Полное название статьи: «Разработка технологии автоклавной переработки концентратов и промпродуктов Олимпиадинского ГОКа ЗАО «Полюс»»
Согласно оценкам треть мирового производства золота приходится на золотоносные месторождения, основные запасы которых составляют так называемые упорные руды. Производство золота Олимпиадинского месторождения также связано с переработкой упорных руд. Упорность руды месторождения «Олимпиадинское» определяется тонковкрапленностью золота в сульфиды, наличием сурьмы и мышьяка. Для вскрытия данных руд в ЗАО «Полюс» разработана и в течение многих лет применяется технология бактериального выщелачивания БИОНОРД® [1]. Бактериальное выщелачивание является одним из распространенных методов переработки упорных золотосодержащих концентратов. Однако накопленный к настоящему времени опыт свидетельствует о том, что в некоторых случаях применение бактериального выщелачивания связано с определенными трудностями, в первую очередь, с тем, что при бактериальном выщелачивании часть сульфидов, в особенности пирротин и арсенопирит, окисляются с образованием элементной серы. Будучи сильным цианисидом, элементная сера активно взаимодействует с цианидом с образованием роданид ионов. В результате этого не только возрастает расход цианида, но и снижается извлечение золота при сорбционном цианировании (повышается остаточная концентрация золота в жидкой фазе хвостов).
С 2006 года на Олимпиадинском ГОКе проводятся исследования по возможным вариантам усовершенствования применяемой технологии. Основным направлением исследований стало применение автоклавной технологии для доокисления продуктов биовыщелачивания. Упорный золотосодержащий концентрат подвергается последовательно бактериальному, а затем автоклавному выщелачиванию. В процессе бактериального окисления вскрывается золото, ассоциированное преимущественно с химически активным арсенопиритом и пирротином, при автоклавном выщелачивании доокисляется более упорный пирит и окисляется образовавшаяся при биовыщелачивании элементная сера. Такая технология в течение ряда лет применялась в Бразилии на заводе Сао Бенто [2]. Она дает возможность использовать преимущества как бактериального, так и автоклавного выщелачивания. Но в данной технологии есть и существенные недостатки, а именно — одновременная работа двух переделов.
В 2010 и 2011 годах в ООО «НИЦ «Гидрометаллургия» были проведены лабораторные и укрупненно-лабораторные испытания технологии доокисления биокека. Основным результатом стало высокое извлечение золота — до 97% и низкий расход цианида — от 6 до 10 кг/т. Результаты, полученные на этапе лабораторных исследований, успешно были подтверждены в рамках пилотных испытаний в 2011 году [3, 4, 5]. Поэтому уже в 2011 году начались исследования по прямому автоклавному окислению флотоконцентрата Олимпиадинского ГОКа [6].
По сравнению с существующей в ЗАО «Полюс» бактериальной технологией оба варианта обеспечивают повышение извлечения золота и снижение расхода цианида, а так же делают технологию менее чувствительной к изменению минералогического состава исходного сырья.
Исходные материалы
Объектом исследований служили твердые продукты биоокисления (биокеки), получаемые компанией «Полюс» по технологии БИОНОРД®, а также исходные флотоконцентраты с различным выходом на флотации. Увеличение выхода концентрата с выходом 8% позволяет уменьшить потери золота с хвостами флотации.
В таблице 1 представлен состав биокеков, в таблице 2 представлен состав флотоконцентратов, с выходом 4 и 8%.
Доля сульфидов во флотоконцентрате с выходом 4% составляет около 60%. Сульфидные минералы представлены пирротином, пиритом, халькопиритом, арсенопиритом, антимонитом. Наиболее распространены пирротин и пирит. Сульфиды находятся в свободных зернах или образуют тонкие срастания между собой. Характерны сростки пирита и пирротина, пирротина и арсенопирита. Рентгенофазовый анализ биокека показал, что в его составе преобладают гипс, а-кварц, пирит (примерно 5^-10%), арсенопирит, слюда. Часть материала находится в рентгеноаморфном состоянии, предположительно это элементная сера.
Гранулометрические составы биокеков и флотоконцентрата 2013 г. приведены в таблице 3.
Лабораторные и полупромышленные испытания
Лабораторные опыты проводили в титановом автоклаве фирмы Buchi Glas Uster (Швейцария) объемом 1,1 литра.
