CC BY
47
УДК 622.772
СНИЖЕНИЕ ОТРИЦАТЕЛЬНОГО ВЛИЯНИЯ МЕДИ НА ПРОЦЕСС ЦИАНИРОВАНИЯ ЗОЛОТА ИЗ КОРЕННЫХ РУД
И.В. Шадрунова, Т.В Чекушина., Е.С. Скворцова
Рассмотрен способ снижения отрицательного влияния меди на процесс цианирования золота. Обоснована необходимость установления принадлежности золотосодержащей руды к тому или иному технологическому классу для объективного представления о комплексном характере изучаемого сырья с одновременным определением принципиальной схемы ее переработки. Приведены результаты лабораторных исследований возможности предварительного флотационного извлечения сульфидов перед выщелачиванием по традиционным схемам. Доказано, что за счет технологии селективного извлечения сульфидов меди из золотосодержащей руды происходит снижение отрицательного влияния меди на процесс цианирования золота.
Ключевые слова: золото, медь, цианирование, извлечение, обогащение, экология, сульфиды, вещественный состав.
В золотосодержащих рудах и концентратах часто присутствуют серебро, тяжелые цветные металлы (медь, свинец, цинк, сурьма), уран, а также другие ценные компоненты, включая и неметаллические, извлечение которых может представлять практический интерес.
На подавляющем большинстве предприятий золотодобывающей промышленности стремятся извлекать тяжелые цветные металлы с получением ликвидных (т.е. удовлетворяющих рыночным требованиям) флотационных, редко - гравитационных концентратов, которые затем передают на соответствующие заводы других подотраслей цветной металлургии. При этом предпринимаются меры, обеспечивающие максимально возможное извлечение золота и серебра непосредственно на месте в конечную товарную продукцию (золотосеребряный сплав), а в некоторых случаях и с получением аффинированных металлов Аu и Ag. Данная цель достигается главным образом за счет применения процесса цианирования, развернутых схем гравитационного обогащения руд, а также целого ряда других операций, специально предназначенных для переработки собственно золотых, в том числе и технологически упорных руд.
Особое место среди упорного сульфидного золотосодержащего сырья занимают полиметаллические руды, в частности золотосодержащие руды с повышенным содержанием меди. Проблема рационального использования такой разновидности руд представляется наиболее сложной как с технолого-экономической, так и с научной точки зрения. В то же время ее решение связано с реализацией больших потенциальных возможностей в плане совершенствования технологии обогащения и металлургической переработки рудного сырья.
Переработка золото-медных концентратов осуществляется на меде-
плавильных заводах и включает в себя плавку, конвертирование и электролитическое рафинирование с получением катодной меди. В процессе плавки драгоценные металлы (ДМ) остаются связанными с медью в виде штейна, а затем в металлической фазе в виде твердого раствора. В конечной стадии электрорафинирования меди ДМ концентрируются в анодных шламах. Основная масса меди, находящаяся в аноде, растворяется в процессе электрорафинирования с образованием примерно 5.. .10 кг анодных шламов на 1 т анода. В данных шламах золото представлено тончайшими (менее 1 мкм) металлическими частицами, а также комплексной оксидированной фазой состава Cu-Ag-As-S-O. Представляется вероятной ассоциация золота с фазой Ag-Cu-Se. Кроме золота в медных концентратах могут содержаться металлы платиновой группы. Они совместно с золотом и серебром попадают в анодные шламы. Поэтому большинство крупных рафинировочных заводов медной промышленности обычно взаимодействуют с заводами по производству ДМ, где осуществляется переработка анодных шламов. Используемые там процессы могут существенно различаться по своему характеру.
Мировая практика переработки Аи-Си концентратов на медеплавильных заводах вызывает необходимость поиска альтернативных гидрометаллургических процессов, в том числе и биогидрометаллургических. Биогидрометаллургическое извлечение как цветных металлов, так и золота из сульфидных концентратов основано на разрушении сульфидных минералов, обеспечивающем перевод цветных металлов в раствор или вскрытие золота для его последующего извлечения традиционным способом цианирования. Это разрушение может эффективно осуществляться с помощью технологии биовыщелачивания, основанной на использовании окислительной активности ацидофильных хемолитотрофных микроорганизмов [1-3].
Для извлечения меди предусмотрен процесс SX-EW (жидкостная экстракция - электролиз). Избыточная кислота может быть использована в кучном выщелачивании меди из руд, если такой процесс представляется целесообразным.
