CC BY
168
2000'
СЕМИИЛР 25
ДОКЛАД НА СИМПОЗИУМЕ "НЕДЕЛЯ ГОРНЯКА -МОСКВА. МП У. 31 января - 4 февраля 2000 I ода
^ Н.К. Алгебраистова, Е.А. Алексеева.
::::. Е.К. :Коляго.: 2000: ::
УДК 549:622.7.002.2 ...........................
Н.К. Алгебраистова, Е.А. Алексеева.
Е.К. Коляго
МИНЕРАЛОГИЯ И ТЕХНОЛОГИЯ ОБОГАЩЕНИЯ ЛЕЖАЛЫХ ХВОСТОВ АРТЁМОВСКОЙ ЗИФ
Х
восты обогащения Артемовской ЗИФ формировались от переработки руд Ольховского, Медвежьего, Констан-тиновского и Лысогорского месторождений с 1930 года. Проблема вовлечения их в переработку возникла с истощением существующей рудной базы, сложностью ведения горных работ.
Цель данной работы -определить минералогический состав и разработать технологию извлечения золота из лежалых хвостов третьей запруды Артемовской ЗИФ.
Ранее хвостами Артемовской ЗИФ занимались институты ГИНЦВЕТ-МЕТ и ГИРЕДМЕТ. Первоначально для извлечения золота предлагалось использовать только гравитационные сепараторы. В проекте опытнопромышленной установки, выполненной институтом ГИРЕДМЕТ (в проект заложены результаты исследований ГИНЦВЕТМЕТа) по обогащению лежалых хвостов была предусмотрена гравитационно-флотационная схема. Гравитационный цикл включал две операции сепарации на центробежных аппаратах и обогащение на концентрационном столе. Цикл флотации имел три операции: основную и две перечистные. При переработке хвостов с содержанием 1,7 г/т эта схема должна была обеспечить получение товарного концентрата с содержанием золота ~35 г/т при извлечении в него металла 65 %.При проведении испытаний центробежных сепараторов, заложенных в схему, был выявлен ряд конструктивных недостатков, которые не позволили реализовать схему.
В рабочем проекте экологической очистки открытым способом лежалых хвостов обогащения Ар-темовской ЗИФ от техногенной ртути с попутным извлечением золота [1] технологическая схема имеет два передела:
первый - осуществляется на хво-стохранилище и включает технологическую линию АО «Прайд»;
второй - проводится на ЗИФ и реализуется на центробежных сепараторах ЦКИ-1.
Заложенные в проект показатели обогащения высокие: извлечение и содержание золота в продуктах обогащения по переделам составляет:85 %,85 % и 127г/т и 4000г/т соответственно. Работа АО «Прайд» в сезоне 1998 г. не обеспечила заданных технологических показателей.
Зарубежный и отечественный опыт переработки лежалых хвостов золото-извлека-тельных фабрик свидетельствует, что металл доизвлека-ется только на 10-60 %. [2-14].
Исследованию подвергались три пробы хвостов с разным содержанием золота (2,4 г/т; 2,8 г/т; 1,4 г/т) и шихтованная проба, в состав которой в равных количествах вошли все три (2,3 г/т).
Ситовой анализ проб хвостов осуществляли на стандартном наборе сит. Рассев всех классов производили мокрым способом. Результаты ситового анализа приведены в табл. 1.
Как видно из таблицы, во всех пробах выход класса +0,2мм значительный, и составляет от ~37 до ~57 %. Содержание класса -0,074 мм в пробах изменяется от 28,4 до 40,7 %. Если учесть, что при переработке руд, технология предусматривала тонину помола до 65-70 % класса -0,074 мм,
следует предположить, что в процессе хранения частички «сцементирова-лись».
Изучение распределения металла по классам крупности (см. табл.2 ) показало, что наиболее богаты по золоту классы менее 0,074 мм. По другим продуктам металл распределяется пропорционально выходам.
Фазовый анализ выявил, что золото в пробе представлено на 14,5 % самородной (амальга-мируемой) фазой, с сульфидами ассоциировано 76,8 % металла, а с силикатами 8,7 %.
Химический анализ свидетельствует (см. табл. 3), что основными петрогенными компонентами в пробе являются SiO2, Fe2O3, FeO, CaO их содержится 35,2 %, 24,2 %, 13,07 % и 8,51 % соответственно. Содержание серебра в пробе-1,5г/т, мышьяка-0,01 %,сурьма и ртуть не обнаружены.
