CC BY
30
ГИАБ. Горный информационно-аналитический бюллетень / MIAB. Mining Informational and Analytical Bulletin, 2021;(3):154-166 ОРИГИНАЛЬНАЯ СТАТЬЯ / ORIGINAL PAPER
УДК 669.21 DOI: 10.25018/0236-1493-2021-3-0-154-166
ОБОСНОВАНИЕ ОСНОВНЫХ ПАРАМЕТРОВ ГИДРОМЕТАЛЛУРГИЧЕСКОЙ ПЕРЕРАБОТКИ РУД ЗОНЫ «АНТИМОНИТОВАЯ» МЕСТОРОЖДЕНИЯ «ДЕЛЬМАЧИК»
П.А. Василюк1, К.К. Размахнин2
1 ООО «Золото Дельмачик», Забайкальский край, пгт. Первомайский, Россия, 2 Институт горного дела им. Н.А. Чинакала Сибирского отделения РАН, Читинский филиал, Чита, Россия, e-mail: [email protected]
Аннотация: Рассмотрен вопрос переработки золотосодержащих руд зоны «Антимо-нитовая» месторождения «Дельмачик», содержащих в качестве попутных компонентов сурьму, мышьяк и серу. Приведены результаты лабораторных гидрометаллургических исследований руды, в том числе полученные экспериментальным путем данные при прямом и сорбционном цианировании руды различной крупности с различной продолжительностью процесса; сорбционном цианировании руды с предварительным атмосферным окислением; цианировании руды при варьировании концентрации цианида и расхода извести, при изменении рН раствора и продолжительности процесса. Представлены результаты экспериментальных исследований выщелачивания окисленных золотосодержащих руд с помощью таких современных физико-химических методов, как химико-спектральный анализ, ИК-спектроскопия, растровая электронная микроскопия, рентгенофазовый анализ, перколяционное выщелачивание, которые позволили изучить химический и минеральный составы исходной руды и продуктов ее переработки, а также установить параметры режима ведения технологического процесса с достижением максимального извлечения ценных компонентов. Исследована динамика процесса выщелачивания и расхода реагента, получены зависимости извлечения золота от продолжительности процесса. В лабораторных и полупромышленных условиях определены оптимальные параметры выщелачивания золота из руд, обеспечивающие возможность создания рациональной технологии их гидрометаллургической переработки. Ключевые слова: золотосодержашие руды, гидрометаллургическая переработка, параметры, кучное выщелачивание, извлечение золота, раствор, сорбционный режим, параметры процесса.
Благодарность: Работа выполнена в рамках проекта ФНИ № гос. регистрации АААА-А17-117092750073-6.
Для цитирования: Василюк П.А., Размахнин К.К. Обоснование основных параметров гидрометаллургической переработки руд зоны «Антимонитовая» месторождения «Дельмачик» // Горный информационно-аналитический бюллетень. — 2021. — № 3. — С. 154—166. DOI: 10.25018/0236-1493-2021-3-0-154-166.
© П.А. Василюк, К.К. Размахнин. 2021.
Justification of basic parameters for hydrometallurgical processing of ore from Antimonite Zone of Delmachik deposit
P.A. Vasilyuk1, K.K. Razmakhnin2
1 «Zoloto Delmachik» LLC, Transbaikal Region, Pervomaisky, Russia 2 Chinakal Institute of Mining of Siberian Branch of Russian Academy of Sciences, Chita branch, Chita, Russia, e-mail: [email protected]
Abstract: The article puts a spotlight on processing of gold ore from Antimonite Zone of Delmachik deposit. The ore contains the associate minerals of antimony, arsenic and sulfur. The results of the laboratory-scale hydrometallurgical testing of different ore sizes in direction cyanation and post-cyanation sorption of different duration; post-cyanation sorption after preliminary atmospheric oxidation; cyanation with varied concentrations of cyanide and lime consumption, solution pH and duration are presented. The oxidized gold ore leaching products were analyzed using modern physicochemical methods such as the spectrochemical analysis, IR spectroscopy, scanning electron microscopy, X-ray phase analysis and percolation leaching. These techniques made it possible to examine the chemistry and mineral composition of the initial ore and processing products, as well as to determine regime parameters for processing at maximum recovery of valuable components. The dynamics of leaching and reagent flow rate is studied, and the dependences of gold recovery on the process duration are obtained. Optimization of gold leaching from ore at the laboratory and semi-industrial scale enables creation of an efficient hydrometallurgical processing technology.
Key words: gold ore, hydrometallurgical processing, parameters, heap leaching, gold recovery, solution, sorption mode, process parameters.
Acknowledgements: The study was carried out within the framework of the Basic Research Program, Project No. AAAA-A17-117092750073-6.
