Бесплатный автореферат и диссертация по наукам о земле на тему

Научно-технические основы повторной добычи золота из отходов обогащения руд

ВАК РФ 25.00.22, Геотехнология(подземная, открытая и строительная)

Автореферат диссертации по теме "Научно-технические основы повторной добычи золота из отходов обогащения руд"

На правах рукописи

ЛУЗИН БОРИС СТЕПАНОВИЧ

НАУЧНО-ТЕХНИЧЕСКИЕ ОСНОВЫ ПОВТОРНОЙ ДОБЫЧИ ЗОЛОТА ИЗ ОТХОДОВ ОБОГАЩЕНИЯ РУД

Специальность 25.00.22 - Геотехнология (подземная, открытая и строительная)

Автореферат диссертации на соискание ученой степени доктора технических наук

АЛМАТЫ- 2004

Диссертация выполнена в Национальной инженерной академии Республики Казахстан

Научный консультант:

доктор технических наук, профессор ГОЛИК ВЛАДИМИР ИВАНОВИЧ

Официальные оппоненты:

доктор технических наук, профессор КОТЕНКО ЕВГЕНИЙ АЛЕКСАНДРОВИЧ,

Ведущая организация: ОАО «КАВКАЗЦВЕТМЕТПРОЕКТ»

Защита состоится «18»декабря 2004 г. в 10 час. 30. мин. на заседании диссертационного Совета Д 212.246.02 при Северо-Кавказском горно-металлургическом институте по адресу: 362021 РСО-Алания, г. Владикавказ-21, ул. Николаева, 44 СКГМИ (ЛГУ) (факс 8-8672-74-99-45)

С диссертацией можно ознакомиться в библиотеке университета.

Автореферат разослан «30»...октября. 2004 г.

доктор технических наук, профессор ТЕДЕЕВ МИХАИЛ НИКОЛАЕВИЧ

доктор технических наук, профессор КОНДРАТЬЕВ ЮРИЙ ИВАНОВИЧ,

¥

з

Общая характеристика работы

Актуальность проблемы. В условиях непрерывного увеличения объемов производства и потребления минерального сырья проблема расширения сырьевой базы золотодобывающей промышленности Казахстана на основе эффективной повторной переработки техногенного сырья приобретает важное народнохозяйственное значение. Актуальность проблемы обусловлена истощением запасов и усложнением горно-геологических условий месторождений, удорожанием подземной и открытой добычи минерального сырья, а также усилением негативного влияния накопленных отходов производства на окружающую среду.

Традиционные технологии добычи золота нередко не обеспечивают требуемой рентабельности производства, значительная доля запасов теряется при добыче, обогащении и металлургическом переделе извлекаемого из недр сырья. С истощением запасов окисленных золотосодержащих руд в переработку все чаще вовлекаются тонко-вкрапленные сульфидные руды комплексного состава. До 50% погашаемых в недрах запасов теряется при добыче и первичной переработке минерального сырья. Рост цен на энергоносители, материалы, реагенты и оборудование, высокие процентные ставки по кредитам и отсутствие источников кредитования реконструкции производственных мощностей определяют низкий уровень прироста продукции золотодобывающей отрасли. В условиях перехода от централизованного финансирования с дотированием производства к частному возрастает актуальность поиска принципиально новых технологий добычи и переработки золота.

В хвостохранилищах обогатительных фабрик Республики Казахстан накоплены миллиарды тонн отходов, содержащих около 150170 тонн золота, 2-2,5 тысячи тонн серебра, другие металлы. Содержание золота в отходах достигает 2-2,2 г/т, серебра 20-30 г/т. Хвосты обогащения руд занимают огромные площади земли и наносят ощутимый вред окружающей среде. Так, вблизи хвостохранилищ запыленность воздуха превышает ПДК в 15-20 раз.

Решение проблемы добычи металлов из отходов горного и обогатительного передела сдерживается недостаточной разработанностью научно-технических основ технологий извлечения металлов из низкосортного сырья методами геотехнологии и гидрометаллургии.

Использование возможностей геотехнологии, гидрометаллургии и электрохимии позволяет существенно увеличить объем добычи золота при относительно небольших матепиапьных и тпуповых затратах, со-

кратить количество и продолжительность дорогостоящих и трудоемких операций. При этом увеличивается время существования предприятий за счет упрочнения его сырьевой базы при вовлечении в эксплуатацию низкосортных, труднообогатимых руд и извлечения золота из отходов горного и обогатительного переделов, хранящихся в пределах земельных отводов и наносящих ущерб окружающей среде.

Научные основы извлечения золота из отходов горного производства были сформированы в ходе выполнения целевой научно-технической программы «Стратегия научно-технического и технологического обеспечения функционирования и развития горнометаллургического комплекса Республики Казахстан в рыночных условиях» и уточнены в рамках программы «Создание и реализация ресурсо- и энергосберегающих, экологически чистых технологий и оборудования для комплексного использования рудного и техногенного сырья, обеспечивающих выпуск конкурентоспособной продукции».

Целью работы является увеличение производства металлов и укрепление минерально-сырьевой базы золотодобывающих предприятий на основе совершенствования технологии переработки накопленных ранее отходов и экономико-математического моделирования финансовой эффективности производства металлов.

Идея работы заключается в том, что существенное увеличение объемов добычи золота обеспечивается за счет использования новых технологий извлечения его из отходов прошлых лет и моделирования финансовой эффективности производства с сокращением сроков окупаемости капиталовложений и уменьшением ущерба для окружающей среды.

Для достижения поставленной цели решаются следующие задачи:

- анализ отечественного и зарубежного опыта золота из природных и техногенных месторождений;

- анализ и оценка качественного состава и кадастровой стоимости отходов, накопленных на территории Казахстана в виде техногенных месторождений;

- технологическое исследование состава месторождений Казахстана;

- совершенствование технологии извлечения золота в продуктивный раствор и переработки растворов и пульп;

- разработка безреагентного извлечения золота из пульпы при кучном выщелачивании;

- разработка научных основ развития и увеличения финансовой эффективности промышленных предприятий, занимающихся добычей золота;

- разработка методов оценки экологической корректности новых технологий.

Методы исследований. В работе применен комплексный метод, включающий аналитические исследования с использованием основ системного анализа и математической статистики, технологическое экспериментирование с использованием математического планирования экспериментов; экономико-математическое моделирование, технико-экономические расчеты и опытно-промышленное внедрение.

Основные научные положения, защищаемые в работе: ¡.Пригодность сырья к выщелачиванию в рудничных условиях определяется алгоритмом вероятностного распознания по совокупности отличительных признаков, область эффективного применения технологии -реакцией прибыли на соотношение объемов добычи золота новой и традиционной технологией, а показатели выщелачивания - объемами переработки, конструкцией объектов и особенностями процессов.

2.Хвосты флотации руд с содержанием золота от 1,0-1,5 г/т выщелачиваются в штабеле по схеме: гранулирование до крупности 15-30 мм с добавлением 1 г/л цианида, сернокислотный вывод цветных металлов, щелочная обработка до рН 10-11, цианирование с плотностью орошения 20 л/м2 в час, сорбция золота на анионит АМ-2Б, регенерация анионита и электролиз регенерата, причем остаточное содержание золота 0,3-0,35 г/т определяется упорностью сырья, активностью реагента и режимом выщелачивания.

3. В процессе сорбционного выщелачивания смещение равновесия обратимой реакции ионообменной сорбции в системе «раствор - сорбент» за счет воздействия электрического поля повышает градиент концентрации золота в растворе и ускоряет его растворение и извлечение, причем скорость выщелачивания возрастает на 25-30%, а емкость сорбента - в 2-3 раза.

4.Выщелачивание золота из упорного сульфидного сырья возможно после полной деструкции сульфидов при достижении окислительного потенциала 1000 мВ и более, оно эффективно протекает в пульповом растворе 20-30% хлорида натрия при наложении поля постоянного электрического тока с плотностью 800-1200 А/м2 площади горизонтального анода, рН среды 2-4 и температуре 60-80°С с извлечением в раствор до 70-80 % золота при расходе электроэнергии 120-220 кВт/т, причем его себестоимость находится на уровне себестоимости кучного выщелачивания из окисленных руд.

5.Эффективность использования минеральных ресурсов повышается при совмещении добычи золота из недр и из техногенного сырья и прогнозируется моделированием при условии, что скалярная функция

выбора варианта технологии выражает его оптимальность по показателям финансового итога реализации с учетом риска за период производства золота по данной технологии.

