logogoldmining new
 

Исследование и разработка технологии кучного выщелачивания сорбционно-активной золотосодержащей руды

Чижик И.Д., младший научный сотрудник, лаборатория металлургии АО "Иргиредмет"

Набиулин Р.Н., старший научный сотрудник, лаборатория металлургии АО "Иргиредмет", канд. техн. наук

Богородский А.В., ведущий научный сотрудник, лаборатория металлургии АО "Иргиредмет", канд. техн. наук

Переработка упорных руд, содержащих природное углистое вещество, не позволяет получить высокое извлечение золота при использовании стандартных методов. Чтобы добиться эффективности, материал необходимо предварительно подготовить. В статье представлены результаты исследований Иргиредмета по термической обработке и определению пригодности руды к кучному выщелачиванию.

Кучное выщелачивание и проблема сорбционной активности

Внедрение кучного выщелачивания (КВ) — один из способов увеличения добычи золота в короткие сроки и с минимальными капитальными затратами. Однако переработка по этой технологии упорных руд, из-за наличия в них природного углистого вещества, приводит к низкому извлечению драгоценного металла [1].

Это явление связано с природной сорбционной активностью, или прег-роббингом. В процессе выщелачивания золото переходит в цианистый комплекс, который сорбируется на природное углистое вещество в руде, что влечет за собой снижение извлечения ценного компонента в товарный продукт.

Одним из решений проблемы природной сорбционной активности является термическая обработка (ТО) руды перед КВ путем окислительного обжига. В процессе него углистое вещество окисляется, и его сорбционная активность снижается [2].

Целью исследований являлась оценка пригодности и эффективности КВ с предварительной ТО применительно к золотосодержащей руде с органическим сорбционно-активным веществом.

В рамках работы был изучен вещественный состав пробы руды, проведены лабораторные эксперименты по окислительному обжигу и тесты по цианированию руды в статико-агитационном режиме, изучены фильтрационные свойства материала, выполнены опыты по цианированию в колоннах.

Схема проведения исследований представлена на рис. 1.

Heap Leaching of Preg Robbing Ore 1

Рисунок 1. Схема проведения исследований пригодности руды к КВ

Анализ пробы руды

Согласно данным рентгеноструктурного (дифрактометрического) анализа, основными минералами в пробе руды, обладавшими кристаллическим строением, были кварц, полевые шпаты, плагиоклаз, слюды и каолинит (табл. 1).

Таблица 1. Результаты анализа минерального состава пробы руды

Минерал, группа минералов

Массовая доля, %

Кварц

67,0

Калиевый полевой шпат

6,0

Глинисто-слюдистые образования, в том числе:

16,0

слюда

13,1

каолинит

2,9

плагиоклаз

6,0

каолинит

5,0

Сульфиды, в том числе:

 

пирит

редкие и единичные зерна

арсенопирит

редкие и единичные зерна

Всего

100,0

Проба руды состояла в основном из литофильных компонентов с преобладанием диоксида кремния (68,55 % SiO2) и глинозема (15 % Al2O3). Массовая доля серы общей составила 0,32 %, сульфидной — 0,21 % (табл. 2). По содержанию сульфидов проба относилась к убогосульфидному типу [3].

Таблица 2. Результаты анализа химического состава пробы руды

Компонент

Массовая

доля, %

Компонент

Массовая

доля, %

Компонент

Массовая

доля, %

Компонент

Массовая

доля, %

SiO2

68,550

Pb

0,0105

Na

0,4400

Y

0,0024

Al2O3

15,000

Zr

0,0090

Ti

0,2600

Hg

< 0,0005

TiO2

0,590

Bi

0,0110

Feобщ.

9,7000

Mo

0,0010

CaO

1,145

Sb

< 0,0003

Feокисл.

9,4400

Se

< 0,0005

K2O

3,380

Co

0,0021

Feсульфид.

0,2600

Ni

0,0043

Na2O

0,390

V

0,0083

Sобщ.

0,3200

Sr

0,0150

MnO

0,170

Zn

0,0105

Sсульфид.

0,2100

W

0,0021

MgO

1,300

Sn

0,0011

Asобщ.

0,0190

Be

0,0003

P2O5

0,160

B

< 0,0005

Asсульф.

0,0060

Cобщ.

0,5300

Al

6,950

Cd

< 0,0002

Asокисл.

0,0130

Cорг.

0,2300

Ca

0,910

Co

0,0028

Cu

0,2500

Cкарб.

0,3000

K

3,150

Ni

0,0028

Cr

0,0255

Sr

0,0110

Mg

0,900

P

0,0700

Mo

0,0010

Au *

1,24 ± 0,11

Mn

0,140

Sc

0,0012

Ba

0,0530

Ag *

6,20

* Содержание (г/т).

Основным полезным компонентом являлось золото с содержанием 1,24 г/т. Массовая доля углерода общего составила 0,53 %, органического — 0,23 %.