Спектральным анализом было определено но, что свинец, цинк, кобальт, никель содержатся в незначительном количестве (0,001 %-0,04 %).
Минералогический анализ пробы выявил, что из нерудных минералов преобладает кварц, представленный зернами угловатой, неправильной формы, часто пропитанный гидроокислами железа, из-за чего приобретает рыжеватый цвет. Сульфиды представлены пиритом, пирротином, халькопиритом, арсенопиритом, сфалеритом, галенитом. Минералогический состав и размер зерен приведены в табл. 4
Известно, что лежалые хвосты -более сложное в технологическом отношении сырье,
Таблица 1
РЕЗУЛЬТАТЫ СИТОВОГО АНАЛИЗА ПРОБ ХВОСТОВ
Классы крупности, мм Проба 1 Выход, % Проба 2 Выход, %
+0,2 41,77 57,35
-0,2+0,16 9,79 8,53
-0,16+0,074 7,73 5,69
-0,074+0,05 26,28 21,8
-0,05+0 14,43 6,63
Итого 100,00 100,00
П
Вь:
3
2
2
Таблица 3
ХИМИЧЕСКИЙ СОСТАВ ПРОБЫ
Компо- Содержание, % Компо- Содержание, %
ненты ненты
Au, г/т 2,3 SiO2 35,2
Ag, г/т 1,5 TiO2 0,27
Cu 0,15 A12O3 5,85
As 0,01 Fe2O3 24,2
Na2O 1,44 FeO 13,07
K2O 0,69 MnO 0,075
CO2 8,91 CaO 8,51
Ппп 17,84 MgO 4,79
Sb не обнаружено P2O5 0,15
РАСПРЕДЕЛЕНИЕ ЗОЛОТА ПО КЛАССАМ КРУПНОСТИ В ШИХТОВАННОЙ ПРОБЕ
Классы крупности, мм Выход, % Содержание, % Извлечение, %
+0,2 46,57 1,7 34,63
-0,2+0,16 14,85 1,9 12,32
-0,16+0,074 6,78 1,9 5,62
-0,074+0,05 22,53 2,6 25,58
-0,05+0 9,27 5,4 21,85
Итого 100,00 2,29 100,00
чем исходные руды из-за значительных изменений фазового состава поверхностных слоев минеральных зерен. В отвалах, в основном, концен-Таблица 6
трируются самые упорные формы золота. Соглас-но[10], извлечение золота из отвалов цианированием не превышает 30-40 %, перефлотацией-20-60 %, гравитацией- 10-20 %.
Учитывая результаты изучения вещественного состава хвостов, который определяет выбор технологической схемы, нами исследовались, в первую очередь, гравитационный и флотационный методы обогащения. Процессы бромидного и цианистого выщелачивания изучались только применительно к концентратам. Первые опыты реализовывали на
ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЕ ПОКАЗАТЕЛИ ОБОГАЩЕНИЯ НА КОНЦЕНТРАТОРЕ ЦКИ-0,1
Продукты Выход, % Содержание золота, г/т. Извлечение, %
Концентрат 7,3 5,6 15,7
Хвосты 92,7 2,36 84,3
Исходная проба 1 ставВДРОБы хе 2,6 100,0
Концентрат 2,16 С. 27,0
Хвосты 97,84 1,86
Исходная проба 1 (измельченная) 100,0 2,4 4,ööö0,2
Концентрат 5,8 1 0,1 020§9-0,6
Хвосты 94,2 2,35 79ЙХ5
Исходная проба 2 100,С 2,8 000,00 1
Концентрат 4,7 23,0 ,1 -0, -О 00* ,3 0
Хвосты 95,3 1,8 06154-02
Исходная проба 2 (измельченная) 100,С 2,8 050,-0-2
0.05--0.3
Концентрат 3,4 7,3 01257-0.4
Хвосты 96,6 100,С т 4,6 1,2 0^0 30
Исходная проба 3 Концентрат 1,4 „ , „100,0 , „
1 1 9,25 0,1Ä0,08;40,1X0,06
Хвосты еза 95,4 1,02 Тысячные доли
Исходная проба 3 (измельченная) 100,0 1,4 100,0
L 0.01v0.25: 0,1х0,3
Концентрат 4,9 7,9 0 15vll 69 15х0 2
Хвосты 95,1 2,01 ’ 83,1 ’ ’
Исходная проба 4 Концентрат 100,0 2,3 0,05X0-, 060? 0 ,05X0,0’
5.5 14,0 0,02x0^3; 4 ,02x0,15
Хростытсфалерит 94 5 0,^2 62 1 0,07x061260,05x0,15
17 Галенит
18 19
Блеклые руды
Золото
0,006 Единичные зерна Единичные зерна
0,009--0,05
0,01--0,03
0,001—0,005
шламовом концентрационном столе. Шихтованную пробу предварительно измельчали до крупности -0,2 мм. Подбор параметров осуществляли визуально, по характеру веера на столе.
