0,01	0,01	1	0,9	0,003	0,10	97
без флокулянта	0,01	0,01	1	1	0,003	0,10	97

Табл. 4. Результаты выщелачивания золота при наличии полимеров и без них

Для интенсификации процесса осветления назначаются полимерные флокулянты типа ПАА или Магнафлок. Значительное влияние на процесс осветления оказывает также содержание твердого в исходной суспензии, так как осаждение частиц в стесненных условиях замедляется.

Для определения оптимального разжижения обрабатываемой суспензии были проведены полупромышленные седиментационные исследования на натурных пробах суспензии (слив существующих гидроциклонов диаметром 350мм) по методу Коу-Клевенджера в стеклянных градуированных цилиндрах вместимостью 1л.

Расход флокулянта Магнафлок-10 составлял соответственно 30 и 50г/т. Содержание твердого в исходном продукте варьировалось в пределах от 5 до 28%.

Выбор флокулянта и его удельного расхода неслучаен, так как предварительно были проведены опыты с неионогенными (Магнафлок-351, Магнафлок-333), анионными (Магнафлок-10, Магнафлок-338, Магнафлок-155, Магнафлок-336, Магнафлок-1011, Магнафлок-5250, Магнафлок-345, Магнафлок-919) и катионными (Магнафлок-386, Зетаг-8105, Зетаг-8120, Зетаг8180) флокулянтами 0,02% концентрации, которые показали предпочтительность анионных полимеров типа Магнафлок-10, Магнафлок-345, Магнафлок-5250.

Рис. 1. Водно-шламовая схема Куранахской ЗИФ

Результаты полупромышленных исследований сгущения суспензии с применением указанных флокулянтов представлены в таблице 2.

На основании приведенных в таблице 2 экспериментальных данных вычисляем скорость осаждения частиц по формуле:

где: Н — высота осветленного слоя, мм; Т_к — время осаждения частиц, мин.

Удельную площадь осаждения рассчитываем по формуле вида:

где: R_исх, R_сг — разжижение пульпы до и после сгущения;
К — коэффициент, учитывающий отношение эффективно используемой поверхности осаждения сгустителя к общей площади поверхности осаждения сгустителя, 0,7-0,8;
Y_с — плотность жидкой фазы, 1,1т/м³.

Тогда общая площадь осаждения определяется выражением вида:

S_общ = S_уд х Q, м²

где: Q — часовая производительность ЗИФ по руде, для условий Куранахской ЗИФ производительность 570 т/час.

Результаты расчетов параметров осаждения пульпы сведем в таблицу 3.

Из представленных в таблице 3 данных видно, что наиболее предпочтительным режимом является разбавление исходной пульпы до 15% с последующим ее сгущением в присутствии флокулянтов при удельном расходе 30 г/т. В этом случае содержание твердого в сгущенном продукте не превышает 38%, что означает увеличение фронта сорбции. Как следствие, принимаем режим, предполагающий поддержание содержания твердого в питании сгустителей на уровне 28% с последующим уплотнением пульпы с использованием флокулянтов до содержания твердого 42-44%. Для получения чистого слива и сгущенного продукта плотностью 44% необходимы дополнительные площади осаждения. Выходом из создавшегося положения является эксплуатация существующих радиальных сгустителей в режиме, когда уплотнение не будет превышать 41-42%, представленного в таблице 3, выделенной цифрой 106 мм. При скорости осаждения в этом случае 2,54 м/сут. и удельной площади осаждения 0,52 (м²·сут.)/т требуемая общая поверхность осветления составляет 7162,6 м², что соответствует существующей общей площади осветления.

