Переработка концентратов и промпродуктов Олимпиадинского ГОКа ЗАО «Полюс»

Полное название статьи: «Разработка технологии автоклавной переработки концентратов и промпродуктов Олимпиадинского ГОКа ЗАО «Полюс»»

Согласно оценкам треть мирового производства золота приходится на золотоносные месторождения, основные запасы которых составляют так называемые упорные руды. Производство золота Олимпиадинского месторождения также связано с переработкой упорных руд. Упорность руды месторождения «Олимпиадинское» определяется тонковкрапленностью золота в сульфиды, наличием сурьмы и мышьяка. Для вскрытия данных руд в ЗАО «Полюс» разработана и в течение многих лет применяется технология бактериального выщелачивания БИОНОРД® [1]. Бактериальное выщелачивание является одним из распространенных методов переработки упорных золотосодержащих концентратов. Однако накопленный к настоящему времени опыт свидетельствует о том, что в некоторых случаях применение бактериального выщелачивания связано с определенными трудностями, в первую очередь, с тем, что при бактериальном выщелачивании часть сульфидов, в особенности пирротин и арсенопирит, окисляются с образованием элементной серы. Будучи сильным цианисидом, элементная сера активно взаимодействует с цианидом с образованием роданид ионов. В результате этого не только возрастает расход цианида, но и снижается извлечение золота при сорбционном цианировании (повышается остаточная концентрация золота в жидкой фазе хвостов).

С 2006 года на Олимпиадинском ГОКе проводятся исследования по возможным вариантам усовершенствования применяемой технологии. Основным направлением исследований стало применение автоклавной технологии для доокисления продуктов биовыщелачивания. Упорный золотосодержащий концентрат подвергается последовательно бактериальному, а затем автоклавному выщелачиванию. В процессе бактериального окисления вскрывается золото, ассоциированное преимущественно с химически активным арсенопиритом и пирротином, при автоклавном выщелачивании доокисляется более упорный пирит и окисляется образовавшаяся при биовыщелачивании элементная сера. Такая технология в течение ряда лет применялась в Бразилии на заводе Сао Бенто [2]. Она дает возможность использовать преимущества как бактериального, так и автоклавного выщелачивания. Но в данной технологии есть и существенные недостатки, а именно — одновременная работа двух переделов.

В 2010 и 2011 годах в ООО «НИЦ «Гидрометаллургия» были проведены лабораторные и укрупненно-лабораторные испытания технологии доокисления биокека. Основным результатом стало высокое извлечение золота — до 97% и низкий расход цианида — от 6 до 10 кг/т. Результаты, полученные на этапе лабораторных исследований, успешно были подтверждены в рамках пилотных испытаний в 2011 году [3, 4, 5]. Поэтому уже в 2011 году начались исследования по прямому автоклавному окислению флотоконцентрата Олимпиадинского ГОКа [6].

По сравнению с существующей в ЗАО «Полюс» бактериальной технологией оба варианта обеспечивают повышение извлечения золота и снижение расхода цианида, а так же делают технологию менее чувствительной к изменению минералогического состава исходного сырья.

Исходные материалы

Объектом исследований служили твердые продукты биоокисления (биокеки), получаемые компанией «Полюс» по технологии БИОНОРД®, а также исходные флотоконцентраты с различным выходом на флотации. Увеличение выхода концентрата с выходом 8% позволяет уменьшить потери золота с хвостами флотации.
В таблице 1 представлен состав биокеков, в таблице 2 представлен состав флотоконцентратов, с выходом 4 и 8%.

Табл. 1. Состав биокеков по годам.
* Биокек получен из флотоконцентрата с выходом на флотации 8%

Табл. 2. Состав флотоконцентрата по годам.
* Флотоконцентрат с выходом на флотации 8%

Доля сульфидов во флотоконцентрате с выходом 4% составляет около 60%. Сульфидные минералы представлены пирротином, пиритом, халькопиритом, арсенопиритом, антимонитом. Наиболее распространены пирротин и пирит. Сульфиды находятся в свободных зернах или образуют тонкие срастания между собой. Характерны сростки пирита и пирротина, пирротина и арсенопирита. Рентгенофазовый анализ биокека показал, что в его составе преобладают гипс, а-кварц, пирит (примерно 5^-10%), арсенопирит, слюда. Часть материала находится в рентгеноаморфном состоянии, предположительно это элементная сера.

Гранулометрические составы биокеков и флотоконцентрата 2013 г. приведены в таблице 3.

Табл. 3. Гранулометрический состав материалов 2013 года.

