В 2019–2021 годах в Иргиредмете была изучена руда одного из отечественных месторождений с содержанием золота ~3,3 г/т. Минералого-технологические исследования показали, что руда обладает уникальными свойствами, обусловленными высоким содержанием пирротина, – на уровне 25–30 %.
Золото в руде мелкое, тонкое и тонкодисперсное (доля частиц крупностью минус 0,07 мм – 95,8 %, минус 0,15 мм – 100 %), что определяет низкую эффективность гравитационного обогащения, которое позволяет извлечь только 5–10 % золота при выходе концентратов не менее 1 %.
Флотационные методы также не дают удовлетворительных результатов, так как пирротин является носителем золота, и для достижения приемлемых показателей выход концентрата должен быть не менее 60 %.
Несмотря на то, что пирротин – носитель золота, оно, согласно рациональному анализу, находится в руде преимущественно в цианируемой форме – 88 %, тонко вкраплено в пирротин – 10 %, в породообразующие минералы – 2 %. Указанные особенности минерализации золота обусловили выбор технологии прямого цианирования, которая оказалась единственным способом, обеспечивающим приемлемые показатели извлечения Au. Однако именно для этой технологии в наибольшей степени реализуется упорность руды, которая проявляется в высокой химической активности пирротина. Кроме того, в руде присутствует 0,4–0,8 % элементной серы, которая в еще большей степени активна в цианистом процессе.
Пирротин и сера настолько активны, что фактически начинают выщелачиваться при измельчении руды в щелочной среде (на оборотных растворах). При этом образуются сульфиды и полисульфиды, наличие которых может быть визуально установлено по характерному ярко выраженному желто-зеленому цвету жидкой фазы пульпы (слива сгустителя).
FenSn+1 + 2nO2 + 2nOH- = nFe(OH)2 + nSO42- + S0↓
4S0 + 6OH- = S2O32- + 2S2- + 3H2O /// nS0 + S2- = Sn+12-
Указанные анионы в растворенном виде наиболее вредны, так как количественно реагируют с О и NaCN, необходимыми для выщелачивания золота. Вместе с тем и первичный (нерастворенный) пирротин также напрямую реагирует с добавляемыми реагентами, хоть и проигрывает водорастворимым формам в кинетическом отношении:
Sn2- + CN- = Sn-12- + SCN-
4FenSn+1 + (4n + 4)CN- + 3nO2 + 6nH2O = 4nFe(OH)3↓ + (4n + 4)SCN-
При цианировании в первую очередь встает проблема накислораживания пульпы, так как после измельчения растворенный кислород отсутствует в жидкой фазе, и при добавлении NaCN выщелачивание золота не происходит, хотя NaCN активно реагирует с пульпой. Кислород появляется в пульпе лишь через 72 часа непрерывной аэрации при максимальном расходе воздуха 0,1 нм3 на 1 м3 пульпы в минуту. Следует пояснить, что указанный показатель расхода воздуха в 2 раза больше, чем в типовых пневматических агитаторах, и находится на пределе технических возможностей стандартного агитационного оборудования. Кроме того, генерация воздуха в таком количестве потребовала бы существенных энергозатрат – 90–100 кВт∙ч на 1 т руды. Последующее цианирование проаэрированной пульпы характеризуется высоким расходом NaCN (9,3 кг/т), что в совокупности значительно снижает экономическую целесообразность переработки руды.
Решением указанных выше затруднений стало использование при переработке руды добавки PbO в количестве 1,2 кг/т. В водной среде этот реагент является источником ионов Pb2+, которые осаждают S2- из жидкой фазы в виде PbS. При избытке Pb2+ в растворе осадок PbS образуется и на реакционной поверхности пирротина, пассивируя ее. Благодаря использованию PbO эффективная продолжительность аэрации была снижена с 72 до 32 часов с пропорциональным сокращением энергозатрат, а расход NaCN уменьшен с 9 до 6 кг/т.
Основной токсичной примесью в хвостах цианирования является тиоцианат-ион. Для обезвреживания хвостов были испытаны методы хлорирования и озонирования в вариантах с прямым окислением пульпы и противоточной декантационной отмывкой хвостов с окислением жидкой фазы. Испытанные методы показали низкую эффективность (остаточная концентрация CNS превышает предельно допустимую на один-два порядка) при крайне высоком расходе реагентов (активный хлор – 14–30 кг/т, озон – 25–70 кг/т), что ставит под сомнение экономическую целесообразность переработки руды.
Решением данной проблемы стала схема полного водооборота – с фильтрацией необезвреженных хвостов, полусухим складированием кеков и полным оборотом жидкой фазы в цикл рудоподготовки. Специальные исследования подтвердили возможность оборотного использования растворов без снижения показателей цианирования.
Данная технология была испытана в опытно-промышленном масштабе на крупнотоннажной пробе руды. По результатам испытаний извлечение золота составило 83,7 % при расходе CaO – 18 кг/т, NaCN – 4,6 кг/т, PbO – 1,2 кг/т, воздуха – 470 нм/т.
Следует отметить, что повышение извлечения золота для данной руды возможно посредством увеличения продолжительности аэрации и расхода NaCN, однако расчеты показывают отрицательную рентабельность этих мероприятий.