Присутствие медьсодержащих минералов, как известно, создает множество проблем во время цианирования золотой руды, таких как высокий расход цианида и низкое извлечение металла, что является нежелательным воздействием на извлечение золотосодержащих веществ на последующей стадии процесса. Высокая растворимость меди в цианиде препятствует прямому использованию классических гидрометаллургических процессов для извлечения золота путем цианирования. Кроме того, применение обычного процесса флотации для извлечения меди дополнительно усложняется, когда она окисляется.
Исходя из особенностей вещественного состава золотосодержащей руды разрабатываемого месторождения, учитывая мировой опыт работы с
аналогичными рудами, можно предположить, что технология обогащения исследуемой руды должна включать попутное извлечение меди, которая может выступать в роли вредной примеси при выщелачивании золота, с получением при этом дополнительной, по возможности окупаемой, товарной продукции.
Используя опыт российских и зарубежных предприятий, осуществляющих извлечение золота из монометалльных и комплексных руд, и опираясь на результаты собственных многочисленных технологических исследований, ОАО «Иргиредмет» разработал ряд практических рекомендаций, касающихся оценки комплексности золоторудного сырья [4-6]. В соответствии с этими методиками все золотосодержащие руды рекомендуется подразделять на 3 основные категории: собственно золотые руды, комплексные золотые руды и золотосодержащие руды цветных металлов [7]. Основным критерием для отнесения той или иной руды к соответствующей категории является относительная ценность золота (qAu) и сопутствующих ему металлов (qAg, qCu, qSb и т.д.), которые устанавливаются расчетным путем. К собственно золотым рудам рекомендуется относить руды, золото в которых является главным (профилирующим) ценным компонентом (qAu > qn, где п — любой, кроме золота, ценный компонент руды), и при этом величина qAu превышает 0,75. В комплексных золотых рудах золото остается профилирующим ценным компонентом (qAu > qn), однако относительная ценность его менее 0,75. Наконец, к золотосодержащим рудам цветных металлов (В) следует относить такие руды, где золото исполняет роль попутного ценного компонента (qAu < qn).
Важно подчеркнуть, что установление принадлежности золотосодержащей руды к тому или иному технологическому классу не только дает объективное представление о комплексном характере изучаемого сырья (что важно само по себе), но одновременно с этим позволяет более правильно определить принципиальную схему ее переработки.
Установление технологического класса золотосодержащей руды производится исходя из относительной ценности золота в руде и определяется из выражения:
„ _ б. _ С Ли Ц Ли
Чли "I б "IСЛ01Ц и'
где б - абсолютная ценность золота или другого ценного компонента; САи - содержание золота в руде, г/т; ЦАи - цена 1 г золота в рублях или других денежных единицах; Сп - содержание сопутствующих золоту других ценных компонентов, %; Цп- цена 1 т металла.
В связи с тем что руда изучаемого месторождения характеризуется повышенным содержанием меди, в качестве сопутствующих ценных компонентов при расчете относительной ценности золота приняты серебро и медь. По современным данным цен на металлы 2020 года, относительная
ценность золота составляет 0,92, такую руду можно отнести к категории «собственно золотые руды», которые должны перерабатываться по золотой технологии, которая основана на использовании процесса цианидного выщелачивания, при необходимости дополняемого стадиями гравитационно-флотационного обогащения, а также (при переработке упорных руд) отдельными химико-металлургическими операциями: обжиг, автоклавное окисление, бактериально-химическое выщелачивание и др. Попутное извлечение из таких руд других цветных металлов (в данном случае меди) является желательным, хотя и не всегда окупается стоимостью получаемой при этом дополнительной товарной продукции. Однако медь при цианировании является вредной примесью, ухудшающей показатели извлечения золота при цианировании и осложняющей процесс обезвреживания сточных вод и хвостов гидрометаллургического процесса. Поэтому выведение меди из технологического цикла в виде экологически безопасных продуктов (даже без их последующей реализации сторонним предприятиям) может оказаться экономически целесообразным.
Вещественный состав золотосодержащих руд является одним из основных факторов, определяющих показатели цианидного процесса. Содержание золота в руде - 5.6,5 г/т, зерна микроскопичные преимущественно 0,03.0,1 мм. 72.75 % золота находится в свободном виде и 15.18 % золота вкраплено в сульфиды. Максимальное содержание пирита достигает 45 %, халькопирита - до 8 %, вторичных сульфидов - до 3 %. Высокое содержание сульфидов, тонкая вкрапленность золота в них и прочие факторы оказывают значительное влияние на результаты гидрометаллургии.
