В современном мире промышленная революция вызвала повышенный спрос на полезные ископаемые, такие как золото, кобальт, никель, редкоземельные элементы, и элементы платиновой группы, такие как родий, осмий, палладий, рутений и иридий [1–2]. Однако первичные запасы этих полезных ископаемых в мире ограничены и немногочисленны. Актуальным является поиск альтернативных источников полезных ископаемых [3]. Одним из таких возможных источников является переработка бедных золотосодержащих руд, переработка которых ранее не представлялась привлекательной для недропользователей, вследствие чего из них формировались отвалы забалансовой руды. Переработка этих ресурсов становится более актуальным вопросом за счет роста цен и уровня технологий с течением времени. Затраты на переработку бедных руд в настоящее время оправданы [1]. Методы оценки бортового содержания и экономической целесообразности проекта являются обязательными для принятия окончательного решения относительно эксплуатационных и экономических решений [4].

Извлечение золота из бедного минерального сырья актуально во многих регионах мира, что связано со снижением содержания золота в рудах текущей добычи вследствие первоочередной разработки более богатых и легкообогатимых руд [5]. Конкретными примерами являются рудник Риджуэй в Соединенных Штатах Америки, Симмерго, Эрго и Краун Сэнд в Южной Африке [6].

Несмотря на вовлечение в переработку низкосортной руды на различных предприятиях мира, у каждого месторождения есть свои проблемы, которые требуют частного технико-экономического обоснования [7]. Одними из ключевых моментов технико-экономического обоснования являются свойства самой руды. Характеристики руды определяют выбор метода переработки, который оказывает непосредственное влияние на экономику процесса добычи полезных ископаемых, таких как золото [8–9].

Целью данной статьи является исследование отвалов золотосодержащих бедных руд Golden Pride Project (GPP) по элементному, минералогическому и гранулометрическому составу. В статье даны рекомендации по возможному способу переработки бедного минерального сырья отвалов.

Golden Pride Project (GPP) был проектом по добыче золота в районе Нзега в Танзании, в 25 км от города Нзега. Карьер эксплуатировался с 1998 г. до закрытия в 2013 г.1 За время работы проекта добыто 2,589 млн т руды и получено 169 тыс. унций золота. Запасы месторождения оцениваются в 5,79 млн т руды (категория А – 2,04 млн т, категория В – 3,75 млн т со средним содержанием 2 г/т). Месторождение отрабатывалось открытой системой разработки. Основным методом извлечения золота являлось сорбционное выщелачивание с применением в качестве сорбента активированного угля (уголь в пульпе).

Рудная область представляет ряд слоев основных вулканитов, вулканокластических отложений, полосчатых железистых образований и интрузивных порфиров, прорванных поздними гранитами. Район имеет сложное строение с рядом мощных структур северного простирания, подчеркнутых поздними долеритовыми дайками и более тонкими структурамисеверо-западного и северо-восточного простирания. Разведка в этом регионе выявила два основных типа минерализации:

Именно ко второму типу минерализации относятся руды Golden Pride Project (GPP).

На протяжении всего срока эксплуатации месторождения бортовое содержание золота составляло приблизительно 2 г/т2. Минеральное сырье, содержание золота в котором было ниже 2 г/т, складировалось и использовалось для шихтования, либо отправлялось на отвал пустой породы, поскольку его переработка не была рентабельной [10–12]. Однако с ростом цен на золото и развитием методов переработки этот материал может быть пригодным для повторной переработки. Особый интерес представляют отвалы в округе Лихендо. Ранее выполненная оценка установила, что в данном районе содержится около 1,4 млн т золотосодержащей руды с содержанием золота 1,37 г/т, что действительно требует дальнейшей оценки возможности переработки руды.

1 Report of the Presidential Mining Review Committee to Advise the Government on Oversight of the Mining Sector. 2008. URL: https://www.policyforum-tz.org/sites/default/files/BomaniReport-English_0.pdf [Accessed: January 2023].

2 Developing the golden opportunity, GPP Annual Report. 2004. URL: https://www.annualreports.com/HostedData/AnnualReportArchive/R/ASX_RSG_2004.pdf [Accessed: January 2023].