Научная новизна работы заключается в следующем:

1.Впервые выполнена комплексная оценка сырьевой базы золотодобывающей промышленности Казахстана, включающая отходы подземной добычи и обогащения руд с учетом их качественного состава и кадастровой стоимости.

2.В развитие существующих представлений методические основы геотехнологии золота дополнены геотехнологической классификацией золотосодержащего сырья, методикой определения и расчета параметров кучного выщелачивания с граничными условиями применения.

3.Впервые дано технологическое и экономическое обоснование эффективности кучного выщелачивания золота из хвостов флотационного обогащения руд.

4.Теоретически и экспериментально обоснованы принципиально новые технологии электросорбционного выщелачивания золота из хвостов флотации руд и электрохимического бесцианидного выщелачивания золота из упорного сульфидного сырья.

5.Разработаны новые методические основы формирования и экономического обоснования вариантов развития производства золота.

Достоверность научных положений, выводов и рекомендаций обеспечивается комплексным использованием методов исследований, представительностью исходных данных, необходимым и достаточным объемом теоретических исследований, лабораторных, технологических, опытных и опытно-промышленных экспериментов, высокой сходимостью их результатов, а также реализацией теоретических положений в практике.

Научное значение работы состоит в создании теоретической основы и методической базы добычи золота из отходов обогащения руд кучным и электросорбционным выщелачиванием, а также из упорного, сульфидного сырья бесцианидным электрохимическим выщелачиванием. Научные результаты выполненного исследования могут найти применение при разработке золотосодержащих месторождений Казахстана и других золотодобывающих стран.

Практическое значение работы заключается в том, что: - систематизация золотосодержащих отходов, их количественная, качественная и кадастровая стоимостная оценка позволяют решать вопросы экономической целесообразности вовлечения отходов в повторную переработку;

- классификация пригодности золотосодержащего сырья к кучному выщелачиванию, методика определения граничных условий его применения и методики инженерных расчетов параметров КВ позволяют обосновать целесообразность использования технологии кучного выщелачивания и рациональные ее параметры;

- технология электросорбционного выщелачивания золота из хвостов флотации руд позволяет извлекать золото без их агломерации, интенсифицирует процесс выщелачивания и повышает емкость сорбента по золоту;

- технология электрохимического бесцианидного выщелачивания позволяет извлекать золото из упорного, сульфидного сырья на месте добычи руд, исключает применение трудоемких и дорогостоящих операций его окисления и обеспечивает экологическую чистоту производства;

- разработанные в диссертации методические основы выбора вариантов развития производства золота и технологий повторной его добычи из отходов обогащения руд позволяют повысить полноту использования природных минеральных ресурсов Казахстана.

Реализация работы. Теоретические и методические разработки диссертации использованы в практике научно-исследовательской работы бывшего ЦНИЛ ЦГХК (г. Степногорск) и ИГД им. Д.А. Кунаева (НИЛ СМРН), ЦНИЛ ГК «Кызылкумредметзолото» (г. Навои), Сре-даз НИПИ промтехнологии (НИО-1, г. Ташкент), а также в учебном процессе КазНТУ им. К.И. Сатпаева (г. Алматы) и СКГМИ (г. Владикавказ).

Методические рекомендации по кучному выщелачиванию золота положены в основу разработанного Средаз НИПИпромтехнологии проекта технологического комплекса для корпорации «Глоба-Казахстан», имеющей лицензии на добычу золота из хвостов флотации руд месторождений Аксу, Бестобе, Жолымбет и внедрены практику работы компании «АБС- Балхаш», АО «Казахалтын» и АО «Василь-ковский ГОК».

Технологии электросорбционного и электрохимического выщелачивания золота опробованы на производственной базе ЦНИЛ ЦГХК и ГМЗ-2 «Кызылкумредметзолото». Они рекомендованы к промышленному освоению предприятиями золотодобывающей промышленности Казахстана и Узбекистана. Методические основы выбора вариантов развития производства использованы при формировании плана производства золота компанией «АБС - Балхаш» на период до 2005 г.

Апробация работы. Основные положения диссертации и результаты исследований докладывались, обсуждались и получили одобрение на следующих всесоюзных, международных, республиканских научных, научно-технических конференциях, совещаниях и семинарах: Всесоюзной конференции Главалмаззолото «Проблемы и перспективы развития золотодобывающей промышленности СССР» (г.Москва, 1987); Всесоюзной научно-технической конференции «Научно-технические проблемы освоения природных ресурсов и комплексного развития производительных сил Прибалхашья» (г. Балхаш, 1988); Республиканских научно-технических конференциях «Комплексное использование минеральных ресурсов Казахстана» (г. Алматы, 1997г); «Комплексное освоение минеральных ресурсов XXI век - проблемы и пути развития» (г. Навои, 1997); «Новое в геотехнологии металлов» (г. Зарафшан, 1997); «Минерально-сырьевые ресурсы Казахстана и устойчивое развитие Центрально-азиатского региона» (г. Кокшетау, 1998); международных конференциях: «Горное производство и направления развития» (г. Vancouver, British Columbia, Canada, 1998); «Научно-технические проблемы комплексной переработки минерального сырья» (г. Алматы, 2000-2003); совещаниях и семинарах корпорации «Глоба-Казахстан» и канадской горнодобывающей компании «Gold Pool» по организации совместной добычи золота из отходов флотационного обогащения руд рудников Аксу, Бестобе и Жолымбет (г. Алматы, г. Степногорск, 1996-1998); совещаниях компаний «АБС-Балхаш» и «Polymet Resources Ltd» (г.Алматы, г.Денвер, США, 1997-1998); научно-методических семинарах ТОО «Крамдс-Технопром» (г. Ташкент, 1994); «Альтаир» (г. Алматы, 1995); «Улы-Тау» (г. Алматы, 1996); «Ярлит» (г. Ташкент, 1998); научно-техническом совете института Средаз НИПИпромтехнологии (г. Ташкент, 2003); семинарах НИЛ ИГД им. ДА Кунаева; технических советах ряда горных предприятий Казахстана, Узбекистана, России и Кыргызстана (1995-2002).

Публикации. Основные положения диссертации опубликованы в 46 научных работах, в том числе в трех монографиях.

Структура и объем диссертации. Диссертация состоит из введения, шести глав, заключения, списка литературы из 184 наименований и приложения. Она содержит 341 страниц машинописного текста, 59 рисунков и 74 таблицы.

Основное содержание работы

Использование возможностей геотехнологии, гидрометаллургии и электрохимии, позволяет существенно увеличить объем добычи золота при относительно небольших трудовых затратах, поэтому стано-

вится неотъемлемым элементом радикального совершенствования процессов добычи металлов.

В теорию и практику выщелачивания металлов внесли вклад: Лаверов Н.П., Ласкорин Б.Н., Трубецкой К.Н., Чантурия ВА, Агошков М.И., Аксельрод ГА, Арене В.Ж., Бубнов В.К., Голик В.И., Жаутиков Т.М., Зеленое В.И., Коростышевский Н.Б., Котенко ЕА, Левич В.Г., Марголин A.M., Масленицкий Н.Н., Мосинец В.Н., Плаксин И.Н., Ра-чинский В.В., Тедеев М.Н., Лодейщиков В.А., Хабиров В.В., Шемякин Е.И., Гаррелс P.M., Гриссбах Р., Крайст Ч.Л., Шенк Г., Фритс Дж. и др.

Республика Казахстан относится к одной из важнейших золотоносных провинций Центрально-Азиатского региона. Золоторудный актив Казахстана составляет более 2 тыс. месторождений и проявлений золота. Более 200 месторождений располагают учтенными запасами, из которых 140 - коренные (64 %), 48 комплексные (35 %) и 29 россыпные. Около 70 % разведанных запасов коренного золота сосредоточено в пяти крупных месторождениях: Бакырчик, Васильковское, Акба-кай, Жолымбет и Бестобе.

До 50 % запасов золота теряется в процессах добычи, обогащения и металлургического передела сырья. Количество твердых отходов горнометаллургического комплекса Казахстана в хвостохрани-лищах обогатительных фабрик превышает 9 млрд. т на площади в 2762 км2. В отходах содержится до 580 тыс. тонн меди, 1283 тыс. тонн цинка, 449 тыс. тонн свинца, 166 тонн золота, 2094 тонн серебра и другие ценные компоненты.

