ОЦЕНКА ЭКОНОМИЧЕСКОЙ ЭФФЕКТИВНОСТИ ПОЛУЧЕНИЯ ЗОЛОТА РАЗЛИЧНЫМИ ТЕХНОЛОГИЯМИ

Технико-экономические показатели передела угольной сорбции золота неразрывно связаны с показателями для других операций технологической схемы переработки руды. Эта взаимосвязь в первую очередь определяется минералогическим составом руды, формами нахождения в ней золота и характером его ассоциации с вмещающими минералами [1, 2].

Для вскрытия рудной матрицы, блокирующей тонкодисперсное золото при цианировании, и нейтрализации сорбционной активности природных углеродистых сорбентов в промышленном масштабе используют тонкое и сверхтонкое измельчение [3], окислительный обжиг, кислотное, бактериальное и автоклавное окисление [4], а при наличии крупного свободного золота - интенсивное цианирование [5].

На ряде заводов CIP- и CIL-процессы являются частью технологической схемы, включающей перечисленные операции [6]. Примеры таких заводов: в США - Гоулдсграйк (автоклавное окисление - обжиг - CIL), Меркьюр (автоклавное окисление - CIL), Кэмпбелл (автоклавное окисление - непрерывная прогивоточная декантация - CIL), Кортез и Ньюмонт(обжиг - CIL), Дзеррит Кэниен (окисление воздухом - хлоринация - CIL), в Австралии - Кэновна (флотация - обжиг - CIP), Фимисгон (обжиг - CIP), Гиджи (обжиг - CIL), в Новой Зеландии - Макраес (флотация - обжиг - CIP) и в Гане - Санею (биоокисление - CIL).

На показатели CIL-ироцесса существенное влияние оказывает соотношение между концентрациями серебра и золота в исходной руде [7]. При малом значении этого соотношения применяют стандартный CIL-нроцесс, включающий циклы десорбции-регенерации и электролиза. Примерами заводов, использующих такую технологическую схему, являются Боттл Крик (США) и Паджинго (Австралия).

При средних значениях отношения Ag/Au золото из элюатов выделяют не электролизом, а осаждением цинком (Рэвас, Индонезия). В этом случае в качестве товарных продуктов можно получать как слитки золота, так и слитки серебра.

При высоком отношении Ag/Au возможен полный отказ от CIL в пользу процесса Меррилл-Кроу из-за того, что приходится выводить уголь на десорбцию значительно чаще - это ухудшает экономические показатели процесса. Аналогичный выбор приходится делать при высоком содержании в руде ртути, «заражающей» регенерационные печи и электролизные ванны 18J. Процесс Меррилл-Кроу может быть более предпочтительным при цианировании флотоконцен- гратов, кучном выщелачивании и в случае предприятий малого масштаба, для которых организация участков десорбции и регенерации угля связана с высокими удельными капитальными затратами и эксплуатационными расходами.

На заводе «Маунт Муро» (Индонезия) используют «гибрид» процессов Меррилл-Кроу и CIL [7]. Схема переработки руды, в которой отношение Ag/Au находится в пределах (10...20) : 1, включает одностадиальное сгущение пульпы после цианирования руды. Слив сгустителя направляют на осаждение золота цинком, а сгущенный продукт - в отделение CIP.

При переработке руд с высоким содержанием меди обычным технологическим приемом является поддержание низкого мольного отношения медь/цианид. Это позволяет минимизировать расход цианида, однако присутствие в растворе меди в основном в виде однозарядного комплекса Cu(CN)2~ определяет адсорбцию меди углем, что значительно снижает емкость сорбента по золоту. Поэтому при сравнительно небольшой растворимости медных минералов экономически оправданным становится не понижение, а повышение концентрации цианистого раствора. В этом случае выводить медь из процесса можно, используя «холодную» десорбцию.

В случае значительной растворимости медных минералов приходится модифицировать не только параметры, но и технологическую схему угольной сорбции, извлекая цианид (и возможно медь) из CIL- хвостов. Для предварительного удаления меди кроме традиционной кислотной обработки руды (концентрата) на некоторых заводах в Западной Австралии и Мавритании (Акджоуи) используют амми- ачно-цианидный растворитель [7].

