Золотосодержащее техногенное сырье, так же как и природное низкосортное, перерабатывают с применением простых малозатратных технологий, например, кучного выщелачивания (КВ).
В золотодобыче России из накопленного в больших объемах техногенного минерального сырья по технологии КВ переработаны отвалы пород Лопуховского месторождения в Якутии и эфельные отвалы золотоизвлекательных фабрик (ЗИФ) Кочкарского рудника на Южном Урале [1]. Для извлечения золота из гале-эфельных отвалов россыпной добычи в настоящее время создается участок КВ в Магаданской области. К переработке КВ рекомендованы, наряду с рудами, гале-эфельные хвосты промывки песков Белогорского рудного узла в Хабаровском крае [2], различные продукты обогащения руд и горные породы ряда предприятий [3,4].
Актуальным является извлечение ценных компонентов из продуктов незавершенного производства, выгруженных из оборудования ЗИФ перед проведением ремонтных работ, при остановках фабрик на модернизацию или в случаях их закрытия. В 1990-е гг., когда мировая цена на золото падала с 12 до 8 долларов за грамм, из-за низкой рентабельности в России были закрыты многие ЗИФ. Среди них такие крупные, как Тасеевская, Карамкенская, несколько позже — им. Матросова.
В данной статье представлены результаты исследования по комплексной переработке техногенного продукта Тасеевской ЗИФ, перерабатывавшей убогосульфидные кварцевые руды Балейского рудного поля и примыкающего к нему Голготайского месторождения (табл.1). Переработку руд осуществляли по схеме «гравитация-флотация-цианирование флотоконцентрата» (содержание в концентрате: Au — 35-58 г/т и более, Ag — 41-56 г/т и S — 15%, Fe — 13%, As — 0,8-2,0%, Sb — 0,5%, Cu — 0,2%) [5,6].
Таблица 1. Химический анализ руд Балейского, Тасеевского и Голготайского месторождений, % [5]
Компонент |
Тасеевское |
Балейское |
Голготайское |
Оксид кремния |
81,3 |
68,1 |
68,5 |
Оксид алюминия |
8,4 |
12,5 |
8,1 |
Оксид кальция |
0,8 |
1,5 |
3,3 |
Оксид магния |
0,4 |
1,7 |
1,5 |
Сера общая |
1,0 |
0,5 |
1,3 |
Оксид железа |
0,1-1,5 |
4,4 |
6,0 |
Медь |
0,01 |
- |
0,07 |
Свинец |
0,01 |
0,36 |
0,02 |
Мышьяк |
0,09 |
0,04 |
0,86 |
Сурьма |
0,07 |
0,01 |
0,20 |
Висмут |
- |
- |
0,02 |
Золото, г/т |
6,8 |
1,5-2,0 |
9,2 |
Серебро, г/т |
1,3 |
1,3-2,0 |
12,0 |
Технологическая проба исходного техногенного продукта для исследования массой ~ 150 кг была отобрана из отвала различных продуктов, выгруженных из оборудования фабрики при ее закрытии. Крупность продукта составляет минус 55 мм. В нем присутствуют мелкие и тонкие фракции, глинистые агрегаты засохших материалов гидрообработок, обломки крепких пород, куски железа (фрагменты футеровки, деформированные стальные шары).
С целью установления показателей выщелачивания золота по составляющим продукт фракциям из средней пробы продукта дезинтеграцией (сухой рассев на сите с размером отверстия 2х2 мм, ручная разборка класса минус 55+2 мм с последующей дезагрегацией глинистых образований путем их раздавливания) было выделено три фракции (табл.2).
Таблица 2. Краткая вещественная и гранулометрическая характеристика техногенного продукта Тасеевской ЗИФ
Составляющая продукта |
Класс, мм Выделен на операциях: |
Выход, % |
Содержание Au*, г/т |
Распределение Au, % |
|
рассев и рудоразборка |
рассев, рудоразборка и дезагрегация |
||||
1. Песчано-глинистая фракция |
-2 |
- |
64,6 |
20,9 |
43,0 |
2. Глинистые агрегаты, мелкие обломки крепких пород |
-55+2 -5+2 |
-5 - 5 -5+2 |
19,4 |
49,8 |
30,8 |
3. Крупные обломки крепких пород (в т.ч. куски техногенного железа) |
-55+5
(-55+5) |
-
- |
16,0
(2,3) |
51,6
- |
26,2
- |
Итого: исходный продукт |
-55 |
- |
100,0 |
31,4 |
100,0 |
*Среднее значение по балансу металла в опытах
Массовая доля песчано-глинистой фракции крупностью минус 2 мм в исходном продукте составляет 64,6%; глинистых агрегатов крупностью минус 55+2 мм и мелких обломков крепких пород крупностью минус 5+2 мм — суммарно 19,4%; крупных обломков крепких пород (с включениями техногенного железа) с размером куска минус 55+5 мм — 16%.
