Особенности переработки комплексных углеродсодержащих золото-сурьмяных руд карлинского типа

Топычканова Е.И., младший научный сотрудник, лаборатория обогащения руд, отдел обогащения минерального сырья АО "Иргиредмет"

Дементьева Н.А., ведущий научный сотрудник, лаборатория обогащения руд, отдел обогащения минерального сырья АО "Иргиредмет", канд. техн. наук

Чикин А.Ю., ФГБОУ ВО "Иркутский государственный университет", д-р техн. наук, профессор

Переработка упорных углеродсодержащих золото-сурьмяных руд карлинского типа требует особого подхода. Проведенные Иргиредметом исследования показали, что одним из возможных вариантов получения качественного золотосульфидного концентрата из такого сырья может являться селективная депрессия сурьмы.

Руды карлинского типа

Понятие "месторождение золота карлинского типа" (МЗКТ) вошло в употребление после открытия в 1962 году в штате Невада (США) месторождения Карлин. На сегодняшний день в одноименной золоторудной провинции насчитывается более 40 однотипных объектов, которые расположены вдоль так называемого Карлинского тренда.

Месторождения вкрапленных золотосульфидных руд, которые по совокупности характерных признаков близкик карлинским, известны и на территории России, в частности в северо-восточных регионах.

МЗКТ характеризуются своеобразным комплексным составом, однотипностью, достаточно высоким содержанием золота и примесей (мышьяка, ртути, сурьмы), относительно малым количеством серебра и цветных металлов, существенной долей глинистых минералов и присутствием органического углерода.

Одним из основных отличительных признаков карлинских руд является тонкая вкрапленность субмикроскопического золота в сульфиды и породообразующие минералы. При этом драгоценный металл весьма равномерно распределен в породе, а его доля в свободной форме, как правило, незначительна.

Совокупность перечисленных факторов делает руды карлинского типа упорными к цианированию золота и требует их предварительной подготовки.

Характеристики руды

В Иргиредмет на исследования поступила технологическая проба руды одного из месторождений Республики Саха (Якутия), по набору характерных признаков схожая с рудами карлинского типа.

Химический анализ показал наличие в пробе таких примесей, как мышьяк (0,91 %), сурьма (0,2 %), ртуть (0,014 %) и органический углерод (0,6 %). Высокое содержание глинистых минералов (32 %) и углеродистого вещества (1,6 %) в руде приводит к повышенному шламообразованию в процессе измельчения, что затрудняет ее переработку (рис. 1–2).

Рисунок 1. Химический состав пробы руды

Рисунок 2. Минеральный состав пробы руды

Исследования на сканирующем электронном микроскопе TESCAN TIMA (рис. 3) позволили выяснить, что золото в руде было мелкое, тонкое и тонкодисперсное (от 0,2 мкм), находилось в тесном срастании с сульфидами, в том числе с арсенопиритом и пиритом, а также породообразующими минералами (кварцем). Содержание ценного компонента, определенное прямым пробирным анализом, составило 3,66 г/т. Степень окисления руды, рассчитанная по железу, была установлена на уровне 50 %, что характеризовало ее как руду смешанного типа.

Рисунок 3. Снимки золота, полученные на сканирующем электронном микроскопе

По данным рационального анализа, в доступном для цианирования виде присутствовало всего 10,6 % золота, более 89 % было представлено упорной формой. Основная причина упорности заключалась в том, что свыше 50 % Au ассоциировалось с сульфидами и углеродистым веществом. Еще 18 % драгоценного металла было вкраплено в породообразующие минералы. Свободного золота в пробе руды не обнаружено.

Отсутствие свободного золота и золота гравитационной крупности указывает на то, что применение гравитационных методов обогащения будет иметь низкуюэффективность. Информация о вещественном составе и морфологии дала возможность определить наиболее перспективную технологию переработки руды методом флотационного обогащения.

Флотационные исследования

Исследования по флотационному обогащению были направлены на разработку режима, позволяющего получить сульфидный золотосодержащий концентрат с минимальным содержанием сурьмы и органического углерода. Опыты проводили по схеме на рис. 4.

Рисунок 4. Технологическая схема флотационных опытов

Поскольку руда содержала органический углерод, склонный к шламообразованию, и большое количество глинистых минералов, было предусмотрено двухстадиальное измельчение:

• Первая стадия: для вывода углеродистого вещества в отдельный флотационный продукт посредством прямой флотации.
• Вторая стадия: на хвостах углеродистой флотации, служащих питанием основной флотации золотосодержащих сульфидов.

Флотация золота осуществлялась по классической схеме с перечисткой концентрата основной флотации.

Для получения первоначальных данных по флотационной обогатимости был проведен базовый опыт, с использованием стандартных флотационных реагентов. Режим указан в табл. 1; в нем для активации сульфидов применялся медный купорос (CuSO₄), в качестве собирателя – бутиловый ксантогенат калия (БКК), для подавления флотоактивности органического углерода – реагент-депрессор углерода (РДУ).