В автоклав загружали навеску исходного материала и количество воды, которое рассчитывали из условия проведения промышленного автоклавного процесса в автотермальном режиме (т.е. исключительно за счет теплоты экзотермических реакций окисления сульфидов и элементной серы). После разогрева до заданной температуры в автоклав подавали кислород и начинали отсчет времени. В процессе опыта непрерывно фиксировался расход кислорода (расходомер фирмы Bronkhorst). Температура, давление и скорость вращения мешалки (800 об/ мин) регулировались автоматически.
Выщелоченную пульпу фильтровали под вакуумом, кек промывали водой и подвергали сорбционному цианированию, условия цианирования: Ж:Т = 4:1; рН 10,511,0; сорбент — смола АМ-2Б; концентрация анионита в пульпе 5%; начальная концентрация CN- 0,1-0,12%, продолжительность 24 ч (в некоторых опытах 48 ч).
Элементную серу в исходных биокеках и автоклавных остатках определяли экстракцией четыреххлористым углеродом. Пробирную плавку, купелирование и аналитическое определение золота в корольке осуществляли стандартными методами (с применением весового метода или ICP).
В каждом автоклавном опыте получали зависимости степени окисления материала, которая пропорциональна расходу кислорода, от времени проведения процесса. Пример такой зависимости для флотоконцентрата с выходом 4% приведен на рисунке 1.
Следует отметить, что в окислительных автоклавных процессах, где присутствует или образуется элементная сера, последняя часто вызывает нарушения, связанные с образованием серо-сульфидных гранул. В настоящей работе ни в одном из опытов образование гранул не наблюдалось. Это объясняется проведением автоклавного выщелачивания при температурах выше 200°С, что, как известно, является наиболее действенным средством предотвращения образования элементной серы и гранул. Таким образом, проведение процесса при температуре 225°С и парциальном давлении кислорода 0,7 МПа обеспечивает быстрое и полное окисление сульфидов и элементной серы до сульфат-иона.
В ходе лабораторных исследований были выбраны оптимальные параметры автоклавного окисления каждого продукта, а именно — температура, парциальное давление кислорода. Для флотоконцентрата рекомендуется предварительное разложение карбонатов оборотным кислым раствором или серной кислотой. Это позволяет повысить степень использования кислорода и сократить его расход в ходе непрерывного процесса. Для всех материалов показана необходимость операции кондиционирования после автоклавного окисления. Выкручивание пульпы после автоклавного выщелачивания при температуре 95°С (кондиционирование) позволяет растворить образовавшийся при автоклавном выщелачивании основной сульфат железа. Присутствие последнего в твердом остатке нежелательно, так как при нейтрализации перед цианированием на разложение основного сульфата расходуется много извести. На основании данных о содержании сульфатной серы в твердых остатках, полученных в опытах, проведенных без кондиционирования и с кондиционированием, а также данных о выходе автоклавных остатков было рассчитано, что применение кондиционирования позволяет сократить расход извести (активностью 100%) на 50-100 кг на 1 т флотоконцентрата.
Для материалов с выходом 4% показано, что оптимальные параметры автоклавного окисления — температура 225°С, парциальное давление кислорода 0,5-0,7 МПа. Извлечение золота находится на уровне 96-98%. Расход цианида составляет 5-7 кг/т. Для материалов с выходом 8% технологические параметры автоклавного окисления аналогичны. Извлечение золота находится на уровне 96-96,5%.
Результаты лабораторных исследований использовались для построения математической модели непрерывного процесса автоклавного окисления. Расчет проводился с использованием кинетической функции в качестве характеристики протекания процесса [7]. Результаты расчетов использовались для составления программы полупромышленных испытаний.
Аппаратурная схема организации полупромышленных испытаний приведена на рисунке 2.
Автоклавная полупромышленная установка (АПУ) состоит из нескольких технологических узлов:
- приготовления пульпы;
- подачи в автоклав и подогрева пульпы;
- подачи воды, реагентов и/или оборотных растворов в автоклав;
- подачи кислорода в автоклав;
- разгрузки пульпы из автоклава;
- разгрузки абгаза из автоклава;
- автоматизированной системы контроля и управления.
