Сырьё для производства золота Отчёт
По 2-ой производственной практике на золото-извлекательной фабрике СТК ООО «Апрелевка»
Выполнил: ст. гр. ММЦ – 11
Комрони.М
Проверил: профессор
Галевский Г. В.
Руководитель практики:
главный обогатитель
золото-извлекательной фабрики
Нозиров О. Б.
Новокузнецк 2014
Содержание
Введение……………………………………………...........................................3
1. История СТК ООО «Апрелевка»….…………....…………………………..…4
2.Структура предприятия .…………………………………………………….....5
3.Энерго-, водо- и теплоснабжение….…………………………………………..7
4.Сырье для производства золота…..…………………………………………....8
5.Производства золота………………………...………………………………..9
6.Экономический деятельность предприятия………...………………………..16
Заключение……….…………………………………………………………….23
Список литературы.…………………………………………………………....24
Введение
Золото-элемент 11группы шестого периода периодической системы химических элементов Д.И. Менделеева, с атомным номером 79. Обозначается символом Au. Простое вещество золото-благородный метал желтого цвета.
Золото — один из самых инертных металлов, стоящий в ряду напряжений правее всех других металлов. При нормальных условиях оно не взаимодействует с большинством кислот и не образует оксидов, поэтому его относят к благородным металлам, в отличие от обычных металлов, разрушающихся под действием кислот и щелочей. В XIV веке была открыта способность царской водки растворять золото, что опровергло мнение об его химической инертности.
Цель прохождения производственной практики знакомство с производством золото на предприятии СТК ООО «Апрелевка»». При этом собрать материал, который позволит описать структуру завода и изложить сведения по заводу.
История СТК ООО «Апрелевка»
На территории Таджикистана известно 28 золотых месторождений, разведанные запасы которых превышают 400 тонн. При этом в настоящее время Таджикистан добывает немногим более 2 тонн золота в год.
Совместное Таджикско-Канадское предприятие Апрелевка расположено на севере Республики Таджикистан на южном склоне Кураминского хребта в поселке Кансай Согдийской области.
В результате поисков и геологической разведки Центрального Кансая, спроектирован и приступил к отработке руд в 1933 году Кансайский рудник. В период до 1985 года Кансайский рудник производил добычу свинцово-цинковых руд и входил в состав Адрасманского свинцово-цинкового комбината.
В июле 1985 года на основе Кансайской обогатительной фабрики и четырех основных месторождений золота организован Кайраккумский золотодобывающий рудник. В период с 1986 года по 1995 годы за время ведения эксплуатационных работ рудником добыто и переработано 719 тыс. тонн руды.
В начале 1995 года в связи с нестабильным финансовым положением все добычные работы на руднике приостановлены.
В апреле 1996 года на базе Кайраккумского рудника создано совместное предприятие «Апрелевка», с участием Канадской компании Галф интернешнл минералз ЛТД.
В период с 1996 года по 2000 год выполнен значительный объем геологоразведочных и аналитико-информационных работ, собраны материалы для увеличения минерально-сырьевой базы предприятия, получены разрешительные документы на строительство и эксплуатацию горных производств и объектов.
Начиная с 2002 года по 2013 года:
Произведено 14 757 887 м3 вскрышных работ, добыто 2 336 625 т руды и переработано руды с месторождений на ЗИФ 2 335 393 т. На сегодняшний день на предприятии работают - 865 человека, средняя заработная плата составляет - 1672 сомони (11 тыс. рублей).
Конечным продуктом предприятия является сплав Доре. Получение монетарного золота и серебра производиться на аффинажном заводе ГП «Востокредмет».
Высота уступа для вскрышных пород проектом принята 10м, при погашении горизонтов - уступы удваиваются. При добыче руды для уменьшения разубоживания высота уступов принимается 5 м.
Переработка руд включает в себя следующие стадии: дробление, измельчение, выщелачивание, элюирование и получение сплава Доре.
