Полупромышленные испытания отвального выщелачивания забалансовой руды месторождения Джилау

Самихов Ш.Р., Зинченко З.А., Бобохонов Б.А. — Институт химии Академии Наук Республики Таджикистан, ООО СП «Зеравшан»

 
Одним из резервов эффективного использования добываемого сырья в ООО СП «Зеравшан» является вовлечение в переработку накопленных отвалов, бедных и забалансовых руд небольших месторождений [1].

Ранее компанией «Bateman Engineers» был предложен проект кучного выщелачивания бедных руд с содержанием золота 1,39 г/т с объемом переработки 5 млн т/год. Проект предусматривал дробление руды, агломерацию, штабелирование ее на площадке с последующим орошением цианидом. Капитальные затраты на проект были оценены в 55 млн долларов.

Имеется практика применения упрощенного метода кучного выщелачивания для переработки бедных руд, так называемого отвального выщелачивания, которая широко распространена на многих горнодобывающих предприятиях.

В этом случае такие дорогостоящие операции как дробление, агломерация и другие подготовительные работы исключаются, и руда идет на штабелирование прямо с карьера без предварительной обработки. Отсюда происходит термин «отвального выщелачивания» [2].

Рисунок 1. Площадки отвального выщелачивания СП «Зеравшан».

Извлечение золота может быть ниже, чем при предварительной подготовке руды, но экономия по капитальным и производственным затратам компенсирует этот недостаток. Руда орошается раствором цианида, и извлечение золота активированным углем происходит так же, как и при кучном выщелачивании.

Это позволяет вести рентабельную переработку руды, которую невыгодно перерабатывать на фабрике методом чанового выщелачивания. Поэтому представлялось более экономичным для бедных руд месторождений Джилау, Олимпийское и Хирсхона применить отвальное выщелачивание.

Предварительно с этой целью в лабораторных условиях был произведен цикл испытаний по колонному выщелачиванию на различных типах руд (табл. 1).

Табл. 1. Результаты лабораторных исследований по колонному выщелачиванию руд различных месторождений.

В колонну диаметром 200 мм загружалась руда крупностью -50 мм, а в колонну диаметром 600 мм загружалась руда крупностью -200 мм.

Высота колонны составляла 2,2 метра, а руда укладывалась в неё на высоту около 2-х метров. Сверху на руду подавался раствор цианида натрия, который качался насосом из емкости насыщенного раствора со скоростью потока -250 мл/мин.

Просачиваясь через руду, раствор насыщался благородными металлами, после чего насыщенный раствор прокачивался через колонну с активированным углем. Каждые сутки велся контроль концентрации золота на выходе из колонны. При необходимости для поддержания рН среды на уровне не ниже 10,5 добавляли каустическую соду и цианид натрия для достижения концентрации последнего 500 мг/литр. Два раза в день измерялся объем прокачиваемого раствора. Выщелачивание продолжалось до тех пор, пока на выходе из колонны в течение трех дней содержание золота не изменялось. После этого в течение двух дней проводили промывку руды, т.е. прокачивали воду с той же скоростью, что и раствор цианида.

Результаты исследований показывают, что отвальным выщелачиванием с увеличением концентрации NaCN можно извлечь более 60% золота, содержащегося в различных типах бедных руд. Согласно практике, расход цианида на производстве примерно на 40% ниже, чем в лабораторных колоннах. Таким образом, следует ожидать, что с увеличением концентрации NaCN расход цианида в промышленных условиях будет в пределах 200-300 г/т.

С целью дальнейшего изучения и проверки результатов лабораторных работ, построен и введен в эксплуатацию объект отвального выщелачивания небольшого масштаба. На нем проходили испытания бедной руды месторождения Джилау в таком виде, в каком она добывается на карьере, т.е. без удаления больших кусков.

Проба из этого месторождения со средним содержанием золота 0,77 г/т была подвергнута ситовому анализу с применением сит крупностью 200 мм 175 мм, 150 мм, 125 мм, 100 мм, 75 мм, 50 мм, 38 мм, 20 мм, 13 мм, 8 мм, 5 мм, (табл. 2). Определяли выход фракций с содержанием золота в каждой.       

Табл. 2. Результаты гранулометрического состава выщелачивания золота цианидом из руды месторождения Джилау.

Как показали результаты ситового анализа, около 63 % золота сосредоточено в классе -38 мм, из них 42 % в классе -8 мм. Показатели степени извлечения золота цианированием по классам крупности приведены на рис.2. Как видно из рисунка, более 68% золота извлекается в класс -38+20 мм. Наиболее высокое извлечение — 83,5% имеет место при выщелачивании руды крупностью -8 мм.

Рисунок 2. Выщелачивание золота из руды месторождения Джилау различных классов крупности, мм: -200+175(1); -175+150(2); -150+125(3); -125+100(4); -100+75(5); -75+50(6); -50+38(7); -38+20(8); -20+13(9); -13+8(10); -8(11).

Промышленные испытания были начаты после завершения лабораторных исследований и получения обнадеживающих результатов относительно экономической прибыльности выщелачивания бедной руды месторождения Джилау.

Испытательная куча выщелачивания была расположена внутри одного из недостроенных сгустителей, в 50-60 метрах от здания фабрики и на расстоянии 800 метров от хвостохранилища.