В качестве критерия оценки эффективности процесса приняты как содержание, так и извлечение ценного компонента в продукты разделения. Выход, содержание и извлечение золота в концентрате соответственно составили 20,6 %; 5,7г/т; 51,2 %. Т.е. концентрационный стол не обеспечивает требуемой степени концентрации и извлечения металла в тяжелую фракцию.
Учитывая, что значительная часть металла (~47 %) сосредоточена в классе -0,074 мм ( см. табл.2), с целью извлечения золота были испытаны центробежные аппараты: концентратор Нельсона и его отечественный аналог- концентратор производственного объединения «Итомак» -ЦКИ-0,1. Концентратор Нельсона - компактный обогатительный аппарат для извлечения золота. Согласно [16-17], на этом аппарате достигается извлечение до 96 %. Он особенно эффективен для очень тонких частиц. Для концентраторов Нельсона характерны: прочность, относительно низкая стоимость и легкость в эксплуатации. Они выпускаются шести типоразмеров для лабораторных и промышленных условий и нашли промышленное использование более чем в шестидесяти странах мира. Концентратор Нельсона представляет собой центробежный аппарат, работающий на большой скорости и развивающий ускорение силы тяжести в 60 G. Нами были испытаны все четыре пробы в исходной крупности, кроме того, четвертая проба перед обогащением подвергалась измельчению до 65 % класса - 0,074мм.
Опыты проводили на трех-
Таблица 5 Таблица7
Технологические показатели обогащВЛИЯНИЕ НОВЫХ ФЛОТАЦИОННЫХ РЕАГЕНТОВ на концентраторе Нельсона НА ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЕ ПОКАЗАТЕЛИ
Продукты ^ывлъчети Содержа- тие,г/т Извлечение, % Реагент
Концентрат 6,816,1 5 7 18,6 55,0 Бутиловый ксантогенат
Хвосты 93,2?8,? 101>00 0 17,08 6 82,92/8 10(55,6 5,%0,0 33 7 1 ,11 45,0
Исх. хвосты 2,3 100,0
Концентрат 9,39 69,72 ОКТСА
Хвосты 0,84 30,28
Исх. хвосты 2,3 100
Концентрат 33,8 75,15 ГФУ до отгонка МЕК
Хвосты 94,884*6 10С5Г7 12,10 0,0 31 9 0,6 24,85
Исх. хвосты 2,3 100
Концентрат 13,94 74,75 ОКТСМ после отдув-ки легких
Хвосты 87,67;’;: 10(47’8 14,1г)0,0 0,66 25,25
Исх. хвосты 2,3 100
Концентрат 10,33 63,78 Кубовый остаток с ГФУ
Хвосты 85,?^ юс/м 13,76г0 0,96 35,82
Исх. хвосты 2,3 100
Концентрат 11,64 69,63 Кубовый остаток с производства присадок 2
Хвосты 86,24 0,81 30,37
Исх. хвосты 100 2,3 100
Концентрат 7,71 17,86 59,87 Легкая фракция с присадок 2
от то і /1 П 1
Продукты Выход %
Концентрат 1 1,91
Концентрат 2 1,57
Хвосты 96,52
Исхтдная пртба 1 100,00
Концентрат 1 2,76
Концентрат 2 2,35
Хвосты 94,89
Исхтдная пртба 2 100,00
Концентрат 1 1,65
Концентрат 2 1,67
Хвосты 96,68
Исхтдная пртба 3 100
Концентрат 1 2,71
Концентрат 2 1,79
Хвосты 95,5
Исхтдная пртба 4 100
Концентрат 1 4,2
Концентрат 2 2,11
Хвосты 93,69
дюймовом аппарате, по схеме, включающей две операции: основную и контрольную. Производительность по твердому соответствовала ~40 % паспортной производительности концентратора. Расход разрыхляющей воды поддерживали во всех опытах постоянным - 6 л/мин Результаты представлены в табл. 5. Как видно из таблицы, концентратором в тяжёлую фракцию, содержащую 20-30 г/т золота можно извлечь в одну операцию из исходного питания 16-34 % металла. Контрольная операция позволяет до-извлечь 6-20 % металла. Хуже показатели из пробы 1: потери с легкой фракцией составляют ~78 %. Объяснить это можно тем, что именно в этой пробе содержится больше всего мелких классов, а расход разрыхляющей воды для всех проб был одинаков ~6 л/мин, вероятно, тонкие классы были вымыты. Степени концентрации для различных проб хвостов изменились от 8 до 20. Наибольшая степень концентрации была достигнута при обогащении пробы 3 (~20). Лучше обогащаются хвосты пробы 4, измельченные до 65 % класса -0,074 мм. Объединенная тяжёлая фракция содержит ~21 г/т золота, выход её от исходной составляет 6,3 %.
