Раздел 2. Описание технологических процессов, используемых в настоящее время при добыче драгоценных металлов

Раздел 2. Описание технологических процессов, используемых в настоящее время при добыче драгоценных металлов

Драгоценные металлы в качестве полезных ископаемых, пригодных к добыче и последующему извлечению, присутствуют в рудных и россыпных месторождениях. Способы разработки месторождений и дальнейшей переработки добытого минерального сырья в зависимости от типа месторождения и вида драгоценного металла существенно отличаются.

Россыпные месторождения драгоценных металлов разрабатываются по специальным технологиям [17 - 23], в связи с этим, описание технологических процессов добычи драгоценных металлов из россыпей представлено в отдельном разделе (2.1).

При добыче драгоценных металлов из рудных (коренных) месторождений, применяются традиционные технологии разработки рудных месторождений полезных ископаемых. Добытое минеральное сырье перерабатывается по специальным технологиям, учитывающим специфику и физико-химические свойства извлекаемого драгоценного металла.

2.1 Добыча драгоценных металлов из россыпных месторождений

2.1.1 Горноподготовительные работы

Горноподготовительные работы включают процессы, обеспечивающие подготовку месторождения к эксплуатации. В комплекс горноподготовительных работ входят:

- подготовка поверхности месторождения (удаление лесорастительности, корчевка пней, снятие и складирование почвенно-растительного слоя, если его толщина превышает 0,1 м);

- осушение площади месторождения;

- проведение вскрывающих выработок.

Осушение россыпей, как правило, производится канавами. По назначению и расположению канавы могут быть:

руслоотводными, служащими для отвода русла реки или ручья, если оно проходит непосредственно по россыпи, пересекает ее или находится в опасной близости;

нагорными, назначение которых - перехват грунтовых и атмосферных вод на склонах долины и отвод их за пределы разрабатываемого участка;

разрезными, когда они проходят непосредственно по участку россыпи, подлежащему разработке, с целью его осушения;

капитальными, служащими для принятия воды из разрезных канав и сброса ее ниже участка эксплуатационных работ;

водозаводными, которые проходят для обеспечения водой промывочных установок.

При больших глубинах залегания пласта песков, когда осушение карьера невозможно осуществить капитальной канавой, устанавливается насосная станция.

Вскрывающие выработки обеспечивают доступ к пласту песков. Для россыпных месторождений вскрывающей выработкой обычно является пионерный котлован (или пионерный блок). Для дражного способа разработки вскрывающая выработка представляет собой котлован, в котором производится монтаж драги.

При раздельном способе разработки россыпей дном вскрывающего котлована является кровля пласта песков.

Размер пионерного котлована и его конфигурация в плане зависят от производительности промывочной установки и мерзлотной обстановки на месторождении. Так, если пески находятся в мерзлом состоянии, то площадь пионерного котлована должна обеспечивать суточную производительность промывочной установки по объему оттаивающих за сутки песков на данной площади.

К подготовительным работам относятся такие работы по сооружению грунтовых террасированных площадок для монтажа на них промывочных установок и собственно монтаж установок, проходка зумпфов для насосных станций, обустройство илоотстойников и оборотного водоснабжения.

2.1.2 Вскрышные работы

Задача вскрышных работ - удаление и перемещение в отвалы пустых пород (торфов), перекрывающих пласт песков.

Различают три основные операции вскрышных работ: непосредственно вскрыша ("чистая" вскрыша), перемещение в отвал (отвалообразование) и перевалка.

Перевалка необходима в тех случаях, когда невозможно сразу же разместить отвал торфов за пределами промышленной части россыпи. Сначала выкладываются временные отвалы, которые в дальнейшем "переваливаются" за контур россыпи. Чаще всего перевалка применяется при ведении вскрышных работ экскаваторами-драглайнами.

Технология вскрышных работ зависит от состояния торфов (мерзлые или талые). Талые торфы или мерзлые, но разрыхленные можно разрабатывать сразу на всю мощность или слоями любой мощности. Мерзлые торфы, которые оттаивают под действием солнечной радиации, разрабатываются только горизонтальными слоями.

По способу выемки торфов вскрышные работы разделены на две группы - системы с послойной выемкой и с выемкой на всю глубину.

На мерзлых россыпях при их разработке слоями по мере их естественного оттаивания основной вскрывающей машиной является бульдозер и очень редко - колесный скрепер.

Бульдозер в этом случае может выполнять несколько операций: срезать талый слой торфов до заполнения своего отвала и транспортировать их на определенное расстояние (чаще всего на подъем), а также осуществлять рыхление пород механическим способом (клык). Однако на операции транспортирования удельный расход дизтоплива у бульдозера кратно выше, чем, например, у автосамосвала или колесного погрузчика. В связи с этим при больших расстояниях транспортировки вскрышных пород целесообразно применение двух типов машин: бульдозеров на снятии талого слоя и формировании временного отвала и колесной техники (автосамосвал или колесный погрузчик) на перемещении вскрыши в постоянный отвал (отвалообразование).

Выемка торфов на всю мощность применяется либо на талых россыпях, либо на мерзлых после буровзрывного рыхления. Выемка торфов возможна как шагающими драглайнами, так и гидравлическими экскаваторами с погрузкой в автосамосвалы.

Наиболее простой системой вскрышных работ на всю глубину является экскаваторная выемка с размещением торфов сразу в постоянный отвал. Ширина заходки экскаватора зависит от мощности торфов и длины стрелы экскаватора.

В настоящее время изготавливаются экскаваторы драглайны с длиной стрелы от 45 до 120 м. При ширине россыпи, кратно превышающей ширину заходки, целесообразно отрабатывать россыпь по ленточной системе разработки. То есть после выемки песков на первой ленте вскрыша второй ленты (на ширину заходки) размещается в выработанном пространстве, что обеспечивает высокую производительность вскрышных работ и их низкую себестоимость.

Выемка торфов на всю мощность гидравлическими экскаваторами с погрузкой в автосамосвалы и транспортировкой в постоянный отвал является универсальной технологией и пригодна для любых горнотехнических условий, однако себестоимость вскрышных работ выше, чем при использовании экскаваторов драглайнов.

2.1.3 Разработка и транспортировка песков

Пески можно разрабатывать одновременно с их промывкой или в разное время. В первом случае пески сразу же после их отделения от массива поступают на промывочную установку, во втором - накапливаются в специальных отвалах на поверхности и поступают в промывку только в теплое время года. Второй вариант, как правило, характерен для поземной разработки многолетнемерзлых россыпей, однако иногда применяется и на открытых разработках на глинистых или обводненных песках, которые в теплый период трудно добыть.

Разработка многолетнемерзлых и сезонномерзлых песков открытым способом производится только бульдозерами путем послойного снятия верхнего оттаявшего слоя. Талые пески разрабатываются бульдозерами или экскаваторами.

Если золото проникает в трещиноватый плотик, который не поддается выемке бульдозером, то эта часть пласта рыхлится тяжелыми бульдозерами-рыхлителями, а затем вынимается по обычной технологии.

Особой технологии требует разработка высокольдистых песков, которые после оттаивания превращаются в плывуны, не поддающиеся транспортированию бульдозерами. Такие пески лучше разрабатывать в холодный период путем рыхления пласта бульдозером-рыхлителем и последующей вывозки в плоский спецотвал вблизи промывочной установки. С наступлением тепла с поверхности мерзлого отвала послойно снимаются пески и подаются на промывочную установку.

Транспортировка вынутых песков к промывочной установке при небольших расстояниях (до 100 м) производится бульдозерами, а при удаленности промывочной установки более чем на 100 м пески доставляют колесными погрузчиками или автосамосвалами.

2.1.4 Переработка песков на промывочных установках

Промывочные установки включают два узла:

узел дезинтеграции и грохочения песков и узел обогащения подгрохотной фракции (эфельная фракция).

Узел дезинтеграции и грохочения используется четырех типов:

- неподвижный перфорированный стол с отверстиями 50-100 мм с размывом подаваемых на стол песков струей гидромонитора (применяется для хорошо промывистых песков с крупным золотом);

- скруббер-бутара в виде цилиндра, имеющего глухой дезинтегрирующий став и перфорированный для высевания золотосодержащей фракции (применяется для хорошо- и среднепромывистых песков, включающих гравийно-галечную фракцию, способствующую при вращении скруббер-бутары дезинтеграции песков);

- пластинчатый грохот с подвижным наклонным полотном, которому придается бегущая поперечная волна, обеспечивающая переваливание песков и истирание комковатого материала (применяется для хорошо промывистых песков с включением крупных (до 1 м) глыб и валунов);

- двух- и трехситные виброгрохоты с площадью просеивающей поверхности 10-12 м² (применяются для средне-и труднопромывистых песков).

Состав узла обогащения подгрохотной фракции зависит от крупности золота и может включать следующие аппараты для улавливания золота:

- шлюзы глубокого и среднего наполнения (для крупного золота - более 1 мм);

- шлюзы мелкого наполнения с подшлюзками (для золота средних размеров - 0,5 мм);

- отсадочные машины и концентрационные столы (для мелкого золота, содержащего фракции менее 0,1 мм);

- центробежные аппараты (для золота, содержащего значительные доли золота мельче 0,05 мм).

Подача песков на дезинтеграцию и грохочение осуществляется бульдозерами (на неподвижный перфорированный стол), экскаваторами (в бункер скруббер-бутары или виброгрохота), автосамосвалами и колесными погрузчиками (в бункер-питатель скрубберных и шлюзовых промывочных установок).

В результате промывки песков образуется три вида хвостов:

- галечная фракция (надгрохотный продукт узла дезинтеграции и грохочения);

- зернистая фракция (эфельный материал, накапливающийся вблизи промывочной установки);

- илисто-шламовая фракция (тонкодисперсный материал, переносимый водным потоком в углубленные участки илоотстойника).

Для обеспечения бесперебойной работы промывочных установок галечная и зернистая части хвостов периодически удаляются в отвал бульдозером или колесным погрузчиком.

Площадка переработки песков включает, кроме промывочной установки, илоотстойник, огороженный защитными дамбами, и систему оборотного водоснабжения. Она состоит из переставной насосной станции, зумпфа, защищенного дамбой от попадания в него илисто-шламовой фракции хвостов, и напорного водовода.

2.1.5 Дражный способ разработки россыпных месторождений

Дражный способ применяется для разработки обводненных россыпей, представленных породами различной крепости. Исключение составляют весьма валунистые, крепко сцементированные породы и вязкие глины. Многолетнемерзлые россыпи могут разрабатываться драгами только после предварительной их оттайки.

Обязательными горноподготовительными операциями являются удаление пустых пород, оттайка многолетней мерзлоты (при ее наличии) и предохранение талых переходящих на следующий промывочный сезон запасов от сезонного промерзания.

Вскрышные работы выполняются той же техникой, что и при раздельном способе разработки россыпей.

Оттаивание мерзлых пород производится следующими основными методами:

- теплом солнечной радиации (для небольшой мощности пласта);

- фильтрационно-дренажным (для песков с хорошей фильтрационной способностью);

- гидроигловым с использованием естественно нагретой воды (для глубины залегания песков 5 м и более);

- гидроигловым с использованием горячей воды или пара (применяется в небольших объемах в начале промывочного сезона).

Предохранение от сезонного промерзания талых запасов обычно производится затоплением площади переходящих запасов на зимний период. Успех этого способа зависит от надежности удержания воды на затопленном участке водоподъемной плотиной. Чем меньше коэффициент фильтрации пород, из которых сооружена плотина, тем надежнее удерживается вода на затопленной площади.

Ранее в небольших объемах применялись способы предохранения от сезонного промерзания путем покрытия поверхности искусственными теплоизоляционными материалами (пенопласты, замерзающая водно-воздушная пена, опилки и проч.), но они широкого использования не нашли по экономическим и экологическим причинам.

Обогатительное оборудование на драге подбирается по такому же принципу, что и для промывочных установок, т.е. исходя из крупности золота. Как правило, на современных драгах в качестве основных улавливающих аппаратов устанавливаются отсадочные машины.

Для снижения экологического ущерба в части загрязнения природных водотоков дражный разрез должен быть изолирован от них дамбами или перемычками.

2.1.6 Подземный способ разработки россыпных месторождений

Подземный способ разработки применяется для разработки многолетнемерзлых россыпей с глубиной залегания пласта более 20 м.

Выбор способа разработки - открытый или подземный - определяется по результатам технико-экономического сравнения вариантов.

Вскрытие пласта производится наклонным стволом с углом наклона 10-300. Подготовительные и нарезные выработки проходят по пласту песков. Высота главного (транспортного) штрека равна 2 м, (но не меньше мощности пласта), а вентиляционной выработки - 1,5 м.

Отбойку породы как при подготовительных работах, так и при очистных производят буровзрывным способом.

Уборка отбитой породы осуществляется скреперными лебедками или погрузодоставочными машинами. Выдается порода на дневную поверхность ленточным конвейером по наклонному стволу.

Промывка добытых песков проходит в теплый период года при послойном оттаивании песков, уложенных в виде плоского отвала.