Этот участок был доступен для проезда, рядом с энергосистемами и позволял персоналу обогатительной фабрики контролировать процесс и осуществлять безопасное извлечение золота. Основание сгустителя было модифицировано и закупорено цементированием. Было уложено 14,3 тыс. тонн бедной руды из месторождения Джилау. Опытная куча эксплуатировалась с использованием стандартного насосного и распылительного оборудования, труб и приборов.

Технологическая схема выщелачивания представлена на рис. 3. Над кучей была установлена необходимая сеть орошения, система сбора раствора. Системы рециркуляции раствора и распылителей были приведены в рабочее состояние с использованием технической воды с фабрики. После этого рН раствора был доведен до необходимого значения 10,5, концентрация цианида до 250 мг/л, после чего процесс выщелачивания был начат незамедлительно со скоростью циркуляции раствора 23 м3/ч. Поток насыщенного раствора выщелачивания (ПНР), выходящий из отвала, регулировался так, чтобы поддерживать постоянный уровень раствора в нижней части основания сгустителя. Этот раствор перекачивался в емкость насыщенного раствора, из которой он переливался в емкость ненасыщенного раствора выщелачивания. Поток насыщенного раствора со скоростью 10 м3/ч направлялся из емкости насыщенного раствора в колонну угля, которая работала в режиме восходящего потока. Колонна содержала 1100 кг угля, которая адсорбировала золото из ПНР. После сорбции золота на угле ненасыщенный раствор цианида переливался из колонны в емкость ненасыщенного раствора. Содержание золота в переливе колонны угля поддерживалось ниже 0,1 мг/л. Процесс выщелачивания продолжался в течение 65 дней до тех пор, пока прирост извлечения золота не наблюдался. После извлечения золота из циркулировавшего раствора в колонне угля раствор из колонны подавался в систему измельчения фабрики со скоростью 7 м3/ч, а раствор выщелачивания для промывки кучи был заменен технической водой. С началом промывки было прекращено добавление каустической соды и цианида. Промывка продолжалась до того времени, когда отвал стал экологически безопасен для размещения в хвостохранилище. Дальнейшее добавление воды было прекращено, и раствор был полностью выкачан из отвала в систему измельчения фабрики.

Рисунок 3. Технологическая схема опытно-промышленных испытаний.

Обозначения:

• LSI — Переключатель низкого уровня — отключает насос при низком уровне;

• LAL — Индикатор низкого уровня — красная лампочка загорается при низком уровне;

• LAH — Индикатор низкого уровня — желтая лампочка загорается при высоком уровне;

• I — Блокировка (предохранитель)

• PI — Манометр 0-150 кПа;

• FQ1 — Расходомер ненасыщенного раствора — 80 мм турбинного типа;

• FQ2 — Расходомер воды процесса — 50 мм турбинного типа;

• FM — Указатель расхода раствора цианида — ротаметр 0-100 л/ч;

• FI2 — Указатель расхода насыщенного раствора — ротаметр 0-20 л/ч;

• VI — Задвижка — чугунная дроссельная, 80 мм;

• V2 — Задвижка — поплавковая (имеется на верхнем сливе старого сгустителя);

• V3 — Задвижка — чугунная дроссельная, 50 мм;

• V4 — Задвижка — нерж. сталь. игольчатая, подходящая к П1;

• V5 — Задвижка — 20 мм, ABS, шаровая

На рисунке 4 представлены результаты и кинетические кривые выщелачивания золота из руды в процессе промышленных испытаний. Как видно из рисунка, процент золота, перешедшего в раствор, постепенно нарастает. На 20-е сутки также наблюдается интенсивный переход золота в раствор, более, чем на 2,0%.

Рисунок 4. Динамика отвального выщелачивания золота месторождение Джилау в процессе промышленных испытаний.

В остальной период прирост извлечения золота в раствор каждые сутки составляет 1,5 -1,0%. Начиная с 32 суток, прирост извлечения золота за сутки составлял менее 1,0%. За 65 суток выщелачивания в раствор перешло 57,6% золота. За время промышленных испытаний из руды объемом 14352 т получено 6035,44 г золота. После окончания цикла выщелачивания отработанная куча промывалась чистой водой в течение 6 дней до достижения концентрации цианида в растворе ниже 13 мг/литр, после чего производилась сушка кучи, которая затем вывозилась на хвостохранилище для дальнейшего захоронения.

При этом расход цианида составил 0,18 кг/т, каустической соды — 0,50 кг/т. Итоговые результаты показали перспективность использования отвального выщелачивания для бедных и забалансовых золотых руд.

Результаты промышленных испытаний приведены в таблице 3.

Табл. 3. Результаты испытаний по отвальному выщелачиванию руды месторождения Джилау.

Список литературы:

1. Б.А. Бобохонов, Ш.Р. Самихов Ш.Р., З.А. Зинченко «Опыт отвального выщелачивания золота из руд месторождения Хирсхона в ООО СП «Зеравшан». Золотодобыча, 2008, №117, с. 11-16.
2. С.С. Пыжов, С.Н. Макарова «Кучное выщелачивание золотосодержащих руд за рубежом». Цветные металлы. 1984, №11, с. 25-28.

Опубликовано в журнале «Золото и технологии» № 3(21)/сентябрь 2013 г.