Технологические исследования золотосодержащих руд на обогатимость
МИНИСТЕРСТВО ВЫСШЕГО И СРЕДНЕГО СПЕЦИАЛЬНОГО ОБРАЗОВАНИЯ РЕСПУБЛИКИ УЗБЕКИСТАН
ТАШКЕНТСКИЙ ГОСУДАРСТВЕННЫЙ ТЕХНИЧЕСКИЙ УНИВЕРСИТЕТ ИМЕНИ БЕРУНИ
На правах рукописи
УДК 622.7:622.342 (575.3)
Шорамов Шерали Ибрагимович
Технологические исследования золотосодержащих руд
на обогатимость
Специальность М – 5А540205
«Обогащение полезных ископаемых»
ДИССЕРТАЦИЯ
на соискание степени магистра горного дела
Работа рассмотрена на Научный руководитель
заседании кафедры «ГД» к.х.н., доц. Умарова И.К.
и допускается к защите
Протокол №
«__» ______________2010г.
Зав. каф. «ГД» Петросов Ю.Э.
ТАШКЕНТ- 2010
СОДЕРЖАНИЕ
Стр.
ВВЕДЕНИЕ 4
1.ЛИТЕРАТУРНЫЙ ОБЗОР 7
1.1 Состояние и задачи технологических исследований руд Узбекистана 7
1.2 Испытание способов переработки руд 12
1.2.1 Гравитационные способы 12
1.2.2 Флотация 22
1.2.3 Цианирование 37
2. ИЗУЧЕНИЕ ВЕЩЕСТВЕННОГО СОСТАВА ПРОБ РУДЫ 51
2.1 Подготовка проб руды к исследованиям 51
2.2 Спектральный анализ средней пробы руды 51
2.3 Химический анализ средней пробы руды 52
2.4 Рациональный анализ руды на золото 52
2.5 Гранулометрический анализ руды 54
2.6 Измельчаемость руды 55
2.7 Минералогический анализ 56
ВЫВОДЫ ПО ИЗУЧЕНИЮ ВЕЩЕСТВЕННОГО СОСТАВА РУДЫ 62 3. ИЗУЧЕНИЕ ОБОГАТИМОСТИ РУДЫ 63
3.1 Методы, аппаратура и направление исследований 63
3.2 Гравитационное обогащение руды 63
3.3 Флотационное обогащение руды 65
4. ЦИАНИРОВАНИЕ ИСХОДНОЙ РУДЫ И ПРОДУКТОВ ОБОГАЩЕНИЯ 71
4.1 Методика исследований, применяемая аппаратура 71
4.2 Цианирование исходной руды 72
4.3 Цианирование флотоконцентрата 73
5. ЗАКЛЮЧЕНИЕ 77
6. БИБЛИОГРАФИЧЕСКОЕ ОПИСАНИЕ ИСТОЧНИКОВ 79
ВВЕДЕНИЕ
Президент Республики Узбеки стан И.А.Каримов подчеркнул необходимость при промышленном освоении месторождений максимально полного извлечения попутных компонентов, для чего нужна долгосрочная Про грамма разработки проявлений металлов с целью их эффективного использования на благо сегодняшнего и будущего поколений нашего народа. [1]
Недра Республики Узбекистан обладают уникальным разнообразием геологического стро ения и содержат практически все виды полезных ископаемых, используемых в национальном хозяйстве. Выявлено 3000 месторождений и проявлений полезных ископаемых. Из них под готовлено к освоению 1100, в том числе 50 - благородных, 41 - цветных, редких, радиоактив ных и черных металлов, 187 - топливно-энергетического, 19 - горно-химического, 45 - гор норудного сырья, а также значительное количество месторождений строительных материа лов, подземных вод и других полезных ископаемых.[2]
Запасы всех видов разведанного минерального сырья международными экспертами оце ниваются в 1,3 триллиона долларов США, а общий минерально-сырьевой потенциал респуб лики - более чем 3,5 триллиона. По запасам и прогнозным ресурсам ряда важнейших полез ных ископаемых: золота, урана, меди, калийных солей, фосфоритов, каолина Узбекистан за нимает ведущее место в мире (по золоту и урану 4-е, по меди -10-е). [3]
Значительный рост производства металлов, комплексное использование сырья, вовлече ние в процесс промышленного производства новых типов руд, снижение себестоимости пе реработки, повышение извлечения металлов из руд являются важнейшими и актуальными задачами в развитии эффективности и освоения минерально-сырьевых богатств недр Узбекистана. При практическом решении этих задач важное значение имеет рациональное и поэтап ное вовлечение выявленных месторождений для удовлетворения потребностей отраслей на родного хозяйства, максимальному использованию местного сырьевого потенциала, дальней шему усилению технологических изысканий. Это возможно путем внедрения в производство новых научных разработок и передовых технологий. Большую роль играют совершенствова ние технологии обогащения полезных ископаемых, применение нового более эффективного технологического оборудования, экологически чистые способы концентрации и извлечения золота. [4]
В настоящее время наиболее перспективными направлениями технологических исследо ваний являются:
- изыскание и применение наиболее эффективных местных реагентов и их сочетаний с традиционными для флотации золотосодержащих и медных руд, а также нерудного сырья;
применение новых эффективных и экологически чистых аппаратов для обогащения руд благородных и редких металлов, разработка оптимальных условий основного и вспомога тельных процессов;
бактериальное выщелачивание руд и концентратов (чановое и кучное);
кучный процесс.
