автореферат диссертации по металлургии, 05.16.03, диссертация на тему:Исследование и освоение эффективных технологий комплексной переработки упорных золотосодержащих руд и концентратов Забайкалья

кандидата технических наук
Алампиева, Наталья Юрьевна
город
Иркутск
год
2000
специальность ВАК РФ
05.16.03
Автореферат по металлургии на тему «Исследование и освоение эффективных технологий комплексной переработки упорных золотосодержащих руд и концентратов Забайкалья»

Автореферат диссертации по теме "Исследование и освоение эффективных технологий комплексной переработки упорных золотосодержащих руд и концентратов Забайкалья"

На правах рукописи

Для служебного пользования Экз. №

АЛАМПИЕВА НАТАЛЬЯ ЮРЬЕВНА

ИССЛЕДОВАНИЕ И ОСВОЕНИЕ ЭФФЕКТИВНЫХ ТЕХНОЛОГИЙ КОМПЛЕКСНОЙ ПЕРЕРАБОТКИ УПОРНЫХ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ РУД И КОНЦЕНТРАТОВ ЗАБАЙКАЛЬЯ

Специальность 05.16.03 - «Металлургия цветных и редких металлов»

АВТОРЕФЕРАТ

диссертации на соискание ученой степени кацдвдата технических наук

Иркутск 2000

/г.///^ АСП

Работа выполнена в Иркутском государственном техническом университете

Научные руководители:. Заслуженный деятель науки Российской

Федерации, д.т.н., профессор Минеев Г.Г.

Заслуженный работник высшей школы, к.т.и., профессор Пунишко O.A.

Официальные оппоненты: засл. деятель науки и техники

Российской Федерации, д.т.н., профессор Лодейщиков В.В.,

к.х.н., ст. научн. сотрудник Овчшищкова О.В.

Ведущее предприятие: АООТ «Забайкальский ГОК»

.Защита диссертации состоится «_//_» 2000 г. в_часов на

заседании диссертационного совета'^ Д 063.71.01 Иркутского государственного технического университета по адресу: 664074, г.Иркутск, ул.Лермонтова, 83, конферснцзал.

С диссертацией можно ознакомиться в библиотеке ИрГТУ Автореферат разослан « 1С » и.с^р/'^ 2000 г.

Ученый секретарь диссертационного соиета ___^^ Салоп В.М.

<335,3,0

<Я84. О

ОБЩАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА РАБОТЫ

Актуальность работы. Постепенное истощение сырьевой базы золотодобывающей промышленности ставиг вопрос о вовлечении в эксплуатацию забалансового сырья и руд небольших месторождений. При установившемся мировом уровне цен на металл экономическая целесообразность производства зависит от содержания золота в сырье, способа его переработки и масштаба предприятия. Основным источником золотодобычи Забайкалья являются сульфидные руды коренных месторождений. Однако их освоение осложняется из-за высокого содержания мышьяка и технологической упорности золота в получаемых продуктах.

При относительно простой технологии флотационного обогащения руд и достаточно высоких технологических показателях тесная ассоциация тонкодисперсного золота с минералами мышьяка, меди и пиритом исключает возможность прямого цианирования концентратов. Предприятия поставщики вынуждены вывозить концентраты на медеплавильные заводы Урала, где извлечение золота осуществляется при совместной их переработке с медьсодержащими продуктами. Последние годы медеплавильные предприятия в целях экологии постоянно повышают требования к качеству поступающего золотосодержащего сырья, отказывая в переработке флотационных концентратов с высоким содержанием мышьяка и сурьмы, что вызвало остановку некоторых золотодобывающих комбинатов. С другой стороны, экономические затраты на перевозку и переработку концентратов из Забайкалья на Урал стали экономически неоправданными для предприятий поставщиков. Поэтому возникла необходимость в создании технологии, позволяющей перерабатывать концентраты на месте их получения или на специализированных районных предприятиях. До настоящего времени отсутствуют удовлетворительные решения этой актуальной проблемы.

Целью диссертационной работы является исследование, создание и внедрение прогрессивных технологий комплексной переработки золотомедных упорных концентратов и бедных руд Забайкалья на месте их добычи, характеризующиеся высокой технико-экономической и экологической эффективностью.

