Разработка и внедрение гравитационно-цианистой технологии переработки высокосорбционно-активной руды с последующим переходом на гравитационно-флотационно-цианистую схему

Проблеме переработки углистых сорбционно-активных золотых руд посвящено большое количество публикаций, которые отражены в обзорах [1–7]. Технология извлечения золота из таких продуктов предполагает использование более сильных адсорбентов (активные угли и ионообменные смолы для процессов сорбционного цианирования CIL и RIL) [8], а также проведение операций, связанных с удалением углистого вещества гравитационными или флотационными методами либо окислительным обжигом [9–14]. Также используется реагентная обработка углистого вещества, подавляющая его сорбционную активность: обработка окислителями, органиче- 6

скими соединениями, биореагентами [15–18]. Кроме того, для повышения извлечения золота применяют схемы гравитационного и гравитационно-флотационного обогащения, в том числе гравиоперечистку флотоконцентра-тов [19] с переработкой гравиоконцентратов в отдельном цикле, снижая соотношение Au:Cорг в материале, подвергаемом цианированию, и потери золота при этом. Кроме того, снижение потерь с хвостами выщелачивания углистых руд возможно также за счет проведения дополнительной стадии высокотемпературного цианирования (процесс HiTeCC) [20–22].

Институт «Иргиредмет» активно вовлечен в поиск путей решения проблем, возникающих при переработке углистых золотосо- держащих руд. За последние годы проведены несколько поисковых исследований по разработке инновационных методов переработки таких руд и методик их исследования. Также проведены полноценные технологические исследования для сорбционно-активных золотых руд более чем 30 месторождений, в данной статье приведены результаты для руд одного из них.

Одно из крупных золотодобывающих предприятий на Дальнем Востоке России с 2011 г. вело переработку легкоцианируемой руды по технологии прямого цианирования с ионообменной смолой (RIL-процесс) при показателе извлечения золота более 90 %. В последние годы производительность золотоизв-лекательной фабрики (ЗИФ) по руде составляла не менее 3,6 млн т в год, однако запасы легкоцианируемых руд были практически исчерпаны к 2024 г.

Начиная с 2011 г. при участии «Иргиредмета» в качестве альтернативного сырья для ЗИФ рассматривались руды близлежащего месторождения, которые характеризуются ярко выраженной сорбционной активностью (СА) из-за наличия органического углерода. Лабораторные исследования выполнены бо- лее чем для 50 частных лабораторных проб (массой 5–500 кг). Для 6 крупнотоннажных проб (массой 5–90 т) выполнен полный цикл НИР, включая полупромышленные и опытнопромышленные испытания по нескольким вариантам схем (прямое цианирование, грави-тационно-цианистая и гравитационно-флота-ционно-цианистая схемы). В статье речь пойдет о крупнотоннажных пробах руды последних лет, наиболее представительно отобранных в ходе планомерного освоения месторождения. Цель исследований – разработка и внедрение экономически эффективной гравита-ционно-цианистой технологии переработки упорной высокосорбционно-активной руды с дальнейшим внедрением гравитационно-фло-тационно-цианистой схемы.

Объект исследований

Основными рудообразующими компонентами руды являются железо и сера. Массовая доля общего железа составляет ~ 3,0 %, с преобладанием оксидной формы ~ 2,5 %. Массовая доля сульфидной серы и органического углерода (С орг ) по ~ 0,4 %. Основным полезным компонентом в рудах является золото в количестве 0,9–1,2 г/т. В табл. 1 приве-

