Резервы повышения извлечения золота из руды при кучном выщелачивании золота

Золоторудное месторождение предприятия эксплуатируется по технологии кучного выщелачивания с 2019 г. Руда месторождения по минеральному составу представлена породообразующими минералами, среди которых существенно преобладает кварц (50-80%). Исследования двух технологических проб руд месторождения показали, что в 1-й пробе руда является окисленной и частично окисленной, во 2-й– смешанной первичными и частично окисленными минералами. Рудообразующие элементы представлены минералами, содержащими железо 1,04-3,48% и серу 0,01-1,56%. При этом основная доля железа находится в окисленной форме, а вся сера входит в состав сульфидов. Цветные металлы, а также вредные примеси, такие как мышьяк и сурьма, в пробах содержатся в незначительных количествах.

Для извлечения золота построена установка кучного выщелачивания, включающая площадки для укладки штабелей, оборудование четырехстадийного дробления до крупности минус 10 мм, окомкователи руды и стакеры для укладки окомкованной руды в кучи, цех гидрометаллургии для переработки продуктивных растворов и ряд вспомогательных объектов. Первые штабели ввели в эксплуатацию в 2019 г.

По Техрегламенту и проекту предусматривается перерабатывать окисленную руду месторождения с содержанием золота 1,48 г/т. Извлечение золота в товарную продукцию с учетом всех потерь должно составлять 65,25%.

 

Кучное выщелачивание

Показатели извлечения золота по штабелям кучного выщелачивания (ШВ) приведены ниже (табл. 1).

 

Таблица 1. Показатели извлечения золота по штабелям выщелачивания

Примечание:

Штабели ШВ-1,2,3,4 переработаны в2019-20 гг., ШВ-5,6,7 - в 2020-21 гг. ШВ-8,17,9- в 2021-22 г.

В скобках разница граф 7 и 8.

 

Что показала таблица?

1. В первые годы эксплуатации кучного выщелачивания (2019-2020 гг.) содержание золота в исходной руде в первых четырех штабелях ШВ1-4 соответствовало проекту и Техрегламенту, а в двух — даже превышало. Со штабеля ШВ-5 наблюдается снижение содержания металла, но в среднем содержание золота в исходной руде по первым семи штабелям (ШВ 1-7) все-таки осталось на уровне регламентного — 1,48 г/т.

2. Извлечение золота из руды первых шести штабелей отошло близким к проектному — более 60%. Только в ШВ-4 при высоком исходном содержании в руде 1,83 г/т общее извлечение оказалось ниже — 55,7%.

3. Начиная с ШВ-5 проводилась переэскавация и повторное орошение штабелей, которое дало прирост извлечения в ШВ 5-7 в среднем на 4,41%, в ШВ 8, 17, 9 — 2,43%. Это частично решило проблему недоизвлечения, но и в этом случае среднее извлечение золота из руды все же осталось на низком уровне — на 11,25% меньше по сравнению с Техрегламентом.

По Техрегламенту окомкование дробленой до минус 10 мм производится цементом и известью (с расходом 10 кг/т и 1 кг/т соответственно) и подачей цианистого раствора с концентрацией NaCN 0,05% или 0,5 г/т.

По факту окомкование руды на предприятии производится только цементом без извести и подачей 0,02%-ного цианистого раствора, что является отступлением от Техрегламента. В условиях снижения содержания золота в исходной руде снижение концентрации NaCN в растворе в два с лишним раза не благоприятствует растворению золота на ранней стадии процесса. Отказ от подачи извести на окомкование также не способствует растворению золота. Практикой цианистого процесса доказано, что известь не только защищает цианид от гидролиза, но и улучшает процесс растворения металла.

Представленные данные о реагентном режиме в выщелачивающих растворов (ВР) также не соответствуют концентрации NaCN и рН, указанному в Техрегламенте. Вместо регламентных концентрации NaCN 0,05% (0,5 г/л) и рН=10,5 по факту кучное выщелачивание производится раствором 0,021-0,023% NaCN и рН =11,7-12,0, что также является нарушением технологии. Щелочность ВР достаточно поддерживать в пределах 10,5-11,0, т.к. наличие извести в окатышах компенсирует естественное снижение рН при орошении. Применяемый на предприятии вместо извести едкий натр NaOH не является благоприятным условием цианирования золота.