Задачами исследований являются:

изучение и оптимизация условий безобжигового способа вскрытия золота в упорных сульфидных концентратах, основанного на сверхгонком измельчении;

исследование растворимости медных минералов и золена при цианировании концешрага и форм нахождения меди в растворах;

изучение влияния состава пульпы на сорбцию золота и мели активными углями;

поиск путей глубокого обезмежшания углей перед десорбцией юло1а с цепью повышения сортности товарного металла;

3

<7-7 Л 0Г7

оптимизация, испытание и внедрение комплексной переработки зологомедных концентратов, труднообогатимых и убогих руд на основе угольно-сорбционной технологии и кучного выщелачивания.

Методы исследования. Для решения поставленных задач в работе использованы современные физико-химические методы исследований: атомно- абсорбционный, химический, рентгеноструктурный, а также технологические исследования в лабораторных, укрупнэнно-лабсраторных и промышленных условиях.

Научная новизна диссертационной работы заключается в следующем:

Исследованы формы нахождения меди в цианистых растворах в зависимости от концентрации ЫаСН и их сорбируемость на активные угли. Минимальное количество меди извлекается углем в случае нахождения ее в форме высшего цианида. Для более глубокого обезмеживания полученных углей предложено обрабатывать 1,0 % -ным раствором цианида в рекомендуемых условиях.

Предложен способ извлечения меди и до извлечение золота, из кеков цианирования флотоконцентратов, на который выдан патент Российской Федерации.

Изучены закономерности сверхтонкого измельчения флотационных концентратов в обычных шаровых мельницах, но с измененной шаровой нагрузкой и режимом помола, способ впервые внедрен в промышленную практиху.

Практическая значимость диссертационной работы заключается в следующем:

Проведены промышленные испытания рекомендуемой технологической • схемы переработки флотоконцентратов Дарасунской ОФ. Построен и пущен в эксплуатацию цех, в составе которого освоена технология сверхтонкого измельчения и угольно-сорбционного выщелачивания, получено золото в слитках.

Осуществлено внедрение охраноспособной технологии извлечения меди и доизвлечения золота из кеков цианирования дарасунских флотоконцентратов. Получены медный и золотосодержащий продукты, отвечающие требованиям к соответствующим товарным концентратам.

Успешно испытана в полупромышленном масштабе и рекомендуется для последующего внедрения на Забайкальском ■ ОКе технология переработки руд месторождения «Покровское», включая гравитационно-сорбционное выщелачивание полученных концентратов.

По данным технологического регламента выдан проект и ведется строительство промышленной установки кучного выщелачивания золотосодержащих руд месторождения Дельмачик.

Реализация результатов работы. Технология сверхтонкого измельчениям, сорбционного выщелачивания дарасунских концентратов внедрена на Забайкальском ГОКе. Технология извлечения меди и доизвлечения золота из хвостов цианирования дарасунских концентратов

4

внедрена на горно-металлургической установке АО «Первомайка» с реальным экономическим эффектом 10,42 млн. руб. в год. На защиту выносится:

режимы сверхтонкого измельчения концентрата в шаровых мельницах и классификации полученного продукта;

выявленная зависимость сорбции цианистых комплексов Си активными углями от концентрации лигандов и разработанные на этой основе рекомендации по отделению ее от золота;

. разработанная схема и режимы извлечения меди и доцзвлечення золота нз кеков цианирования флотоконцетратов Дарасунской ОФ;

условия угольно-сорбционного выщелачивания сульфидных концентратов с повышением сортности товарного золота;

технология обогащения и гидрометаллургической переработки малосульфидных глинистых руд месторождения «Покровское»;

технология кучного выщелачивания золота нз труднообогатимых и убогих руд месторождения «Дельмачик».

Апробация работы. Материалы диссертации докладывались и обсуждались на международной научно-практической конференции «Технологические и экономические аспекты комплексной переработки минерального сырья» (г.Иркутск, 1998 г.), IV Международном конгрессе по обогащелию^^Чешская республика, г.Острава, 1998 г.), II конгрессе обогатителей стран СНГ (г.Москва, Í999~~r.),- Международном совещании «Энергетические методы управления свойствами минералов в процессах комплексной переработки труднообогатимых руд и алмазов» (Плаксинскне чтения, г.Новосибирск, 1997 г.), Международной науччой конференции «Металлургия XXI века: шаг в будущее» (г.Красноярск, 1998 г).

Публикации. По теме диссертационной работы имеется 6 публикаций, в том числе 1 патент.

Структура и объем работы. Диссертация состоит из введения, 5 глав, заключения, списка литературы из 102 наименований и содержит 138 страниц машинописного текста, 19 рисунков, 40 таблиц н 3 приложения.

