Сверхтонкое измельчение упорного сульфидного концентрата с последующим кислородно-известковым окислением и цианированием

Сидоров И.А., ведущий научный сотрудник лаборатории гидрометаллургии АО «Иргиредмет», канд. техн. наук

Хмельницкая О.Д., ведущий научный сотрудник лаборатории гидрометаллургии АО «Иргиредмет», канд. техн. наук

Бывальцев А.В., ведущий научный сотрудник лаборатории гидрометаллургии АО «Иргиредмет», канд. техн. наук

В статье представлены результаты исследований по разработке гидрометаллургической технологии извлечения золота из упорных сульфидных флотационных концентратов на основе использования тонкого и сверхтонкого измельчения.

Введение

В настоящее время одной из актуальных проблем золотодобывающей промышленности является вовлечение в переработку упорных золотосодержащих руд. Для переработки такого типа сырья разработаны различные варианты технологических схем, основанные на применении предварительного вскрытия упорных сульфидных концентратов, в частности методом сверхтонкого измельчения в бисерных мельницах.

Технология, основанная на применении предварительного тонкого и сверхтонкого помола и гидрометаллургической обработки, обеспечивает повышение извлечения золота при цианировании флотоконцентратов, в которых золото находится в сростках с сульфидами и породообразующими минералами. Однако детальная информация о закономерностях процессов вскрытия сульфидов зачастую отсутствует. В связи с этим интерес представляет изучение процесса сверхтонкого измельчения и интенсивной кислородно-известковой обработки, а также разработка рентабельной технологии переработки упорного сульфидного флотационного концентрата.

Вещественный состав исследуемых концентратов

На исследование поступили четыре флотоконцентрата, полученные при обогащении руд ряда месторождений России:

• Флотоконцентрат I на 11,1 % состоит из оксидов кремния и алюминия. Основная масса концентрата представлена железом – 38,7 % (Fe_сульф. – 96 %). Доля S_сульф. – 43,3 %. Мышьяк и цветные металлы – в незначительном количестве. Основные минералы – сульфиды (81,8 %), главным образом пирит – 80,4 %.

• Флотоконцентрат II на 45 % представлен оксидами кремния и алюминия с резким преобладанием кремнезема. На железо и серу приходится почти четверть от общей массы компонентов. Массовая доля Fe_общ. – 21,7 % (Fe_сульф. – 73 %). Количество S_общ. – 21,1 % (практически вся – сульфидная). Доля мышьяка – 4,56 % (As_сульф. – 97 %). В заметных количествах фиксируется карбонатный диоксид углерода – 1,31 %, органического углерода – 0,58 %. Концентрат на 45,4 % состоит из сульфидов: пирит – 79 %, арсенопирит – 21 %. Из породообразующих минералов преобладают слюдистые образования (30 %), масса кварца – не более 10-11 %.

• Основные рудные компоненты во флотоконцентрате III – железо, мышьяк и сера (58,0 % суммарно). Массовая доля Fe_общ. – 25,9 % (Fe_сульф. – 24,6 %). Массовые доли As_сульф.и S_сульф. – 8,2 и 23,4 % соответственно. Содержание сульфидов – 56,4 %: пирит – 38,0 %, арсенопирит – 17,8 %. В концентрате присутствует 2% органического вещества. Породообразующие минералы представлены в основном слюдистыми минералами (26,3 %).

• Флотоконцентрат IV состоит на 46,6 % из оксидов кремния (36,2 %) и алюминия (10,4 %). Массовая доля Fe_общ. – 25,9 %, S_общ. – 24,4 % (Fe_сульф. и S_сульф. – 22,1 и 24,3 % соответственно). Массовая доля As_общ. – 0,85 %. Рудная минерализация во флотоконцентрате представлена в основном сульфидами (47,6 %): пиритом (44,5 %), пирротином (1,0 %) и арсенопиритом (1,5 %). Основные породообразующие минералы – кварц, аморфный кремнезем (25,1 %) и полевые шпаты (16,0 %).

По результатам рационального анализа, выполненного на крупности концентратов 95-97 % класса минус 0,074 мм, наиболее упорными являются флотоконцентраты II, IV, и III, в которых доля золота, извлекаемого цианированием, составляет 33,3; 30,7 и 16,3 % соответственно. Во флотоконцентрате I доля цианируемого золота составляет 84,9 %.

