CC BY
87
8. Technical report on the results of engineering and geodetic surveys. Project documentation. Gasification d. Novoselki, Yagodnoye village, Shchekinsky district. Tula: OOO "Giz center of Tula", 2018. 36 p.
9. environmental consequences of mine closure / N. M. Kachurin, P. V. Vasiliev, V. L. Rybak, S. M. Bogdanov. Tula : Tulsu publishing house, 2015. 321 p.
10. Moscow region coal basin [Electronic resource] // MiningWiki : Free mining encyclopedia : https://miningwiki.ru/wiki/ Podmoskovnaya (date accessed: 06.04.20).
УДК 622.75
ТЕХНОЛОГИЧЕСКАЯ ОЦЕНКА ОБОГАТИМОСТИ РУДЫ ГРАВИТАЦИОННЫМИ МЕТОДАМИ
А.Е. Сенченко, К.В. Федотов, П.К. Федотов, А.Е. Бурдонов
Данная работа посвящена исследованию на обогатимость золотосодержащих руд с целью изучения технологических свойств сырья и определения оптимальных параметров процесса обогащения. При измельчении до крупности 95 % -0,071 мм около половины золота (49,31 %) присутствует в свободной форме. Для переработки данной руды целесообразно использовать методы гравитационного обогащения и, в частности, следующие процессы: центробежную сепарацию с малым выходом концентрата (до 1,5 %); центробежную сепарацию с увеличенным выходом концентрата (более 1,5 %). Принципиально возможность применения центробежных методов для извлечения свободного золота из руды месторождения устанавливалась по результатам специального международного GRG (Gravity Recoverable Gold) теста. Конечная крупность измельчения и целесообразность обогащения руды промежуточной крупности определялись по результатам стадиального теста обогащения на центробежном концентраторе (методика ТОМС). В работе также представлены исследования по проведению тестов по извлечению свободного золота в цикле измельчения на промежуточной крупности руды, моделированию обогащения на KC-CVD (концентратор Нельсона с непрерывной варьируемой разгрузкой), гравитационной доводке концентрата KC-CVD (Концентраторы Нельсона с ручной разгрузкой). Установлено, что для переработки руды целесообразно применение двухстадиальной схемы. Первая стадия -в цикле измельчения при крупности руды 60...70 % и вторая стадия - при конечной крупности слива классификации 90 % -0,071 мм. Центробежная сепарация в цикле измельчения на промежуточной крупности 60 % -0,071 мм работает эффективно. Получен концентрат с содержанием золота 538,19 г/т при выходе 0,37 % и извлечении 46,63%. Моделирование обогащения измельченных до 90 % - 0,071 мм хвостов первой стадии на концентраторе KC-CVD и доводки концентрата позволило получить извлечение золота в суммарный гравитационный концентрат (KC-MD + KC-CVD) 71,07 % при содержании 47,33 г/т и выходе 6,39 %. При этом содержание золота в хвостах составило 1,31 г/т.
Ключевые слова: золото, руда, гравитация, центробежная сепарация, концентрационный стол, концентрат, хвосты, извлечение, вещественный состав, технологические исследования.
Как известно, все золоторудные месторождения подразделяются на окисленные и сульфидные, для которых сформировались самостоятельные технологические процессы переработки. На основании работ авторов [1-5] можно утверждать, что, как правило, окисленные глинистые руды перерабатываются выщелачиванием ценного компонента в водные растворы с последующим его выделением. Окисленные кварцевые и сульфидные руды обогащаются, используя гравитационные или флотационные методы [6-9].
Не вызывает сомнений и тот факт, что постоянный рост потребностей различных отраслей промышленности требует увеличения, эффективной добычи и переработки полезных ископаемых. Поэтому вовлечение в переработку новых месторождений является актуальным направлением.
В то же время к разработке технологии обогащения руд, проектированию и эксплуатации предприятий предъявляют жесткие экологические требования [10]. В процессе флотационного и гидрометаллургического передела полезных ископаемых используют различные химические соединения, которые впоследствии могут оказать негативное воздействие на объекты окружающей среды. В связи с этим наиболее предпочтительным является использование гравитационных технологий извлечения благородных металлов с применением современного гравитационного оборудования [11-12], способных обеспечить высокие степени концентрации ценных компонентов, безопасность ведения процесса и благоприятное состояние окружающей среды [13].
Целью работы является исследование обогатимости золотосодержащей руды одного из месторождений с использование гравитационных методов.
Исследовательская часть
Вещественный и минеральный составы руды
Объектом исследования являлась руда месторождения, которая характеризуется золото-кварцевым типом руды.
На анализируемой подготовленной руде крупностью -2+0 мм проведены исследования по изучению гранулометрического состава (табл. 1).
Установлено неравномерное распределение золота по классам крупности. Содержание его в классах крупности колеблется от 2,2 (-0,045+0 мм) до 7,2 г/т (-0,2+0,1 мм). Такой характер распределения является признаком наличия в дробленой руде частиц золота крупных и средних размеров в свободной форме и в богатых сростках [14-15].
Рудная минерализация месторождения, по данным минераграфиче-ского анализа, представлена гидроокислами железа 4...6 %, халькопиритом ~2 %, арсенопиритом -1...2 %, блеклой рудой -1...2 %, сфалеритом -1...2 % и редкими знаками пирита. Из вторичных минералов отмечен ко-веллин.