Цианирование руды низкоконцентрированными растворами по цианиду (0,05-0,07%, но не менее 0,05%) широко применяется для золотых руд с простым вещественным составом, что позволяет свести к минимуму растворение примесных металлов. Поскольку гидролиз цианида всегда имеет место, то необходимо при выщелачивании иметь некоторый избыток цианида, чтобы обеспечить полноту перехода золота в раствор. Поэтому в практике работы ЗИФ считается, что процесс растворения золота нужно вести при концентрации цианида в пульпе и растворах не менее 0,05%.

 

Сорбция золота

Повысить извлечение золота из руды позволяет оптимизация процессов сорбции и десорбции золота, поэтому именно эти процессы были детально проанализированы.

Сорбция золота из продуктивных растворов на активированный уголь проектом предусмотрен в сорбционных напорных колоннах (СНК) с подачей в каждую колонну 120 м³/час. В Техрегламенте принято, что в продуктивных растворах, поступающих на сорбцию, концентрация золота может быть максимальной — 1,08 мг/л или средней — 0,52 мг/ л. При этом в маточных раствора (МР) во всех случаях содержание золота должно быть не более 0,02 мг/л при любой концентрации металла на входе в колонну.

Почему так важно при любой концентрации золота в ПР получать в выходном растворе (МР) содержание Au 0,02 мг/л? Потому что минимальное содержание Аu в маточном растворе имеет значение не только как цель получения дополнительного металла, но и как средство повлиять на скорость и полноту растворения золота из руды при цианировании.

Из теории выщелачивания известно положение о том, что чем больше градиент (разница) концентраций золота в системе «руда-цианистый раствор», тем выше скорость растворения металла из руды, и наоборот.

Поскольку выщелачивающий раствор (ВР) представляет собой МР с добавлением цианида до регламентной концентрации, то концентрация Аu в ВР должна быть такой же минимальной, т.е. 0,02 мг/л. Таким образом, чем меньше содержание золота в выщелачивающем растворе (ВР), тем больше скорость растворения и, соответственно, полнота перехода золота из руды в раствор.

Из представленных для аналитики «Сводки производственных показателей за июнь и июль 2023 г.» легко рассчитывается среднемесячное содержание золота в ПР и МР, откуда можно вывести прямое извлечение Аu из ПР на уголь (табл. 2).

 

Таблица 2. Извлечение золота на уголь,%

Месяцы	Аиср в ПР, мг/л	Аиср в МР, мг/л	Извлечение Аи на уголь %
Июнь -23	0,306	0,047	84,64 (-11,51)
Июль-23	0,285	0,053	81,40 (-14,75)
Техрегламент	0,52	0,02	96,15

Примечание: d скобках 4-й графы указана разница в извлечении относительно Техрегламента.

 

Как следует из таблицы 2, прямое извлечение золота на уголь в июне на 11,51% и в июле на 14,75% ниже Техрегламента.

Извлечение золота из растворов на уголь зависит от концентрации Аu в исходном растворе, но и в этом случае остаточная концентрация золота в растворе (МР) после сорбции должна быть не более 0,02 мг/л.

 

Сорбционные колонны СНК наиболее эффективны при переработке ПР и могут обеспечить максимальную насыщенность угля по извлекаемому компоненту. Для получения максимального извлечения золота на уголь и обеспечения в маточном растворе установленного Техрегламентом содержание золота 0,02 мг/л необходимо выполнить следующее мероприятие:

- опытным путем подобрать параметры работы колонн — поток раствора, при котором обеспечивается содержание Аu 0,02 мг/л в МР, и далее,

- исходя из часовых экспресс-анализов содержания Аu в растворах до и после колонн СНК и величины потока раствора рассчитывается количество насыщенного угля за одну выгрузку.

Теперь, исходя из реальных цифр в июле, давайте подсчитаем:

Если за месяц объем пропущенных продуктивных растворов через колонны СНК составил 825000 м³, а в маточных растворах обеспечить снижение концентрации золота с 0,053 до 0,02 мг/л, то дополнительно можно извлечь:

825 000 × (0,053-0,02) = 27 225 г

 

Таким образом, стремясь к минимальному содержанию металлов в выщелачивающем растворе, мы получаем двойной эффект — дополнительный металл и создание благоприятных условий для растворения золота в рудном штабеле, о чем говорилось выше.

Но достижение минимального содержания золота в МР напрямую зависит от качества десорбции-электролиза золота с угля и проведения операций регенерации для полного восстановления сорбционных свойств сорбента.