Лабораторные и полупромышленные испытания

Лабораторные опыты проводили в титановом автоклаве фирмы Buchi Glas Uster (Швейцария) объемом 1,1 литра.

В автоклав загружали навеску исходного материала и количество воды, которое рассчитывали из условия проведения промышленного автоклавного процесса в автотермальном режиме (т.е. исключительно за счет теплоты экзотермических реакций окисления сульфидов и элементной серы). После разогрева до заданной температуры в автоклав подавали кислород и начинали отсчет времени. В процессе опыта непрерывно фиксировался расход кислорода (расходомер фирмы Bronkhorst). Температура, давление и скорость вращения мешалки (800 об/ мин) регулировались автоматически.

Выщелоченную пульпу фильтровали под вакуумом, кек промывали водой и подвергали сорбционному цианированию, условия цианирования: Ж:Т = 4:1; рН 10,511,0; сорбент — смола АМ-2Б; концентрация анионита в пульпе 5%; начальная концентрация CN- 0,1-0,12%, продолжительность 24 ч (в некоторых опытах 48 ч).

Элементную серу в исходных биокеках и автоклавных остатках определяли экстракцией четыреххлористым углеродом. Пробирную плавку, купелирование и аналитическое определение золота в корольке осуществляли стандартными методами (с применением весового метода или ICP).

В каждом автоклавном опыте получали зависимости степени окисления материала, которая пропорциональна расходу кислорода, от времени проведения процесса. Пример такой зависимости для флотоконцентрата с выходом 4% приведен на рисунке 1.

Рисунок 1. Влияние температуры на кинетику окисления флотоконцентрата. Парциальное давление кислорода 5 бар.

Следует отметить, что в окислительных автоклавных процессах, где присутствует или образуется элементная сера, последняя часто вызывает нарушения, связанные с образованием серо-сульфидных гранул. В настоящей работе ни в одном из опытов образование гранул не наблюдалось. Это объясняется проведением автоклавного выщелачивания при температурах выше 200°С, что, как известно, является наиболее действенным средством предотвращения образования элементной серы и гранул. Таким образом, проведение процесса при температуре 225°С и парциальном давлении кислорода 0,7 МПа обеспечивает быстрое и полное окисление сульфидов и элементной серы до сульфат-иона.

В ходе лабораторных исследований были выбраны оптимальные параметры автоклавного окисления каждого продукта, а именно — температура, парциальное давление кислорода. Для флотоконцентрата рекомендуется предварительное разложение карбонатов оборотным кислым раствором или серной кислотой. Это позволяет повысить степень использования кислорода и сократить его расход в ходе непрерывного процесса. Для всех материалов показана необходимость операции кондиционирования после автоклавного окисления. Выкручивание пульпы после автоклавного выщелачивания при температуре 95°С (кондиционирование) позволяет растворить образовавшийся при автоклавном выщелачивании основной сульфат железа. Присутствие последнего в твердом остатке нежелательно, так как при нейтрализации перед цианированием на разложение основного сульфата расходуется много извести. На основании данных о содержании сульфатной серы в твердых остатках, полученных в опытах, проведенных без кондиционирования и с кондиционированием, а также данных о выходе автоклавных остатков было рассчитано, что применение кондиционирования позволяет сократить расход извести (активностью 100%) на 50-100 кг на 1 т флотоконцентрата.

Для материалов с выходом 4% показано, что оптимальные параметры автоклавного окисления — температура 225°С, парциальное давление кислорода 0,5-0,7 МПа. Извлечение золота находится на уровне 96-98%. Расход цианида составляет 5-7 кг/т. Для материалов с выходом 8% технологические параметры автоклавного окисления аналогичны. Извлечение золота находится на уровне 96-96,5%.

Результаты лабораторных исследований использовались для построения математической модели непрерывного процесса автоклавного окисления. Расчет проводился с использованием кинетической функции в качестве характеристики протекания процесса [7]. Результаты расчетов использовались для составления программы полупромышленных испытаний.

Аппаратурная схема организации полупромышленных испытаний приведена на рисунке 2.Рисунок 2. Аппаратурная схема полупромышленной установки.

Автоклавная полупромышленная установка (АПУ) состоит из нескольких технологических узлов:

• приготовления пульпы;
• подачи в автоклав и подогрева пульпы;
• подачи воды, реагентов и/или оборотных растворов в автоклав;
• подачи кислорода в автоклав;
• разгрузки пульпы из автоклава;
• разгрузки абгаза из автоклава;
• автоматизированной системы контроля и управления.