Таблица 1
Гранулометрическая характеристика дробленой руды (-2 мм) с распределением золота, серебра, железа и серы по классам крупности
Продукт Вы- Е у"-", Содер- Распре- Содер- Рас- Со- Рас- Со- Рас-
ход, % дер- деление жание преде- держа- преде- держа- преде-
% жание Аи, % Ag, г/т ление ние ление ние S, ление
Аи, г/т Ag, % Ее, % Ее, % % Б, %
-1+0,5 20,08 64,02 4,20 19,09 2,00 20,08 3,57 18.43 2,09 17,50
-2+1 35,98 100,00 4,80 39,08 2,00 35,98 3,43 31.73 2,18 32,70
-0,5+0,315 9,21 43,93 3,00 6,25 2,00 9,21 3,36 7.95 1,81 6,95
-0,315+0,2 7,01 34,73 5,80 9,20 2,00 7,01 3,99 7.19 2,36 6,89
-0,2+0,1 7,43 27,72 7,20 12,10 2,00 7,43 5,32 10.16 3,62 11,21
-0,1+0,071 3,03 20,29 4,80 3,29 2,00 3,03 7,55 5.89 6,14 7,76
-0,071+0,045 3,03 17,26 5,70 3,91 2,00 3,03 6,85 5.34 4,76 6,02
-0,045+0 14,23 14,23 2,20 7,08 2,00 14,23 3,64 13.31 1,85 10,97
Итого 100,00 - 4,42 100,00 2,00 100,00 3,89 100.00 2,40 100,00
На материале крупностью 2 мм проведен полный полуколичественный минералогический анализ (табл. 2).
Таблица 2
Результаты полного полуколичественного минералогического анализа исходной руды пробы №1 крупностью -2 +0 мм
Группа минералов Минералы, агрегаты Содержание, %
Благородные Золото 7 знаков ~0,2...0,3мг
Сульфиды Пирит 2,6
Арсенопирит 0,7
Халькопирит рзн
Сфалерит зн
Блеклая руда рзн
Нерудные Кварц 38,9
Кварцево-серицитовые агрегаты слабокарбонатизи-рованные 35,8
Карбонаты (Ее кальцит, анкерит) 0,6
Хлорит зн
Вторичные Лимонит <0,1
Шламы Слюдисто-кварцевая масса 21,3
Основными породообразующими минералами исходной руды являются: кварц (38,9 %), кварцево-серицитовые агрегаты - 35,8 %; карбонаты ^е кальцит, анкерит) - 0,6 %; хлорит - знаки. Шламы представлены слюдисто-кварцевой массой - 21,3 %. Рудные минералы (сульфиды) присутствуют в следующих количествах: пирит - 2,6 %; арсенопирит - 0,7 %, сфалерит - знаки, халькопирит и блеклая руда - редкие знаки. Вторичные минералы представлены лимонитом(<0,1 %). По содержанию сульфидов
руда месторождения относится к умеренно-сульфидной, по степени окисления - к сульфидной.
Для установления золота, связанного с рудными минералами (сульфидами), были отобраны мономинеральные фракции пирита и арсенопи-рита, по которым проведены спектральные анализы на 45 элементов (в %) и на золото (в г/т). По результатам анализа установлено: повышенные содержания в монофракциях кремния, алюминия, натрия, титана, что связано, по-видимому, со сростками с нерудной массой; цинка и мышьяка в пирите - с микровключениями, возможно, сфалерита и арсенопирита, сурьмы в арсенопирите - с микровключениями блеклой руды. Содержание тонкодисперсного (связанного) золота составило: в пирите 5г/т; в арсенопирите 30г/т.
Для уточнения минерального состава руды был выполнен рентгено-структурный анализ (табл. 3). Всего определено присутствие 7 минералов. Содержание прочих минералов находится ниже предела обнаружения рентгеноструктурным анализом (менее 1 %). Тем не менее, представленные данные в достаточной мере характеризуют состав руды по минералам, составляющим основную массу пробы.
Таблица 3
Результаты рентгеноструктурного анализа исходной руды
1 2
Минералы Содержание минералов, %
Кварц 70
Мусковит 20
Пирит 2
Хлорит 3
Сидерит 2
Арсенопирит 1
Калиевый полевой шпат 2
Итого: 100
Характеристика золота в руде Для выяснения форм нахождения золота, характера его взаимосвязи с рудными компонентами и оценки высвобождаемости в процессе измельчения был выполнен фазовый (рациональный) анализ пробы руды (табл. 4).
Фазовый анализ исходной руды показал, что при крупности -2 мм доля свободного золота составляет 24,15 %. С увеличением тонины помола до 60 % и далее до 95 % -0,071 мм количество свободного золота составляет 45,08 и 49,31 % соответственно. Доля цианируемого золота (свободное и в сростках) при крупности -2 мм, 60 % и 95 % -0,071 мм составляет соответственно 43,92 , 49,82 и 65,37 %.