 

Десорбция золота

Для установления причин недоизвлечения золота из угля в процессе десорбции мне представили рабочие листки проводимых циклов десорбции-электролиза с указанием всех режимных параметров процесса, а также таблицу «Переработка насыщенного угля за июль 2023 г.», в которой приведена информация о содержании золота в угле до и после десорбции-электролиза за полный месяц (табл. 3). В таблице приведены данные по 87 циклам десорбции с указанием массы угля, содержания золота в насыщенных углях (НУ) и обеззолоченных углях (ОУ) после десорбции и электролиза по каждому циклу. Все циклы я разбил на три группы:

первая — циклы, в которых перерабатывался насыщенный уголь с содержанием золота более 1000 г/т,

вторая — циклы с обеззолоченным углем до содержания менее 100 г/т,

и третья группа — все остальные циклы с углями с содержанием золота более 100 г/т расположил в своей таблице 3 в порядке номеров с подсчетом извлечения золота из углей в катодный осадок.

 

Таблица 3. Извлечение золота из насыщенных углей в раствор в июле 2023 г.

Примечание:* всего за месяц переработано угля 317,77 т

 

Анализ данных (см. табл. 3) показывает, что насыщенных углей в 1-й группе переработано в месяце всего 5 циклов и извлечение золота из них составило в среднем 77,27%. При этом колонны были заполнены углем всего на 85,8%, среднее содержание золота в ОУ составило 286,6 г/т, среднее извлечение в катодный осадок — 75,09%

Во второй группе из 14 циклов среднее извлечение золота из углей составило 81,86%, оно, несмотря на довольно низкое содержание металла в НУ, оказалось выше на 4,6%, чем в первой группе.

В третьей группе из 68 циклов подсчитаны только средние значения золота в углях НУ и ОУ, извлечение золота при этом оказалось на уровне первой группы. Из всех проведенных 87 циклов только в 8-ми циклах колонны были заполнены на весь рабочий объем 4 т.

По Техрегламенту в ОУ остаточное содержание золота должно быть не более 100 г/т. Подсчет показал, что

- из угля 1-й группы недоизвлечено 17,17 × (286-100) = 3193 г,

- в 3-й группе — 247,47 х (130 –100)= 7424 г,

- а всего не попало металла в катодный осадок 3193+7424 = 10 617 г.

Приведенные цифры показывают, что процесс десорбции золота в колоннах идет неудовлетворительно.

В чем же причина? По рабочим листам десорбции от 11.09 и 12.09 видно, что десорбция идет именно по кривой элюирования и пик золота в элюате наступает через 1-2 часа, дальше плавно снижается до минимума.

Анализ режимных параметров двух циклов от 11.09 и 12.09 показывает, что в первые два часа в колонну десорбции подается по 6 м³/час элюента, а в последующие 7 часов — по 7 м³/час, в сумме через колонну пропускается 61 м³, что составляет 61: (3,53×2) = 8,6 об/об угля (где 3,53 т — средняя масса сухого угля в колоннах в одном цикле, в пересчете на объем 7,06 м³ ). При этом продолжительность каждого цикла составляет всего 9 часов, хотя по Техрегламенту время сорбции должно составлять не менее 16 часов.

 В соответствии с кривой элюирования для получения обеззолоченного угля после десорбции с минимальным содержанием золота менее 100 г/т необходимо пропустить через уголь не менее 10 объемов элюента на 1 объем угля, по факту же пропускается 8,6 об/об, а при полной загрузке колонны углем 8 м³ и того меньше — 7,6 об/об.

Судя по общей массе переработанного насыщенного угля за месяц и количеству циклов, колонны десорбции в среднем заполнялись углем на 91,3% рабочего объема аппарата. Из 87 циклов только в 14-ти колонны были заполнены на полный объем. При полном заполнении колонн углем за месяц тот же объем угля можно было бы выполнить за 80 циклов, что существенно снизило бы энергозатраты и улучшило качество десорбции.

Из вышесказанного следует вывод: чтобы снять с угля максимум золота, продолжительность процесса десорбции должна быть не менее 11-12 часов.

Для оптимизации технологического процесса рекомендуется:

 во-первых, заполнять колонну насыщенным углем на полный рабочий объем 8 м³,

 во-вторых, подавать элюент в первые 2 часа из расчета 1 об/об или 8 м³/час, а в последующие 8 часов перейти на скорость 6 м³/час так, чтобы сумма соотношения объемов равнялась не менее 10, а при содержании золота в угле более 1000 г/т время десорбции должно быть не менее 12-14 час.