При выборе наиболее предпочтительного разбавления суспензии перед ее сгущением важно учитывать также практические реалии. Так, получение в питании сгустителей содержания твердого на уровне 5% потребует 9675,4 м³/час воды для разбавления суспензии до указанного уровня. При содержании твердого в питании сгущения 11% необходимо дополнительно подать 3447,4 м³/час воды, а при содержании твердого на уровне 15% этот объем сокращается до 2063,4 м³/час. Таким образом, достижение значительного разбавления исходного продукта сгустителей сопряжено с большими расходами дополнительной воды. В условиях водно-шламового хозяйства Куранахской ЗИФ (рис.1) весь объем оборотной воды составляет 1306 м³/час, а при разбавлении питания сгустителей до 5% потребуется количество воды, которое более чем в 7 раз превышает весь водооборот золотоизвлекательной фабрики. Кроме того, излишнее разбавление питания сгустителей приводит к снижению концентрации цианидов и выщелачивающей способности среды.

После сгущения уплотненная суспензия в условиях золотоизвлекательной фабрики направляется на сорбцию, при этом важно установить, какое влияние оказывает предварительная обработка суспензии полимером анионного типа, для чего были проведены полупромышленные исследования на натурных пробах в условиях Куранахской ЗИФ. Результаты опытов, изложенные в таблице 4, показали, что добавки флокулянтов не оказывают вредного влияния на выщелачивание золота в пачуках сорбционного отделения.

Класс крупности, мм	Исходный продукт	Надрешетный продукт	Подрешетный
	Выход, %	Выход, %	Выход, %
более 1,6	0,40	6	0
1,60-1	1,00	33	0
0,63-1,00	3,50	6	1,50
0,32-0,63	14	20	11
0,16-0,32	14	3	12,50
0,07-0,16	9	1	9
0,00-0,07	58,10	31	66
Итого	100	100	100
Содержание твердого, %	39	71	39
Производительность, т/ч	38,40

Табл. 5. Результаты промышленных испытаний грохота — щепоуловителя E48-90LP-3 MLoProfile

Слив сгустителей, представляющий собой оборотный цианистый раствор, перемешивают, доукрепляют цианидом и известковым молоком до рабочей концентрации 0,02-0,03 и 0,01-0,015% соответственно, а затем насосами подают на мельницы самоизмельчения и шаровые мельницы. Содержание твердого в сливе не должно превышать 30,6 г/л, что предопределяет равновесное состояние водно-шламового комплекса по твердой фазе. Другим показателем равновесия системы является рабочая концентрация цианида и известкового молока. Таким образом, расчет водно-шламовой схемы ведется по твердому, воде и цианистому раствору. Водно-шламовая схема для условий высокоглинистых руд, рассчитанная на реальных показателях, приведена на рисунке «Водно-шламовая схема Куранахской ЗИФ».

Обеспечение нормальной работы сгустителей требует удаления из его питания древесных фрагментов, для чего на сливе гидроциклонов каждой секции устанавливаются щепоуловители, в качестве которых могут применяться барабанные или обычные виброгрохоты. При размере ячейки просеивающей поверхности 0,5-0,8 мм существует опасность «замазывания» отверстий сита глиной, для исключения чего часто устанавливают сопла для подачи воды и перевода грохота в режим интенсивного гидрогрохочения. Разбавление слива перед сгущением только благоприятствует последующему его эффективному сгущению в радиальных сгустителях.

Для прогнозирования показателей процесса щепоудаления были проведены промышленные испытания на аппаратах фирмы «Derrick», результаты которых сведены в таблицу 5.