Таблица 4
Результаты рационального анализа золота руды пробы
Форма Аи Исходная крупность-2 мм 60 % -0,071 мм 95 % -0,071 мм
Содержание Аи, г\т Распределение Аи, % Содержание Аи, г\т Распределение Аи, % Содержание Аи, г\т Распределение Аи, %
Золото свободное с чистой поверхностью 1,10 24,15 1,90 45,08 2,15 49,31
Золото в сростках (цианируемое) 0,90 19,76 0,20 4,74 0,50 11,47
Всего цианируемое (свободное и в сростках) 2,00 43,92 2,10 49,82 60,78 60,78
Золото в пленках 0,57 12,52 0,36 8,42 0,14 3,21
Золото в сульфидах 1,20 26,44 1,05 24,91 0,88 20,18
Золото в нерастворимых в царской водке минерала и кварце 0,78 17,13 0,71 16,84 0,69 15,83
Всего 4,55 100,00 4,22 100,00 4,36 100,00
Установлено, что данная руда будет являться упорным сырьем для обогащения гидрометаллургическими методами вследствие нахождения значительной доли золота в сульфидах и «кварцевой рубашке» даже при крупности измельчения 95 % - 0,071 мм. Наличие значительной доли золота в свободной форме (24,15...49,31 %) и в сульфидах (26,44...20,18 %) указывает на целесообразность применения комбинированной схемы обогащения. Возможные варианты схем: гравитация - гравитация (СУО) или гравитация - флотация. Вероятно, для повышения эффективности гидрометаллургических методов извлечения золота, в т.ч. из продуктов обогащения, потребуется применение специальных процессов (ультратонкий помол, окисление и т.п.).
По данным пробирного анализа установлено среднее содержание золота - 3,07 г/т. По данным технологических исследований среднее содержание золота составило 4,26 г/т. Данные результаты подтверждают факт присутствия в руде крупного золота, которое неравномерно распределяется по продуктам опробования. Среднее значение не совпадает с результатами, полученными при выполнении гранулометрического и фазового анализов.
Химический состав проб руды Результаты оптико-эмиссионного анализа руды (анализы 1СР90, 1СР40) показали присутствие в исходной руде значительного количества мышьяка (0,75 %), который в составе минерала арсенопирита перейдет в продукты обогащения и будет повышать их упорность для гидрометаллургической переработки. Содержание другого вредного элемента - сурьмы,
не превышает 0,005 %, и она не оказывает отрицательного влияния на процессы переработки руды. Содержание тяжелых цветных металлов (Си, РЬ, 7п) составляет тысячные доли процента, и они не будут иметь промышленного значения для извлечения. Единственным ценным компонентом руды является золото.
Технологические исследования Оценка возможности применения центробежных методов (GRG тест) Методика выполнения GRG-теста предусматривает трехстадиаль-ное обогащение руды [16 - 18]. Крупность питания составляет: на первой стадии -2 мм, на второй - ориентировочно 80 % -250 мкм и на третьей -80 % -75 мкм. Гранулометрический состав питания на каждой стадии показан на рис. 1. Результаты гравитационного теста представлены в табл. 5.
Общий объем золота, извлекаемого гравитацией, после 3-х стадий обогащения составил 53,92 % при выходе концентрата 1,52 %. В том числе: на первой стадии извлечение гравитацией составило 14,32 %, на второй и третьей стадиях соответственно 34,41 % и 5,19 %. Расчетное содержание золота в исходной руде для теста GRG составило 4,17 г/т.
100 90 80 70 60 50 40 30 20 10 0
о
X
т
X
а
(О >
О
Стадия 1 Стадия 2 Стадия 3
10
100
1000
10000
Класс крупности(микрон)
Рис. 1. Гранулометрический состав питания по стадиям теста СЯС
Результаты ОЯО-теста показали, что руда месторождения эффективно обогащается центробежными методами. Уровень извлечения золота гравитацией при стадиальном измельчении руды (табл. 5) высокий -53,92 %. Для более полного извлечения золота может быть рекомендовано
использование центробежных концентраторов в комбинированных схемах (гравитация - флотация и т.п.).
Таблица 5
Результаты теста GRG (извлечение золота по стадиям)
Крупность измельчения Продукт Масса/выход Сод-е Извлечение
(г) (%) Аи (г/т) (%)
Р80 = 1287 мкм Концентрат, стадия1 113,0 0,54 110,00 14,32
Р80 = 261 мкм Концентрат, стадия 2 109,0 0,52 274,00 34,41
Р80 = 65 мкм Концентрат, стадия 3 95,0 0,46 47,40 5,19
Отвальные хвосты 20513,0 98,48 1,95 46,08
Исходное питание 20830 100,00 4,17 100,00
Суммарный концентрат 317,0 1,52 147,63 53,92
Стадиальное центробежное обогащение руды
Целью опыта являлось определение оптимальной (конечной) крупности измельчения руды и количества стадий гравитационного обогащения. Определение оптимальной крупности измельчения выполнялось по результатам стадиального гравитационного обогащения руды. Опыт проводился на центробежном концентраторе с последовательным снижением крупности руды на каждой стадии. Исследовался диапазон крупности от 17,26 % -0,071мм (-2 мм) до 94,67 % -0,071 мм. На каждой стадии выполнялись по 4 операции обогащения (на первой стадии 1 операция). На основе результатов теста построен график зависимости извлечения золота от крупности руды (рис. 2).
На исходной крупности руды -2 мм (17,26 % -0,071 мм) извлечение золота составило 14,05 %. При измельчении до 45,5 % -0,071 мм извлечение возросло на 53,07 % и суммарно составило 67,12 %. При измельчении до 61,94 % -0,071 мм суммарное извлечение золота равнялось 79,26 %. Дальнейшее снижение крупности руды до 91,87 % и 94,67 % позволило дополнительно извлечь соответственно 1,96 и 1,10 % золота.