В случае высокого потребления кислорода рудными минералами может снизиться скорость сорбции золота, поэтому на некоторых заводах (например, на Салсинь, Франция) на стадии предварительного цианирования в агитаторы инжектируют кислород, а на стадии C1L - пероксид водорода [7J.

Одним из принципиальных вопросов, определяющих экономику сорбционного процесса, является устойчивость активного угля как по отношению к истирающему действию пульпы и элементов оборудования, так и по отношению к окислительному воздействию различных реагентов.

Показано [9], что начальная скорость убыли массы активного угля за счет потерь истиранием в иульповом процессе в 5-8 раз выше, чем в течение дальнейшего контакта (5... 10 сут). Эта начальная скорость «износа» угля определяет снижение его сорбционной активности по отношению к золоту. Этот эффект вызван удалением мягкой, небольшой по объему, части угля, обладающей низкой плотностью, но высокой сорбционной активностью. Определено [9J, что после «легкой» обработки в дезинтеграторе, сопровождающейся потерей всего 1...2 % массы, кинетические характеристики угля ухудшаются на 33 %, а емкость по золоту падает на 20 %. В связи с этим в заводских условиях свежий уголь подвергают предварительной механической обработке, чтобы избежать потерь золота с «мягкими» фракциями сорбента.

На заводе в Даггафонгейн (ЮАР) свежий уголь в количестве 40 т (что соответствует загрузке двух адсорберов) содержится в емкости, заполненной водой. При предварительной обработке уголь механически перемешивают около 5 мин (отношение объемов воды и угля равно 5:1). В результате этой операции удаляются хрупкие частицы и смачивается уголь. Затем смесь воды и угля перекачивают на вибрационный грохот, надрешегный продукт которого поступает в емкость хранения свежего угля, а подрешетный продукт (-0,1 мм) самотеком поступает в накопительный зумпф, откуда периодически закачивается в секцию водоочистки.

Потери истиранием в цикле предварительного кондиционирования угля на заводе в Даггафонгейне составляют 3...5 % от общих потерь угля в сорбционном цикле. Суммарные потери угля в пульпо- вом процессе, включая операции сорбции, элюирования и регенерации, существенно отличаются для разных заводов ЮАР (табл. 5.1). Эти потери могут составлять значительную часть эксплуатационных затрат. Если принять величину суммарных потерь угля 60 г/т руды, а стоимость угля 2,0 долл/кг, то прямые эксплуатационные затраты по этой статье составят 0,12 долл/т. Если уголь в насыщенном состоянии будет содержать 100 г/т золота, то должны быть учтены дополнительные потери в размере 0,02 долл/т.

Обследование заводов ЮАР показало [9J, что для предприятия производительностью 2,2 млн т руды в год при суммарных потерях угля 55 г/т величину потерь на отдельных операциях можно оценить следующим образом, %:

Таблица 5.1

Расход активного угля на CIP-заводах ЮАР [9]

В табл. 5.2-5.9 представлены исходные данные для расчета, а также капитальные затраты и эксплуатационные расходы для предприятий, работающих с использованием традиционного процесса и сорбционной технологии. Капитальные затраты в основном определяются стоимостью оборудования обогатительного и металлургических переделов. При производительности 2000 т/сут различие в капитальных затратах составляет 13 %, при 500 т/сут - 11 % в пользу сорбции. Наибольшая экономия достигается за счет исключения узла разделения твердой и жидкой фаз в сорбционном процессе (табл. 5.3). Различие в эксплуатационных расходах для двух схем невелико (табл. 5.4). Стоимость рабочей силы практически совпадает. Хотя фильтрационное отделение на сорбционной фабрике отсутствует, реактивация угля требует больше трудозатрат, чем осаждение цинковой пылью.

Эксплуатационные расходы при переработке золотосодержащих руд угольно-сорбционными способами во многом определяются стоимостью реагентов, основная доля затрат при этом приходится на активный уголь (табл. 5.5). По подсчетам канадских специалистов, затраты на уголь на фабрике производительностью 2 тыс. т руды в сутки превышают затраты на цинковую пыль примерно на 100 тыс. долл, в год.

