Переработка золото-серебросодержащей полиметаллической руды

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

Бывальцев В.Я., АО "Иргиредмет", канд. техн. наук

На основании лабораторных и полупромышленных испытаний предложена коллективно-селективная схема обогащения для извлечения золота, серебра и свинца из руд одного из месторождений России, относящихся к золото-сульфидно-кварцевому типу, с получением свинцового и сульфидного концентратов и их дальнейшей переработкой.

Руда исследуемого месторождения относится к золото-сульфидно-кварцевому типу. Основными полезными компонентами являются золото (6–7 г/т), серебро (40–50 г/т), свинец (1–2 %), цинк (0,7–1,0 %), вредная примесь – мышьяк (0,8–0,9 %).

Золото самородное, находится в тесной ассоциации с сульфидами, в основном с пиритом (52,5 % – в сростках, 42 % – тонковкрапленное в сульфиды, не более 5 % – свободное), низкопробное высокосеребристое (пробность от 253 до 475), неоднородное по структуре, с характерными высокосеребристыми каемками, участками. Основная масса серебра связана с галенитом и пиритом.

Сульфиды представлены главным образом пиритом (19,5 %). Элементы-примеси, входящие в состав пирита: цинк, мышьяк (оба – до 0,3 %), свинец (до 0,1 %).  Химический и минеральный состав руды представлен в табл. 1, 2.

Таблица 1. Химический состав руды

Таблица 2. Минеральный состав руды

Сфалерит в пробе руды (1,1 %) присутствует в виде темноцветных остроугольных обломков. В нем отмечается эмульсионная вкрапленность халькопирита, а также единичные выделения зерен пирита. 

Галенит (1,5 %) наблюдается в виде обломков мелких зерен и агрегатов темно-синего цвета. На поверхности галенита отмечаются белые, сероватые тонкозернистые налеты церуссита, англезита, редко темно-синие пленки ковеллина. Спектральным полуколичественным анализом монофракции галенита установлено в нем наличие следующих элементов-примесей за счет тонкозернистых включений сульфидов и сульфосолей: сурьмы, цинка (оба – до 0,3 %), мышьяка (до 0,1 %), висмута (до 0,03 %), меди (до 0,01 %), кадмия (до 0,003 %), серебра (до 0,03 %). Халькопирит отмечен в знаковых количествах в сростках со сфалеритом, пиритом, арсенопиритом, галенитом. Блеклые руды наблюдаются в единичных знаках при просмотре полированных шлифов в тесной ассоциации с галенитом, сфалеритом.

Арсенопирит (1,8 %) представлен беловато-сероватыми игольчато-призматическими кристаллами и тонкозернистыми агрегатами. Минерал находится в тесной ассоциации с пиритом, также в нем отмечены мелкие единичные зерна галенита, сфалерита. Спектральный полуколичественный анализ монофракций сульфидов представлен в табл. 3. 

Таблица 3. Спектральный полуколичественный анализ монофракций сульфидов

На основании результатов, полученных в период лабораторных исследований, проведены полупромышленные испытания на представительной пробе руды массой 250 тыс. т по схеме коллективно-селективного флотационного обогащения.

Флотационное обогащение руды включало: коллективную флотацию, перечистку концентрата коллективной флотации, две контрольные флотации, свинцовую флотацию с двумя перечистками и получением свинцового концентрата. Хвосты свинцовой флотации являются сульфидным концентратом. Оптимальный режим флотационного обогащения представлен в табл. 4. 

Таблица 4. Оптимальный режим флотационного обогащения 

Балансовые технологические показатели по схеме флотационного обогащения свидетельствуют о том, что извлечение золота в свинцовый концентрат составляет 47,4 %, серебра – 68,1 %, свинца – 70,7 % при массовой доле свинца 41,8 % и мышьяка 0,63 %.