Общее извлечение золота в суммарный концентрат равно 85,15 % при содержании 26,62 г/т и выходе 13,55 %. В этих условиях содержание золота в хвостах составило 0,73 г/т. Содержание золота в исходной руде равнялось 4,24 г/т.
Высокое извлечение золота (77.82) % на промежуточной крупности (60.70) % -0,071 мм указывает на целесообразность применения гравитационного обогащения руды в цикле измельчения. Оптимальная (конечная) крупность измельчения руды для гравитационного обогащения соответствует точке максимума кривой эффективности обогащения, рассчитываемой по критерию Хенкока, и находится в интервале (90.92) % -0,071 мм.
4 Н
О
о
X
са
5
£
о в
в
ф
3 <
о
5 X
о т о с
са и
90,0 80,0 70,0 60,0 50,0 40,0 30,0 20,0 10,0 0,0
Сумм. Извлечение
Эффективность
84 .0585,
79, 26 82,09 _
6 * >7,12
/ *
/г //
А V
№
14,05
15
0 10 20 30 40 50 60 70 80 90
Крупность руды (содержание класса -0,071 мм), %
100
Рис. 2. Зависимость эффективности извлечения золота от крупности измельчения руды
В целом для переработки руды месторождения целесообразно применение двухстадиальной схемы обогащения. Первая стадия в цикле измельчения при промежуточной крупности руды (60...70) % -0,071 мм, вторая стадия на сливе узла классификации с конечной крупностью руды 90 % -0,071 мм (для гравитационного обогащения). В полном объеме результаты стадиального теста приведены на рис.3.
Тествключает пять стадий измельчения руды и большое количество последовательных операций гравитационного обогащения на концентраторах с периодической разгрузкой. Такая схема не может быть реализована в условиях реального производства. Основная цель теста - определение оптимальной (конечной) крупности измельчения руды и количества стадий гравитационного обогащения. Поэтому требуется выполнение дополнительных исследований по схемам, моделирующим промышленные условия.
Моделирование извлечения золота в цикле измельчения (первая стадия обогащения)
По данным теста ОЯОруда месторождения эффективно обогащается центробежными методами. Поэтому для извлечения свободного золота в цикле измельчения целесообразно применение центробежных концентраторов с периодической разгрузкой. Особенностью и преимуществом этих аппаратов является малый выход концентрата, который составляет десятые и сотые доли процента [19].
Рис. 3. Схема и результаты стадиального обогащения руды в центробежном концентраторе с периодической разгрузкой
концентрата КС-МБЗ
Целью настоящего теста являлась оценка возможности извлечения свободного золота на промежуточной крупности руды (~60 % -0,071 мм) гравитационными методами при малом выходе концентрата (сотые доли процента). Эти условия близко соответствуют работе центробежного сепаратора Кпе^оп с периодической разгрузкой концентрата в промышленных условиях в цикле измельчения (рис. 4).
В процессе теста выполнялось однократное обогащение на центробежном концентраторе (КС-МО) навески исходной руды крупностью 60 % -0,071 мм (рис. 5). Для оценки возможности выделения свободного золота в «золотую головку» выполнена металлургическая доводка концентрата. Результаты теста приведены в табл.5.
Таблица 5
Результаты обогащения руды центробежной сепарацией
Продукт Выход, % Содержание Аи, г/т Извлечение Аи, %
Моделирование обогащения центробежной сепарацией ( в цикле измельчения руды крупностью до 60 % -0,07 КС МО3) 1 мм
Концентрат КС МО3, в т.ч. 0,37 538,19 46,63
«Золотая головка» - доводка 35,89*
Пром. продукт 0,37 124,0 10,74
Хвосты КС МО3 99,63 2,28 53,37
Исходная руда 100,00 4,26 100,00
*- Расчёт извлечения золота в богатый концентрат «Золотая головка» выполнен по результатам металлургической доводки концентрата
КС-ЫВ3.
Установлено, что центробежная сепарация в цикле измельчения на промежуточной крупности 60 % -0,071 мм работает эффективно. Получен концентрат с содержанием золота 538,19 г/т при выходе 0,37 % и извлечении 46,63 %. Поэтому данный процесс может быть рекомендован к использованию в промышленной технологической схеме.
Ориентировочный уровень извлечения золота в богатый концентрат «Золотая головка», по результатам металлургической доводки концентрата КС-МБ, составил 35,89 % от исходной руды.
Рис. 4. Схема и результаты обогащения исходной руды промежуточной крупности с малым выходом концентрата
Моделирование второй стадии обогащения на КС-СУБ с доводкой концентрата
В ходе предварительных тестов было установлено, что руда месторождения эффективно обогащается центробежной сепарацией с малым выходом концентрата. Но при этом извлечение золота недостаточно полное. Одним из возможных направлений повышения извлечения золота гравитационными методами, в том числе связанного с минералами пустой породы и сульфидами, заключается в применении на второй стадии обогащения центробежного концентратора KC-CVD с непрерывной разгрузкой концентрата.
Цель данного тестирования - предварительная оценка применимости концентратора КС-CVD для извлечения золота из хвостов первой стадии обогащения и определение влияния выхода конечного гравитационного концентрата на показатели обогащения. Предварительная оценка выполнялась путём моделирования процесса с использованием следующего оборудования: концентрационный стол (СКО); центробежный концентратор с периодической разгрузкой концентрата (KC-MD).
