5. Производства золота

Технологическая часть рабочего проекта реконструкции ЗИФ разработана на основании задания на проектирование, утвержденного Генеральным Директором СТК ООО «Апрелевка» Маджидовым Б. С. 06.04.200 г. (приложение 2), и лицензии за номером 000010 выданной на проектирование горных производств и объектов по переработке и обогащению полезных ископаемых Госгортехнадзора РТ, ООО «Союз».

Производительность ЗИФ по руде месторождений «Кызыл-Чеку», «Апрелевка» и лежалых хвостов принимается 180 000 т/год.

Целью настоящей работы является разработка технологии, технологической и аппаратурной схем цепи аппаратов переработки золото-серебросодержащих руд методом цианирования УВЩ.

Принятая технологическая схема (рисунок 1) позволит получить сплав Доре, пригодный для последующего аффинирования с целью получения золота и серебра с содержанием 99,99%. Разработанные технологические решения по утилизации твердых и жидких отходов, а так же мероприятия по охране окружающей среды показывают, что реконструкция ЗИФ не ухудшает общей экологической обстановки в пределах санитарно-защитной зоны ЗИФ.

Основные аппаратурные решения разработаны с учетом увеличения мощности проектируемого производства.

Снабжение проектируемого производства водой, электроэнергией предусмотрено проектируемого производства.

При проектировании использованы данные отчета по металлическим испытаниям Версия 1, распечатанная 18.04.2002 г. компанией ГАЛФ Интернэшнл Лтд.

На ЗИФ СТК ООО «Апрелевка» впервые применяется технология УВЩ (методом цианирования), и все проекты прошли положительную экологическую экспертизу Министерства охраны природы Республики Таджикистан (РТ).

Процесс извлечения золота и серебра цианированием основан на взаимодействии цианистого раствора с частицами извлекаемых металлов. Растворение золота и серебра в цианистом растворе происходит во взаимодействии с кислородом. Растворение золота происходит по реакции:

2Au + 4NaCN + H₂O + 1/2O₂ = 2NaAu(CN)₂ + NaOH

2Au + 4CN + H₂O₂ = 2Au(CN)^-2 + OH^-

4Au + 8CN^-2 + O₂ + H₂O₂ = 4Au(CN)^-2 + 4OH^-

В случае растворения серебра оно заменяет в этом уравнении золото.

Осаждение золота и серебра на активированный уголь

Физико-химические условия осаждения золота и серебра из цианистых растворов изучены Гроссом и Скоттом, которые показали, что осадок благородных металлов образуется на угле, не металлический. Он невидим и не обнаруживает свойств, характерных для осажденных металлов, например, действием на него кислот. Тот факт, что осаждение металлов из цианистых растворов углем состоит в абсорбции, это подтверждается, прежде всего, тем, что для этого процесса установлено равновесие, а также кинетикой процесса и понижением абсорбции с повышением температуры. Кроме того, количество осажденного металла зависит от величины активной поверхности.

Процесс абсорбции углем цианистого комплекса сопровождается рядом химических реакций. При этом происходит реакции обмена, в результате которых щелочной металл, входящий в состав цианистого комплекса, остается в растворе в виде бикарбоната. Гидраты окисей металлов при повышенной температуре переводят в раствор абсорбированные металлы, в данном случае проектируется извлечение золота и серебра с угля раствором едкого натра при температуре 130⁰.

Механизм абсорбции золота на угле определяется следующим образом:

Meⁿ – nAu(CN)^-₂ = Meⁿ⁺[Au(CN)₂]^-_n

Вымывание золота с угля происходит по обратной реакции:

Meⁿ⁺[Au(CN)₂]]^-_n (ads) = Au(CN)^-₂ + Meⁿ⁺

Причины, вызывающие расход реагента. Защитная щелочь

Расход цианидов определяется химическими и механическими причинами. Химические причины, вызывающие расход цианида состоят в разложении цианистых солей с выделением летучего цианистого водорода и в образовании комплексных цианистых, роданистых и других соединений.

Если изолировать цианистый раствор от взаимодействия с рудой (например: раствор находящихся в буферных емкостях), то главной причиной разложения цианида в растворах является гидролиз и разложение вследствие растворения углекислого газа, содержащегося в воздухе.

В виду этого, растворы, не находящиеся в контакте с рудой, также должны содержать защитную щелочь определенной концентрации.

Вследствие гидролиза цианистого натрия происходит следующая реакция:

NaCN + H₂O = HCN + NaOH

CN^- + H₂O = HCN + OH^-

Синильная кислота HCN образуется в результате гидролиза цианистой соли, и представляет собой довольно летучее соединение, которое легко может улетучиваться из водного раствора.

Потери цианида, в случае отсутствия защитной щелочи могут достичь значительной величины.

Наряду с этим передозировка щелочи снижает скорость растворения и извлечения золота и серебра.

Падение скорости растворения и извлечения металлов с ростом концентрации щелочи в растворе происходит в следствии возникновения на поверхности металла тонкой пленки в результате взаимодействия гидрата окиси натрия или кальция с поверхности растворяющегося металла.

