CC BY
56
© A.A. Солоденко, С.И. Евдокимов, 2014
УДК 622.271.1:669.213.1
A.A. Солоденко, С.И. Евдокимов
ИССЛЕДОВАНИЯ ТЕХНОЛОГИИ ПЕРЕРАБОТКИ РУД НАТАЛКИНСКОГО МЕСТОРОЖДЕНИЯ
Приведены результаты сульфидной флотации руд месторождения «Наталка». Показана возможность получения из руды, содержащей 2 г/т золота концентрата с содержанием золота от 40 до 95 г/т при выходе его в пределах 30— 5%. Извлечение благородного металла при этом составляет 90—35%. Сорбцион-ное выщелачивание полученного концентрата методом CIL, позволяет извлекать из него золота от 81,8 до 96,4%, что эквивалентно сквозному извлечению в пределах 70,6—83,2%.
Ключевые слова: месторождение, руда, золото, флотация, сорбционное выщелачивание, содержание, извлечение, концентрат, хвосты.
Сульфидная флотация золотосодержащей руды
Исследования проводили на пробах руды новых участков месторождения «Наталка», разведанных в последние годы. Пробы руды отбирали из питания опытной золотоизфлека-тельной фабрики ОАО «Рудник имени Матросова». Флотационные опыты проводили с навесками массой 1 кг на 3-х литровой флотомашине при скорости вращения вала 1200 об/мин с применением свежеприготовленных флотореагентов ИЗФ. Основными за дачами выполненной работы были следующие:
• определение эффективности предварительной флотации угля;
• изучение кинетики основной и перечистной флотации;
• подготовка материала для сорб-ционного выщелачивания (CIL).
Ниже представлены наиболее интересные из результатов проведенных исследований.
Полученные данные свидетельствуют о влиянии качества исходного питания на эффективность его фло-
тационного обогащения. При содержании золота в руде в пределах 0,6— 0,7 г/т извлечение не превышает 56%. При увеличении содержания золота в питании до 1,7—1,8 г/т извлечение его в концентрат повышается до 71% и более. Степень концентрации при этом составляет в обоих случаях 30—35 ед. Качество концентрата основной флотации по содержанию золота составляет 18—23% из бедного питания и 68—74% из богатого.
С целью снижения содержания природного угля в руде были проведены опыты по выделению его флотацией с применением керосина [1, 2]. Ниже представлены результаты этих исследований.
Как видно, угольный концентрат нуждается в доработке, поскольку потери золота с ним чрезмерно велики (более 21%).
Дальнейшие исследования проводили с черновыми концентратами основной флотации ИЗФ. Кинетику пере-чистных операций изучали общепринятым методом. В табл. 3 показаны результаты этих экспериментов.
Таблица 1
Результаты исследования обшей кинетики флотации руды
Заданный Продукты Выход, % Содер- Распреде- Фактический
Расход жание ление расход
реагентов Аи, г/т Аи, г/т реагентов
Опыт Ф-1 Концентрат 1 1,3 23,04 40,3 % твёрдого-32
Концентрат 2 1,9 3,84 9,7 РЬ = 8,1
Ксантат-150 Концентрат 3 2,5 1,61 5,5 Расход реагентов:
Т90-80 Концентрат 4 2,5 1,49 5,1 Ксантат. 174 г/т
Си Б 04-200 Хвосты 91,7 0,32 39,4