Структура предприятия
По структуре предприятие делится на несколько основных подразделений (приложение 1):
1. ОГР – открытые горные работы (карьеры Бургунда, Апрелевка, Кызыл-Чеку)
2. ПГР – подземные горные работы (Иккижелон, Апрелевка)
3. Обогатительная фабрика
4. Хвостохранилище
5. Участок кучного выщелачивания
6. Энерго-механический цех
7. Лаборатория
8. Отдел технического контроля
9.Отдел охраны
10.Управление
Энерго-, водо- и теплоснабжение
Снабжение электроэнергией золото-извлекательной фабрики СТК ООО «Апрелевка» осуществляется от ПС-36/6 «Кансай». На подстанции установлены трансформаторные группы, понижающие напряжение с 220 кВ Мощность трансформатора подстанции 6400 кВ А. ЗИФ имеет закрытую распределительную устройству 6/0,4 кВ. На самом фабрике установлены 4 трансформатора ТМ – 1000/0,4 кВ.
Электроэнергия подается на две шаровые мельницы МШР 2,7 Х 2,1 м, на две мельницы МШР 2,1 Х 3,0 м и на МШР 2,1 Х 2,1 м, где установлены по 300 кВ двигателя. Эти двигатели синхронные двигатели. Синхронные двигатели мельницы (СДМ) с оборотом 187,5 оборот/мин.
Остальные потребители электроэнергии это щековые дробилки (СДМ 110), конусные дробилки (КСД 1250), классификаторы, чаны (мешалки), транспортерные линии (конвера). Так же в процессе элюировании используется выпрямительные установки (400-800-1600 А).
Для технологического процесса водоснабжения осуществляется от 2х компрессоров ДНШ – 200, производительности 33 м3/мин.
ЗИФ снабжается чистой питьевой водой с водокачки «Дарбаза», а оборотная вода с хвостохранилище. Производительность насоса питивой воды 63 м3/час, оборотная водоснабжения 105 м3/час.
Сырьё для производства золота
СТК ООО Апрелевка занимается добычей и переработкой руд с месторождений Апрелевка, Кызыл-Чеку, Бургунда, Иккижелон, лежалых хвостов и переработка бедных руд. Принятая система разработки транспортная, с углубкой карьера и транспортировкой вскрышных пород автосамосвалами на внешние отвалы, а руд на рудные склады.
Руда месторождения «Апрелевка»
Месторождение разрабатывается открытым способом. Карьер расположен в 70 км к северо-востоку от г. Худжанда. Имеется асфальтированная дорога – 65 км и гравийная протяженностью 7 км прямо до места.
Руда представляет собой кварц-карбонатные жильные скопления которые содержат в себе золотосодержащие породы и стойкие породы с высоким содержанием серебра и золота. Серебросодержащие породы в основном размещаются в кварцево-жильных пластах, которые имеют среднюю мощность 4 метра, но могут достигать 16 метров.
Среднее головное содержание золота в руде 4.0 г/т и 35,5 г/т серебра.
Месторождение Бургунда
Месторождение расположено на северном склоне Калканатинского хребта в 120 км к западу от Кансайской обогатительной фабрики.
Рудное тело месторождения Бургунда приурочено к зоне влияния Бургундинского разлома. Для месторождения характерно развитие существенного сульфидного золотого оруденения, теллуридоперита золоторудной формации. Рудные тела сложены массивным пиритом, который сечётся и цементируется кварцем, карбонатом, тетраэдритом.
Зона окисления типа железной шляпы распространяется на глубину 10-40 метров. Наиболее богатые участки зоны окисления, с содержанием золота были отработаны древними рудокопами.
Тело на месторождении представлено кварц-карбонатной жилой субширотного простирания со средней мощностью в пределах 6-7 м.
Из нерудных минералов широко распространены кварц (80-85%), карбонат (7-12%). Менее распространены волластонит, диопсид, гранат.
