Технологическая оценка обогатимости убогой золото-кварцевой руды флотационным методом Текст научной статьи по специальности «Промышленные биотехнологии»

© Н.К. Алгебраистова, Е.А. Гроо, А.В. Макшанин, Д.А. Гольсман,

К.Е. Ананенко, 2011

УДК 622.765

Н.К. Алгебраистова, Е.А. Гроо, А.В. Макшанин,

Д.А. Гольсман, К.Е. Ананенко

ТЕХНОЛОГИЧЕСКАЯ ОЦЕНКА ОБОГАТИМОСТИ УБОГОЙ ЗОЛОТО-КВАРЦЕВОЙ РУДЫ ФЛОТАЦИОННЫМ МЕТОДОМ

Объект исследования - малосульфидная золото-кварцевая руда одного из рудопроявле-ний С.-Енисейского района. На основании результатов исследовательской работы предложен реагентный режим флотации труднообогатимой руды.

Ключевые слова: флотация, золото, собиратель, извлечение.

Ж'Жель работы - исследование обо-гатимости убогой золотокварцевой руды одного из месторождений Красноярского края флотационным методом.

По данным пробирного анализа содержание золота в руде составляет

1,43 г/т.

Минералогический анализ показал, что основным рудным минералом является пирит, в меньшем количестве встречаются арсенопирит, медные сульфиды и пирротин. Суммарное количество сульфидов не превышает 1,5-3 %.

Основным нерудным минералом является кварц в количестве более 40%. Химическим анализом установлено, что руда обеднена элементами примесями, за исключением мышьяка, висмута и вольфрама. Цветные металлы находятся в количестве тысячных долей процентов.

На рис. 1 представлены фотографии вкраплений золота в кварце, пирите и арсенопирите, полученные с использованием оптического микроскопа Ах^кор-40-Ро1. Как видно, средние размеры золотин составляют от 0,075

мм до 0,02 мм. Преобладают зерна овальной или слабовытянутой формы, удлиненная форма и пластинчатая встречается значительно реже.

Рациональным анализом определено, что в самородной форме находится 72 ,7% золота, в сульфидной - 26,5 % металла. Суммарная доля самородного и сульфидного золота составляет ~99,2 %, остальная часть приходится на долю силикатного золота.

Исходя из вышесказанного, целесообразным представляется извлечение золота по гравитационно-флотационной технологии.

Исследования гравитационным методом показали, что при реализации трехстадиальной схемы обогащения с использованием отсадочной машины Kelsey J200 CJ возможно выделение 70% хвостов с отвальным содержанием в них металла —0,14 г/т. Потери золота с хвостами при этом составили — 7 %. Но тяжёлая фракция в этом случае бедна по содержанию — 5 г/т металла, выход её составил — 27 %.

Рис. 1. Полированные шлифы, ув. 500х: а) Золото в кварце (черное) и пирите (белое); б) Золото (желтое) в арсенопирите (белое)

Обогащение по двухстадиальной схеме на центробежном концентраторе Falkon L40 позволяет получить концентрат с меньшим выходом, с большей степенью концентрации, но при этом потери золота с хвостами значительны ~33%. Содержание ценного компонента в хвостах - 0,45 г/т. Таким образом, экологически безопасный гравитационный метод не обеспечивает получение гравитационного концентрата (~ 20 г/т) и отвальных хвостов.

Данные исследования были направлены на изучение возможности извлечения золота флотационным методом. Исследовался классический для золотосодержащих руд реагентный режим (бутиловый ксантогенат, Т-92) а также влияние реагента-активатора и реагентов-собирателей. Опыты по совершенствованию реагентного режима выполнялись на исходной руде.

Эксперименты осуществлялись в лабораторной флотационной машине механического типа 240 ФЛ. Агитацию, основную и контрольную операции проводили в камере объемом 3 л. Тонина помола исследуемого материала составляла 80 % класса -0,074 мм, масса навески - 1,5 кг, процесс флотации реали-

зовывали в щелочной среде при рН~8,5 до истощения пены.

Для основной и контрольной операций время флотации составило 15 и 10 мин соответственно. Реагенты в пульпу дозировали в виде водных растворов концентрацией 1- 5%.

Процесс оценивали по эффективности обогащения. Расчет выполнялся следующим образом:

Е = £-у, (1)

где е - извлечение минерала в концентрат, %; у- выход концентрата, %.

Схема исследований изображена на рис. 2.

Подачей соды в измельчение преследовалась цель регулирования значения pH пульпы и снижения подавляющего воздействия, присутствующих в пульпе ионов тяжелых металлов путем их осаждения еще до полного раскрытия золота [1].

Известно [1], что показатели флотации сульфидных золотосодержащих руд можно улучшить, проводя ее в две-три стадии, применяя в качестве реагента-активатора медный купорос.

