CC BY
27УДК 622.13(07)
Амирхан А.А.1, Акимбекова Б.Б.2, Кайырбаева М.Ж2.
1,2Карагандинский технический университет, Караганда, Казахстан
DOI: 10.24412/2520-6990-2022-11134-57-63 АНАЛИЗ СОВРЕМЕННОГО СОСТОЯНИЯ И ПУТИ СОВЕРШЕНСТВОВАНИЯ ПЕРЕРАБОТКИ
УПОРНЫХ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ РУД
Amirkhan A.A.1, Akimbekova B.B.2, Kayyrbaeva M.ZH2.
1,2 Karaganda technical university, Karaganda, Kazakhstan
ANALYSIS OF THE CURRENT STATE AND WAYS TO IMPROVE THE PROCESSING OF
PERSISTENT GOLD-BEARING ORES
Данная статья посвящена для извлечения золота из штокверковых руд Васильковского месторождения. Ориентировочные технико-экономическое сопоставление схем показывает, что сорбционная схема извлечения золота из гравитационного концентрата и хвостов гравитации более экономично, чем гравитационно-флотационная схема.
Изучение характера золота в исследуемой руде, содержания золота, ассоциированного с плотными и нерастворимыми в цианистых растворах минералами: сульфидами (6,67-20,52% всего золота), кремнеземом (2,71-9,92 % всего золота) позволяет определить коэффициент «физической депрессор золота (Кф)». Среднее значение коэффициента Кф=0,2153 (среднее содержание ассоциированного золота - 21,53 %). Коэффициент извлечения золота на стадии выщелачивания КЕ=1-Кф=1-0,2153 =0,7847. По этим признакам руду Васильковского месторождения следует отнести к упорным.
1 При разработке технологии извлечения золота из упорных коренных золотосодержащих руд было проведено исследование технологических свойств трех проб руды штокверкового Васильковского месторождения различных его участков.
Все пробы представлены грано - и габбродиоритами, подверженными в различной степени механическому и гидротермическому изменениям.
Все три пробы можно отнести к кварцевосульфидным с бедной сульфидной минерализацией (содержание сульфидов от 5,23% до 6,66%).
2 Основным рудным минералом является арсенопирит, на долю которого приходится от 79% до 86% всей сульфидной минерализации. В подчиненном отношении содержится пирит (10-15%) и в небольших количествах сульфиды меди, свинца, цинка.
3 Золота в рудах представлено мелким, тонким, ассоциированным как с сульфидными, так и с породными минералами. Крупность ассоциированного золота колеблется от нескольких микрометров до 10-20 микрометров.
4 Установлено, что главным технологическим процессом извлечения золота из руды является цианирование при следующем режиме.
- крупность измельчения по классу мельче 0,74 мм - 80-85%;
- продолжительность цианирования - 24 часа;
- плотность пульпы при цианировании 40-45% твердого;
- концентрация свободного цианида - 0,04-0,05%;
- расход извести (96% активности) - 1,0 кг/т.
При соблюдении этих условий содержание золота в хвостах цианирования составит 0,8-0,9 г/т при извлечении золота 90,63% для пробы № 1.
5 Включение отсадки в цикл переработки руды снижает содержание золота в хвостах цианирования хвостов гравитации на 0,1 г/т и повышает извлечение золота в раствор на 1-2,5% в зависимости от содержания золота в исходной пробе, но при этом возникает проблема переработки высоко мышьяковистого (более 42% мышьяка) гравитационного концентрата.
6 Цианирование руды и хвостов гравитации в присутствии сорбента уменьшает общую продолжительность цианистого процесса на 5-6 часов, которая в этом случае составляет 18-19 часов. Хвосты сорбции при этом отходят: для руды пробы № 1-0,9 г/т; для хвостов гравитации - 0,8 г/т; для руды пробы № 2-0,7 г/т; для хвостов гравитации - 0,75 г/т.
This article is devoted to research for the extraction of gold from the stockwork ores of the Vasilkovsky deposit. Approximate technical and economic comparison of schemes shows that the sorption scheme for extracting gold from gravity concentrate and gravity tails is more economical than the gravity-flotation scheme.