Концентратор производственного объединения «Итомак» (ЦКИ-0,1) имеет технические характеристики, близкие к трёхдюймовому аппарату
Нельсона, но цена его значительно ниже. Это относится и к аппаратам больших типоразмеров. В связи с этим, представилось интересным определить технологические показатели обогащения на отечественном аналоге. Опыты проводили по схеме, которая включала одну основную операцию, все пробы были пропущены как в исходной крупности ,так и измельченными до 60 % кл.-0,074 мм. Расход разрыхляющей воды был 5-8 л/мин, производительность по твёрдому ~30 кг/ч, что соответствует ~33 % паспортной. Результаты представлены в табл. 6.
Как видно из таблицы, из измельченных проб металл извлекается полнее. Так из шихтованной пробы извлечение составило ~17 %, после измельчения этот показатель составил ~33 %. Оценивая показатели обогащения двух центробежных аппаратов, следует
отметить, что концентратор Нельсона, в сравнении с концентратором ЦКИ-0,1, обеспечивает более высокие степени концентрации и извлечение металла. Необходимо также отметить то, что кафедра ОПИ КГАЦМиЗ работает с концентраторами Нельсона модификации 3-х и 7,5 дюймов с 1994
года на различных золотосодержащих продуктах, в том числе, и с хвостами Артемовской ЗИФ [18,19]. Полученные данные - это показатели, достигнутые при оптимальных параметрах. Работа на сепараторе ЦКИ-0,1 - это первый опыт, и полученные технологические показатели следует рассматривать как минимальные.
Для флотации золота из руд и лежалых хвостов используют обширный набор реагентов [15].Так для гидро-фобизации поверхности минералов рекомендуют использовать: короткоцепочные ксантогенаты (С2-С5), диал-килдитиофосфаты, амины, меркапто-бензотиазол и его производные индивидуально и в различных сочетаниях. В отечественной практике флотации золотосодержащего сырья наибольшее распространение получил бутиловый ксантогенат [5].
Согласно [2] флотационный метод обогащения при переработке лежалых хвостов позволяет получать наиболее высокие технологические показатели обогащения.
Нами данный метод обогащения исследовался как на хвостах гравитационного цикла, так и на исходном питании. При флотации хвостов кон-
Таблица 8
РЕЗУЛЬТАТЫ ИССЛЕДОВАНИЙ АГЛОМЕРАЦИОННОЙ ФЛОКУЛЯЦИЕЙ
Наиметоватие продуктов Выход, % Содержание, г/т Извлечение, %
Концентрат 17.58 9.8 74.9
Хвосты 82.42 0.7 25.1
Исходная (4-я пробы) 100.00 2.3 100.0
Концентрат 25.72 7.8 87.1
Хвосты 74.28 0,4 12.9
Исходная (4-я проба) 100.00 2.3 100.0
Концентрат 18.85 10.5 85.9
Хвосты 81.15 0.4 14.1
Исходная (4-я проба) 100.00 2.3 100.0
Концентрат 4.75 4.8 9.9
Хвосты 95.25 1.4 90.1
Исходная (4-я проба) 100.00 2.3 100.0
Концентрат 12.4 15,9 84,9
Хвосты 87,6 0,4 15,1
Условия опытов
Измельчение до 60% кл. -74 мкм; углемасляные гранулы; ксантогенат бутиловый
Измельчение до 60% кл. -74 мкм; масло трансформатор-ное; ксантогенат бутиловый
Измельчение до 70% кл. -74 мкм; масло трансформатор-ное; ксантогенат бутиловый
Измельчение до 98% кл. -74 мкм; ПАА; углемасляные гранулы
Измельчение до 98% кл. -74 мкм; ПАА; углемасляные гранулы; ксантогенат бутиловый, четырёхкратный возврат гранул.