Процесс флотации занимает одно из ведущих мест в горнодобывающей промышленности Узбекистана благодаря своей универсальности и высокой эффективности. В настоящее время в республике работают три флотационные обогатительные фабрики АГМК: МОФ, СОФ и Ангренская ЗИФ, перерабатывающие руды месторождений Кальмакыр, Дальнее, Сары-Чеку (медно-молибденовые руды), Кочбулак и Кызылалма (золото-серебряные руды). Кроме того, на рудах Койташского волластонитового месторождения планируется применение флотации для отделения кальцита от волластонита. На протяжении многих лет на обогатительных фаб риках при обогащении различных руд использовались традиционные реагенты, выпускаемые в России и странах дальнего зарубежья.
В связи с дефицитом, высокой стоимостью и необходимостью ввозить из-за рубежа воз никла проблема замены их на продукцию местных предприятий Узбекистана, что позволит сократить затраты на приобретение реагентов и удешевить производство меди и золота, а также концентратов, полученных из несульфидных руд (баритовые, волластонитовые, шеелитовые и т.д.). Одновременно использование отходов предприятий для синтеза и производ ства реагентов будет способствовать безотходному ведению хозяйства и экологическому оз доровлению окружающей среды многих предприятий республики.
Совершенствование и интенсификация флотационного процесса связаны, в основном, с разработкой эффективных реагентных режимов, дающих возможность получать высокое из влечение полезных компонентов с улучшением качества выдаваемых концентратов. Ведение процесса эффективными реагентами позволит снизить их расходы, что повысит его селектив ность и остаточную концентрацию реагентов в жидкой фазе. Поэтому работы, направленные на изучение и модифицирование реагентов для придания им более эффективных флотацион ных свойств, представляются весьма актуальными.
Целью данной диссертационной работы является исследование методов обогащения золотосодержащих руд.
Публикация. По теме диссертации подготовлены и сданы в печать две статьи:
- Магистрант ФГГД Шорамов Ш.И. науч.рук., к.т.н. доц. Умарова И.К. Минералогический анализ золотосодержащих руд месторождения Амантайтау. ТашГТУ, «Техника юлдузлари» 3 -4, 2009, стр 117
- Магистрант ФГГД Шорамов Ш.И. науч.рук., к.т.н. доц. Умарова И.К. Олтинли руда а бойитмаларни айта ишлашнинг бактериал усурларини урганиш. ТашГТУ, «Техника юлдузлари» 2, 2010.
- Материалы диссертации доложены на республиканской научно-практической конференции “Роль и место интеллектуальной молодежи в развитии науки и техники”, ТГТУ, 2010.
I. ЛИТЕРАТУРНЫЙ ОБЗОР
1.1 СОСТОЯНИЕ И ЗАДАЧИ ТЕХНОЛОГИЧЕСКИХ ИССЛЕДОВАНИЙ РУД УЗБЕКИСТАНА.
Технологические исследования золото- и серебросодержащих руд в основном заключаются в проведении анализов и экспериментов, необходимых для определения вещественного состава руд и технологии извлечения из них благородных металлов и других ценных компонентов. Конечная цель исследований — разработка техноло гии максимального извлечения из руд всех промышленно ценных компонентов с наибольшим экономическим эффектом при соблю дении требований техники безопасности и охраны окружающей среды. Объектами исследований помимо руд часто бывают и про дукты их переработки — хвосты амальгамации и флотации из ста рых отвалов, хвосты действующих обогатительных фабрик, грави тационные и флотационные концентраты, огарки, шлаки и др.
К наиболее типичным объектам исследований относят руды но вых месторождений на стадиях поисково-оценочных работ, пред варительной и детальной разведок, а также руды (или продукты их переработки) эксплуатируемых месторождений. Цели и содер жание указанных исследований различны.
На стадии поисково-оценочных работ в результате исследова ния малых технологических проб (иногда и лабораторных техно логических проб) определяют вещественный состав руд, принци пиальную технологию переработки и основные показатели перера ботки. На этой стадии важно установить к какой категории отно сятся исследуемые руды — легкообогатимым, упорным или к ру дам, представляющим для промышленности новый вид сырья. Ис следования малых технологических проб позволяют начать техно логическую типизацию руд. Результаты исследований геологи ис пользуют в отчете о поисково-оценочных работах и при составле нии технико-экономических соображений (ТЭС) о возможном промышленном значении месторождения и необходимости пере хода к предварительной разведке.