В 18 хвостохранилищах и 6 отвалах республики содержится вторичное сырье, содержащее 2-2,5 г/т золота и 20-30 г/т серебра. Хвосты обогащения загрязняют атмосферу, почву и водоемы токсичными элементами, превышающими допустимые нормы в 20 и более раз. По содержанию ценных компонентов и кадастровой стоимости хвосты обогащения золотосодержащих руд различаются. Так, в хвостах Зыря-новской, Белоусовской, Николаевской ОФ содержание золота не превышает 0,1-0,4 г/т, в то время как в хвостах обогатительных фабрик АО «Казахалтын» доходит до 1,5-2,5 г/т (рис. 1).

В Аксуйском хвостохранилище складировано 7,3 млн. т хвостов с содержанием золота 1,2 г/т и количеством 8,76 т; соответственно, в Бестобинском - 7,0 млн. т, 1,5 г/т и 10,5 т; Жолымбетском - 9,0 млн. т, 1,3 г/т и 11,7 т.

Республика Казахстан обладает возможностями повышения эффективности производства золота на базе освоения новых технологий, совершенствования организации технологических процессов, на-

логовой и ценовой политики, системы платежей за недра и привлечения иностранных инвестиций.

К приоритетным направлениям развития относятся:

а) теоретическое обоснование возможности применения технологии КВ;

б) создание методологии адаптивных параметров технологии

КВ;

в) теоретическое обоснование, разработка и освоение технологий глубокого извлечения полезных компонентов из упорного суль-фидсодержащего сырья.

Классификация пригодности сырья к KB базируется как на общих природных признаках, относящихся ко всем разновидностям сырья, так и на частных геотехнологических признаках, характеризующих его пригодность к выщелачиванию. Пригодность золотосодержащего сырья к KB оценивается по 13 природным признакам, дифференцированных на 39 геотехнологических частных признаков в рамках трех классов пригодности (высокая, достаточная и низкая).

Первый класс объединяет условия, при которых обеспечиваются лучшие показатели выщелачивания золота. Объекты, относящиеся к третьему классу, для KB заведомо сложны, а объекты второго класса требуют детального обоснования возможности КВ.

Для классификации объектов рекомендуется формула Байеса, позволяющая учитывать значения признаков и рассчитывать вероятность принадлежности к классу пригодности:

где вероятность принадлежности объекта с признаками

x0J;(j = 1,2...« = 13) к классу /(0<P[xJ]< 1);

Pt - априорная вероятность появления i-ro класса пригодности объекта к KB; P'(j/i) - условная вероятность проявления совокупности j — х признаков (х от 0 до 30) объекта при условии, что он принадлежит к i

- му классу.

Задача определения граничных условий KB включает этапы

(рис.2):

- разделение руд на сорта в зависимости от запасов месторождения;

- прогнозирование параметров стоимости и извлечения при переработке руд;

- экономико-математическое моделирование вариантов отработки запасов;

- выбор оптимального варианта.

Рис. 2. Этапы и последовательность решения оптимизационной

задачи

Экономико-математическая модель расчета поверхности реакций массы прибыли в зависимости от различных объемов переработки руд традиционной технологией (ТТ) и кучным выщелачиванием (КВ), предлагаемая нами, позволяет получить точки реакции массы прибыли и построить поверхность целевой функции для любых возможных соотношений этих технологии (рис.3).

Реализацией экономико-математической модели по векторам X и У является расчет платежной матрицы. Для анализа матрицы и выбора рациональных вариантов технологии используются критерии и приемы теории принятия решений, учитывающие интуитивные представления о возможных вероятностях отобранных сочетаний исходных данных с использованием критериев Вальда, Лапласа и Севиджа.

Расчетом граничных условий применения КВ для Васильков-ского месторождения по предложенной нами методике установлен оптимальный вариант соотношения технологий ТТ и КВ по прибыли на единицу готовой продукции: ТТ-50% (71,4% золота), КВ-20% (28,6 % золота), 30% - пустые породы в отвал.

Доля участи», %

Рис. 3. Поверхность целевой функции для соотношений технологий ТТ и КВ.

Предложенная для Васильковского месторождения технология КВ реализуется в следующей последовательности.

При агломерации хвосты флотации крупностью 0,074 мм смешиваются с цементом (5 кг/Г) и известью (5 кг/Г) и окомковывают-ся с подачей 1 г/л цианида натрия до массовой доли воды 18-20 %.

Гранулированные хвосты выдерживаются на воздухе в течение 16-18 часов для упрочения гранул. В этот период от 40 до 60 % золота за счет цианида переходит в поровое пространство гранул, что ускоряет процесс выщелачивания золота в штабелях.

Расчет конструкции штабеля КВ и несущей способности гидроизоляционного экрана предлагается производить из условий величины напряжений в основании от давления штабеля и осадки гидроизоляции (рис. 4).

По величине нормальных напряжений и , и касательных действующих по горизонтальным и вертикальным площадкам, определяется величина главных напряжений

Величина податливости грунта зависит от величины нагрузки и его сопротивления осадке. В пределах сжимаемой толщи залегает слой грунта с модулем деформации мощностью удовлетворяющей условию: _

, (6)

где £2 - модуль деформации материала гидроизоляционного экрана.

Зависимость осадки Аф гидроизоляционного экрана от массы

сырья:

где к - осадка экрана при давлении равном сопротивлению материала;

Ра -давление, соответствующее пределу несущей способности экрана; Р - фактическое давление массы сырья.

Методика расчета высоты штабеля позволяет определить параметры связи содержания металла в исходном сырье с содержанием его в продуктивном растворе выщелачивания и остаточным содержанием в хвостах в зависимости от времени контакта раствора с выщелачиваемым сырьем, насыщаемым инфильтрационным потоком реагента.

Концентрация металла в продукционном растворе выщелачивания формируется за время фильтрации раствора от до :

где - функция, характеризующая контакт раствора с сырьем по времени.

Функция р(т) получается из уравнения материального ба-

где - содержание металла в исходном сырье;

- плотность орошения;

V - орошаемый объем.

Для выхода металла по времени контакта раствора с сырьем от О до г :

Тогда р{г)-\-е' и плотность распределения по времени:

где С осТ- остаточное содержание металла в выщелоченном сырье.

Максимально допустимая высота орошаемого слоя - высота штабеля:

'о

Н = -=^—1 м . (13)

со

Принимая допущение о линейности функции ^(г):

»о

и

(14)

где - время полного выщелачивания.

Из хвостов флотации крупностью -1,5 + 0,074 мм, содержащих 1 г/т золота, 70-75 % золота извлекается в агитационном режиме за 18-24 часа. Окомкование сырья до крупности 15-30 мм и изменение режима выщелачивания на инфильтрационный в условиях КВ увеличивает время извлечения золота в 8-10 раз.

Расчет системы орошения базируется на закономерностях гидродинамики потока реагента и корреляционных связях между расходом растворителя, падением градиента концентрации и диаметром зоны смачивания. Параметры формирования инфильтрационной зоны и оценка насыщенности потока раствора определяются плотностью орошения, проницаемостью раствора, параметрами факела единичного источника и показателями рассеивания потока в координатах его перемещения (рис.5).

Параметры фильтрационной зоны определяются параметрами кюветы штабеля КВ и депрессионной кривой. Сетка оросителей, диаметры труб и расход раствора определяются из условия равномерности насыщения штабеля КВ раствором. Между расходом и максимальным диаметром растекания установлена корреляционная связь:

где ^и* - плошадь растекания в зоне потока с максимальным диаметром.

Время прохождения раствором высоты штабеля до днища при скорости просачивания С = Кф и гидродинамическом градиенте gradW = 1:

Н

где Н - рабочая высота штабеля, м.

Объем раствора в инфильтрационной зоне штабеля:

Н-К

о - р (ь-£

(17)

где Р1)р - плотность орошения, ; I - длина штабеля, м; Ь -ширина

штабеля, м; Иср - средняя мощность фильтрационной зоны в штабе-леДО.

Объем раствора, аккумулирующегося в фильтрационной зоне:

где £?„» - объем штабеля; М- пористость сырья.

Продолжительность формирования фильтрационной зоны:

где - насыщенность фильтрационной зоны; Пор - производительность оросительной установки;

Дф - дебит фильтрации раствора из штабеля КВ.

Орошение сырья в штабеле начинается с замачивания в форсированном режиме (3-4 суток). В дальнейшем осуществляется переход на капельный режим. При достижении содержания в растворе золота 10 мг/л насыщенный раствор отправляется на сорбцию, а на штабель подается свежая порция раствора.

Способ интенсификации процесса О выбирается в рамках предлагаемой нами классификации (табл. 1).

(18)

(19)

Таблица 1

Классификация способов интенсификации КВ золота из хвостов фло-_ тации руд_

Класс, способ Принцип осуществления Вариант

с Ё а 1-н

1 Электрокинетика Наложение электрического поля для возбуждения электроосмотического, электрохимического и поляризационного эффектов.

