CC BY
908
Г.А. Лапшина, Л.С. Хачатрян,
2004
УДК 622.775
В.А. Бочаров, В.А. Игнаткина, Г.А. Лапшина, Л.С. Хачатрян
ОСОБЕННОСТИ ИЗВЛЕЧЕНИЯ ЗОЛОТА ИЗ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ СУЛЬФИДНЫХ РУД*
Семинар № 21
¥> настоящее время проблема извлече-
X# ния золота из сульфидных руд коренных месторождений является актуальной, т.к. в последние годы вследствие отработки легкообо-гатимых богатых песков россыпей сохранение ежегодного производства золота возможно только с освоением труднообогатимых месторождений, в т.ч. сульфидных руд. Повышение извлечения золота из сульфидных золотосодержащих руд цветных металлов позволит частично компенсировать упавшее производство золота.
Сульфидные руды, в которых содержание сульфидов не превышает 3-5 %, а основные породные минералы представлены кварцем, силикатными, карбонатными и др. оксидными формами, считаются сравнительно легкообога-тимыми. В кварцево-сульфидных рудах значительно большая часть золота самородное, свободное, раскрывается при помоле (40-60 % кл.-0,074 мм) и легко может быть извлечено с применением простых гравитационных и флотационных методов обогащения; в случае содержания тонкого золота с неправильной геометрической формой или другой аномальной формой золото выделяют из хвостов гравитации или флотации цианированием.
Для большинства первичных сульфидных руд коренных месторождений, в которых содержание сульфидов не превышает 10 %, технологические схемы с учетом минерального, химического, гранулометрического, фазового состава минералов и золота могут включать следующие обогатительные операции: гравитация и цианирование (Кочкарское, СевероЕнисейское, Воронцовское, Светлинское и др.); флотация и цианирование (Березовское и др.); гравитация, флотация и цианирование (Натал-кинское, Дарасунское, Советское, Тибетское, Майское, Сухой Лот и др.); гравитация, флотация и сорбционное выщелачивание огарка по-
сле обжига концентрата (Бакырчик и др.); гравитация, флотация, биовыщелачивание с последующим цианированием кеков и концентратов (Майское и др.). Для окисленных руд в основном применяют схемы прямого цианирования чаще всего, используя способ сорбции из пульпы (сорбционное выщелачивание) на ионообменных смолах или активных углях.
Для мышьяковистых руд используют технологии бактериального выщелачивания, кучного выщелачивания с последующей сорбцией цианидных комплексов золота на активных углях, иногда на ионообменных смолах (Нью-монт, Муртыкты, Майнинг Корпорейшн, Раунд Маунин, Мурунтау, Тибекское, Комсомольское, Сопка Рудная, Куранахское, Западно-Озерное, Кировское, Майское, Воронцовское) [1].
Анализ практики переработки золотосодержащих руд показывает, что уровень извлечения золота из сульфидных руд с малой степенью сульфидности рудных минералов достаточно высокий и составляет 70-90 % и более.
При обогащении золотосодержащих сульфидных руд цветных металлов с высокой степенью сульфидности основных рудных минералов (30-90 %), в частности медно-пиритных и колчеданных медно-цинковых руд, извлечение золота в гравитационный и флотационный медный концентраты по гравитационнофлотационным схемам составляет 10-60 %; в цинковый концентрат распределяется 2-4 % золота; потери золота с отвальными хвостами составляют 15-30 % и с пиритным концентратом до 80 % и более. Исследования и практика обогащения руд с высокой степенью сульфид-ности показывают, что извлечение золота находится в прямой зависимости от степени сульфидности руды и содержания в ней основных рудных сульфидных минералов - пирита, сульфидов меди. Из руд Учалинского, Узель-
* Работа выполнена при поддержке гранта РФФИ
гинского и Сибайского месторождений, содержащих до 90 % пирита, извлечение золота в товарные концентраты не превышает 10 %. В период начала освоения Г айского месторождения из руд с содержанием пиритной серы до 20 % извлечение золота составляло 60- 65 %. В настоящее время из руд Гайского месторождения с содержанием пиритной серы 25-40 % (или до 80 % пирита) извлечение золота составляет 40-25 %, соответственно.