2.1.7 Переработка золотосодержащих концентратов, добытых на россыпных месторождениях

Полученный в процессе первичной переработки россыпей концентрат (шлих) доводится на шлихообогатительных установках (ШОУ) до получения шлихового золота, направляемого на аффинаж в качестве конечного продукта, либо на плавку с получением слитков золота лигатурного. В последнее время концентраты россыпного золота стали подвергаться интенсивному цианированию, описанному в разделе 2.2.2.4.

2.2 Добыча драгоценных металлов из коренных (рудных) месторождений

2.2.1 Способы разработки коренных (рудных) месторождений

Разработка месторождений драгоценных металлов, как правило, производится подземным, открытым или комбинированным способами [24 - 28].

Выбор способа разработки определяется горно-геологическими условиями залегания руд и обосновывается технико-экономическими расчетами. Если месторождение достигает поверхности земли или находится недалеко от поверхности, то применяется открытый способ. Более глубоко расположенные месторождения разрабатываются, обычно, подземным способом. Как вариант разработка начинается открытым способом и по мере углубления карьера продолжается подземным способом (комбинированный способ).

2.2.1.1 Подземный способ разработки коренных (рудных) месторождений

Преимущества и недостатки подземного способа разработки:

Основными преимуществами подземного способа разработки месторождений являются:

- возможность разработки месторождений на большую глубину (до 4 км);

- при разработке тонких и маломощных рудных тел возможность их селективной выемки без разубоживания руд пустыми породами с максимальным содержанием металла в отбитой руде;

- возможность оставления отбитых пустых пород от проходческих работ в руднике в качестве закладки отработанных пустот в результате чего исключается перемещение большого количества пустых пород и необходимость их складирования на поверхности.

К недостаткам подземного способа разработки относятся:

- высокая себестоимость добычи минерального сырья в результате больших материальных, трудовых и энергетических затрат;

- как правило, необходимость крепления горных выработок и поддержание этой крепи на необходимый срок, иногда до конца разработки месторождения;

- высокие затраты на транспортировку добытой руды как внутри рудника, так и по поверхности к месту обогащения;

- трудности в обеспечении безопасности горных работ.

Стадии подземного способа разработки и классификация систем разработки:

В процессе подземной разработки месторождений руд драгоценных металлов можно выделить 3 основные стадии горных работ: вскрытие месторождения, подготовительные работы (разделение месторождения на этажи и очистные блоки) и добычные работы непосредственно внутри очистного блока (нарезные и очистные работы).

Вскрытие месторождения при подземном способе разработки осуществляется проведением главных выработок с земной поверхности до месторождения. К ним относятся вертикальные и наклонные стволы, штольни и автотранспортные съезды (уклоны). Эти выработки служат для транспортирования полезного ископаемого на поверхность, а также для передвижения людей, оборудования, доставки материалов и других целей.

Проходка вскрывающих выработок - наиболее дорогостоящий процесс, особенно при вскрытии месторождения вертикальными стволами, осуществляется, как правило, буровзрывным способом с отбойкой руды шпурами и производится по пустым породам, которую необходимо складировать на поверхности.

Подготовка шахтного поля к очистной выемке заключается в разделении его на этажи проведением выработок основного горизонта, а также в разделении этажа на выемочные участки (очистные блоки). Подготовительные выработки служат для передвижения людей, транспортирования горной массы, доставки оборудования и материалов, проветривания и других целей. Проходятся они также, как правило, по пустым породам (полевые выработки), буровзрывным способом с отбойкой руды шпурами, но большая часть их проходится одновременно с очистными работами, поэтому, как уже отмечалось, при их проходке появляется возможность оставления отбитых пустых пород в руднике, снижаются затраты на транспорт и снижается себестоимость подготовительных работ.

Добыча полезных ископаемых (нарезные и очистные работы) производится системами разработки, которые весьма многообразны и применение той или иной из них для отработки очистного блока зависит от горно-геологических и горнотехнических условий отработки этого очистного блока. На одном месторождении могут использоваться несколько систем разработки в зависимости от изменения, например, угла падения рудных тел или их мощности, устойчивости руд и вмещающих пород, склонности их к слеживаемости и самовозгоранию, удароопасности различных участков месторождения и т.д.

Системы разработки между собой отличаются:

- последовательностью выемки частей этажа;

- направлением подвигания очистной выемки относительно выработок основного горизонта;

- состоянием выработанного пространства во время разработки;

- способами отбойки руды при очистной выемке;

- способами перемещения руды в очистном пространстве.

Согласно правилам технической эксплуатации рудников и приисков, разрабатывающих месторождения цветных, редких и драгоценных металлов, в качестве единой классификации систем подземной разработки установлена классификация в основу которой положен способ управления горным давлением (способ поддержания очистного пространства, таблица 2.1).

Таблица 2.1 - Классификация систем разработки разрабатывающих месторождения цветных, редких и драгоценных металлов

Класс	Система
I. Системы с открытым выработанным пространством	1. Сплошная 2. Потолкоуступная 3. Камерно-столбовая 4. Подэтажных штреков (ортов) 5. С доставкой руды силой взрыва 6. Этажно-камерная
II. Системы с магазинированием руды	1. C магазинированием руды блоками 2. C магазинированием и отбойкой руды глубокими скважинами
III. Системы с закладкой	1. Горизонтальных слоев с закладкой 2. Сплошная с однослойной выемкой и закладкой 3. Столбовая с однослойной выемкой и закладкой 4. С камерной выемкой и закладкой
IV. Системы с креплением	1. С распорной крепью 2. С крепежными рамами 3. Сплошная с однослойной выемкой и креплением 4. Столбовая с однослойной выемкой и креплением
V. Системы с обрушением	1. Слоевого обрушения 2. Столбовая с обрушением налегающих пород 3. Подэтажного обрушения 4. Этажного обрушения
VI. Комбинированные системы	1. C креплением и магазинированием руды 2. С креплением и закладкой 3. С магазинированием руды и обрушением

Для каждой системы разработки существуют определенные оптимальные условия, при которых применение ее дает лучший технико-экономический эффект по сравнению с другими системами. При этом каждая система разработки применительно к тем или иным горно-геологическим и горнотехническим условиям дополнительно характеризуется по следующим показателям:

- безопасность очистной выемки, т.е. условия, при котором данная система опасна, а поэтому непригодна для применения;

- производительность труда и себестоимость добычи руды;

- по величине потерь и разубоживания руды, возможности выдачи руды по технологическим сортам, возможности оставления в охранных целиках участков непромышленной руды;

- по интенсивности разработки и производительности рудника, которую можно развить, применяя данную систему.

Обойку руды в очистном пространстве производят буровзрывным способом шпурами или скважинами.

2.2.1.2 Открытый способ разработки коренных (рудных) месторождений

Преимуществами открытого способа разработки месторождений являются:

- низкая себестоимость минерального сырья;

- возможность добычи минерального сырья начиная с первого года разработки параллельно проводимым горно-капитальным работам;

- отсутствие необходимости искусственной вентиляции района ведения работ;

- большая, по сравнению с подземным способом разработки, производительность добычных работ.

К недостаткам открытого способа разработки относятся:

- нарушение земель, снятие почвенно-растительного слоя со всеми вытекающими негативными последствиями для окружающего животного мира;

- необходимость сбора и очистки атмосферных осадков и подземных вод со всей площади нарушаемых земель, строительство необходимых для этого сооружений, иногда искусственное отведение рек;

- необходимость рекультивации нарушенных земель;

- зависимость от климатических условий района ведения работ.

Основные технологические (производственные) процессы открытых разработок месторождений включают: подготовку горных пород к выемке - отделению горных пород (или полезных ископаемых) от массива с одновременным ее механическим, или взрывным, рыхлением; погрузку горной массы в средства транспорта, транспортирование горной массы из забоев на промышленную площадку железнодорожным транспортом, автомобилями, конвейерами, гидротранспортом, подвесными канатными дорогами и др., размещение пустых пород в отвалах, планирование отвалов, рекультивацию в соответствии с планом горных работ.

Кроме основных технологических процессов на карьерах выполняются вспомогательные работы. Все основные производственные процессы объединяются в единую технологическую схему открытых разработок месторождений.

Наиболее распространенными являются классификации:

- проф. Е.Ф. Шешко - по направлению перемещения вскрышных пород в отвалы;

- акад. Н.В. Мельникова - по способу транспортирования вскрышных пород на отвалы;

- акад. В.В. Ржевского - по направлению подвигания фронта работ.

2.2.2 Технологии первичной переработки минерального сырья

В настоящее время основная часть мировых запасов золота, серебра и металлов платиновой группы и их промышленной добычи приходится на коренные руды, находящиеся в недрах в виде монолитной горной массы. Разработка коренных (рудных) месторождений сопряжена с дорогостоящими процессами добычи и измельчения минерального сырья, определяющими необходимость использовать относительно большие масштабы производства. Поэтому разработке подвергают достаточно крупные месторождения (с запасами по золоту не менее 0,5 т) со строительством крупнотоннажных мощностей (0,05-50 млн. т минерального сырья в год) по переработке, обеспечивающих рентабельность производства.

Массовое содержание золота и серебра в коренных рудах, подвергаемых промышленной переработке, составляет относительно малую величину - обычно 0,5-50 г/т и 0,5-500 г/т, соответственно. Это определяет высокую вариативность, а зачастую и уникальность применяемых технологий. Существенное влияние на применяемую технологию оказывают формы нахождения полезных компонентов в рудах (свободная, крупная, тонкая, упорная, неупорная). Кроме того, вмещающая порода, составляющая подавляющую массу минерального сырья, может проявлять весьма различные технологические свойства, определяющие оптимальную технологию переработки минерального сырья.

Технологии, применяемые на фабриках, подразумевают первичную переработку минерального сырья на преимущественно механизированной непрерывно действующей фабрике. Технологии, применяемые на фабриках, отличаются относительно высокой интенсивностью (по сравнению с геотехнологиями), позволяющей перерабатывать минеральное сырье за небольшой срок (срок производственного цикла 0,1-10 сут) с высоким извлечением металла, которое обычно для руд составляет 70 %-95 % [29 - 32],

Степень концентрирования золота и серебра в процессе переработки исходного минерального сырья и получения лигатурного металла составляет величину порядка 105-106. При этом переделы первичной переработки минерального сырья (рудо- и пульпоподготовка, цианирование руды или хвостов обогащения) отличаются большой производительностью от десятков тысяч тонн до нескольких десятков миллионов тонн в год, в то время как переделы получения готовой продукции характеризуются периодическим малотоннажным производством с выпуском металла от десятков килограмм до нескольких тонн в год.

Критически важной является высокая технологическая и экономическая эффективность, экологическая безопасность переделов первичной переработки минерального сырья, которые обычно составляют преобладающую долю затрат на все производство (50 %-95 %).

На переделах переработки богатых концентратов и получения готовых слитков лигатурного металла обычно имеют дело с небольшими объемами богатых золото- и серебросодержащих продуктов, переработка которых занимает малую долю общефабричных эксплуатационных затрат. Поэтому приоритетным на этих переделах является максимальное извлечение золота, для чего могут быть использованы относительно дорогостоящие методы вскрытия сульфидного минерального сырья (автоклавное окисление, бисерный помол и др.) и пирометаллургического получения готовой продукции (обжиг, плавка). Могут применяться чисто обогатительные или чисто гидрометаллургические методы (с малотоннажным пирометаллургическим переделом получения готовой продукции) либо их различные комбинации.

Общим для фабричных технологий является применение довольно тонкого измельчения руды до крупности менее 0,2-0,5 мм.

2.2.2.1 Рудоподготовка

Складирование и усреднение руд

Складирование и усреднение руд производится на рудном складе, обычно с расположенным на нем дробильным комплексом. Шихтовочные и погрузочные работы производятся колесными погрузчиками и бульдозерами.

Предобогащение и сортировка руд

Предобогащение позволяет выделить из руды пустую породу с отвальным содержанием золота и исключить ее из процесса переработки.

Сортировка руды позволяет разделить ее на сорта по содержанию ценного компонента либо по технологический свойствам с раздельной переработкой полученных сортов по различным оптимальным технологиям (например, кучное выщелачивание бедного сорта руды и фабричное выщелачивание богатого). Практика осуществления обоих процессов аналогична.

Содержание драгоценных металлов в рудах (миллионные доли) низко для прямого экспресс-анализа извлекаемых компонентов, поэтому чаще используют разделение по косвенным признакам, например по оптическим (цвет, блеск и др.), или рентгенометрическим характеристикам вмещающих минералов (рентгенорадиометрическая и фотометрическая сепарация).

Для предобогащения и сортировки используют сепараторы специальной конструкции. Сортировка ведется в автоматическом режиме в потоке движущихся на конвейере или свободно падающих кусков руды крупностью от плюс 20 до плюс 100 мм. Фото- или рентгенометрические датчики настроены на регистрацию определенного участка спектра поглощения или испускания движущихся кусков руды. В случае удовлетворения спектра заданным условиям происходит автоматическая отсечка выбранного куска руды. Отсечку производят механическим (специальными бойками) или пневматическим (потоком сжатого воздуха) способами.