Основным узлом установки является горизонтальный титановый автоклав (50 л) с 5 перемешивающими устройствами, предназначенный для окислительного выщелачивания сульфидов при повышенной температуре (200-230°С) и давлении кислорода (0,3-0,7 МПа) (рис. 3). Корпус автоклава разделен на 4 секции межсекционными перегородками, первая секция по объему в два раза больше остальных. Каждая секция снабжена перемешивающим устройством (в первой секции установлены две мешалки). Скорость вращения всех мешалок во всех опытах составляла 810 об/мин.
Рисунок 3. Горизонтальный автоклав с перемешивающими устройствами.
Автоклав снабжен 4 внешними электронагревателями (ТЭН) мощностью 8 кВт (первый) и 4 кВт (остальные). Нагреватели корпуса использовались для нагрева автоклава до рабочей температуры и компенсации потерь тепла в ходе всего эксперимента.
Исходная пульпа с необходимым соотношением Ж:Т непрерывно подавалась шнековым насосом «NETZSCH» производительностью 7-25 л/час. Температура исходной пульпы 20-25°С. Расход пульпы контролировался и регулировался в автоматическом режиме расходомером «Magflo».
Для окисления использовали технический кислород из баллонов. Перед каждым экспериментом определяли содержание кислорода во всех баллонах с помощью штатного газоанализатора «ГАММА 100». Чистота подаваемого кислорода составляла 97,5-98,0%. Кислород подавали под первые три мешалки в жидкую фазу. Расход кислорода под каждую мешалку контролировали с помощью расходомеров газа «BRONKCHORST».
Поддержание заданной температуры в автоклаве осуществляли с помощью подачи «острой» охлаждающей воды в каждую секцию отдельным насосом-дозатором. Это приводило к разбавлению пульпы.
Разгрузку автоклава по ходу опыта осуществляли с помощью системы из двух последовательно соединенных емкостей. Окисленная пульпа из последней секции непрерывно перетекала в первую, буферную емкость и заполняла ее в течение определенного времени, зависящего от производительности автоклава и условий окисления. После заполнения буферная емкость разгружалась во вторую, разгрузочную емкость, предварительно заполненную азотом под давлением, отличающимся от автоклавного на 0,1-0,15 МПа.
После слива пульпы буферная емкость снова изолировалась от разгрузочной. В разгрузочной емкости, снабженной водоохлаждаемой «рубашкой», пульпа остывала, давление сбрасывалось, и окисленная пульпа сливалась в приемник с мешалкой, откуда ее перекачивали в реактор для кондиционирования.
Абгаз, постоянно сбрасываемый из автоклава, непрерывно анализировали на содержание кислорода и углекислого газа. По мере необходимости расход кислорода снижали или повышали. Во всех опытах поддерживали степень использования кислорода на уровне 80-90%.
Управление процессом осуществлял оператор (квалифицированный технолог от НИЦ, имеющий необходимые допуски и разрешения) с персонального компьютера (рис. 4 — низ), находящегося за пределами автоклавной. На экран монитора выведена графическая система управления — мнемосхема (рис. 4 — верх), на которой в режиме реального времени отображались основные численные значения технологических показателей процесса.
В установившемся режиме работы контроль за ходом процесса осуществляла автоматизированная система управления. Оператор по мере необходимости оперативно вносил корректировки в технологический режим.
В ходе проведения пилотных испытаний для флотоконцентрата с выходом 4% установлено, что время пребывания флотоконцентрата в автоклаве 35-40 минут является достаточным для полного вскрытия материала, степень разложения сульфидов находится на уровне 98,0-98,5%. Извлечение золота в оптимальном режиме составляет 96-97%. Для биокека оптимальное время окисления составляет 50-55 минут. Это обеспечивает высокую степень окисления сульфидов и полное окисление элементной серы.
Для флотоконцентрата с выходом 8% показано, что время пребывания флотоконцентрата в автоклаве 30 минут достаточно для полного вскрытия материала, степень разложения сульфидов выше 98,0%. Определено, что увеличение концентрации хлорида в автоклавной пульпе с 3-5 мг/л до 16 мг/л приводит к снижению извлечения золота на 1-2%. Извлечение золота в оптимальном режиме составляет 94-95%. Для соответствующего биокек время пребывания составляет 60 минут и последующее извлечение золота находится на уровне 95-96%.
В ходе проведения полупромышленных испытаний была проведена верификация и доработка математической модели. В настоящее время модель можно использовать для расчета промышленного автоклава.
Основные результаты пилотных испытаний приведены в таблице 4.