The study of the nature of gold in the ore under study, the gold content associated with dense and insoluble minerals in cyanide solutions: sulfides (6.67-20.52% of all gold), silica (2.71-9.92% of all gold) allows us to determine the coefficient of "physical depressor of gold (Cf) ". The average value of the coefficient Kf = 0.2153 (the average content of associated gold is 21.53%). The gold recovery coefficient at the leaching stage is KE=1-Kf=1-0,2153 =0.7847. According to these signs, the ore of the Vasilkovsky deposit should be classified as stubborn.
58_TECHNICAL SCIENCE / «ШУУЩЩЦМ-ЛШШаИ» 20222
1 When developing a technology for extracting gold from stubborn indigenous gold-bearing ores, a study of the technological properties of three ore samples of the shtokverkov Vasilkovsky deposit of its various sections was carried out.
All samples are represented by grano - and gabbrodiorites, subject to varying degrees of mechanical and hydrothermal changes.
All three samples can be attributed to quartz-sulfide with poor sulfide mineralization (sulfide content from 5.23% to 6.66%).
2 The main ore mineral is arsenopyrite, which accounts for 79% to 86% of all sulfide mineralization. Pyrite (10-15%) and copper, lead, and zinc sulfides in small amounts are contained in a subordinate ratio.
3 Gold in ores is represented by fine, fine, associated with both sulfide and rock minerals. The size of the associated gold ranges from a few micrometers to 10-20 micrometers.
4 It is established that the main technological process of extracting gold from ore is cyanidation in the following mode.
- the fineness of the grinding class is smaller than 0.74 mm - 80-85%;
- duration of cyanidation - 24 hours;
- pulp density during cyanidation of40-45% solid;
- concentration of free cyanide - 0.04-0.05%;
- lime consumption (96% activity) - 1.0 kg/t.
If these conditions are met, the gold content in the cyanidation tailings will be 0.8-0.9 g /1 when gold is extracted, 90.63% for sample No. 1; 78.95% for sample No. 2.
5 The inclusion ofjigging in the ore processing cycle reduces the gold content in the tailings of cyanidation of gravity tails by 0.1 g /1 and increases the extraction of gold into solution by 1-2.5%, depending on the gold content in the initial sample, but at the same time there is a problem of processing highly arsenic (more than 42% arsenic) gravity concentrate.
6 Cyanidation of ore and gravity tailings in the presence of a sorbent reduces the total duration of the cyanide process by 5-6 hours, which in this case is 18-19 hours. Sorption tails at the same time depart: for ore samples No. 1-0.9 g/t; for gravity tails - 0.8 g/t; for ore samples No. 2-0.7 g/t; for gravity tails - 0.75 g/t.
Ключевые слова: руда, золота, мышьяк, сорбция, плотность, гравитационное обогащение руды, цианирование хвостов, схема, проба, месторождения, металл, дробление.
Keywords: ore, gold, arsenic, sorption, density, gravity ore enrichment, tailings cyanidation, scheme, sample, deposits, metal, crushing.
Введение
В Республике Казахстан разведанные запасы золота в коренных месторождениях оцениваются в количестве 1500 т. По этому показателю Казахстан занимает 9-е место в мире и 3-е среди стран СНГ. Это более 2% подтвержденных и 4,5 % общих мировых запасов с довольно высоким средним содержанием металла (в частности, в собственно золоторудных месторождениях - 6,27 г/т).
Прогнозные ресурсы золота в республике почти в 6 раз превосходят общие активные запасы этого металла. По предполагаемому золотому потенциалу республика занимает 2-е место в мире (11,6%) после ЮАР (48,2).
Балансовые запасы золота сосредоточены в 199 месторождениях. Большая часть (69,5%) расположена в 127 коренных собственно золоторудных месторождениях. На 40 комплексных объектах сосредоточено 30% балансовых запасов золота. Остальные 0,5 % содержатся в россыпных месторождениях.
Половина всех запасов золота сосредоточены в 8-ми крупных месторождениях: Бакырчик, Василь-ковское, Акбакайское, Мизек, суздальское, Бес-тобе, Жолымбет, Большевик. На долю трех первых месторождений приходится 33% балансовых запасов золота в республике (Васильковское - 360 т, Бакырчик - 277 т, Акбакай - 55 т).