Из смешанных сульфидных и вкрапленных руд, в которых содержание серы составляет 1530 %, извлечение золота находится на уровне 35-50 % (месторождения - Гайское, Урупское, Октябрьское и др.).
Неоднократные опробования технологических процессов обогатительных фабрик показывает, что распределение золота по продуктам обогащения сульфидных, медных и медноцинковых руд определяется степенью извлечения в них в основном пиритной серы, которая в свою очередь зависит от схемы и режима флотации, и прежде всего рН среды и концентрации депрес-сирующих ионов.
Основные факторы, влияющие на показатели обогащения золотосодержащих сульфидных руд, которые зависят от генезиса рудных тел месторождения:
- фазовый состав форм золота в руде;
- крупность частиц золота и реальная степень его раскрытия при дезинтеграции;
- геометрическая форма частиц золота;
- чистота поверхности частиц золота;
- минеральный рудный и породный состав;
- степень сульфидности или окисленности основных рудных минералов;
Самые важные показатели в оценке качества сульфидного золоторудного сырья - фазовый состав, крупность частиц золота, степень сульфидности.
На основе результатов исследований, выполненных многими авторами (Кисляков Л. Д., Кулигин С.А., Плаксин И.Н., Зеленов В.И., Масленицкий И.Н., Ортин М.Ф., Лачко О.А., Каковский И.А., Некрасов Б.Д. и многие другие), можно отметить следующее: в сплошных сульфидных рудах Дегтярского, Узельгинского, Гайского и др. месторождений содержание самородного свободного золота при измельчении руды до 98 % класса минус 0,074 мм составляет 4-15 % от всей массы золота; тесно ассоциированного золота с пиритом до 80 %, из которых большая половина представлена частицами крупностью менее 30 мкм «законсервиро-
вана» в пирите и при дальнейшем измельчении не раскрывается. Во вкрапленных рудах Гайского месторождения содержание свободного самородного золота при измельчении 65 % класса минус 0,074 мм составляло по их данным 35-40 %, из которых до 20 % представлено крупностью более 0,1 мм. Приведенные данные в основном соответствуют последним исследованиям институтов Гинцветмет, МИСиС, ЦНИГРИ для руд Г айского месторождения текущей переработки. Необходимо отметить, что есть также результаты исследований фазового состава частных проб руды, в которых содержание свободного золота (амальгамируемого и цианируемого) доходит до 70 %, что может быть возможным при отборе проб от отдельных блоков сульфидно-вкрапленных руд, либо смеси сульфидных и окисленных руд с локальной концентрацией свободного золота.
Вполне естественно, если в руде имеется свободное самородное золото, в том числе и гравитационной крупности, его необходимо выделять, применяя гравитационные аппараты: отсадку, винтовые шлюзы - для крупного золота и центробежные концентраторы - для мелкого золота. Выполненные укрупненные испытания в лаборатории МИСиС показали возможность извлечения свободного золота и открытых сростков золота с сульфидами гравитацией (до 40 %). Но к сожалению, как уже не однократно было, реализация гравитационных методов извлечения золота на обогатительных фабриках не давала желаемых результатов, а в разные периоды этим занимались: Диомидов И.А., Кулигин С.А., Некрасов Б.Д., Бочаров В.А., Енбаев И.А., Богданович А.В. и др. Основные причины этого:
- неэффективная работа гравитационных аппаратов (отсадочная машина, гидроловушка, короткоконусный гидроциклон, концентрационный стол, центробежный концентратор и др.), что можно объяснить невозможностью воспроизводства оптимального режима по крупности, плотности и т.д., которые в свою очередь определяются спецификой производства;
- не оптимально выбранный узел установки гравитационных аппаратов в циклах измельчения;
- непостоянство вещественного состава руды по степени сульфидности и фазовому составу золота;
- неотработанность оптимальных схем и последовательности аппаратов в гравитационном цикле;
- малая производительность гравитационных установок, не позволяющая принимать весь объем потока рудной пульпы
С учетом перечисленных и других факторов извлечение золота в гравитационный концентрат на обогатительных фабриках не превышало 3-5 %.