Основной причиной технологической упорности концентратов является тесная ассоциация золота с сульфидами, карбонатами, гидроксидами железа, а также тонкая вкрапленность в породообразующие минералы.

Оценка гидрометаллургической переработки с использованием сверхтонкого измельчения

На материале флотоконцентратов были выполнены исследования по сверхтонкому измельчению с последующей гидрометаллургической переработкой. Для получения необходимой крупности измельчения применяли шаровую и бисерные мельницы.

После доизмельчения концентратов пульпу сгущали, подвергали предварительной известковой обработке с продувкой воздуха и цианировали в течении 24 ч. при начальной концентрации NaCN 2-3 г/л в присутствии активного угля (табл. 1).

Таблица 1. Влияние крупности измельчения на извлечение золота при цианировании флотоконцентратов

Согласно экспериментальным данным, измельчение концентрата II в бисерной мельнице до крупности 100 % класса минус 10 мкм и последующее цианирование обеспечивают извлечение золота 68,2 %. При этом остаточное содержание Au в хвостах цианирования составляет 10,3 г/т, расход NaCN – 18,9 кг/т.

С целью повышения извлечения золота из упорных флотоконцентратов крупностью 100 % класса минус 10 мкм были выполнены эксперименты с предварительной известковой обработкой (4-6 ч., рН 10-10,5, с перемешиванием) при температуре 70-80 °С в присутствии кислорода (концентрация О₂ в пульпе – 20-25 мг/л). Далее пульпу подвергали сорбционному цианированию при обычной температуре (табл. 2).

Таблица 2. Результаты цианирования упорных сульфидных концентратов

Результаты выполненных исследований показали, что гидрометаллургическая технология с использованием тонкого и сверхтонкого помола может быть эффективна для переработки упорных флотоконцентратов, в которых золото находится в сростках с сульфидами и породообразующими минералами. Из числа рассмотренных продуктов обогащения наиболее перспективными объектами являются флотационные концентраты I и II. Для флотоконцентратов III и IV применение сверхтонкого помола не эффективно вследствие тонкой вкрапленности благородного металла в кристаллическую решетку сульфидов.

Для проведения дальнейших исследований был выбран флотоконцентрат II.

Лабораторные исследования

На материале флотоконцентрата II были выполнены эксперименты по уточнению оптимальной крупности измельчения, параметров предварительной обработки, показателей извлечения золота и расхода реагентов.

Измельченные продукты (100 % класса минус 20 и 10 мкм) подвергали кислородной обработке в кавитационном узле (1-3 ч.), затем известковой обработке до рН пульпы 10,0 (2 ч.) и сорбционному цианированию (NaCN 2 г/л, 24 ч.). Полученные результаты свидетельствуют о достаточно высоком извлечении Au (90,4%) при крупности измельчения 100 % класса минус 10 мкм и расходе NaCN 18,7 кг/т.

На следующем этапе было изучено влияние продолжительности обработки пульпы кислородом на показатели извлечения золота и расход NaCN в процессе цианирования. Установлено, отсутствие кислородной обработки снижает извлечение золота до 70 % при расходе NaCN 17,2 кг на 1 т концентрата.

Введение кислородной обработки положительно сказывается на показателях процесса цианирования: при оптимальной продолжительности обработки (1-3 ч.) извлечение золота повышается до 90,3 %, расход цианида натрия снижается до 12,6 кг/т, расход извести составляет 80-85 кг/т.

Результаты дальнейших опытов свидетельствуют о существенном влиянии температуры пульпы в процессе предварительной кислородной и известковой обработки на извлечение золота и расход цианида натрия. Так, при увеличении температуры от 25 до 75 °С извлечение золота увеличивается с 74,1 до 90,1 % при уменьшении содержания в кеке цианирования с 8,4 до 3,2 г/т. Расход NaCN снижается с 22,2 до 13,8 кг на 1 т концентрата.

Далее проводили исследования по влиянию продолжительности известковой обработки на степень извлечения золота. Из полученных результатов следует, что оптимальной продолжительностью известковой обработки является 4 ч., при которой извлечение золота составило 90,3 %, остаточное содержание в кеке цианирования – 3,13 г/т, расход цианида натрия на 1 т концентрата – 13,9 кг.