Сумма разведанных промышленных запасов (А+В+С) золота в собственно золоторудных месторождениях составляет 177 млн. тонн руды, в том числе конкурентоспособных 101млн т (56,7%). По этому показателю Казахстан занимает 13 -е место в мире.
Современное развитие золотодобывающей промышленности характеризуется ростом добычи минерального сырья и постоянным неуклонным снижением качества руды. В этих условиях повышение полноты извлечения золота приобретает первостепенное значение. Это может быть достигнуто за счет интенсификации действующих и создания новых эффективных процессов извлечения золота из бедных, труднообогатимых руд на базе достижений науки и техники, комбинирования обогатительно-гидрометаллургических процессов.
Штокверковый тип характеризуется прожил-ково-вкрапленным оруденением, связанным с системами разноориентированных кварцевых, кварц-сульфидных и кварц-карбонатных прожилков, приуроченных к эндо- и экзоконтактовым частям интрузий. Рудные тела представлены крутопадающими зонами минерализации (Васильковское, Юбилейное, Жолымбет). Средние содержания золота в рудах 3,6-7,9 г/т. Обогатимость руд различная, в зависимости от форм нахождения золота.
Известно, что в Казахстане более существенную роль, как в запасах так и в добыче играют ком-
плексные месторождения, гораздо меньший удельный вес имеют золото-меднопорфировые месторождения и россыпные месторождения.
Основные проблемы минерально-сырьевой базы золоторудной промышленности Казахстана следующие:
- пока отсутствуют новые крупные золоторудные месторождения, которые могли бы служить базовыми объектами для устойчивого развития отрасли на длительную перспективу. При государственном финансировании геофизических и геологоразведочных работ возможно нахождение таких объектов;
- более 50% имеющихся активных запасов руд характеризуются как сложные для обогащения, содержат вредные примеси - мышьяк и сурьму. Для их освоения требуется более квалифицированный подход в плане разработки технологий с учетом жестких экологических требований, более серьезных и долговременных инвестиций;
- имеющиеся запасы золота по собственно золоторудным месторождениям не обеспечивают прогнозируемый уровень производства золота по Республике в 30-35 тонн;
- ошибочное применение, или копирование технологий (большей частью западных), включающих и финансовые технологии, позволяющих получить быструю прибыль с наиболее богатой и легко обогатимой части месторождения, а остальную часть признать нерентабельной с соответствующим пересчетом запасов в сторону уменьшения;
- возможности расширения минерально -сырьевой базы за счет комплексных месторождений лимитируется отсутствием подготовленных крупных резервных месторождений.
Материалы и методы
Технологии переработки золотосодержащего сырья
Технологии переработки золотосодержащих руд отличаются большим разнообразием, которое вызвано влиянием различных технологических особенностей перерабатываемого золотосодержащего сырья. К таким особенностям и относятся вещественный состав и характер (или «упорность») руды фабрик.
Дробление, измельчение и классификацию золотосодержащих руд осуществляют также, как и руд цветных металлов, с использованием одинаковой аппаратуры. На большинстве средних и крупных золотоизвлекательных фабрик приняты двух- и трехстадиальные схемы дробления. В мельницы обычно направляют материалы не крупнее 20 мм, а иногда 8-10 мм.
В упорных золотокварцевых рудах крупность золота обычно таковы, что только тонкое или сверхтонкое измельчение обеспечивает достаточную степень вскрытия золотин. Для их переработки используют схемы с трехстадиальным измельчением, дающие весьма тонкий помол (90-95 % класса менее 0,044 мм) цианирование такого тонко-измельченного материла, позволяет, как правило, получать отвальные хвосты.
Вследствие высокой стоимости тонкого измельчения обработка упорных коренных золото-кварцевых руд обходится значительно дороже, чем других руд. При переработке упорных золотоквар-цевых руд удельные затраты на измельчение и обезвоживание могут достичь 60 % общей стоимости обработки руды, тогда как при переработке обычных руд они не превосходят 30-40 %. Кроме того, из-за повышенного содержания в цианистой пульпе вторичных илов, образующихся при тонком измельчении, заметно снижается производительность операций сгущения и фильтрования, что дополнительно увеличивает стоимость извлечения золота из таких руд.