Исходная руда т= 1,5 и

Ыа 2 С 03 - 200 гЛ активатор

4

0 до 80% кл - 0,074 мм

1

і і

Основная флотация 15’

собиратель 10 0 г/т Т-92 100 г/т

Концентрат

собиратель 5Ог/т Т-92 5Ог/т

Контрольная флотация 10’

* 1

Промпродукт Хвосты

Рис. 2. Схема флотационного обогащения

При исследовании влияния медного купороса на процесс флотации его расход варьировали от 20 до 100 г/т.

Реагент подавался в операцию измельчения и в камеру флотомашины. Результаты влияния медного купороса на технологические показатели обогащения руды представлены на рис. 2, 3.

При подаче реагента-активатора в измельчение были получены концентраты с содержанием в них золота —10,516,5 г/т, при подаче в камеру флотома-шины были получены пенные продукты с содержанием золота от 7 до 17 г/т.

По данным рис. 2 и 3 видно, что лучшие результаты достигнуты при дозировании реагента в камеру флотационной машины, что не согласуется с утверждением, что для активации поверхности минералов медным купоросом необходимо увеличивать время его пребывания в пульпе [1].

Определено, что при подаче реагента в количестве 40 г/т достигнуты более высокие технологические показатели: получен пенный продукт с содержанием

золота 16,15 г/т при извлечении —87,89 %, потери металла с хвостами составили 10,4% с содержанием в них золота — 0,17 г/т.

Флотируемость золота можно существенно

улучшить применяя ксантогенат в сочетании с таким реагентом как карбамид [2, 3, 4, 5, 6].

На основании вышеизложенного, проведена серия опытов по изучению влияния расхода карбамида на процесс флотации. Расход реагента варьировался от 10 до 50 г/т с шагом 10 г/т. Подача карбамида осуществлялась в основную операцию флотации перед подачей собирателя. Перед подачей сочетания собирателей подавали медный купорос в количестве 40 г/т. Показатели флотационного обогащения приведены на рис. 4.

В результате флотации с добавкой карбамида в основную операцию флотацию были получены пенные продукты с содержанием от 10,5 до 19,3 г/т, при этом выход концентратов составлял 7 до 11,5 %.

По данным рис. 4 видно, что подача карбамида в количестве 30 г/т обеспечивает повышение извлечения на 3,5 %, при этом эффективность процесса возрастает на 8 %. Определено, что добавка карбамида к сульфгидрильному собирателю приводит к уменьшению содержания золота в хвостах с 0,2 до 0,16 г/т при одинаковом извлечении металла в хвосты.

В дальнейшем изучалась возможность эффективного извлечения свободного тонкого золота и сульфидов с измененной поверхностью. На основании

Расход медного купороса, г/т

Рис. 2. Зависимость эффективности обогащения руды от расхода медного купороса

Расход медного купороса, г/т

Рис. 3. Зависимость извлечения золота в концентрат от расхода медного купороса

Ра сход кар бамида, г/т

Рис. 4. Влияние расхода карбамида на показателей обогащения

рекомендаций, изложенных в [3], проведены эксперименты с использованием реагента каптакс - отечественного аналога реагента R-404 (меркаптобензотиа-зол).

В процесс флотации каптакс подавался одновременно с ксантогенатом, при суммарном расходе реагентов —150 г/т; соотношение расходов реагентов основной и контрольной операции составляло 2:1. Влияние доли ксанто-гената в общем расходе реагентов-собирателей на эффективность флотации представлено на рис. 5.

Выяснено, что при изменении доли ксантогената в сочетании реагентов от 0,2 до 1 содержание золота в концентрате изменяется от 10 до 15 г/т, извлечение при этом варьирует в пределах 82-86 %. Для условий, когда доля ксантогената в сочетании с реагентом каптакс составляет 0,4, возможно получение продукта со следующими показателями: массовая доля золота в концентрате 10 г/т при извлечении 86 %. Т.е. имеет место синергетический эффект взаимодействия реагентов, происходит прирост извлечения в пенный продукт на 2 %.

Таким образом, оптимальным для исследуемой руды следует считать режим флотации, который предусматривает подачу медного купороса (40 г/т), карбамида (30 г/т), бутилового ксантогената (60 г/т) и каптакса (90 г/т).

Заключительным этапом работы было выполнение экспериментов по принципу непрерывного процесса цикла флотации по схеме рис. 6.

100 п

90

80

70

60

50

40

ЗО

20

10

74,52

73,66

73,5

0,2 0,4 0,6 0,8 1

Доля бутилового ксантогената в сочетании реагентов, ед.

Рис. 5. Зависимость эффективности флотации от доли ксантогената в сочетании реагентов

Н сходни р^да 1 '

Цикл гравниишс

"Золотая головка"

Основная флотация

П бреЧНСТНМ флотціїя

“і

КсНТрОПЬНЙЯ

фяетбцад

%, содержание золота -11,5 г/т, извлечение металла -65,26 %.