Рудо- и пульпоподготовка

Рудоподготовка является одной из основных операций переработки коренных руд. Основная ее задача состоит в получении продукта заданной крупности, обеспечивающей достаточно полное раскрытие ценных компонентов. Дробление горной массы до оптимальной крупности чаще всего проводится в несколько стадий. Чем крупнее исходный материал и чем мельче конечная крупность, тем сложнее схема рудоподготовки. Операции дробления и особенно тонкого измельчения энергоемки, расходы на них составляют значительную долю общих затрат на переработку руды 40 % - 60 %). Для первичного дробления руд наиболее распространены щековые и конусные дробилки, для мелкого - короткоконусные, реже молотковые или валковые дробилки, работающие в цикле с грохотами.

Пульпоподготовка подразумевает обычно обезвоживание пульпы до массовой доли твердого, необходимой для проведения дальнейший операций. Пульпоподготовка может применяться как для продуктов, направляемых на переработку (руда, концентраты или хвосты обогащения), так и для хвостов переработки, направляемых в отвал (например, фильтрация хвостов цианирования).

Дробление руды обычно осуществляют в одну, две или три стадии. На первой стадии (крупное дробление), используемой практически на всех золото- и серебродобывающих предприятиях, руду забойной крупности с максимальным размером куска 500-1200 мм дробят до крупности 100-350 мм, которая может быть переработана методом мокрого само- или полусамоизмельчения в мельницах, либо подвержена дальнейшему среднему дроблению (вторая стадия) до крупности 30-100 мм и тонкому дроблению (третья стадия) до крупности 5-30 мм.

На первой и второй стадиях обычно используют щековые или конусные дробилки, на третьей - конусные, валковые, шнеко-зубчатые и др. Обычно целесообразным является межстадийное грохочение и классификация для вывода материала готовой крупности.

Выбор типа дробилок зависит от технологических свойств руды и производительности предприятия.

Измельчение золото- и серебросодержащих руд и продуктов их обогащения чаще всего осуществляют в водной среде в шаровых мельницах, мельницах само- и полусамоизмельчения барабанного типа различной конструкции.

Наибольшее распространение получило двух- и трехстадийное измельчение с самоизмельчением либо полусамоизмельчением на первой стадии до крупности 2-50 мм и шаровым измельчением на второй и третей стадиях до крупности 0,04-0,5 мм. Возможен вариант использования только шарового помола с заменой первой стадии измельчения на тонкое дробление.

Шаровые мельницы и мельницы само- и полусамоизмельчения практически всегда работают в цикле с классификаторами (грохота, спиральные классификаторы, гидроциклоны и др.), что позволяет увеличить производительность мельниц без увеличения расхода энергии. Циркуляционная нагрузка при само- и полусамоизмельчении может составлять 30 % - 300 %, при шаровом измельчении - 70 % - 700 %.

При самоизмельчении измельчительной средой являются куски самой руды крупностью минус 200-500 мм. Разновидностями самоизмельчения являются рудно-галечное измельчение, где измельчение ведется специально выделенной прочной фракцией руды (галей) крупностью 30-300 мм и полусамоизмельчение, где к измельчаемой руде добавляют крупные стальные шары диаметром 50-100 мм в количестве 10 %-20 % от рабочего объема мельницы.

Мельницы само- и полусамоизмельчения имеют увеличенное соотношение диаметра к длине мельницы. Диаметр мельниц самоизмельчения может составлять 5-12 м, рабочий объем - 20-500 м³, энергопотребление - 0,1-15 МВт.

Шаровый помол применяется для измельчения руд до крупности менее 0,04-0,5 мм, что сопряжено с существенными энергозатратами, составляющими обычно 30 % - 60 % общих затрат на переработку руды. Измельчающей средой обычно являются стальные или чугунные шары диаметром 25-175 мм, загрузка которых составляет 30 % - 40 % от рабочего объема мельницы. Измельчение продукта осуществляется за счет ударов падающих шаров, а также за счет истирания между ними.

Диаметр промышленных шаровых мельниц может составлять 0,5-8 м, рабочий объем - 1-720 м³, энергопотребление - 0,05-16 МВт.

Широко распространены при переработке золото- и серебросодержащего минерального сырья процессы классификации. При многостадийном дроблении и измельчении минерального сырья они позволяют выделять фракцию готовой крупности, что минимизирует холостую нагрузку на дробильно-измельчительное оборудование (повышает энергоэффективность производства) и позволяет избежать переизмельчения минерального сырья, которое в ряде случаев является не только бесполезным, но и вредным, т.к. снижает показатели извлечения ценных компонентов.

Часто процесс классификации по крупности сопряжен с обогащением материала, что широко используется на практике. Гидрометаллургические сорбционные процессы практически всегда сопряжены с процессами классификации, позволяющими отделить гранулированный сорбент (0,8-3,0 мм) от основной массы минерального сырья или механических примесей.

Для классификации крупных продуктов (20-200 мм) обычно применяют вибрационные и барабанные грохота, работающие по принципу просеивания материала через сито или решетку (соединенные с механическим приводом), с раздельным сбором продуктов, прошедших и не прошедших через сито. Грохота могут классифицировать как сухой материал, так и пульпы.

Для классификации продуктов средней крупности (2-20 мм) применяют вышеуказанные аппараты, а также спиральные, реечные и чашевые классификаторы, основанные на более быстром осаждении в пульпе крупных песков под действием силы тяжести. Пески осаждаются в нижней части классификатора и отделяются при помощи специального механизма, слив классификатора, содержащий более тонкие частицы, разгружается через верхнюю часть аппарата.

Для классификации тонких продуктов (крупностью 0,02-2 мм) наиболее широкое распространение получили гидроциклоны различной конструкции, работающие по принципу разделения частиц твердой фазы в центробежном поле, создаваемом вращающимся потоком пульпы. Обычно применяют не один гидроциклон, а несколько гидроциклонов меньшего размера (кластер гидроциклонов), что позволяет повысить технологическую эффективность процесса классификации при уменьшении эксплуатационных затрат.

Гидроциклоны кроме классификации рудного материала по крупности также способны разделять его по плотности, т. е. выполнять функции гравитационных аппаратов. Это используют для обесшламливания руд и концентратов, которое в некоторых случаях позволяет добиться существенного экономического эффекта за счет улучшения технологических показателей последующих переделов переработки и сокращения объемов производства.

Для отделения пульпы от гранулированных искусственных сорбентов крупностью 0,8-3 мм при сорбционном выщелачивании обычно применяют грохочение пульпы на вибрационных, барабанных и статичных грохотах (дренажах), оборудованных сеткой с размером ячейки 0,6-0,8 мм.

Сгущение и отстаивание пульп

Практически на всех золото- и сереброизвлекательных фабриках, применяющих гидрометаллургические технологии, используют процессы сгущения. После измельчения и классификации получаемая пульпа обычно разжижена до отношения Ж:Т = 5:1 и выше. Перед гидрометаллургической переработкой целесообразным является сгущение пульпы до отношения Ж:Т = 1-2:1. Сгущению могут подвергать отвальные хвосты обогащения с целью возврата оборотной воды на фабрику.

В результате осаждения твердых частиц верхние слои пульпы освобождаются от твердой фазы, образуя осветленный слой. Твердая фаза концентрируется в нижнем слое пульпы. Более тонкие частицы (шламы, ила) оседают медленно вследствие малой скорости осаждения и электрофизических явлений, вызывающих их взаимное отталкивание.

Для увеличения скорости осаждения используют коагулянты и флокулянты, приводящие к агрегации осаждаемых частиц за счет нейтрализации их одноименных электрических зарядов. В качестве коагулянта чаще применяют известь так как при цианировании она одновременно является защитной щелочью и не вызывает перерасхода цианида натрия.

Флокулянты представляют высокомолекулярные полимерные электролиты, адсорбирующиеся на осаждаемых частицах и способствующие образованию макромолекулярных связей между ними и, как следствие, агрегатов (флокул). Применение флокулянтов наиболее эффективно, так как многократно интенсифицирует процесс сгущения. Известны катионные, анионные и неионные флокулянты, подбираемые эмпирически для требуемых целей.

Сгущение (осаждение частиц) происходит под действием силы тяжести в ламинарном потоке. Удельная производительность сгущения (0,5-50 ) и массовая доля твердого в сгущенной пульпе (30 % - 70 %) в первую очередь зависят от физико-химических свойств минерального сырья (крупность твердой фазы, плотность и химический состав твердой и жидкой фаз, отношение Ж:Т и др.), типа используемых аппаратов и реагентов для сгущения.

Для сгущения крупнотоннажных потоков пульпы обычно применяют непрерывно действующие аппараты различных типов: радиальные сгустители с центральным и периферийным приводами, скоростные, пастовые и пластинчатые сгустители.

Для осветления небольших объемов богатых золотосодержащих растворов (или растворов, содержащих богатые шламы) могут быть использованы обычные баки периодического действия или отстойники другого типа. Осветление относительно больших количеств бедных растворов (например, растворов кучного выщелачивания) проводят также в прудах-отстойниках.

Отстаивание пульп и осветление растворов происходит в хвостохранилищах фабрик, что позволяет возвращать осветленные воды в производственный цикл и играет ключевую роль в организации оборотного водоснабжения предприятия.

Фильтрование пульп

Процесс фильтрования (фильтрации) пульп часто применяется при промышленном извлечении золота и серебра. Суть процесса заключается в разделении твердой и жидкой фаз с помощью пористой перегородки, через которую жидкая фаза проходит, а твердая нет. Разность давлений с разных сторон перегородки создается нагнетанием или вакуумированием, либо, в простейшем случае, под действием силы тяжести. В результате образуется относительно чистый фильтрат и влажный осадок (кек).

Фильтрацию обычно проводят с целью отделения растворенных драгоценных металлов, или самой жидкой фазы (если фильтруют отходы предприятия), либо с целью удаления из пульпы вредных растворенных примесей (например, при фильтрации кислых пульп после автоклавного окисления). Иногда проводят операции промывки кека на фильтре (водой или специальным раствором) и просушки кека воздухом.

Удельная производительность фильтрации (0,2-20 ) и остаточная влажность кека (5 %-40 %) зависят от физико-химических свойств минерального сырья (крупность твердой фазы, плотность и химический состав твердой и жидкой фаз, отношение Ж:Т, температура и др.), величины давления (разницы давлений) фильтрации и типа фильтрующей перегородки (обычно тканый или керамический материалы). Добавление коагулянтов и флокулянтов к пульпе обычно улучшает показатели ее фильтрации.

Для фильтрации крупнотоннажных потоков обычно используют пресс-фильтры, которые обладают достаточно большой поверхностью и производительностью фильтрации, и могут фильтровать как сгущенные, так и разбавленные пульпы. Недостатком пресс-фильтров является периодический режим работы.

Для малотоннажных потоков (обычно для богатых концентратов) могут использовать пресс-фильтры, а также непрерывно действующие дисковые и барабанные вакуум-фильтры и др. Нутч-фильтры применят в отделении готовой продукции для фильтрации малых объемов весьма богатых концентратов (например, катодных осадков и цементных осадков).

С течением времени фильтрующая перегородка засоряется мелкими частицами, проникающими в ее поры, и химическими соединениями, осаждаемыми внутри. Для регенерации фильтрующей перегородки используют механическую чистку и обработку растворами реагентов (HCl, HNO₃ и др.).

Противоточная декантация

Одним из способов извлечения растворенных ценных (золото и серебро) или вредных (кислые продукты автоклавного окисления, токсичные цианидные соединения и др.) компонентов из пульп является противоточная декантация, при которой потоки твердой и жидкой фаз движутся противоточно через цепочку сгустителей, оснащенных распульповочными чанами.

При этом на каждой стадии пульпу разбавляют раствором с меньшей концентрацией растворимых компонентов и сгущают. Частично отмытый сгущенный продукт подается на следующую стадию отмывки, а раствор, обогатившийся растворимыми компонентами - на предыдущую. Число стадий противоточной декантации зависит от необходимой степени отмывки растворенных компонентов и обычно составляет 2-5.

Основные факторы, определяющие эффективность противоточной декантации - это сгущаемость твердой фазы пульпы и сорбционная активность твердой фазы пульпы по отношению к извлекаемому компоненту.

К преимуществам противоточной декантации относятся простота и надежность технологии, низкие эксплуатационные затраты и лучшее качество отмывки, чем при фильтрации с промывкой кека, являющейся единственным альтернативным вариантом отмывки растворенных компонентов. К недостаткам относятся большие капитальные затраты (сгустители и площади); значительное разбавление промывных растворов и снижение эффективности отмывки при сорбционной активности твердой фазы пульпы по отношению к извлекаемому компоненту.

Периодическую декантацию используют для промывки небольшого количество богатых по золоту и серебру концентратов после выщелачивания. Для этого пульпу сгущают в специальном чане и осветленный раствор декантируют (сливают). К сгущенному продукту добавляют свежую воду или раствор и после распульповки повторяют сгущение. После нескольких циклов распульповки-сгущения отмытый материал выгружают из чана, а промывные растворы направляют на обезметалливание.

Центрифугирование

Одним из известных методов разделения твердой и жидкой фазы пульп является центрифугирование. Существуют промышленные центрифуги с периодическим и непрерывным режимом работы. На предприятиях применяется в достаточно редких случаях.