 

На многих сорбционных ЗИФ для десорбции золота используют щелочно-цианистый элюент. В обычный элюент с содержанием 30-40 г/л NaOH добавляют цианид до концентрации 2-3 г/л NaCN. Цианид, хотя и разлагается при высокой температуре, но оказывает существенное влияние на увеличение скорости и полноты десорбции золота с угля. В этом случае цикл десорбции по времени сокращается на 20-30%, а остаточное содержание золота в угле после десорбции составляет 70-90 г/т. Автор на нескольких фабриках использовал такой элюент и получал хорошие результаты, поэтому рекомендует проводить десорбцию золота щелочно-цианистым элюентом.

 

Регенерация угля и восстановление его сорбционных свойств

В Техрегламенте в операции десорбции золота предусмотрены две основные операция для восстановления сорбционных свойств угля — кислотная обработка и термоактивация угля, и нигде не сказано проводить эти операции периодически один раз в сезон. По факту эти принятые в Техрегламенте операции проводятся только один раз в сезон в конце года. Такая периодичность регенерации угля встречается впервые — на всех сорбционных ЗИФ регенерация угля производится постоянно.

Анализы технологических растворов на цветные металлы Cu, Zn, Fe показал, что эти металлы растворяются незначительно и их содержание составляет первые единицы мг/л и что при таком простом составе перерабатываемой руды следовало ожидать.

 Однако поскольку уголь работает в технологическом процессе непрерывно, то постепенно набирает на себя не только растворимые примеси цветных металлов и кальция, но и тончайшие рудные шламы, масла, глинистые частицы, которые забивают макропоры, занимают активные центры, сужают фронт сорбции для золота и серебра.

Поступившая информация об анализе примесей в угле К7 и К10 до и после десорбции приведена в табл. 4.

 

Таблица 4. Содержание примесных металлов в угле до и после десорбции

Информация о содержании кальция в углях (насыщенном и обеззолоченном) отсутствует.

 

Из таблицы 4 видно, что содержание в сумме железа и цинка в насыщенном угле сопоставимо с содержанием золота. Можно также по аналогии с накоплением примесей цветных металлов предположить, что и кальций в угле постепенно накапливается и кальцинирует поры.

Видимо, основываясь на том, что анализ технологических растворов и углей показал невысокие содержания примесных металлов Fe, Zn, Cu, было принято решение не проводить постоянно регенерацию угля — кислотную обработку и реактивацию. Исключение этих операций несомненно существенно уменьшило общие затраты на извлечение золота. Но в условиях снижения содержания золота в руде, уменьшения его извлечения сорбцией на уголь это решение надо признать ошибочным, поскольку не обеспечивается остаточное содержание золота 0,02 мг/л в растворах после сорбции — в углях после десорбции устойчиво высокое содержание золота свыше 100 г/т.

 

Заключение

Краткий анализ основных технологических операций установки КВ показал, что почти на каждом переделе имеют место отступления в соблюдении технологических параметров процесса, заданных в Техрегламенте. Это привело к недоизвлечению золота в товарную продукцию в отделении сорбции 27 225 г и в отделении десорбции — 10617 г, что в сумме составило 27 225 + 10 617 = 37 842 г.

Даже при снижении содержания золота в исходной руде, добиваясь выполнения двух параметров процесса, содержания золота 0,02 мг/л на выходе колонн СНК и менее 100 г/т в обеззолоченном угле после десорбции можно получать извлечение золота в товарную продукцию, близкое к проектному и Техрегламенту.

Соблюдение режимных параметров всех операций переработки руды, установленные Техрегламентом, является основой получения проектного извлечения золота из руды. Отступления или изменения Техрегламента возможны в связи с изменением вещественного состава руды, снижения или увеличения содержания драгметаллов в руде или по другим причинам. Но эти изменения должны быть обоснованными и приводить к увеличению извлечения золота, в противном случае немедленно их отменять и возвращаться к режимным параметрам, установленным Техрегламентом.

 

Литература

1. Барченков В.В. Обогатительные и гидрометаллургические процессы извлечения золота из руд. Из-во Транзит-Икс, г. Владимир, 2022 г.

2. Барченков В.В. Сборник статей «Гравитационное обогащение и гидрометаллургия золота» г. Владимир, 2020 г.

 

Об авторе