Исследования руд на стадии предварительной разведки пред назначены для технологической оценки сырья, которая необходи ма для составления технико-экономического доклада (ТЭД), содер жащего экономически обоснованный вывод о промышленной цен ности месторождения. На основе ТЭДа разрабатывают временные кондиции на руды и подсчитывают запасы металлов по месторож дению. Объектами исследований являются как малые технологи ческие пробы, так и лабораторные. В результате исследования ла бораторных проб, представляющих руды разных природных типов, дают детальное описание вещественного состава руд и технологическими показателями, которые можно определить в лабораторных условиях, в частности, крупность измельчения руд, расход реагентов, длительность основных операций (флотации, цианирования), выход и качество концентратов, извлечение полезных компонентов в товарные продукты. Исследования должны ответить и на вопрос о возможности использования для первичного обогащения руд таких способов, как промывка, сортировка (ручная или автоматическая), обогащение в тяжелых суспензиях, кучное выщелачивание. По результатам исследований малых технологических проб производят геолого-технологическое картирование месторождения с выделением тех нологических типов и сортов. [5]
Исследования руд на стадии предварительной разведки выпол няют, как правило, в лабораторном масштабе. Разработанные тех нологические схемы проверяют проведением укрупненных лабора торных опытов в замкнутом цикле.
Исследования руд на стадии детальной разведки отличаются более полной и детальной разработкой технологических схем и режимов отдельных операций. Руды исследуют в лаборатории с последующей обязательной проверкой разработанной технологии в полупромышленных или опытно-промышленных условиях. Ре зультаты исследований используют при составлении ТЭДа по опре делению постоянных кондиций, в соответствии с которыми подсчи тывают запасы по месторождению. Кроме того, полученные техно логические показатели используют при проектировании промыш ленного предприятия.
Содержание и объем технологических исследований на каждом этапе разведки могут существенно меняться в зависимости от мас штаба месторождения, темпов его освоения, сложности руды и других факторов. Известны случаи, когда подсчет запасов и проек тирование предприятий для легкообогатимых золотых руд выпол няли после одной стадии технологических исследований, проведен ных по расширенной программе в период предварительной раз ведки.
Чрезвычайно разнообразными по содержанию и объему явля ются исследования руд эксплуатируемых месторождений. В усло виях действующих рудников технологические исследования про водят в связи с намечаемой добычей руд с нижних горизонтов или новых участков, т. е. в связи с доразведкой месторождения. В этих случаях, технологические исследования выполняют в объемах, соот ветствующих стадий детальной разведки. Технологические иссле дования проводят и в ходе эксплуатационной разведки. Получае мую информацию о вещественном составе и технологических свойствах руд используют для оперативного управления качеством направляемого на фабрику сырья и планирования результатов пе реработки. На предприятиях и в институтах выполняют исследо вания с целью улучшения показателей обработки руд на действую щих фабриках (снижение потерь золота и других извлекаемых элементов, улучшение качества концентратов, повышение комплексно сти использования сырья и т. д.). Для этого испытывают новые обогатительные и гидрометаллургические способы, более совер шенные схемы и режимы обработки, новые реагенты и аппараты. Исследования проводят как в лабораторных, так и в полупромыш ленных и промышленных масштабах.
Несмотря на большое разнообразие технологических исследо ваний, почти все они выполняются в следующей последователь ности:
знакомство с соответствующей литературой и отчетными дан ными;
отбор проб на месторождении или на фабрике;
подготовка проб к исследованию;
изучение вещественного состава руд;
технологические эксперименты в лаборатории;
проверка и уточнение полученных в лаборатории результатов на полупромышленных непрерывно действующих установках, опыт ных и промышленных фабриках;
технико-экономическая оценка результатов работы и составле ние отчета.
Специалист, выполняющий такие исследования, должен хорошо знать отечественную и зарубежную практику пе реработки руд благородных и цветных металлов, отраслевые стан дарты и технические условия на продукты переработки руд, нор мативно-методические документы Государственной комиссии по за пасам полезных ископаемых и отраслевых министерств, требования проектных организаций и ряд других материалов.
Однако владение традиционными методами исследований еще не гарантируют успеха в технологических исследованиях золото- и серебросодержащих руд. Исключительное разнообразие вещественного состава руд, разные географо-экономические условия района расположения месторождения, постоянно повышающиеся экологические требования делают каждое технологическое исследование своеобразным и непростым. Объектом исследования часто бывают руды, не имеющие анало гов ни среди перерабатываемых промышленностью, ни среди ис следованных в лабораторных условиях. Нередки случаи, когда по ложительная технологическая оценка руд возможна только с ис пользованием новых способов переработки. Известные трудности возникают при исследовании руд зарубежных месторождений. По этому одним из непременных условий создания эффективной тех нологии переработки золото- и серебросодержащих руд является творческое отношение исполнителей к технологическим исследо ваниям.
Задачи комплексного использования сырья, освоение переработки редко-метальных руд вы зывают необходимость поиска новых эффективных методов повышения извлечения. Анало гичные работы проводятся за рубежом. [6]
В республике проблемами флотации руд занимаются лаборатории АГМК, которые, в ос новном, решают повседневные практические задачи и проблемы, появляющиеся в ходе пере работки руд на действующих предприятиях, а также Институт минеральных ресурсов. В ИМРе в течение ряда лет проводятся опытно-методические работы по изучению возможности заме ны традиционных реагентов местными. В 2001г. уже внедрен новый реагент ПАВ-КО-2 (СТМ-10) на Центральной обогатительной фабрике рудоуправления №2 Навоийского ГМК. В 2001-2002г.г. реагенты, рекомендуемые ИМРом, прошли проверку на обогатительной установке ОАО "Ингичкинская ОМТЭ" с положительными результатами.