Таблица 5.2

Исходные данные для сравнительного анализа различных технологий

Примечание. В числителе приведены данные по выщелачиванию, в знаменателе - по обезвреживанию.

Капитальные затраты для фабрик, работающих по традиционной и сорбционной технологии

Таблица 5.3

Эксплуатационные расходы для фабрик, работающих по традиционной и сорбционной технологии

Таблица 5.4

Таблица 5.5

Расход реагентов (кг/т) и электроэнергии (кВт-ч/т) при переработке золотосодержащих руд

Таблица 5.6

Капитальные затраты и эксплуатационные расходы для двух предприятий равной производительности, млн долл.

Стоимость обезвреживания хвостов в сорбционном процессе выше, так как обезвреживанию подлежит пульпа; кроме того, в этом случае отсутствует рециркуляция обеззолоченных растворов и в сбросной пульпе выше концентрации цианида и металлов-примесей. Более высокие энергетические затраты при использовании традиционного процесса определяются энергоемким оборудованием фильтрационного передела. При сравнении CIP-ироцесса и кучного цианирования более высокое извлечение золота при сорбции, может компенсировать более низкие капитальные затраты и эксплуатационные расходы выщелачивания в кучах (табл. 5.6).

Как видно из табл. 5.6, валовая прибыль предприятия, работающего по сорбционной технологии, выше; в результате разница в капиталовложениях окупится менее чем за два года. Проведенные специалистами США расчеты показывают, что сорбционный процесс может быть рентабельным при переработке руд, содержащих до 40 г/т суммы благородных металлов. Руды, содержащие более 31 г/т серебра, выгоднее перерабатывать по стандартной технологии. На основе исходных данных, приведенных в табл. 5.7, сопоставлены капитальные затраты (табл. 5.8) и издержки, связанные с пуском предприятия (табл. 5.9), для двух вариантов сорбционной технологии (CIP и CIL). Сопоставление выполнено для предприятия, перерабатывающего 100 тыс. т/мес. руды, содержащей 7,5 г/т золота.

Таблица 5.7

Технические параметры двух вариантов сорбционной технологии

Разница капитальных затрат на сорбционную технологию для двух вариантов, тыс. долл.

Таблица 5.8

Разница издержек, связанных с пуском предприятия для двух вариантов сорбционной технологии, долл.

Таблица 5.9

Таким образом, капитальные затраты для схемы CIL на 486 тыс. долл, меньше затрат для схемы CIP. Сорбционное выщелачивание дает также экономию 189 тыс. долл, благодаря меньшему объему аппаратуры и, следовательно, золотосодержащего раствора, находящегося в процессе. В случае сорбционного выщелачивания при транспортировке угля расход пульпы существенно больше, в результате чего значительно возрастает нагрузка на дренаж. В связи с этим необходимо использование более эффективных дренажных устройств и, возможно, замена аэролифтов насосами. Степень извлечения золота из раствора в обеих схемах одинакова. Выбор схемы зависит от ряда факторов: состава руды, производительности, продолжительности выщелачивания и др. При переработке руд, содержащих природные сорбенты, схема сорбционного выщелачивания имеет безусловное преимущество.

В течение длительной эксплуатации предприятий, использующих угольно-сорбционную технологию для извлечения золота и серебра из цианидных пульп, были выявлены следующие недостатки, органически присущие активным углям [11, 14]:

• - значительные (до 100... 200 г/т) механические потери (рост эксплуатационных расходов);
• - поры углей забиваются тонкими шламами и осадками солей кальция, таллия и других металлов;
• - в присутствии органических соединений, например флотореа- генгов, сорбционная емкость углей резко снижается;
• - отсутствие у ряда главных потребителей сырьевых источников для получения механически прочных углей (скорлупы кокосовых орехов) ставит их в зависимость от производителей.

Вместе с тем следует учитывать и недостатки синтетических ионообменных смол: высокую стоимость, малую емкость по серебру, быструю деструкцию при пониженных температурах и сложности при отделении смолы от пульпы, обусловленные меньшими размерами зерен.