СОДЕРЖАНИЕ РАБОТЫ. 1. Перспективы развития золотодобычи в Забайкалье в современных условиях.

Первые золотоизвлекательные фабрики, построенные в России, использовали гравитационно-амачьгамационную технологию и цианирование, поскольку перерабатывали простые, чаще всего кварцевые, руды. lio мере отработки руд верхних горизонтов и вовлечения в эксплуатацию сульфидного золотосодержащего сырья на фабриках получил широкое распространение флотационный процесс. Флотационные концентраты отправляли на медеплавильные заводы (МПЗ) Урала для их совместной переработки с медными продуктами. И только незначительная часть флогокоицентратов, где золото не было ассоциировано с сульфидами, перерабатывалась непосредственно на фабриках цианистым или сорбциошю- цианистым процессами. Медеплавильные заводы (потребители) оплачивали фабрикам

5

7. Л'/// JLSV7

(поставщикам) 96 % золота при содержании его в концентратах до 100 г/т и 98 % при содержании более 100 г/т. Все затраты на перевозку концентратов до МПЗ, стоимость переработки и аффинажа оплачивало государство.

В настоящее время положение кардинально изменшюсь. Все затраты на перевозку концентратов, переработку на МПЗ, аффинажах были переложены на золотодобывающие Предприятия и составляют 50 - 60 % от стоимости металла в концентратах. В результате рудоперерабатываемые предприятия оказались нерентабельными и фактически остановились. Для восстановления золотодобывающей промышленности нужен принципиально новый подход, основанный на использовании современных технологий с получением металла в виде слитка, с отказом от вывоза концентратов на МПЗ, а также с внедрением вьхокообъемнкх технологий переработки бедных или забалансовых руд (таких как кучное выщелачивание).

Такая ситуация сложилась в Забайкалье в части металлургической переработки Дарасунских флотационных концентратов и руд месторождения «Покровское», «Кирченовское» и «Дельмачик». Упорность дарасунских флотоконцентратов обусловлена тонкой экрапленностью золота п сульфидах и значительным содержанием меди, которая существенно осложняет гидрометаллургический передел. Рыхлые окисленные руды верхних горизонтов Покровского месторождения содержат в основном, мелкое золото, которое покрыто пленками пщроксидов железа, что затрудняет флотацию. Что касается руд месторождений «Кирченовское» и «Дельмачик», то они относятся к категории труднообогатимого сырья со сравнительно невысоким содержанием благородных металлов. Применительно к ним представляется целесообразным оценить технологию КВ.

2. Физико-химические основы поведении медн в исследуемых процессах растворения, концентрирования и выделения золота при переработке концентратов.

Сульфидные минералы меди являются причиной больших расходов цианида вследствие образования комплексных цианистых соединений металлов при гидрометаллургнческой переработке Дарасунских флотоконце!ггратов. Даже относительно небольшие количества меди (десятые доли процента), могут вызвать столь большой расход цианида, что применение такого процесса становится нерентабельным. Наряду с этим комплексные ионы меди, могут образовывать на поверхности золота и серебра тонкие пленки, затрудняющие подвод реагентов, тем самым замедляющую процесс растворения. Медь сорбируется из технологических растворов на активированные угли, снижая их емкость по благородным металлам. При элюировэнии медь легко снимается с сорбентов вместе с золотом и серебром, а в процессе электролиза раствора, соосаждается на катоде с благородными металлами, т.е. в техническом отношении цианирование медьсодержащею концентрата создает затруднения, по всей технологической цепочке.

Для -нейтрализации вредного воздействия медных минералов в диссертационной работе были рассмотрены различные способы переработки сырья:

- удаление медных минералов из исходного концентрата флотацией с

6

последующим цианированием обезмеженых хвостов^ полученный медно- золотой концигтрат направляется как товарный продукт на медеплавильный завод для извлечения металлов;

- применение растворов с пониженной концентрацией цианида, при которой медные минералы растворяются слабо.