For citation: Vasilyuk P. A., Razmakhnin K. K. Justification of basic parameters for hydrometallurgical processing of ore from Antimonite Zone of Delmachik deposit. MIAB. Mining Inf. Anal. Bull. 2021;(3):154-166. [In Russ]. DOI: 10.25018/0236-1493-2021-3-0-154-166.
Введение
Бурный рост золотодобычи в мире определяет тенденцию к существенному увеличению добычи золота из руд коренных бедных и маломасштабных месторождений [1, 2]. Основным способом извлечения золота из таких руд в настоящее время является кучное выщелачивание, эффективность применения которого определяется технологическими свойствами и качеством минерального сырья, методами рудоподготовки и формирования штабеля, режимами и параметрами орошения, применяемыми методами сорбции и процессами мини-
мизации потерь ценного компонента [3-5].
Результаты проведенных исследований по переработке руд месторождения «Дельмачик» (Забайкальский край) показали целесообразность извлечения золота из них методом кучного выщелачивания. При этом в состав месторождения входят три участка (Центральный, СевероВосточный и зона «Антимонитовая»), отличающиеся содержанием ценных и сопутствующих компонентов. Такие компоненты как сурьма, мышьяк и сера, входящие в состав руд зоны «Антимо-нитовая», обуславливают необходимость
проведения дополнительных исследований для выбора рациональной технологии переработки и определения основных параметров ее реализации. В этой связи с целью определения оптимального режима переработки руды зоны «Антимонитовая» были проведены исследования, включающие несколько этапов: предварительное изучение свойств руды в условиях прямого (без загрузки сорбента) и сорбционного выщелачивания при различной крупности материала; определение условий снижения расхода цианида посредством предварительного атмосферного окисления; выщелачивание при различной продолжительности процесса; выщелачивание при различной концентрации цианида и различном расходе извести; выбор рациональных параметров цианирования при различном pH выщелачивающего раствора и продолжительности процесса.
Целью проведенных исследований является определение основных параметров выщелачивания золота из руд месторождения «Дельмачик» зоны «Антимонитовая», обеспечивающих возможность создания рациональной технологии их гидрометаллургической переработки.
Методы
Руды месторождения «Дельмачик» зоны «Антимонитовая» исследованы фотометрическим методом на приборе КФК-3-1 на содержание в них основных компонентов (золото, серебро, сурьма,
мышьяк, сера). ИК-спектры регистрировали инфракрасным Фурье-спектрометром SHIMADZU FTIR-8400S.
Морфология и химический состав исследуемых руд изучены на растровом электронном микроскопе с системой микроанализа (энергодисперсный рентгеновский спектрометр). С целью определения минерального состава руд проведен рентгенофазовый анализ методом порошковой дифракции на рентгеновском дифрактометре. Фазовый состав проб расшифрован с помощью программы поиска фаз (Diffracplus, 2007 г).
Продукты переработки (цианирования) подвергали атомно-абсорбционно-му (раствор) и пробирному (кек, уголь) видам анализа. Принимая во внимание тот факт, что в рудах зоны «Антимони-товая» содержание сурьмы составляет 0,391%, серы — 0,15% и мышьяка — 0,538%, в растворах выщелачивания определялось содержание данных примесей с расчетом степени их растворения.
Кеки выщелачивания анализировались методом прямого пробирного анализа. Результаты анализа кеков выщелачивания руды зоны «Антимонитовая» представлены в табл. 1.
Результаты
При проведении исследований по выщелачиванию золота из руд месторождения «Дельмачик» (зона «Антимони-товая») содержание твердого в пульпе по массе составило 40%. При сорбци-
Таблица 1
Результаты кучного выщелачивания руды зоны «Антимонитовая» месторождения «Дельмачик» в лабораторных колоннах
Data of laboratory column leaching of ore from Antimonite Zone of Delmachik deposit
№ эксперимента Крупность материала, мм Содержание Au, г/т Извлечение Au в раствор, % Расход реагента, кг/т руды
в исходной руде в кеке в исходной руде в кеке
1 -10 1,24 0,14 88,71 0,88 0,56
2 -2 1,65 0,16 90,30 0,88 0,44
Результаты исследований по агитационному выщелачиванию руды
зоны «Антимонитовая» месторождения «Дельмачик»
Agitation leaching tests of ore from Antimonite Zone of Delmachik deposit
Параметры эксперимента Содержание Au, г/т < 5? е, Извлечение примесей в раствор,% Расход реагента, кг/т
№ ± * ир X о ев NaCN
п/п крупность руды, мм NaCN, % рН X t Is * О. ¡Q пт в исходном в кеке чт ес ла вр £ - Sb S As полный с учетом остатка CaO
Прямое цианирование руды различной крупности
1 80% - 0,071 0,099 92,44 5,87 47,00 0,13 18,3 16,4 3,7
2 80% - 0,050 (90% - 0,071) 0,2 >10,5 24 1,31 0,097 92,60 6,91 52,60 0,17 18,5 15,6 3,9
3 80% - 0,038 (95% - 0,071) 0,104 92,06 7,37 71,30 0,18 19,0 15,5 4,2
онном цианировании применялся активированный уголь в количестве 10% от объема жидкой фазы. Исследование свойств руды зоны «Антимонитовая» месторождения «Дельмачикское» проводилось на материале трех крупно-стей: 80% - 0,071 мм, 80% - 0,050 мм (90% - 0,071 мм) и 80% - 0,038 мм (95% - 0,071 мм). Для изучения сорб-ционной активности руды по отношению к золоту выполнены эксперименты по выщелачиванию в прямом (без загрузки сорбента) и в сорбционном режимах. Результаты исследований представлены в табл. 2.