Анализ работы золотоизвлекательных фабрик и результаты научных исследований показали, что общее извлечение золота из руд, перерабатываемых по комбинированным схемам, тем выше, чем полное извлечено свободное золото гравитационными способами. Эта закономерность обусловлена тем, что ни флотация, ни цианирование не обеспечивают извлечения всех форм свободного золота: при флотации не извлекаются крупные частицы с покрытиями из гидроксидов железа и марганца, а также из глинистых минералов; при цианировании с хвостами теряются частицы с плотными покрытиями, непроницаемыми для цианистых растворов, и не успевшие раствориться крупные частицы. Кроме того, при флотационно-цианидной технологии флотационные реагенты сорбируются на минеральных зернах, что ухудшает условия их последующего цианирования.
Таким образом, выделение свободного золота гравитационным обогащением может быть более выгодным, чем его растворение. При этом обеспечивается дополнительный эффект за счет последующего сокращения времени цианирования и снижения потерь золота с отвальными хвостами.
Результаты флотация руды пробы № 1
Для определения оптимальных условий флотации был проведен ряд экспериментов с различным расходом реагентов, в кчаестве реагентов используются бутиловый ксантогенат, вспениватель Т-80, регулятор среды сода, активатор медный купорос. Условия проведения опытов приведены в таблице 1.
60_TECHNICAL SCIENCE / «ШУУЩЩЦМ-ЛШШаИ» ЖШ
Таблица 1
_Условия проведения опытов_
номера опытов Крупность измельчения, % кл. - 0,074 мм Т-80, г/т Ксантогенат, г/т Сода, г/т Медный купорос, г/т
96 70 37 75 - -
97 80 37 75 250 -
98 70 74 75 250 -
99 80 74 125 - -
100 70 37 125 - 150
101 80 37 125 250 150
102 70 74 75 - 150
103 80 74 125 250 150
104 70 74 75 250 150
105 80 37 125 250 150
106 80 37 75 250 -
107 70 74 75 - 150
108 80 74 125 - 150
109 80 74 125 250 150
110 75 55,5 100 125 75
111 85 92,5 150 - -
112 88 101,0 175 - -
113 92 119,5 200 - -
114 95 119,5 225 - -
115 98 119,5 250 - -
Как отмечалось ранее флотация измельченной измельчения (в данном случае 70-80% по классу
руды осуществлялась в лабораторных флотомаши- менее 0,074 мм). Результаты экспериментов приве-
нах ФМ-1 с объемом камеры 1,5 и 0,75 дм3. Как дены в таблице 2. видно из таблицы 46, кроме добавки основных реагентов, процесс регулировался также крупностью
Таблица 2
Результаты выполнанных по матрице планирования опытов по флотации руды_
номера опытов Продукты Выход, % Содержание золота, г\т Количество золота, г Извлечение золота, %
96 Концентрат Хвосты Руда 8,48 91,52 100,00 89,46 2,20 7,5866 2,0134 9,6 79,03 20,97 100,00
97 Концентрат Хвосты Руда 5,18 94,82 100,00 119,43 3,60 6,1865 3,4135 9,6 64,45 35,55 100,00
98 Концентрат Хвосты Руда 9,26 90,74 100,00 84,07 2,00 7,7862 1,8148 9,6 81,10 18,90 100,00
99 Концентрат Хвосты Руда 8,56 91,44 100,00 96,12 1,50 8,2284 1,3716 9,6 85,72 14,28 100,00
100 Концентрат Хвосты Руда 6,38 93,62 100,00 109,38 2,80 6,9787 2,6213 9,6 72,70 27,30 100,00
101 Концентрат Хвосты Руда 7,92 92,08 100,00 97,95 2,00 7,7584 1,8416 9,6 80,82 19,18 100,00
102 Концентрат Хвосты Руда 6,69 93,31 100,00 105,84 2,70 7,0807 2,5193 9,6 73,76 26,24 100,00
103 Концентрат Хвосты Руда 8,32 91,68 100,0 98,85 1,50 8,2248 1,3752 9,6 85,68 14,32 100,0
104 Концентрат Хвосты Руда 7,14 92,86 100,0 105,90 2,20 7,5600 2,0400 9,6 78,75 21,25 100,0