При переработке руд золота месторождений Мурунтау и Марджанбулак применяется гра витационный метод обогащения. Наиболее эффективным аппаратом для извлечения золота и тяжелых минералов в настоящее время является центробежный концентратор, который при меняется за рубежом - в Канаде, США, России и других странах с развитой горнодобываю щей промышленностью.
Благодаря высокой интенсивности центробежного поля и противодействия потока ожижающей воды значительно повышается производительность и обеспечивается улавливание час тиц золота крупностью до нескольких микрон с повышением эффективности процесса. По сравнению с флотацией этот сепаратор расходует в 5 раз меньше электроэнергии, экологи чески безопасен и обеспечивает получение концентратов с более высоким содержанием ком понента. Сепараторы применяются для извлечения золота и серебра всех форм - свободного и в сростках с сульфидами. Немаловажный фактор - концентраторы Нельсона могут использо ваться в модульных установках для обогащения золотых руд малообъемных месторождений. Эти установки мобильны и не требуют больших капитальных затрат, могут быть быстро смон тированы и демонтированы. В настоящее время проводятся успешные испытания концентра тора марки КС-МДЗ в ОАО "Ингичкинская ОМТЭ. [7]
Метод цианирования является основным при переработке золотых руд на предприятиях НГМК. Особый интерес представляет кучное цианирование. Применение этого процесса по зволит вовлечь в производство забалансовые руды, вскрышные породы карьеров и лежалые руды обогатительных фабрик. Небольшие капитальные затраты и их простота делают эконо мически выгодной переработку этим способом руду мелких месторождений, достаточно раз витых на территории нашей республики.
Реализация на практике вышеотмеченных лабораторных и полупромышленных испыта ний будет способствовать также и решению проблем импортозамешения и экологическому оздоровлению значительных территории, прилегающих к экплуатируемым месторождениям.
1.2 ИСПЫТАНИЕ СПОСОБОВ ПЕРЕРАБОТКИ РУД
1.2.1. ГРАВИТАЦИОННЫЕ СПОСОБЫ
Гравитационное обогащение обычно предшествует флотации или цианированию и предназначено для тех частиц золота и серебра, которые не извлекаются или трудно извлекаются указанными спо собами. К таким частицам в первую очередь относятся крупные частицы самородных металлов. В последние годы доказана целе сообразность гравитационного извлечения и мелких частиц золота и серебра, особенно имеющих по-верхностные покрытия.
Наиболее распространенным на золотоизвлекательиых фабри ках гра-витационным аппаратом является отсадочная машина; ре же применяют шлюзы, барабанные (трубные) концентраторы, вин товые сепараторы, кон-центрационные столы, короткоконусные гидроциклоны и ряд других аппа-ратов. В некоторых случаях для золото- или серебросодержащих руд эффективно обогащение в тяжелых суспензиях.
Отсадочные машины производительны, могут работать на не классифицированном по крупности материале, но извлекают в ос новном крупные частицы металлов и требуют затрат ручного тру да. Остальные аппараты уступают отсадочным машинам по про изводительности или по способности обогащать неклассифициро ванный материал. Концентраци-онные столы применяют главным образом для перечистки грубых грави-тационных концентратов.
По возрастающей способности извлекать мелкое золото аппа раты можно расположить в следующий ряд: отсадочные машины, (барабанные концентраторы, винтовые сепараторы, шламовые кон центрационные столы, шлюзы с ворсистым покровом, короткоконусные гидроциклоны. В послед-ние годы для гравитационного обо гащения тонкодисперсных материалов разработан ряд новых ап паратов, способных извлекать золото мельче 10—20 мкм. Напри мер, на ваннере Мозли из материала крупностью —0,08 мм улавливают частицы золота крупностью до 4 мкм. Однако все эти ап параты малопроизводительны и требуют предварительной клас сификации материала. Их использование может быть оправдано в доводочных операциях развитого процесса гравитационного обо гащения, когда степень извлечения мелкого золота принципиаль но влияет на всю технологию переработки руды. [8]
В лабораториях наиболее часто испытывают отсадку, обога щение на концентрационном столе, в короткоконусном гидроцик лоне, винтовых сепараторах, тяжелых суспензиях и на шлюзах. В ходе испытаний подбирают оптимальные условия обогащения и определяют основные технологические результаты — выход кон центрата и извлечение золота, серебра и других ценных компонен тов.
С одной стороны, в промышленных условиях, при хорошей ра боте гравитационных аппаратов извлечение благородных метал лов обычно приближается к уровню, достигнутому в лаборато рии. С другой стороны, удельная производительность лаборатор ных аппаратов в 2—3 раза ниже, чем промышленных. Кроме того, подобранные в лаборатории условия обогащения нельзя полностью перенести в промышленный процесс; в ходе полупромышленных или опытно-промышленных испытаний условия гравитационного обогащения существенно коррек-тируют или подбирают заново.