Первым этапом отбора проб было разделение всей площади Лихендо в Танзании (130 га) с помощью Expert GPS Pro версии 7. После этого пробы были отобраны на пересечении вертикальной и горизонтальной линий сетки на площади 20 га (внутри области, обведенной линией на рис. 1 с помощью навигатора «Germin GPS, Montana 680t»).

Рис. 1. Схема точек отбора проб в районе Лихендо (UTM)

Всего было отобрано 18 проб (табл. 1) из скважин глубиной 1 м, в сумме примерно 54 кг проб. Координаты точек отбора проб в формате долготы и широты (формат Arc1960) представлены в табл. 1.

Таблица 1

Точки отбора (в формате Arc1960)

Первоначально образцы сушили в печи при 105 °C в течение 1 ч для удаления влаги. Три пробы были объединены в единую технологическую пробу и из- мельчены до −2 мкм, а затем и разделены с помощью роторного делителя (Sepor 040J-001 24) на 6 образцов каждый весом приблизительно 9 кг. Скорость вращения роторного делителя 0,5 об/с. От каждого из 9-килограммовых образцов отбирали 0,5-килограммовый образец для рентгеноструктурного анализа. Для рентгеноструктурного и рентгенофлуоресцентного анализов были отобраны образцы массой 1 кг.

Прежде чем выбрать какой-либо метод переработки полезных ископаемых, который напрямую определяет экономику проекта, важно провести элементный и минералогический анализ. В этом исследовании элементный состав был определен с использованием рентгеновского флуоресцентного анализа (РФА, прибор HITACHI-X MET 8000). Для идентификации Si, P, Al и Mg использовался режим MINING LE, в то время как MINING MODE использовался для идентификации остальных элементов. Продолжительность всех анализов составила 120 с на образец.

Определение минеральных фаз проводилось с использованием Bruker AXS D2 PHASER XRD производства Германии (модель A26-X1-A2B0D2C). Для идентификации этих фаз генератор XRD работал при напряжении 30 кВ и токе 10 мА с использованием медного анода.

Исследователи обнаружили, что большая часть частиц золота высвобождается, когда руда измельчается примерно до 50–80 % класса –75 мкм [13–14]. В данном исследовании была использована аналогичная методология. Образец весом около 1 кг измельчали до 50 % класса −75 мкм [14]. Образец просеивали в сухом виде в течение примерно 15 мин с последующим анализом золота на ситах каждого размера с использованием атомно-абсорбционного спектрометра (ААС).

Результаты рентгенофлуоресцентного анализа шести образцов показали, что элементный состав отвалов весьма равномерный (рис. 2). Статистически с доверительной вероятностью 95 % элементный состав исследованных образцов является представительным. Результаты элементного состава отвалов следующие: Fe – 7,61, S – 0,22, Si – 10,74, Ca – 0,61, Mn – 0,04, Cu – 0,01, Al – 2,69, Cr – 0,025, Ti – 0,49, As – 0,04 % (масс), Au – 0,72 г/т, Ag – 0,06 г/т. Ценными металлами являются Ag и Au, а основным неметаллом является Si. Проба характеризуется низким содержанием серы и мышьяка, а также кальция, марганца, меди хрома и титана. 

Рентгенофазовый анализ показывает, что минеральные фазы, присутствующие в образце, представляют собой кварц, биотит, каолинит, монтимориллонит, гетит, куприт и мусковит (рис. 2).

Рис. 2. Рентгенофазовый анализ (XRD) и основные минеральные фазы

Основными минералами с процентным содержанием более 10 % являются мусковит, каолинит и кварц. Второстепенными фазами, доля которых по массе составляет менее 10 %, являются биотит, монтимориллонит и гетит (табл. 2).

Таблица 2

Основной минералогический состав пробы

Изучение распределения золота проводилось ситовым анализом с размерами сит 75, 106, 125 и 150 мкм. Результаты этого анализа показали, что руда имеет унимодальное распределение, при этом большая часть золота находится в тонкой фракции −75 мкм, как указано в табл. 3.

Таблица 3

Распределение золота по гранулометрическим фракциям

Для определения гранулометрической характеристики исходного материала отвалов бедной золотосодержащей руды был выполнен ситовый анализ минерального сырья. Для выполнения анализа были использованы сита с размером отверстий от 15 до 50 мм. Результаты распределения частиц по размерам (рис. 3) показывают, что только 0,4 % материала характеризуется крупностью менее 20 мм, в то время как большинство частиц (81 %) имеют крупность +30–50 мм.