Включение в схему гравитационного обогащения Гайской фабрики центробежного концентратора «Кпе^оп» (Богданович А.В.) в течение 1-2 месяцев позволило получить заметный прирост извлечения золота. Однако в последующий период по ряду причин, в том числе и вследствие снижения эффективности работы аппарата «Кпе^оп», а также изменения вещественного состава руды, извлечение золота в гравитационный концентрат резко снизилось. Узел гравитационного обогащения был остановлен на профилактический ремонт и в настоящее время не работает. Следует отметить, что во время успешной работы гравитационного узла, общее извлечение золота в гравитационный и флотационный медный концентраты составляло 25-35 %. За 2003 год, когда гравитационный узел не работал, извлечение золота во флотационный медный концентрат составило более 42 %. Анализ данных вещественного состава руды, поступающей в это время на фабрику, показал, что исходные показатели фазового состав золота изменились в лучшую сторону. Что свидетельствует о том, что если в руде присутствует свободное мелкое и тонкое золото, то оно достаточно хорошо извлекается и гравитацией и флотацией.
На ряде отечественных и зарубежных объектов центробежные концентраторы «Кпе^оп» хорошо работают, извлекая в основном свободное крупное и мелкое золото, но на сульфидном минеральном сырье, в котором значительная часть золота (до 50 % всей массы) тонкое или тесно ассоциировано с пиритом и сульфидами меди, концентратор «Кпе^оп» работает не лучше других обогатительных аппаратов. Так короткоконусные гидроциклоны в сочетании с концентрационным столом обеспечивают получение хороших результатов. Учитывая баснословную стоимость (~200 тыс.$), использование на сульфидных тонков-крапленных рудах концентратора “Кпекоп» вряд ли может быть эффективным.
Гравитационное выделение свободного крупного и мелкого золота целесообразно проводить между стадиями измельчения, по мере раскрытия (освобождения от сростков) самородного золота, т.е. после каждой стадии, используя различные гравитационные аппараты с учетом крупности частиц золота и их геометрической формы. Если раскрытое самородное золото по стадиям измельчительного цикла не выводить на гравитацию или флотацию, то частицы золота изменяют природную геометрическую форму, они развальцовываются, удлиняются, ухудшая гравитационные и флотационные свойства частиц золота [2].
Необходимо отметить, что гравитационный концентрат, пройдя каскад основных и перечи-стных операций, является низкокачественным. Основные причины этого: во-первых, крупнокристаллический пирит, особенно кубической структуры легко переходит в тяжелую фракцию вместе с мелкими свободными частицами золота или в виде сростков с пиритом. Во-вторых, в короткоконусном гидроциклоне, где разделение идет по плотности и крупности, часть крупного кварца также переходит в тяжелую фракцию. Поэтому черновой золотосодержащий концентрат, по составу является коллективным концентратом, в котором более 50 % пирита, более 5 % сульфидов меди и около 20 % сфалерита, остальное кварц, другие породные минералы. Содержание золота в черновом концентрате после одной перечистки на концентрационном столе 30-50 г/т.