Таблица 1

Минеральный состав руды

Table 1

Mineral composition or the ore

Минералы, группы минералов Массовая доля, % Проба 2021 г. Проба 2023 г. Кварц 34,0 34,0 Полевые шпаты (плагиоклазы, ортоклаз) 44,0 41,0 Слюдисто-гидрослюдистые минералы (мусковит, серицит, гидросерицит), хлорит 13,0 16,0 Карбонаты (анкерит, сидерит, кальцит) 4,8 5,4 Сульфиды, в том числе: 1,1 1,0 пирит, марказит 0,5 0,6 арсенопирит 0,6 0,4 пирротин, халькопирит, сфалерит, галенит Редкие и единичные зерна Редкие и единичные зерна Гидроксиды железа (лимонит, гетит, гидрогетит) 1,5 1,1 Скородит, ярозит 0,1 0,1 Оксиды титана (рутил, лейкоксен) 0,5 0,4 Барит 0,1 0,3 Апатит 0,3 0,2 Углеродистое вещество 0,6 0,5 Акцессорные минералы: магнетит, циркон, монацит Редкие и единичные зерна Редкие и единичные зерна Итого: 100,0 100,0 ден минеральный состав двух крупнотоннажных проб руды типового для данного месторождения состава. Руды на 95,8–96,8 % состоят из породообразующих минералов, сульфиды представлены в основном пиритом, марказитом (0,5–0,6 %) и арсенопиритом (0,4–0,6 %), практически полностью вскрываемыми при измельчении руды до крупности 0,1 мм. Углеродистое вещество представляет собой аморфную разновидность разупорядоченного углерода – рентгеноаморфный кероген (0,5–0,6 %), а также присутствует в виде битумоидов.

В рудах преобладает мелкое, тонкое и тонкодисперсное золото (минус 0,071 мм) на уровне 85–97 %, на долю крупного золота (плюс 0,071 мм) приходится 3–15 %. Частиц золота крупнее 0,25 мм в изученных пробах руды не обнаружено.

По результатам рационального анализа доля свободного (амальгамируемого) золота составила 38–45 %, доля золота в цианируе-мой форме – 81–87 %. В упорной, недоступной цианированию форме находится 13–19 % золота, из них 4–6 % ассоциировано с сульфидами, 4–5 % тонко вкраплено в породообразующие минералы, 2–3 % вкраплено в углероде, остальное заключено в минералах, растворимых в NaOH и HCl.

Однако в первую очередь упорность всех без исключения изученных проб руды связана с их крайне высокой СА из-за органического углерода. В стандартных бутылочных тестах концентрация Au в жидкой фазе хвостов цианирования проб руды (без искусственного сорбента) не превышает 0,02–0,03 мг/дм3, что соответствует величине СА 95–97 % (по методике института «Иргиредмет» рассчитывается как доля растворимого золота, сорбируемого твердой фазой пульпы в ходе опытов по цианированию без добавки искусственного сорбента). В противоточном сорбционном процессе столь низкая концентрация Au в жидкой фазе не позволяет насыщать сорбент, в результате чего извлечение Au падает до 54–61 % (в среднем 57 %). Другими словами, извлечение, полученное по рацанализу, принципиально недостижимо в производственных условиях из-за высокой СА сырья.

Для изучения руды применен полный набор технологических методик по разработке технологии переработки руды, включая гравитационные и флотационные тесты, тесты по цианированию на бутылочном агитаторе, а также укрупненно-лабораторные, полуза- водские и опытно-промышленные испытания в замкнутом цикле с полным оборотом продуктов и растворов.

В качестве аналитических методов использованы пробирный и пробирно-атомноабсорбционный анализ на Au и Ag, ICP-AES анализ жидкой и твердой фаз на 30 элементов, атомно-абсорбционный анализ на Au, количественный рентгенофлуоресцентный, рентгеноспектральный анализы, рентгеноструктурный фазовый анализ на аппарате XRD-6000 (Shimadzu), минералогический анализ проб руды и концентратов, ИК-спектрометриче-ский анализ на органический углерод и серу, фазовый анализ на Au, Fe и S, сцинтилляционный анализ, атомно-эмиссионный анализ Au, озоление с последующим царсководочным растворением и атомно-абсорбционным анализом растворов для определения содержания Au в ионообменных смолах и активных углях, исследования на сканирующем электронном микроскопе TESCAN TIMA, волюмометриче-ские методы определения NaOH, CaO, NaCN в жидкой фазе, потенциометрия.

Гравитационно-цианистая схема

Тестовые исследования показали, что все изученные руды достаточно эффективно обогащаются гравитационными методами – извлечение Au в E-GRG-тестах достигает 70–80 % при выходе концентрата 1–5 % и при этом образуются неупорные или малоупорные концентраты с показателем цианирования на уровне 85–95 % и малой СА на уровне 0–20 %. Это значит, что существует возможность посредством гравитационного обогащения выделить часть золота в неупорный продукт и процианировать его отдельно с более высокими показателями, чем при прямом цианировании руды, что в конечном итоге обеспечивает прирост сквозного извлечения Au.