2.2.2.2 Обогащение

Суть процесса обогащения состоит в отделении ценных компонентов от пустой породы, а также во взаимном отделении ценных компонентов на основе различия их физических и физико-химических характеристик. Гравитационные методы основаны на высокой плотности драгоценных металлов и их минералов, которая существенно выше плотности пустой породы. Флотационные методы используют различия в поверхностных свойствах минералов (смачиваемость). Также применяются методы, основанные на различии магнитных свойств и электропроводности минералов. Зачастую целесообразным является использование простых или сложных комбинаций одного или нескольких из указанных методов.

В некоторых случаях, в зависимости от типа и технологических свойств минерального сырья, удается при первичном обогащении извлечь в концентраты 80 %- 95 % полезных компонентов и исключить из дальнейшей переработки основную массу руды (50 %-99 %), т. е. сбросить хвосты обогащения в отвал. В других случаях извлечение в концентраты оказывается ниже и возникает необходимость дополнительной переработки хвостов гидрометаллургическими методами, однако и в этом случае обогащение целесообразно, если позволяет облегчить гидрометаллургическую переработку хвостов. Другими словами, преимуществом обогатительных методов является возможность сокращения объема последующей переработки продуктов обогащения и повышение сквозного извлечения ценных компонентов из исходного минерального сырья за счет выделения упорных богатых концентратов, к которым могут быть применены специальные дорогостоящие методы переработки (автоклавное окисление, окислительный обжиг и др.).

Обогащение используется для переработки как первичного минерального сырья драгоценных металлов (россыпные и коренные руды), так и вторичного (доводка и переработка концентратов текущей добычи, обогащение лежалых хвостов гравитации, флотации, амальгамации и др.).

Гравитационные методы и оборудование

Драгоценные металлы, особенно золото, характеризуются высокой плотностью, кратно превышающей плотность вмещающих минералов, поэтому для извлечения самородных драгоценных металлов эффективны гравитационные методы. Для извлечения так называемого крупного золота с размером частиц более 0,1 мм гравитационные методы являются наиболее эффективным и приоритетным, так как позволяет выделить металл в виде быстрореализуемого концентрата. Крупное (или гравитационное золото) плохо извлекается флотационными и гидрометаллургическими методами.

Другой принципиальной возможностью является гравитационное обогащение по сульфидам, в которых часто сосредоточены золото и серебро.

При измельчении руд мельницы работают в замкнутом цикле с классификаторами. Вскрывшиеся при измельчении частицы золота практически не измельчаются в силу ковкости металла, поэтому крупные тяжелые частицы свободного золота аккумулируются в циркулирующей нагрузке (мельница-классификатор). Для вывода свободного золота на разгрузке мельницы перед классификатором обычно устанавливают гравитационные аппараты.

В современной практике для первичного обогащения минерального сырья обычно используют отсадочные машины, центробежные концентраторы, тяжелосредную сепарацию, шлюзы и др., для доводки первичных (черновых) концентратов - в основном концентрационные столы. Гидроциклоны, также выполняющие функции гравитационных аппаратов, применяют для обесшламливания и перечистки руд и концентратов.

Гравитационные концентраты, получаемые при переработке коренных руд, содержат золото в количестве от 50 г/т до 5-10 кг/т. Обычно переработка гравиоконцентратов проводится на месте получения, однако, возможен вариант с реализацией концентрата на заводы цветной металлургии, где он будет использован как флюс при плавке или конвертировании.

Отсадочные машины. Обогащение с помощью отсадочных машин основано на разделении минеральных зерен по плотности в воде, колеблющейся (пульсирующей) относительно разделяемых зерен в вертикальной плоскости. Пульсация среды создается специальным механизмом. Основными параметрами отсадочной машины являются характеристика искусственной постели, частота и амплитуда пульсации, скорость восходящего потока подрешетной воды, производительность по твердому, разжижение пульпы.

Преимуществами отсадочных машин являются возможность переработки неклассифицированного материала, высокая производительность по твердому на единицу поверхности, возможность работы на пульпах с большим диапазоном Ж:Т.

Недостатком является низкое качество получаемых концентратов, требующих последующей доводки, и невозможность улавливания тонкого золота крупностью менее 0,1 мм.

Центробежные концентраторы. В центробежных концентраторах материал разделяется на более и менее плотные фракции под воздействием центробежного поля, создаваемого вращением конусного ротора с рифлями и под обратным воздействием потока промывочной (флюидизирующей) воды. Более плотная фракция, обогащенная золотом и серебром, движется навстречу потоку промывочной воды к стенкам ротора, а легкая обедненная фракция вытесняется к оси вращения и уходит в хвосты. Используют аппараты различной конструкции с периодической либо непрерывной разгрузкой концентрата.

Преимуществами центробежных концентраторов являются возможность извлечения тонкого свободного золота крупностью менее 0,1 мм и высокие показатели по извлечению золота при обогащении минерального сырья относительно узких классов крупности. К недостаткам относятся невозможность эффективно обогащать сырье в широком диапазоне крупности вмещающей породы и ценных компонентов, потребность в относительно чистой воде без взвешенных частиц и высокая стоимость аппаратов.

Центробежные концентраторы широко используют не только для первичного обогащения руд, но и для обогащения и обесшламливания флотоконцентратов. При обогащении из флотоконцентрата выводят крупные золотины и сульфиды, наиболее обогащенные драгоценными металлами и перерабатываемые затем по отдельной технологии. При обесшламливании из флотоконцентрата удаляют тонкие частицы малой плотности, обедненные драгоценными металлами и зачастую вызывающие технологическую упорность минерального сырья (например, углистые шламы).

Концентрационные столы - Первичные гравиоконцентраты, получаемые на отсадочных машинах и центробежных концентраторах обычно подвергают гравитационной перечистке (доводке) с помощью концентрационных столов, на которых процесс разделения минеральных частиц по плотности происходит в тонком слое воды, текущей по слабонаклонной плоскости (деке), оснащенной рифлями и совершающей возвратно-поступательное движение. На столе образуется веер из частиц разной плотности и крупности, отдельные полосы веера собирают в разные приемники. Концентрационные столы отличаются большим многообразием форм, количества дек, типов приводного механизма и т.д.

Достоинствами столов является возможность получения концентратов высокого качества при высоком извлечении золота. К недостаткам относится низкая производительность, поэтому столы, как правило, используют только в качестве перечистных аппаратов (например, для перечистки концентратов отсадочных машин и центробежных аппаратов).

Гидроциклоны. Гидроциклоны, как и центробежные концентраторы, используют для обесшламливания и обогащения руд и концентратов, что в некоторых случаях позволяет добиться существенного экономического эффекта за счет улучшения технологических показателей последующих переделов переработки и сокращения объемов производства.

Также гидроциклоны используются для тяжелосредной сепарации.

Тяжелосредная сепарация. В некоторых случаях тяжелосредная сепарация может быть применена для обогащения золото- и серебросодержащего минерального сырья. Процесс основан на разделении компонентов по их удельному весу в достаточной плотной жидкой или псевдожидкой среде в поле центробежных или гравитационных сил и сил сопротивления среды. Крупность перерабатываемого минерального сырья может составлять от минус 0,5-100 мм в зависимости от его вещественного состава и технологических свойств.

В качестве плотной (тяжелой) среды обычно используют устойчивые водные взвеси тонкодисперсных плотных веществ-утяжелителей (магнетит, ферросилиций, галенит и др. плотностью 4-8 г/см³ и крупностью минус 0,1 мм). Для регенерации утяжелителя продукты сепарации перечищают, например, методами, связанными с высокой магнитной восприимчивостью утяжелителя.

Применяют статические (корытные, барабанные, конусные и др.) и динамические (гидроциклоны) тяжелосредные сепараторы: в первых разделение происходит под действием силы тяжести, во вторых - под действием центробежного поля создаваемого вращением пульпы.

Преимуществами тяжелосредной сепарации являются максимальная селективность разделения благодаря возможности точного подбора плотности среды и широкий диапазон крупности перерабатываемого минерального сырья. Недостатком - существенные потери утяжелителя с продуктами сепарации, достигающие сотен граммов на 1 т переработанного минерального сырья, что приводит к снижению экономической эффективности операции.

Флотационные методы

Пенная флотация при промышленном извлечении драгоценных металлов является широко применяемым методом. В первую очередь ее высокая эффективность определяется возможностью извлечения как сульфидных минералов, обогащенных драгоценными металлами из бедного минерального сырья (руды, хвосты гравитации), так и свободного тонкого золота.

Процесс основан на различной способности минералов удерживаться на границе раздела газовой и водной фаз. Суть процесса заключается в продувании воздуха через пульпу при интенсивном перемешивании. При этом гидрофобные частицы (обычно золото и сульфиды, обогащенные драгоценными металлами) прилипают к пузырькам продуваемого воздуха и увлекаются ими к поверхности пульпы, где их механически отделяют. Гидрофильные частицы остаются в слое пульпы, происходит селекция минералов.

Для некоторых типов минерального сырья целесообразным является предварительное флотационное обогащение с целью удаления компонентов, вредящих последующей переработке (углистое вещество, минералы меди, сурьмы и др.).

При флотации широко используют различные реагенты, изменяющие поверхностные свойства разделяемых минералов и позволяющие управлять процессом. Применяют различные собиратели, селективно гидрофобизирующие поверхность целевых минералов: ксантогенаты (бутиловый, амиловый, этиловый) и аэрофлоты и др. Вспенивателями служат сосновое масло, реагенты Т-66, Т-92 и др. Также используют активаторы поверхности целевых минералов (медный купорос и др.) и подавители флотации пустой породы (жидкое стекло и др.).

Оптимальные параметры флотационного обогащения минерального сырья зависят от его технологических свойств и отличаются большим разнообразием.

Крупность материала, подаваемого на флотацию, как правило составляет от минус 0,1 до минус 0,5 мм. Выход концентрата составляет до 10 %-15 % от массы исходного минерального сырья и его переработка обходится значительно дешевле. Кроме того, к концентрату могут быть применены специальные дорогостоящие методы переработки, снижающие или устраняющие его упорность и позволяющие повысить сквозное извлечение драгоценных металлов.

Скоростная флотация используется в цикле измельчения и классификации руды. Процесс проводится в специальном оборудовании в "энергонасыщенном" режиме на грубом материале, что позволяет извлекать крупное "гравитационное" золото и грубоизмельченные сульфидные минералы, однако, в большинстве случаев с такими задачами хорошо справляются более дешевые гравитационные методы обогащения.

2.2.2.3 Гидрометаллургия руд и концентратов

Гидрометаллургические методы заключаются во взаимодействии минерального сырья в водной среде с определенными реагентами, приводящими к растворению полезных или вредных компонентов. В случае растворения полезных компонентов (золота и серебра) их затем (или одновременно) извлекают из жидкой фазы известными методами. В случае растворения вредных компонентов нерастворимый остаток затем перерабатывают с целью извлечения драгоценных металлов.

Многие руды и концентраты содержат драгоценные металлы в виде тонких вкраплений (менее 10 мкм) в сульфидные и реже иные минералы. Если шаровый помол такого минерального сырья до крупности минус 0,04-0,1 мм не дает приемлемой степени вскрытия целевых компонентов для последующего их выщелачивания, то такое сырье считают упорным и применяют для его переработки специальные методы деструкции сульфидной (или иной) матрицы.

Ниже описаны применяемые в промышленной практике гидрохимические, бактериально-химические и механохимические способы вскрытия сульфидного минерального сырья, а также другие специальные методы предварительной обработки, предваряющие процесс непосредственного выщелачивания драгоценных металлов.

Автоклавное окисление

Жидкофазное автоклавное окисление сульфидов заключается в обработке пульпы техническим кислородом (редко кислородом воздуха) при температуре 100 °C - 200 °C и давлении 0,2-2 МПа в условиях перемешивания. При этом большинство сульфидных минералов окисляются до водорастворимых сульфатов. Например, для пирита характерна следующая реакция окисления:

4FeS₂ + 15O₂ + 2H₂O = 2Fe₂(SO₄)₃ + 2H₂SO₄

Золото же в этих условиях практически нерастворимо, оно вскрывается и становится неупорным для последующего выщелачивания. После окисления сернокислые пульпы выдерживают 1-2 ч при температуре 90 °C для частичного гидролиза солей железа и "состаривания", дегидратации и уплотнения образуемых осадков. Затем пульпу охлаждают, отмывают водой от растворенных сернокислых примесей. Окисленный продукт направляют на выщелачивание золота, которое чаще всего проводится методом цианирования после предварительного защелачивания, но также могут быть использованы и нецианистые растворители.

Серебро также достаточно хорошо вскрывается в автоклавных условиях, однако, при снижении температуры и давления часть серебра соосаждается с паразитными соединениями и пассивируется для последующего выщелачивания. Разработаны способы минимизации данного явления.

Для окисления используют технический кислород, получаемый на месте на специальном оборудовании (криоректификационые, адсорбционные и мембранные кислородные станции).

К преимуществам автоклавного окисления сульфидов относится его высокая технологическая эффективность: продолжительность окисления составляет 1-3 ч при степени окисления сульфидов более 90 %, что обычно обеспечивает максимальное извлечение золота по сравнению с другими способами предварительно вскрытия.

К недостаткам технологии относится высокий расход реагентов (О₂ на окисление, CaCO₃ и CaO на нейтрализацию сернокислых отходов производства), сопоставимый с массой окисляемых сульфидов, необходимость использования дорогого кислотоупорного оборудования, работающего под давлением.