Прежде чем перейти к вопросу флотации золота из сульфидных руд необходимо рассмотреть характер взаимосвязи золота с сульфидными минералами. Основная причина потерь золота при флотации с пиритным концентратом и пиритсодержащими хвостами - морфология пирита, других дисульфидов железа (мельниковита, марказита, реже пирротина), их сростков с сульфидами меди. Содержание дисульфидов железа колеблется в широких пределах 30 - 90 %. Выявлено несколько генераций пирита различного генезиса: мелкий неравномерно-зернистый; крупно-зернистый; тонкий скрыто-кристаллический, имеющий различную текстуру - колломорфные включения; зернистый пористый и кружевной. Пири-ты колчеданных месторождений исследовали Смирнов В.И., Нагирняк Ф.И., Корюкин Б.М., Некрасов Б.Д., Изоитко В.М. и многие другие [3]. Они одни из первых выявили наличие в сульфидных рудах Урала нескольких генера-
ций пирита. В последние годы научный интерес к пиритам колчеданных месторождений проявили исследователи кафедр обогащения МИСиС, МГГУ, институтов «Гинцветмет» и ИПКОН РАН. Генерации пирита и дисульфиды железа, имеющие различную кристаллическую структуру: кубическую, пентагондодекаэдриче-скую, ромбическую, содержат неодинаковые количества примесных компонентов, в том числе и золота. Практически все модификации пирита являются носителями золота и серебра, но не все из них являются концентраторами золота. Характерно, что даже в пиритах одной и той же кристаллической структуры содержание золота колеблется в широких пределах и определяется генезисом месторождения. Пириты разных генераций имеют неодинаковые физико-химические свойства, в том числе и флотационные.
При обогащении сульфидных руд флотационной крупности золото распределяется в медный, цинковый, пиритный концентраты и в хвосты в соответствии с извлечением сульфидных минералов-носителей золота в тот или иной концентрат или хвосты.
Флотационные свойства золота определяются крупностью, формой золотин, чистотой поверхности, составом поверхностных пленок, минеральным составом. Флотируемость золота с чистой поверхностью, сростков золота с сульфидными минералами сопоставима с флотацией сульфидов и минералов - носителей золота. Известно, что для флотации золотин применяют собиратели: ксантогенаты, дитио-фосфаты, меркаптаны, дитиокарбаматы и др. Подавляют флотацию золота: цианид, сернистый натрий, щелочи, сульфат меди, жидкое стекло, крахмал. Нами определены критические значения рН среды и концентрации подавителей, при которых золото и его минеральные формы плохо флотируются. Очень часто оптимальные параметры для флотации минералов меди и цинка, оказываются неблагоприятными для флотации золота.
Исследована флотируемость золотосодержащих руд ряда месторождений с применением новых собирателей и различных регуляторов среды.
Из зарубежной практики известно, что собиратели фирмы “МКЬ”: S-703, F-100 обеспечивают высокую селективность флотации золота и его минеральных форм. Наши исследования показали, что реагент S-703, представляющий собой смесь (алкилдитиофосфатов,
диалкилдисульфида, алкилового эфира поли-пропиленгликоля), селективен по отношению к минералам меди и золоту (прирост извлечения до 10 %); извлечение пирита при этом, напротив снижается. Мы предполагаем, что прирост извлечения золота происходит, как за счет свободного золота, так и за счет сростков с минералами меди, в том числе тонкодисперсного золота; флотируются и открытые сростки золота с пиритом. Реагент S-703 применяют самостоятельно, но чаще в сочетании с ксантоген-тами при значении рН пульпы 9-12. Сочетание S-703 и ксантогенатов проверено на рудах различных месторождений и получены достаточно хорошие показатели. S-703 повышает извлечение золота на 2-3 % и серебра на 4-6 %. Синтезированные в «Гинцветмете» собиратели СИГ и СГМ, с различными комбинациями собирателей и других компонентов, исследованы в лабораториях МИСиС и «Гинцветмета». Полученные результаты позволяют получить прирост извлечения золота и минералов меди и снизить извлечение и содержание пирита в концентраты. Комплексообразующий реагент F-100 показал возможность селективного извлечения сфалерита от пирита; получен прирост извлечения золота.
Результаты флотации сульфидной золотосодержащей руды в зависимости от типа регулятора и его расхода показывают, что наиболее благоприятной щелочной средой для извлечения свободного самородного золота и его сростков с сульфидами является содовая, в которой даже при рН около 9,5 (расход соды 5 кг/т) извлечение золота не снижается, но отмечена высокая флотоактивность пирита. При применении избытка извести (рН более 10,5) извлечение золота снижается с 60 % до 30 %.
Применение смеси собирателя СИГ и ксан-тогената в соотношении 1:1 на медноколчеданной руде, содержащей 1,39 % меди, 2,45 г/т золота и 45,7 % серы, позволяет получить в лабораторных опытах прирост извлечения в сравнении с ксантогенатом: меди на 5 %, золота 4,5 %.