2 Электромагнетизм Наложение высокочастотного электромагнитного поля для активации реакций на границе раздела фаз.

« к 3 Магнитоимпульс Магнитоимпульсная обработка зон переуплотнения штабеля.

¡г1 4 Магнитоиндукция Омагничивание рабочего раствора выщелачивания.

К е 5 Ультразвуковая Зондирование штабеля для выявления зон переуплотнения с последующей ликвидацией. Ускорение фильтрационно-диффузионных реакций.

Обработка раствора выщелачивания ультразвуком в режиме кавитации для повышения ОВП за счет изменения соотношения Ре2+/Бе3+ в сторону <1

6 Теплоаэрация Нагнетание в штабель подогретого азота, кислорода, сжатого воздуха

« к « о 1 Кислотная Предварительная кислотная обработка сырья для вывода цветных металлов и стабилизации солевого состава продуктивных растворов выщелачивания

2 Реагентная Изменение реагентного состава раствора выщелачивания.

К X 3 Активация Применение катализаторов и поверхностно-активных веществ (ПАВ)

^ 4 Окисление Введение в процесс выщелачивания окислителей

1 Гидродинамика Промывка штабеля КВ водонапорными струями.

2 Динамическая Перемещение сырья на компенсационные пространства.

3 Пневмоимпульс Шевеление сырья в штабеле КВ.

со 4 Взрывная Встряхивание штабеля КВ взрыванием зарядов ВВ.

Я 1 Физико-химия Комбинированное использование физических и химических способов

О 2 Физико-механика Комбинированное использование физических и механических способов

>¡3 к £ т 3 Химико-механика Комбинированное использование химических и механических способов

4 Физико-химико-механика Комбинированное использование физических, химических и механических способов интенсификации я

Технологические исследования эффективности повторного извлечения золота проведены на хвостах флотации руд рудников Ак-су, Бестобе и Жолымбет. Содержание золота в хвостах колеблется от 1 до 1,5-2,5/т.

Масса накопленных хвостов 23-24 млн. тонн, в которых содержится порядка 30 тонн золота. Накопленных хвостов достаточно

для организации на каждом из объектов участка КВ производительностью по 500 тыс. т/год со сроком существования 15-20 лет.

На первом этапе разработки технологической схемы извлечения золота экспериментально определяли кислотоемкость сырья, тип растворителя и параметры выщелачивания. Определение осуществлялось атомно- абсорбционным методом, а также методами ИСП фотометрии непосредственно в растворе.

Исследования проводили в щелочной среде, в щелочной среде после кислотной проработки хвостов и тиомочевинным раствором после кислотной проработки хвостов. Об эффективности кислотной проработки хвостов перед выщелачиванием золота судили по извлечению металлов и золота.

Как показали результаты кислотной обработки хвостов, их солевой состав благоприятен для выщелачивания Си, /и, однако, расход кислоты оказался довольно высоким (от 25 до 35 кг/т по хвостам Аксу, Бестюбе и до 80-110 кг/т по хвостам Жолымбет).

Для выщелачивания использовали сульфит-бисульфитный раствор аммония; кислый раствор тиомочевины; щелочно-цианистый раствор в режиме прямого цианирования с применением сорбента в пульповом процессе и в режиме автоклавирования; щелочно-цианистый раствор в режиме прямого цианирования после предварительной кислотной проработки и нейтрализации хвостов до рН — 10.

Результаты экспериментов доказывают целесообразность переработки хвостов обогащения руд АО «Казахалтын» способом КВ прямым цианированием и выщелачиванием в пачуках в противотоке сорбента с пульпой. Предварительная обработка золотосодержащего материала сернокислым раствором для извлечения цветных металлов уменьшает расход цианида при увеличении извлечения золота. Расход цианида составляет 0,4-0,45 г/кг при прямом цианировании и 0,25-0,35 г/ кг после кислотной проработки. Извлечение золота составило 75-80 %.

Автоклавирование при давлении 10 атмосфер и комнатной температуре интенсифицирует процесс, сокращая затраты времени с 24-х до 4 часов без существенного повышения извлечения (рис.6).

100-. 90 80-

г

3

4

2 4 6 8 (0 12 Я 16 18 20 22 24 Время, час

Рис.6. Кинетика извлечения золота: 1 - сульфит-бисульфитный расвор аммония; 2 - тиомочевинный раствор; 3 - щелочно-цианистый раствор (прямое цианирвоание); 4 - щелочноцианистый раствор (автоклавирование)

Тиомочевинное выщелачивание позволяет извлекать до 60-80 % золота при низкой концентрации тиомочевины (500-1000 мг/л) и более чем 80 % при повышенной концентрации карбомида 3-Ю г/л. Расход тиомочевины при этом - 2,5-3,0 кг/т.

Продолжительность выщелачивания золота из окомкованных хвостов сокращается в 2,3 раза по сравнению с базовым вариантом и не превышает 7 суток.

На основании выполненных исследований для промышленного освоения нами рекомендованы технологическая схема КВ (рис. 7), схема цепи аппаратов, параметры и режимы технологических операций. Продолжительность операций: 90 дней - выщелачивание; 5 дней - обезвреживание остаточных цианидов; 2 дня - промывка водой; 3 дня - разборка системы орошения; 20 дней - выгрузка отработанной массы; 5 дней - ремонт днища и стенок; 20 дней - загрузка сырьем; 7 дней- сборка системы орошения.

По рекомендуемой схеме в одновременной работе находится 4 штабеля КВ. Время отработки одного штабеля - 152 дня. Разрыв во времени между началом отработки первого и четвертого штабеля -60 дней. Разрыв во времени между началом отработки каждого из штабелей - 15 дней. Из одного штабеля за цикл выщелачивания в раствор извлекаются 65,6 кг золота при коэффициенте извлечения 0,7 и среднем содержании золота в хвостах 1,5 гД, за год - 131,2 кг, с площадки КВ - 500 тыс.т. и 525 кг золота в раствор, в готовую про-дукцию-487,5 кг.

Для обоснования целесообразности организации промышленного производства по выпуску 15 т/год катодного золота нами разра-

ботано ТЭО; кадастр отходов добычи и переработки; паспорта «Каз-госнедра» по учету хранилищ; и сведения о накоплении металла в хвостохранилищах обогатительных фабрик в 1951-2002 гг. (табл. 2).

Таблица 2

Показатели эффективности выщелачивания золота_

Наименование показателей Сомплекс КВ Всего: по предприятиям

Аксу эестобе Жолымбет

Производство катодного золота, кг 390 486 424 1300

Сумма товарной продукции, млн. долл. 39 4,86 4,24 13,0

Эксплуатационные расходы, млн. долл./г. 1,66 1,38 1,31 4,36

Валовой доход, млн. долл. 2,24 3,48 2,93 8,64

Налоговые платы, (50%) 1,12 1,74 1,46 4,32

Балансовая прибыль 1,12 1,74 1,46 4,32

Рентабельность по вложениям, % 50,7 125 48,5 65,4

Срок окупаемости вложений, лет 2 0,8 2,1 1,5

Рентабельность себестоимости, % 67,4 126 111 99 ,

Капитальные вложения в строительство комплекса электрохимического выщелачивания золота компанией «АБС- Балхаш» оцениваются в размере 830 тыс. долл. США. Прибыль от реализации технологии оценивается в размере 6 долларов за 1 г произведенного золота. Важнейший показатель эффективности проекта - КРУ:

где (С7*")( - финансовый итог на шаге расчета 1; г - процентная ставка (дисконт).

Варианты развития производства определяются проектами промышленного инвестирования, количественную оценку эффективности которых рекомендуется проводить по принятой в мировой практике

системе показателей: CF- финансовый итог реализации проекта (Cash Flow); PV - сегодняшняя ценность будущего финансового итога (Present Value of CF); (NPV)- общий финансовый итог (Net PV of CF). IRR-проверочный дисконт (Internal Rate of Return); PI- индекс выгодности инвестиций, РР- период окупаемости инвестиций (Payback Period). Отсутствие источников финансирования обостряет вопросы оптимизации вариантов развития производства (табл. 3).