Концентрат СКО в совокупности с концентратом KC-MD характеризует продукт доводки концентрата КС CVD при получении конечного гравитационного концентрата. Такой подход позволяет предварительно
оценить возможность применения СУБ для обогащения руды. При необходимости показатели работы СУБ уточняются на укрупненных те-стах.Тест выполнялся на хвостах первой стадии, полученных при обогащении руды на КС-МО. Обогащение выполняли в несколько последовательных этапов на центробежном концентраторе (КС-МБ3) и концентрационном столе (СКО). Концентрат КС-МБ3 и СКО каждого этапа объединяли (рис. 6). На хвостах повторяли операцию обогащения на КС МБ3 и СКО. Всего выполнено шесть этапов. В итоге получено 6 концентратов и хвосты (табл. 6).
Таблица 6
Результаты обогащения руды центробежной сепарацией (укрупненный тест наработки продуктов для гидрометаллургии)
Продукт Выход, % Содержание Аи, г/т Извлечение Аи, %
Цикл измельчения руды. Крупность питания первой стадии около 60 % -0,071 мм. Центробежная сепарация на КС МБ3.
Концентрат КС МБ №1 0,37 538,19 46,63
Промежуточные хвосты КС МБ3 99,63 2,28 53,37
Промежуточные хвосты первой стадии крупностью 90 % - 0,071 мм. Моделирование обогащения на СУБе доводкой концентрата на СКО и КС-МБ
Концентрат доводки 1 0,61 42,79 6,09
Концентрат доводки 2 1,43 27,2 9,16
Концентрат доводки 3 0,42 18,80 1,84
Концентрат доводки 4 0,45 15,20 1,60
Концентрат доводки 5 0,38 9,80 0,87
Концентрат доводки 6 2,74 7,6 4,89
Концентрат доводки 7 5,82 1,60 2,19
Концентрат доводки 8 8,70 1,44 2,94
Всего концентрат СУБ (модель) 20,53 6,14 29,59
Итого:
Суммарный гравитационный концентрат 20,90 15,51 76,20
Отвальные хвосты 79,10 1,28 23,80
Исходная руда 100 4,26 100
Значительное количество золота (50.60 %) извлекается при выходе концентрата 0,5.2 %. Далее, при увеличении выхода концентрата до 6,39 % рост кривой эффективности замедляется. На этом этапе происходит извлечение золота в сростках с породой и сульфидами.
4,7. В,г/т
е ;/.
Исходная руда ■ 2 мм
100 4,26
100
Измельчение
~60% -0.071 мм
КС - MD
0,37 538
46,63
99,63 2,28
53,37
Классификация слив пески
90% -0.071 мм '
§ I
§ ^ '
III
КС - MD
СКО
Концентрат CVD (Концентраты 1, 2, 3, 4, 5, 6,7,8
20,53 6,14
29,59
Суммарный грав. концентрат
Отвальные хвосты
20,9 15,51
76,20
79,10 1,28
23,80
Рис.5. Схема и результаты моделирования обогащения укрупненной навески исходной руды по двухстадиальной схеме
При увеличении выхода концентрата более 6,39 % эффективность обогащения начинает снижаться. На этом этапе извлечение золота происходит со значительным разубоживанием концентрата пустой породой. Точка перегиба кривой эффективности является точкой, определяющей минимально необходимый выход концентрата. В данном случае выход суммарного гравитационного концентрата должен составлять не менее 6,39 %, в т.ч. выход концентрата CVD после доводки - 6,02 %. При данном выходе 6,39 % суммарного концентрата (KC-MD и KC-CVD) содержание в нем золота составит 47,33 г/т при извлечении 71,07 %, а содержание золота
хв
хв
хв
в хвостах будет равно 1,31 г/т. Основные результаты укрупненных тестов гравитационного обогащения руды месторождения сведены в табл. 7.
Таблица 7
Сравнение вариантов схем переработки руды месторождения гравитационными методами (по основным критериям обогащения)
Наименование параметра Варианты схем
С малым выходом к-та (КС) С увеличенным выходом концентрата (КС+СУБ) С гравитационной доводкой к-та (КС+СУБ)
Содержание Аи в исходной руде, г/т 4,26
Выход суммарного концентрата, % 0,37 20,90 6,39
Извлечение золота в объединённый концентрат, % 46,63 76,20 71,07
Извлечение золота в «золотую головку», % 35,89 35,89 35,89
Содержание золота в промежуточных хвостах (на выщелачивание или флотацию), г/т 2,28 1,28 1,31
Результаты теста показали, что, несмотря на высокий выход концентрата КС СУО (максимально - 20,53 %) извлечение золота в суммарный гравитационный концентрат остается на низком уровне 76,2 %, и оно будет дополнительно снижаться при доводке концентрата. Следовательно, использование концентратора КС-СУО на второй стадии обогащения не обеспечивает полноты извлечения золота.
Заключение
На основании комплекса исследований установлено, что извлечение золота при выполнении теста GRG составило 53,92% при выходе суммарного концентрата 1,52 % и содержании 147,63 г/т. При этом содержание золота в хвостах составило 1,52г/т.