Эти соединения являются продуктами реакции взаимодействия между компонентами выщелачиваемой руды и раствором. Механические причины потери цианида слагаются: из неполного отделения цианистого раствора при промывке в операциях обезвоживания, из утечки вследствие неплотности или переполнения аппаратов, из разбрызгивания и т.д.

Потери цианида могут быть значительно снижены при правильном ведении процесса. Первым условием для этого введение в состав раствора защитной щелочи Ca(OH)₂ или NaOH, значительно сокращающий расход реагента, вследствие химического взаимодействия.

Введения щелочи в состав цианистых растворов вызывается, прежде всего, необходимостью защитить цианистые соли от разложения в результате гидролиза, действие углекислоты и кислот, образующихся из составных частей руды, а также от расхода на образование комплексных солей закисного железа.

Кроме этих основных функций щелочь попутно необходима в других стадиях обработки. К числу последних можно отнести действие щелочи в качестве коагулятора на взвешенную пульпу при сгущении.

Взаимодействии цианистого раствора с некоторыми материалами (например, сурьмакислыми) значительно усиливается в присутствии щелочи, что приводит к повышению расхода цианидов. Оптимальное значение PH среды раствора составляет 10,5 – 11,5.

Влияние температуры на результаты выщелачивания золота и серебра цианистыми растворами из руд.

Скорость растворения золота и серебра интенсивно повышается до температуры 25⁰С, далее скорость интенсивного растворения понижается. После 30⁰С идет снижение скорости растворения.

При повышении температуры процесса снижается растворимость кислорода в растворе.

Таким образом, оптимальная температура процесса 25-30⁰С.

Разложение цианидов после процесса выщелачивания и УВЩ.

Сбрасываемая на отвальное поле пульпа после процесса УВЩ содержит некоторое количество цианидов натрия, а так же ионы Fe(CN)₆^4-_, Сu(CN)_n(n-1), 2n(CN)₄^2- и другие соединения.

Цианиды разрушаются раствором хлорной извести.

Цианид и содержащие его комплексные соединения разлагаются до цианида, который в свою очередь гидролизуется.

Процесс электрохимического осаждения

На электролизные камеры подается постоянный ток до 4х ампер, в камеры подается, золотосеребросодержащий цианистый раствор и в электролизере происходят следующие реакции:

1. Катодное восстановление золота:

Au(CN)₂^- + e = Au + 2CN^-

2. Анодные реакции:

O₂ + 4H⁺ + 4e = 2H₂O

CN^- + 2OH = CNO^- + H₂O + 2e

В результате реакций образуется углекислый газ и аммиак по следующему уравнению:

CN^- + H₂O + OH^- = NH₃ + CO₃

Цикл дробления и измельчения

1. Руда с карьеров автомобильным транспортом подается на весовую (поз.1) для взвешивания.

2. Взвешенная руда поступает через колосниковую решетку (в приемные бункера (V1, V2 = 250 т, V3, V4 = 150 т) (поз.2). Материал не прошедший через решетку разбивается в ручную или бутобоем.

3. Из приемного бункера, с помощью пластинчатого питателя (поз.3), руда дозируется на ленточный транспортер (поз.4), который подает материал на первую стадию дробления щековой дробилкой ( поз.6). Перед щековой дробилкой установлена колосниковая решетка 100 мм (поз.5), надрешетный продукт которого поступает на первую стадию дробления, а подрешетный - на вторую.

4. Руда после щековой дробилки ленточным транспортером (поз.7), через металлоуловитель (поз.8) и решетку 20 мм (поз.9) поступает на вторую стадию дробления конусной дробилкой (поз.10).

5. Дробленая до 80% класса -25 мм руда ленточным транспортером (поз.11) подается в промежуточные бункера (поз.12).

6. Транспортеры (поз.13-16) подают материал на первую стадию измельчения в шаровые мельницы с разгрузкой через решетку (поз.17,18). Мельницы на первой стадии работают в замкнутом цикле со спиральными классификаторами (поз.19,20). В питание мельницы подается вода до плотности пульпы 1.8 – 2.0кг/л, а плотность слива классификатора поддерживается водой на уровне 1.4 – 1.5 кг/л. В питание мельницы подается так же известь до рН =10.5 - 11, для создания защитной щелочности. Расход извести зависит от минерального состава руды, и для руд месторождений Апрелевка и Кызыл-Чеку составляет 3 – 5 кг/т.

7. Слив спиральных классификаторов поступает самотеком в зумпф питания гидроциклонов (поз.21). На второй стадии измельчения используются шаровые мельницы с центральной разгрузкой (поз.24,25), работающие в замкнутом цикле с гидроциклонами (поз.22,23). Нижний слив гидроциклонов является питанием мельницы, а верхний слив – готовым продуктом для выщелачивания (75% класса – 0.106 мм).

Цикл выщелачивания (УВЩ)

1. Верхний слив гидроциклонов, с плотность 1.35 – 1.4, поступает в чан питания (поз.27), оборудованный перегородкой, для улавливания наиболее тяжелых частиц. Из чана питания пульпа самотеком поступает на щепоуловитель (поз.28), а оттуда в контактные чаны (поз.31-42) для выщелачивания.