Исходя из особенностей вещественного состава золотосодержащей руды разрабатываемого месторождения можно предположить, что технология обогащения исследуемой руды должна включать попутное извлечение меди, которая может выступать в роли вредной примеси при выщелачивании золота, с получением при этом дополнительной, по возможности окупаемой, товарной продукции [8, 9]. Высокое содержание меди, в том числе в виде вторичных сульфидов, при выщелачивании золотосодержащего концентрата требует большого расхода цианистого натрия. Адсорбированные комплексные ионы меди образуют экранирующий слой, затрудняющий поступление реагентов и взаимодействие их с ион-атомами золота и серебра. Адсорбция комплексных ионов меди облагораживает электродный потенциал золота и серебра, вследствие чего тормозится анодный процесс растворения металла. Подробное описание причин, вызывающих потери цианида и щелочи, а также взаимодействия цианида с сопутствующими минералами дает И.Н. Плаксин [10]. Иными словами, медь наряду с золотом переходит в раствор, образуя с цианидом растворимое комплексное соединение. Содержание меди в цианидом растворе после выщелачивания руды достигает 85 мг/дм . Часть меди сорбируется активированным
углем, который обладает повышенной сорбционной способностью по отношению к золоту при сорбции из весьма сложных по химическому составу циансодержащих растворов. Кроме того, из-за высокого содержания цианида в растворе требуется большой расход хлорной извести для обезвреживания хвостов цианирования. В итоге усложняется процесс регенерации угля, снижается адсорбционная способность активированного угля, себестоимость операций повышается, а эффективность переработки снижается.
В лабораторных условиях была исследована возможность предварительного флотационного извлечения сульфидов перед выщелачиванием по традиционным схемам с использованием бутилового ксантогената в качестве собирателя и соснового масла в качестве вспенивателя. Расходы ксантогената - 10.. .100 г/т, соснового масла - 5...30 г/т. Был получен в оптимальных условиях флотоконцентрат с содержанием 38 г/т при извлечении золота в коллективный флотоконцентрат до 72 %. Массовая доля меди составила 15,6 %, что соответствует марке КМ-7.
Исследование возможности флотационного извлечения золотосодержащего пирита из хвостов медной флотации при рН-5.5-6.5 с применением ксантогената и соснового масла не обеспечило получение минерализованной устойчивой пены, уровень извлечения пирита и, соответственно, золота не превысил 5.7 %. Получаемые хвосты медной флотации могут быть направлены на кучное выщелачивание по традиционным схемам. Это обеспечит доизвлечение золота из руды, при этом расход цианида будет снижен в 3.4 раза.
Таким образом, снижение отрицательного влияния меди возможно за счет технологии селективного извлечения сульфидов меди из золотосодержащей руды. Полученный в процессе медной флотации камерный продукт подвергается сгущению, выщелачиванию, сорбции углем и т.д., но уже с более эффективными показателями переработки: снижаются расходы цианистого натрия при выщелачивании золотосодержащего пиритного концентрата и хлорной извести, необходимой для обезвреживания хвостов цианирования, увеличивается общая экономическая эффективность.
Список литературы
1. Baxter K., Pratt G., Dreisinger D.B. The Sepon Copper Project: development of a flowsheet // Proceedings of Metal and Materials Society. War-rendale, Pennsylvania, Hydrometallurgy. 2003. The Minerals. P. 1487-1502.
2. Adams Mike D. Summary of gold Plants and Processers // Advances in gold ore processing. 2005. Chapter 41. P. 994-1013.
3. Roasting of a copper sulphide concentrate / E.A. Brocchi [etc.] // Proceedings of XXV International Mineral Processing Congress, Australia, Brisbane, 2010.
4. Сопоставительная оценка вариантов вскрытия упорных сульфидных флотоконцентратов / А.В. Богородский [и др.] // Цветные металлы. 2012. № 8. С. 10-12.
5. Автоклавное окисление золотосодержащих руд и концентратов / С.В. Баликов [и др.] // Иркутск, ОАО «Иргиредмет», 2016. 471 с.
6. Дементьев В.Е., Татаринов А.П., Гудков С.С. Основные аспекты технологии кучного выщелачивания золотосодержащего сырья // Горный журнал. 2001. № 5. С. 33-36.
7. Зеленов В.И. Методика исследования золото- и серебросодержа-щих руд. М.: Недра, 1989. 302 с.