Существуют другие разновидности автоклавного окисления, например в щелочной среде или с добавкой других реагентов (хлориды, тиосульфаты).

Для окисления используются автоклавы периодического и непрерывного действия.

Бактериальное окисление

Бактериальное окисление является довольно распространенным методом вскрытия золото- и серебросодержащего сульфидного минерального сырья с тонковкрапленными (тонкодисперсными) полезными компонентами. Суть процесса заключается в окислении сульфидных минералов кислородом воздуха при помощи особых бактерий (обычно тионовые железобактерии Thiobacillus ferrooxidans), существенно интенсифицирующих процесс.

Обычно окислению подвергают флотационные концентраты с содержанием сульфидов несколько десятков процентов, однако процесс могут использовать для сульфидных и малосульфидных руд (в том числе в режиме кучного выщелачивания). Бактериальное окисление обычно ведут в агитационном режиме при аэрации пульпы, температуре 25 °C - 40 °C, отношении Ж:Т  5:1 и значении pH 1-3.

К преимуществам процесса относится возможность достаточно полного безавтоклавного окисления сульфидов без использования кислорода (только воздуха) до степени, обеспечивающей высокое извлечение золота при последующем выщелачивании.

К недостаткам процесса относится его низкая интенсивность - минимальная продолжительность окисления составляет обычно несколько суток. Кроме того, для процесса характерны высокие эксплуатационные затраты, связанные с большим расходом реагентов на цианирование окисленного продукта (из-за элементной серы) и обезвреживание сернокислых отходов, необходимостью использования кислотоупорного оборудования и дорогостоящего передела "разведения" бактерий.

Сверхтонкий помол

Сверхтонкий помол (до крупности 5-40 мкм) обычно применяют для относительно богатых (10-100 г/т) упорных золото и серебросодержащих концентратов (содержащих тонко вкрапленные ценные компоненты) как операцию предварительного вскрытия перед цианированием или жидкофазным окислением.

Помимо прямого механического разрушения минералов, вскрытия полезных компонентов, сверхтонкий помол приводит к механоактивации их поверхности. При этом происходит искажение естественной кристаллической структуры минералов, что способствует вскрытию драгоценных металлов, находящихся на межкристаллических плоскостях. Увеличение площади поверхности сульфидных минералов приводит к увеличению их реакционной способности в процессах последующего жидкофазного окисления.

Для сверхтонкого помола могут быть применены бисерные, шаровые, вибрационные, струйные и планетарные мельницы, однако, на практике в основном используют бисерные и шаровые. Использование обычных шаровых мельниц в цикле с классификаторами в особых режимах целесообразно при измельчении до крупности 20-40 мкм. Дальнейшее снижение крупности шарового помола приводит к экспоненциальному росту энергозатрат, и он не применяется.

Бисерные мельницы состоят из стационарной цилиндрической камеры, оснащенной ротором (мешалкой) и заполненной мелкими шариками (бисером) на 70 % - 85 % объема. При вращении ротора происходит движение бисера, который измельчает и активирует частицы материала. Высокая эффективность бисерного помола определяется большой площадью контакта между измельчающей средой и измельчаемым материалом, а также большой энергонасыщенностью процесса.

Для измельчения используют бисер из плотных керамических материалов (силикаты и оксиды циркония и гафния и др.) крупностью 0,5-5,0 мм.

Промышленные бисерные мельницы работают в непрерывном проточном режиме, для чего они имеют устройство непрерывного отделения бисера от измельченной пульпы.

Крупность минерального сырья, подаваемого на бисерный помол должна составлять минус 0,1 мм. В этом случае он отличается достаточно высокой пропускной способностью и высоким коэффициентом использования энергии.

Преимуществом сверхтонкого помола является заметное повышение извлечения ценных компонентов при последующем цианировании либо заметное увеличение эффективности последующего жидкофазного окисления сульфидов.

К недостаткам способа относится кратное увеличение расхода реагентов на прямое цианирование измельченных продуктов, увеличение сорбционной активности твердой фазы пульпы, высокая вязкость сверхтонких пульп, требующая большего их разбавления (до отношения Ж:Т = 3-4:1), высокая стоимость бисерных мельниц и расходных материалов.

Известково-кислородное окисление

В ряде случаев при промышленной переработке упорных золото и серебросодержащих сульфидных концентратов целесообразным является частичное окисление сульфидов кислородом в мягких условиях при атмосферном давлении, что позволяет существенно сократить расходы реагентов на нейтрализацию сернокислых отходов по сравнению с автоклавным или бактериальным методом при незначительной потере в извлечении золота.

Процесс окисления сульфидов кислородом при нормальном давлении и температуре протекает весьма медленно. Для интенсификации процесса применяют ряд приемов. Обычно концентраты предварительно подвергают бисерному помолу до крупности 5-20 мкм. Окисление ведут в агитационном автогенном режиме при температуре 50 °C - 90 °C. В качестве окислителя используют технический кислород (95 % O₂), для повышения степени использования которого применяют сложные керамические и механические диспергаторы. Кроме того, процесс проводят при добавках извести (СаО) или известняка (СаСО₃), поддерживая pH на уровне 4-12, что обеспечивает постоянное удаление из жидкой фазы пульпы продуктов реакции (серной кислоты, сульфатов железа и др.). Осаждаемые продукты являются рыхлыми и практически не препятствуют последующему выщелачиванию драгоценных металлов.

Например, реакцию известково-кислородного окисления пирита можно представить следующим образом:

4FeS₂ + 15O₂ + 2H₂O + 8CaO = 4FeO(OH) + 8CaSO₄

В редких случаях для окисления вместо кислорода может быть использован воздух или озон. После окисления сульфидов до достаточной степени (30 % - 70 %) пульпу защелачивают до значения pH = 10-11 и цианируют.

Преимуществами предварительного жидкофазного окисления сульфидных концентратов при атмосферном давлении являются снижение расхода реагентов (О₂, CaCO₃ или CaO) по сравнению с автоклавным и бактериальным методами окисления и снижение расхода реагентов на цианирование окисленных концентратов.

К недостаткам процесса относится его низкая интенсивность (продолжительность может составлять 4-72 ч), низкая степень использования кислорода (20 % - 70 %) и необходимость использования дорогостоящего сверхтонкого (бисерного) помола.

Кислотно-кислородное окисление

В редких случаях для окисления золото- и серебросодержащих сульфидов может быть использован процесс кислотно-кислородного выщелачивания, который основывается на достаточно быстром окислении сульфидных золото- и серебросодержащих минералов азотной кислотой (и оксидами азота), непрерывно регенерируемой в ходе процесса при использовании кислорода. Например, реакции окисления пирита кислородом можно представить следующим образом:

2FeS₂ + 10HNO₃ = Fe₂(SO₄)₃ + 2H₂SO₄ + 10NO + 4H₂O

4NO + 3O₂ + 2H₂O = 4HNO₃

Обычно процесс окисления сульфидных минералов проводят в агитационном режиме при атмосферном давлении, температуре около 80 °C - 100 °C, времени окисления 1-2 ч, концентрации азотной кислоты 10-100 г/л и отношении Ж:Т = 5-10:1.

Основными преимуществами процесса кислотно-кислородного окисления являются высокие показатели окисления сульфидов и вскрытия ценных компонентов.

К недостаткам этого процесса, как и любого другого кислого процесса, является высокий расход реагентов (азотной кислоты, нитратов или нитритов) на нецелевое растворение пустой породы и на нейтрализацию (известняк и известь) кислых отходов производства.

Сернокислотное выщелачивание

Сернокислотное выщелачивание может быть использовано в ряде случаев как предварительная операция для удаления примесей (цветных металлов и др.), вредных для последующего извлечения золота и серебра из минерального сырья (руды, концентраты обогащения, цементные осадки и др.).

Для тонкоизмельченных продуктов (руд и концентратов) обычно реализуют пульповой процесс в агитационном режиме. Также возможен вариант с кучным сернокислотным выщелачиванием дробленых руд.

Условия обработки существенно разнятся в зависимости от технологических свойств и вещественного состава минерального сырья. Сернокислые растворы после выщелачивания могут быть подвергнуты селективному извлечению выщелоченных компонентов (например, меди и цинка), если это является рентабельным.

Сульфидно-щелочное выщелачивание

Сульфидно-щелочное выщелачивание применяют для переработки сурьмусодержащих концентратов с тонко-вкрапленными драгоценными металлами.

Процесс основан на способности сульфидно-щелочных растворов (Na₂S и NaOH) растворять сульфидные и окисленные минералы сурьмы, например:

Sb₂S₃ + 3Na₂S = 2Na₃SbS₃

Sb₂O₃ + 3Na₂S = Na₃SbS₃ + Na₃SbO₃

Процесс выщелачивания проводят в агитационном режиме в течение нескольких часов при отношении Ж:Т = 5-10:1 и температуре (80 °C - 100 °C). Драгоценные металлы преимущественно остаются в нерастворимом остатке, для их извлечения остаток цианируют или подвергают другим видам извлечения.

Защелачивание и известковая обработка пульп

Известковая обработка пульп (известкование) используется в ряде случаев при переработке золото- и серебросодержащего минерального сырья. Ее часто используют для защелачивания минерального сырья перед цианированием (и в ходе цианирования) и на других операциях (например, при хлорировании цианистых отходов, кондиционировании растворов).

При защелачивании сильнокислых продуктов (после автоклавного, бактериального и кислотно-кислородного окисления и др.) целесообразным является предварительная обработка более дешевым известняком (CaCO₃), позволяющим довести значение pH пульпы до 6. Для защелачивания пульп до значения pH = 12 используют известь (CaO).

Поскольку эти реагенты имеют ограниченную растворимость в воде, их готовят и используют в виде взвеси (пульпы) с массовой долей твердого 10 % - 20 %. Комовые реагенты предварительно измельчают и классифицируют на оборудовании, аналогичном рудному. Полученную взвесь подают в пульпу, которую агитируют в периодическом или непрерывном режиме в течение 1-10 ч, осуществляя контроль pH при помощи добавления вышеуказанных реагентов.

При известковой обработке, предшествующей цианированию, доводят pH пульпы до значения 10,5-12,0. Для сульфидных концентратов проводят известковую обработку при активной аэрации пульпы, которая позволяет насытить пульпу кислородом, снизить расход NaCN на цианирование и повысить эффективность выщелачивания полезных компонентов.

Известковую обработку часто применяют как предварительную операцию перед цианированием для стабилизации pH пульпы в щелочной области и насыщения ее кислородом. Обработку проводят в агитационном режиме при значении pH 10-12.

2.2.2.4 Растворение (выщелачивание) драгоценных металлов

Подавляющее большинство золото- и серебросодержащих руд и концентратов содержит значительное количество полезных компонентов в виде мелких частиц (менее 0,1 мм), которые практически невозможно сконцентрировать обогатительными методами до приемлемой степени. Поэтому весьма часто применяют гидрометаллургические методы, включающие процесс растворения драгоценных металлов с последующим их извлечением из пульп и растворов.

Цианидные растворители

Цианирование является наиболее распространенным промышленным способом извлечения драгоценных металлов. По различным оценкам от 75 % до 85 % мировой добычи золота связано с использованием технологии цианирования.

Сущность процесса заключается в выщелачивании драгоценных металлов цианидами (в основном NaCN) в присутствии кислорода, например:

4Au + 8CN^- + O₂ + 2H₂O = 4[Au(CN)₂]^- + 4OH^-.

Для серебра реакция аналогична.

К достоинствам цианирования относятся:

- высокая селективность растворителя по отношению к золоту и серебру, возможность вести выщелачивание как при больших (1-20 г/л), так и малых (0,01-1 г/л) концентрациях CN^- и, как правило, небольшой расход NaCN;

- простота аппаратурного оформления процесса и возможность использования обычных конструкционных материалов вследствие неагрессивности растворителя;

- эффективные и проверенные промышленной практикой методы обезметалливания (сорбция-десорбция, цементация) и обезвреживания (детоксикации, нейтрализации) цианистых растворов и пульп (хлорирование, озонирование, разложение сернистым газом или метабисульфитом, биологическая очистка, ионный обмен и др.);

- универсальность технологии для продуктов разнообразного вещественного состава с широким диапазоном содержаний драгоценных металлов от 0,1-0,3 г/т до 5-10 кг/т.

Поскольку кислород необходим для растворения драгоценных металлов, то проводят накислораживание пульпы, чаще всего посредством аэрации, т.е. продувая воздух через пульпу. В некоторых случаях целесообразна продувка технического кислорода, что повышает эффективность выщелачивания, но увеличивает эксплуатационные расходы.

Используемые в качестве реагентов цианидные соли подвержены гидролизу в водных растворах:

CN^- + H₂О = HCN + OH^-.

Для подавления гидролиза используют щелочные реагенты, в основном CaO и NaOH. Применение этих реагентов в количестве 0,3-3 кг/т обычно позволяет существенно сократить степень гидролиза цианидных солей. Чаще применяют известь так как она одновременно является коагулянтом при сгущении.

Некоторые рудные минералы (сульфиды, минералы меди, сурьмы, мышьяка и др.) отрицательно влияют на процесс цианирования вызывая нецелевой расход цианида, обескислороживание, образование пассивирующих пленок на поверхности драгоценных металлов и др. Поэтому вещественный состав руд драгоценных металлов, который отличается огромным разнообразием, является одним из основных факторов, определяющих технологию и показатели их переработки.

