Опыт «Иргиредмет» в области техники и технологии извлечения золота

На сегодняшний день, перед специалистами обогатительной отрасли остро стоит вопрос о необходимости вовлечения в переработку золотосодержащих руд, обладающих двойной упорностью за счет ассоциации ценного компонента с сульфидной составляющей, и присутствия углеродистого вещества.

Практика работы предприятий на сырье подобного типа свидетельствует об особой сложности переработки сульфидного материала, содержащего в составе углеродистое вещество. Прямое цианирование углеродсодержащего сырья дает низкое извлечение золота вследствие его ассоциации с сульфидами, а также эффекта прегроббинга — сорбции соединений золота на органическом углероде [1].

Существует несколько возможных путей снижения природной сорбционной активности, связанной с присутствием углеродистой составляющей. 

1. Удаление углеродистого вещества перед операцией сульфидной флотации:

• путем обесшламливания питания флотации [2];   
• предварительное флотационное выделение углеродистого вещества [3, 4].

2. Выведение углеродистого вещества из продуктов обогащения (перед гидрометаллургической переработкой):

• гравитационная перечистка флотоконцентратов (например, центробежная концентрация);  
• удаление углистой составляющей путем гидроциклонирования [2, 5].

3. Депрессия (подавление) флотационных свойств углистого вещества за счет введения в процесс флотации соответствующих реагентов (таких как Dispersogen 5755; AERO 633) [5, 6, 7].

В АО «Иргиредмет», на основании результатов лабораторных исследований и полупромышленных испытаний, был разработан Технологический регламент по рудоподготовке и обогащению по флотационной технологии первичной руды одного из месторождений, обладающей двойной упорностью. Схема предусматривала двухстадиальное измельчение и флотационное обогащение: угольную и сульфидную операции с перечисткой концентратов. 

При этом концентрат перечистки углистой флотации содержал определенную часть золота, и ввиду отсутствия рентабельной на тот период технологии переработки продуктов подобного состава, в регламенте было рекомендовано направление угольного концентрата в спец. отвал.

Далее работами, выполненными в АО «Иргиредмет» на пробах руды, планируемых к первоочередной отработке, была показана возможность снижения массовой доли органического углерода во флотоконцентрате до 0,2 %, при использовании реагента-подавителя органического углерода (РПУ) марки Р-2 [8, 9], позволяющего исключить операцию угольной флотации.

На представительной пробе руды данного месторождения были проведены полупромышленные испытания по сравнению двух схем обогащения:

• схема с предварительным выделением углистой составляющей путем флотации (Вариант I);   
• схема с подавлением углистой составляющей (Вариант II).

В таблице 1 представлен минеральный состав исходной руды с учетом данных рентгеноструктурного и химического анализов, в таблице 2 — результаты рационального анализа.

Минералы	Массовая доля, %
Кварц	35
Полевые шпаты (плагиоклазы, КПШ)	17,4
Слюдисто-гидрослюдистые минералы (серицит, гидросерицит, иллит)	25
Карбонаты (доломит, анкерит, сидерит)	16
Сульфиды, в т.ч.: Пирит / Арсенопирит / Сфалерит / Халькопирит / Галенит	5,1 / 3,6 / 1,5 / Редкие зерна / Редкие зерна / Редкие зерна
Скородит	Редкие зерна
Ярозит	0,3
Оксиды железа (гематит, лимонит, гетит)	1
Углеродистое вещество	0,2
Итого:	100

Табл. 1. Минеральный состав руды

Формы нахождения золота и характер его ассоциации с рудными и породообразующими компонентами	Распределение золота
	г/т	%
Свободное (амальгамируемое)	0,09	3,1
В виде сростков с рудными и породообразующими компонентами (цианируемое в присутствии сорбента)	0,73	25,5
Всего в цианируемой форме	0,82	28,6
Извлекаемое цианированием после обработки щёлочью  (золото в поверхностных плёнках)	0,03	1
Извлекаемое цианированием после обработки соляной кислотой (ассоциированное с гидроксидами железа, карбонатами и пр.)	0,14	4,9
Извлекаемое цианированием после обработки азотной кислотой (ассоциированное с сульфидами: пиритом и пр.)	1,6	55,7
Извлекаемое цианированием после окислительного обжига (ассоциированное с углистым веществом, а также с тонкими сульфидами, вкрапленными в породообразующие минералы)	0,16	5,6
Тонко вкрапленное в породообразующие минералы	0,12	4,2
Итого: в пробе (по балансу)	2,87	100