Нами рекомендована экономико-математическая мо-

дель:

NPV^SX IVvMvJ+s.I Z хмЧ/Л^

to /) J4 '«!(/)

wr (w)= i Mt)-C,{xt) Xl + rJ',

ЫI

и

Л0»г(г,;г,)+м(I-<0*0

(21)

Vj€6uF,V,6t/MuK0)ulFw

t = 1.2....Г

0 5 2 1 Л,-целое У.е^и^и^

где ] - индекс подсистемы; О- множество значений индексов подсистемы;

Р - множество значений индексов формируемых подсистем; / -индекс варианта развития подсистемы; и^ -множество значений индекса вариантов развития типа подсистемы - множество значений индекса вариантов развития типа Vподсистемы _/' е (). множество значений индекса вариантов развития типа

Таблица 3

Варианты развития золотодобычи _

Тип Вариант Взаимосвязь

13 - расширение (модернизация) производства на объектах действующих подсистем - увеличение объемов добычи руд в пределах существующих возможностей по переработке руд

и2-увеличение производственных мощностей и2ч> и,

и3 - модернизация производства по переработке РУД и3ли2 -» и.

V - расширение производства действующих подсистем за счет включения новых объектов -месторождений (привязка запасов) V] - освоение месторождения при наличии лицензии на разработку V, = и,уу, -> и2

У2 - приобретение лицензий на отработку месторождений У2 -» V,

У3 - разведка месторождения при наличии лицензии V, -» У2

V* - приобретение лицензии на разведку Уз

\У - формирование новых подсистем из объектов с «непривязанными запасами» \У,-см V, \У5

\V2-CM У/2 \У2 -»

Wз - разведка месторождения или перспективного участка территории при наличии лицензии V/, -» \»/2У \Уз

\У4 - приобретение лицензии на разведку или разведку и разработку месторождения или перспективного участка территории \У4 -> \У3

- строительство мощностей по переработке золотосодержащих руд и повторной переработке отходов

подсистемы у е Г ; Лг/ - булева переменная, принимающая значение 1, если принимается (вариант развития подсистемы и 0 - в противном случае; NPV{xí¡') - общий финансовый реализации варианта определенный при величине дисконта гя\ Би81811 - коэффициенты отражающие предпочтение типов вариантов развития подсистем, 5 € [ОД] Ь £ 5 = 1; / - шаг расчета общего финансового итога от реализации вариантов развития подсистем горизонт

расчета; -сумма поступления капитала от реализации варианта на шаге расчета - сумма расхода капитала от реализации ва-

рианта на шаге расчета - допустимое превышение на шаге

/ суммарного по системе расхода над суммарным поступлением каптала от реализации вариантов развития подсистем; М - большое положительное число.

Механизм выбора вариантов развития производства базируется на вариантах модернизации и создания производственных подсистем, предложенной методике оценки финансовой эффективности и разработанной экономико-математической модели выбора вариантов. Механизм включает девять процедур, первые пять из которых обеспечивают формирование исходного множества допустимых вариантов развития, а последние четыре - решение задачи выбора подмножества оптимальных вариантов (табл. 4).

На основе выполненных экономических исследований для компании «АБС» разработан и реализован пятилетний план развития производства, обеспечивающий рост финансового итога компании с 8,3 млн. долл. США в 1997 г. до 39,1 млн. долл. США в 2001 г.

Электросорбционное выщелачивание. Технологии интенсификации процессов в гидрометаллургии предусматривают интенсификацию процессов сорбции и десорбции металлов раздельно.

Электрический ток применен нами в технологии «смола в пульпе» при объединении процессов выщелачивания и сорбции для извлечения золота. Воздействие электрического поля смещает равновесие обратимой реакции ионообменной сорбции в системе «раствор-сорбент», увеличивает градиент концентрации золота в системе «руда-раствор» и ускоряет растворение и извлечение золота. При наложении электрического тока за счет эффектов: электроосмоса, электрохимического, перколяционного, поляризации сорбента, теплового, термохимического и других происходит активация ионов, повышает-

ся интенсивность растворения золота и увеличивается емкость сор-

бента.

Таблица 4

_Механизм выбора вариангсв развития производства_

1 .Формирование множества вариантов расширения / модернизации действующих и создания новых производственных подсистем Формирование альтернативных вариантов развития производства

2.0ценка финансового итога от реализации каждого варианта; вычисление показателя (СБ)

3.Сужение множества вариантов за счет исключения неэффективных (СБ) альтернативных вариантов

4.0пределение приемлемого интервала изменения нормы прибыли для каждого варианта

5.Расчет общего финансового итога от реализации каждого варианта и анализ его чувствительности

б.Определение предпочтений типов Формирование вариантов развития, обеспечивающих максимальный финансовый итог: Хор1 = С £ мру (ХИМА)

Решение задачи выбора вариантов развития производства на основе ЭММ

Анализ устойчивости решения к изменению параметров

Принятие решения о развитии производства компании

Мощность источника электрического тока оценивается по энергии активации ионов, сорбируемых на ионите. Энергия активации большинства ионов находится в интервале

На 1 г ионита АМ-2Б из раствора выщелачивания по четырем ступеням сорбции сорбируется в среднем 4,5 мг золота. Поскольку золото в ионите оседает в виде комплексного иона , расчет выполнен для 1 г-моль этого вещества. Вес 1

г-моль комплексного цианид - иона золота составляет 249, в т. ч. 196,967г чистого золота. Такое количество золота сорбируется на 43,8 кг ионита или на 0,31 м3 смолы. При объеме колонны сорбции 50м3 в

колонне находится 50:0,3 IX 196,967=31,7кг золота или 161 его грамм-молей.

Количество энергии для активации ионов золота

161x3,78-ю4 =6-106Дж.

При времени сорбции 10 час удельная вводимая мощность на 1 колонну:

С целью выбора рациональной схемы ввода электроэнергии в рабочий объем пачука нами опробованы схемы с двумя, тремя и четырьмя электродами в условиях различной напряженности электрического поля. На электроды подавался потенциал в 18 Вольт, а в поперечном сечении с регулярным шагом по осям X и У измеряли падение напряжения относительно корпуса колонны. Интерпретация полученной информации проводилась методом изолиний значений потенциалов между узловыми точками. Установлено, что критерию равномерности обработки рабочего пространства максимально отвечает трехэлектродная схема ввода энергии с подачей тока от разных фаз источника.

Лабораторные исследования электросорбционного выщелачивания выполнены на опытной колонне, объем рабочей емкости которой обеспечивал возможность цианирования распульпованных хвостов до 0,5 кг при Ж:Т=1:1. В качестве источника электроэнергии использовался генератор прямоугольных импульсов, обеспечивающий возможность варьирования частоты сигнала в пределах 2,5-45 мкс. Напряжение тока -15 Вольт, сила тока - 0,2-0,5 А.

Экспериментально установлено:

- электрическое поле интенсифицирует процесс сорбционного выщелачивания золота, причем скорость процесса возрастает в среднем на 25-30%;

- сорбционная емкость ионита при электрообработке увеличивается в 2,2 раза;

- отдельные режимы обработки подавляют извлечение меди и цинка.

Опытные работы на хвостах флотации руд проведены на контрольном и экспериментальном пачуках. Один из пачуков был оборудован системой электродов, скоммутированной с генератором электрического тока. Электрическая схема обеспечивала стабильную подачу энергии на электроды при вариации силы тока в пределах 20-80 А и напряжении 36 В. Удельная вводимая мощность 12 Вт/1 м3 пульпы.

Входные параметры удовлетворяли величинам изменчивости: по содержанию золота в твердой фазе +_0,1-0,3 г/т; по содержанию

цианистого натрия - 98-167 мг/л. Результаты испытаний оценивали по параметрам емкости сорбента и концентрации золота в выщелачивающем растворе (табл. 5) и рис. 8.

Таблица 5

Результаты экспериментального исследования параметров электро-

сорбционного выщелачивания

Время Концентрация золота в Емкость сорбента,

выщелачивания, растворе, мг/л мг/г

ч новый ре- базовый ре- новый базовый

жим жим режим режим

содержание 1,28 1,28 0,08 0,08

0,5 0,95 1,10 1,85 0,75

1,0 0,82 0,92 3,0 12

15 0,70 0,81 7,5 2,3

5,0 0,39 0,52 12,35 3,7

9,0 0,31 0,42 13,45 4,55

Электросорбционное выщелачивание золота из золотосодержащих пульп характеризуется увеличением скорости выщелачивания на 25-30 % и сорбционной емкости анионита в 2,5-3 раза.

На основе результатов опытных работ проведен цикл представительных опытно-промышленных работ с целью определения показателей эффекта электровоздействия на процесс сорбционного выщелачивания в динамическом режиме и исследования влияния электрического поля на растворение и сорбцию золота в цианистых растворах. Работы проводились на 2 технологической цепочке в массообменных аппаратах.