Одним из направлений поиска условий снижения расхода цианида является проведение предварительного атмосферного окисления руды, которое служит для подавления ее химической активности [6, 7]. Исследования по моделированию атмосферного безреакторного окисления кислородом с последующим сорбционным цианированием руды зоны «Антимонитовая» крупностью 80% - 0,071 мм выполнены в лаборатории ООО «ТОМС» [8]. Окисление руды осуществлялось путем продувки пульпы кислородом, рН пульпы
при этом поддерживался на уровне 9 с помощью добавления извести, при этом плотность пульпы составила 25% твердого, продолжительность процесса окисления концентрата — 24 ч. Выщелачивание проводилось в сорбционном режиме, параметры которого представлены в табл. 3.
Следует отметить, что в руде крупностью -2 мм фиксировалось повышенное исходное содержание золота (см. табл. 1), которое составляло около 1,65 г/т. В этой связи выщелачивание руды крупностью -2 мм по сравнению с рудой крупностью -10 мм характеризуется более высокими концентрациями золота в продуктивных растворах (рис. 1) при более низкой динамике извлечения золота (рис. 2). При этом расход цианида натрия на проведение процесса кучного выщелачивания (оком-кование и цианирование) окисленной руды крупностью -10 и -2 мм в колоннах высотой 2,0 м составил 0,88 и 0,89 кг/т соответственно, расход едкого натра — 0,57 и 0,45 кгД соответственно.
В результате проведения укрупненных исследований установлено, что для создания требуемого уровня рН кон-
Сорбционное цианирование руды различной крупности
4 80% -0,071 0,2 >10,5 24 1,31 0,121 90,76 6,29 39,10 0,11 18,8 17,2 4,6
5 80% -0,050 (90% -0,071) 0,120 90,84 6,48 45,70 0,12 19,6 16,6 4,7
6 80% -0,038 (95% -0,071) 0,124 90,53 6,33 48,10 0,17 19,8 17,3 4,6
Сорбционное цианирование руды с предварительным атмосферным окислением
7 80% -0,071 0,2 >10,5 24 1,31 0,421 67,86 2,09 21,30 1,01 6,0 3,93 1,5
Прямое цианирование руды при различной продолжительности процесса
8 80% -0,071 0,2 >10,5 1 1,31 0,215 83,59 0,27 8,47 0,03 3,0 0,95 2,0
9 2 0,137 89,54 1,93 18,30 0,02 3,9 3,38 3,1
10 4 0,132 89,92 2,30 18,80 0,01 6,4 4,87 3,1
11 8 0,138 89,47 3,82 22,50 0,03 8,0 6,54 3,1
12 12 0,124 90,53 2,30 23,30 0,06 9,5 7,83 2,0
13 24 0,118 90,99 2,62 25,30 0,17 10,1 8,47 2,9
Прямое цианирование руды при различной концентрации цианида и различном расходе извести
14 80% -0,071 0,1 >10,5 24 1,31 0,162 87,63 4,30 27,50 0,03 5,3 4,70 3,7
15 0,5 0,242 81,53 3,67 46,20 0,03 2,6 2,42 3,6
Прямое цианирование руды при различной концентрации цианида в условиях пониженного рН раствора
16 80% -0,071 0,1 10,0 2 1,31 0,129 90,15 0,18 7,18 0,08 2,52 1,43 1,37
17 9,5 0,128 90,23 0,09 5,11 0,08 2,52 1,73 0,55
18 9,0 0,144 89,01 0,09 5,61 0,16 2,54 1,90 0
19 0,05 9,5 0,147 88,78 0,09 4,98 0,05 1,16 0,67 1,09
20 9,0 0,195 85,11 0,07 4,71 0,07 1,16 0,91 0,20
21 8,8 0,282 78,47 0,09 4,24 0,10 1,14 0,96 0
22 0,03 9,5 0,216 83,51 0,08 4,35 0,05 0,76 0,46 0,77
23 9,0 0,285 78,24 0,06 3,58 0,06 0,76 0,60 0,27
24 8,5 0,366 72,06 0,07 3,03 0,09 0,70 0,55 0
25 0,1 9,0 4 0,136 89,62 0,11 4,39 0,19 3,94 2,89 0
26 0,05 0,146 88,85 0,10 3,76 0,13 1,90 1,47 0,18
27 0,03 0,183 86,03 0,08 3,08 0,07 0,93 0,68 0,27
Прямое цианирование руды при различном рН раствора и продолжительности процесса
28 80% -0,071 0,05 9,5 2 1,31 0,166 87,33 0,08 5,24 0,07 1,12 0,52 0,75
29 3 0,160 87,79 0,09 5,86 0,08 1,12 0,61 0,75
30 4 0,150 88,55 0,10 6,48 0,10 1,10 0,62 0,76
31 10,0 2 0,173 86,79 0,16 5,30 0,06 1,03 0,39 1,21
32 3 0,150 88,55 0,18 5,57 0,07 1,03 0,42 1,32
33 4 0,132 89,92 0,17 6,07 0,07 1,05 0,48 1,51
V
\\
1 1
1
\
\
V
\ 4 >
Л V \ 3
Я i 1 Л
\ \ \ \
\ \ \ \
Ч N ч \ ч \
- - J- - - . I. — _
0123456789 10
Продолжительность выщелачивания, сут