Основным узлом установки является горизонтальный титановый автоклав (50 л) с 5 перемешивающими устройствами, предназначенный для окислительного выщелачивания сульфидов при повышенной температуре (200-230°С) и давлении кислорода (0,3-0,7 МПа) (рис. 3). Корпус автоклава разделен на 4 секции межсекционными перегородками, первая секция по объему в два раза больше остальных. Каждая секция снабжена перемешивающим устройством (в первой секции установлены две мешалки). Скорость вращения всех мешалок во всех опытах составляла 810 об/мин.

Рисунок 3. Горизонтальный автоклав с перемешивающими устройствами.

Автоклав снабжен 4 внешними электронагревателями (ТЭН) мощностью 8 кВт (первый) и 4 кВт (остальные). Нагреватели корпуса использовались для нагрева автоклава до рабочей температуры и компенсации потерь тепла в ходе всего эксперимента.

Исходная пульпа с необходимым соотношением Ж:Т непрерывно подавалась шнековым насосом «NETZSCH» производительностью 7-25 л/час. Температура исходной пульпы 20-25°С. Расход пульпы контролировался и регулировался в автоматическом режиме расходомером «Magflo».

Для окисления использовали технический кислород из баллонов. Перед каждым экспериментом определяли содержание кислорода во всех баллонах с помощью штатного газоанализатора «ГАММА 100». Чистота подаваемого кислорода составляла 97,5-98,0%. Кислород подавали под первые три мешалки в жидкую фазу. Расход кислорода под каждую мешалку контролировали с помощью расходомеров газа «BRONKCHORST».

Поддержание заданной температуры в автоклаве осуществляли с помощью подачи «острой» охлаждающей воды в каждую секцию отдельным насосом-дозатором. Это приводило к разбавлению пульпы.

Разгрузку автоклава по ходу опыта осуществляли с помощью системы из двух последовательно соединенных емкостей. Окисленная пульпа из последней секции непрерывно перетекала в первую, буферную емкость и заполняла ее в течение определенного времени, зависящего от производительности автоклава и условий окисления. После заполнения буферная емкость разгружалась во вторую, разгрузочную емкость, предварительно заполненную азотом под давлением, отличающимся от автоклавного на 0,1-0,15 МПа.

После слива пульпы буферная емкость снова изолировалась от разгрузочной. В разгрузочной емкости, снабженной водоохлаждаемой «рубашкой», пульпа остывала, давление сбрасывалось, и окисленная пульпа сливалась в приемник с мешалкой, откуда ее перекачивали в реактор для кондиционирования.

Абгаз, постоянно сбрасываемый из автоклава, непрерывно анализировали на содержание кислорода и углекислого газа. По мере необходимости расход кислорода снижали или повышали. Во всех опытах поддерживали степень использования кислорода на уровне 80-90%.

Управление процессом осуществлял оператор (квалифицированный технолог от НИЦ, имеющий необходимые допуски и разрешения) с персонального компьютера (рис. 4 — низ), находящегося за пределами автоклавной. На экран монитора выведена графическая система управления — мнемосхема (рис. 4 — верх), на которой в режиме реального времени отображались основные численные значения технологических показателей процесса.

Рис. 4-а.Рис. 4-б.
Рисунок 4. Управление АПУ (4-а — мнемосхема, 4-б — рабочее место оператора (технолога).

В установившемся режиме работы контроль за ходом процесса осуществляла автоматизированная система управления. Оператор по мере необходимости оперативно вносил корректировки в технологический режим.

В ходе проведения пилотных испытаний для флотоконцентрата с выходом 4% установлено, что время пребывания флотоконцентрата в автоклаве 35-40 минут является достаточным для полного вскрытия материала, степень разложения сульфидов находится на уровне 98,0-98,5%. Извлечение золота в оптимальном режиме составляет 96-97%. Для биокека оптимальное время окисления составляет 50-55 минут. Это обеспечивает высокую степень окисления сульфидов и полное окисление элементной серы.

Для флотоконцентрата с выходом 8% показано, что время пребывания флотоконцентрата в автоклаве 30 минут достаточно для полного вскрытия материала, степень разложения сульфидов выше 98,0%. Определено, что увеличение концентрации хлорида в автоклавной пульпе с 3-5 мг/л до 16 мг/л приводит к снижению извлечения золота на 1-2%. Извлечение золота в оптимальном режиме составляет 94-95%. Для соответствующего биокек время пребывания составляет 60 минут и последующее извлечение золота находится на уровне 95-96%.