номера опытов Продукты Выход, % Содержание золота, г\т Количество золота, г Извлечение золота, %
105 Концентрат Хвосты Руда 8,08 91,92 100,0 98,80 1,70 7,9864 1,6136 9,6 83,19 16,81 100,0
106 Концентрат Хвосты Руда 6,60 93,40 100,0 114,32 2,20 7,5452 2,0548 9,6 78,60 21,40 100,0
107 Концентрат Хвосты Руда 7,46 92,54 100,0 98,91 2,40 7,3791 2,2209 9,6 76,87 23,13 100,0
108 Концентрат Хвосты Руда 7,96 92,04 100,0 103,25 1,50 3,2194 1,3806 9,6 85,62 14,38 100,0
109 Концентрат Хвосты Руда 7,60 92,40 100,0 106,86 1,60 8,1216 1,4784 9,6 84,60 15,40 100,0
110 Концентрат Хвосты Руда 7,32 92,68 100,0 107,09 1,90 7,8391 1,7609 9,6 81,66 18,34 100,0
111 Концентрат Хвосты Руда 11,42 88,58 100,00 71,65 1,60 8,1827 1,4173 9,6 85,24 14,76 100,00
112 Концентрат Хвосты Руда 11,04 88,96 100,00 76,48 1,30 8,4435 1,1565 9,6 87,95 12,05 100,00
113 Концентрат Хвосты Руда 10,50 89,50 100,00 79,49 1,40 8,3470 1,2530 9,6 86,95 13,05 100,00
114 Концентрат Хвосты Руда 11,98 88,02 100,00 69,85 1,40 8,3677 1,2323 9,6 87,16 12,84 100,00
115 Концентрат Хвосты Руда 12,60 87,40 100,00 66,48 1,40 8,3764 1,2236 9,6 87,25 12,75 100,00
Как видно из таблицы 2 получение отвальных по содержанию золота хвостов флотации получить не удается даже при крупности измельчения 98% по классу -0,74 мм. Содержание золота в хвостах флотации остается на уровне 1,4 г/т. Выход первичного флотационного концентрата составляет около
Руда
9-12 %, а извлечение золота в концентраты составляет в среднем 87%. Вследствие чего было решено опробовать флотацию с дробной подачей реагентов. Схема проведения флотации приведена на рисунке 1.
ИЗМЕЛЬЧЕНИЕ до 80% кл. -0,074лш
Бутил, ксант 100 г/т ¡Т- 80 60 г/т
У V
1 ФЛОТАЦИЯ (5лит)
Бутил, ксант 75 г/т
/ Т-80 40г/т У $
И ФЛОТАЦИЯ (5мин)
У У
Концентрат Хвосты
Рисунок 1 - Схема проведения опытов по флотации с дробной подачей реагентов.
Опыты по флотации руды с дробной подачей реагентов (таблица 3) в 1 флотацию 100 г/т и 75 г/т во 2 флотацию ксантогената показателей флотации также не улучшает. Хвосты флотации отошли также с содержанием золота 1,4 г/т, при выходе флотоконцентрата 11,15% и извлечение в него золота 87,17 %.
Выводы по результатам исследования пробы № 1
1. По результатам химического, спектрального и минералогического анализов руду пробы 1 можно отнести к кварцевосульфидным рудам с тонкой вкрапленностью золота в рудных и породообразующих минералах.
2. Золото в руде представлено свободным мелким (до 0,1мм) и тонким (менее 0,05 мм). Свободное амальгамирующееся золото составляет 68,75% или 6,6 г/т. Часть золота ассоциирует с породообразующими и сульфидными минералами. Крупность ассоциированного золота достигает от долей до нескольких десятков микрометров.
Золото достаточно равномерно распределяется по классам крупности при дроблении и измельчении руды. За счет свободного золота наблюдается обогащение (примерно в 3 раза) класса -0,074 мм кристаллического при гидравлической классификации. Содержание золота в руде 9,6 г/т, серебра до 1,5 г/т.
3. Гравитационным обогащением руды в цикле измельчения возможно выделение около 1,0% гравитационного концентрата с содержанием золота 105 г/т и извлечением 11,10%. Содержание свободного амальгируещегося золота в гравитационном концентрате составило 36 г/т или 3,6% от содержания золота в руде.