1 — -Тест Ns1 (-10 мм) 2 — -Тест №2 (-10 мм) 3--Тест №3 (-2 мм) 4 - • -Тест №4 (-2 мм)
Рис. 1. Зависимость концентрации золота в растворе от продолжительности выщелачивания руды зоны «Антимонитовая» месторождения «Дельмачик» в лабораторных колоннах Fig. 1. Gold concentration in solution versus duration of laboratory column leaching of Antimonite Zone ore from Delmachik deposit
центрацию едкого натра в оборотных растворах следует поддерживать на уровне 0,02%, при этом расход реагента при использовании оборотных растворов существенно ниже лабораторного и может изменяться в зависимости от количества растворов, прошедших через руду.
Полученные экспериментальные данные (рис. 1 и 3) дают возможность сделать вывод о том, что активная фаза выщелачивания руды в лабораторных колоннах высотой 2,0 м заканчивается уже через трое суток после начала орошения, при этом извлечение золота из руды крупностью -10 мм составляет более 85%.
Агитационное выщелачивание руды зоны «Антимонитовая» проводилось в прямом режиме (без загрузки сорбента) на материале крупностью 80% — 0,071 мм при концентрации цианида натрия 0,2% и различной продолжительности процесса: 1, 2, 4, 8, 12 и 24 ч. Плотность пульпы при выщелачивании при этом составила 40% твердого, рН
пульпы при выполнении экспериментов поддерживался на уровне не ниже 10,5 с помощью добавления извести.
С целью определения возможности снижения расхода цианида натрия выполнены научные эксперименты по агитационному выщелачиванию руды зоны «Антимонитовая» при различной концентрации цианида в растворе и различном расходе извести. Эксперименты проведены на руде крупностью 80% — 0,071 мм в прямом режиме (без загрузки сорбента) в течение 2 ч при концентрации NaCN 0,1% и 0,05%, при каждой концентрации цианида использовали два значения расхода СаО: 3,7 и 1,8 кгД (см. табл. 2).
Для уточнения параметров и установления оптимального режима цианирования руды зоны «Антимонитовая» выполнены эксперименты по выщелачиванию при различном рН раствора и продолжительности процесса.
Агитационное выщелачивание руды проведено в прямом режиме (без заг-
Рис. 2. Динамика извлечения золота в раствор при выщелачивании руды зоны «Антимонитовая» месторождения «Дельмачик» в лабораторных колоннах
Fig. 2. Dynamics of gold recovery to solution in laboratory column leaching of Antimonite Zone ore from Del-machik deposit
рузки сорбента) на материале крупностью 80% — 0,071 мм при концентрации цианида натрия 0,05% и различной продолжительности процесса: 2, 3 и 4 ч. Эксперименты выполнены при рН пульпы 9,5 и 10,0, плотность пульпы при выщелачивании составила 40% твердого. Результаты исследований по выщелачиванию руды зоны «Антимонитовая» при различном pH раствора и продолжительности процесса приведены в табл. 2. Таблица 3
Параметры агитационного выщелачиван Parameters of agitation leaching
Изучение процесса перколяционно-го цианидного выщелачивания руды зоны «Антимонитовая» выполнено в лабораторных колоннах высотой 2,0 м и диаметром 0,2 м на крупности материала -10 и -2 мм. Руда перед загрузкой в перколяционные колонны подвергалась окомкованию. При этом расход извести на окомкование руды крупностью -10 мм составил 2 кг/т, расход цемента — 5 кг/т, руда крупностью -2 мм
руды
Параметр Значение
Концентрация цианида, % 0,2
рН 10,5
Плотность пульпы при цианировании, твердого 40
Вид сорбента активированный уголь
Загрузка угля при сорбционном цианировании, % от объема жидкой фазы 10
Продолжительность выщелачивания, ч 24
Результаты прямого пробирного анализа кеков выщелачивания руды зоны «Антимонитовая»
Direct assaying data of cakes after leaching of Antimonite Zone ore
№ эксперимента Крупность руды, мм Содержание золота в кеке, г/т
1 -10 0,14
2 -2 0,16
окомковывалась при расходе цемента 10 кг/т без добавления извести.