В ходе проведения полупромышленных испытаний была проведена верификация и доработка математической модели. В настоящее время модель можно использовать для расчета промышленного автоклава.

Основные результаты пилотных испытаний приведены в таблице 4.

Табл. 4. Основные результаты полупромышленных испытаний.

Технико-экономические расчеты

На основании проведенных испытаний для технико-экономического сопоставления были выбраны следующие варианты технологии переработки Олимпиадинского сырья.

Вариант 1 — флотоконцентрат с выходом 4% перерабатывается по технологии биоокисления с последующим сорбционным цианированием (действующая технология — базовый вариант для сравнения).

Варианты 2, 3, 4 — флотоконцентрат с выходом 4, 6, 8% полностью перерабатывается по автоклавной технологии с последующим сорбционным цианированием.

Вариант 5 — флотоконцентрат с выходом 4% перерабатывается по технологии биоокисления с последующим доокислением материала в автоклавах. Полученный автоклавный остаток подвергается сорбционному цианированию.

Вариант 6 — 2/3 флотоконцентрата с выходом 6% перерабатывается по действующей технологии (биоокисление), а оставшаяся часть — по автоклавной технологии. Полученные продукты совместно поступают на сорбционное цианирование.

Вариант 7 — половина флотоконцентрата с выходом 8% перерабатывается по действующей технологии (биоокисление), а оставшаяся часть — по автоклавной технологии. Полученные продукты совместно поступают на сорбционное цианирование.

Вариант 8 — 2/3 флотоконцентрата с выходом 6% подвергаются биоокислению, после чего смешивается с оставшейся частью флотоконцентрата и доокисляется по автоклавной технологии с последующим сорбционным цианированием.

Вариант 9 — половина флотоконцентрата с выходом 8% подвергаются биоокислению, после чего смешивается с оставшейся частью флотоконцентрата и доокисляется по автоклавной технологии с последующим сорбционным цианированием.

Принципиальная технологическая схема автоклавного окисления Олимпиадинского сырья (на примере концентрата флотации) приведена на рисунке 5. В зависимости от варианта технологии ядром схемы являются 2 автоклава рабочим объемом 60-100 м3 (1 автоклав в вариантах доокисления кека биовыщелачивания).

Рисунок 5. Принципиальная технологическая схема автоклавной переработки концентрата флотации руды Олимпиадинского месторождения.

Для всех 9 вариантов модернизации технологии были проведены техникоэкономические расчеты. При сравнении учитывали только изменяющиеся факторы относительно действующей схемы производства. Основным критерием для оценки и выбора эффективного варианта был максимум условной прибыли, дополнительно учитывали соотношение годовой условной прибыли и величины капитальных затрат.

Сопоставление технологических и экономических показателей рассмотренных схем показало, что варианты технологий различаются выпуском товарного золота, при этом все новые схемы превосходят уровень действующего производства на 1,4-3,7 т/год. Повышение извлечения золота (на 2-7%) в них достигается с одной стороны совершенствованием технологии обогащения руды (увеличение извлечения с ростом выхода концентрата) и с другой стороны совершенствованием технологии вскрытия сульфидов (увеличение извлечения с ростом глубины вскрытия сульфидов и элементной серы).

Наилучшие показатели извлечения золота (на 3,1-3,7 т/год) отвечают вариантам с выходом концентрата флотации 6 или 8% и автоклавным окислением всего потока сырья в виде флотоконцентрата, биокека или их смесей. Схемы, в которых сохранена действующая технология прямого цианирования биокека, в 1,6-2,3 раза уступают автоклавным в приросте выпуска золота.

Все модернизированные схемы оказываются экономически эффективнее действующего производства. Положительный экономический эффект для них определяется тремя основными факторами (в зависимости от технологии одним или несколькими одновременно):

• увеличением выручки от реализации товарного золота (все варианты);
• снижением эксплуатационных затрат на переделе цианирования за счет резкого уменьшения расхода цианида (автоклавные варианты);
• снижением эксплуатационных затрат при ликвидации передела биовыщелачивания (варианты с только автоклавным вскрытием концентрата).

Максимальное влияние на снижение эксплуатационных затрат оказывает уменьшение расхода цианида в 8-10 раз в схемах с автоклавным окислением всего потока сырья в виде флотоконцентрата, биокека или их смесей (производственные издержки снижаются на 15-18% по сравнению с вариантом действующего производства). Именно этот фактор определяет значительное превосходство в экономических показателях полных автоклавных схем по сравнению со смешанными (где сохранена действующая технология прямого цианирования биокека) — условная прибыль для первых выше в 3-10 раз. В этих случаях эксплуатационные издержки, связанные с работой автоклавного комплекса (8-18% от производственных издержек действующего производства), практически полно-
стью покрываются экономией от снижения расхода цианида.