Эти рекомендации были проверены на флотоконцентраге Дарасунской фабрики, содержащем 1,7 % Си в виде халькопирита и 51,3 г/т Аи. Показано, что флотация не в состоянии решить вопрос эффективной переработки Дарасунских концентратов по следующим причинам:

- получаемый медно-золотой концентрат хотя и имеет высокое содержание золота (225,6 г/т), однако не соответстгует кондициям по концентрации меди (« 10 % вместо 11 %);

- медно-золотой концентрат может быть переработан только на медеплавильном заводе, в результате затраты на его переработку и перевозку в себестонмостном выралсешш превысит 50 % стоимости заключенного в нем золота, что экономически не оправдано для предприятия поставщика;

- хвостовые продукты флотации остаются обогащенными по золоту (2">,2 г/т), их переработка методом цианирования осложняется высоким содержанием меди (0,35 %).

Дарасунскнн конце1Гграт Исходной крупности (- 0,3 мм) подвергался выщелачиванию в течение 36 ч в растворах с концентрацией ЫаСИ в пределах 0,002 - 0,01 % при отношенш Ж : Т = 1,5 :1 с целью селективного растворения золота. Показано, что выщелачивание концентрата в слабых цианистых растворах не может рассматриваться перспективным из-за низкого извлечения золота.

Депрсссируюгцее дейстьие меди по отношению к золоту начинает проявляться при увеличении концентрации меди в растворе до определенной величины. Растворы, содержащие цианистые комплексы меди, сохраняют достаточную активность по отношению к золоту по нашим данным при соблюдении следующего соотношения:

Сиасм = (1 >8 - 2,0) Со» где Смасы - концентрация свободного цианида в растворе, %

С Си - концентрация меди в этом растворе, %. Таким образом, цианирование медистых продуктов с высоким извлечением золота возможно при повышенной концентрации свободного цианида.

Известно, что в процессе цианирования медь переходиг в раствор в виде комплексных анионов, общай формула которых - [си(слг)..„ , где (п.= 1, 2, 3) и может быть представлена соединениями: ЙаСи(СЫ)з, Иа^С^СЮз и Ыа3Си(СН)4 Константы нестойкости комплексов соответственно равны:

Рм = М М«]=2,5.10-и;

/V*)-- = 1С"'

В цианистых растворах между' различными ионньши формами

7

■устанавливаются равновесия:

для [Си(СА')г] =Си*-2СЫ' ДЛЯ [С«(СА'),Г =[0((С/У)2]"+СА"

ДЛЯ

[Си(СД'), ]'" = [ск(с'Л')^ слг

' [си(су)4|" Р[СиЫ$-Из приведенных выражений следует, что анионы [Си(СК)г] (соединение НаСи(СЫ)2) в ощутимых количествах присутствуют в очень разбавленных по цианиду растворах. В растворах с концентрацией до 0,1 % NaCN в равных количествах могут присутствовать соединения Ыа2Си(С1^)3 и На3Си(СЫ)4. При концентрации свободного цианида выше 0,1 % основное количество меди присутствует в форме высшего цианида - №3Си(СМ)4.

Таким образом, при проведении процесса цианирования медных продуктов, повышая концентрацию свободного цианида, можно добиться не только максимального растворения золота, но и перевода всей меди в высшую цианистую форму. Это подтверждается результатами цианирования дарасунского флотоконцентрата сверхтонкого измельчения (-20 мкм) в условиях различных концентраций (рис. 1).

При оптимальной концентрации цианида, равной 0,15 %, извлекается до 95 % золота, и в растворе содержится 960-1100 мг/л меди, главным образом в форме №зСи(СЬГ)4. Последнее имеет весьма существенное значение при дальнейшем сорбционном извлечении золота.

Экспериментально обоснованы оптимальные параметры по крупности сверхтонкого измельчения концентрата, концентрации цианида в растворах и плотности пульпы при гидрометаллургической переработке дарасунских флогоконцентратов (рис. 2)

В процессе сорбции уголь любой марки способен поглощать из растворов пракпгчески все цианистые комплексы цветных и благородных металлов. Емкость угля по золоту зависит от количества сорбируемых примесей. Следовательно, если уголь максимально нагружен цветными металлами, то получаемые при электролизе катодные осадки могут оказаться некондиционными по содержанию золота в них. В связи с этим важнейшей технологической задачей процесса сорбции является создание условий, при которых на уголь сорбировалось бы минимальное количество примесей, в частности, меди. Такое условие обеспечивается, если медь в технологических растворах находится в форме высшего цианида, который сорбируется в весьма незначительных количествах (в 5 раз меньше, чем анион Си(СМ)2) (табл.1).