На уложенную в колонны руду насосом-дозатором сверху подавался циа-нидный раствор. Процесс выщелачивания проведен при плотности орошения руды на уровне 200 л/(м2 • сут), при этом концентрация цианида натрия в выщелачивающем растворе составила 0,05%. В качестве защитной щелочи использовали едкий натр, концентрация которого составляла 0,02%.
Пробы продуктивного раствора, полученного после прохождения выщелачивающего раствора через слой руды, анализировались на золото и цианид, определялся рН. По завершении про-
цесса подача выщелачивающего раствора в колонны прекращалась и фиксировался момент полного дренирования растворов. Кеки выщелачивания выгружались из перколяционных колонн, подвергались сушке и анализировались (табл. 4).
Продолжительность выщелачивания руды определялась исходя из условия снижения концентрации золота в продуктивных растворах ниже 0,05 мг/л для обеих крупностей руды. Продолжительность процесса выщелачивания руды зоны «Антимонитовая» составила восемь суток, еще в течение одних суток осуществлялось дренирование растворов.
Л " Г
у
4 W < г
1 _ л*
< у у
»
> V J
<1 у у L
< •
У • '
У У *
t gi г И
* У У у
У / -
| 0.7
р- 0,6 со
X
^ 0,5
I
CD
^ 0,4 !
£ о.з 0,2
0,1
01 23456789 10
Продолжительность выщелачивания, сут
1 — -Тест №1 (-10 мм) 2- -Тест №2 (-10 мм) 3--Тест №3 (-2 мм) 4 - • -Тест №4 (-2 мм)
Рис. 3. Общий расход цианида при выщелачивании руды зоны «Антимонитовая» месторождения «Дельмачик» в лабораторных колоннах высотой 2,0 м
Fig. 3. Total consumption of cyanide in leaching of Detmachik's Antimonite Zone ore in laboratory columns 2.0 m high
Полученные в ходе проведения экспериментов результаты исследований по выщелачиванию руды зоны «Анти-монитовая» при ее различной крупности показали, что данная руда может быть в достаточной степени эффективно переработана методом агитационного цианирования с целью извлечения из нее золота. При использовании цианид-ного выщелачивания в прямом режиме извлечение золота составляет в среднем 92,26% при содержании золота в кеке 0,101 г/т и не зависит от крупности измельчения материала. Для дальнейших исследований выбрана оптимальная крупность материала 80% — 0,071 мм.
Проведенный сравнительный анализ результатов прямого и сорбционного выщелачивания показал, что у руды отсутствует сорбционная активность по отношению к золоту. При этом расход цианида на выщелачивание в прямом режиме руды крупностью 80% — 0,071 мм составляет 18,4 кг/т, с учетом остатка реагента в растворе 16,6 кг/т расход извести составляет 3,7 кг/Г.
Необходимо отметить, что значительный расход цианида натрия (рис. 3), по всей вероятности, обусловлен высокой степенью растворения серы, связывающей свободный цианид с обра-
зованием тиоцианата SCN-. Возможно также взаимодействие цианида с окисленными минералами руды с образованием ионов цианата ОС^. Высокий расход цианида натрия может быть также обусловлен содержанием 3,35% окисленного железа в руде [9—11].
Обсуждение результатов
Анализ растворов выщелачивания показал увеличение содержания в них серы, сурьмы и мышьяка, что, в свою очередь, подтверждает предположение о взаимодействии цианида натрия с компонентами руды [12 — 14]. Необходимо отметить, что при цианировании руды зоны «Антимонитовая» крупностью 80% — 0,071 мм в прямом режиме в раствор переходит 0,21 кг/т сурьмы, 0,60 кг/т серы и 0,01 кг/т мышьяка от массы исходной руды.
Полученные экспериментальные результаты выщелачивания руды с предварительным атмосферным окислением дают возможность сделать вывод о том, что предварительное атмосферное окисление оказывает негативное влияние на процесс извлечения золота, показатель которого по сравнению с аналогичным режимом без окисления (табл. 2) снижается на 20,92% при увеличении содер-
о
с 60 8
® 40
<
±
t
1
t
t
|-
L —
0 S 10 15 20 25
Продолжительность выщелачивания, ч
Рис. 4. Зависимость извлечения золота в раствор от продолжительности выщелачивания руды зоны «Антимонитовая»
Fig. 4. Relationship of gold recovery and leaching duration in case of Antimonite Zone ore
жания золота в кеке на 0,274 гЛ. Однако расход цианида натрия при этом снижается в три раза (с 18,4 до 6,0 кг/т), при этом данный показатель с учетом остатка реагента в растворе уменьшается в четыре раза (с 16,6 до 4,0 кг/т).