(г/т) Питание 100,0 0,74 100,0 Т-90 93 г/т Си Б 04 233 г/т
Опыгг Ф-3 Концентрат 1 1,8 17,91 56,1 % твёрдого-32
Концентрат 2 2,0 2,58 8,9 РЬ = 8,1
Ксантат-200 Концентрат 3 2,1 1,02 3,7 Расход реагентов:
Т90-80 Концентрат 4 2,2 2,82 10,6 Ксантат.. ..233 г/т
Си Б 04-200 Хвосты 92,0 0,13 20,7
(г/т) Питание 100,0 0,58 100,0 Т-90......... 93 г/т Си Б 04 233 г/т
Опыгг Ф-6 Концентрат 1 1,9 73,62 68,2 % твёрдого-37
Концентрат 2 1,5 6,79 4,9 РЬ = 8,1
Ксантат-200 Концентрат 3 2,0 2,0 1,9 Расход реагентов:
Т90-80 Концентрат 4 1,7 1,08 0,99 Ксантат.. ..174 г/т
Си Б 04-200 Хвосты 92,9 0,53 24,0
(г/т) Питание 100,0 2,05 100,0 Т-90 93 г/т Си Б 04 233 г/т
Опыгт Ф-8 Концентрат 1 1,9 67,65 71,5 % твёрдого-37
Концентрат 2 1,5 6,37 5,3 РЬ = 8,1
Ксантат-150 Концентрат 3 1,5 1,78 1,4 Расход реагентов:
Т90-80 Концентрат 4 1,9 1,36 1,4 Ксантат.. ..174 г/т
Си Б 04-324 Хвосты 93,2 0,4 20,3
(г/т) Питание 100,0 1,83 100,0 Т-90......... 93 г/т Си Б 04. 233 г/т
Примечание: время агитации 3; 1 и 0,5, мин; время флотации 2,5; 5,0; 7,5 и 10,0 мин
Таблица 2
Предварительная флотация угля из руды (опыт Ф-9)
Продукты Выход, % Содержание Распределение Расход
Аи г/т Аи , г/т реагентов, г/т
Угольный 1,4 26,82 21,2
концентрат Ксантогенат - 150
Концентрат 1 2,2 43,72 52,3
Концентрат 2 1,6 4,03 3,7 СиБ04 - 200
Концентрат 3 1,7 1,66 1,6 Т90 - 60
Концентрат 4 2,2 0,71, 0,8
Хвосты 92,3 0,4 20,4
Питание 100,0 1,81 100,0
Таблица 3
Результаты перечистки концентрата основной флотации ИЗФ (опыт Ф-10)
Продукты Выход, % Содержание, г/т Извлечение, %
частный суммарный частное суммарное частное суммарное
Конц-т 1 5,1 5,1 94,42 94,4 35,4 35,4
Конц-т 2 6,8 11,9 51,53 70,0 25,6 60,9
Конц-т 3 6,7 18,5 28,3 55,0 13,9 74,8
Конц-т 4 4,4 22,9 23,25 48,9 7,5 82,3
Конц-т 5 3,2 26,1 14,78 44,8 3,4 85,7
Конц-т 6 4,3 30,4 10,82 39,9 3,4 89,2
Конц-т 7 3,3 33,7 8,51 36,8 2,1 91,2
Хвосты 66,3 1,8 8,8
Питание 100,0 13,62 100,0
Примечание: время флотации 1; 1,5; 2,5; 2,5; 2,5; 5,0; и 5,0 мин, % твёрдого 16, рН = 8,1, расход реагентов 0 г/т, время агитации 0 мин.
Представленные данные свидетельствуют о возможности получения концентрат с содержанием золота от 40 до 95 г/т, изменяя выход его в пределах 30—5%. Извлечение металла при этом составит 90— 35%. При испытаниях кинетики пе-речистной флотации чернового концентрата с более низким содержанием твёрдого в питании (8%) получены аналогичные показали (опыт Ф-11).
C целью получения коллективного концентрата для испытания сорбционного выщелачивания (CIL) проведен укрупненный опыт (Ф-13) на пробе массой 20 кг питания гидроциклона после отсева материала крупностью более 125 микрон. Ниже представлены результаты этого опыта.
В данном опыте получены достаточно высокие показатели обогащения. При степени концентрации золота на уровне 30 ед. извлечение металла в концентрат составило око ло 83%. Вероятно это обусловлено сравнительно высоким качеством исходного питания.