Данные фазового анализа показали, что руда является благоприятной для сорбционного цианирования: извлечение золота по этому методу составило 71,77 %.

Массовая доля упорного (не извлекаемого сорбционным цианированием) золота была установлена на уровне 28,23 %. Из него 12,58 % драгоценного металла было ассоциировано с сульфидами, 1,85 % — с карбонатами; доля тонковкрапленного золота составила 13,39 % (табл. 3). Сорбционная активность пробы была равна 12,94 %.

Таблица 3. Результаты рационального анализа исходной пробы руды (крупность измельчения 95 % класса — минус 0,071 мм)

Форма нахождения золота,

ассоциация с рудными и породообразующими компонентами

Распределение золота

г/т

%

Свободное (амальгамируемое)

0,220

17,740

В виде сростков с рудными и породообразующими компонентами (цианирумое в присутствии сорбента)

0,670

54,030

Итого извлекаемого

0,890

71,770

Извлекаемое цианированием после обработки щелочью (заключенное в поверхностные пленки)

0,005

0,400

Извлекаемое цианированием после обработки соляной кислотой (ассоциированное с гидроксидами железа, карбонатами, хлоритами и т.д.)

0,023

1,850

Извлекаемое цианированием после обработки азотной кислотой (ассоциированное с сульфидами: пиритом и т.д.)

0,156

12,580

Тонковкрапленное в породообразующие минералы

0,166

13,390

Итого в упорной форме

0,350

28,230

Всего в исходной руде по балансу

1,240

100,000

Исследования пробы руды

ТО проводили в лабораторной камерной печи сопротивления (рис. 2) на руде, предварительно дробленной до крупности минус 5 мм. В процессе обработки материал периодически перемешивали ручным перегребанием при помощи скребка из нержавеющей стали.

Heap Leaching of Preg Robbing Ore 2

Рисунок 2. Печь для обжига

Исследования были выполнены при температуре 600, 650 и 700 °С и продолжительности 1, 2 и 3 часа. По окончании ТО огарки (рис. 3) взвешивали и определяли их выход.

Heap Leaching of Preg Robbing Ore 3

Рисунок 3. Исходная руда (а), огарок (б)

Огарки направлялись на агитационное цианирование с целью установления количественных показателей извлечения золота и определения по данному критерию оптимальной температуры и продолжительности обжига. Процесс проводился при концентрации цианида 1 г/дм3, времени 48 часов, Ж:Т = 2:1; начальная загрузка СаО составила 2 кг/т.

На рис. 4 представлены результаты агитационного цианирования исходной руды и продуктов ТО при различных параметрах обжига.

Heap Leaching of Preg Robbing Ore 4

Рисунок 4. Результаты извлечения золота при различных параметрах обжига

Максимальное извлечение золота агитационным цианированием было получено при температуре обжига 700 °С и продолжительности 0,5 часа. Дальнейшее увеличение времени обработки приводит к снижению извлечения драгоценного металла за счет спекания материала, вызывающего пассивирование поверхности золотин.

В соответствии с результатами рентгенофазового (дифрактометрического) анализа проба огарка, полученного при температуре 700 °С и продолжительности 0,5 часа, состояла из кварца (70 %), калиевого полевого шпата (8 %), слюды (11 %) и гематита (6 %). В обожженном продукте вся сера перешла в окисленную форму; массовая доля этого элемента в обожженном продукте составила 0,25 %, массовая доля углерода оказалась ниже предела обнаружения (< 0,10 %).

На материале, обожженном при температуре 700 °С и продолжительности 0,5 часа, было проведено исследование пригодности руды к кучному выщелачиванию в статико-агитационном режиме — HLA-тест (Heap Leach Amenability).

Принцип работы статико-агитационной установки (рис. 5) следующий. Агитатор с рудой и выщелачивающим раствором находится в динамическом режиме выщелачивания в течение пяти минут, после чего останавливается и отстаивается в статическом режиме 55 минут. Данный цикл повторяется каждый час на протяжении 14 суток.

Heap Leaching of Preg Robbing Ore 5

Рисунок 5. Установка статико-агитационного цианирования

Исследования по выщелачиванию руды и продуктов обжига проводили на параллельных пробах при плотности пульпы 33 % твердого и концентрации NaCN 0,5 г/дм3. Во время бутылочных тестов в раствор добавляли известь (СаО) из расчета 2,0 кг/т руды и 4 кг/т огарков с целью повышения рН до уровня не менее 10,5 и предотвращения гидролиза цианида натрия. Отбор проб жидкой фазы осуществлялся каждые 24 часа с определением концентрации золота, NaCN, а также pH.

Усредненные результаты тестов по выщелачиванию исходной руды и огарков в статико-агитационном режиме представлены на рис. 6.

Heap Leaching of Preg Robbing Ore 6

Рисунок 6. Динамика выщелачивания золота из исходной руды и огарков

В табл. 4 указаны сводные результаты лабораторных тестов по агитационному и статико-агитационному выщелачиванию золота из исходной руды и продуктов обжига.