Для руд и концентратов различного вещественного состава условия цианирования в большинстве случаев находятся в следующих диапазонах: отношение Ж:Т = 1-3:1, концентрация NaCN - 0,1-20 г/л, расход NaCN - 0,3-30 кг/т, продолжительность выщелачивания - 4-72 ч, значение pH - 9-13. В особых случаях используют цианирование при повышенной температуре 30 °C - 80 °C.

Нецианидные растворители

В некоторых случаях применение цианидов для промышленного извлечения драгоценных металлов является невозможным или нежелательным в силу технологических либо экологических причин. В таких случаях могут быть использованы нецианидные растворители, такие как тиокарбамид, тиосульфаты, галоген-галогенидные системы и др.

Тиокарбамидное выщелачивание проводят в присутствии достаточно мягкого окислителя, способного окислить драгоценные металлы, но не окисляющего тиокарбамид (обычно водорастворимые соли Fe³⁺ или дисульфид формамидина). Значение pH среды поддерживают с помощью H₂SO₄ на уровне 1-4 с целью предотвращения гидролиза тиокарбамида и образующихся комплексов драгоценных металлов. Процесс растворения золота в присутствии Fe³⁺ выражается следующей реакцией:

Au + 2CS(NH₂)₂ + Fe³⁺ = [Au(CS(NH₂)₂)₂]⁺ + Fe²⁺

Для серебра реакция аналогична. К преимуществам тиокарбамирования (по сравнению с цианированием) относится меньшая токсичность тиокарбамида, значительно большая скорость выщелачивания золота и особенно серебра. Тиокарбамидные растворы эффективно выщелачивают серебро из природных сульфидов, в отличие от цианидных растворов. В некоторых случаях тиокарбамирование является более селективным методом извлечения драгоценных металлов, чем цианирование (например, для золото-сурьмяных продуктов).

Недостатками является необходимость поддержания концентрации тиокарбамида на уровне 5-20 г/л, что в сочетании с его низкой химической устойчивостью приводит к большому расходу реагента, на уровне 10-50 кг/т. Часто использование серной кислоты приводит к существенному нецелевому растворению вмещающих минералов. Кислые пульпы отличаются трудной сгущаемостью и фильтруемостью, вызывают необходимость использования более дорогой кислотостойкой аппаратуры.

Тиосульфатное выщелачивание золота проходит по реакции:

4Au + 8S₂O₃^2- + O₂ + 2Н₂O = 4[Au(S₂O₃)₂]^3- + 4OH^-.

Для серебра реакция аналогична.

Для тиосульфатного выщелачивания в агитационном режиме характерно достаточно большое разбавление пульпы до отношения Ж:Т = 3-10:1, а также большие концентрации (5-20 г/л) и расходы (10-100 кг/т) реагентов (Na₂S₂O₃, (NH₄)₂SO₃, NH₄OH, Cu²⁺), что является существенным недостатком технологии.

К преимуществам тиосульфатного выщелачивания относится меньшая токсичность выщелачивающих растворов и возможность более селективного выщелачивания драгоценных металлов из некоторых типов упорного для цианирования минерального сырья (содержащего Mn, Cu, Sb, Se, Te, сульфиды серебра и др.).

К недостаткам относятся высокие рабочие концентрации и расход реагентов, в том числе на последующее обезвреживание.

Галоген-галогенидные (хлор-хлоридные, бром-бромидные и йод-йодидные) растворы могут быть применены для выщелачивания золота и серебра.

Выщелачивание золота основано на образовании, золото-галогенидных комплексов, например, золото-хлоридного:

2Au + 3Cl₂ + 2Cl^- = 2[AuCl₄]^-

В качестве окислителей выступают элементные галогены или их кислородные соединения (Cl₂, Br₂, I₂, NaClO, Ca(ClO)₂, NaBrO₃ и др.), комплексообразователем являются галогенид-ионы, вводимые в выщелачивающий раствор в виде солей щелочных металлов (NaBr, NaCl, NaI).

Более эффективно галоген-галогенидное выщелачивание проходит в кислой среде (pH = 2-5) при концентрации активных галогенов 1-10 г/л; галогенид-ионов 5-20 г/л. В этих условиях кинетика выщелачивания драгоценных металлов выше, чем при цианировании.

Наиболее перспективным является хлор-хлоридное выщелачивание с применением гипохлоритов (ClO^-). Оптимальные условия выщелачивания и обезметалливания получаемых растворов и пульп подбираются отдельно для каждого типа минерального сырья.

К недостаткам галоген-галогенидного выщелачивания относятся: высокие рабочие концентрации и расход реагентов, высокая химическая активность элементарных галогенов, вызывающая нежелательное растворение многих рудных минералов и необходимость использования дорогое коррозионностойкое оборудование, малая устойчивость комплексов драгоценных металлов.

Агитационное выщелачивание

Агитационное выщелачивание заключается в перемешивании (агитации) пульпы и характеризуется наиболее благоприятными условиями диффузионного подвода реагентов и отвода продуктов реакции от поверхности выщелачиваемых драгоценных металлов. Поэтому по динамике и полноте выщелачивания агитационное выщелачивание превосходит другие виды выщелачивания (перколяционное, кучное и подземное). Крупность материала при агитационном выщелачивании составляет от минус 0,02 мм до минус 0,3 мм в зависимости от характера вкрапленности драгоценных металлов.

Агитационное выщелачивание проводят в аппаратах механического, пневматического, и пневмомеханического действия. Аппараты первого типа представляют собой емкости, оснащенные валом с импеллером и механическим приводом. В аппаратах второго типа перемешивание проводится за счет достаточно интенсивной продувки воздуха через пульпу; эти аппараты имеют форму колонн с высотой, превышающей диаметр в 3-4 раза. Аппараты третьего типа представляют промежуточный вариант, в котором используются оба вида перемешивания. Вместительность аппаратов, используемых при гидрометаллургическом извлечении драгоценных металлов может составлять 0,5-2000 м³, в зависимости от производительности предприятия и используемой на нем технологии.

Предпочтительным является выщелачивание в непрерывном режиме, для чего обычно используют цепочку последовательно соединенных аппаратов, между которыми происходит самотечный или принудительный переток пульпы. При малотоннажной переработке богатых концентратов допустим периодический режим работы выщелачивающего оборудования.

Поскольку наиболее распространенным является агитационное выщелачивание драгоценных металлов цианидными растворами, для действия которых необходим растворенный кислород, используют принудительную аэрацию пульпы с расходом 0,005-0,1 м³ на 1 м³ пульпы в минуту. В некоторых случаях целесообразна продувка техническим кислородом, что повышает эффективность выщелачивания, но увеличивает эксплуатационные расходы.

Агитационный режим выщелачивания применяется не только для извлечения драгоценных металлов, но и для различных типов предварительной гидрометаллургической обработки минерального сырья (бактериальное и автоклавное окисление, сернокислотное выщелачивание и др.), позволяющих удалить из минерального сырья вредные примеси или снизить их отрицательное влияние на последующие технологические операции.

Сорбционное выщелачивание

Наиболее широко распространенной разновидностью агитационного выщелачивания руд и концентратов является сорбционное выщелачивание, которое проводится в присутствии искусственного сорбента (ионообменной смолы или активного угля) значительно большей крупности (0,8-3 мм), чем выщелачиваемое сырье (минус 0,07-0,2 мм). При этом процессы выщелачивания драгоценных металлов в раствор и их извлечение оттуда искусственным сорбентом происходят одновременно. Разница в крупности сорбента и твердой фазы пульпы позволяет отделить выщелоченные и извлеченные на сорбент ценные компоненты путем простого грохочения.

Преимуществом сорбционного выщелачивания является возможность не проводить дорогостоящие и в большинстве случаев неэффективные операции фильтрации и отмывки (или противоточной декантации) пульпы от растворенных драгоценных металлов, приводящие к их существенным потерям (до 30 % при переработке сорбционно активного минерального сырья).

Сорбционное выщелачивание проводят в непрерывном режиме в цепочке последовательно соединенных аппаратов при противоточном движении пульпы и искусственного сорбента - сорбент периодически или непрерывно загружают в хвостовой аппарат цианирования, и переводят из каждой ступени в предыдущую. Для отделения пульпы от искусственных сорбентов при сорбционном выщелачивании обычно применяют грохочение пульпы на вибрационных, барабанных и статичных грохотах (дренажах), оборудованных сеткой с размером ячейки 0,6-0,8 мм. Насыщенный сорбент, содержащий драгоценные металлы в количестве 0,3-50 кг/т, выводят из головного аппарата и обычно направляют на десорбцию и регенерацию, после чего используют в обороте. Возможен вариант с безвозвратной пирометаллургической переработкой сорбента. Также пирометаллургической переработке подвергают некондиционные сорбенты, неизбежно образуемые при регенерации сорбента.

Обычно целесообразным является предварительное цианирование пульпы без искусственного сорбента, а затем сорбционное выщелачивание, что позволяет получать более богатый насыщенный сорбент. Однако в случае переработки сорбционно-активных руд этот прием приводит к дополнительным потерям драгоценных металлов, поэтому его исключают и проводят прямое сорбционное цианирование.

Интенсивное цианирование

Первичные гравитационные концентраты, получаемые при обогащении руд и промпродукты доводки концентратов с содержанием золота (и серебра), недостаточным для прямой плавки на слиток (50-5000 г/т), обычно перерабатывают методом выщелачивания (чаще цианирования), так как драгоценные металлы в них содержатся в свободной форме, либо в виде сростков, доступных для выщелачивания.

Гравиоконцентраты представляют собой крупнозернистые (плюс 0,1 минус 2 мм) плотные (плотность твердой фазы 3,5-4,5 г/см³) продукты, поэтому для них используют особые гидродинамические и реагентные режимы выщелачивания и специальное оборудование.

С точки зрения процесса цианирования золото в гравиоконцентратах находится в относительно больших количествах в виде крупных частиц с малой площадью, что требует интенсификации процесса выщелачивания для гарантии его максимального извлечения. Интенсификации добиваются, используя подогрев выщелачивающих растворов до 30 °C - 40 °C, повышенную концентрацию NaCN в пределах 10-30 г/л и специальные реагенты-ускорители (Leachwell, H₂O₂ и др.).

Наиболее распространенная технология периодического интенсивного цианирования включает операции загрузки концентрата в реактор, добавления реагентов и выщелачивания ценных компонентов, отделения продуктивного раствора, промывки и выгрузки выщелоченного концентрата. Выщелачивание ведется в режиме циркуляции раствора между реактором и емкостью рабочего раствора. Применяются реакторы агитационного и перколяционного действия.

Для обезметалливания продуктивных растворов с концентрацией драгоценных металлов более 50 мг/л обычно используют электролиз, для более бедных растворов - цементацию на цинк или сорбцию на активный уголь или ионообменную смолу.

2.2.2.5 Обезметалливание растворов и пульп

При первичной переработке минерального сырья драгоценных металлов гидрометаллургическими методами применяют следующие методы обезметалливания продуктивных растворов: цементация на цинк, алюминий и др.; сорбционные методы с использованием ионообменных смол или активных углей; электролитическое осаждение; химическое осаждение в виде нерастворимых соединений.

Сорбционные и цементационные методы являются более универсальными, так как позволяют эффективно обезметалливать как крупнотоннажные потоки бедных растворов с концентрацией золота и серебра 0,1-50 мг/л, так и небольшие количества богатых растворов с концентрацией драгоценных металлов десятки и сотни мг/л. Сорбционные методы, кроме того, позволяют напрямую обезметалливать пульпы (особенно глинистые), что является их существенным преимуществом.

Электролиз и химическое осаждение применяют в основном для богатых растворов с концентрацией золота и серебра более 50 мг/л.

Указанные методы могут быть использованы как для извлечения драгоценных металлов из цианидных, так и из тиокарбамидных, тиосульфатных, хлоридных или других сред. Выбор метода зависит от технологических свойств растворов, концентрации извлекаемых компонентов, объемов производства и др.

Сорбционные методы

При гидрометаллургическом извлечении золота и серебра широко применяют гранулированные активные угли и ионообменные смолы крупностью 0,8-3,0 мм, которые при контакте с жидкой фазой сорбируют и концентрируют растворенные ценные компоненты. Чаще всего обезметалливанию подлежат цианидные пульпы и растворы.

Преимуществами ионообменных смол является большая селективность и эффективность (скорость и полнота извлечения ценных компонентов) сорбции золота и серебра из растворов и пульп простого вещественного состава. Также смолы обычно обладают большей механической прочностью и их расход в несколько раз ниже, чем активного угля.

Преимуществами активных углей является большая селективность и эффективность сорбции в растворах сложного состава с большим количеством примесей (Zn, Cu, SCN^- и др.), а также в несколько раз меньшая стоимость сорбента.

Неоспоримым преимуществом сорбционного выщелачивания является возможность осуществления бесфильтрационного способа переработки минерального сырья.