Таким образом, изучением общей кинетики сульфидной флотации руды Наталкинского месторождения установлено следующее. При содержании золота в руде в пределах 0,6—0,7 г/т извлечение не превышает 56%. При увеличении содержания золота в питании до 1,7—1,8 г/т извлечение его в концентрат повышается до 71% и более. Степень концентрации при этом составляет в обоих случаях 30— 35 ед. Качество концентрата основной флотации по содержанию золота составляет 18—23% из бедного питания и 68—74% из богатого.
Исследования возможности снижения содержания природного угля в руде методом предварительной её флотации с применением керосина показали, что полученный угольный концентрат нуждается в доработке, поскольку потери золота с ним составляют более 21%. Необходима дальнейшая проработка данного вопроса.
Экспериментальные данные свидетельствуют о возможности получения концентрата с содержанием золота от 40 до 95 г/т, изменяя выход его в
Таблица 4
Результаты флотации песков гидроциклона с перечисткой чернового концентрата
Продукты Вес Содержание золота, г/т Распределение золота, %
грамм %
Концентрат 456,3 2,4 72,1 82,9
Хвосты перечистки 503,9 2,7 3,26 4,1
Хвосты основной флотации 17740 94,9 0,29 13,0
Питание 18770 100,0 2,12 100,0
пределах 30—5%. Извлечение металла при этом составляет 90—35%.
Достаточно высокие показатели обогащения получены в укрупнённом опыте по флотации руды, проведенные с целью наработки сульфидного концентрата для сорбционного выщелачивания. При степени концентрации золота на уровне 30 ед. из руды, содержащей 2,12 г/т золота, извлечение металла в концентрат составило около 83%.
Сорбционное выщелачивание золотосодержащих флотоконцен-тратов.
Для разработки технологического регламента опытной ЗИФ Рудника имени Матросова проведены лабораторные исследования по сорбцион-номй выщелачиванию концентратов массовой флотации по технологии «уголь в пульпе» в агитационных чанах. Изучали влияние на процесс следующих факторов: доизмельчение концентрата, время агитации, процент твёрдого в пульпе, концентрация цианида, интенсивность оборота угля и добавки катализаторов [3, 4]. Исследования проводили на навесках массой 250 г.
Перед началом опыта замеряли Рн пульпы и его корректировали его в пределах 10, 8—11,2 добавлением извести. Раствор цианида натрия добавляли в заданной концентрации.
Оттёртый активированный уголь высокой активности загружали в пуль пу после подачи цианида. Агитацию пульпы осуществляли с помощью мешалок в открытых чанах с внутренними дефлекторами в течение заданного времени от 24 до 144 часов. В течение всего цикла выщелачивания в пульпу через диспергаторы подавали сжатый воздух.
Опробование пульпы проводили через 2, 6, 12, 24, 48, 96 часов для контроля действия и расхода реа-гентных добавок. Перед каждым отбором пробы в чан доливали свежую воду для возмещения потерь на испарение. Частные пробы обогащённого раствора отбирали вакуумным аспирационным пробоотборником. Пробы измеряли по объёму и сдавали на анализ. Для компенсации объёма жидкого в чан после отбора пробы добавляли технологическую воду и твёрдое. Концентрацию цианида и щёлочность пульпы доводили до первоначального уровня. После агитации пульпу направляли на грохот для отделения обогащённого угля и обезвоживания. Конечные объёмы обога-щённого и обедненного растворов замеряли анализировали на содержание золота и серебра. Выщелоченный остаток промывали, обезвоживали, взвешивали и отправляли
Результаты сорбционного выщелачивания флотоконцентрата
Параметры, №, № опытов
показатели 3 5 7 13 17 8 14 15 19
Крупность питания, % / класса - мкм 98/37 80/37 80/37 98/37 98/25 98/37 90/25 98/37 90/25
Концентрация №СН, г/л 1,0 2,0 5,0 1,0 1,0 5,0 1,0 1,0 5,0
Время агитации, час 48 48 48 96 144 96 96 96 24
Твёрдое, % по массе 33 33 33 33 25 25 25 33 16,7
Загрузка угля, г/л 100 100 100 100 100 100 100 50 100
Извлечение Аи в концентрат, % 89,8 96,4 87,1 89,8 89,4 92,5 92,4 89,8 89,5
Содержание Аи в питании, г/т 15,42 51,81 10,91 20,24 19,57 20,21 20,49 20,50 19,91
Содержание Аи в хвостах, г/т 1,75 1,95 1,61 2,29 2,39 1,64 1,68 2,34 2,33
Расчётное содерж. Аи в конц-те, г/т 17,17 53,76 12,52 22,53 21,96 21,85 22,17 22,84 22,24
Пробир. содержание Аи в конц-те, г/т 24,20 24,20 24,20 22,40 22,40 24,20 24,20 24,20 24,20
Расход №СН, кг/т 3,65 7,08 15,89 11,40 11,69 37,70 12,36 8,76 17,14
Расход извести кг/т 3,9 1,8 1,6 12,5 11,6 1,5 7,9 7,2 1,5
Рн раствора 10,0 10,6 11,1 10,3 10,2 11,3 10,7 10,0 11,2
на пробирный анализ. Аналогично обрабатывались конечные пробы обогашённого угля.