Таблица 1. Базовый реагентный режим

В результате базового опыта был получен коллективный флотоконцентрат с выходом 9,06 %, содержанием золота 27,17 г/т и извлечением 69,2 %. Кроме того, в концентрат извлеклось 75,75 % сурьмы с массовой долей 1,77 % и 25 % органического углерода с массовой долей 1,66 % (табл. 2).

Таблица 2. Результаты флотационных исследований

Примечания: β– содержание, ε – извлечение; pH исходной руды – 6,9, конечный pH – 7,0; модификатор – CuSO₄.

Медный купорос, который обычно применяется для активации сульфидов золота, вызвал активацию сульфида сурьмы – антимонита (Sb₂S₃). Это объясняется тем, что катионы тяжелых металлов, в данном случае Cu²⁺, по реакции замещения вступают во взаимодействие с сульфидной поверхностью минералов, закрепляясь на ней, тем самым увеличивая сорбцию ксантогената и улучшая флотируемость. Дополнительное благоприятное действие на флотацию антимонита оказал нейтральный pH пульпы исходной руды, равный 6,9.

Переработка полученного золото-сурьмяного концентрата методом цианирования будет имеет низкую эффективность, так как антимонит в щелочном цианистом растворе образует на поверхности золотин тонкие, но химически прочные пленки, препятствующие взаимодействию цианида с ценным компонентом. В результате скорость и степень выщелачивания Au резко снижаются, увеличивается расход реагентов (щелочи и цианида, расходуемых на растворение антимонита). Для сокращения негативного воздействия антимонита на процесс металлургической переработки необходимо сократить массовую долю сурьмы во флотоконцентрате.

Чтобы предотвратить активацию антимонита и изучить возможность его перевода в хвосты флотации, медный купорос был замещен сернистым натрием. Флотационные опыты по подавлению флотационной активности Sb₂S₃ проводили в условиях естественной и щелочной среды. Уровень pH регулировался за счет подачи в процесс кальцинированной соды (Na₂CO₃) в количестве 5 кг/т. Остальные параметры флотационного процесса остались прежними.

Технологические показатели, полученные при проведении флотационных опытов в условиях естественной среды, свидетельствуют о том, что замена медного купороса на сернистый натрий снизила извлечение сурьмы в золотосульфидный концентрат с 75 до 33 % и сократила ее массовую долю с 1,77 до 0,58 %. Извлечение золота сохранилось на уровне 69 %, однако качество концентрата по ценному компоненту ухудшилось за счет увеличения выхода (табл. 3).

Таблица 3. Результаты флотационных опытов в естественной среде

Примечания: β– содержание, ε – извлечение; pH исходной руды – 6,9, конечный pH – 7,0; модификатор – Na₂S.

В ходе проведения исследований установлено, что более полная депрессия антимонита сернистым натрием была достигнута в условиях щелочной среды при pH 9,1. При выходе золотосульфидного концентрата на уровне 10,33 %, извлечение сурьмы составило 10,35 % с массовой долей 0,21 % (табл. 4), что соответствует техническим условиям на золотосодержащий флотоконцентрат по количеству примесей (не более 0,3 % Sb).

Таблица 4. Результаты флотационных опытов в щелочной среде

Примечания: β– содержание, ε– извлечение; pH исходной руды – 6,9, конечный pH – 9,1; регулятор среды – Na₂CO₃ ; модификатор – Na₂S.

Кроме того, повышение щелочности пульпы при переработке смешанной руды оказало положительное влияние на флотацию золотосодержащих сульфидов, что отразилось не только в виде прироста извлечения золота с 69,74 до 71,87 %, но и повышения качества концентрата с 18,79 до 24,10 г/т. Таким образом была достигнута основная задача исследований по флотационному обогащению упорной руды смешанного типа.

Применение сернистого натрия в качестве депрессора антимонита в условиях щелочной среды позволило перевести в хвосты флотации порядка 77 % сурьмы с массовой долей компонента 0,19 % (при содержании в исходной руде 0,21 %).

Выводы

Флотационное обогащение комплексных золото-сурьмяных руд в стандартных условиях привело к получению коллективного концентрата из-за схожих физико-химических свойств минералов-носителей золота и сурьмы, обладающих природной гидрофобностью.

Селективное разделение минералов с целью получения золотосульфидного концентрата, соответствующего техническим условиям по содержанию сурьмы, было достигнуто за счет депрессии антимонита сернистым натрием.

При осуществлении депрессии антимонита сернистым натрием важен точный контроль и поддержание щелочности пульпы на уровне pH = 9. Применение кальцинированной соды для регулирования этого показателя в комбинации с Na₂S обеспечило высокую селективность при разделении минералов-носителей золота и сурьмы. 

"ЗОЛОТОДОБЫЧА" № 11 (324), НОЯБРЬ 2025 ГОДА

© АО "Иргиредмет", 2026