Пенный продукт флотации объединяется с пром-продуктовой фракцией гравитационного цикла и направляется в гидрометаллургический процесс. Предлагаемый реагентный режим обеспечивает извлечение металла на 82,62 % в продукт с выходом ~7 %, при этом содержание в нём ценного компонента - 7,2 г/т.

Сравнивая результаты экспериментов, полученных при различных реагентных режимах (классический для золотосодержащих руд и предложенный) видно, что при использовании усовершенствованного режима потери металла с хвостами снижаются на 8 %, при этом содержание в отвальном продукте изменяется с 0,26 до 0,12 г/т.

"Ї”

Концентрат на гидр ометдппургию

Проыттрочукт

~~1

Хвосты

Рис. 6. Схема экспериментов по принципу непрерывного процесса

Исследования показали, что реагентный режим традиционный для ЗИФ (бутиловый ксантогенат - 50 г/т, Т-92 -60 г/т) позволяет получить продукт со следующими показателями: выход —5

Выводы

Изучен вещественный состав руды одного из месторождений Красноярского края. Руда относится к малосульфидному типу.

Выполнена технологическая оценка обогатимости.

Разработан оптимальный реагентный режим флотации, реализация которого обеспечивает снижение потерь золота с хвостами на 8 %.

Рекомендуется комбинированная гравитационно-флота-ционная технология.

Работа выполнена в рамках проекта № 13120 «Разработка эффективной технологии извлечения золота из руды на основе применения ультразвуковых воздействий» по Программе «Участник молодежного научно-инновационного конкурса 2009», а также проекта № 2.1.2/4741 «Комплексные исследования традиционных и биотехнологических методов обогащения и переработки руд цветных и благородных металлов» аналитической ведомственной целевой программы “Развитие научного потенциала высшей школы

(2009-2010 годы)”

1. Зеленов В.И. Методика исследования золото- и серебросодержащих руд [Текст].-3-е изд., перераб. и доп. - М.: Недра, 1989. - 302 с.

2. Десятов А.Н. О повышении извлечения благородных металлов при обогащении медно-молибденовых руд [Текст]/ А.Н. Десятов, С.И. Митрофанов// Цветные металлы. 1983. № 11. С. 81-82.

3. Клебанов О.Б. Справочник технолога по обогащению руд цветных металлов [Текст]/ О.Б. Клебанов, Л.Я. Шубов, Н.К. Щеглова// Под общ. ред. А.В. Троицкого. М: Недра, 1974. 470 с.

--------------- СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

4. Коган Д.И. Покусковая сепарация руд в золотодобыче: надежды и реальность [Текст] / Д.И. Коган, Ю.О. Федоров// Золотодобыча. 2008. № 112. С. 12-16.

5. Пилат Б.В. Флотационные свойства карбамида [Текст]. в кн.: Вопросы теории и практики переработки сырья цветной металлургии Казахстана. /Б.В. Пилат, Г.И. Давыдов, Б.И. Ревазашвили. Алма-Ата, 1980. С. 136-143.

6. Федоров Ю.О. Опыт ренгенорадио-метрической сепарации золотосодержащих руд [Текст] / Золотодобыча. 2005. № 81. С. 8-9.

ІГДЛ1

— Коротко об авторах -----------------------------------------------------------------------

Алгебраистова Н.К. - зав. каф. ОПИ СФУ, профессор, кандидат технических наук,

Гроо Е.А. - аспирант,

Макшанин А.В. -аспирант,

Гольсман Д.А. - доцент каф. ОПИ СФУ,

Ананенко К.Е. - аспирант,

ФГАОУ ВПО «Сибирский федеральный университет» («СФУ») Институт цветных металлов и материаловедения, e-mail: algebraistova@mail.ru

ДИССЕРТАЦИИ

ТЕКУЩАЯ ИНФОРМАЦИЯ О ЗАЩИТАХ ДИССЕРТАЦИИ ПО ГОРНОМУ ДЕЛУ И СМЕЖНЫМ ВОПРОСАМ________________________________

Автор | Название работы | СпециальностьТ

Ученая степень

СИБИРСКИЙ ГОСУДАРСТВЕННЫЙ ИНДУСТРИАЛЬНЫЙ УНИВЕРСИТЕТ И ВОСТОЧНЫЙ НАУЧНО-ИССЛЕДОВАТЕЛЬСКИЙ ГОРНОРУДНЫЙ ИНСТИТУТ

ФЕДОРЕНКО Разработка и обоснование техноло-

Анатолий гии взрывного закрепления горных 25.00.22 к.т.н.

Иванович выработок на удароопасных железорудных месторождениях