В условиях ограниченной возможности изменений входных параметров процесса выполнены наблюдения за параметрами выхода при различных параметрах электровоздействия. Параметры рассматривались без нарушения общности в классе случайной функции. Стратегия исследований формулировалась как задача формирования двух выборок наблюдений - концентрации золота в растворе по принятому предприятием технологическому режиму без электровоздействия и с наложением электрического тока.

8

Рис. 8. Изменение сорбционной емкости смолы АМ-2Б.

а) серия 2; б) серия 5 : 1 - контрольный режим, 2 - режим электрообработки.

Из условия независимости и нормальной функции распределения величин концентраций золота относительно выборок нами исследованы статистические гипотезы:

1) Об одномерности непараметрических выборок (омега-

квадрат).

Статистика «Т» критерия определялась уравнением:

где - порядковый номер элемента первой выборки;

- порядковый номер элемента второй выборки в вариационном ряду;

т,п - объемы выборок.

Граница критической области критерия задавалась равенством Т = /((?). Уровень значимости (2 апроксимировался выражением „-5258Г

2=0,6628 в и определялась с относительной погрешностью 5 % в области 0,001 <£}>:0,\, где обычно выбирается значение Если гипотеза об однородности отвергалась.

2) О равенстве средних двух выборок посредством статистики/:

где Д = х1 - х); п - объем выборок.

3) О величине разности между средними показателями посредством статистики

где - математическое ожидание выборок;

5,2,- дисперсии значений выборок.

Контрольными процедурами алгоритмов служили ранговые критерии Вилконсона, Сиджела-Тьюки, Валлиса-Мура. Результирую-

шая информация отражалась на графиках, показывающих динамику процесса электросорбционного выщелачивания.

Опытно-промышленные работы по электросорбционному выщелачиванию золота включали: пуско-наладочные испытания электрообработки с выводом аппаратуры в экспериментальный режим (й) = 400 Герц, 60-80 А, 36 В) и реализацию в течение 15 дней экспериментального режима. Контрольные замеры проводились в течение 15 дней, затем циклы повторялись. Опытно-промышленные исследования продолжались 5 месяцев, из них контрольном режиме - 51 сутки, в экспериментальном - 40 суток, а остальное время было затрачено на подготовительно-заключительные операции и обработку данных эксперимента (рис. 9).

При экспериментальном режиме сорбционного выщелачивания концентрация золота в жидкой фазе процесса цианирования увеличивается по отношению к контрольному режиму на 11 %. Концентрация золота в растворе в процессе электро- обработки при сорбции снижается в среднем на 15 %, а сорбционная емкость смолы в голове каскада увеличивается на 11,5 %.

При производительности фабрики 500 тыс. т/год технология позволяет экономить до 20 т смолы. В пересчете на стоимость 1 т смолы (10-15 тыс. долл. США.) экономия по смоле составит порядка 200-300 тыс. долл. США.

Электрохимическая технология. В условиях вовлечения в добычу и переработку упорных руд актуальна проблема извлечения золота из сульфидных и мышьяковистых руд и концентратов и из сульфидных отходов.

Нами исследованы параметры электрохимического выщелачивания золота из сульфидсодержащего сырья в электрохимическом реакторе, оснащенном горизонтально расположенными электродами, с использованием технической соли натрия.

Химизм процесса в пульпе хлоридного раствора описывается реакциями:

Для электрохимического окисления пирита. Реакция на электродах:

2NaCl+2Н20% INaOH + С/2 + Н2; (26)

Реакция в пульпе:

2FeSt +15С/г +16Н20 = Fe¿SOX + H2SOt + 30HCl; (27)

Для электрохимического окисления арсенопирита: Реакция на электродах:

2ШС1 + 2 НгО% 2 тон + С1г + Н2; (28)

Реакция в пульпе:

+8 Н20 = РеА$0А + Н2804 +14 НС1. (29)

Атомарный хлор, образующийся в зоне анода, вступает в реакцию с сульфидами пульпы. Сульфиды окисляются, причем образуется серная кислота в количестве, пропорциональном содержанию сульфидов. При большом содержании сульфидов значение рН пульпы может стать ниже единицы. Нами установлено, что наибольшая скорость разложения сульфидов наблюдается при рН 2,0-4,0.

При разложении сульфидов и высокой плотности тока выделяется газообразный хлор с образованием едкого натра, что предотвращает повышение кислотности пульпы:

ЛЪС/ + Н,0% 2ИаОН + С12 + Н,. (30)

Этот процесс свидетельствует о прекращении растворения золота. Окислительно-восстановительный потенциал при этом достигает 900-1000 мВ. Нормальный ОВП валентных переходов для системы

составляет 1000 мВ. При значениях мВ создаются благоприятные условия для перехода золота в раствор и образования устойчивого комплексного аниона [Ли С1Ц. Молекулярный хлор восстанавливается едким натром до № С1 с образованием гипохлорита натрия:

2 ЫаОН + С/, = ЫаС1 + ИаСЮ+НгО. (31)

В разработанном нами реакторе с горизонтальным расположением электродов при температуре электролиза 60-80°С на аноде выделяется атомарный хлор с ЕЙ =1636 В. Горизонтальное расположение электродов (анод в нижней части реактора, катод - в верхней) и перемешивание электролита позволяет максимально использовать анодную поляризацию окисления анионов и устранять пассивацию. Процесс образования атомарного хлора и окисление сульфидов активизируются, а золото переходит в раствор без образования осадков, препятствующих электролизу.

Вертикальное расположение электродов без перемешивания электролита приводит, с одной стороны, к срыву атомарного хлора с верхней части анода и выходу его в атмосферу, с другой стороны, к пассивации анода слоем кислорода, блокирующего токи.

Методика расчетов параметров электрохимической технологии сводится к минимизации затрат электроэнергии и соли натрия для выщелачивания золота. В процессе электрохимического выщелачивания золота его извлечение из сырья происходит при обработке хлорида натрия постоянным током.

Интенсивность электрохимических реакций и связанного с ними процесса растворения сульфидов зависит от плотности тока. Величина плотности тока зависит от многих факторов, например: разность электродных потенциалов и сопротивление рудных минералов; интенсивность анодной и катодной поляризации; соотношение площадей анода и катода; действие деполяризующих факторов.

Плотность тока связана с его силой и площадью приложения

силы:

(32)

J = I/S,

где I- плотность тока электролиза, А/м2; /-сила тока, А;

S - поверхность раздела «электрод - раствор», м2.

Для расчета катодного потенциала нами получена зависимость:

Расстояние между электродами в электрохимическом реакторе:

V* р (Л р ^Рк р ) ^ Фр

А/ = •

(34)

где - расчетное напряжение электролиза, В;

- расчетное напряжение на аноде и на катоде, В;

Л<рр- расчетная суммарная поляризация электродов, В; р - удельное сопротивление электролита (пульпы), Ом м"1; ./- плотность тока в электролитеД м2.

Укрупненные технологические эксперименты выполнены нами на электрохимическом реакторе, изготовленном по типу контактного чана КЧ-4 Оленегорского механического завода в масштабе 1:10. Материалом для экспериментов являлось сульфидсодержащее сырье рудников Аксу, Бестобе и Жолымбет АО «Казахалтын».

Методика экспериментов включала измельчение руды до класса - 0,074, ее распульповку в растворе хлорида натрия с соотношением Ж:Т=5:1 и 3:1. В реакторе перерабатывали 50 кг распульпо-ванной руды при воздействии постоянным током напряжением 5-6 В плотностью от 600 до 1200 А/м2 площади анода в течение 6 часов. Результаты электровоздействия фиксировались с интервалом в один час.

На сырье каждого из месторождений проведено по три серии экспериментов с изменением Ж.Тот 5:1 до 3:1, плотности тока от 600 до 1200 А/м2 и концентрации ИаС1 от 20 до 30%.

Месторождение Кварцитовые Горки.

Валовое содержание сульфидов 10-15%, их них от 9 до 14% приходится на пирит, 1-3% - на арсенопирит. Содержание золота 5,8 г/Г, свободного золота в пробе до 60%, в сростках до 25%, ассоциированного с сульфидами до 15%.

Технологические эксперименты проведены в три серии с исходными параметрами: Ж:Т=5:1; 1-600 А/м2, №01-30%; 1-800 А/м2, №С1-25%; 1-1000 А/м2, №С1-20%, и с параметрами: Ж:Т=3:1; 1-600А/м2, N30-30%; 1-800 А/м2, N301-25%; Ы000-И050 А/м2, N301-28%. Замеры рН, ЕЬ, Т°С, Кизв проводились с интервалом в один час в течение 6 часов.