Отсадку испытывают при исследовании почти всех золотых, се ребряных и комплексных золото- и серебросодержащих руд. Ис пытания удобно проводить на малогабаритной отсадочной машине с механизированной и регулируемой по объему загрузкой мате риала (рис. 2). Устройство для такой загрузки состоит из насоса: с зумпфом вместимостью 5 л, щеле-видной насадки и регулятора. Изменяя положение регулятора, от потока пульпы отсекают лю бую заданную долю материала. Отсекаемая часть направляется в машину, остаток — обратно в зумпф. В комплект машины вхо дят три пары коробок для дроби, отличающихся друг от друга высотой разгрузочного порога и размером отверстий сеток. Пло щадь сетки в каждой коробке равна 100 см2. Съемные коробки облегчают выгрузку дроби с надрешетным концентратом и позво ляют быстрее подготовить машину к очередному эксперименту. Эксцентриковый механизм сообщает диафрагме колебания с ам плитудой 2; 3; 4; 6; 8 и 10 мм, а ступенчатые шкивы — разную частоту (250; 400 и 500 мин-1).
Подготовку машины к работе начинают с установки заданных параметров—частоты и амплитуды колебаний диафрагмы, разме ра отверстий сеток, диаметра дроби, высоты слоя дроби, расхода подрешетной воды, производительности. При выборе параметров необходимо учитывать следующие ориентировочные зависимости между этими параметрами и показателями отсадки:
выход концентрата возрастает с увеличением амплитуды коле баний диафрагмы, уменьшением расхода подрешетной воды и сни жением загрузки машины;
извлечение золота с увеличением выхода концентрата возраста ет но, как правило, не пропорционально.
рис. 1. Лабораторная отсадочная машина конструкции В. И. Зеленова, Р.
В. Сиротинского, В. Г. Новикова:
4 — насос; 2 — бункер; 3 — электродвигатель насоса; 4 — щелевидная насадка; 5 — регуля тор
положения насадки; 6 — отсекатель; 7 — загрузочный лоток; 8 — съемные коробки для дроби; 9 —
разгрузочный лоток; 10 — камеры; 11— рама; 12 — электродвигатель эксцентри кового механизма
Указанные зависимости действительны только в определенных условиях, установить которые можно лишь экспериментально.
Отсадку малосульфидных золотых руд можно начинать с пара метрами:
Частота колебаний диафрагмы, мин-1 400-600
Амплитуда колебаний диафрагмы, мм 4
Размер отверстий сеток, мм 1
Диаметр дроби, мм 3-4
Высота слоя дроби, мм 40
Расход подрешетной воды в каждую камеру, л/мин 5-8
Производительность, кг/мин До 5
В этих условиях обычно получают следующие результаты: выход кон-центрата 1-2 %, извлечение золота 40-70 % (в зависимости от содержания крупного золота в руде, его свойств, содержания золота в сульфидах и других показателей вещественного состава руды). В две коробки (для первой и второй камер) загружают сталь ную дробь. Слой дроби должен на 5 мм не доходить до верха разгрузочной стороны коробки. Желательно использовать дробь раз ного диаметра, например 30—40 % дроби диаметром 3 мм и 70— 60 % диаметром 4—5 мм.
Заданный расход подрешетной воды контролируют мерным ста-каном. Для этого вначале подают воду только в одну камеру; выхо-дящий из машины поток воды измеряют, и в зависимости от результатов измерений, увеличивают или уменьшают ее подачу в камеру. Затем подают воду во вторую камеру и, измеряя сум марный расход воды, регулируют его изменением подачи во вто рую камеру.
Расход подрешетной воды и колебания диафрагмы должны быть такими, чтобы слой дроби находился в разрыхленном состо янии. Такое состояние легко обнаружить, погружая в слой палец или карандаш (разрыхленный слой мало препятствует погруже нию).
После установки всех параметров, подачи подрешетной воды и пуска эксцентрикового механизма включают насос и загружают в зумпф материал. Регулятор при этом устанавливают таким обра зом, чтобы весь материал возвращался в зумпф. Содержание твер дого в пульпе зумпфа должно быть не меньше 50—55 % (т. е. должно быть близким к содержанию твердого в промышленной пульпе при выходе ее из мельницы). После 1—2 мин циркуляции пульпы регулятор переводят в положение, обеспечивающее задан ную подачу материала в машину. Одновременно включают секун домер, чтобы определить продолжи-тельность работы машины под загрузкой. Когда зумпф освободится от пульпы, щелевидную на садку направляют в правую часть приемной коробки и струей воды обмывают вначале левую часть коробки, затем зумпф в правую часть коробки. Если подготовленная к отсадке навеска в зумпф не помещается, то оставшуюся часть пульпы добавляют в зумпф по мере его освобождения в процессе работы машины.
По окончании работы останавливают насос и эксцентриковыми механизм, затем прекращают подачу подрешетной воды. Снимают с машины коробки с дробью и в отдельные приемники выпускают подрешетные концентраты, обмывая при этом камеры струей во ды. Концентраты доизмельчают, высушивают, взвешивают и ана лизируют. Можно оба концентрата собирать в один приемник и: обрабатывать совместно.
Дробь из коробок выгружают в приемник и сушат. Высушен ную дробь небольшими порциями просеивают на сите с размером: отверстий 1,5—2 мм, затем рассыпают тонким слоем на клеенку или лист кальки, ручным магнитом осторожно собирают и пере носят обратно в приемник. Материал, прошедший через сито и ос тавшийся на клеенке или кальке, является надрешетным концен тратом. Его взвешивают, тщательно просматривают под биноку лярным микроскопом с целью обнаружения крупных частиц само родных металлов и отдельно или совместно с подрешетным концентратом сдают на анализ.