Технико-экономические расчеты
На основании проведенных испытаний для технико-экономического сопоставления были выбраны следующие варианты технологии переработки Олимпиадинского сырья.
Вариант 1 — флотоконцентрат с выходом 4% перерабатывается по технологии биоокисления с последующим сорбционным цианированием (действующая технология — базовый вариант для сравнения).
Варианты 2, 3, 4 — флотоконцентрат с выходом 4, 6, 8% полностью перерабатывается по автоклавной технологии с последующим сорбционным цианированием.
Вариант 5 — флотоконцентрат с выходом 4% перерабатывается по технологии биоокисления с последующим доокислением материала в автоклавах. Полученный автоклавный остаток подвергается сорбционному цианированию.
Вариант 6 — 2/3 флотоконцентрата с выходом 6% перерабатывается по действующей технологии (биоокисление), а оставшаяся часть — по автоклавной технологии. Полученные продукты совместно поступают на сорбционное цианирование.
Вариант 7 — половина флотоконцентрата с выходом 8% перерабатывается по действующей технологии (биоокисление), а оставшаяся часть — по автоклавной технологии. Полученные продукты совместно поступают на сорбционное цианирование.
Вариант 8 — 2/3 флотоконцентрата с выходом 6% подвергаются биоокислению, после чего смешивается с оставшейся частью флотоконцентрата и доокисляется по автоклавной технологии с последующим сорбционным цианированием.
Вариант 9 — половина флотоконцентрата с выходом 8% подвергаются биоокислению, после чего смешивается с оставшейся частью флотоконцентрата и доокисляется по автоклавной технологии с последующим сорбционным цианированием.
Принципиальная технологическая схема автоклавного окисления Олимпиадинского сырья (на примере концентрата флотации) приведена на рисунке 5. В зависимости от варианта технологии ядром схемы являются 2 автоклава рабочим объемом 60-100 м3 (1 автоклав в вариантах доокисления кека биовыщелачивания).
Для всех 9 вариантов модернизации технологии были проведены техникоэкономические расчеты. При сравнении учитывали только изменяющиеся факторы относительно действующей схемы производства. Основным критерием для оценки и выбора эффективного варианта был максимум условной прибыли, дополнительно учитывали соотношение годовой условной прибыли и величины капитальных затрат.
Сопоставление технологических и экономических показателей рассмотренных схем показало, что варианты технологий различаются выпуском товарного золота, при этом все новые схемы превосходят уровень действующего производства на 1,4-3,7 т/год. Повышение извлечения золота (на 2-7%) в них достигается с одной стороны совершенствованием технологии обогащения руды (увеличение извлечения с ростом выхода концентрата) и с другой стороны совершенствованием технологии вскрытия сульфидов (увеличение извлечения с ростом глубины вскрытия сульфидов и элементной серы).
Наилучшие показатели извлечения золота (на 3,1-3,7 т/год) отвечают вариантам с выходом концентрата флотации 6 или 8% и автоклавным окислением всего потока сырья в виде флотоконцентрата, биокека или их смесей. Схемы, в которых сохранена действующая технология прямого цианирования биокека, в 1,6-2,3 раза уступают автоклавным в приросте выпуска золота.
Все модернизированные схемы оказываются экономически эффективнее действующего производства. Положительный экономический эффект для них определяется тремя основными факторами (в зависимости от технологии одним или несколькими одновременно):
- увеличением выручки от реализации товарного золота (все варианты);
- снижением эксплуатационных затрат на переделе цианирования за счет резкого уменьшения расхода цианида (автоклавные варианты);
- снижением эксплуатационных затрат при ликвидации передела биовыщелачивания (варианты с только автоклавным вскрытием концентрата).
Максимальное влияние на снижение эксплуатационных затрат оказывает уменьшение расхода цианида в 8-10 раз в схемах с автоклавным окислением всего потока сырья в виде флотоконцентрата, биокека или их смесей (производственные издержки снижаются на 15-18% по сравнению с вариантом действующего производства). Именно этот фактор определяет значительное превосходство в экономических показателях полных автоклавных схем по сравнению со смешанными (где сохранена действующая технология прямого цианирования биокека) — условная прибыль для первых выше в 3-10 раз. В этих случаях эксплуатационные издержки, связанные с работой автоклавного комплекса (8-18% от производственных издержек действующего производства), практически полно-
стью покрываются экономией от снижения расхода цианида.