Таблица 4. Сводные результаты лабораторных исследований

Операция

Исходная руда

Огарок

Извлечение золота, %

Расход реагентов, кг/т

Извлечение

золота, %

Расход реагентов, кг/т

NaCN

CaO

NaCN

CaO

Агитационное выщелачивание

52,42

0,24

1,8

80,38

0,28

5,5

Статико-агитационное выщелачивание

53,11

0,25

1,7

81,29

0,31

5,7

Затем были изучены фильтрационные свойства огарков на навеске массой 1 кг и при крупности дробления минус 5+0 мм. Загрузка портландцемента (ПЦ-400) при окомковании руды составила 0, 3, 5, 7 и 10 кг на 1 т огарка. Один опыт был выполнен с добавкой CaO в количестве 2 кг/т.

Результаты определения фильтрационных свойств огарков указаны в табл. 5.

Таблица 5. Результаты определения фильтрационных свойств огарков при различной загрузке цемента и извести

Проба

Крупность, мм

Расход цемента, кг/т

Усадка, %

Скорость фильтрации (начальная/ конечная), м/ч

Уменьшение скорости фильтрации, %

Примечание

Огарки

–5

0

3,8

CaO

3,4

0,61/0,23

62,30

Слив мутный

3

2,9

0,71/0,20

71,83

Слив мутный

5

3,1

0,80/0,26

67,50

Слив мутный

7

2,7

1,86/0,90

51,61

Слив чистый

Было установлено, что огарок крупностью 5 мм демонстрирует низкие фильтрационные свойства при перколяционном выщелачивании. Для достижения приемлемой фильтруемости необходима агломерация руды с расходом цемента не менее 7 кг/т.

На основании HLA-теста и изучения фильтрационных свойств был проведен колонный тест. Для этого была подготовлена колонна диаметром 100 мм и высотой 2 м. Эксперименты выполнялись в замкнутом цикле с сорбцией золота на активированный уголь; на одну колонну с рудой приходилась одна сорбционная колонка, в которую загружался сорбент.

Динамика извлечения золота в раствор в колонном тесте продемонстрирована на рис. 7.

Heap Leaching of Preg Robbing Ore 7

Рисунок 7. Динамика извлечения золота в раствор

По результатам исследований пробы была составлена схема переработки руды, изображенная на рис. 8.

Heap Leaching of Preg Robbing Ore 8

Рисунок 8. Предлагаемая схема переработки руды

Выводы

Проведенные исследования показали, что предварительная ТО является эффективной операцией, применимой к переработке упорных, сорбционно-активных золотосодержащих руд. Прирост извлечения золота после обработки составил порядка 30 %.

Предварительная ТО позволяет наиболее полно удалить природное углистое вещество по сравнению с другими методами, например применением органических депрессоров и поверхностно-активных веществ, а также позволяет вскрыть золото, ассоциированное с сульфидами [4].

Список использованных источников

  1. Санакулов K.C. Концептуальные основы решения проблем переработки техногенного сырья // O’zbekiston konch ilik xabarnom asi. — 2019. — № 2 (77). — С. 42–56.
  2. Osseo-Asare K., Afenya P., Abotsi G. II Proc. Int. Symp.: Precious metals: mining, extraction and processing / Ed. Y. Kudryk, D. Corrigan, W. Liang. — Los Angeles, USA, 1984. Febr. 27-29 : TMS-AIME. Warrendale, USA, 1984. — P. 125–144.
  3. Лодейщиков В.В., Васильева А.В. Методические рекомендации по типизации руд, технологическому опробованию и картированию коренных месторождений золота. — Иркутск: ОАО "Иргиредмет", 1997. — 164 с.
  4. Патент 2700893 RU: Способ извлечения золота кучным и перколяционным выщелачиванием из упорных углистых руд, обладающих сорбционной активностью. / Дементьев В.Е., Войлошников Г.И., 2019.

"ЗОЛОТОДОБЫЧА" № 1 (326), ЯНВАРЬ 2026 ГОДА 

© АО "Иргиредмет", 2026 

 
 
logogoldmining new
 
 
АДРЕС:
664025, Россия, г. Иркутск,
б-р Гагарина, д. 38
 
ТЕЛЕФОН:
+7 (3952) 728-729
 
ЭЛЕКТРОННАЯ ПОЧТА:
tvc2@irgiredmet.ru verkhozin@irgiredmet.ru
    
© 2026. Все права защищены, правообладатель – акционерное общество "Иркутский научно-исследовательский институт благородных и редких металлов и алмазов". Запрещается использование любых материалов сайта на других ресурсах без согласования с администрацией сайта. За содержание рекламных материалов и объявлений ответственность несет рекламодатель. За содержание статей ответственность несут АВТОРЫ. Статьи отражают личное мнение авторов и предоставляются исключительно для целей ознакомления.
Задать вопрос
We use cookies
Мы используем cookie. Внимание, продолжая пользоваться сайтом, вы соглашаетесь с использованием файлов cookie?