Дабы не искажать реальные данные опробования, не станем корректировать выход классов крупности по продуктам разделения по отношению к исходному. Прежде всего, важно отметить, что эффективность грохочения по расчетному классу менее 160 мкм по формуле Ханкока — Луйкена составляет 29,12%, а эффективность грохочения по классу более 160 мкм равна 36,18%. В последнем случае в качестве расчетных параметров принимаем содержание класса +160мм, соответственно в исходном ( =33%), надрешетном ( =66%) и подрешетном ( =25%). Так как отсутствуют данные по содержанию древесных фрагментов в продуктах разделения, то мы можем только косвенно судить о потенциальных возможностях плоских виброгрохотов на данной операции, хотя расчетная эффективность по указанным классам свидельствует о необходимости перечистки подрешетного продукта первой стадии щепоулавливания на других щепоуловителях, например, на аппаратах фирмы «DELKOR», что позволит обеспечить нужную чистоту сливов гидроциклонов как от щепы, так и от крупнозернистой легкой фракции, попадание которой обусловлено механизмом разделения материала в центробежном поле в условиях разделяющей среды, представляющей собой тяжелую суспензию, результатом чего является разделение частиц не только по крупности, но и по плотности минеральных зерен.

Наименование технологических норм	Единица измерения	Численные значения
Плотность хвостовой пульпы, не менее	%	30
Концентрация раствора формальдегида	%	30-40
Расход формальдегида	г\т	40-100
Содержание цианидов в хвостовой пульпе после ее обработки	мг/л	0,3-5,0
Продолжительность химических превращений	мин.	30

Табл. 6. Технологические нормы процесса нейтрализации хвостовой пульпы после сорбционного выщелачивания руды

Полученный в условиях противоточного массообмена на сорбционных ветвях насыщенный анионит объединяют, очищают от примесей типа илов, щепы, песка и подвергают обработке в отделении регенерации, результатом является богатый золотосодержащий элюат.

При регенерации на смолу последовательно воздействуют серной кислотой, сернокислыми растворами тиокарбамида и раствором едкого натрия. Для кислотной обработки смолы применяют разбавленный (2-2,5%) раствор серной кислоты. Сорбция тиомочевины на смолу и десорбция золота осуществляется в серно-кислых растворах тиокарбамида (2,5% раствор серной кислоты и 6-8% раствор тиомочевины (CS(NH₂)₂). Щелочная обработка смолы, обеспечивающая восстановление сорбирующей ее способности, протекает в 2,0-3,0% растворах едкого натра.

Для приготовления рабочего раствора серной кислоты концентрированный раствор этого реактива откачивают при помощи вакуум-насоса в ресивер, после заполнения которого отключают насос ВВН-12, регистрируют количество принятой кислоты, производят расчет объема воды, необходимого для получения разбавленного раствора заданной концентрации (2-2,5%), после чего открывают задвижку подачи воды и насосом закачивают воду в смесительную емкость до заполнения 1/3 ее объема.

Отключив водяной насос, начинают перемешивать воду при помощи мешалки, при этом открывают задвижку подачи концентрированной кислоты H₂SO₄ и подмешивают ее в воду (только не наоборот) до получения готового раствора, который кислотными насосами Х-45/54Т подается в бак вместимостью 30м³ отделения регенерации, откуда раствор направляется в колонны кислотной обработки смолы. Концентрацию полученного раствора определяют при помощи титрования. Рабочий раствор едкого натрия готовится в две стадии. Сначала готовится концентрированный 30%-ный раствор, который разбавляется до 3%-ного уровня. Тиомочевина поступает в реагентное отделение в сухом виде. Сернокислый раствор тиомочевины готовится на свежей воде и на оборотных растворах.

Товарный регенерат, полученный при вымывании из насыщенной смолы золота тиомочевинными растворами, обычно включает илистые частицы, щепу и измельченную смолу. Количество твердого в растворах, поступающих на электролиз, не должно превышать 0,6-0,8 г/м³. Регенерат собирается в накопительной емкости, а затем периодически фильтруется на фильтр-прессах типа ФМП-90, после чего фильтрат последних направляется в напорные емкости и далее на электролизеры. После заполнения ванны электролизера регенератом подается электрический ток и начинается осаждение драгоценного металла на катоде. Продолжительность электролиза выбирается так, чтобы остаточные концентрации благородных металлов не превышали 25 мг/л. При осаждении на катоде предельно допустимого количества золота электролизер отключается, после чего снимаются катодные блоки и обрабатываются по установленному инструкцией порядку.