Для более глубокого обе змеживания получаемых углей предложено перед десорбцией благородных металлов обрабатывать сорбент холодным 1%-ным раствором МаСЫ (3-4 объема на 1 объем угля). При этом значительная часть меди (до 80 %) снимается, а золото и полном объеме остается в угле.

Такая предварительная обработка сорбета позволяет пЬиысить качество товарного регенерата и в конечном итоге - пробносгь катодного осадка по благородным металлам.

1 - суммарная концентрация Си

2 - концентрация НаСи(СЫ)з

3 - концентрация НазСи(СК)4

4 - концентрация На2Си(СН)3

5 - извлечение золота в раствор

Рис.1. Формы нахождения меди в цианистых растворах и извлечение золота при различных концентрациях растворителя.

Таблица 1 - Сорбционное извлечение меди (ее цианистых комплексов) на уголь из растворов с различной концентрацией №0^.__

СиаСИ. % Растворение меди Сорбция меди

ССи, мг/л Формы нахождения меди в растворах Содержание Си в угле, % ССи, мг/л (остаточная)

0.01 21.3 [Си(СК>2]' в основном 0.80 7.2

0.05 225.0 [Си (СНЫ («50%) [Си (С!^)]*' (и 50%) 0.50 223.8

0.10 315.0 [Си(СЫ)зГ(я50%) [Си (СМ)<]'" (« 50%) 0.28 «315.0

0.30 350.0 [Си (СМ)«]1" в основном 0.16 «> 350.0

Примечание: растворение меди и ее сорбщюннао извлечение осуществляли в течение суток (каждая операция) с подхрепленнем растворов по ЫаСИ до заданных концентраций. 3. Производственные испытания и освоение технологий комплексной переработки коицеитратов Забайкалья. Сульфидные флотоконцентраты месторождения «Дарасунское» характерезуются тонкой вкрапленностью золота и арсенопирите, пирите и халькопирите, для пскрышя которого предлагается наиболее прогрессивный

9

«

я и"

а оз о

§1

5 л

о о. О

е

9 .

а

Продолжительность цианирования, ч . ■ Кривая суммарной концентрации Си в оастворе -¿Кривая концентрации ЫазСи(СЫ)4 в растворе - Кривая концентрации Ыа2Си(СЫ)з в растворе —Кривая извлечения золота

100

90

3

№ и

сС

70 1 о

60 ■9 1

¡0 а.

30 а я

40

Отношение Ж:Т при цианировании . Кривая суммарной концентрации Си Кривая концентрации №3Си(СЫ)«

• Кривая концентрации ЫагСи(СМ)1 —Кривая извлечения Аи в раствор

юо

90

3

(0

к с£

70 « 5

60 Г Р

я а,

50 ¿3 ш

40

Крупность измельчения, мм

— Кривая суммарной концентрации Си

- •: Крн вая извлечения Аи в раствор

ЙИС,2. Рлнянне рамичных условий на извлечениь эояота и растворимость меди при' цианировании дарасунскСго флотоконцентрата

способ сверхтонкого измельчения в обычных шаровых мельницах, но с измененными шаровой нагрузкой, режимом помола и классификации. Данное техническое решение характеризуется простотой осуществления, является экологически чистым и обеспечивает достижение положительных результатов по извлечению золота. Для вскрытия тонкокодисперсчого золота необходим сверхтонкий помол концентрата до крупности порядка 20 мкм. При этом в угольно-сорбционном варианте проведения цианистого процесса извлечение золота из концентрата достигает 90 %. Экономические затраты предлагаемой технологии наименее значительны по сравнению с другими процессами при значительно высоком извлечении золота.

Измельченный флотоконцентрат перерабатывается путем цианирования по стандартной технологии «уголь в пульпе».

Технология переработки дарасунских флотоконцентратов с использованием их сверхтонкого измельчения и последующего сорбцнонного цианирования успешно внедрена в производство (испытания выполнены АО «Иргиредмет» с участием Иркутского государственного технического университета, в частности соискателя настоящей диссертационной работы).

Полученные кеки от угольно-сорбционной переработки флотоконцентратов содержали около 6,5 г/т золота и 1,7 % меди, что соответственно составляет 18 и почти 100 % от содержания этих металлов в исходном материале. Медь почти полностью концентрируется в кеках, и в связи с этим Представляется целесообразным извлекать ее в отдельный концентрат с попутным доизвлеченнем Аи. Такое оказалось возможным по предложенному диссертантом с другими соавторами способу, на который был вЬ1дан патент РФ.