В 2021–2023 гг. были проведены детальные исследования гравитационно-цианистой схемы с прицелом на внедрение данной технологии на вышеупомянутой ЗИФ. Выполнены следующие виды работ:

• •    обоснована двухстадийная схема гравитации – на первой стадии использован более дешевый и менее обводненный классический гравитационный узел «отсадочная машина + концентрационный стол», извлекающий относительно крупное золото, на второй стадии – центробежные концентраторы (ЦК), доизвле-кающие тонкое золото;

• •    обоснован выход объединенного концентрата гравитации на уровне 1,2 %, так как дальнейшее повышение выхода приводит лишь к незначительному повышению извлечения Au в концентраты, но существенно снижает его качество по С орг (образуются концентраты с высокой СА);

• •    определена невозможность выделения «золотой головки» в ходе обогащения, содержание Au в наиболее богатой фракции не превышает 2 кг/т. Для переработки объединенного гравиоконцентрата и хвостов гравитации рекомендованы раздельные CIL-процессы;

• •    проведены исследования и опытно-промышленные испытания по обезуглероживанию хвостов гравитации перед цианированием методами гидроклассификации и флотации. Несмотря на заметное снижение СА хвостов гравитации и повышение операционного извлечения Au при их цианировании на ~ 5 %, потери Au с высокоуглистой фракцией оказались неприемлемо высоки так, что сквозное извлечение Au с операцией обезуглероживания оказалось приблизительно таким же, как и без нее. Операция обезуглероживания не дала искомого эффекта;

• •    оптимизированы условия цианирования хвостов и концентрата гравитации. Для хвостов гравитации изучено несколько органических реагентов-подавителей СА углерода в

цианистом процессе, наилучшее результаты дало дизельное топливо (0,5 кг/т) – СА снижена с 95–99 до 70–80 %, операционное извлечение Au при цианировании повышено на 5–10 %;

• •    подробно изучены три сорбента для цианирования продуктов обогащения: низкоосновная и высокоосновная ионообменные смолы и активный уголь. Проведены непрерывные испытания с противотоком сорбента. Наилучшие технико-экономические показатели обеспечил активный уголь, который и был выбран для технологии;

• •    проведены многочисленные полу- и опытно-промышленные испытания разработанной гравитационно-цианистой схемы, извлечение Au в гравиоконцентрат находилось в пределах 50–65 %, извлечение Au из гравио-концентрата – в пределах 87–95 %, извлечение Au из хвостов гравитации – в пределах 25–40 %, сквозное извлечение золота из руды – в пределах 63–69 %. В табл. 2 приведены результаты заключительных опытно-промышленных испытаний на пробе руды массой 90 т.

Таким образом, гравитационно-цианис-тая схема обеспечила прирост сквозного извлечения Au из руды в среднем на 9 % по сравнению с технологией прямого цианирования.

Таблица 2

Результаты опытно-промышленных испытаний гравитационно-цианистой технологии переработки руды

Table 2

The results of pilot tests of gravity cyanide ore processing technology

Показатели			Значения
Содержание Au в	руде, г/т		0,955
Гравитация	Гравиоконцентрат	Выход, % (от руды)	1,091
		Содержание Au, г/т	54,54
		Извлечение Au, % (от руды)	62,3
	Хвосты гравитации	Выход, % (от руды)	98,909
		Содержание Au, г/т	0,364
		Извлечение Au, % (от руды)	37,7
Цианирование продуктов обогащения	Гравиоконцентрат	Операционное извлечение при цианировании, %	89,5
		Сквозное извлечение Au из концентрата, % (от руды)	55,8
	Хвосты обогащения (гравитации / флотации)	Операционное извлечение при цианировании, %	26,7
		Сквозное извлечение Au из хвостов обогащения, % (от руды)	10,0
Итого		Суммарное сквозное извлечение Au из руды, %	65,8

В 2023 г. был разработан технологический регламент (ТР) процесса переработки рассматриваемой руды на вышеупомянутой ЗИФ с максимальным использованием существующего на ней оборудования. Схема ТР включает следующие основные операции: дробление руды, двухстадиальное измельчение (МПСИ + МШЦ), двухстадиальное гравитационное обогащение руды («отсадка – стол» и центробежные концентраторы), раздельное сорбционное цианирование объединенного гравиоконцентрата и хвостов гравитации с применением активного угля, десорбция золота из насыщенного угля и вторичное концентрирование, термическая реактивация оборотного угля, электролиз богатых элюатов, плавка катодных осадков на сплав Доре. Сквозное извлечение золота из руды в конечную продукцию заложено на уровне 66,3 % при его содержании в руде 1,12 г/т. Принципиальная схема технологии представлена на рис. 1, расход материалов и реагентов на технологию приведен в табл. 3.