На практике только малая часть общей адсорбционной способности угля по отношению к золоту реализуется в обычном CIP- процессе. В лабораторных условиях показано, что может быть достигнуто насыщение угля по золоту, равное 3 моль/кг (~ 600 кг/т). В го же время насыщение угля в условиях реального завода на первой ступени сорбции редко превышает 0,05 моль/кг (10 кг/т). Для этого есть несколько причин практического и экономического характера. Во-первых, ион Au/CNV адсорбируется относительно быстро на начальном этапе сорбции, в течение которого «работают» относительно крупные макро- и мезопоры. Однако для максимального насыщения угля необходим контакт длительностью в недели или даже месяцы. Во-вторых, происходит некоторое разрушение угля в адсорберах за счет абразивного воздействия пульпы. Это приводит к потерям золота с иереизмельченным углем, попадающим в сбросную пульпу. Третий резон для поддержания относительно низкого содержания золота в угле связан с «омертвлением» золота на CIP-заводе. Складское количество угля на большом CIP-заводе может составлять от 50 до 100 т и более, и золото, содержащееся в этом угле, слабо связано с доходно-прибыльными показателями для всего периода деятельности завода.

Негативным проявлением слабого насыщения угля при эксплуатации CIP-завода является и то обстоятельство, что скорость потока угля относительно велика. Это определяет необходимость управления потоком, а так как производительность операций элюирования и реактивации угля прямо пропорциональна скорости его потока, то капитальные и эксплуатационные затраты растут.

Сравнение технико-экономических показателей процессов ионообменной сорбции золота на смолах и сорбции на активных углях можно сделать не всегда из-за недостатка данных для расчета, которые были бы получены в сопоставимых условиях.

Вместе с тем, известны попытки провести такие расчеты для условий заводов ЮАР, сделанные фирмой «Минтек» [11, 15, 16].

Сравнительные испытания способов RIP^[2] и CIP, проведенные на заводах ЮАР (Грутвлеи, Президент Брэнд, Вестерн Эриез Гоулд Майнз), показали, что в ряде случаев ионообменные смолы имеют преимущество [15].

При испытаниях использовались сильноосновная смола DU А101 и слабоосновная DU А7 крупностью -1+0,83 мм при их содержании в пульпе 15... 20 г/дм³. Для элюирования золота из сильноосновной смолы применяли 0,5 М раствор цианида цинка, а для слабоосновной смолы - 0,5 М раствор гидроксида натрия.

Сравнение данных RIP-испытаний, полученных на пилотной установке производительностью 2,4 м³ пульпы в сутки, проведено с показателями действующего завода «Президент Брэнд», перерабатывающего ипритные огарки (уголь «Метсорб-101») (табл. 5.10).

Таблица 5.10

Сравнительные данные, характеризующие эффективность RIP- и С IP-процессов при переработке золотосодержащих ипритных огарков на заводе «Президент Брэнд»

Таблица 5.11

Содержание металлов в растворах и насыщенных сорбентах при проведении испытаний на заводе «Вестерн Эриез»

Начальное содержание золота в обоих случаях составляло 5,5 т/т, остальные условия сорбции были также идентичны. Как видно из данных табл. 5.10, при переработке огарков при одинаковой емкости сорбентов по золоту в случае RIP-процесса требуется меньшее число ступеней сорбции при более низком содержании золота в сбросной пульпе.

Вместе с гем сравнительные испытания, проведенные на двух других заводах, показали, что угольно-сорбционная технология имеет преимущество тогда, когда концентрация металлов-примесей в растворе относительно высока. В этом случае остаточное содержание золота в рафинатах после угольной сорбции ниже, это видно из рассмотрения данных, полученных при проведении испытаний на заводе «Вестерн Эриез» с использованием ионообменной смолы DU А101 и активного угля G210AS (табл. 5.11).