4. В опытах по цианированию исходной руды и хвостов гравитационного обогащения определены основные условия проведения процесса:
- продолжительность цианирования - 24 часа;
- концентрация цианида -0,04 -0.06 %;
- расход 96 % активной извести -1,0 кг/т;
- крупность измельчения по классу -0,074 мм -80 - 85 %
- плотность пульпы, % твердого - 40.
При этих условиях извлечение золота в раствор для исходной руды составило 90,63% при содержания золота в хвостах цианирования 0,9 г/т.
При цианировании хвостов гравитационного обогащения содержание золота в хвостах цианирования снизилось до 0,8 г/т. Извлечение золота от операции составило 90,48 %. Продолжительность цианирования для хвостов может быть снижен до 18 часов. Сквозные извлечение по схеме гравитация - цианирование хвостов гравитации составило 91,89%, а от операции 90,48% .
При цианировании хвостов гравитации руды сорбцией растворенного золота на смоле АМ-2Б извлечение золота на смолу составило:
- для руды -90,63% при содержании золота в хвостах цианирования - 0,9 г/т (таблица 1);
- для хвостов гравитации 90,48 % от операции с содержанием золота в хвостах цианирования - 0,8 г/т. (таблица 2).
Продолжительность сорбции составило не менее 15 часов как для руды, так и для хвостов гравитации. Общая продолжительность цианистого процесса выщелачивания с учетом 4-х часового предварительного цианирования составляет не менее 19 часов.
5. В опытах по флотационному обогащению, поставленных по методу планированного эксперимента, найдено, что получение хвостов флотации с содержанием золота менее 1,0 г/т при крупности измельчения руды 80-85% кл. -0,074 не представляется возможными.
Выход первичного концентрата зависит от расхода вспенивателя и составил по опытам 8-12%.
При расходе в I флотациюТ- 80 - 50 г/т, ксан-тогената - 175г/т, во II флотацию Т- 80 - 40 г/т, ксантогената - 59 г/т и при крупности измельчения 80% класса -0,074 мм выход перечищенного флотоконцентрата составил 11,15% с содержанием золота 77,8 г/т. Извлечение золота во флотоконцетрат достигло 90,71%, содержание золота в хвостах флотации составило 1,0 г/т.
Анализ потерь золота по классам крупности хвостов флотации показывает (таблица 46), что более 60% всех потерь золота приходится на классы крупнее 40 мкм. При выходе этих классов 43,81% содержание в них золота составило 1,45 г/т.
6. Цианирование хвостов флотации со смолой и без нее позволяет снизить содержание золота до 0,5 г/т. Продолжительность цианирования без смолы и со смолой составляет 6 часов.
7. Цианированием флотоконцентрата, доиз-мельченного до 100% класса мельче 0,056 мм извлекается 87,79 % золота от операции или 79,63% от содержания золота в руде, однако хвосты цианирования содержат золота 9,5 г/т.
8. Оценка гравитационной обогатимости крупнодробленой руды (до 40-60 мм) выполненного с помощью фракционного анализа выявила возможность разделения руды на тяжелую и легкую фракцию. В тяжелую фракцию плотностью +2900 кг/м3 при выходе ее 10,2% извлекается до 25% всего золота и до 45 % серы и мышьяка в. Тяжелая фракция, в сравнении с рудой, обогащается по золоту в 2,4 раза по сере и мышьяку в 4,8 раза.
9. Извлечение золота из тяжелой фракции цианированием возможно лишь после сверхтонкого, приближающегося к механоактивационному, измельчения. Содержание золота в хвостах цианирования - 1,2 г/т достигается при измельчения фракции до 75% по классу - 0,010 мм и 1,6 - 1,8 г/т при измельчении до 60-65% по классу-0,010 мм. При измельчении фракции до 100% по классу-0,074 мм или 0,056 мм хвосты цианирования получаются с содержанием золота 5,4 г/т.
10. Легкая фракция обедняется по содержанию мышьяка и серы в 1,6-1,8 раза, в то время, как содержание золота снижается всего на 1,7 г/т.