Исходная
100.00
2,32
100,0
центрационного стола шихтованной пробы использовали следующие реагенты и режимы: ксантогенат бутиловый - 100 г/т.;Т-80 - 100 г/т., содержание твердого в пульпе-~46 % время основной флотации 25 мин., контрольной 10 мин., сода кальцинированная-0, 100г/т., тонина помола-65 % кл.-0,074 мм
Было определено, концентрат основной флотации из хвостов гравитационного цикла извлекается ~54-56 % металла с содержанием золота ~7г/т. Контрольные операции позволяют снизить потери металла с хвостами флотации на ~5-7 %. Подача соды существенно не влияет на процесс, флотация при естественном значении рН идет с более высокими показателями.
Результаты флотации исходных хвостов (шихта, проба 4), с использованием в качестве собирателя одного бутилового ксантогената и новых реагентов, синтезированых в институте органической химии Уфимского научного центра РАН, показаны в табл. 7. Новые реагенты относятся к классу кетосульфидов, обладают благоприятными токсикологическими свойствами, не дефицитны. Флотацию проводили во флотомашинах механического типа. Постоянные условия опытов были следующие: крупность исходного материала 65 % класса -
0,074 мм.; расход вспенивателя Т— 80- 100 г/т; расход собирателя 150 г/т; время флотации 25 мин.
Как видно из таблицы, применение новых реагентов позволяет значительно повысить технологические показатели обогащения. Наиболее перспективны два реагента: ГФУ (до отгонки МЕК) и ОКТСМ (после отгонки легких). Использование их при флотации обеспечивает прирост извлечения золота в сравнении с базовым реагентным режимом (ксантоге-нат бутиловый) на ~20 % при относительно высоком содержании металла в концентратах.
В целом следует отметить, что флотационный процесс дает выше технологические показатели чем гравитационный. Кроме того, исследовалась возможность использования процесса агломерационной флокуляции.
В основе масляной агломерации углеродистых частиц лежит природная гидрофобность, обусловливающая их преимущественное смачивание органическим маслом по отношению к породным частицам в водной среде. Происхо-
(4 я проба)
дящая при этом замена поверхности раздела фаз уголь-вода на поверхность уголь-
масло приводит к уменьшению общей поверхности системы, т.е. устойчивому энергетически выгодному состоянию. Для смачивания гидрофобных частиц маслом, водоуглемаслянная суспензия подвергается перемешиванию с определенной интенсивностью. В результате соударения угольных частиц между ними образуются масляные «мосты», которые благодаря капиллярному вакууму и силам, действующим на поверхности раздела фаз, удерживают твердые частицы вместе и способствуют возникновению прочных агрегатов (агломератов) [21].
Способ агломерации золота углем заключается в селективном извлечении олеофильных зерен золота поверхностью угольных масляных агломератов. При создании оптимальных условий можно достичь очень высокого его извлечения Процесс агломерации золота предназначен для переработки упорных золотых, бедных руд и отвальных хвостов. Осно-
ван он на извлечении гидрофобных частиц золота из водной пульпы в масляную фазу. Предусмотрено смешение измельченного золотосодержащего сырья с собирателем в форме угольно-масляных агломератов
(УМА). Золото, заключенное в УМА, затем легко может быть извлечено при флотации или грохочением [21].
С целью изучения возможности использования агломерационной флокуляции для извлечения золота из хвостов нами были проведены следующие эксперименты:
• гидрофобизация золота и сульфидов (собиратель-бутило-вый ксантогенат), флокуляция с использованием УМА и пенная флотация насыщенных гранул;
• гидрофобизация золота и сульфидов, флокуляция с использованием аполярного вещества и последующая пенная флотация;
• селективная флокуляция сульфидов и золота с использованием полиакриламида (ППА), агломерационная флокуляция с аполярным веществом, пенная флотация;
• селективная флокуляция сульфидов и золота с использованием полиакриламида (ППА), гидрофобизация ксантогенатом, агломерационная флокуляция с аполярным веществом, пенная флотация.