8. Макаров В.А. Условия формирования техногенных золотосодержащих объектов и особенности методики их геолого-технологической оценки: автореф. дисс. ... д-ра техн.наук. Томск, 2001. 30 с.
9. Баликов С.В., Дементьев В.Е. Геологические аспекты // Иркутск: ОАО «Иргиредмет», 2015. 414 с.
10. Плаксин И.Н. Металлургия благородных металлов // Металлур-гиздат, 1958. 367 с.
Шадрунова Ирина Владимировна, д-р техн. наук, проф., зав. отделом горной экологии, shadrunova amail.ru, Россия, Москва, Институт проблем комплексного освоения недр им. ак. Н.В. Мельникова РАН,
Чекушина Татьяна Владимировна, канд. техн. наук, доц., вед. научн. сотр., coiincil-rasahk. ru, Россия, Москва, Институт проблем комплексного освоения недр им. ак. Н.В. Мельникова РАН,
Скворцова Елизавета Сергеевна, асп., liza.23.97@mail.ru, Россия, Москва, Институт проблем комплексного освоения недр им. ак. Н.В. Мельникова РАН
REDUCING THE NEGATIVE INFLUENCE OF COPPER ON THE PROCESS OF CYANIZING GOLD FROM NATIVE ORE
I.V. Shadrunova, T.V. Chekushina, E.S. Skvortsova
A method to reduce the negative effect of copper in the gold cyanidation process is considered. The necessity of establishing the belonging of gold-bearing ore to one or another technological class for an objective understanding of the complex nature of the studied raw materials with the simultaneous determination of the principle diagram of its processing is substantiated. The results of laboratory studies of the possibility of preliminary flotation recovery of sulfides prior to leaching according to traditional schemes are presented. It is proved that due to the technology of selective extraction of copper sulfides from gold-bearing ore, the negative effect of copper on the process of gold cyanidation is reduced.
Key words: gold, copper, cyanidation, extraction, enrichment, ecology, sulfides, material composition.
Shadrunova Irina Vladimirovna, doctor of technical sciences, professor, head of the Department of mining ecology, shadrunova_@mail.ru, Russia, Moscow, Institute Comprehensive Exploitation of Mineral Resources of the Russian Academy of Sciences,
Chekushina Tatiana Vladimirovna, candidate of technical sciences, associate professor, leading researcher, council-ras@bk.ru, Russia, Moscow, Institute Comprehensive Exploitation of Mineral Resources of the Russian Academy of Sciences,
Skvortsova Elizaveta Sergeevna, PhD student, liza.23.97@mail.ru, Russia, Moscow, Institute Comprehensive Exploitation of Mineral Resources of the Russian Academy of Sciences
Reference
1. Baxter K., Pratt G., Dreisinger D.B. The Sepon Copper Project: de-velopment of a flowsheet // Proceedings of Metal and Materials Society. War-rendale, Pennsylvania, Hydro-metallurgy. 2003. The Minerals. P. 1487-1502.
2. Adams Mike D. Summary of gold Plants and Processers // Advances in gold ore processing. 2005. Chapter 41. P. 994-1013.
3. Roasting of a copper sulphide concentrate / E.A. Brocchi [etc.] // Proceedings of XXV International Mineral Processing Congress, Australia, Brisbane, 2010.
4. Comparative evaluation of options for opening resistant Sul-fide flotation concentrates / A.V. Bogorodsky [et al.] // non-Ferrous metals. 2012. No. 8. From 10-12.
5. Autoclave oxidation of gold-containing ores and concentrates / S. V. Balikov [et al.] // Irkutsk, JSC "Irgiredmet", 2016. 471 p.
6. Dementiev V. E., Tatarinov A. P., Gudkov S. S. Main aspects of the technology of heap leaching of gold-containing raw materials // Mining journal. 2001. no. 5. Pp. 33-36.
7. Zelenov V. I. Method of research of gold and silver-bearing ores. M.: Nedra, 1989.
302 p.
8. Makarov V. A. Conditions for the formation of technogenic gold-bearing objects and features of the methodology of their geological and technological assessment: autoref. Diss. ... doctor of technical Sciences. Tomsk, 2001. 30 p.
9. Balikov S. V., Dementiev V. E. Geological aspects // IR-kutsk: JSC "Irgiredmet", 2015. 414 p.
10. Plaksin I. N. metallurgy of precious metals // Metallurgizdat, 1958. 367 p.