Табл. 2. Результаты рационального анализа 

По данным минералогического анализа, рудные минералы представлены в основном сульфидами — пиритом (3,6 %) и арсенопиритом (1,5 %), на долю гипергенных приходится 1,3 %. Массовая доля углеродистое вещество (в виде керогена) равна 0,2 %.

Данные рационального анализа показывают высокую степень технологической упорности исходной руды, по отношению к сорбционному цианированию: данным способом из руды извлекается 28,6 % золота. Цианируемый благородный металл в основном представлен сростками с рудными и породообразующими компонентами, массовая доля свободного (амальгамируемого) золота незначительна (чуть более 3 %).

Главной причиной упорности руды является тесная ассоциация золота с сульфидами (пиритом, арсенопиритом и пр.) — 55,7 % приходится на сульфиды, растворимые в азотной кислоте, и 5,6 % металла связано с тонко вкрапленными в породообразующие минералы сульфидами, разлагающимися только после окислительного обжига. Следует отметить, что в процессе окислительного обжига выгорает также и углистое вещество, с которым ассоциирована определённая массовая доля благородного металла. Помимо этого, упорное золото связано с комплексом минералов, растворимых в соляной кислоте (гидроксидами железа, карбонатами и пр.) — 4,9 %; с породообразующими минералами — 4,2 %, а также заключено в поверхностные плёнки — 1,0 %.

Схема проведения полупромышленных испытаний по ранее разработанной технологии представлена на рисунке 1.

Рис. 1. Регламентная схема с угольной флотацией

Питанием флотации являлся слив классификатора, при этом реагенты для операции угольной флотации подавались в пески классификатора (в процесс измельчения). Получаемый концентрат угольной флотации подвергался перечистке в щелочной среде, промпродукт объединялся с хвостами угольной флотации и направлялся на операцию сульфидной флотации. Для концентрата основной флотации были предусмотрены две стадии перечистки. 

Хвосты основной флотации направлялись на две контрольные операции флотации. Промпродукты перечисток и концентраты контрольных флотаций возвращались в процесс в качестве циркулирующих нагрузок.

На рисунке 2 показана откорректированная схема переработки руды, в которой для снижения влияния органического углерода на технологические показатели обогащения использован метод депрессии его флотационных свойств.

Рис. 2. Откорректированная схема с углеподавлением

Из рисунков 1 и 2 видно, что схема с углеподавлением позволила исключить из процесса передел угольной флотации (сокращение количества флотомашин), а также взрывопожароопасные реагенты, такие как керосин и бутиловый спирт. Кроме того, из перечня реагентов флотационного узла исключена известь.

Результаты усредненных среднесменных балансов по двум вариантам схем флотационного обогащения, полученные при проведении полупромышленных испытаний, представленных в таблице 3, позволяют сделать вывод о преимуществе технологии обогащения по варианту II (с применением реагента углеподавителя Р-2). При обогащении руды, по рекомендованной ранее схеме (вариант I), в концентрат угольной флотации извлекается 16,7 % углерода, но при этом данный продукт значительно обогащен по содержанию золота — 43,4 г/т, при извлечении благородного металла 8 %. В сульфидный концентрат II перечистки извлечение золота составило 76,1 %, извлечение органического углерода — 14,6 %.