Рис. 3. Гранулометрический состав отвала бедной золотосодержащей руды

По результатам рентгенофазового анализа в бедных золотосодержащих отвалах преобладают оксиды и силикаты. По данным минералогического анализа минеральную массу можно отнести к золотокварцевому типу. Причем, судя по содержанию мусковита, минеральное сырье является метасоматизированным. Незначительное количество сульфидных минералов не оказывает влияния на возможные процессы выщелачивания [15–16]. Результаты РФА показали, что содержание как меди, так и серы было ниже 0,05 и 0,5 % соответственно. Медь является цианисидом, элементом, вступающим во взаимодействие с цианидом при выщелачивании золота и обусловливающим его повышенный расход, но в исследуемом минеральном сырье не прогнозируется ее негативное влияние. В исследуемом материале обнаружено примерно 28 % каолинита, который может проявлять сорбционные свойства относительно золото-цианистых комплексов, образовавшихся при выщелачивании. Также возможны ухудшения фильтрационных свойств минерального сырья вследствие высокого содержания каолинита. Фильтрационные свойства минерального сырья важны в процессах кучного и подземного выщелачивания.

Более того, в настоящем исследовании установлено, что среднее содержание золота составило 0,72 г/т, ранние исследования сообщали о более высоком содержании 1,37 г/т3. Отличие от предыдущих результатов может быть связано с тем, что предыдущее исследование включало образцы только из 7 точек отбора, также важным моментом является глубина отбора проб4.

Можно рассматривать технологию кучного выщелачивания как один из перспективных вариантов отработки запасов. Низкие содержания золота (0,72 г/т) обусловливают необходимость низких капитальных и эксплуатационных затрат при извлечении ценныхкомпонентов [17]. Прибыль от реализации золота, добытого методом кучного выщелачивания, может на порядок превышать прибыль от реализации золота, полученного по фабричной технологии. Крупность материала отвалов +25 мм, что соответствует требованиям, предъявляемым для кучного выщелачивания. Возможно потребуются дополнительные операции по окомкованию, для уточнения требуются технологические исследования.

Известен положительный опыт кучного выщелачивания золотокварцевых руд месторождения Майское (Хакасия, Российская Федерация). На рудах данного месторождения удалось достигнуть извлечения 73–86 %. Золотокварцевые руды после дробления до −10 мм окомковывались, укладывались в штабель и орошались цианидным раствором. Из продуктивных растворов золото осаждалось цементацией на цинковую стружку. После кислотной обработки осадков (золото-цинковых шламов) и обжига получали металл в слитках [18].

3 Developing the golden opportunity, GPP Annual Report. 2004. URL: https://www.annualreports.com/HostedData/AnnualReportArchive/R/ASX_RSG_2004.pdf [Accessed: January 2023].4 Там же.

В данной работе исследованы бедные золотосодержащие отвалы из района Лихендо в округе Нзега, Танзания. Присутствие глинистых минералов, таких как каолинит, может усложнить фильтрационные процессы при применении метода кучного выщелачивания. Кроме того, глинистые минералы способны проявлять сорбционную активность по отношению к извлеченным золотоцианистым комплексам в результате выщелачивания.

Минимально необходимая крупность минерального сырья для агитационного выщелачивания составляет 80 % класса −75 мкм. Существует множество проектных решений, где крупность выщелачиваемого материала ниже [19]. Исходя из минералогии и элементного анализа вероятным методом гидрометаллургической обработки является агитационное выщелачивание, в том числе в режиме уголь в пульпе. Установлено, что в измельченном до необходимой для агитационного выщелачивания крупности минеральном сырье 74 % золота приходится на фракцию −75 мкм. В связи с этим целесообразным способом переработки может быть дробление, измельчение, отделение мелкой фракции на гидроциклонах. Фракция размером −75 мкм может быть переработана прямым выщелачиванием (или в режиме уголь в пульпе). Таким образом уменьшается доля руды, подвергаемой выщелачиванию (что уместно, так как 74 % золота приходится на фракцию −75 мкм, выход которой составляет 14,27 %). Несмотря на техническую реализуемость предложенного выше варианта практически применимым методом с точки зрения экономических показателей является кучное выщелачивание. Руды аналогичного золотокварцевого типа демонстрируют извлечение золота порядка 70–80 %.