Исследования по разработке технологии переработки упорной золотосодержащей руды

По уровню запасов и их качеству основные золоторудные месторождения Казахстана сопоставимы с месторождениями зарубежных стран и могут обеспечить более высокий уровень производства золота в стране. В условиях мировых цен конца ХХ столетия из числящихся на балансе общих запасов конкурентоспособными на мировом рынке являются запасы собственно золоторудных коренных месторождений (75%) и комплексных месторождений (25%). Только 41% собственно золоторудных коренных месторождений легкообогатимы и более половины из них относятся к категории технологически упорных. В сравнении с золоторудной минерально-сырьевой базой мира, в Казахстане добыча золота осуществляется, в основном, из комплексных полиметаллических месторождений, в которых золото -меднопорфировые месторождения составляют гораздо меньший удельный вес.

Штокверковый тип характеризуется прожилково-вкрапленным оруденением, связанным с системами разноориентированных кварцевых, кварц-сульфидных и кварц-карбонатных прожилков, приуроченных к эндо- и экзоконтактовым частям интрузий. Рудные тела представлены крутопадающими зонами минерализации (Васильковское, Юбилейное, Жолымбет). Средние содержания золота в рудах 3,6-7,9 г/т. Обогатимость руд различная, в зависимости от форм нахождения золота.

В казахстанских месторождениях меднопорфирового типа (Актогай, Айдарлы, Коунрад, Коксай) содержания золота не превышают 0,1-0,2 г/т, ряд рудных объектов (Бощекуль, Самарское, Коктасжал) характеризуются содержанием 0,2-0,8 г/т. При этом себестоимость переработки считается по основному металлу, а на золото затратами приходится только металлургический передел, начиная с переработки шламов электролитического производства и до аффинажа. Повышенные содержания золота установлены также в рудах медного месторождения жильного типа Шатырколь (0,8 г/т).

Помимо коренных месторождений, в республике Казахстан выявлено и разведано значительное количество проявлений россыпного золота разнообразных по генезису. Основными являются аллювиальные и аллювиально-пролювиальные россыпи современной гидрографической сети. Расположены они преимущественно в горных системах Восточного и Южного Казахстана (Южный Алтай, Калба, Тарбагатай, Джунгарский и Заилийский Алатау, Каратау) и характеризуются небольшими размерами и запасами при средних содержаниях золота 600-700 мг/м3.

Известно, что в Казахстане более существенную роль, как в запасах так и в добыче играют комплексные месторождения, гораздо меньший удельный вес имеют золото-меднопорфировые месторождения и россыпные месторождения.

Основные проблемы минерально-сырьевой базы золоторудной промышленности Казахстана следующие:

• -    пока отсутствуют новые крупные золоторудные месторождения, которые могли бы служить базовыми объектами для устойчивого развития отрасли на длительную перспективу. При государственном финансировании геофизических и геологоразведочных работ возможно нахождение таких объектов;

• -    более 50% имеющихся активных запасов руд характеризуются как сложные для обогащения, содержат вредные примеси - мышьяк и сурьму. Для их освоения требуется более квалифицированный подход в плане разработки технологий с учетом жестких экологических требований, более серьезных и долговременных инвестиций;

• -    имеющиеся запасы золота по собственно золоторудным месторождениям не обеспечивают прогнозируемый уровень производства золота по Республике в 30-35 тонн;

• -    ошибочное применение, или копирование технологий (большей частью западных), включающих и финансовые технологии, позволяющих получить быструю прибыль с наиболее богатой и легко обогатимой части месторождения, а остальную часть признать нерентабельной с соответствующим пересчетом запасов в сторону уменьшения;

• -    возможности расширения минерально-сырьевой базы за счет комплексных месторождений лимитируется отсутствием подготовленных крупных резервных месторождений.

Экспериментальная часть

Цианирование руды пробы 1. Предварительно были поставлены опыт по определению оптимального расхода 96 % активной извести (таблица 1). Масса навески составила 100 г, расход и начальная концентрация цианида составили 200 мл и 0,08% соответственно.

Определение оптимального расхода извести при цианировании руды пробы 1

Показатели	номера опытов
	1	2	3	4	5	6	7	8	9
Концентрация цианида, % начальная конечная	0,08 0,02	0,08 0,06	0,08 0,07	0,08 0,07	0,08 0,07	0,08 0,072	0,08 0,072	0,08 0,075	0,08 0,075
Расход цианида, кг/т	1,2	0,4	0,2	0,2	0,2	0,15	0,15	0,10	0,10
Загрузка извести, кг/т	–	0,5	0,75	1,0	1,25	1,50	1,75	2,0	2,5
Продолжительность перемешивания, час	24	24	24	24	24	24	24	24	24
Остаточная    концентрация извести в растворе, %	–	0,005	0,015	0,035	0,05	0,065	0,065	0,07	0,07

Полученные результаты показывают, что расход извести, обеспечивающий достаточную концентрацию щелочи в цианистом растворе (0,038 %), составляет 1,0 кг/т 96 % активности извести. При таком расходе извести расход цианида составил 0,2 кг/т против 1,2 кг/т в отсутствии извести при цианировании.