Продукт	Выход, %	Содержание			Извлечение, %
		Au, г/т	Сорг., %	Sсульф.,%	Au	Сорг.	Sсульф.
Вариант I
Концентрат угольной перечистки	0,47	43,4	4,26	13,29	8	16,7	2,9
Концентрат II сульфидной перечистки	6,05	32,05	0,29	31	76,1	14,6	87,1
Хвосты флотации	93,48	0,43	0,09	0,23	15,9	68,7	10
Питание по балансу	100	2,55	0,12	2,15	100	100	100
Вариант II
Концентрат II сульфидной перечистки	5,65	38,8	0,14	33,02	85,9	6,1	86,8
Хвосты флотации	94,35	0,38	0,13	0,3	14,1	93,9	13,2
Питание по балансу	100	2,55	0,13	2,15	100	100	100

Табл. 3. Результаты полупромышленных испытаний флотационного обогащения по двум вариантам технологий снижения сорбционной активности флотокнцентрата

По второму варианту схемы, извлечение золота в концентрат II перечистки составило 85,9 %, извлечение органического углерода — 6,1 %.

Сравнивая уровень содержания органического углерода в конечном продукте обогащения — концентрате II перечистки, следует отметить, что в первом случае его доля в данном продукте составляет 0,29 %, во втором – осталась на уровне содержания в исходной руде — 0,14 %.

Гидрометаллургические исследования, проведенные на наработанных по обоим вариантам флотоконцентратах показали, что извлечение золота в сплав Доре после автоклавного вскрытия флотоконцентрата возрастает с 93 (по варианту I) до 96 % (по варианту II).

Таким образом, результаты проведенных полупромышленных испытаний свидетельствуют об эффективности применения реагента углеподавителя Р-2 при флотации углистых золотосодержащих руд. В настоящее время осуществляется промышленное освоение разработанной технологии. 

1. Зайцев П.В. Автоклавное окисление золотосодержащих концентратов двойной упорности. Диссертация на соискание учёной степени кандидата технических наук. 2015.
2. Бочаров В.А., Абрютин Д.В. Технология золотосодержащих руд. М. Издательский дом «МИСиС». 2011. С. 419.
3. Гурман М.А., Александрова Т.Н., Щербак Л.И. Флотационное обогащение бедной золото — и углеродсодержащей руды. // Горный журнал. 2017. № 2. С. 70–73.
4. Богудлова А.И. Выбор оптимальной схемы обогащения углистой золотосодержащей руды, обладающей двойной упорностью. Плаксинские чтения. Иркутск 2015. С. 103–104.
5. Ковалев В.Н., Голиков В.В., Рылов Н.В. Анализ и выбор технологии переработки упорной золотосульфидной углеродсодержащей руды месторождения «Бакырчик». // Обогащение руд. 2017. № 2. С. 21–25.
6. Александрова Т.Н., Цыплаков В.Н., Ромашев А.О., Семенихин Д.Н. // Удаление сорбционно-активных углеродистых веществ из упорных золотосульфидных руд и концентратов месторождения «Майское». Обогащение руд. 2015. № 4. С. 3–7.
7. Пат. № 2630073 Р.Ф, МПК С22В, B03D 1/002, В03D 101/06. Способ флотационного обогащения золото-углеродсодержащих руд. // Кузина З.П., Малыхин Д.В., Елизаров Р.Г., Малыхин Д.В., Ковалев Н.В. Заявитель и патентообладатель: АО «Полюс Красноярск». № 2015133424; заявлен 10.08.2015; опубл. 05.09.2017. Бюл. № 25.
8. ТУ 20.59.59 — 001 — 65302410 — 2018. Реагент Р2. Общество с ограниченной ответственностью "Биополикрафт». Москва, 2018. 3 c.
9. Пат. № 2655509 Р.Ф, МПК B03D 1/02. Способ переработки углистых золотосодержащих руд. // Панченко Г.М., Высотин В.В., Винокурова М.А., Сосипаторов А.И., Коблов А.Ю. Заявитель и патентообладатель: АО «Иргиредмет». № 2016149980; заявлен 19.12.2016; опубл. 09.06.2018.

Опубликовано в журнале "Золото и технологии" № 3/сентября 2018 г.