Рис. 1. Принципиальная схема гравитационно-цианистой технологии переработки высокосорбционно-активной руды, заложенная в технологический регламент Fig. 1. Schematic diagram of the gravitational cyanide technology for processing highly sorption-active ore, incorporated into the technological regulations

Таблица 3

Расход реагентов по гравитационно-цианистой технологии

Table 3

Reagent consumption by gravity cyanide technology

Наименование реагентов	Удельный расход материалов и реагентов
	Химически чистый реагент (100 %), кг на 1 т руды	Содержание основного вещества по ГОСТ (не менее), масс. %	Технический реагент / материал, кг на 1 т руды
Шары помольные	–	–	2,0
Футеровка мельниц 1-й стадии	–	–	0,1
Футеровка мельниц 2-й стадии	–	–	0,2
Футеровка щековой дробилки	–	–	0,05
Известь (CaO)	1,06	50	2,12
Цианид натрия (NaCN)	0,84	98	0,85
Гидроксид натрия (NaOH)	0,15	94	0,16
Активный уголь	–	–	0,077
Флокулянт	–	–	0,018
Дизельное топливо	–	–	0,50
Соляная кислота (техн.)	–	37	0,21

Гравитационно-флотационно-цианистая схема

Руда и хвосты гравитационного обогащения рассматриваемой руды достаточно хорошо обогащаются посредством сульфидной флотации, которая позволяет провести селекцию Au и Сорг и снизить упорность золота в составе флотоконцентрата по сравнению с хвостами гравитации, что в конечном итоге повышает сквозное извлечение Au из руды. Тем не менее образуются флотоконцентраты с высокой СА на уровне 80–90 %, что требует применения специальных методов их получения и переработки.

Начиная с 2011 г. параллельно с НИР по гравитационно-цианистой схеме «Иргиредмет» проводил исследования по гравитационно- флотационно-цианистой схеме. Гравитационный узел принят аналогичным гравитацион-но-цианистой схеме, то есть на первой стадии применен узел «отсадка – стол», на второй стадии центробежные концентраторы с суммарным выходом концентрата ~ 1,2 %.

На нескольких десятках проб, включая многотоннажные, проведены детальные исследования по флотации хвостов гравитации и цианированию флотоконцентратов:

• •    оптимизирован режим флотационного обогащения и расход реагентов, который приведен в табл. 4;

• •    проведены исследования по подбору реагентов-подавителей флотации углерода. Оптимальной оказалась добавка реагента Р-2 в количестве 150 г/т, которая снижает СА

Таблица 4

Режимные параметры флотационного обогащения хвостов гравитации

Table 4

Regime parameters of flotation enrichment of gravity tails

Операция	Расход реагента на 1 т, г				Продолжительность флотации, мин	Содержание твердого, %
	Р-2	БКК*	ТАФ-7Ж**	Т-92
I Основная флотация	100	120	12	50	2	25–28
II Основная флотация	50	40	–	–	6
Контрольная флотация	–	40	–	25	15
Перечистная флотация	–	–	–	–	2	8–12

ББК – бутиловый ксантогенат калия;

*

ТАФ-7Ж – натриевая соль диизопропилдитиофосфорной кислоты.

концентратов с 80–90 до 70–80 % (снижение расхода Р-2 приводит к резкому повышению СА и снижению сквозного извлечения Au, повышение расхода приводит к неприемлемому повышению потерь Au с хвостами флотации);

• •    оптимизирован режим CIL-цианирования флотоконцентратов, рекомендовано использовать добавку ДТ в количестве 3 кг/т, которая снижает СА твердой фазы до ~ 50 % и повышает операционное извлечение Au из концентратов на 5–10 %;

• •    для доизвлечения золота, сорбированного твердой фазой пульпы хвостов цианирования флотоконцентратов и гравиоконцентра-тов (золота, потерянного из-за эффекта прег-роббинга), были изучены процессы высокотемпературной обработки хвостов CIL. Изучено две модификации высокотемпературного процесса – сорбционная обработка (так называемое горячее цианирование) и отмывка на фильтре, запатентованная «Иргиредметом». Показано, что эффективная продолжительность этих процессов составляет не более

  