Содержание золота в выделенных фракциях продукта высокое, в пределах от 20,9 до 51,6 г/т. Содержание благородных металлов в средней пробе исходного продукта составляет: Au — 31,4 г/т, Ag — 14,3 г/т и техногенного железа — более 2,3%.
Процесс КВ благородных металлов из техногенного продукта Тасеевской ЗИФ в настоящем исследовании моделировали в агитационном и перколяционном режимах.
В агитационном режиме на каждой из фракций продукта крупностью минус 2, 5 и 55+5 мм (см.табл.2) проведено по два параллельных опыта в следующих условиях: концентрация NaCN в растворе — 2-3 г/л, отношение Ж:Т = (1,5-2.,0):1, продолжительность выщелачивания — от 48 до 72 часов, количество исходного продукта на опыт — от 0,2 до 1,0 кг, защелачивание системы «минеральный продукт-раствор» осуществляли оксидом кальция. Усредненные результаты параллельных опытов приведены в табл.3.
Концентрация золота в продуктивных растворах составляет: 9-10 мг/л, 15-21 мг/л и 4-5 мг/л для песчано-глинистой, мелкообломочно-глинистой и крупнообломочной фракций соответственно. Степень извлечения золота по мере увеличения крупности фракций значительно снижается. Так, если из фракций продукта крупностью минус 2 и минус 5 мм извлечение металла достаточно высокое (83,4 и 72,8% соответственно), то из наиболее богатой по золоту фракции крупностью минус 55+5 мм оно составляет всего 12,5%. Это обусловливает относительно невысокое (61,7%) извлечение золота в целом из продукта исходной крупности. Очевидно, что повысить этот показатель можно дроблением исходного техногенного продукта крупностью минус 55 мм до класса минус 5 мм и менее.
В перколяционном режиме динамика выщелачивания золота экспериментально прослежена на материале песчано-глинистой фракции, как преобладающей по массе (ее выход — 64,6%) и доле заключенного в ней золота (43,0% от всего золота в продукте) (см. табл.2). Выщелачивание проводили на пробе массой 10 кг. Процесс КВ моделировали в фильтрационной колонне диаметром 100 мм и высотой 1 м. Защелачивание системы «продукт-раствор» осуществляли гидроксидом натрия. Концентрация реагентов в выщелачивающих растворах составляла: NаCN — 1,0 г/л, NaOH — 0,7 г/л; pH 10-11. Процесс проводили при капельном орошении с плот-ностью около 70 л/(м2·сут).
Влагоемкость материала песчано-глинистой фракции — довольно высокая, по результатам опыта она составляет 305 л/т, что свидетельствует о хорошей проницаемости выщелачиваемого материала. Процесс КВ с последующей водной отмывкой продолжается в течение 80 суток. В первые 37 сут выщелачивания концентрация золота в продуктивных растворах была на уровне 3-6 мг/л, затем она постепенно снижалась до 0,4 мг/л и в промывных водах — до менее 0,1 мг/л. Содержание золота в хвостах выщелачивания составило 3,4 г/т, в исходном материале песчано-глинистой фракции по балансу опыта — 20,9 г/т, извлечение золота — 83,7%. Из сопоставления этих показателей с представленными в табл.3 данными следует, что результаты выщелачивания золота из одной и той же фракции продукта в перколяционном и агитационном режимах практически совпадают. Динамика КВ золота показана на графике. Расход реагентов составил: NaCN — 7,3 кг/т, NaOH — 3,2 кг/т.
Таблица 3. Показатели процесса выщелачивания золота из минерального техногенного продукта и его фракций
Фракция |
Содержание Au, г/т |
Извлечение Au в раствор, % |
Расход реагентов, кг/т |
||||
извлекаемое в раствор |
в хвостах выщелачивания |
в исходном по балансу |
из фракции |
из продукта |
NaCN |
CaO |
|
1. Песчано-глинистая (-2 мм) |
18,3 |
3,6 |
21,9 |
83,4 |
36,0 |
6,8 |
4,0 |
2. Мелкообломочно- глинистая (-5мм) |
36,3 |
13,6 |
49,8 |
72,8 |
22,4 |
7,7 |
5,4 |
3. Крупные обломки крепких пород (-55+5 мм) |
6,4 |
45,2* |
51,6 |
12,5 |
3,3 |
2,2 |
3,3 |
Итого: исходный продукт (-55 мм) |
19,4 |
12,0 |
31,4 |
- |
61,7 |
6,3 |
4,1 |
* Расчетное содержание по результатам анализа методом пробирной плавки проб, измельченных после выборки кусков железа
Линейная скорость фильтрации рабочих растворов достигает до 3 м/сут (по данным исследований на 17-е сутки выщелачивания), промывных вод — 1 м/сут (при завершении 5-суточной водной отмывки).