Свинцовый концентрат на 50 % представлен галенитом. Сумма халькопирита, арсенопирита, сфалерита и блеклых руд в нем не превышает 5 %. Извлечение металлов в сульфидный концентрат: 50,1 % золота; 28,8 % серебра и 23,3 % свинца при содержании 20,5 г/т золота и 66,2 г/т серебра. По результатам химического и минерального анализов сульфидный концентрат состоит преимущественно из пирита (57 %) и в меньшей степени из сфалерита (6,7 %), арсенопирита (6,4 %), галенита (1,8 %).

Хвосты флотации являются отвальными по содержанию золота, серебра, свинца и состоят в основном из кварца, слюдисто-полевошпатового материала и карбонатов (более 90 %). Массовая доля сульфидов не превышает 1 %.

Из-за некондиционного содержания мышьяка переработку сульфидного концентрата рекомендовано проводить по схеме, включающей бактериальное выщелачивание (БВ), щелочную обработку, сорбционное цианирование кеков БВ, осаждение золота из товарных регенератов путем цементации на углеродисто-волокнистый материал с последующей обработкой цементного осадка раствором азотной кислоты. Щелочные растворы после БВ обрабатывали известью с карбонатом натрия для осаждения железа, мышьяка и цинка, подкрепляли гидроксидом натрия и направляли в оборот. Лучшие результаты по цианированию кеков БВ получены после проведения операции щелочной обработки в присутствии анионита АМ-2Б. 

Бактериальное выщелачивание сульфидного концентрата крупностью 95 % класса минус 0,071 мм проводили при pH жидкой фазы 2,0–2,2; Ж:Т = 5:1; 50 % среды 9 К (концентрация, г/л: сульфат аммония – 3,0; хлорид калия – 0,1; гидросульфат калия – 0,5; нитрат кальция – 0,01; сульфат магния – 0,5; сульфат железа (II) – 11,8) и 50 % культурной жидкости (культуры бактерий). Расход серной кислоты на проведение бактериального выщелачивания составил 0,83 кг на 1 т концентрата.

Адаптацию культуры бактерий проводили путем постепенного пересева на более плотные пульпы. Исходное значение Ж:Т составило 20:1. После достижения высокой бактериальной активности (ОВП – 590–600 мВ, активность культуры – 5–6 г/(л·ч)) производили пересев бактерий на более плотную пульпу. Установлено, что максимальная массовая доля твердого в пульпе, которая обеспечивает активный рост биомассы при ее высокой окислительной способности, составила 16 % (Ж:Т = 5:1).

Культурный раствор вводили в исходную пульпу. После проведения процесса пульпу сгущали, фильтровали, а раствор направляли на очистку от железа, мышьяка и цинка. На кеках БВ проводили исследования по цианированию. За время БВ концентрация компонентов в растворе составила, г/л: железа (III) – 30; мышьяка – 3,0; цинка – 3,5; свинца – 0,3. ОВП бактериального раствора составил 550 мВ, рН – 1,6, концентрация биомассы – 1,1 г/л (по сухому), активность культуры – 6,2 г/(л·ч). 

Исследования по очистке растворов БВ проводили с использованием оксида кальция в качестве осадителя. Осаждение проводили в две стадии. На первой стадии осаждали железо и мышьяк. В качестве осадителя использовали суспензию гидроксида кальция (100 г CaO на 1 л суспензии). По достижении рН = 3 пульпу выдерживали при перемешивании 30 минут и отфильтровывали. Осадок высушивали и определяли массу. Раствор анализировали и направляли на вторую стадию осаждения. Составы растворов приведены в табл. 5.

Таблица 5. Результаты осаждения цветных металлов из растворов бактериального выщелачивания

На первой стадии осаждения практически все железо и мышьяк переходят в осадок. Расход осадителя составил 30 г на 1 л раствора.

На второй стадии осаждения в качестве осадителя использовали карбонат натрия. Концентрация карбоната натрия составила 10 г/л. Полученный осадок фильтровали и анализировали. Массовая доля цинка в осадке составила 45 % при извлечении 64 %. Химический и минеральный анализ кеков БВ сульфидного концентрата приведен в табл. 6. 