  Рис. 2. Принципиальная схема испытанной гравитационно-флотационно-цианистой технологии переработки высокосорбционно-активной руды

  Fig. 2. Schematic diagram of the tested gravity-flotation-cyanide technology for processing highly sorption-active ore

  
  

0,5 ч при соразмерном операционном извлечении Au на уровне 20–30 %. Использование реагентов (NaOH и NaCN) на высокотемпературной стадии дало незначительный прирост извлечения Au (2–3 %), но оказалось нерентабельным;

• •    в 2024 г. проведены полупромышленные испытания на массе руды 5 т по гравита-ционно-флотационно-цианистой схеме с применением высокотемпературной стадии, схема

проведения испытаний приведена на рис. 2, результаты испытаний – в табл. 5. Извлечение Au в гравиоконцентрат составило 53,9 %, во флотоконцентрат – 33,1 %, операционное извлечение Au из гравиоконцентрата – 91,9 %, из флотоконцентрата – 73,4 %, из объединенных хвостов CIL (смесь хвостов CIL-цианирования гравио- и флотоконцентратов) – 25,9–27,0 %, сквозное извлечение золота из руды – 77,2–77,4 %.

Таблица 5

Результаты полупромышленных испытаний гравитационно-флотационно-цианистой технологии переработки высокосорбционно-активной руды

Table 5

Results of semi-industrial tests of gravity-flotation-cyanide technology for processing highly sorption-active ore

Показатели		Значения
Содержание Au в исходной руде, г/т		0,890
Гравитационное обогащение	Выход гравиоконцентрата, %	1,220
	Содержание Au в концентрате, г/т	39,3
	Извлечение Au в гравиоконцентрат, %	53,9
	Содержание Au в хвостах гравитации, г/т	0,412
Сульфидная флотация	Расход углеподавителя, г/т	150
	Выход флотоконцентрата, %	2,134
	Содержание Au в концентрате, г/т	13,80
	Извлечение Au во флотоконцентрат, % (от руды)	33,1
	Содержание Au в хвостах флотации, г/т	0,12
	Потери Au c хвостами флотации, % (от руды)	13,0
Суммарное сквозное извлечение Au в концентраты, %		87,0
Цианирование гравиоконцен-трата в динамическом режиме	Содержание Au в хвостах CIL, г/т	3,19
	Операционное извлечение Au, %	91,9
	Потери Au c хвостами цианирования гравиоконцентрата, % (от руды)	4,4
Цианирование (CIL) флото-концентратов в динамическом режиме	Содержание Au в хвостах CIL, г/т	3,67
	Операционное извлечение Au при цианировании, %	73,4
	Потери Au c хвостами цианирования флотоконцентрата, % (от руды)	8,8
Сквозное извлечение Au из концентратов на стадии CIL (от руды), %		73,8
Высокотемпературная обработка объединенных хвостов CIl (гравио- + флотоконцен-траты)	Наименование обработки	Сорбционная обработка	Отмывка на фильтре
	Выход питания (от руды), %	3,354	3,354
	Содержание Au в питании, г/т	3,50	3,50
	Содержание Au в хвостах, г/т	2,59	2,55
	Операционное извлечение Au, %	25,9	27,0
	Потери Au c хвостами гидрометаллургии, % (от руды)	9,8	9,6
Сквозное извлечение Au из смеси хвостов CIL на высокотемпературной стадии (от руды), %		3,4	3,6
Суммарное сквозное извлечение Au из (от руды), %		77,2	77,4

Гравитационно-флотационно-цианистая схема обеспечила прирост сквозного извлечения Au из руды в среднем на 11 % по сравнению с гравитационно-цианистой технологией и на 20 % по сравнению с технологией прямого цианирования. Внедряемая в настоящее время гравитационно-цианистая схема фактически является «плацдармом» для более глубокой модернизации ЗИФ с переводом ее на гравитационно-флотационно-цианистую схему, которая в настоящее время проходит стадию технико-экономического обоснования.

Заключение

В заключение следует отметить, что изучение столь упорных руд дало специалистам научно-исследовательского и проектного института «Иргиредмет» бесценный опыт, который сегодня позволяет решать аналогичные типовые и нетиповые задачи для промышленных предприятий. Институтом разработаны и отработаны новые современные технологические и методические приемы, которые МОГУТ быть использованы для вовлечения в переработку известных сырьевых объектов и новых видов упорного сорбционно-активного сырья.