При проведении исследований по агитационному выщелачиванию руды установлено, что содержание золота в растворе достигает близких к максимальным значений уже после нескольких часов цианирования (рис. 4).
На основании данных результатов основным параметром оптимизации режима выщелачивания выбрана продолжительность процесса.
При анализе полученных результатов установлено, что руда зоны «Антимонитовая» характеризуется очень высокой динамикой выщелачивания. При этом извлечение золота через 2 ч цианирования составляет 89,05% при содержании золота в кеке 0,144 гЛ. Увеличение продолжительности выщелачивания до 24 ч позволяет дополнительно извлечь незначительное количество золота (0,022 г/т), что соответствует приросту извлечения на 1,68% (рис. 4). Однако увеличение продолжительности выщелачивания с 2 до 24 ч приводит к увеличению расхода цианида натрия на 6,1 кг/т, с учетом остатка цианида в растворе — на 4,9 кг/т, что существенно влияет на экономику процесса.
Для дальнейших исследований по определению оптимальных параметров режима выщелачивания установлена продолжительность процесса, составляющая 2 ч. При этом в результате сравнения полученных экспериментальных данных при цианировании руды в течение 24 ч с результатами ее предварительного исследования установлено, что при аналогичных параметрах выщелачивания снижение расхода извести приводит к снижению расхода цианида натрия.
Результаты проведенных экспериментов по выщелачиванию руды при различной концентрации цианида натрия и различном расходе извести показывают, что уменьшение концентрации NaCN в растворе с 0,2% (табл. 2) до 0,1% и 0,05% приводит к снижению уровня извлечения золота в раствор при повышенном расходе извести на 1,84% и 12,75% соответственно, при уменьшенном до 1,8 кг/т расходе извести — на 3,32% и 12,52% соответственно. При этом снижение расхода извести до 1,8 кг/т не оказывает значительного влияния на извлечение золота, но приводит к существенному снижению расхода цианида натрия. В этой связи полный расход NaCN уменьшается более чем в 2 раза, а с учетом остатка реагента в растворе — в 3,5 — 4 раза. Необходимо отметить, что уменьшенный расход цианида сопровождается резким снижением степени растворения серы и сурьмы.
Установленный в результате научных исследований эффект влияния извести на процесс перевода примесей в раствор, а также на расход цианида натрия при выщелачивании руды, определил необходимость проведения дальнейших изысканий в условиях пониженного уровня рН раствора.
Результаты экспериментального анализа по выщелачиванию руды зоны «Ан-тимонитовая» при различном рН раствора и продолжительности процесса показали, что максимальное извлечение золота достигает 89,35% (рН раствора 10,0; продолжительность 4 ч). При этом содержание золота в кеке составляет 0,140 г/т. Расход цианида натрия в данном случае составляет 1,05 кг/т, а с учетом остатка реагента в растворе 0,48 кг/т (при расходе извести 1,51 кг/т) такой режим проведения выщелачивания является наиболее оптимальным для агитационного выщелачивания данной руды (табл. 5).
Оптимальный режим агитационного выщелачивания руды зоны «Антимонитовая» Optimized agitation leaching regime for ore Antimonite Zone ore
Параметр Значение
Крупность измельчения руды (80%), мм -0,071
Плотность пульпы при цианировании, % твердого 40
Концентрация цианида, % 0,05
Рн 10,0
Продолжительность выщелачивания, ч 4
Расход кг/т 1,05
Расход NaCN (с учетом остатка), кг/т 0,48
Расход извести (СаО), кг/т 1,5
Содержание золота в кеке, г/т 0,14
Извлечение золота в раствор, % 89,31
В результате проведения исследований (табл. 1) установлено, что среднее содержание золота в кеках кучного выщелачивания руды в перколяционых колоннах на крупности -10 и -2 мм составляет 0,14 и 0,16 г/т соответственно. При этом колебания содержания золота в пробах составляют от 0,04 до 0,08 г/т. В этой связи были проведены укрупненные исследования на промплощад-ке ООО «Золото Дельмачик», которые показали корректность полученных результатов.
Полученные результаты при выщелачивании руды в перколяционных колоннах показали, что руда зоны «Антимонитовая» может быть эффективно переработана методом кучного выщелачивания. При этом извлечение золота в раствор при крупности -10 и -2 мм составляет 89,00%, и 90,21%, содержание золота в кеках выщелачивания — 0,14 и 0,16 гД соответственно.