Обезвреживание циансодержащей хвостовой пульпы осуществляется при помощи 30-40%-ного раствора формальдегида при расходе 0,04-0,1 кг/т руды. В результате обработки цианиды разрушаются с образованием аммонийных соединений и нерастворимого гликолята кальция. Аммонийные комплексы усваиваются в качестве азотсодержащего питательного вещества природными микроорганизмами, обитающими в воде, почве и грунтах. Концентрация цианидов после получасовой химической обработки снижается до 5,0 мг/л.

Ввод формальдегида в хвостовую пульпу осуществляется перед ее гидротранспортом в хвостохранилище. Перемешивание и сами химические превращения имеют место в центробежном хвостовом насосе и напорном пульпопроводе диаметром 530 мм, в результате чего в прудковую зону поступает практически безвредная для окружающей среды гидросмесь. Химическое обезвреживание хвостов проводится в период с октября по апрель месяц. В летнее время из-за высокой летучести формалина химическая обработка пульпы не предусматривается, но это не должно сказываться на степени обеззараживания оборотной воды от цианидов по причине накопления формальдегида в ложе хвостохранилища. Так как сам формальдегид являет собой токсичное вещество, то важно избегать его передозировки. Для рыбохозяйственных водоемов норма ПДК — 0,25 мг/л. Технологический режим нейтрализации хвостовой пульпы изложен в таблице 6.

Циансодержащая хвостовая пульпа с обогатительной фабрики по хвостовому лотку истекает через пробоотборник в зумпф шламовых насосов. При помощи насосов хвостовая гидросмесь перекачивается в хвостохранилище по одному из двух пульпопроводов диаметром 530 мм и протяженностью 8000 м. В случае аварийных остановок цеха нейтрализации или остановок на ППР предусматривается сброс пульпы в аварийные секции с помощью шибера, установленного в пульпоприемнике. Для обеспечения цеха нейтрализации водой и гидроподпора пульповых насосов в цехе установлены два водяных насоса К-65-100.

При малых объемах поступающей на нейтрализацию хвостовой пульпы, а также во время ППР, предусмотрена подпитка зумпфа насосов водой по трубопроводу через задвижку. Откачка дренажных вод из цеха производится вертикальным насосом НПВГ. Обезвреживающий раствор формальдегида подается по трубопроводу в зумпф пульповых насосов непосредственно на всос насоса №1, что обеспечивает попадание раствора непосредственно в насос и трубопровод и, как следствие, сокращает загазованность в цехе. Для контроля за работой системы гидротранспорта хвостовой пульпы зумпф насосов снабжен уровнемером. Кроме того, имеется расходомер, который постоянно регистрирует объем откачиваемой насосом пульпы. Указанные насосы подключаются последовательно, т.е. второй насос стоит на нагнетании первого, что позволяет создать требуемое давление в пульпопроводе.

Выводы:
1. Специфическая особенность водно-шламовых схем при обогащении высокоглинистых золотосодержащих руд состоит в том, что равновесие в системе достигается не только по твердому и воде, но и по цианистому раствору, применяемому для выщелачивания руды.
2. При расчете радиальных сгустителей, которые составляют основу водно-шламового комплекса золотоизвлекательной фабрики, время выщелачивания должно быть меньше или, в предельном случае, равно времени осаждения минеральных частиц.
3. Процесс щепоулавливания должен производиться в две стадии, что обеспечивает надежное и эффективное удаление древесных фрагментов из рабочей суспензии.
4. Интенсификация осветления суспензии наиболее эффективна при добавлении флокулянта типа Магнафлок-10 при удельном расходе 30г/т твердой фазы.
5. Использование флокулянтов на стадии сгущения суспензии перед операцией сорбции не оказывает на нее негативного технологического воздействия.

Опубликовано в журнале «Золото и технологии», № 2 (5)/апрель 2009 г.