Установлено, что для переработки руды целесообразно применение двухстадиальной схемы. Первая стадия - в цикле измельчения при крупности руды 60.70 % и вторая стадия - при конечной крупности слива классификации 90 % -0,071 мм.
Центробежная сепарация в цикле измельчения, на промежуточной крупности 60 % -0,071 мм, работает эффективно. Получен концентрат с содержанием золота 538,19 г/т при выходе 0,37 % и извлечении 46,63 %. Поэтому данный процесс может быть рекомендован к использованию в промышленной технологической схеме.
Моделирование обогащения измельченных до 90 % -0,071 мм хвостов первой стадии на концентраторе KC-CVD и доводка концентрата позволила получить извлечение золота в суммарный гравитационный концентрат (KC-MD + KC-CVD) 71,07 % при содержании 47,33 г/т и выходе 6,39 %. При этом содержание золота в хвостах составило 1,31 г/т. Следовательно, использование концентратора KCCVD на второй стадии обогащения не перспективно.
Лучший результат укрупненных тестов по гравитации получен при обогащении руды по двухстадиальной схеме с применением на каждой стадии центробежных концентраторов. Относительно невысокое суммарное извлечение золота центробежными концентраторами 71..76 % при большом выходе концентрата 6.20 % указывает на то, что схема обогащения, включающая только гравитационные методы, не достаточно эффективна. Тем не менее, доля извлечения золота гравитацией высокая, и её применение на первых стадиях комбинированных схем обогащения целесообразно.
Список литературы
1. Перспективные методы обогащения труднообогатимого золотоносного сырья / В.А. Гронь [и др.] // Вестник Иркутского государственного технического университета. 2015. № 7 (102). С. 105-112.
2. Asamoah R.K., Skinner W., Addai-Mensah J. Enhancing gold recovery from refractory bio-oxidised gold concentrates through high intensity milling // Mineral Processing and Extractive Metallurgy: Transactions of the Institute of Mining and Metallurgy. 2020. 129(1). С. 64-73.
3. Au-Ag Properties and Beneficiation of Beiya Au-Fe Oxidized ore Deposit in Yunnan Province, China / Y. Jiang, X. Qiu, D. Liang, B. Li, C. Wang // Xiyou Jinshu. Chinese Journal of Rare Metals. 2019. 43(9). С. 974-986.
4. Chemical oxidation of arsenopyrite using a novel oxidant—Chlorine dioxide / Z. Dong, Y. Zhu, Y. Han, P. Gao, X. Gu, Y. Sun // Minerals Engineering. 2019.
6. Relating the minerological characteristics of mangote surface oxidized ore to gold beneficiation / D. Chen, J. Xiao, Y. Dong, J. Yang// IMPC 2018 -29th International Mineral Processing Congress. 2019. С. 41-51.
7. Gusev V.Y., Baigacheva E.V., Gogolishvili V.O. Azo Derivatives of Pyrocatechol, Resorcinol, and Salicylic Acid as Collectors for Sulfide Ore Flotation // Russian Journal of Applied Chemistry. 2019. 92(12). С. 1734-1744.
8. New compositions of agents for fine gold recovery from tailings / T.N. Matveeva, V.A. Chanturia, N.K. Gromova, L.B. Lantsova // Gornyi Zhur-nal. 2019. 2019(12). С. 48-51.
9. Bakalarz A. Chemical and Mineral Analysis of Flotation Tailings from Stratiform Copper Ore from Lubin Concentrator Plant (SW Poland) // Mineral Processing and Extractive Metallurgy Review. 2019. 40(6).С. 437-446.
10. Chanturiya V.A., Kondratiev S.A.Contemporary Understanding and Developments in the Flotation Theory of Non-Ferrous Ores // Mineral Processing and Extractive Metallurgy Review. 2019. 40(6). С. 390-401.
11. Мырзалиев Б.М., Ногаева К.А., Молмакова М.С. Определение целесообразности гравитационного обогащения руды месторождения "Джамгыр" // Вестник Иркутского государственного технического университета. 2018. Т. 22. № 10 (141). С. 153-165.
12. Применение Knelson CVD- технологии для обогащения золото-свинцовой руды / В. В.Пелих, В. М.Салов, А. Е.Бурдонов, Н. Д. Лукьянов // Обогащение руд. 2019. № 1(379). С.3-10.
13. Александрова Т.Н., Кусков В.Б. Разработка методов повышения эффективности гравитационного извлечения мелкого и тонкого золота из россыпей различного генезиса // Записки Горного института. 2014. Т. 210. С. 69-77.
14. Исследования обогатимости упорных первичных и смешанных руд золоторудного месторождения Красноярского края / П.К. Федотов, А.Е. Сенченко, К.В. Федотов, А.Е. Бурдонов // Обогащение руд. 2017. № 3 (369). С. 21-26.
15. Кожахметов О. С., Кожахметова З. Ж. Изучение распределения золота в геологических пробах месторождения Акбакай // Молодой ученый. 2018. №48. С. 88-93.
16. Выбор режимов электрогидравлического селективного дробления кварцевой руды / С.Р.Корженевский [и др.] // Физико-технические проблемы разработки полезных ископаемых. 2016. № 3. С. 70-74.
17. A novel laboratory procedure for predicting continuous centrifugal gravity concentration applications: The gravity release analysis / G.Sakuhuni, N.E.Altun, B.Klein, L.Tong // International Journal of Mineral Processing. 2016. 154. С. 66-74.