Замена биовыщелачивания на автоклавное окисление позволяет дополнительно снизить эксплуатационные издержки по сравнению с действующей технологией на 10-12%, что и обусловливает самую высокую экономическую эффективность для автоклавных вариантов без биовыщелачивания. Наилучшие экономические показатели отвечают схеме с автоклавной переработкой концентрата флотации с выходом 6%, поскольку с увеличением выхода флотоконцентрата именно для варианта с выходом 6% прирост эксплуатационных издержек в наибольшей степени перекрывается приростом выпуска золота.
Капитальные затраты, необходимые для строительства автоклавного производства в рамках рассмотренных схем зависят от количества серы в сырье, подлежащей окислению в автоклаве. Минимальные затраты соответствуют переработке основного количества сырья через биовыщелачивание, а максимальные, соответственно, через автоклавное окисление. Различия связаны с увеличением размера и производительности оборудования при росте количества серы, подлежащей окислению.
Анализ соотношения капитальных затрат и условной прибыли показал, что варианты с автоклавным окислением всего потока сырья в виде флотоконцентрата, биокека или их смесей обеспечивают практически одинаково высокую скорость окупаемости вложений (не более 3 лет) даже при цене золота 1000 $ за тройскую унцию. Схемы, в которых сохранена действующая технология прямого цианирования биокека, окупаются гораздо медленнее.
По результатам технико-экономических расчетов оптимальным вариантом модернизации технологии ОГОК является автоклавное вскрытие концентрата флотации с выходом 6% (вариант 3). Эта схема может стать основой для дальнейшей технологической и проектной проработки.
Список литературы:
- Переработка золотоносных руд с применением бактериального окисления в условиях Крайнего Севера/ В.К. Совмен, В.Н. Гуськов, А.В. Белый, С.В. Дроздов и др. Новосибирск: Наука, 2007. 144 с.
- Process modifications to the Sao Bento concentrator of Eldorado Gold / L. Silva, R. Guimaraes, J. Milbourne // Pressure Hydrometallurgy 2004. Proc. Int. Conf. on the use of pressure vessels for metal extraction and recovery. 34th Annual Hydrometallurgy Meeting of CIM. October 23rd-27th. 2004, Bant Alberta, Canada. P781-794.
- Автоклавное доокисление твердого остатка биоокисления флотоконцентрата / Я. М. Шнеерсон, Л. В. Чугаев, М. Т. Жунусов, А. В. Маркелов, С. В. Дроздов // Цветные металлы. №6. 2012. C34-37.
- Современная роль горно-металлургического предприятия во внедрении передовых технологий переработки упорных золотосодержащих руд / Б. А. Захаров // Майнекс Центральная Азия 2012.
- Complete technology for processing gold-bearing concentrates: bioleaching and additional autoclave oxidation / J.M. Shneerson, M.T. Zhunusov, L.V. Chugaev, A. Markelov, S. Drozdov. // Non-ferrous netals – 2012: Proceedings of the Fourth International Congress. — Krasnoyarsk: Verso, 2012. P417-423.
- Autoclave technology of refractory gold-bearing pyrrhotite concentrates and residues of bioleaching / J.M. Shneerson, M.T. Zhunusov, L.V. Chugaev, A. Markelov, S. Drozdov // ALTA Gold 2013. P98-109.
- Математическое моделирование непрерывных процессов растворения. / Вигдорчик Е.М., Шейнин А.Б. — Л.: Химия, 1971.
Б.А. Захаров — к.т.н., заместитель генерального директора по инжинирингу и инновациям ЗАО «Полюс»
Я.М. Шнеерсон — д.т.н., профессор, генеральный директор ООО «НИЦ «Гидрометаллургия» Л.В. Чугаев — к.т.н., ведущий научный сотрудник ООО «НИЦ «Гидрометаллургия»
М.Т. Жунусов — к.т.н., начальник отдела науки и технологий ЗАО «Полюс»
С.В. Дроздов — к.т.н., начальник исследовательского центра ЗАО «Полюс»
М.А. Плешков — к.х.н., ведущий научный сотрудник ООО «НИЦ «Гидрометаллургия»
А.В. Маркелов — научный сотрудник ООО «НИЦ «Гидрометаллургия»
Опубликовано в журнале “Золото и технологии” № 3(21)/сентябрь 2013 г.