Замена биовыщелачивания на автоклавное окисление позволяет дополнительно снизить эксплуатационные издержки по сравнению с действующей технологией на 10-12%, что и обусловливает самую высокую экономическую эффективность для автоклавных вариантов без биовыщелачивания. Наилучшие экономические показатели отвечают схеме с автоклавной переработкой концентрата флотации с выходом 6%, поскольку с увеличением выхода флотоконцентрата именно для варианта с выходом 6% прирост эксплуатационных издержек в наибольшей степени перекрывается приростом выпуска золота.

Капитальные затраты, необходимые для строительства автоклавного производства в рамках рассмотренных схем зависят от количества серы в сырье, подлежащей окислению в автоклаве. Минимальные затраты соответствуют переработке основного количества сырья через биовыщелачивание, а максимальные, соответственно, через автоклавное окисление. Различия связаны с увеличением размера и производительности оборудования при росте количества серы, подлежащей окислению.

Анализ соотношения капитальных затрат и условной прибыли показал, что варианты с автоклавным окислением всего потока сырья в виде флотоконцентрата, биокека или их смесей обеспечивают практически одинаково высокую скорость окупаемости вложений (не более 3 лет) даже при цене золота 1000 $ за тройскую унцию. Схемы, в которых сохранена действующая технология прямого цианирования биокека, окупаются гораздо медленнее.

По результатам технико-экономических расчетов оптимальным вариантом модернизации технологии ОГОК является автоклавное вскрытие концентрата флотации с выходом 6% (вариант 3). Эта схема может стать основой для дальнейшей технологической и проектной проработки.

Список литературы:

1. Переработка золотоносных руд с применением бактериального окисления в условиях Крайнего Севера/ В.К. Совмен, В.Н. Гуськов, А.В. Белый, С.В. Дроздов и др. Новосибирск: Наука, 2007. 144 с.
2. Process modifications to the Sao Bento concentrator of Eldorado Gold / L. Silva, R. Guimaraes, J. Milbourne // Pressure Hydrometallurgy 2004. Proc. Int. Conf. on the use of pressure vessels for metal extraction and recovery. 34th Annual Hydrometallurgy Meeting of CIM. October 23rd-27th. 2004, Bant Alberta, Canada. P781-794.
3. Автоклавное доокисление твердого остатка биоокисления флотоконцентрата / Я. М. Шнеерсон, Л. В. Чугаев, М. Т. Жунусов, А. В. Маркелов, С. В. Дроздов // Цветные металлы. №6. 2012. C34-37.
4. Современная роль горно-металлургического предприятия во внедрении передовых технологий переработки упорных золотосодержащих руд / Б. А. Захаров // Майнекс Центральная Азия 2012.
5. Complete technology for processing gold-bearing concentrates: bioleaching and additional autoclave oxidation / J.M. Shneerson, M.T. Zhunusov, L.V. Chugaev, A. Markelov, S. Drozdov. // Non-ferrous netals – 2012: Proceedings of the Fourth International Congress. — Krasnoyarsk: Verso, 2012. P417-423.
6. Autoclave technology of refractory gold-bearing pyrrhotite concentrates and residues of bioleaching / J.M. Shneerson, M.T. Zhunusov, L.V. Chugaev, A. Markelov, S. Drozdov // ALTA Gold 2013. P98-109.
7. Математическое моделирование непрерывных процессов растворения. / Вигдорчик Е.М., Шейнин А.Б. — Л.: Химия, 1971.

Б.А. Захаров — к.т.н., заместитель генерального директора по инжинирингу и инновациям ЗАО «Полюс»
Я.М. Шнеерсон — д.т.н., профессор, генеральный директор ООО «НИЦ «Гидрометаллургия» Л.В. Чугаев — к.т.н., ведущий научный сотрудник ООО «НИЦ «Гидрометаллургия»
М.Т. Жунусов — к.т.н., начальник отдела науки и технологий ЗАО «Полюс»
С.В. Дроздов — к.т.н., начальник исследовательского центра ЗАО «Полюс»
М.А. Плешков — к.х.н., ведущий научный сотрудник ООО «НИЦ «Гидрометаллургия»
А.В. Маркелов — научный сотрудник ООО «НИЦ «Гидрометаллургия»

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