Тонина помола составляла 65 %,75 %, и 98 % класса -0,074 мм.
При приготовлении углемаслян-ных гранул придерживались следующих пропорций: вода: уголь: трансформаторное масло= 5:1:0,4; при перемешивании пульпы с гранулами руда: (уголь + масло)= 92,5:7,5 . Гранулы приготавливались путем перемешивания водо-угле-масляной смеси в стеклянном лабораторном стакане под импеллерной мешалкой.
Перемешивание руды с ксантогенатом и гранулами осуществляли также под мешалкой, после чего всю смесь поместили в камеру флотома-шины и проводили флотацию при добавлении вспенивателя.
Постоянными условиями опытов являлись:
• содержание твердого в пульпе 40
%;
• расходы: ксантогенат бутиловый-150г/т, вспениватель Т-80 - 100г/т;
• время перемешивания пульпы с гранулами (маслом) 60 минут;
• время флотации-25 минут.
Результаты экспериментов показаны в табл. 8
Как видно из таблицы, с использованием УМА флокуляцией возможно извлечь 74,9 % металла в концентрат, содержащий 9,8 г/т золота. Когда используется для агломерации одно трансформаторное масло, эти технологические показатели составляют 87,1 % и 7,8 г/т соответственно. Изменение тонины помола до 98 % класса -0,074 мм не приводит к существенному изменению показателей. Проведение процесса с полиакриламидом (ППА), без гидрофобизатора (бутилового ксантогената), не дает удовлетворительных результатов: в концентрате содержится только 4,8 г/т золота при извлечении 9,9 %.
Лучшие результаты получены при проведении флокуляции, предусматривающей четырехкратное возвращение гранул в процесс: в концентрат извлекается ~ 85 % металла с содержанием золота ~16г/т.
Сравнивая полученные результаты с флотационными, можно отметить, что технологические показатели обогащения флотационного процесса
с использованием новых реагентов выше (реагент ГФУ) или близкие (реагент ОКТСМ) к показателям флокуляции (см. табл. 8 и 7).
Проводились исследования на установке Южно-Уральского Государственного университета [22] и концентрационном столе Леонова [23]. Аппараты предназначены для извлечения частиц металлов или их соединений и по данным авторов, отличаются высокой эффективностью выделения частиц драгоценных металлов из малорентабельных песков и отвалов, имеют малое (по сравнению с аналогами) потребление электроэнергии.
Обогащение проводили в водной среде, параметры процесса устанавливали авторы аппаратов с учетом опыта переработки аналогичного сырья. Положительные результаты не получены: в концентратных продуктах несколько повысилось содержание золота, но из-за незначительного выхода, извлечение низкое, т.е. данные аппараты не следует рассматривать как перспективные для извлечения золота из хвостов Артемовской ЗИФ.
Анализируя все полученные результаты технологических исследований необходимо отметить, что лучшие технологические показатели достигнуты при флотационном методе обогащения с использованием новых флотационных реагентов. Этот технологический вариант наиболее близок к применяемому на фабрике, т.е. не требует дополнительных капитальных вложений.
Для решения вопроса о необходимости включения в технологическую схему флотационного обогащения хвостов операций доизмельчения и перечисток, были проведены контрольные опыты и выполнен анализ продуктов флотации. Опыты из пяти навесок по принципу непрерывного процесса проводили с использованием Таблица 9
нового реагентного режима, по схеме, которая включала одну основную, одну перечистную и одну контрольную операции. Возврат промпродуктов был традиционным -в голову схемы. Результаты представлены в табл. 9.
С целью изучения характера потерь металла с хвостами флотации, их рассеяли на сетке 0.05 мм и каждом классе крупности определено содержание металла. Результаты показаны в табл. 10
Как видно из таблицы, содержание металла в обоих продуктах ситового анализа практически равное, металл распределен пропорционально выходам.