Из сульфидов (до 20%) распространены – пирит, пирротин, галенит и сфалерит. Последние два имеют распространение в основном на восточном фланге в маломощных скарновых телах. К малораспространенным относятся арсенопирит, рагентит, самородное золото, кюстелит (золотоносное серебро). В зоне окисления (до 1,0 – 5,0 м) отмечаются единичные проявления медной зелени, церуссита, широко развиты гидроокислы железа, марганца.
В зонах трещинноватости и на глубине отмечаются примазки гидроокислов железа, марганца. Участками жила подроблена до тектонической брекчии с глинкой трения.
Месторождение Иккижелон
Месторождение Иккижелон расположено в центральной части город Калканата, являющимися отрогами Кураминского хребта, в 185 км к западу от обогатительной фабрики пос. Кансай.
Основной рудовмещающей структурой является главная рудная зона представленная серией сколов северо-западного простирания (219-3150), падение преобладает юго-западное под углом 60-900, нередко наблюдается обратное падение.
Наиболее крупным является рудное тело №1 с простиранием 310-3200, углы падения 75-850 исключительно на юг. Пропростиранию рудное тело расположено на 700 м., по падению на 100 м., мощность колеблется от 0,3 до 1,6 метров.
Тип полезного ископаемого золотосульфидное. Основными полезными компонентами являются золото и серебро.
Лежалые хвосты хвостохранилища фабрики Кансай
Среднее содержание золота в хвостах находящихся на Кансае составляет 0,84 г/т и серебра 7,0 г/т. В хвостах могут находиться построение.
Среднее содержание золота в хвостах материалы такие как трава, пластиковые мешки, блоки металла и т.д.
Производства золота
Технологическая часть рабочего проекта реконструкции ЗИФ разработана на основании задания на проектирование, утвержденного Генеральным Директором СТК ООО «Апрелевка» Маджидовым Б. С. 06.04.200 г. (приложение 2), и лицензии за номером 000010 выданной на проектирование горных производств и объектов по переработке и обогащению полезных ископаемых Госгортехнадзора РТ, ООО «Союз».
Производительность ЗИФ по руде месторождений «Кызыл-Чеку», «Апрелевка» и лежалых хвостов принимается 180 000 т/год.
Целью настоящей работы является разработка технологии, технологической и аппаратурной схем цепи аппаратов переработки золото-серебросодержащих руд методом цианирования УВЩ.
Принятая технологическая схема (рисунок 1) позволит получить сплав Доре, пригодный для последующего аффинирования с целью получения золота и серебра с содержанием 99,99%. Разработанные технологические решения по утилизации твердых и жидких отходов, а так же мероприятия по охране окружающей среды показывают, что реконструкция ЗИФ не ухудшает общей экологической обстановки в пределах санитарно-защитной зоны ЗИФ.
Основные аппаратурные решения разработаны с учетом увеличения мощности проектируемого производства.
Снабжение проектируемого производства водой, электроэнергией предусмотрено проектируемого производства.
При проектировании использованы данные отчета по металлическим испытаниям Версия 1, распечатанная 18.04.2002 г. компанией ГАЛФ Интернэшнл Лтд.
На ЗИФ СТК ООО «Апрелевка» впервые применяется технология УВЩ (методом цианирования), и все проекты прошли положительную экологическую экспертизу Министерства охраны природы Республики Таджикистан (РТ).
Процесс извлечения золота и серебра цианированием основан на взаимодействии цианистого раствора с частицами извлекаемых металлов. Растворение золота и серебра в цианистом растворе происходит во взаимодействии с кислородом. Растворение золота происходит по реакции:
2Au + 4NaCN + H2O + 1/2O2 = 2NaAu(CN)2 + NaOH
2Au + 4CN + H2O2 = 2Au(CN)-2 + OH-
4Au + 8CN-2 + O2 + H2O2 = 4Au(CN)-2 + 4OH-
В случае растворения серебра оно заменяет в этом уравнении золото.