Исследованиями на медно-колчеданной руде с содержанием меди 1,5 %, цинка - 6,7 %, золота 2 г/т, серы 45 % также подтверждается эффективность применения собирателя СИГ и ксантогена-та при соотношении 1:1. В условиях схемного замкнутого опыта на медно-цинковой руде получен прирост извлечения меди - 1 %, цинка -6,7 %, золота 4 %.
Собиратели Содержание в Извлечение металлов, % Прирост извлечения, %
концентрате, % Cu Zn Au Ag Cu Zn Au Ag
Ксантогенат 12,4 84,7 78,38 51,9 56,9
СГЫ-1 13,5 85,6 82,0 60,0 63,0 +0,9 +3,7 +8,1 +6,1
СГЫ-2 12,5 85,7 81,8 61,5 59,6 + 1,0 +3,5 +9,6 +2,7
СГЫ-5 15,2 86,6 82,8 59,4 60,0 + 1,9 +4,5 +7,5 +3,1
Исследования синтезированных новых селективных собирателей СГМ-1, СГМ-2, СГМ-5 выполнены с целью разработки эффективного технологического режима селективной флотации минералов меди и золота и снижения флотируе-мости пирита. Собиратели исследованы индивидуально и в сочетании с ксантогенатом. Установлено их селективность по отношению к пириту и более высокие флотационные свойства в отношении флотируемости золота, минералов меди и цинка. В условиях схемных замкнутых опытов получен прирост извлечения металлов: золота до 7,5-9,5 %; серебра до 2,7-6,1 %; меди - до 0,91,9 %; цинка - до 3,5-4,5 % при сопоставимом качестве концентратов (таблица). В промышленных условиях с учетом производственных факторов прирост извлечения золота, серебра, меди и цинка может быть ниже: 4-5 %, 1,5-6 %; 0,5-0,9 %; 1,52 %, соответственно. Планируется проведение промышленных испытаний с одним из исследованных собирателей.
Выводы
Выполненные исследования авторов и практика обогащения сульфидных золотосодержащих руд показали:
** Образцы собирателей серий СИГ и СГМ предоставлены к.т.н. Херсонским М.И. Институт «Гинцветмет».
1. Крупное и мелкое раскрытое при измельчении свободное самородное золото необходимо выводить по стадиям измельчения на гравитационное обогащение в каскаде аппаратов, выбор типа которых определяется крупностью частиц золота и его формой.
2. Раскрытое самородное золото, не выделенное между циклами измельчения, пройдя все стадии измельчения в последующем плохо извлекается гравитацией и флотацией. Снижение извлечения гравитацией и ухудшение фло-тируемости золота и его сростков с сульфидами объясняется развальцовыванием частиц золота, уменьшением их размеров. На расплющенной золотине уменьшается закрепление собирателя и ухудшаются условия прилипания частицы к пузырьку воздуха, увеличивается вероятность осыпания сфлотированного золота из пенного слоя.
3. Определены критические значения рН, тип регулятора, сочетание собирателей, которые позволили установить оптимальный режим флотации ценных компонентов из руды Гайского месторождения.
СПИСОК ЛИТЕРА ТУРЫ
1. Бочаров В.А., Игнаткина В.А. Технология обогащения золотосодержащего сырья. - М.: «Руда и металлы», 2003, 408 С.
2. Бочаров В.А., Чантурия Е.Л., Игнаткина В.А. Обогащение сульфидно-окисленных руд с фракционным
выделением минералов цветных и благородных метал-лов//Обогащение руд, 2002, №6, с. 8-11.
3. Некрасов БД., Бочаров В.А., Рыскин М.Я. и др. О попутном извлечении золота при переработке колчеданных руд//Цветные металлы, 1978, №7, с. 75-77.
— Коротко об авторах ------------------------------
Бочаров В.А., Игнаткина В.А. - ЫИСиС.
Лапшина Г.А., Хачатрян Л.С. ** - Институт «Гинцветмет».