В соответствии с предложенным способом кеки выщелачивания дополнительно кондиционируются сульфгидрильными собирателями И пенообразователем (при расходе бутилксантогената калия и оксоля Т-80 равных 200 и 30,0 г/т руды соответственно) и затем флотируются в цианистой среде с выделением в пенный продукт сульфидов цветных металлов, содержащих тонковкрапленное золото. При этом достаточно полно извлекается медь при ее кондиционном содержании в получаемом концентрате, одновременно с этим дополнительно извлекается золото.

При технологических исследованиях изменяли остаточное содержание цианистого натрия в жидкой фазе хвостов цианирования от 0,04 до 0,20 %] флотацию которых проводили при постоянных расходах бутилксантогената калия и оксоля Т-80, указанных выше. Об эффективности флотации хвосгов цианирования судили по извлечению золота и меди в коллективный Си - Аи концентрат и по содержанию меди в этом продукте (табл. 2).

С учетом требований, предъявленных тлребителем к Си - Аи концентрату (реи ^ И,00 %), можно утверждать, что лучшие результаты по предлагаемому способу получены в опыте 2 (увеличение извлечения золота в Си - Аи концентрат составляет 6,6 % меди - 84,74 %).

На основании решения руководства АООТ «»Забайкальский ГОК» на

11

?. У^/ ДЛЛ

горно-металлургической установке АО «Первомайка» были проведены полупромышленные испытания технологической схемы извлечения золота и меди из хвостов переработки концентратов Дарасунской ОФ. Схема обогащения представлена узлами сгущения и отмывки, флотации и фильтрации. Цепочка флотации состоит из основной, контрольной и четырех перечнсгных операций. В результате полупромышленных испытаний установлена возможность получения медно-золотого продукта, отвечающего требованиям к продукту медному и золотосодержащему концентрату. При этом в получаемые продукты извлекается около 85 % меди при ее содержании более 23 % и дополнительно извлекается золото 6,6 % (абсолютных) при его содержании около 51 г/т.

Таблица 2 - Результаты флотационного обогащения кеков цианирования

Содержание Извлечение, % Конц-я

№ омыта Продукт обогащения Выход, % Аи, г/т Си, % Аи Си цианида натрия в пульпе, %

1 2 3 4 5 6 7 8

1 Флотационный концентрат Сорбционный продукт Хвосты 7,00 49,5 86,9 — 0,04

сорбционного 7,00 6,41 1,66 13,1 100,00

цианирования Си-Аи концешрат Отвальные хвосты 0,34 6,66 59,1 3,8 24,20 0,51 5,8 7,3 70,81 29,19

2 Флотационный концентрат Сорбционный продукт Хвосты 7,00 49,5 86,9 — 0,1

сорбционного 7.00 6,48 1,76 13,1 100,00

цианирования Си-Аи концентрат Огвальные хвосты 0,45 6,55 50,82 3,44 23,20 0,29 6,6 6,5 84,74 15,26

3 Флотационный концентрат Сорбционный продукт Хвосты 7,00 49,5 86,9 — 0,2

сорбционного 7,00 6,48 1,72 13,1 100,00

цианирования Си-Аи концентрат Отвальные хвосты 0,43 6,57 49,95 3,64 20,80 0,47 6,2 6,9 74,28 25,72

Проведено технологическое опробование малосульфидных, глинистых руд месторождения «Покропское» по схеме: гранигаинонно-флотациожюс обогащение, угльно-сориционное выщелачивание получаемых коицешратон, десорбция зопота с регенерацией углей, электролитическое выделение

12

металла из элюатов с последующей плавкой катодного золота. Разработанная технология успешно испытана в полупромышленном масштабе и рекомендуется для последующего освоения на Забайкальском ГОКе.

4. Исследование п разработка режимных условий кучного выщелачивания золота пз руд.

Излагаются основные результаты исследовании, аргументирующих упорность руд и эффективные пути практического освоения месторождений «Дельмачик» и «Кирченовское». Неудовлетворительные показатели гравитационного обогащения руд объясняются тонкодисперсным характером основного количества присутствующего золота. В процессе флотационного обогащения руд получены концентраты с низким содержанием металла при значительном выходе. Золото, содержащееся в обеих рудных пробах, довольно легко цианнруется даже при крупном дроблении их. Если из руды месторождения «Дельмачик» крупностью -40 + 0 мм извлекается более 80 % золота, то из дробленной до -5 + 0 мм - около 90 %. Из руды месторождения «Кирченовское» при крупности - 40 + 20 мм и максимальной плотности орошения извлечение золота превышает 77 %. Таким образом, более перспективным представляется прямое цианирование, а учитывая невысокое содержание золота - кучное выщелачивание благородных металлов из окисленных малосульфидных руд месторождений Забайкалья.