Осаждение золота и серебра на активированный уголь
Физико-химические условия осаждения золота и серебра из цианистых растворов изучены Гроссом и Скоттом, которые показали, что осадок благородных металлов образуется на угле, не металлический. Он невидим и не обнаруживает свойств, характерных для осажденных металлов, например, действием на него кислот. Тот факт, что осаждение металлов из цианистых растворов углем состоит в абсорбции, это подтверждается, прежде всего, тем, что для этого процесса установлено равновесие, а также кинетикой процесса и понижением абсорбции с повышением температуры. Кроме того, количество осажденного металла зависит от величины активной поверхности.
Процесс абсорбции углем цианистого комплекса сопровождается рядом химических реакций. При этом происходит реакции обмена, в результате которых щелочной металл, входящий в состав цианистого комплекса, остается в растворе в виде бикарбоната. Гидраты окисей металлов при повышенной температуре переводят в раствор абсорбированные металлы, в данном случае проектируется извлечение золота и серебра с угля раствором едкого натра при температуре 1300.
Механизм абсорбции золота на угле определяется следующим образом:
Men – nAu(CN)-2 = Men+[Au(CN)2]-n
Вымывание золота с угля происходит по обратной реакции:
Men+[Au(CN)2]]-n (ads) = Au(CN)-2 + Men+
Причины, вызывающие расход реагента. Защитная щелочь
Расход цианидов определяется химическими и механическими причинами. Химические причины, вызывающие расход цианида состоят в разложении цианистых солей с выделением летучего цианистого водорода и в образовании комплексных цианистых, роданистых и других соединений.
Если изолировать цианистый раствор от взаимодействия с рудой (например: раствор находящихся в буферных емкостях), то главной причиной разложения цианида в растворах является гидролиз и разложение вследствие растворения углекислого газа, содержащегося в воздухе.
В виду этого, растворы, не находящиеся в контакте с рудой, также должны содержать защитную щелочь определенной концентрации.
Вследствие гидролиза цианистого натрия происходит следующая реакция:
NaCN + H2O = HCN + NaOH
CN- + H2O = HCN + OH-
Синильная кислота HCN образуется в результате гидролиза цианистой соли, и представляет собой довольно летучее соединение, которое легко может улетучиваться из водного раствора.
Потери цианида, в случае отсутствия защитной щелочи могут достичь значительной величины.
Наряду с этим передозировка щелочи снижает скорость растворения и извлечения золота и серебра.
Падение скорости растворения и извлечения металлов с ростом концентрации щелочи в растворе происходит в следствии возникновения на поверхности металла тонкой пленки в результате взаимодействия гидрата окиси натрия или кальция с поверхности растворяющегося металла.
Эти соединения являются продуктами реакции взаимодействия между компонентами выщелачиваемой руды и раствором. Механические причины потери цианида слагаются: из неполного отделения цианистого раствора при промывке в операциях обезвоживания, из утечки вследствие неплотности или переполнения аппаратов, из разбрызгивания и т.д.
Потери цианида могут быть значительно снижены при правильном ведении процесса. Первым условием для этого введение в состав раствора защитной щелочи Ca(OH)2 или NaOH, значительно сокращающий расход реагента, вследствие химического взаимодействия.
Введения щелочи в состав цианистых растворов вызывается, прежде всего, необходимостью защитить цианистые соли от разложения в результате гидролиза, действие углекислоты и кислот, образующихся из составных частей руды, а также от расхода на образование комплексных солей закисного железа.
Кроме этих основных функций щелочь попутно необходима в других стадиях обработки. К числу последних можно отнести действие щелочи в качестве коагулятора на взвешенную пульпу при сгущении.
Взаимодействии цианистого раствора с некоторыми материалами (например, сурьмакислыми) значительно усиливается в присутствии щелочи, что приводит к повышению расхода цианидов. Оптимальное значение PH среды раствора составляет 10,5 – 11,5.