Если в результате первого опыта отсадки выход концентрата получился слишком большим, то последующие опыты проводят с увеличением расхода подрешетной воды, или с более глубоким слоем дроби, или с увеличенной производительностью. Сократить выход концентрата можно также перечисткой его в той же отса дочной машине, но с повышенным расходом подрешетной воды. [9]
Более полного извлечения золота в концентрат в ряде случаев достигают однократной или много кратной контрольной отсадкой хвостов.
Отсадке можно подвергать материал крупностью от —3 мм
до крупности, необходимой при обработке руды флотацией или
цианированием. Для лучшего из влечения золота обрабатывать отсадкой целесообразно вначале крупный материал, например—2 мм, затем хвосты доизмельчать и вновь пропускать через отсадочную машину, т.е. проводить стадиальную отсадку (рис2). Доизмельчение и отсадку хвостов можно повторять многократно, что позволит в большей степени моделировать промышленную отсадку в замкнутом цикле измельчения.
Рис. 2. Схема стадиальной отсадки
После установления оптимального для данной руды режима отсадки проводят опыт с большой порцией руды, чтобы получить хвосты в достаточном для дальнейших исследований объеме. Хвос ты сгущают и выделяют из них навески. Иногда навески отбира ют от предварительно высушенных хвостов. Оба метода имеют существенные недостатки: по первому методу одни навески по ступают на испытание (например, флотацию) значительно позже других, по второму — весь материал подвергают сушке. Длительность пребывания материала в мокром виде, а также сушка ма териала могут изменить его технологические свойства.
Обогащение на концентрационном столе применяют для пере чистки концентрата отсадки, для выделения свободного золота и золотосодержащих тяжелых минералов из хвостов цианирования, из концентратов, промпродуктов и хвостов флотации. Обогащать можно материал крупностью 3 мм и мельче.
В лабораторных условиях наиболее удобен концентрационный стол с декой длиной 1 м, шириной у загрузочного конца 0,45 м и у разгрузочного — 0,35 м. Производительность такого стола состав ляет 50 кг/ч руды. Дека стола должна быть покрыта линолеумом. Деку нового стола необходимо тщательно промыть теплой водой ё содой, чтобы вся ее поверхность легко смачивалась водой.
Работу на столе начинают с подбора параметров качаний де ки и ее наклона. Для этого в три точки приемной коробки пуска ют воду, которая должна покрыть тонким слоем всю поверхность деки. Включают приводной механизм, загружают на деку небольшую массу исследуемого материала и наблюдают за характером перемещения отдельных частиц. Если частицы перемещаются вдоль рифлей очень быстро, амплитуду качаний деки уменьшают. Если некоторые частицы задерживаются или перемещаются очень медленно, амплитуду увеличивают. Обычно при обогащении золо тосодержащих материалов амплитуда равна 8—12 мм, причем с увеличением крупности материала ее увеличивают, частоту коле баний, наоборот, с увеличением крупности снижают.
Дека стола при работе должна иметь такой наклон (в сторону разгрузки хвостов), при котором граница между крупными лег кими и мелкими тяжелыми, частицами проходила бы через угол стола. После определения оптимального наклона деки, частоты и амплитуды ее качания подачу воды на стол резко увеличивают и щеткой удаляют с деки весь материал. Затем промывают прием ники для хвостов и концентрата; использованный материал вы брасывают.
Для испытания необходимо брать не менее 1 кг материала». Материал замачивают в сосуде и смывают струей воды в прием ную коробку работающего стола. Положение веера на столе ре гулируется наклоном деки и подачей воды в средней и концевой; частях стола. Пропустив навеску, уменьшают наклон деки и, не останавливая стола, щеткой или водой направляют осевший меж ду рифлями материал в сторону разгрузки концентрата. Получен ные продукты доизмельчают, обезвоживают, взвешивают и ана лизируют.
Помимо концентрата и хвостов на столе часто получают один или несколько промпродуктов. Для этого в приемники для хвостов: и концентрата вкладывают соответствующей длины коробки; со прикасающиеся стенки коробок перекрывают изогнутыми под острым углом накладками из жести. Концентрат, также как хвос ты и промпродукты, можно перечистить на том же столе.
Обогащение в гидроциклонах золотосодержащих материалов, нередко позволяет достичь не худших результатов, чем обогаще ние на концентрационных столах. При обогащении в гидроцикло не в песковую фракцию выделяют свободное золото и золотосо держащие тяжелые минералы из тонкоизмельченных руд, хвостов флотации и цианирования, концентратов и промпродуктов флота ции.
Обогащением в гидроциклоне золотосодержащих продуктов можно получить кондиционный пиритный концентрат; обработкой в гидро-циклоне шламистых флотационных золотых концентратов иногда удается выделить шламы с отвальным содержанием золо та и существенно повысить тем самым качество концентратов.
Пески пос ле разбавления водой перечищают в гидроциклоне или обогащают на концентрационном столе.