Проведены укрупненные испытания, по результатам которых выданы исходные данные на разработку проекта пр лшшлениой установки КВ золота из руд. Ведется строительство упомянутой установки. При КВ из руды крупностью - 20 мм извлекается не менее 78 % золота в цианистые растворы с последующим осаждением его на активированный уголь. Продолжительность полного цикла выщелачивания составляет 80 суток, и проектная производительность установки - 300 тыс. тонн руды за сезон.

5. Технико-экопомпческпе показатели промышленного освоении технологии комплексной переработки золотосодержащего сырья Забайкалья,

Высокие затраты при переработке концентратов на медеплавильных заводах послужили причиной нерентабельности Дарасунского предприятия, которое было остановлено. В качестве альтернг ивы была разработана технология извлечения золота из концентратов на месте их получения с применением сверхтонкого измельчения и гидрометаллургических процессов.

Реализация предложенной технологии позволила полностью отказаться от перевозки концентратов на медеплавильный и медьэлектролитнын заводы, в результате чего отпали затраты на перевозку и переработку концентратов и потери золота в мирометаллургическо.м технологии. Полученный в слитках золото-серебряный сплав направляется на аффинажный запод, где потерн н затраты на переработку по сравнению с медеплавильной технологией незначительны. В результате освоения технологии рентабельность производства позросла и предприятие восстановило проииюдетвенную деятельность.

Рассмотрены вопросы экономики г^еработки дарасунских

¿//¿/лея

концентратов на месте их получения по технологии сверхтонкого измельчения и сорбциопного цианирования. Общие затраты на переработку, концентрата составляют около 5,66 % от количества золота-в концентрате. Определена тсхшжо-зкономическая эффективность разработанной и внедренной технологии извлечения меди и золота, из хвостов цианирования дарасунских концентратов. Реальный экономический эффект составил 10,42 млн. руб. в год. Основные итоги выполненных теоретических и экспериментальных исследований в области переработки упорных руд И концентратов месторождений Забайкалья могут быть сформулированы в виде следующих положений и выводов.

1. Сульфидные флотоконцентраты месторождения Дарасунское характеризуются тонкой вкрапленностью золота в арсенопирите, пирите и халькопирите, для вскрытия которого предлагается наиболее прогрессивный способ сверхтонкого измельчения ь обычных шаровых мельницах, Но с измененными шаровой нагрузкой и режимом помола. Данное техническое решение характеризуется простотой осуществления, является экологически чистым и обеспечивает достижение положительных результатов по извлечешпо золота.

2. При гндрометаллургической переработке дарасунских флотоконцеитратов для вскрытия тонкодиспесного золота необходим их сверхтонкий помол до крупности порядка 20 мкм. При этом в угольно-сорбционном варианте проведения цианистого процесса извлечение золота из концентратов составляет порядка 90 %. Однако при гидрометаллургической переработке упомянутых флотоконцеитратов исходной крупности, а тем более после сверхтонкого памола возникают существенные трудности в связи с содержанием в них халькопирита. Медь значительно повышает расход цианистого натрия, осложняет сорбцнонно- десорбционные процессы и снижает качество получаемой товарной продукции.

3. Исследована растворимость медных минералов и золота при цианировании концентрата и формы нахождения меди в растворах. Соединение ЫаСи(СИ)2 в ощутимых количествах присутствует в очень разбавленных по цианиду растворах. При концентрации ЫаСЫ до 0,1 % в равных количествах могут присутствовать соединения Ка2Си(СЫ)з и Ыа3Си(СЫ)4, выше указанного предела основное количество меди приветствует в форме Ыа3Си(СН)(. Повышая концентрацию свободного цианида, можно добиться не только максимального растворения золота, но и перевода всей меди в высшую цианистую форму. Максимальное количество меди извлекается углем из растворов » случае нахождения ее в форме высшего цианида, который сорбируется в 5 раз меньше, чем анион Си(СЫ)2, что обеспечивает необходимое ее отделение от золота.