На основании полученных результатов установлено, что кучное выщелачивание руды зоны «Антимонитовая» месторождения «Дельмачик» эффективно осуществляется при крупности -10 мм. С целью установления показателей технологии кучного выщелачива-
ния были проведены полупромышленные испытания, извлечение золота при этом составило 87%, что подтвердило корректность лабораторных данных и позволило разработать рациональную технологию переработки данных руд, а также определить оптимальные гидрометаллургические параметры ее реализации.
Заключение
Таким образом, результаты проведенных исследований по выщелачиванию руды зоны «Антимонитовая» месторождения «Дельмачик» дали возможность определить оптимальные параметры их гидрометаллургической переработки, а также установить режим ведения технологического процесса с достижением максимального извлечения ценных компонентов. При этом извлечение золота в прямом режиме выщелачивания с концентрацией цианида натрия 0,2% может достигать 92,3% при содержании золота в кеке 0,10 г/т. Необходимо отметить, что наиболее эффективным является процесс выщелачивания, осуществляемый при крупности руды -10 мм, что было подтверждено полупромышленными испытаниями.
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. Shumitova L. V. Effective method of hard gotd-containing ore preparation to teaching // European Journal of Natural History. 2012. No 6. Pp. 60-61.
2. Kianinia Y., Khatesi M. R., Abdottahy M, Hefter G., Senanayake G., Hnedkovsky L, Dar-ban A. K, Shabdazi M. Predicting cyanide consumption in gotd teaching: a kinetic and thermodynamic modeting approach // Minerats. 2018. Vot. 8. 110. DOI: 10.3390 90/min8030110.
3. Naumov V.A., Naumova O. B., Osovetskiy B. M. Transforming the teaching of gotd ore // Modern Probtems of Science and Education. 2013. No. 6. Pp. 32-43.
4. Anderson C. G. Atkatine sutfide gotd teaching kinetics // Minerats Engineering. 2016. Vot. 92. Pp. 248-256.
5. Ivannikov S., Ageev O., Bratskaya S., Medkov M., Shamrai E., Yudakov A. Beneficiation and hydrometatturgicat processing of gotd-containing studge // Probtems of Comptex Devet-opment of Georesources. Web of Conferences. 2018. Vot. 56. Articte 03007. DOI: 10.1051/ e3sconf/20185603007.
6. Lobanov V. G., Timofeev E. I. Devetopment and introduction of contemporary technotogy of gotd cyanide teaching from gravitationat concentrates // Metatturgist. 2017. Vot. 61. No 5-6. Pp. 491-497.
7. Kyte J. H., Hefter G. A criticat review of the thermodynamics of hydrogen cyanide and copper(I)-cyanide comptexes in aqueous sotution // Hydrometatturgy. 2015. Vot. 154. Pp. 78-87.
8. Отчет о НИР. Изучение технологических свойств месторождения «Дельмачик» и разработка технологического регламента. Т. 2. - Иркутск: ООО «ТОМС», 2014. - 254 с.
9. Мастонов Р. А., Гиёсов Ж. С. Анализ технологической цепочки системы орошения и экономических показателей кучного выщелачивания золота // Вестник Российского университета дружбы народов. Серия инженерные исследования. - 2014. - № 2. - С. 31-34.
10. Oraby E, Eksteen J. Gotd dissotution and copper suppression during teaching of copper-gotd gravity concentrates in caustic soda-tow free cyanide sotutions // Minerats Engineering. 2016. Vot. 87. Pp. 10-17.
11. Kirittov M. V., Bortnikova S. B., Gaskova O. L., & Shevko E. P. Authigenic gotd in state taitings of cyanide teaching of gotd-sutfide-quartz ores (Komsomot'skii gotd-extracting factory, Kemerovo Region) // Doktady Earth Sciences. 2018. Vot. 481. No 2. Pp. 1091-1094.
12. Богданович А. В., Васильев А. М., Шнеерсон Я. М., Плешков М. А. Извлечение золота из лежалых хвостов обогащения колчеданных медно-цинковых руд // Обогащение руд. - 2013. - № 5. - С. 38-44.
13. Иванников С. И., Эпов Д. Г., Крысенко Г. Ф., Медков М. А., Братокая С. Ю., Юда-ков А. А. Комплексный подход к извлечению золота из техногенных объектов золотодобычи Дальнего Востока России // Вестник ОНЗ РАН. - 2013. - № 5. - NZ1001. DOI: 10.2205/2013NZ000115.
14. Канаев А. Т., Канаева З. К., Мырзаханова И. А., Уразбекова Г. Е., Сатыбалдиева Г. К, Мусаев К.Л. Глубокое извлечение золота из хвостов обогащения месторождения Акба-кай культурой Acidithiobacittus ferrooxidans // Успехи современного естествознания. -2013. - № 6. - С. 115-120. ЕШ
REFERENCES
1. Shumitova L. V. Effective method of hard gotd-containing ore preparation to teaching. European Journat of Naturat History. 2012. No 6. Pp. 60-61.