Обезметалливание растворов проводят чаще всего в колоннах специальной конструкции с неподвижным, кипящим либо псевдо-кипящим слоем сорбента. Преимуществом неподвижного слоя сорбента является компактность сорбционной установки (достаточно одной стадии) и большая емкость насыщенного угля, недостатком - невозможность перерабатывать ошламованные растворы. Использование кипящего слоя сорбента позволяет перерабатывать мутные растворы, но сорбционная установка должна включать несколько (обычно 3-5) ступеней сорбции, что увеличивает капитальные и эксплуатационные затраты.

Сорбцию применяют как для извлечения золота и серебра из бедных растворов (сливов сгустителей, растворов кучного выщелачивания, оборотных растворов хвостохранилищ), так и из богатых (маточных растворов электролиза, растворов интенсивного цианирования и др.)

Для переработки насыщенных золото- и серебросодержащих сорбентов, наибольшее распространение получили способы, подразумевающие их повторное использование и включающие операции десорбции ценных компонентов с регенерацией сорбционных свойств.

Для извлечения драгоценных металлов из активных углей обычно применяют способы, основанные на десорбции цианидных комплексов металлов при повышенной температуре. Через колонну (десорбер) с зажатым слоем угля пропускают элюирующий раствор (обычно NaOH или NaCN и NaOH) при температуре 140 °C - 165 °C и давлении 0,4-0,7 МПа. Продуктивные растворы (элюаты) могут непрерывно циркулировать в цикле десорбции-электролиза либо накапливаться и поступать на последующее обезметалливание (электролизом или иными методами).

Уголь, циркулирующий в цикле сорбции-десорбции, периодически подвергают кислотной обработке (HCl или HNO₃) и высокотемпературной реактивации в электропечах барабанного типа при температуре 650 °C - 750 °C, что обеспечивает практически полную регенерацию сорбционных свойств угля.

В редких случаях (например, при хлор-хлоридном выщелачивании) насыщенный уголь перерабатывают окислительным обжигом (озолением) с последующей плавкой на слиток золото лигатурное или гидрометаллургической переработкой огарка.

Для десорбции золота и серебра из ионообменных смол и регенерации их сорбционных свойств применяют элюирование при атмосферном давлении. Для сильноосновных смол (АМ-2Б и др.) ведут последовательное элюирование примесей различными растворами, а затем элюирование золота и серебра тиокарбамидными растворами. Для низкоосновных смол десорбцию ведут в одну стадию щелочными или щелочно-цианидными растворами.

Цементация

Цементационный метод основан на осаждении золота и серебра более электроотрицательными металлами. Наиболее распространенным является использование цинка для обезметалливания цианистых растворов, однако, возможно использование других металлов (алюминия, свинца, железа и др.) для других сред (тиокарбамидные, галоген-галогенидные и др.), например:

2[Au(CN)₂]^- + Zn = 2Au + [Zn (CN)₄]^2-

2[Ag (ТhiО)³]⁺ + Pb = [Pb(ThiO)₃]²⁺ + 2Ag.

С целью исключения снижения качества цементных осадков и эффективности самого процесса цементации обычно используют предварительное осветление растворов. Для этого используют чаны- и пруды-отстойники, сгустители и фильтры разнообразной конструкции.

Для интенсификации процесса цементации на цинковую стружку (толщиной 0,1-0,3 мм) применяют ее предварительное освинцовывание либо приводят ее в контакт с электропроводным углеватином, обладающим развитой поверхностью, на которой и происходит осаждение ценных компонентов. При использовании цинковой стружки она обычно образует зажатый (статичный) слой через который прокачивают обезметалливаемые растворы. Может быть использовано несколько стадий цементации.

Также используют цинковую пыль (пудру) крупностью минус 0,01-0,03 мм, обладающую большей поверхностью. В этом случае растворы предварительно обескислораживают (вакуумируют) с целью снижения расхода цинка. Затем пыль контактируют с обескислороженными растворами и смесь фильтруют.

Преимуществом процесса цементации является его универсальность: он может быть применен для обезметалливания бедных и богатых, цианидных и нецианидных растворов при высоком извлечении золота. Недостатки - заметный расход металла-цементатора (например, 0,02-0,5 кг цинка на 1 м³ растворов), который может вызывать технологическую "усталость" растворов и увеличить затраты на обезвреживание токсичных примесей.

Полученные цементные осадки подвергают пирометаллургический переработке на слиток, иногда после дополнительной гидрометаллургической обработки (сернокислотная обработка для удаления цветных металлов и др.).

Электролиз

Электролитическое осаждение драгоценных металлов основано на их осаждении на катодах при пропускании электрического тока через раствор, например:

[Au(CN)₂]^- + e^- = Au + 2CN^-

[Au(CS(NH₂)₂)₂]⁺ + e^- = Au + 2CS(NH₂)₂

Электролиз обычно применяют для обезметалливания относительно богатых растворов (растворы выщелачивания богатых концентратов и элюаты от десорбции золота с искусственных сорбентов) с концентрацией золота или серебра более 50 мг/л.

Наибольшее распространение получили циркуляционные и проточные электролизеры. Циркуляционные работают в периодическом режиме и требуют использования промежуточной баковой аппаратуры. Электролизеры проточного типа обеспечивают необходимую степень осаждения металлов за однократный проток раствора, но имеют более сложную конструкцию.

Для электролиза цианистых растворов используют оборудование, изготовленное из нержавеющей стали. В качестве материала катодов используют стальную вату, стальные сетки или листы, углеватин. Для повышения эффективности электролиза и увеличения электропроводности растворов в них добавляют NaOH до концентрации 10 г/л. Для электролиза тиокарбамидных растворов применяют кислотоупорное титановое оборудование.

Преимуществом электролиза является отсутствие необходимости использования реагентов и возможность многократного использования раствора в обороте.

К недостаткам относится низкая эффективность обезметалливания бедных растворов, поэтому электролиз обычно ведут до остаточной концентрации золота и серебра 1-10 мг/л. Кроме того, для процесса характерен низкий выход по току не превышающий 5 %, что связано с протеканием побочных реакций.

Химические осаждение

Химическое осаждение золота и серебра применяется преимущественно для богатых тиокарбамидных растворов защелачивание которых до pH = 4-6 приводит к разложению тиокарбамидных комплексов золота, серебра, а также меди, железа и др. и выпадению этих компонентов в малорастворимый осадок, который отделяют и перерабатывают пирометаллургическими методами.

Преимуществом химического осаждения является простота метода при достаточно высокой степени обезметалливания. К недостаткам относится низкая селективность осаждения, повышенный расход тиокарбамида и накопление примесей, вызывающих "усталость" растворов.

Для обеззолачивания цианидных растворов методы цементации, сорбции и электролиза являются детально разработанными и химическое осаждение на практике не применяют. Однако для серебра может применяться осаждение из цианидных сред, например, в виде сульфида серебра.

2.2.2.6 Переработка комплексного и упорного золотосодержащего минерального сырья

Зачастую наряду с золотом и серебром в минеральном сырье в значительных количествах присутствуют другие полезные и/или вредные компоненты, существенно влияющие на технологию его переработки (цветные металлы, органический углерод и др.).

Соотношение стоимости компонентов, находящихся в единице массы минерального сырья определяет технологию его переработки.

Сырье считают комплексным если стоимость драгоценных металлов и недрагоценных компонентов в руде сопоставима (отличается не более чем в несколько раз) и возможно рентабельное получение нескольких товарных продуктов.

Если стоимость недрагоценных компонентов существенно выше стоимости драгоценных металлов, то для минерального сырья применяют технологии извлечения недрагоценных компонентов, а драгоценные металлы рассматривают как попутно извлекаемые.

В случае низкого содержания недрагоценных компонентов, когда их стоимость существенно ниже стоимости драгоценных металлов, и при их явном негативном влиянии на целевой процесс извлечения золота и серебра - их рассматривают как вредные упорные компоненты (органический углерод, медь, сурьма и др.), стараясь удалить их из перерабатываемого минерального сырья или минимизировать их негативное действие.

Золото-медные руды

Медь часто сопутствует драгоценным металлам в минеральном сырье, ее содержание в рудах может достигать 0,5 % и более. Если для извлечения золота и серебра из такого минерального сырья применяют операцию цианирования, то обычно целесообразным является предварительное извлечение меди до стадии цианирования.

Для извлечения сульфидных (халькопирит, халькозин и др.) и некоторых окисленных форм (малахит, хризоколла и др.) меди может быть эффективно применено флотационное обогащение с получением золото-медного концентрата, направляемого на медеплавильный завод. Хвосты флотации при этом направляют в отвал либо подвергают доизвлечению драгоценных металлов гидрометаллургическими методами.

Окисленные минералы меди гораздо хуже извлекаются флотационным обогащением. Для их извлечения также целесообразными являются гидрометаллургические способы, в основном сернокислотное и аммиачно-карбонатное выщелачивание с последующей цементацией, электролизом или экстракцией меди и получением товарного медного концентрата с содержанием меди 30 % - 80 %.

Медь хорошо растворима в цианистых растворах, поэтому процесс цианирования медистых золото- и серебросодержащих руд и продуктов обогащения обычно проводят при относительно низкой концентрации NaCN на уровне 0,01-0,2 г/л, что требует несколько большей продолжительности цианирования, но позволяет существенно сократить скорость и степень растворения меди и в целом повысить эффективность выщелачивания.

Кроме того, могут быть использованы различные способы регенерации цианида, находящегося в жидкой фазе хвостов цианирования в виде медных комплексов (подкисление с отдувкой и улавливанием синильной кислоты или осаждение меди в виде сульфида с переводом связанных цианидов в свободные).

Золото-сурьмяные руды и концентраты

Сурьма часто является спутником драгоценных металлов в минеральном сырье.

При достаточно большом (более 1 %) содержании сурьмы (особенно сульфидных форм) в золото- и серебросодержащем сырье, целесообразным является ее флотационное извлечение с целью реализации концентрата или последующей переработки концентрата до металлической сурьмы. В концентрат флотации также увлекаются минералы драгоценных металлов. В зависимости от вещественного состава и технологических свойств концентратов они могут быть переработаны: по пирометаллургической технологии на медеплавильном или обжиговом заводе, по комплексной гидрометаллургической технологии с раздельным получением драгоценных металлов (золото лигатурное) и металлической сурьмы, например, методом предварительного сульфидно-щелочного выщелачивания сурьмы, или методом предварительного нецианидного выщелачивания драгоценных металлов. Если хвосты флотации содержат промышленные содержания драгоценных металлов их обычно перерабатывают методом цианирования.

При низком содержании сурьмы в золото- и серебросодержащем сырье (менее 1 %) для его переработки чаще применяют метод цианирования, а сурьму рассматривают как вредный компонент, мешающий цианированию, так как минералы сурьмы растворимы в щелочной среде характерной для процесса цианирования, что существенно снижает его технологические показатели. При значимом содержании сурьмы (обычно более 0,3 %) процесс цианирования ведут в специальных режимах, например, при пониженном значении pH пульпы (на уровне 9,5-9,8) или с использованием соединений свинца, которые частично пассивируют нецелевой процесс растворения сурьмы.

Высокоуглистые руды и концентраты

Руды, содержащие золото и углерод в органической форме (углистое вещество, органический углерод), достаточно широко распространены в природе. В ходе цианировании такого минерального сырья некоторая доля растворенных драгоценных металлов сорбируется углистым веществом и теряется с хвостами. Доля потерь растворенных полезных компонентов может превышать 99 %, что делает выщелачивание бессмысленным, а сырье упорным.

Переработку сорбционно-активного минерального сырья проводят специальными методами обогащения и гидрометаллургической переработки.

Руды и концентраты с незначительной сорбционной активностью не требуют применения специальных методов и могут быть переработаны методом сорбционного цианирования. При умеренной сорбционной активности применяют особые режимы цианирования (добавки органических веществ, пассивирующих поверхность углерода, повышенный поток искусственного сорбента и др.).

Для переработки руд с сильно выраженной сорбционной активностью, а тем более для руд с двойной технологической упорностью, связанной также с тонкой вкрапленностью драгоценных металлов, обычно применяют достаточно сложные гравитационно-флотационные обогатительные методы (раздел 2.3.1.4), позволяющие сконцентрировать минералы золота и серебра, и по возможности удалить из концентрата вредный органический углерод, обладающий низкой плотностью и образующий шламы в процессе измельчения руды.

ГАРАНТ:

По-видимому, в тексте предыдущего абзаца допущена опечатка. Вместо слов "раздел 2.3.1.4" следует читать "раздел 2.2.2.2"

В большинстве случаев углерод все же частично переходит в концентрат, что требует применения специальных методов его выщелачивания (повышенные температуры и потоки сорбентов, органические добавки и др.).

В редкий случаях, при чрезвычайно высокой сорбционной активности, осложненной тонкой вкрапленностью полезных компонентов в сульфидах, когда вышеуказанные методы не позволяют эффективно извлекать драгоценные металлы, применяют жесткие методы, подразумевающие деструкцию углистого вещества, например, окислительный обжиг, хлоринация и др.).

Кроме того, для переработки золото и серебросодержащего сорбционно-активного минерального сырья могут быть использованы нецианидные растворители, в которых сорбционная активность твердой фазы будет минимизирована или вообще не будет проявляться.

Руды и концентраты с тонковкрапленным золотом

По различным оценкам доля упорных руд, содержащих тонковкрапленное золото, составляет более 30 % мировых запасов металла. Для их переработки обычно используют гравитационно-флотационное обогащение с получением концентрированной по золоту упорной фракции и переработку ее специальными методами, минимизирующими упорность при последующем извлечении золота.