Извлечение золота из такого продукта при крупности измельчения 80% класса мельче - 0,074
мм за 24 часа составило 92,41% от операции при содержании золота в хвостах цианирования 0,6 г/т. При крупности измельчения 67,4% хвосты цианирования получились с содержанием золота 0,7 г/т при извлечении золота 91,14%.
Флотационное обогащение легкой фракции по схеме на рисуноке 5 обеспечивает получение хвостов флотации с более низким содержанием золота (0,75-0,8 г/т), чем при флотации руды (1,0 г/т). Извлечение золота во флотоконцентрат достигает 91,89 % и содержанием золота в нем около 90 г/т.
11. По результатам проведенных исследований рекомендуется следующие варианты схем переработки руды:
1) выделение крупного свободного золота и сульфидов в цикле измельчения-сорбционное цианирование хвостов гравитации. Технологический режим:
- крупность измельчения руды 80 - 85% класса мельче 0,074 мм;
- продолжительность цианирования 4-6 часов;
- продолжительность сорбционного цианирования - 15 часов;
- концентрация активного цианида в растворе 0,04--0,06%;
- расход извести (96% активности) -1,0 кг/т;
- плотность пульпы при цианировании 40-45% твердого.
12. Варианты схем с флотационным обогащением руды могут рассматриваться при наличии приемлемой разработанной технологии извлечения золота, из флотационных концентратов.
13. Перспективным направлением может явиться вариант гравитационного обогащения крупнодробленой руды раздельным измельчением тяжелой и легкой фракции до рекомендованных в работе крупностей. Цианирование тяжелой и легкой фракций следует проводить совместно. Окончание схемы может осуществляться как по фильтрационному варианту, так и варианту сорбцион-ного процесса.
При флотационном обогащении легкой фракции и механоактивационном измельчении тяжелой фракции и флотоконцентрата цианистая часть схемы должна осуществляться по сорбционной технологии.
Заключение
1 При разработке технологии извлечения золота из упорных коренных золотосодержащих руд было проведено исследование технологических свойств трех проб руды штокверкового Васильков-ского месторождения различных его участков.
Все пробы представлены грано - и габбродио-ритами, подверженными в различной степени механическому и гидротермическому изменениям.
Все три пробы можно отнести к кварцевосуль-фидным с бедной сульфидной минерализацией (содержание сульфидов от 5,23% до 6,66%).
2 Основным рудным минералом является арсе-нопирит, на долю которого приходится от 79% до 86% всей сульфидной минерализации. В подчиненном отношении содержится пирит (10-15%) и в небольших количествах сульфиды меди, свинца, цинка.
3 Золота в рудах представлено мелким, тонким, ассоциированным как с сульфидными, так и с породными минералами. Крупность ассоциированного золота колеблется от нескольких микрометров до 10-20 микрометров.
4 Установлено, что главным технологическим процессом извлечения золота из руды является цианирование при следующем режиме.
- крупность измельчения по классу мельче 0,74 мм - 80-85%;
- продолжительность цианирования - 24 часа;
- плотность пульпы при цианировании 4045% твердого;
- концентрация свободного цианида - 0,040,05%;
- расход извести (96% активности) - 1,0 кг/т.
Список использованных источников
1. Абрамов А.А. Переработка, обогащение и комплексное использование твердых полезных ископаемых. Том 3. «Технология переработки и обогащения руд цветных металлов». М.: МГТУ, 2009.
2. Абрамов А.А. Переработка, обогащение и комплексное использование твердых полезных ископаемых. Том 1. «Обогатительные процессы и аппараты». М.: МГТУ, 2009.
3. Magnetic gravity concentratior of Iow-grade heavy mineral placer deposit /Pachejieff B.S., Nishkov J.M. // Today's Technol. Mining and Met. Jnd.: Pag. MMIJ/MM Joint Symp., Kyoto 2-4 Oct., 1998. - London, 1998. - p.343-346.
4. Синельникова Л.А. Совершенствование оборудования для первичного гравитационного обогащения на зарубежных фабриках // Известия металлургии. - № 6. - 1982. - С. 5-20.
5. Иванов В.Д., Прокофьев С.А., Башлыкова Т.В. Современное состояние теории и практики винтовых сепараторов. // III конгресс обогатителей стран СНГ. Тезисы докладов. - М.: Альтекс. - 2001. - С.210 - 211.