2. Kianinia Y., Khatesi M. R., Abdottahy M., Hefter G., Senanayake G., Hnedkovsky L., Dar-ban A. K., Shabdazi M. Predicting cyanide consumption in gotd teaching: a kinetic and thermodynamic modeting approach. Minerats. 2018. Vot. 8. 110. DOI: 10.3390 90/min8030110.
3. Naumov V. A., Naumova O. B., Osovetskiy B. M. Transforming the teaching of gotd ore. Modern Probtems of Science and Education. 2013. No. 6. Pp. 32-43.
4. Anderson C. G. Atkatine sutfide gotd teaching kinetics. Minerats Engineering. 2016. Vot. 92. Pp. 248-256.
5. Ivannikov S., Ageev O., Bratskaya S., Medkov M., Shamrai E., Yudakov A. Beneficiation and hydrometallurgical processing of gold-containing sludge. Problems of Complex Development of Georesources. Web of Conferences. 2018. Vol. 56. Article 03007. DOI: 10.1051/e3s-conf/20185603007.
6. Lobanov V. G., Timofeev E. I. Development and introduction of contemporary technology of gold cyanide leaching from gravitational concentrates. Metallurgist. 2017. Vol. 61. No 5-6. Pp. 491-497.
7. Kyle J. H., Hefter G. A critical review of the thermodynamics of hydrogen cyanide and copper(I)-cyanide complexes in aqueous solution. Hydrometallurgy. 2015. Vol. 154. Pp. 78-87.
8. Izuchenie tekhnologicheskikh svoystv mestorozhdeniya «Delmachik» i razrabotka tekh-nologicheskogo reglamenta. Otchet o NIR. T. 2 [Study of the technological properties of the Delmachik deposit and development of technological regulations. Research report. Vol. 2.] Irkutsk, OOO «TOMS», 2014, 254 p. [In Russ].
9. Mastonov R. A., Giesov Zh. S. Analysis of the technological chain of the irrigation system and the economic indicators of heap leaching of gold. Bulletin of Peoples' Friendship University of Russia. Series: Engineering Studies. 2014, no 2, pp. 31-34. [In Russ].10. Oraby E., Eksteen J. Gold dissolution and copper suppression during leaching of copper-gold gravity concentrates in caustic soda-low free cyanide solutions. Minerals Engineering. 2016. Vol. 87. Pp. 10-17.
11. Kirillov M. V., Bortnikova S. B., Gaskova O. L., & Shevko E. P. Authigenic gold in stale tailings of cyanide leaching of gold-sulfide-quartz ores (Komsomol'skii gold-extracting factory, Kemerovo Region). Doklady Earth Sciences. 2018. Vol. 481. No 2. Pp. 1091-1094.
12. Bogdanovich A. V., Vasil'ev A. M., Shneerson Ya. M., Pleshkov M. A. Extraction of gold from stale tailings of the concentration of pyrite copper-zinc ores. Obogashchenie Rud. 2013, no 5, pp. 38-44. [In Russ].
13. Ivannikov S. I., Epov D. G., Krysenko G. F., Medkov M. A., Bratckaya S. Yu., Yudakov A. A. An integrated approach to the extraction of gold from technogenic gold mining facilities in the Russian Far East. Vestnik otdeleniya nauk o Zemle RAN. 2013, no 5. NZ1001. DOI: 10.2205/2013NZ000115. [In Russ].
14. Kanaev A. T., Kanaeva Z. K., Myrzakhanova I. A., Urazbekova G. E., Satybaldieva G. K., Musaev K. L. Deep gold extraction from the tailings of the Akbakay deposit enrichment with Acidithiobacillus ferrooxidans culture. Uspekhi sovremennogo estestvoznaniya. 2013, no 6, pp. 115-120. [In Russ].
ИНФОРМАЦИЯ ОБ АВТОРАХ
Василюк Павел Андреевич - генеральный директор, ООО «Золото Дельмачик», Размахнин Константин Константинович - канд. техн. наук, доцент, заведующий Читинским филиалом, Институт горного дела им. Н.А. Чинакала СО РАН, Читинский филиал, e-mail: [email protected] Для контактов: Размахнин К.К., e-mail: [email protected].
INFORMATION ABOUT THE AUTHORS
P.A. Vasilyuk, General Director, «Zoloto Delmachik» LLC, 673390, Transbaikal Region, Pervomaisky, Russia, K.K. Razmakhnin, Cand. Sci. (Eng.), Assistant Professor, Head of the Chita Branch, e-mail: [email protected],
Chinakal Institute of Mining of Siberian Branch of Russian Academy of Sciences, Chita branch, 672039, Chita, Russia.
Corresponding author: K.K. Razmakhnin, e-mail: [email protected].
Получена редакцией 15.05.2020; получена после рецензии 13.10.2020; принята к печати 10.02.2021. Received by the editors 15.05.2020; received after the review 13.10.2020; accepted for printing 10.02.2021.