Таким образом на основании результатов выполненных исследований для проведения пилотных испытаний на материале флотоконцентрата II рекомендованы следующие условия: крупность измельчения –  96 % класса минус 10 мкм; отношение Ж:Т = 3:1; температура кислородной обработки пульпы –  70-80 °С, продолжительность – 2 ч.; температура известковой обработки – 70-80 °С, продолжительность –  4 ч.;  продолжительность сорбционного цианирования – 24 ч.; концентрация NaCN – 2-3 г/л. В данном режиме извлечение золота составляет 89-90 % при расходе на 1 т концентрата цианида натрия 12,6-13,4 кг, извести – 185-210 кг.

Полупромышленные испытания

Для подтверждения полученных показателей и уточнения расхода реагентов проведены полупромышленные испытания процесса сверхтонкого помола и известково-кислородной обработки с последующим цианированием упорного сульфидного концентрата на укрупненной пробе.

Гидрометаллургические испытания проводили в два этапа:

1. измельчение концентрата до требуемой крупности;
2. известково-кислородное окисление концентрата с цианированием полученного продукта.

Массовая доля класса минус 10 мкм в продукте бисерного измельчения составила 92,4 %. Измельченный продукт разбавляли свежей водой до Ж:Т = 2,9-3,7:1, полученную пульпу подвергали известково-кислородной обработке при температуре 70-80 °С в статическом режиме, с использованием технического кислорода (~95 % О₂). Продолжительность обработки составляла 24 ч.

После обработки пульпу охлаждали до комнатной температуры, отбирали лабораторную пробу объемом 100 мл и определяли показатели цианирования. Цианирование проводили при следующих условиях: Ж:Т = 3,5:1, расход NaCN – ~20 кг/т, объемная загрузка угля – 10 % и продолжительность – 24 ч. Всего проведены три укрупненных опыта известково-кислородной обработки измельченного флотоконцентрата (табл. 3):

• Опыт №1 – «средний» расход извести 207 кг/т; рН – 10,6-11,8.
• Опыт №2 – «повышенный» расход извести 282 кг/т; рН – 10,9-12,2.
• Опыт №3 – «пониженный» расход извести 119 кг/т; рН – 9,7-11,1.

Таблица 3. Результаты укрупненных опытов по известково-кислородной обработке флотоконцентрата после бисерного измельчения до 10 мкм

Окисление сульфидов прошло достаточно эффективно во всех трех опытах – степень вскрытия составила 38,8-45,5 %. Выход твердой фазы составил 115-142 % от массы исходного продукта. Оптимальными приняты условия в опыте №1, когда извлечение золота при последующем цианировании составило 81,6 %.

Сводные результаты испытаний по сорбционному цианированию продукта известково-кислородной обработки приведены в табл. 4.

Таблица 4. Сводные параметры и показатели работы установки по сорбционному цианированию продукта известково-кислородной обработки концентрата

В ходе испытаний получена твердая фаза хвостов цианирования со средним содержанием золота 5,25 г/т и жидкая фаза с концентрацией золота 0,01 мг/л, суммарные потери – 5,28 г/т. Операционное извлечение золота на уголь составило 80,2-84,7 % (в среднем – 82,2 %).

С целью определения экономической эффективности выбранной технологии переработки упорного сульфидного концентрата были выполнены технико-экономические расчеты по трем вариантам (табл. 5).

Таблица 5. Технико-экономические показатели

Выводы

На основании комплекса выполненных работ установлено, что рассматриваемая технология обеспечивает повышение извлечения золота на 12-57 % при переработке флотоконцентратов (I и II), в которых Au находится в сростках с сульфидами и породообразующими минералами.

По результатам проведенных исследований выбран перспективный объект для реализации технологии, включающей измельчение флотоконцентрата в бисерной мельнице, интенсивную известковую обработку с продувкой кислорода и последующее сорбционное цианирование. Извлечение золота составило 82,2 %, расход NaCN – 13,8 кг/т, СаО – 207 кг/т.

Полупромышленные испытания подтвердили полученный на стадии лабораторных исследований эффект увеличения извлечения золота (на 30-33%) при цианировании за счет применения технологии сверхтонкого помола и известково-кислородного окисления флотоконцентрата, а технико-экономические расчеты показали эффективность данной технологии.

"ЗОЛОТОДОБЫЧА" № 7 (284), ИЮЛЬ 2022 ГОДА

© АО «Иргиредмет», 2023