Минералогический анализ флотационного концентрата показал, что нем преобладают зерна сульфидов, преимущественно пирита. Под микроскопом в аншлифах отмечаются редкие зерна пирротина, халькопирита, галенита и др. Форма зерен, в основном, неправильная, остроугольная, реже - таблитчатая. Примерно 10-15 % зерен сульфидов содержат включения кварца, карбонатов. Кварц и карбонаты отмечаются по краям, в центре зерен сульфидов, а также в виде тончайших прожилков (мощность - 0.0074 мм). Включения имеют размеры - 0.008-0.01 мм. По пириту наблюдаются пленки гидроокислов железа. Размеры зерен сульфидов варьируют от 0.007 мм до 0.14-0.2 мм в поперечнике. Встречаются зерна кварца, кальцита с мельчайшими (сотые доли мм) включениями сульфидов, очень редки зерна чистого кварца и кальцита. Т.е. доизмельчение концентрата и его вторая перечистка не приведут к значимому повышению содержания металла в пенном продукте.
Химический анализ концентрата показал, что в нем из вредных примесей содержится мышьяк-0,78 %, ртуть - на пределе обнаружения <
РЕЗУЛЬТАТЫ ОПЫТА В ЗАМКНУТОМ ЦИКЛЕ ОБОГАЩЕНИЯ ПРОМПРОДУКТА
Продукт Выход, % Содержание, г/т Извлечение, %
Концентрат 3,77 48 80,4
Хвосты 96,23 0,46 19,6
Исходная 100.0 2,25 100,0
Таблица 10
РАСПРЕДЕЛЕНИЕ МЕТАЛЛА ПО КЛАССАМ КРУПНОСТИ В ХВОСТАХ ФЛОТАЦИИ
Продукт Выход, % Содержание, г/т Извлечение, %
класс +0.05 мм 62,3 0,38 62,3
класс -0.05 мм 37.7 0,40 39,7
хвосты 100.0 0,38 100.0
Рис. 3. Рекомендуемая схема переработки хвостов
5г/т, сурьма не обнаружена, т.е. полученный концентрат удовлетворяет требованиям, предъявляемым к флотационным концентратам (ТУ-48-16-6-75) и может быть отправлен на МПЗ. Учитывая, что при этом будут значительные транспортные расходы, были выполнены поисковые исследования по возможности извлечения золота из флотационного концентрата в условиях фабрики в продукт, пригодный для аффинажного производства.
Исследовали гидрометаллургические методы и обогащение на концентраторе Нельсона .
Извлечение золота из флотокон-центрата цианированием и бромид-ными растворами проводилось на исходной крупности и доизмельченны-ми до крупности -0,05 мм.
Условия цианирования были следующие: отношение твердого к жидкому как1:3, концентрация №С^0,5 %,окислитель-Ва02-0,2
г/т, продолжительность-18часов.
Условия бромирования: отношение твердого к жидкому как 1:3,концентрация Вг2-25 г/л, КВг -60 г/т, продолжительность -12 часов. Процесс вели в бутылочном агитаторе при комнатной температуре. Анализ кеков показал, что в раствор переходит всего 10-20 % золота. Низкое извлечение золота объясняется его присутствием в сульфидных минералах в тонкодисперсном и изоморфном виде и для его вскрытия требуется исследовать возможность применения специальных способов (обжиг, бактериальное выщелачивание, кислотно-кисло-родное вскрытие).
При обогащении флотационного концентрата на центробежном сепараторе, извлечение металла в тяжелую фракцию сепаратора Нельсона составило ~40 % при степени концентрации-2,1. Т.е. гидрометаллургические методы
и обогащение на концентраторе Нельсона не могут решить проблемы получения продукта с высоким содержанием золота, пригодным для аффинажа.
При решении вопроса вскрытия необходимо учесть, что обжиг и последующее цианирование огарков в отечественной практике переработки золотосодержащего сырья не нашли промышленного применения по экологическим соображениям и ввиду дороговизны газо-очистных сооружений. Кислотно-кислородное вскрытие требует больших расходов кислот и специального аппаратурного исполнения, кроме того, этот процесс приемлем не для всех генетических разновидностей пирита. Бактериальное выщелачивание в настоящее время считается наиболее перспективным процессом, и он позволяет извлекать из сульфидных флотационных продуктов ~ 90 % металла. Иссле-
дования по разработке рациональной технологии переработки флотационных концентратов, полученных из лежалых хвостов в условиях фабрики следует продолжить.