Таблица 5.12

Равновесная емкость ионообменной смолы и активного угля после первой ступени сорбции в условиях противотока

В табл. 5.12 приведены сравнительные данные, полученные при испытании процессов С IP и RIP в условиях непрерывного противотока [17]. Изучались растворы, условно разделенные на концентрированные, стандартные и хвостовые (сбросные). Для завода, перерабатывающего 25 тыс. т руды в месяц, с характерным стандартным составом растворов выщелачивания оценена относительная величина капитальных затрат и эксплуатационных расходов для С IP- и RIP- ироцессов (рис. 5.1), причем видна предпочтительность последнего.

Значительное снижение емкости активного угля происходит при наличии в растворах органических молекул с молекулярной массой 150... 1000 (пенообразователи, коллекторы и природные органические соединения). Эти вещества блокируют поры угля и делают его поверхность гидрофобной; кроме того, их трудно удалить [18]. К таким воздействиям смолы значительно менее чувствительны, в том числе по отношению к органическим соединениям типа керосина, используемым для подавления сорбционной активности РУВ [19].

На рис. 5.2 приведена оценка капитальных затрат и эксплуатационных расходов для вариантов CIL и RIL, проведенная на основе данных действующего завода в Западной Африке производительностью 40 тыс. т углеродистой руды в месяц [17].

Оценка вариантов CIC и RIC (сорбция из растворов) применительно к растворам кучного выщелачивания (1,5 мг золота на 1 дм³) показала, что у варианта RIC капитальные затраты ниже на 30 %, а эксплуатационные расходы - на 40 %.

Рис. 5.1. Относительные капитальные затраты (а) и эксплуатационные расходы (б) для CIP и RIP-технологий: а - 1 - оборудование, материалы; 2 - элюирование; 3 - сорбция; б - 1 - сорбент; 2 - реагенты; 3 - энергия

Рис. 5.2. Капитальные затраты (а) и эксплуатационные расходы (б) для CIL и RIL технологий:

а - 1 - загрузка сорбента; 2 - элюирование; 3 - сорбция; б - 1 - замена сорбента; 2 - расход реагентов; 3 - потребление энергии

Вместе с тем при сравнении вариантов CIP и RIP применительно к переработке флогоконцентрата (после бактериального вскрытия) показано [20], что емкость смолы АМ-2Б со временем снижалась примерно в два раза, что обусловлено «отравлением» смолы продуктами окисления сульфидов и жизнедеятельности бактерий. Кроме того, остаточное содержание золота в водной фазе для варианта RIP было в пять раз выше, чем для CIP (уголь МС 100), а общее извлечение - на 1,7 % ниже.

Обращает на себя внимание гот факт, что за рубежом, учитывая выявленные при промышленной эксплуатации недостатки угольносорбционной технологии, предприняли серьезные шаги на пути синтеза и внедрения ионообменных сорбентов, пригодных для использования в пулыювом процессе. С другой стороны, в России в результате многолетних исследований синтезированы механически прочные угли ИГИ и АГ [21], успешно проведены испытания различного масштаба по сорбционному извлечению золота из пульны и осуществлена реконструкция Лебединской фабрики с заменой технологии, использующей ионообменные сорбенты, на угольно-сорбционную [4].

После внедрения процесса «уголь в пульпе» на Лебединской фабрике комбината «Алданзолото» потери растворенного золота снижены до 0,04... 0,05 г/т. Комплекс работ включал повышение производительности сорбционного отделения за счет использования дренажей с более крупным размером ячеек (1 мм); увеличение числа параллельных цепочек сорбции путем сокращения ступеней сорбции (с 6 до 4); увеличение производительности отделения десорбции металлов за счет использования электродного нагрева элюенга в автоклаве, применения аппаратов десорбции оригинальной конструкции. В результате производительность сорбционного отделения увеличена в пять раз, что позволило ликвидировать фильтрационный предел. Извлечение золота возросло на 15... 20 %.

В настоящее время угольно-сорбционную технологию используют на ряде российских предприятий: на обогатительном комплексе «Надежный» (Алданзолото) для извлечения золота из растворов кучного выщелачивания, на Самартинской ЗИФ (Бурятзолото) при переработке флогоконцентратов, на предприятиях артелей «Чукотка» и «Амур» [4].