2.2.2.7 Пирометаллургия концентратов

Пирометаллургические методы обычно применяют для переработки относительно богатых золото- и серебросодержащих концентратов.

Переработка богатых концентратов с получением товарных сплавов драгоценных металлов

Для большинства предприятий, перерабатывающих минеральное золото- и серебросодержащее сырье, экономически целесообразным является получение готовой продукции в виде товарных слитков, принимаемых аффинажными заводами (золото лигатурное). Поэтому на таких предприятиях имеется передел получения готовой продукции, который, как правило, включает операции обжига и плавки богатых золотосодержащих полупродуктов с содержанием золота более 5 масс. % (шлиховое золото, "золотые головки", промпродукты доводки концентратов, катодные и цементные осадки).

Иногда бывает целесообразным проведение предварительной гидрометаллургической обработки концентрата для удаления вредных примесей из материала, подвергаемого плавке (кислотная обработка для удаления цветных металлов или серебра, сульфидно-щелочное выщелачивание сурьмы и др.).

Как правило передел получения готовой продукции является малотоннажным периодическим производством с производительностью по золото лигатурное 0,01-10 т/год. Перерабатываемые продукты отличаются разнообразным вещественным составом и технологическими свойствами.

Окислительный обжиг богатых концентратов

В большинстве случаев при плавке богатых полупродуктов на золото лигатурное целесообразным является проведение предварительного окислительного обжига, который позволяет удалить или окислить ряд примесей (сульфидная сера, углерод, цветные металлы, вода и др.), вредных для плавки.

Особенно важное значение имеет обжиг гравитационных концентратов ("золотых головок" и др.), содержащих сульфидные минералы, которые при последующей плавке образуют штейн, осложняющий анализ готового слитка и вызывающий потери драгоценных металлов при зачистке слитка.

Обычно обжиг ведут в камерных (подовых) печах сопротивления в атмосфере воздуха при температуре 200 °C - 800 °C.

Бесколлекторная плавка на слиток

Плавку ведут при температуре 1150 °C - 1250 °C. В качестве флюсов используют буру, соду, стекло, известь и другие реагенты. По окончании плавки расплав сливают в чугунные (или графитовые) изложницы. Охлажденные шлак и слитки сплава золота лигатурного выбивают из изложниц. Слитки механически зачищают от шлака и заусенцев, взвешивают и опробуют.

Для плавки обычно используют индукционные тигельные и электродуговые руднотермические печи.

В индукционных печах тепловыделяющим элементом является тигель и расплавляемый материал за счет протекающих по ним индуцированных вихревых электрических токов. Преимуществом индукционных печей являются высокие технологические, экологические и эксплуатационные характеристики процесса, к недостаткам относятся достаточно строгие условия эксплуатации (обеспечение параметров электропитания, использование относительно чистой воды, квалификация персонала). Эти печи обычно используют на крупных, круглогодично действующих предприятиях.

В руднотермических печах тепло выделяется в расплавляемом материале от электрической дуги и токов, возникающих между помещенными туда электродами. Преимуществами этих печей являются простота их конструкции и эксплуатации, надежность и невысокая стоимость. Их применение целесообразно обычно для малых сезонных предприятий.

Переработка концентратов с получением продуктов, требующих дальнейшей переработки

Пирометаллургические методы могут быть также применены для переработки относительно небогатых упорных сульфидных, высокоуглистых и других концентратов с содержанием золота и серебра десятки и сотни г/т. В таком случае огарки являются достаточно бедными для прямой плавки на слиток и требуют дальнейшей переработки (методом цианирования и др.).

Окислительный обжиг

Окислительный обжиг может применяться как при крупнотоннажной переработке упорных золото- и серебросодержащих концентратов (редко исходных руд), так и при малотоннажной переработке относительно небогатых продуктов и полупродуктов, неизбежно образуемых на промышленных предприятиях (щепа, сорбенты некондиционной крупности и др.).

При окислительном обжиге золото- и серебросодержащие сульфиды окисляются кислородом воздуха, например, окисление пирита можно представить следующим образом:

4FeS₂ + 11O₂ = 2Fe₂О₃ + 8SO₂

Образуемые твердые продукты окисления не препятствуют последующему выщелачиванию драгоценных металлов, что является главным преимуществом обжига.

При окислении высокоуглистых концентратов углерод окисляется до CO₂ и полностью удаляется из концентрата, который в большинстве случае теряет сорбционную-активность и становится легкоцианируемым.

Для проведения крупнотоннажного окислительного обжига обычно применяют печи кипящего слоя непрерывного действия, обеспечивающие наилучшие технологические показатели обжига. Обжиг концентратов, как правило, ведут автогенно - без использования топлива, руд - с применением топлива.

При малотоннажном обжиге (озоление щепы, насыщенных активных углей или угольной мелочи при сорбционном гидрометаллургическом производстве и др.) можно использовать электрические печи барабанного и камерного типов и др.

Технологические режимы окислительного обжига могут варьироваться в широких пределах (температура 350 °C - 800 °C, концентрация кислорода в газовой фазе - 2-20 об. % и др.), зависящих от вещественного состава и технологических свойств сырья. Возможны сложные варианты с использованием комбинаций нескольких стадий обжига, в том числе низкотемпературного, восстановительного или других процессов (предварительное или промежуточное выщелачивание и др.).

Преимуществом процесса обжига золото- и серебросодержащего минерального сырья является его высокая технологическая эффективность: обычно не требуется использование реагентов, обеспечивается высокое извлечение драгоценных металлов при последующем цианировании и др.

Существенным недостатком метода является необходимость применения сложной и дорогостоящей системы очистки (циклоны, скрубберы, электрофильтры и др.) печных газов от токсичных пылевидных и газообразных продуктов окисления (соединения мышьяка, серы и др.).

2.2.3 Геотехнологии

Геотехнологии подразумевают извлечение золота и серебра методами, исключающими операции тонкого измельчения минерального сырья (кучное выщелачивание) или операции извлечения минерального сырья с первичной переработкой на месте залегания (подземное выщелачивание). Наиболее важными отличительными особенностями геотехнологий по сравнению с фабричными технологиями являются:

- существенно меньшая удельная себестоимость переработки минерального сырья;

- меньшая степень извлечения золота из минерального сырья (обычно 50 % - 70 %).

Указанные особенности позволяют рентабельно применять геотехнологии при извлечении золота и серебра из бедного и забалансового минерального сырья, не подходящего для фабричной переработки.

2.2.3.1 Кучное выщелачивание

Суть кучного выщелачивания заключается в орошении выщелачивающим раствором дробленой руды, уложенной в виде штабеля (кучи) на водонепроницаемом основании. При фильтрации раствора через штабель происходит постепенное выщелачивание драгоценных металлов. Продуктивный раствор, содержащий драгоценные металлы и стекающий снизу, обезметалливают и вновь направляют на выщелачивание.

Дробление и окомкование

Обычно крупность руд, перерабатываемых методом кучного выщелачивания составляет 10-70 мм, для чего используют предварительное дробление. Если низкая проницаемость растворов через дробленую руду (например, из-за наличия глинистых минералов) не позволяет добиться приемлемых результатов по динамике выщелачивания золота и серебра, то проводят окомкование (агломерацию) материала, целью которого является увеличение фильтрационной способности штабеля.

Кучному выщелачиванию также могут подвергаться хвосты фабричной переработки руд с крупностью менее 0,1-0,5 мм (например, хвосты амальгамации или гравитации), для которых окомкование является обязательным.

Для получения требуемых агломератов, обычно используют вяжущие вещества (цемент, известь или серную кислоту с расходами обычно до 2-15 кг/т), воду или выщелачивающий раствор (до влажности 8 % - 22 %) и выдержку, необходимую для "укрепления" агломератов (4-72 ч).

Обычно агломерацию проводят на ленточных, барабанных и чашевых агломераторах.

Укладка штабелей

Основание штабеля обычно состоит из фундамента, противофильтрационного экрана и дренажного слоя. Основание должно состоять из химически стойких материалов, обеспечивать прочность и устойчивость штабеля и исключать какие-либо утечки растворов.

Создание фундамента состоит в снятии растительного слоя с участка земли, планировке поверхности (обычно с образованием уклон 3° - 5° в сторону сбора дренирующих растворов) и при необходимости - рытье котлована, отсыпке или строительстве дамб и др.

Противофильтрационный экран обеспечивает герметичность основания. Используют в основном геомембраны - полимерные пленки толщиной 0,5-3 мм (поливинилхлорид, полиэтилен высокого давления, в том числе химически модифицированный, бутиловая резина и др.). Применяются также экраны из глины, асфальта, бетона. Основания могут быть многослойными и включать различные комбинации указанных материалов и в зависимости от условий использования и эксплуатационных требований.

Поверх экрана укладывают дренажный слой, назначение которого состоит в эффективном сборе растворов, профильтровавшихся через штабель и предохранении экрана от разрывов и других механических повреждений во время строительства штабеля. Для этого обычно используют сыпучие материалы (руду или пустую породу определенной крупности, песок и др.).

Укладка штабеля является наиболее ответственной операцией, определяющей эффективность и безопасность кучного выщелачивания. Основная задача сооружения штабеля - обеспечение его однородных фильтрационных свойств. В основном используют штабели в виде усеченных пирамид с прямоугольным квадратным или трапецеидальным основанием. Штабели могут укладывать в один или несколько слоев (этажей). Высота штабелей может иметь высоту 4-60 м.

Для укладки или отсыпки штабеля применяют конвейеры, укладчики, погрузчики, самосвалы, бульдозеры. Обычно отсыпку штабелей кристаллической руды производят автосамосвалами с послойным планированием бульдозером или колесным погрузчиком. После укладки поверхность штабеля взрыхляется для разуплотнения после перемещения техники. Для формирования штабелей из окомкованных материалов применяют систему конвейеров и поворотные телескопические стакеры-штабелеукладчики.

Орошение (выщелачивание)

Может использоваться открытое разбрызгивание через распылители (перфорированные трубы и шланги, форсунки, воблеры, виглеры, эмиттеры), прудковое орошение (канавы, траншеи, прудки расположенные на верхнем основании штабеля). При закрытой укладке верхнюю площадку штабеля с системой орошения (и иногда боковые стороны штабеля) покрывают пленочным (полимерные пленки, рубероид, резинотканевые материалы) или грунтовым покрытием (суглинки, супеси, тонкозернистый песок),

Плотность орошения зависит от характера руды и может изменяться в широких пределах - 0,15-3 м³/м² - сут. Продуктивный раствор, вытекающий из основания штабеля стекает по дренажным каналам в пруд-сборник. Осаждение драгоценных металлов из растворов осуществляют сорбционными или цементационными методами. По окончании выщелачивания штабель орошают водой для отмывки растворенных золота и серебра, и после дренирования промывного раствора выщелоченную руду консервируют как отвальный продукт либо транспортируют в хвостохранилище.

В целом процесс кучного выщелачивания отличается простотой технологии, низкими капитальными и эксплуатационными затратами, в связи с чем используется, в основном, для переработки бедного и забалансового минерального сырья с содержанием золота 0,5-2 г/т. Применение кучного выщелачивания экономически целесообразно также для переработки богатых руд небольших месторождений, для которых строительство фабрики экономически неэффективно.

При наиболее распространенном варианте кучного выщелачивания драгоценных металлов цианидными растворами расход NaCN в большинстве случаев составляет относительно малую величину 0,2-0,5 кг/т.

Недостатками технологии являются большая продолжительность цикла переработки, которая составляет 10-500 сут, а также относительно низкое извлечение золота и серебра, которое обычно составляет 50-70 %. Кроме того, в большинстве случаев процесс не может быть применен для переработки технологически упорного минерального сырья драгоценных металлов, так как не обеспечивает приемлемого извлечения ценных компонентов.

2.2.3.2 Подземное выщелачивание

В отличие от остальных методов разработки месторождений, включающих дорогостоящие этапы добычи и переработки руды, метод подземного выщелачивания заключается в прокачивании выщелачивающего раствора через рудное тело, залегающее в недрах, для чего пробуривают закачные и откачные скважины. Благодаря этому отличию подземное выщелачивание характеризуется малыми сроками пуска предприятий и разработки месторождений, низкими капитальными и эксплуатационными затратами и низкой себестоимостью продукции. Подземное выщелачивание дает возможность рентабельно отрабатывать месторождения, разработка которых традиционными способами невыгодна: месторождения со сложными горно- или гидрогеологическими условиями залегания драгоценных металлов, месторождения с малыми запасами или с низким содержанием металлов в руде, забалансовые и техногенные месторождения, стены карьеров и подземных выработок после разработки месторождения традиционными способами.

Одним из главных факторов, определяющих эффективность применения процесса подземного выщелачивания является проницаемость руды. Выщелачивание может вестись цианидными, тиокарбамидными, тиосульфатными, галоген-галогенидными растворителями в зависимости от технологических свойств руды и экологических условий района. После откачки продуктивных растворов их подвергают обезметалливанию стандартными методами, если требуется кондиционируют, доукрепляют по реагентам и используют в обороте, расходуя в закачные скважины.