В опытах по цианированию проверялась возможность извлечения золота непосредственно из руды. Результаты опытов по определению влияния продолжительности агитации представлены в таблице 2.

Таблица 2

Влияние продолжительности агитации на извлечение золота цианированием из исходной руды пробы 1

Показатели	номера опытов
	10	11	12	13	14	15	16	17	18	19
Продолжительность агитации, час	2	4	6	8	10	12	16	20	24	48
Конечная концентрация цианида, %	0,065	0,065	0,062	0,060	0,06	0,06	0,06	0,055	0,055	0,055
Содержание золота, г/т в исх. продукте в хвостах цианир-я	9,6 2,6	9,6 1,9	9,6 1,8	9,6 1,7	9,6 1,4	9,6 1,3	9,6 1,1	9,6 1,0	9,6 0,9	9,6 0,9
Извлечение золота, %	72,92	80,81	81,25	82,71	85,42	86,46	88,54	89,58	90,63	90,63

Масса навески составила 300 г, крупность измельчения по классу -0,074 мм 80%, плотность пульпы 40%, расход извести 1 кг/т.

Как видно из таблицы 12, продолжительность цианирования исходной руды должна быть не менее 24 часов, что обеспечивает извлечение золота в раствор из руды пробы 1 на 90,63 %.

Влияние крупности измельчения на процесс цианирования представлено в таблице 3. Масса навески составила 300 г, продолжительность агитации 24 ч, начальная и конечная концентрации цианида во всех опытах составили 0,065 и 0,05 % соответственно, расход цианида 0,225 кг/т, извести 1 кг/т.

Таблица 3

Влияние крупности измельчения на извлечение золота цианированием исходной руды пробы 1

Показатели	Номера опытов
	20	21	22	23	24	25	26	27	28
Крупность измельчения по кл. -0,074 мм	47,2	55,0	66,0	71,4	78,1	84,54	85,86	87,9	100
Извлечение золота, %	83,33	86,46	87,50	90,63	91,14	91,14	91,14	90,63	90,14
Содержание золота, г/т в исходном продукте в хвостах цианирования	9,6 1,6	9,6 1,3	9,6 1,2	9,6 0,9	9,6 0,85	9,6 0,85	9,6 0,85	9,6 0,9	9,6 0,85

Данные таблицы показывают, что необходимая крупность измельчения руды должна составлять 80 – 85% класса мельче 74 мкм. Более тонкое измельчение руды на извлечение золота цианированием влияние не оказывает. Хвосты цианирования отходят с содержанием золота 0,9 г/т.

Цианирование руды пробы 2. Опыты по определению оптимального расхода извести (таблица 4) показали, что как и в предыдущих экспериментах наиболее оптимальным является расход извести – 1 кг/т, позволяющий поддерживать достаточную концентрацию щелочи в цианистом растворе (0,038 %).

Таблица 4

Определение оптимального расхода извести при цианировании руды пробы 2

Показатели	№ опытов
	29	30	31	32	33	34	35	36
Конечная        концентрация цианида, %	0,025	0,0625	0,0625	0,0625	0,0625	0,0625	0,0625	0,07
Расход цианида, кг/т	1,0	0,25	0,25	0,25	0,15	0,15	0,15	0,1
Загрузка извести, кг/т	–	0,5	0,75	1,0	1,25	1,50	1,75	2,0
Остаточная концентрация свободной извести в растворе, %	–	0,025	0,025	0,034	0,048	0,053	0,053	0,058

Изучение влияния крупности измельчения исходной руды на извлечение золота цианированием (таблицы 16) показало, что содержание золота в хвостах цианирования 0,7–0,8 г/т достигается при измельчении руды до 80–85% кл.-0,074 мм. При этом начальная и конечная концентрации цианида были 0,06 и 0,05 % соответственно, расход цианида составил 0,15 кг/т, извести 1 кг/т, плотность пульпы 40%.

• 1    При разработке технологии извлечения золота из упорных коренных золотосодержащих руд было проведено исследование технологических свойств трех проб руды штокверкового Васильковского месторождения различных его участков.

Все пробы представлены грано - и габбродиоритами, подверженными в различной степени механическому и гидротермическому изменениям.

Все три пробы можно отнести к кварцевосульфидным с бедной сульфидной минерализацией (содержание сульфидов от 5,23% до 6,66%).

• 2    Основным рудным минералом является арсенопирит, на долю которого приходится от 79% до 86% всей сульфидной минерализации. В подчиненном отношении содержится пирит (10–15%) и в небольших количествах сульфиды меди, свинца, цинка.

• 3    Золота в рудах представлено мелким, тонким, ассоциированным как с сульфидными, так и с породными минералами. Крупность ассоциированного золота колеблется от нескольких микрометров до 10–20 микрометров.