Лучших результатов достигают в короткоконусных гидроциклонах, т.е. в гидроциклонах, коническая часть которых имеет угол до 120-140°. С увеличением угла конусности выход песков (кон центрата) снижается, содержание зо лота в песках возрастает. В коротко-конусном гидроциклоне материал обо гащается по плотности частиц, причем большое значение имеет наличие на стенках конуса подвижной минераль ной постели. Последняя является как бы поверхностью шлюза, улавливаю щей частицы золота. В пески гидро циклона удается извлекать золото крупностью до 10 мкм.
В комплект лабораторного короткоконусного гидроциклона (рис. 3) входят 12 конусов с различными углом конусности (80; 100; 120 и 140°) и диаметром песковых отверстий (3; 4 и 6 мм) и четыре сливные насадки с отверстиями диаметром 10; 12; 14 и 16 мм. Корпус гидроциклона и все сменные части изготовлены из оргстекла.
Рис.3. Гидроциклон со сменной конической частью:
1 — патрубок для слива; 2 — камера для слива; 3 — сливная насадка; 4 – патрубок для подачи исходного материала; 5 – корпус; 6 – коническая часть
Наибольшее распространение (в том числе и в промышленно сти) получил короткоконусный гидроциклон с углом конусности 120°. Лабора-торные образцы лучше изготавливать из нержавею щей стали или из оргстекла. Обычно выход песков стремятся получить в пределах 5—10%. Необходимый для этого режим работы гид роциклона находят в основном подбором сливных и песковых на садок. Для более полного улавливания золота и серебра слив ос новного гидроциклона подвергают контрольным операциям. Пере чистку песков лучше проводить на другом аппарате, например, на концентрационном столе. При этом, чтобы избежать потерь мелкого золота, стол должен работать с пониженной производи тельностью и в режиме обогащения шламов. Представляет прак тический интерес изыскать для перечистки (доводки) песков короткоконусного гидроциклона другой аппарат, непрерывно дей ствующий и эффективно извлекающий мелкое золото.
Обогащение в тяжелых суспензиях позволяет из некоторых комплексных золото- или серебросодержащих руд выделить в на чале процесса породу с отвальным содержанием ценных компонен тов. Обогащение наиболее приемлемо для материала не мельче 3 мм. Более мелкий материал обогащать в тяжелых суспензиях можно лишь в гидроциклоне.
1.2.2 ФЛОТАЦИЯ
Флотацию испытывают при исследовании практически всех золо тых, серебряных и комплексных золото- и серебросодержащих руд, преследуя при этом различные цели.
Целью флотации золотых и серебряных руд, содержащих из влекаемые цианированием металлы, обычно является получение отвальных хвостов. Это позволяет подвергать цианированию отно сительно небольшую массу материала, что снижает затраты на пе реработку руд.
Если руды содержат золото или серебро, заключенные в суль фидах, то флотацией такие сульфиды извлекают в концентрат. По следний подвергают затем специальной обработке. Флотационное извлечение золото- и серебросодержащих сульфидов, а также теллуридов возможно и из хвостов цианирования.
Флотация может быть вспомогательным процессом перед циа нированием. В этом случае она предназначена для выделения осложняющих цианистый процесс компонентов: углистых веществ, шламов, медных минералов — поглотителей цианида.
При обработке комплексных золото- и серебросодержащих руд флотацией получают самостоятельные концентраты меди, свинца, пирита, барита, теллура и других ценных компонентов.
Выявлена возможность селективной флотации самородного зо лота из руд и концентратов. Используя в качестве собирателя изоамиловый эфир изоникотиновой кислоты, можно флотировать зо лото и халькопирит из пирит- и арсенопиритсодержащих продук тов. Селективно флотируют золото и с дитиофосфатами при повы шенном рН. Из гравитационных концентратов этим способом по лучают пенный продукт, содержащий 10—20 % золота, что позво ляет исключить амальгамацию и направлять продукт непосред ственно в плавку. В последние годы новыми объектами флотации стали различ ные золото- и серебросодержащие продукты гидро- и пирометал лургии. Показана эффектив ность флотации золота и серебра из шлака, получаемого при отра жательной плавке шламов от электролитического рафинирования меди; из шлама, получаемого при электролизе цинка. Японские исследователи предложили флотировать цементное серебро, полу чаемое из руды по технологии: обжиг, выщелачивание серебра, це ментация на цинке или железе.
Определив цель флотации и изучив практику флотационного обогащения для аналогичных случаев, приступают к исследова ниям. Исследования целесообразно проводить в четыре этапа: по исковые опыты; определение режима флотации; разработка схемы флотации; опыты в замкнутом цикле. [10]
Поисковые опыты флотации проводят для подбора основных реагентов и определения некоторых параметров процесса. Для флотации используют флотационные машины механического типа с вместимостью камер не менее 1 л. В меньших машинах получае мые продукты могут оказаться недостаточными по массе для ана лиза на золото.
Крупность материала в первых опытах принимают, исходя из результатов изучения вещественного состава руды. На практике крупность флотируемого материала обычно составляет от —0,2 до —0,071 мм.
Реагенты для испытаний выбирают из числа наиболее распро страненных в практике флотации соответствующих руд. Оптималь ное для флотации золота значение рН (7,5—8,5) необходимо со здавать добав-лением в мельницу соды.