2. Между щепоуловителем и контактными чанами расположен узел подачи цианида натрия (поз.29). Цианид натрия, в виде 16 – 20% раствора, дозируется в поток пульпы. Расход цианида натрия устанавливается в зависимости от содержания драгметаллов и цианидоемких примесей в руде, и для перерабатываемых руд, составляет 150 –300 мг/л при остаточной концентрации свободного цианида 50 – 100 мг/л.

3. Пульпа последовательно проходит через все контактные чаны. Для интенсификации выщелачивания и перемешивания, в каждый контактный чан по всей площади днища подается воздух. Время выщелачивания составляет 24 часа.

4. Противотоком пульпе в чаны, начиная с последнего, подается активированный уголь, который периодически перекачивается из последующего чана в предыдущий. Для предотвращения обратного хода угля с потоком пульпы, на выходе каждого контактного чана, начиная со второго, установлены экраны из нержавеющей сетки. Достигнув второго чана (поз.32), уголь максимально насыщается драгоценными металлами и откачивается через грохот для обогащенного угля (поз.30) на процесс элюирования. В чанах поддерживается концентрация активированного угля – 25 г/л пульпы.

5. После завершения выщелачивания, пульпа, через грохот для улавливания мелкого угля (поз.43), поступает для обеззараживания на узел подачи хлорной извести (поз.44). После хлорирования, с концентрацией свободного цианида менее 50 мг/л, пульпа самотеком сбрасывается на хвостохранилище (поз. 45).

Цикл элюирования, электролиза и получения сплава Доре

1. Насыщенный уголь с грохота богатого угля поступает в емкость кислотной промывки (поз.46) порциями по 3.0 – 3.5 тонны, где обрабатывается 3 – 5 % соляной кислотой из кислотной емкости (поз.47), для удаления с поверхности и пор угля карбоната кальция.

2. Кислый раствор, после кислотной обработки, откачивается в кислотную емкость (поз.48), для доукрепления и повторного использования или, после насыщения хлоридом кальция, в кислотную емкость (поз.49), для нейтрализации известью и сброса.

3. Обработанный кислотой уголь отмывается водой до рН = 6.5 – 7.0 и откачивается в емкость элюирования (поз.50) для десорбции.

4. Бедный элюирующий раствор из емкости бедного раствора (пос.52) циркулирует через бойлер (поз. 51) до достижения температуры раствора 110-130⁰С. Затем в кольцо циркуляции включается емкость с углем для его разогрева. После этого начинается процесс элюирования или стриппинга – раствор циркулирует по схеме: емкость бедного раствора, бойлер, емкость элюации, емкость богатого раствора (поз.53), электролизеры (поз.54-56), емкость бедного раствора. В элюирующем растворе, с помощью каустической соды, поддерживается рН > 12.

5. Обедненный уголь направляется на регенерацию во вращающуюся печь, где поддерживается температура 650 0С, а защитная востановительная атмосфера создается за счет влаги, поступающей с углем. После регенерации и остывания бедный уголь направляется на выщелачивание.

6. Процесс электролиза происходит из богатого раствора при напряжении 3.0 – 3.5 В и токе 200 – 250 А на катоды из металлической шерсти. Электролиз ведут до снижения концентрации золота в бедном растворе до 3.0 мг/л. Осажденные золото и серебро периодически счищают с катодов.

7. Собранный из ванн и с катодов цементат сушат, подвергают окислительному обжигу и направляют на плавку в индукционную печь с гидравлической разгрузкой (поз.58). Плавку проводят с добавкой соды и буры, для окисления и отделения примесей, и кварцевого песка, для разжижения шлаков. Расплав выливают в изложницы. После отделения слитков от шлака, полученный сплав Доре направляют на аффинирование.

На схеме пунктирной линией обозначены установленное, но на данный момент не работающее оборудование, или монтаж которого в данный момент ведется.

Параметры контролируемых точек технологического процесса

Дробление
Крупность кусков руды, поступающих в приемные бункеры	375 мм X 375 мм
Крупность кусков руды, поступающих на щековую дробилку	375 мм X 375 мм
Крупность кусков руды, поступающих на конусную дробилку	100 мм X 100 мм
Размер кусков дробленной руды перед измельчением	80% - 25 мм
Загрузка щековой дробилки	56 т/час
Загрузка конусной дробилки	56 т/час
Измельчение
Крупность измельченного материала загружаемого в первичную мельницу	80% - 25 мм
Верхний слив гидроциклона	75% - 75 микрон

Параметры контролируемых точек в процессе УВЩ

Концентрация золота в пульпе, поступающей на выщелачивание	1,2 – 2,2 г/т
Концентрация раствора цианида натрия, поступающего на выщелачивание	120 – 150 мг/л
Концентрация свободного цианида в пульпе мг/л	50 – 100 мг/л
Концентрация угля в емкостях цианирования	25 г/л
Количество угля в схеме	18 – 26 т
Показатель РН процесса	11,5
Содержание золота в насыщенном угле	7000 – 8000 г/т