Рекомендуемая схема обогащения хвостов Артемовской ЗИФ представлена на рис 1.
Режим флотации: доизмельчение до 65 % кл.-0,074мм., ксантогенат бутило-вый-150г/т., реагент ГФУ-150г/т.,Т-80-
100 г/т.
При использовании данного реа-гентного режима возможно из хвостов Артемовской ЗИФ извлечь 80,4 % металла во флотационный концентрат с содержанием в нем золота- 48г/т.
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. Рабочий проект экологической очистки открытым способом лежалых хвостов обогащения Артемовской ЗИФ от техногенной ртути с попутным извлечением золота. Пояснительная записка . Арте-мовск, 1997,-50с.
2. Чекушин В.С. Первичная переработка золотых руд. ГАЦ-МиЗ. Красноярск, 1997.- 112 с.
3. Леонов С.Б., Пунишко О.А., Асалханов В.А. Поведение золота в зоне окисления //Сборник тезисных докладов научно практической конференции «Технологичес-кие и экологические аспекты комплексной переработки минерального сырья». Иркутск, 1998.
4. Cabrera M.J. Silver recovery from old flotation tailings by use of carbon in pulp // Silver-Explor., Mining and Treal.: Pap.Int. Cont.,Mexiko City,21-21 Nov.,1988.-London,1988. P.233-238.
5. Suffil Keith R. Tailings ret reatment in Northern Ontario // Eng & Mining S.,1988.-189,№9. Р.58-62.
6. Osorio A. Cianuracion de relaves a bajo contenido de oro //Minerios.-1988.-12.№142. P.66-68.
7. Бочаров Б.А., Херсонская И.И., Лапшина ГА. Кучное выщелачивание золотосодержащих руд //Цветная металлургия. 1993. №8. С.11.
8. Zarate Gabriel E., Guzman Juan C. Small Mines Dev. Precions Metals: Proc.Conf.,Reno, Nev., Aug.31-Sept. 2,1987. P.C151-155.
9. Verten P., Libaude J. Le developpement de la cyaniration en tas a la mine //Mines et carrieres Supple. Techn. .-1990.-72. №2-3. P.143-146.Giant
10. Строганов Г.А., Дружинина Г.Я. Извлечение золота и серебра из хвостов обогащения методом кучного выщелачивания //Цветные металлы. 1997. №6. С. 11-14.
11. Bay tests bioleaching in several joint ventures. "North. Miner" 1988,73, №50,12.
12. Dredging 100 years of Mt.Morgan’s tailings //Int.Mining.-1990.-7.№11. P.9.
13. ERGO и DAGGA разрабатывают проект использования отвальных хвостов. Plans advance for ERGO- DAGGA recovery project-Eng & Mining J.,1994 №2 13-14 ISSN 0095-8948 US.
14. Романченко А.А., Жиряков А.С., Колычев П.И. Извлечение золота из продуктов обогащения полиметаллических руд //Горный журнал. 1998. №5. С.68-70.
15. Зеленов В.И. Методика исследования золотосодержащих руд. М., Недра, 1978.
1 6. Методика исследования золото- и серебросодержащих руд. 3-е изд., перераб., доп. - М.: Недра, 1989, - 302 с.
17. Knelson B. The Knelson concentrator metamorphosis from crude beginning to sophisticated. World Wide Acceptance. Vancouver, 1992.
18. Laplante A., Lui L., Cauchon A. Gold Gravity Recovery At The Mill Of Les Mines Camchib Inc., Chibougamau, Quebec, 1990.
19. Алгебраистова Н.К., Рюмин А.И., Сазонов АМ. Применение концентраторов Кнельсона для обогащения золотосодержащего сырья сб. Техника и технология для извлечения мелкого и самородного золота. Ир-кутск,1996г.
20. Рюмин А.И., Алгебраистова Н.К., Алексеева ЕА. Возможности и перспективы концентратора Кнельсона для переработки золотосодержащего сырья и концентратов //Известия ВУЗов.Горный журнал.-1996,№10-11.-с167-170.
21. House С., Townsend I., Veal C. Coal gold agglomeration //Int. Minig. 1988.-5, №9. P.17-19.
22. Пат.2058828 Cl 6 В 03 С 5/02 Электросепаратор веществ суспензий.
23. Пат.2103071 С1 6В 03 В 5/04 Концентрационный стол для гравитационного обогащения.