Влияние температуры на результаты выщелачивания золота и серебра цианистыми растворами из руд.
Скорость растворения золота и серебра интенсивно повышается до температуры 250С, далее скорость интенсивного растворения понижается. После 300С идет снижение скорости растворения.
При повышении температуры процесса снижается растворимость кислорода в растворе.
Таким образом, оптимальная температура процесса 25-300С.
Разложение цианидов после процесса выщелачивания и УВЩ.
Сбрасываемая на отвальное поле пульпа после процесса УВЩ содержит некоторое количество цианидов натрия, а так же ионы Fe(CN)64-, Сu(CN)n(n-1), 2n(CN)42- и другие соединения.
Цианиды разрушаются раствором хлорной извести.
Цианид и содержащие его комплексные соединения разлагаются до цианида, который в свою очередь гидролизуется.
Процесс электрохимического осаждения
На электролизные камеры подается постоянный ток до 4х ампер, в камеры подается, золотосеребросодержащий цианистый раствор и в электролизере происходят следующие реакции:
1. Катодное восстановление золота:
Au(CN)2- + e = Au + 2CN-
2. Анодные реакции:
O2 + 4H+ + 4e = 2H2O
CN- + 2OH = CNO- + H2O + 2e
В результате реакций образуется углекислый газ и аммиак по следующему уравнению:
CN- + H2O + OH- = NH3 + CO3
Цикл дробления и измельчения
1. Руда с карьеров автомобильным транспортом подается на весовую (поз.1) для взвешивания.
2. Взвешенная руда поступает через колосниковую решетку (в приемные бункера (V1, V2 = 250 т, V3, V4 = 150 т) (поз.2). Материал не прошедший через решетку разбивается в ручную или бутобоем.
3. Из приемного бункера, с помощью пластинчатого питателя (поз.3), руда дозируется на ленточный транспортер (поз.4), который подает материал на первую стадию дробления щековой дробилкой ( поз.6). Перед щековой дробилкой установлена колосниковая решетка 100 мм (поз.5), надрешетный продукт которого поступает на первую стадию дробления, а подрешетный - на вторую.
4. Руда после щековой дробилки ленточным транспортером (поз.7), через металлоуловитель (поз.8) и решетку 20 мм (поз.9) поступает на вторую стадию дробления конусной дробилкой (поз.10).
5. Дробленая до 80% класса -25 мм руда ленточным транспортером (поз.11) подается в промежуточные бункера (поз.12).
6. Транспортеры (поз.13-16) подают материал на первую стадию измельчения в шаровые мельницы с разгрузкой через решетку (поз.17,18). Мельницы на первой стадии работают в замкнутом цикле со спиральными классификаторами (поз.19,20). В питание мельницы подается вода до плотности пульпы 1.8 – 2.0кг/л, а плотность слива классификатора поддерживается водой на уровне 1.4 – 1.5 кг/л. В питание мельницы подается так же известь до рН =10.5 - 11, для создания защитной щелочности. Расход извести зависит от минерального состава руды, и для руд месторождений Апрелевка и Кызыл-Чеку составляет 3 – 5 кг/т.
7. Слив спиральных классификаторов поступает самотеком в зумпф питания гидроциклонов (поз.21). На второй стадии измельчения используются шаровые мельницы с центральной разгрузкой (поз.24,25), работающие в замкнутом цикле с гидроциклонами (поз.22,23). Нижний слив гидроциклонов является питанием мельницы, а верхний слив – готовым продуктом для выщелачивания (75% класса – 0.106 мм).
Цикл выщелачивания (УВЩ)
1. Верхний слив гидроциклонов, с плотность 1.35 – 1.4, поступает в чан питания (поз.27), оборудованный перегородкой, для улавливания наиболее тяжелых частиц. Из чана питания пульпа самотеком поступает на щепоуловитель (поз.28), а оттуда в контактные чаны (поз.31-42) для выщелачивания.