19. Onel O., Tanriverdi M. The use of falcon concentrator to determine the Gravity Recoverable Gold (GRG) content in gold ores // InzynieriaMineral-na. 2016. 17(1). С. 189-194.
20. McGrath T.D.H., Staunton W.P., Eksteen J.J. Development of a laboratory test to characterise the behaviour of free gold for use in a combined flash flotation and gravity// Minerals Engineering. 2013. С. 276-285.
21. Establishment of technological dependence of KC-CVD6 concentrator operation by means of the argument group accounting method / V.V. Pelikh, V.M. Salov, A.E. Burdonov, N.D. Lukyanov // Bulletin of the Tomsk Polytechnic University, Geo Assets Engineering. 2020. 331(2). С. 139-150.
Сенченко Аркадий Евгеньевич, ген. директор, senchenkoatomsmineral.ru, Россия, Иркутск, Институт «Технология обогащения минерального сырья»,
Федотов Константин Вадимович, д-р техн. наук, проф., зав. кафедрой, fedotova istu. edu, Россия, Иркутск, Иркутский национальный исследовательский технический университет,
Федотов Павел Константинович, д-р техн. наук, проф., fedotovpavelayandex.ru, Россия, Иркутск, Иркутский национальный исследовательский технический университет,
Бурдонов Александр Евгеньевич, канд. техн. наук, доц., slimbulainbox.ru, Россия, Иркутск, Иркутский национальный исследовательский технический университет
TECHNOLOGICAL EVAL UA TION OF ORE PROCESSIBILITY GRAVITATIONAL METHODS
A.E. Senchenko, K. V. Fedotov, P.K. Fedotov, A.E. Bourdonov
This work is devoted to the study of the concentration of gold-bearing ores in order to study the technological properties of raw materials and determine the optimal parameters of the beneficiation process. When grinding to a particle size of 95 % -0.071 mm, about half of the gold (49.31 %) is present in free form. To process this ore, it is advisable to use gravity concentration methods and, in particular, the following processes: centrifugal separation with a small yield of concentrate (up to 1.5 %); centrifugal separation with increased yield of concentrate (more than 1.5 %). Fundamentally, the possibility of using centrifugal methods to extract free goldfrom ore deposits was established according to the results of a special international GRG (Gravity Recoverable Gold) test. The final size of grinding and the feasibility of beneficiation of ore of intermediate size was determined by the results of a stage test of concentration at a centrifugal concentrator (TOMS method). The paper also presents studies on conducting tests for the extraction of free gold in the grinding cycle at intermediate ore sizes, modeling of enrichment at KC-CVD (Nelson concentrator with continuous variable discharge), gravity refinement of KC-CVD concentrate (Nelson concentrators with manual unloading). It was established that for the processing of ore it is advisable to use a two-stage scheme. The first stage - in the grinding cycle at an ore size of 60...70 % and the second stage - at a final discharge size of the classification 90 % -0.071 mm. Centrifugal separation in the grinding cycle, at an intermediate particle size of 60 % -0.071 mm, works efficiently. A concentrate was obtained with a gold content of 538.19 g /1 with a yield of 0.37 % and a recovery of 46.63 %. Modeling the enrichment of tailings of the first stage crushed to 90 % - 0.071 mm at the KS-CVD concentrator and refinement of the concentrate made it possible to obtain gold recovery in the total gravity concentrate (KC-MD + KC-CVD) 71.07 % with a content of 47, 33 g/t and a yield of 6.39 %. The gold content in the tails was 1.31 g/t. Key words: gold, ore, gravity, centrifugal separation, concentration table, concentrate, tails, recovery, material composition, technological studies.
Senchenko Arkady Evgenievich, general director, [email protected], Russia, Irkutsk, Institute of «Mineral processing technology»,
Fedotov Konstantin Vadimovich, doctor of technical sciences, professor, head of the department, [email protected], Russia, Irkutsk, Irkutsk national research technical University,
Fedotov Pavel Konstantinovich, doctor of technical sciences, professor, [email protected] Russia, Irkutsk, Irkutsk national research technical University,
Burdonov Alexander Evgenievich, candidate of technical sciences, docent, [email protected], Irkutsk, Russia, Irkutsk national research technical University
Reference
1. promising methods of enrichment of hard-to-enrich gold-bearing raw materials / V. A. Gron [et al.] / / Bulletin of the Irkutsk state technical University. 2015. No. 7 (102). S. 105-112.
2. Asamoah, R. K., Skinner, W., Addai-Mensah J. Enhancing gold recovery from refractory bio-oxidised gold concentrates through high intensity milling // Mineral Processing and Extractive Metallurgy: Transactions of the Institute of Mining and Metallurgy. 2020. 129(1). P. 64-73.
3. Au-Ag Properties and Beneficiation of Beiya Au-Fe Oxidized ore Deposit in Yunnan Province, China / Y. Jiang, X. Qiu, D. Liang, B. Li, C. Wang // Xiyou Jinshu. Chinese Journal of Rare Metals. 2019. 43(9). Pp. 974-986
. 4. Chemical oxidation of arsenopyrite using a novel oxidant—Chlorine dioxide / Z. Dong, Y. Zhu, Y. Han, P. Gao, X. Gu, Y. Sun // Minerals Engineering. 2019.