Продуктивные растворы, получаемые в процессе КВ исходного техногенного продукта Тасеевской ЗИФ, по своему составу (табл.4) пригодны для извлечения из них золота и серебра известными способами (угольная сорбция, сорбция на анионит, цементация на цинковую пыль).
Извлечение золота из продукта исходной крупности составляет 61,7%, извлечение серебра — порядка 50%.
Таблица 4. Состав продуктивного раствора выщелачивания благородных металлов из техногенного продукта Тасеевской ЗИФ
Средняя концентрация металлов в растворе, мг/л |
||||||
Au |
Ag |
Cu |
Zn |
Fe |
Ni |
Co |
5,8 |
2,1 |
39,5 |
16,0 |
93,4 |
1,1 |
5,0 |
Тестовые опыты по цианированию дробленного до крупности минус 5 мм исходного продукта, из которого предварительно было удалено основное количество техногенного железа, показали, что извлечение золота может быть выше 77%. Следовательно, дробление продукта до крупности минус 5 мм и менее с предварительной сепарацией техногенного железа может существенно повысить технологические и экономические показатели процесса КВ. Кроме того, удаление железа из продукта окажет положительное влияние на весь процесса получения золота и серебра.
С целью повышения извлечения золота и серебра из минеральных продуктов с повышенным содержанием техногенного железа рекомендуется продукт перед дроблением подвергать магнитной сепарации. Магнитную обработку продукта целесообразно производить в сухом виде.
Выделяемая магнитная фракция (железный скрап) утилизируется. Предлагается два способа утилизации скрапа в зависимости от наличия в нем благородных металлов. Не содержащую золото и серебро магнитную фракцию рекомендуется использовать в качестве металлолома. Золотосеребросодержащий скрап — подвергать сернокислотной обработке с получением железного купороса, направляемого на обезвреживание выщелоченного рудного штабеля и избыточных количеств обеззолоченных растворов (особенно мышьяксодержащих), а нерастворимый остаток направлять на плавку с получением золотосеребряного сплава.
Предлагаемая технология комплексной переработки минерального техногенного продукта с использованием методов КВ и магнитной сепарации рекомендуется для проведения полупромышленных испытаний с последующей реализацией в опытно-промышленном масштабе на золотодобывающих предприятиях.
По предварительным расчетам из отвала Балейского ГОКа, на продукте которого были проведены исследования (масса отвала составляет 15000 т), по разработанной технологии можно получить продукции в виде металлов (золото, серебро, железо) на сумму около 200 миллионов рублей.
Библиографический список:
1. Седельникова Г.В., Крылова Г.С., Королев Н.И. и др.//Научные основы, методы и технологии разделения минеральных компонентов при обогащении техногенного сырья (Плаксин. чтения): Сб.тез.докл. Иркутск, 1999. С 26-27.
2. Строганов Г.А., Дружина Г.Я. // Цветные металлы. 1997. № 6. С 11-14.
3. Дементьев В.Е., Дружина Г.Я., Строганов Г.А. //Анализ, добыча и переработка полезных ископаемых: Сб. науч. тр. (посвящ. 125-летию института «Иргиредмет»). -Иркутск , 1998. С. 332-354.
4. Гудков С.С., Татаринов А.П., Цыкунова Г.В. и др.// Развитие идей И.Н. Плаксина в области обогащения полезных ископаемых и гидрометаллургии: Тез. докл. юбил. Плаксин. чтений (10-14 окт. 2000 г., Москва).- М., 2000. С. 177-178.
5. Мязин В.П., Наркелюн Л.Ф., Трубачев А.И., Фатьянов А.В., Глотова Е.В.// Вещественный состав полезных ископаемых и основные результаты их обогащения (по материалам месторождений Забайкалья). Учебное пособие. Часть 1.-Чита:ЧитГТУ, 1998.-91 с.
6. Лодейщиков В.В. Технология извлечения золота и серебра из упорных руд/Иргиредмет.Иркутск, 1999. 2 т.-786 с.