2. Между щепоуловителем и контактными чанами расположен узел подачи цианида натрия (поз.29). Цианид натрия, в виде 16 – 20% раствора, дозируется в поток пульпы. Расход цианида натрия устанавливается в зависимости от содержания драгметаллов и цианидоемких примесей в руде, и для перерабатываемых руд, составляет 150 –300 мг/л при остаточной концентрации свободного цианида 50 – 100 мг/л.
3. Пульпа последовательно проходит через все контактные чаны. Для интенсификации выщелачивания и перемешивания, в каждый контактный чан по всей площади днища подается воздух. Время выщелачивания составляет 24 часа.
4. Противотоком пульпе в чаны, начиная с последнего, подается активированный уголь, который периодически перекачивается из последующего чана в предыдущий. Для предотвращения обратного хода угля с потоком пульпы, на выходе каждого контактного чана, начиная со второго, установлены экраны из нержавеющей сетки. Достигнув второго чана (поз.32), уголь максимально насыщается драгоценными металлами и откачивается через грохот для обогащенного угля (поз.30) на процесс элюирования. В чанах поддерживается концентрация активированного угля – 25 г/л пульпы.
5. После завершения выщелачивания, пульпа, через грохот для улавливания мелкого угля (поз.43), поступает для обеззараживания на узел подачи хлорной извести (поз.44). После хлорирования, с концентрацией свободного цианида менее 50 мг/л, пульпа самотеком сбрасывается на хвостохранилище (поз. 45).
Цикл элюирования, электролиза и получения сплава Доре
1. Насыщенный уголь с грохота богатого угля поступает в емкость кислотной промывки (поз.46) порциями по 3.0 – 3.5 тонны, где обрабатывается 3 – 5 % соляной кислотой из кислотной емкости (поз.47), для удаления с поверхности и пор угля карбоната кальция.
2. Кислый раствор, после кислотной обработки, откачивается в кислотную емкость (поз.48), для доукрепления и повторного использования или, после насыщения хлоридом кальция, в кислотную емкость (поз.49), для нейтрализации известью и сброса.
3. Обработанный кислотой уголь отмывается водой до рН = 6.5 – 7.0 и откачивается в емкость элюирования (поз.50) для десорбции.
4. Бедный элюирующий раствор из емкости бедного раствора (пос.52) циркулирует через бойлер (поз. 51) до достижения температуры раствора 110-1300С. Затем в кольцо циркуляции включается емкость с углем для его разогрева. После этого начинается процесс элюирования или стриппинга – раствор циркулирует по схеме: емкость бедного раствора, бойлер, емкость элюации, емкость богатого раствора (поз.53), электролизеры (поз.54-56), емкость бедного раствора. В элюирующем растворе, с помощью каустической соды, поддерживается рН > 12.
5. Обедненный уголь направляется на регенерацию во вращающуюся печь, где поддерживается температура 650 0С, а защитная востановительная атмосфера создается за счет влаги, поступающей с углем. После регенерации и остывания бедный уголь направляется на выщелачивание.
6. Процесс электролиза происходит из богатого раствора при напряжении 3.0 – 3.5 В и токе 200 – 250 А на катоды из металлической шерсти. Электролиз ведут до снижения концентрации золота в бедном растворе до 3.0 мг/л. Осажденные золото и серебро периодически счищают с катодов.
7. Собранный из ванн и с катодов цементат сушат, подвергают окислительному обжигу и направляют на плавку в индукционную печь с гидравлической разгрузкой (поз.58). Плавку проводят с добавкой соды и буры, для окисления и отделения примесей, и кварцевого песка, для разжижения шлаков. Расплав выливают в изложницы. После отделения слитков от шлака, полученный сплав Доре направляют на аффинирование.
На схеме пунктирной линией обозначены установленное, но на данный момент не работающее оборудование, или монтаж которого в данный момент ведется.
|