Таблица 6. Характеристика кеков БВ сульфидного концентрата

В первую очередь окисляются арсенопирит и сфалерит: степень окисления арсенопирита – 97,5%, сфалерита – 92,3 %. Галенит и пирит окисляются на 43,0 и 56,3 % соответственно. При этом золото высвобождается и становится доступным цианированию, а тонкодисперсное золото, связанное с пиритом, который окисляется лишь наполовину, остается невскрытым. 

Кеки БВ перед цианированием подвергали щелочной обработке раствором гидроксида натрия с концентрацией 100 г/л при Ж:Т = 2:1, затем цианировали в присутствии смолы АМ 2-Б при концентрации цианида натрия 2 г/л и Ж:Т = 2:1. Продолжительность цианирования составила 24 часа. Растворы после щелочной обработки кеков БВ содержали, г/л: мышьяка – 8,4, серы – 5,6. Для осаждения мышьяка использовали гидроксид кальция и гипохлорит натрия, расход которых составил 40 и 10 кг на 1 т концентрата. Щелочные растворы после очистки подкрепляли гидроксидом натрия до исходной концентрации и вновь направляли на щелочную обработку кеков БВ. Расход гидроксида натрия с учетом оборотного использования растворов составил 88 кг на 1 т кеков БВ.

Сорбционное цианирование кеков БВ после щелочной обработки проводили при следующих условиях: загрузка смолы – 8 % (объемная доля); концентрация цианистого натрия – 2 г/л; Ж:Т = 2:1; загрузка оксида кальция на 1 т твердого, кг – 2; продолжительность цианирования – 24 часа.

Извлечение благородных металлов в раствор в результате сорбционного цианирования кеков БВ сульфидного концентрата после предварительной щелочной обработки составило 92,2 % золота и 93,7% серебра, без щелочной обработки – 61,0 и 53,5 % соответственно. Осаждение золота из товарных регенератов проводили путем цементации на углеродисто-волокнистый материал.

Пульпу после сорбционного цианирования при рН 10,6 направляли на обезвреживание от цианидов. Хвостовая пульпа содержала следующие токсичные примеси, мг/л: цианиды – 792, тиоцианаты – 495, мышьяк – 0,22, сурьму – 0,04. Пульпу перед поступлением в хвостохранилище подвергали обезвреживанию с применением следующих реагентов на 1 т, кг: активного хлора (100 % Cl₂) – 16,2; извести (100 % CaO) – 3,5; железного купороса – 4,0. Продолжительность хлорирования составила 0,5 часов.

После обезвреживания хвостовая пульпа содержала на 1 л жидкой фазы, мг: цианидов – 0,02, тиоцианатов – 0,1, ферроцианидов – 2,0; мышьяка и сурьмы не обнаружено. Совместное складирование хвостов флотации и кеков цианирования без введения дополнительных операций обезвреживания позволяет достичь допустимой концентрации и по ферроцианидам (1,25 мг/л).

Общее извлечение золота и серебра по технологической схеме с учетом переработки концентратов на свинцовом заводе и бактериальным вскрытием с последующей цементацией составило 92,2 и 93,7 % соответственно.

Таким образом, для переработки золото-серебросодержащей полиметаллической руды рекомендована коллективно-селективная схема флотационного обогащения с получением свинцового концентрата, сульфидного концентрата, который направляется на БВ с последующим сорбционным цианированием кеков выщелачивания, и цинкового концентрата, получаемого из растворов БВ.

Извлечение металлов в свинцовый концентрат составило: золота – 47,4 %, серебра – 68,1 %, свинца – 70,7 %; извлечение золота и серебра в сульфидный концентрат – 50,1 и 28,8 % соответственно. Сульфидный концентрат с массовой долей мышьяка около 3 % подвергали БВ с последующим сорбционным цианированием и получением готового металла на месте переработки (БВ, щелочная обработка, сорбционное цианирование в присутствии смолы АМ-2Б, осаждение золота из товарных регенератов путем цементации на углеродисто-волокнистый материал), а также получением цинкового концентрата из растворов БВ с массовой долей цинка 45 % при его извлечении 64 %. Сквозное извлечение золота по разработанной технологии с учетом переработки составило 92,2 %.

 © АО "Иргиредмет", 2023