Результаты вышелачивания двух проб объединённого гравитационно-флотационного концентрата по технологии «уголь в пульпе» показали, что этот продукт хорошо вышелачи-вается методом CIL. После 96 часов вышелачивания извлечение золота составило 91%. Содержание Au в пробах исходного концентрата 26 и 28 г/т, в хвостах — 2,68 и 2,74 г/т. Пробирное содержание Au в концентратах вышелачивания 39,3 г/т. Расход NaCN 26 и 32 кг/т концентрата, расход извести 2,4 и 2,0 кг/т. Рн конечных растворов 11,0 и 11,2.
В процессе массовой флотации при наработке концентрата на выше-лачивание методом CIL имели место следуюшие показатели: выход концентрата 6,1%, содержание золота в нём 24,2 г/т, извлечение золота 86,3% от руды. Ниже представлены результаты вышелачивания данного концентрата.
Наиболее высокие результаты достигнуты при доизмельчении концентрата до 98% класса — 37 мкм и тоньше. Извлечение золота изменялось в пределах 81,8—96,4%, что эквивалентно сквозному извлечению в пределах 70,6—83,2%. Извлечение золота не зависит от времени агитации (24—96 ч.), от содержания в рас-
творе твёрдой фазы (25—33%) и от концентрации угля в пульпе (50— 100 г/л) и концентрации раствора цианида.
Расход цианида изменялся от 3,7 до 38,6 кг на тонну концентрата, увеличиваясь в опытах с повышенной концентрацией цианида и время агитации. Расход извести изменялся от 0,1 до 0,8 кг/т руды.
Достаточно высокое показатели достигнуты при концентрации цианида 1,0 г/л. В промышленных условиях может оказаться эффективным устройство дополнительных пунктов загрузки в цикл раствора цианида. При
этом станет возможным снижение концентрации цианида в выщелачивающем растворе без излишнего падения в нём уровня свободных цианидов.
Содержание растворённого кислорода уменьшалось до 3 мг/л. Это особенно проявлялось на ранних стадиях цикла выщелачивания, что указывает на необходимость в промышленных условиях поддержания хорошей принудительной аэрации пульпы (или диспергации в пульпу кислорода).
1. Конев В.А. Флотация сульфидов. М.: Недра, 1985. 262 с.
2. Шубов Л.Я, Иванков С.И., Щегло ва Н.К. Флотационные реагенты в про цессах обогащения минерального сырья: Справочник: В 2 кн. / Под ред. Л. В. Кон дратьевой. - М.: Недра, 1990. - Кн. 2. -263 с.
- СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
3. Абрамов A.A. Технология обогащения руд цветных и редких металлов. - М.: Недра, 1983. - 359 с.