Наиболее эффективные результаты получены при параметрах: Ж:Т=3:1, N301-28%, 1=1050 А/м2, и=4,7в, Т=62°С, рН=2,3, ЕЬ=995 мв, 1=3,5 час, извлечение золота в раствор 85%, удельный расход электроэнергии 115 кВт ч/т руды.

Дальнейшее повышение плотности тока, напряжения и времени электровоздействия на раствор не увеличивало извлечения золота и сопровождалось непроизводительным расходом электроэнергии.

Месторождение Бестобе.

Валовое содержание сульфидов 24%, из них от 13 до 15% приходится на пирит 8-10% - на арсенопирит. Содержание золота 7 г/т, свободного золота до 27%, в сростках до 35%, ассоциированного с сульфидами до 38%. Электрохимическое выщелачивание золота проведены в три серии с параметрами: Ж:Т=3:1, №С1-30%, 1=800 А/м2, и-5В; Ж:Т=3:1, N301-30%, 1=1000 А/м2, и=5В; Ж:Т=3:1, ИзС1-30 %,

проводились с интервалом в 1 час в течение 6 часов.

Наиболее эффективные результаты получены при параметрах Ж:Т=3:1, N301 -30%, 1=1000А/м2 , и=5В, Т=67°С, рН=2,2, ЕЬ=1015 мВ, 1=3 часа, извлечение золота в р'аствор 82 %. Расход электроэнергии составил 12(П?Вт ч/т или 21 кВт ч/г золота. Дальнейшее повышение плотности тока, напряжения и времени электровоздействия увеличивало расход электроэнергии.

Месторождение Жолымбет.

Валовое содержание сульфидов не превышает - 5%, из них от 3,5 до 4,5% приходится на пирит, 1-1,5% - на арсенопирит. Содержание золота в пробе 19 г/т. Эксперименты проведены в три серии с параметрами: Ж:Т=3:1, №С1-20,25 и 30%, 1=600, 800, 1000 А/м2,

и=4,5В. Замеры рН, БИ, Т°С, К^ проводились с интервалом в 1 час в течение 6 часов.Наиболее эффективные результаты получены при параметрах: Ж:Т=3:1, N301-25%, 1=800А/м' , и=4,5в, Т=60"С, рН=3,1,

ЕЬ=980мв, 1=2,5 часа, извлечение золота в раствор 92%, удельный расход электроэнергии 95 кВт ч/Г руды.

Анализ результатов исследований электрической технологии показывает:

1.Важнейшими показателями электрохимической технологии являются: напряжение электролиза, слагающееся из разности электродных потенциалов при принятой плотности тока и падения напряжения в растворе электролита

2. Оптимальное значение плотности тока для выщелачивания золота из исследованных сульфидных руд лежит в пределах 800-1000 А/м2 площади анода.

З.Оптимальное значение температуры электрохимического выщелачивания сульфидов лежит в пределах 60-80°С.

4.Себестоимость добычи золота находится на уровне себестоимости его добычи из окисленных руд способом КВ при большей экологической чистоте тех-нологии.

Нами рекомендованы основные параметры электрохимической технологии: концентрация №С1 в электролите - 20-30%; анодная плотность тока- 800-1000 А/м2; напряжение электролиза- 230 В; рН раствора хлорида натрия-2,0-4,0; температура процесса- 60-80°С; время выщелачивания - 3 - 6 часов; коэффициент извлечения золота-0,7-0,8; расход расход электроэнергии 200-230

кВт/т.

Заключение

В диссертации на основе теоретических и экспериментальных технологических исследований дано решение актуальной научно-технической проблемы увеличения производства металлов и укрепление сырьевой базы золотодобывающей промышленности Казахстана путем вовлечения в переработку золотосодержащего техногенного сырья на основе использования физико-химической геотехнологии, ионообменной гидрометаллургии и электрохимии.

Основные научные и практические результаты и выводы: 1 .Доказана возможность вовлечения в переработку золотосодержащих отходов с увеличением выпуска золота и уменьшением ущерба окружающей среде.

2. Определено, что эффективность использования ресурсов достигается при совмещении технологий подземной и открытой добычи и техноло-

гий переработки техногенного сырья с возможностями гидрометаллургии и электрохимии.

3. Произведена систематизация отходов обогащения золотосодержащих руд с оценкой их качественного состава и кадастровой стоимости.

4.Установлено, что пригодность сырья к выщелачиванию в рудничных условиях определяется алгоритмом вероятностного распознания по совокупности признаков, область применения технологии - реакцией прибыли на соотношение объемов добычи золота новой и традиционной технологией, а параметры выщелачивания - объемами переработки и конструкцией объектов.

5.Определено, что хвосты флотации руд с содержанием золота от 1,01,5 г/т выщелачиваются по схеме: гранулирование до крупности 15-30 мм с добавлением 1 г/л цианида, сернокислотный вывод цветных металлов, щелочная обработка до рН 10-11, цианирование с плотностью орошения 20 л/м2 в час, сорбция золота на анионит АМ-2Б, регенерация анионита и электролиз регенерата.

б.Экспериментально доказано, что в процессе сорбционного выщелачивания электрическое поле смещает равновесие, повышает градиент концентрации золота в растворе, ускоряет его растворение и извлечение, причем скорость выщелачивания возрастает на 25-30 %, а емкость сорбента - в 2-3 раза.

7.Определено, что выщелачивание золота из упорного сульфидного сырья возможно после деструкции сульфидов при достижении окислительного потенциала 1000 мВ, эффективно протекает в растворе 2030% хлорида натрия при наложении постоянного электрического тока с плотностью 800-1200 А/м2, рН среды 2,0-4,0 и температуре 60-80° С с извлечением в раствор до 70-80 % золота при расходе электроэнергии 120-220 кВт/т.

8.Впервые выполнена оценка сырьевой базы золотодобывающей промышленности Казахстана, включающая отходы подземной добычи и обогащения руд, с учетом их качественного состава и кадастровой стоимости.

9.В развитие существующих представлений разработаны методические основы геотехнологии золота, включающие геотехнологическую классификацию золотосодержащего сырья, методики определения параметров кучного выщелачивания, а также граничных условий его применения.

Ю.Теоретически и экспериментально обоснованы принципиально новые технологии электросорбционного выщелачивания золота из хвостов флотации руд и электрохимического бесцианидного выщелачивания золота из упорного сульфидного сырья.

11 .Разработаны новые методические основы формирования и экономического обоснования вариантов производства золота.

Основные научные публикации автора по теме диссертации: В изданиях, рекомендованных ВАК России

1. Лузин Б.С. Механизм эффективности диверсификации производства и интеграции предприятий в мировое хозяйство. Депонированная работа. М.: МГИ, 1992.

2. Лузин Б.С. Разработка экономико-математической модели выбора рационального варианта развития предприятий по добыче золота. Депонированная работа. М.: МГИ, 1992.

3. Лузин Б.С. Обоснование перевода предприятий на акционерную форму управления. Депонированная работа. М.: МГИ, 1992.

4. Лузин Б.С. Основные направления совершенствования технологии обогащения золотосодержащих руд // Информационно-аналитический бюллетень. М.:МГГУ, 1997-№5.-С.88-92.

5. Лузин Б.С. Компания «АБС» - флагман золотодобычи Казахстана

// Горный журнал. М, 2001. -№ 11. -С.78-79.

6. Лузин Б.С, Голик В.И. Моделирование вариантов развития производства золота. // Горный информационно-аналитический бюллетень. М.: МГГУ, 2004.-№ 4. -С.45-49.

7. Лузин Б.С, Голик В.И. Проблемы добычи золота в Казахстане // Горный информационно-аналитический бюллетень. М.: МГГУ, 2004.-№4.-С49-53.

8. Лузин Б.С, Голик В.И. Состояние золотодобычи в Казахстане // Изв. ВУЗ СК, технические науки. Приложение 2. Ростов, 2004. -С.155-157.

9. Лузин Б.С, Голик В.И. Проблемы кучного выщелачивания золота в Казахстане // Изв. ВУЗ СК, технические науки. Приложение 2. Ростов, 2004. Ростов. 2004.- С. 157-160.

10. Лузин Б.С, Голик В.И. Перспективы развития добычи золота в Казахстане// Изв. ВУЗ. Цветная металлургия. М.: 2004. - № З.-С. 712.

11. Лузин Б.С, Голик В.И. Исследование параметров электросорбци-онного выщелачивания золота. //Обогащение руд. М.: МИСИС, 2004.-№3.-С7-12.