6. Relating the minerological characteristics of mangote surface oxidized ore to gold beneficiation / D. Chen, J. Xiao, Y. Dong, J. Yang// IMPC 2018 - 29th International Mineral Processing Congress. 2019. Pp. 41-51.
7. Gusev V.Y., Baigacheva E.V., Gogolishvili V.O. Azo Derivatives of Pyrocate-chol, Resorcinol, and Salicylic Acid as Collectors for Sulfide Ore Flotation // Russian Journal of Applied Chemistry. 2019. 92(12).Pp. 1734-1744.
8. New compositions of agents for fine gold recovery from tailings / T. N. Matveeva, V. A. Chanturia, N. K. Gromova, L. B. Lantsova // Gornyi Zhurnal. 2019. 2019(12).P. 48-51.
9. Bakalarz A. Chemical and Mineral Analysis of Flotation Tailings from Stratiform Copper Ore from Lubin Concentrator Plant (SW Poland) // Mineral Processing and Extractive Metallurgy Review. 2019. 40(6).Pp. 437-446.
10. Chanturiya V. A., Kondratiev S. A. Contemporary Understanding and Developments in the Flotation Theory of Non-Ferrous Ores // Mineral Processing and Extractive Metallurgy Review. 2019. 40(6).With. 390-401.
11. myrzaliev B. M., Nogaeva K. A., Molmakova M. S. Determination of the feasibility of gravitational enrichment of the Jamgyr Deposit ore // Bulletin of the Irkutsk state technical University. 2018. Vol. 22. No. 10 (141). Pp. 153-165.
12. application of Knelson CVD technology for gold-lead ore enrichment / V. V. Pe-likh, V. M. Salov, A. E. Burdonov, N. D. Lukyanov // Ore dressing. 2019. No. 1(379).P.3-10.
13. Alexandrova T. N., Kuskov V. B. Development of methods for improving the efficiency of gravitational extraction of fine and fine gold from placers of various Genesis // Notes of the Mining Institute. 2014. Vol. 210. P. 69-77.
14. studies of the concentrability of persistent primary and mixed ores of the gold Deposit of the Krasnoyarsk territory / P. K. Fedotov, A. E. Senchenko, K. V. Fedotov, A. E. Burdonov // Ore dressing, 2017, no. 3 (369), pp. 21-26.
15. Kozhakhmetov O. S., kozhakhmetova Z. Zh. study of gold distribution in geological samples of the Akbakay Deposit // Young scientist. 2018. no. 48. Pp. 88-93.
16. selection of modes of electrohydraulic selective crushing of quartz ore / S. R. Korzhenevsky [et al.] / / Physical and technical problems of mineral development. 2016. No. 3. Pp. 70-74.
17. A novel laboratory procedure for predicting continuous centrifugal gravity concentration applications: The gravity release analysis / G. Sakuhuni, N. E. Altun, B. Klein, L. Tong // International Journal of Mineral Processing. 2016. 154.Pp. 66-74.
19. Önel Ö., Tanriverdi M. The use of falcon concentrator to determine the Gravity Recoverable Gold (GRG) content in gold ores // InzynieriaMineral-na. 2016. 17(1).With. 189194.
20. McGrath T. D. H., Staunton W. P., Eksteen, J. J. Development of a laboratory test to characterise the behaviour of free gold for use in a combined flash flotation and gravi-ty// Minerals Engineering. 2013. P. 276-285.
21. Establishment of technological dependence of KC-CVD6 concentrator operation by means of the argument group accounting method / V. V. Pelikh, V. M. Salov, A. E. Bur-donov, N. D. Lukyanov // Bulletin of the Tomsk Polytechnic University, Geo Assets Engineering. 2020. 331(2).Pp. 139-150.
УДК 622.272.06
ПЕРСПЕКТИВНЫЕ ТЕХНОЛОГИИПОДЗЕМНОЙ РАЗРАБОТКИ ЖИЛЬНЫХ МЕСТОРОЖДЕНИЙЗОЛОТА
И.В. Соколов, Ю.Г. Антипин, А.А. Смирнов, И.В. Никитин
Представлены перспективные способы вскрытия и технологии подземной отработки жильных золоторудных месторождений, основанные на применении высокопроизводительных комплексов самоходных машин, в том числе с дистанционным управлением, позволяющие безопасно и экономически эффективно осваивать оставшиеся запасы даже при существенном снижении содержания в них драгоценных металлов. Сделан вывод, что выбор системы разработки конкретного рудного тела должен основываться на технико-экономическом сравнении вариантов с учетом содержания металлов в балансовых запасах, величины потерь и разубоживания и показателей обогащения добытой руды.
Ключевые слова:золоторудное месторождение, жильное рудные тело, подземная разработка, вскрытие, система разработки, самоходное оборудование, потери, разубоживание, содержание металлов.
Почти две трети запасов золотаРоссийской Федерации заключенов коренныхзолоторудных месторождениях, при этом около трети золотосодержащей руды добывается на жильных месторождениях подземным способом [1]. Существенная часть таких месторождений расположена на северо-востоке страны, где в результате многолетней эксплуатации подземных рудников в суровых климатических условиях наиболее доступные участки, расположенные на верхних горизонтах и в центральной части месторождений, к настоящему времени отработаны. Несмотря на это,оставшиеся запасы этих месторождений значительны, а их дальнейшая разработка перспективна [2 - 6].