Библиографический список

• 1. Chrussoulis S„ McMullen J. Advances in gold ore processing. / Ed. M. Adams. - Amsterdam: Elsevier, 2005. P. 21-67.
• 2. Miller J., Wan R., DiazX. Advances in gold ore processing. / Ed. M. Adams. - Amsterdam: Elsevier, 2005. P. 937-971.
• 3. JankovicA. // Miner. Eng. 2003. V. 16. P. 337-345.
• 4. Котляр Ю.А., Меретуков M.A., Стрижко Л.С. Металлургия благородных металлов. Т. 1. - М.: Руда и Металлы. 2005. - 431 р.
• 5. Меретуков М.А. // Цв. металлы. 2005. № 2. С. 39-42.
• 6. Adams М. Advances in gold ore processing. Ed. M. Adams. - Amsterdam: Elsevier, 2005. P. 994-1013.
• 7. LuntD., Weeks Г. Advances in gold ore processing. Ed. M. Adams. - Amsterdam: Elsevier, 2005. P. 72-95.
• 8. Walton R. Advances in gold ore processing. Ed. M. Adams. - Amsterdam: Elsevier, 2005. P. 588-601.
• 9. Davidson R., Schoeman N. IISAIMM J. 1991. V. 91. № 6. P. 195-208.
• 10. Beatty R. II Eng. Mining. J. 1994. June. P. 30-35.
• 11. Меретуков M.A., Орлов A.M. Металлургия благородных металлов. Зарубежный опыт. - М.: Металлургия. 1991. - 415 с.
• 12. NewrickG., Woodhouse В., DodsD. //World Mining. 1983. V. 36. № 6. P. 48-51.
• 13. Телегина Л.Е. // Цв. металлургия. Бюлл. ЦНИИцветмет экон. инф. 1983. № 11. С. 17-18.
• 14. Fleming С. // Hydrometallurgy. 1992. V. 30. Р. 127-162.
• 15. Fleming С. II SAIMM J. 1984. V. 84. № 11. Р. 369-378.
• 16. Green В., Kotze М„ WyetheJ. // JОМ. 2002. Oct. Р. 37-43.
• 17. Kotze М., Green В., Mackenzie J., Virnig М. Advances in gold ore processing. Ed. M. Adams. - Amsterdam: Elsevier, 2005. P. 603-635.
• 18. La Brooy S„ Bax A., Muir D. et al // Proc. Int. Conf.: Gold 100. V. 2: Extractive metallurgy of gold. - SAIMM. Johannesburg, SA, 1986. P. 123-132.
• 19. Lewis G„ Bouwer W. II Randol Gold Forum. - Vancouver, Canada, 2000. Apr. 26-28.
• 20. Дементьев B.E., Гудков C.C., Емельянов Ю.Е. // Цв. металлы. 2005. № 2. С. 18-19.
• 21. Войлошников Г.И., Чернов В.К. II Цв. металлы. 2001. № 5. С. 15-17.

• [1] YAO. TN5 - Хэйкарб (Шри Ланка); ANK10, ANK11,G209, G210 - Пика (Франция); 205С, GRC22 - Калгон (США); R03515 - Норит (Голландия). Перемешивание....................................................48,2 Перекачивание......................................................0,7 Грохочение на вибрирующих ситах................... 5,1 Регенерация...........................................................41,7 Охлаждение .......................................................... 2,7 Элюирование ........................................................0,9 Промывка кислотой ............................................. 0,7 Из рассмотрения этих данных видно, что около 50 % потерь угляпроисходит в сорбционном цикле за счет абразивного износа, а около40% - при регенерации из-за окисления. Вместе с гем отмечено [10J,что в случае экструдированных углей потери за счет истирания составляют всего 10... 14 г/т руды, что позволяет примерно в 2,5 раза снизитьбезвозвратные потери золота, сопровождающие истирание угля. Изучение практики работы предприятий позволило провестисравнительный анализ капитальных затрат и эксплуатационных расходов угольно-сорбционной технологии, традиционной технологиифильтрации (противоточной декантации) и технологии кучного выщелачивания. Расчеты выполнены канадскими специалистами дляусловий Северной Америки [11-13J.
• [2] Resin In Pulp.190