4. Белицкий О.Н. Обзор докладов по гидрометаллургии на XVII Международном конгрессе по обогащению полезных иско паемык. Дрезден, 23-28 сентября 1991 г. // Обогащение руд, 1991, № б, с. 37-38. ГТТШ
КОРОТКО ОБ АВТОРАХ -
Солоденко Андрей Александрович - кандидат технических наук, главный инженер испыгта-тельной золотоизвлекательной фабрики (ИЗФ) ОАО «Рудник им. Матросова». Евдокимов Сергей Иванович - кандидат технических наук, доцент кафедры «Обогащение полезный ископаемых» Северо-Кавказского горно-металлургического института (Государственного технологического университета), е-шаП: еуа-Бег@ша11.ги
UDC 622.271.1:669.213.1
THE STUDY OF THE NATALKINSKY DEPOSIT ORES PROCESSING TECHNOLOGY
Solodenko A.A., Candidate of Engineering Sciences, Chief Engineer, Matrosov's Mine
Evdokimov S.I., Candidate of Engineering Sciences, Assistant Professor, e-mail: [email protected] North Caucasus Mining-and-Metallurgy Institute (State Technological University)
The article presents the results of Natalka deposit sulphide ore flotation. It is shown in the article that from the ore with gold content of 2 g/t, it is possible to obtain concentrate with gold content of 4095 g/t at 30-5% recovery. The noble metal recovery is 90—35%. The carbon-in-pulp leaching (CIL) of the resultant concentrate yields 81.8 to 96.4% gold, which is equal to the throughout recovery in the range of 70.6—83.2%.
Key words: deposit, ore, gold, flotation, sorptive leaching, content, recovery, concentrate, tailings. REFERENCES
1. Konev V.A. Flotatsiya sul'fidov (Sulphide flotation), Moscow, Nedra, 1985, 262 p.
1. Shubov L.Ya., Ivankov S.I., Shcheglova N.K. Flotatsionnye reagenty v protsessakh obogashcheniya mineralnogo syr'ya: Spravochnik: V 2 kn. (Flotation agents in mineral beneficiation processes: Reference aid), Pod red. L.V. Kondrat'evoi, (Kondratieva L.V. (Ed.)), Moscow, Nedra, 1990, Kn. 2, 263 p.
2. Abramov A.A. Tekhnologiya obogashcheniya rud tsvetnykh i redkikh metallov (Nonferrous and rare metal ore beneficiation technology), Moscow, Nedra, 1983, 359 p.
4. Belitskii O.N. Obzor dokladovpo gidrometallurgii na KhVII Mezhdunarodnom kon-gresse po obogashcheniyu poleznykh iskopaemykh (Review of papers on hydrometallurgy presented at the 12th International Congress on Mineral), Drezden, 23-28 sentyabrya 1991 g., Obogashchenie rud, 1991,
A
Гидроструйныс технологии в горном деле. Практикум
Жабин А.Б., Поляков Ан.В., Щеголевский М.М., Поляков Ал.В., Мерзляков В.Г., Давит И.М., Пушкарев А.Е., Головин К.А. 2014 г. 399 с.
ISBN: 978-5-98672-334-1 UDK: 622.236:622.233.52
Рассмотрен впервые созданный комплекс практических работ, который обобшает результаты выполненных теоретических и экспериментальных исследований в области гидроструйных технологий и вносит определенный вклад в теорию и практику их применения в горном деле. Даны формулировки заданий, кратко изложены теоретические сведения, приведены методические и справочные материалы, необходимые для выполнения каждой практической работы. Содержатся примеры расчетов, что облегчает понимание и выполнение поставленных задач. Все работы подобраны и разработаны по единой системе и имеют одинаковую структуру. Последовательное выполнение работ способствует творческой самостоятельной работе студентов при инженерных расчетах, развитию инициативы и ответственности, потребности в постоянном обогашении своих знаний, способности смело принимать новаторские решения и активно проводить их в жизнь.
No. 6, pp. 37-38.
ГОРНАЯ КНИГА
t ГИДРОСТРУЙНЫЕ ТЕХНОЛОГИИ В ГОРНОМ ДЕЛЕ: ПРАКТИКУМ