12. Лузин Б.С, Голик В.И. Исследование технологии электродесорбции золота. //Обогащение руд. М.: МИСИС, 2004.- № 4.-С. 10-14.

, 13. Лузин Б.С., Голик В.И. Выщелачивание золота из некондиционных руд. //Физико-технические проблемы разработки полезных ископаемых. Новосибирск, 2004,- № 4.- С.84-87.

В прочих изданиях:

14. Лузин Б.С. Некоторые аспекты формирования статистический моделей золотодобычи // Труды ИМиО «Минеральное сырье и технологии». КазГосИНТИ. Алматы, 1997. -С.3-6.

15. Лузин Б.С. Принципы формирования экономико-математической модели предприятия по золотодобыче // Труды ИМиО «Минеральное сырье и технологии». КазГосИНТИ. Алматы, 1997. -С.7-9.

16. Лузин Б.С. Особенности и методика выявления факторов, определяющих эффективность золотодобычи / Труды ИМиО «Минеральное сырье и технологии». КазГосИНТИ. Алматы, 1997. - С.10-15.

17. Лузин Б.С. Моделирование условий и принципов выбора вариантов развития производства золотодобывающей компании // Труды ИМиО «Минеральное сырье и технологии» КазГосИНТИ. Алматы, 1997.-С.16-21.

18. Лузин Б.С. Анализ потенциальных источников и форм финансирования проектов развития производства золотодобывающей промышленности // Труды ИМиО «Минеральное сырье и технологии». КазГосИНТИ. Алматы, 1997. - С. 22-27.

19. Лузин Б.С. Исследование возможностей финансирования долгом проектов развития производства золотодобывающей промышленности // Труды ИМиО «Минеральное сырье и технологии». КазГо-сИНТИ. Алматы, 1997. - С. 28-34.

20. Лузин Б.С. Освоение технологии кучного выщелачивания золотосодержащих руд Казахстана // Труды Международной научной конференции «Научные проблемы комплексной переработки минерального сырья». Алматы, 2000. - С. 18-20.

21. Лузин Б.С. в кнУБейсембаев Б.Б., Кенжилиев Б.К., Абсалямов М.А., Лузин Б.С. Теория и практика кучного выщелачивания-Алматы: Гылым, 1998. -168 с.

22. Лузин Б.С. Экономические проблемы золотодобывающей промышленности. - Алматы: РГПЭО АП РК, 1999.156 с.

23. Лузин Б.С. Вывод цветных металлов из руд перед извлечением золота // Промышленность Казахстана. Алматы, 2003, - №1(16). -С. 82-83.

24. Лузин Б.С. Результаты технологических исследований выщелачивания золота из хвостов флотации руд рудников Аксу, Бестобе, Жолымбет АО «ГОК «Казахалтын»//Промыщленность Казахстана. Алматы, 2003. -№2(17). - С. 80-83.

25. Лузин Б.С. Охрана окружающей среды при кучном выщелачивании золота // Поиск МОиН РК. Алматы, 2003. - № 2. - С. 127-130.

26. Лузин Б.С. Повторная добыча золота из отходов флотационного обогащения руд рудников АО «Казахалтын» // Поиск МОиН РК. Алматы, 2003.- № 2.- С. 189-196.

27. Лузин Б.С. Перспективы применения технологии кучного выщелачивания золота // Поиск МОиН РК. Алматы, 2003. - № 2. -С.

197-202.

28. Лузин Б.С. Геотехнологическая классификация пригодности золотосодержащего сырья к кучному выщелачиванию золота // Вестник МОиН НАН РК. Алматы, 2003. - № 1. - С. 39-44.

29. Лузин Б.С. Методика геолого-экономической оценки развития региона действия холдинговой компании «АБС «Балхаш» // Вестник МОиН НАН РК. Алматы, 2003.- № 2. -С. 68-73.

30. Лузин Б.С. Поиск эффективной технологии добычи золота из отходов обогащения руд // Комплексное использование минерального сырья. Алматы, 2003. - № 1. - С.79-85.

31. Лузин Б.С. Мобильные установки для добычи золота // Комплексное использование минерального сырья. Алматы, 2003. -№ 2» -С.14-18.

32. Лузин Б.С. О кучном выщелачивании золота // Комплексное использование минерального сырья. Алматы, 2003. - № 3. - С. 10-14.

33. Лузин Б.С. Особенности золоторудной промышленности Казахстана // Индустрия Казахстана. Караганда, 2003. -№ 5(13). - С. 1112.

34. Лузин Б.С. Технология бесцианидного выщелачивания золота из сульфидного золотосодержащего сырья // Индустрия Казахстана. Караганда, 2003.-№ 6 (14). - С.11-12.

35. Лузин Б.С. Методика планирования отработки запасов месторождения // Индустрия Казахстана. Караганда, 2003. -№ 6 (14). - С.8-10.

36. Лузин Б.С. Освоение месторождений золота в корах выветривания // Геология и охрана недр. Алматы, 2003. - №2 (7). - С. 66-68.

37. Лузин Б.С. Методика определения параметров сорбционного передела продуктивных растворов выщелачивания // Геология и охрана недр. Алматы, 2003. - № 3 (8). - С. 59-60.

38. Лузин Б.С. Сетевая оптимизационная модель развития производства // Поиск МОиН РК. Алматы, 2003. - № 3 (2). - С. 170-173.

39. Лузин Б.С, Битимбаев М.Ж. Лабораторные исследования химического бесцианидного выщелачивания золота из сульфидной руды

Васильковского месторождения // Поиск МОиН РК. Алматы, 2003.-№3(2).-С.174-176.

40. Лузин Б.С., Битимбаев МЖ. Новая технология электрохимического извлечения золота из упорных сульфидных руд и концентратов // Международная конференция по вопросам комплексной переработки минерального сырья. Алматы, 2003. - С. 48-52.

41. Лузин Б.С., Битимбаев МЖ. Научно-технические аспекты комплексной переработки золотосодержащего сырья // Международная конференция по вопросам комплексной переработки минерального сырья. Алматы, 2003. - С 28-31.

42. Лузин Б.С. Методика расчета параметров формирования штабелей кучного выщелачивания // Вестник КазНТУ им.К.Сатпаева. Алматы, 2003.-№ 2. -С.34-37.

43. Лузин Б.С. Производство гипохлорита натрия для очистки циано-содержащих растворов // Вестник КазНТУ им.К.Сатпаева. Алматы, 2003.-№2.-С.38-39.

44. Лузин Б.С. Результаты исследования кинетики растворения золота в гипохлоритном цианистом электролите // Вестник Инженерной Академии РК. Алматы, 2003. -№ 5. -С.44-46.

45. Лузин Б.С. Извлечение золота из упорных сульфидных руд и концентратов // Вестник Инженерной Академии РК. Алматы, 2003. -№ 2.-С.142-147.

46. Лузин Б.С. Повторная добыча золота из отходов обогащения руд. Алматы: Гылым, 1998.374 с.

47. Лузин Б.С. Производство гипохлорита натрия для обезвреживания цианосодержащих отходов золотоизвлекательных фабрик // Промышленность Казахстана. Алматы, 2003. - № 5(20). - С. 5 (20).

48. Лузин Б.С. Опыт применения передвижной установки сорбцион-ного выщелачивания золота // Промышленность Казахстана. Алма-ты, 2003. - № 6 (21). -С. 42-43.

49. Лузин Б.С. Кадастровая оценка золотосодержащих отходов обогащения руд // Вестник Инженерной Академии РК. Алматы, 2003. -№6.-С. 12-15.

50. Лузин Б.С. Золото: позитив на пике кризиса // Мир Евразии. Алматы, 2003.-№ 1 (2). - С. 14-17.

51. Лузин Б.С. Риск принятия решений при выборе технологий // Индустрия Казахстана. Караганда. 2004. - № 1 (21). - С.8-10.

52. Лузин Б.С. К вопросу повторного извлечения золота из отходов обогащения руд // Горный журнал Казахстана. Алматы, 2003 .-№2. -С. 27-29.

53. Лузин B.C. Десорбция золота с применением электрического тока // Горный журнал Казахстана. Алматы, 2003. №3. С. 6-8.

54. Лузин Б.С. К вопросу применения гипохлорита для выщелачивания золота // Горный журнал Казахстана. Алматы, 2003.№6. С. 1517.

Подписано к печати 21 октября 2004. Объем 2. п.л. Тираж 100 экз. Заказ №389 Северо-Кавказский горнометаллургический институт. 362021, г. Владикавказ, ул. Николаева, 44