4. Для более глубокого обезмеживания получаемых углей предложено

14

перед десорбцией золога обрабатывать сорбент холодным 1 % - ным раствором ЫаСЫ (3-4 объема на 1 объем угля). При этом значительная часть меди (до 80 %) десорбируется, а золото п полном объбме остается в угле.

5. Проведены промышленные испытания рекомендуемой технологической схемы переработки флотоконцентратов Дарасунекой ОФ. Выданы исходные данные, разработан проект, построен и пущен в эксплуатацию цех, в составе которого освоена технология сверхтонкого измельчения и уголыю-сорбционного выщелачивания, получено золото в слитках. Технология является универсальной, экономически оправданной для большинства получаемых флотоконцентратов. Она позволяет вывести из экономического тупика остановленные золотодобывающие предприятия, ориентированные ранее на поставку концентратов на медные заводы.

6. Выполнены промышленные испытания и осуществлено внедрение технологии извлечения меди и доизвлечечия золота из кеков цианирования флотоконцентратов Дарасунской ОФ, на которую был выдан патент РФ. В результате проведенных испытаний получен медно-золотой продукт, отвечающий требованиям к соответствующим концентратам. Прн этом в получаемые продукты извлекается около 85 % меди при ее содержании более 23 % и дополнительно извлекается золото на 6,6 % (абсолютных) прн его содержании около 51 г/г.

7. Проведено технологическое опробование малосульфидных, глинистых руд месторождения «Покровское» по схеме: гравитационно-флотационное обогащение, уголыю-сорбциоиное выщелачивание получаемых концентратов, десорбция золота с регенерацией углей, электролитическое выделение металла из элюатов с последующей плавкой катодного золота. Технология успешно выполнена в полупромышленном масштабе и рекомендуется для последующего освоения на Забайкальском ГОКе.

8. Рассмотрены режимные условия кучного выщелачивания труднообогатимых и убогих руд месторождений «Дельмачик» и «Кирченовское». Результаты исследований первой из них явились составной частью выданных АО «ИрГИРЕДМЕТ» исходных данных для проектирования промышленной установки кучного выщелачивания, которая находится в стадии строительства. При КВ из руды крупностью -20 мм извлекается не менее 78 % золога в цианистые растворы с последующим осаждением его на активированный уголь. Продолжительность полного цикла выщелачивания составляет 80 суток, и проектная производительность установки - 300 тыс. тонн за сезон. Ожидаемая рентабельность производства в первый год эксплуатации составит 66 % к себестоимости и 35 % к производственным фондам.

9. Определена технико-экономическая эффективность разработанной и внедренной технологии извлечения меди и донзвлечения золота из хвостов цианирования дарасунскнх концентратов. Реальный экономический эффект составил 10,42 млн. рублей в год.

Основные положения диссертации опубликованы в следующих научных работах:

, 1. Минеев Г.Г., Алампиева (Попова) Н.Ю., Молчанов АЛ-

■ Целесообразность кучного выщелачивания золота да окисленных малосульфидных руд Забайкалья // Обогащение руд. - Иркутск, 1994.

2. Пунишко O.A., Алампиева (Попова) Н.Ю., Панченко А.Ф., Чикина Т.В. Способ переработки флотационных золотосодержащих концентратов // Обогащение руд. - Иркутск, 1995.

3. Минеев Г.Г., Пунишко O.A., Алампиева (Попова) Н.Ю., Белоусова О.В. Эффективность кучного выщелачивания золотосодержащих руд и перспективы его внедрения в отечественную практику // Цветные металлы. - 1996. - № 1.

4. Попов Ю.Г., Минеев Г.Г., Алампиева (Попова) Н.Ю., Жучков И.А. Исследование обогатительно-гидрометаллургических процессов извлечения золота из окисленной глинистой руды // Обогащение руд. -Иркутск, 1997.

5. Пунишко O.A., Алампиева НДО., Минеев Г.Г. Поведение меди и пути нейтрализации ее вредного воздействия при цитировании и уГольно-сорбционном извлечении золота // Цветные металлы. - 1998. -№8.

6. Патент № 2133644 Россия, МКИ С1 В 5/28 Способ обогащения упорных золотосодержащих сульфидных руд / Пунишко O.A., Попов Ю.Г., Минеев Г.Г., Алампиева Н.Ю.; ИоГТУ. - № 97112128103; Заявл. 03.11.97; Опубл. 27.07.99., Бюл. № 21.

¿Р/У? /¿S 16

/- /Pf ¿¿гг. /¿гл-ТЗ

У? ■ А/