Самородное золото и серебро, а также содержащие эти метал лы сульфидные минералы, следует флотировать с сульфгидрильными собирателями: ксантогенатами (бутиловым, амиловым, эти ловым) и дитиофосфатами. Расход ксантогенатов 100—150 г/т. Дитиофосфаты полезно использовать при контрольной флотации при расходе 40—50 г/т. В пульпу ксантогенаты вводят в виде 0,5— 1 % - ных водных растворов.
Если при флотации шламистых руд в концентрат будет перехо дить много пустой породы, то следует испытать предварительную обработку пульпы жидким стеклом. Расход жидкого стекла обыч но составляет 0,5—1 кг/т, продолжительность обработки 1—2 мин. В пульпу реагент добавляют в виде 1—2 %-го водного раствора. Для флотации золото- или серебросодержащих оксидов железа и окисленных с поверхности сульфидов, а также частиц благородных металлов с покрытиями можно испытать оксигидрильные со биратели — талловое и ветлужское масла и др. Расход этих ре агентов может достигать 0,5—1 кг/т. Флотацию с оксигидрильными собирателями целесообразно проводить после флотации с сульфгидрильными реагентами. При необходимости пустую поро ду подавляют жидким стеклом или кремнефтористым натрием (1—2 кг/т) в сернокислой среде (расход H2SO4 0,5—1 кг/т).
Обычными вспенивателями являются сосновое масло и Т-80. При флотации кварцевых золотых руд, не содержащих сульфидов или шламов, для стабилизации пены в пульпу полезно добавлять жирнокислотные реагенты, например, олеат натрия.
Плотность пульпы при флотации свободного золота необходи мо поддерживать в пределах 20—30 %, хотя в ряде случаев более оптимальными являются пульпы плотностью, выходящей за эти пределы. В более плотных пульпах лучше флотирует крупное зо лото, но скорость флотации замедляется и в концентрат в боль шем объеме переходят несульфидные минералы. Флотация из раз бавленных пульп обеспечивает получение более качественных кон центратов.
Длительность флотации золотых руд со свободным золотом в поисковых опытах должна быть заведомо достаточной. Причем су дить о ходе флотации золота по минерализации пены нельзя, так как обычно пена через 5—7 мин кажется неминерализованной, хотя золото продолжает флотироваться и этот процесс нередко длится 30 мин и более.
Если золото или серебро в руде связаны с сульфидами, то ход флотации можно контролировать по содержанию сульфидов в пор циях концентратов, промываемых в фарфоровых чашках. Для это го в течение 15—20 с собирают концентрат в фарфоровую чашку диаметром 8—10 см, затем туда заливают воду и вращательными движениями взмучивают концентрат; шламистую часть сливают че рез край. Такие операции повторяют несколько раз до полного удаления из концентрата шламов; после этого оставшиеся на дне чашки зернистые частицы, в том числе сульфиды, будут хорошо видны под ручной лупой. При флотации, особенно комплексных руд, не следует игнорировать визуальный метод оценки процесса. Опытный флотатор по цвету, структуре, устойчивости, степени ми нерализации и другим признакам пены уверенно определяет мно гие параметры флотации, в частности флотирующийся в данный момент минерал, недостаток или избыток реагентов, конец про цесса.
Необходимость предварительного гравитационного обогащения устанавливают сравнением результатов флотации руды и хвостов гравитационного обогащения. Гравитацию проводят в две стадии: на первой стадии — отсадку грубоизмельченной руды и на вто рой— обогащение в короткоконусном гидроциклоне материала та кой же крупности, как и при флотации. Концентрат отсадки доизмельчают и оба концентрата перечищают на столе так, чтобы выход готового концентрата не превышал 1—2 % от руды. Хвосты гравитации флотируют в условиях, одинаковых с условиями фло тации руды. Предварительное гравитационное обогащение руд с мелким и, тем более, крупным золотом1 и серебром обычно позво ляет при последующей флотации получать более бедные хвосты. Если лабораторными экспериментами этого не обнаруживают, то эффективность гравитационного обогащения оценивают по содер жанию благородных металлов в концентрате, а влияние предварительной гравитации на флотацию более детально изучают в по лупромышленных условиях.
Определение режима флотации. Установив поисковыми опыта ми основные реагенты и принципиальные параметры флотации, приступают к определению оптимального режима процесса. На этом этапе следует стремиться проводить эксперименты сериями, изменяя от опыта к опыту в одной серии какой-либо один пара метр. Однако все параметры так определять не следует, так как для этого потребуется большое число опытов. Пределы изменения каждого параметра намечают с учетом данных практики и иссле довательских работ.
В первую очередь обычно выясняют оптимальную крупность руды. Для этого навески руды измельчают до различной крупно сти (например, —0,2; —0,14; —0,071 мм) и флотируют в одинако вых условиях. Крупность каждого класса необходимо характери зовать также содержанием в нем класса —0,071 мм. Измельчать материал можно с периодическим отсеиванием готового по круп ности материала, причем первое отсеивание — от исходной руды, а последующие — через каждые 5—10 мин измельчения. Такое из мельчение позволяет получать более равномерный по крупности материал. [11]
Результаты флотации руды различной крупности вносят в таб лицу или изображают графически. При построении графика по оси абсцисс откладывают крупность материала или продолжитель ность измельчения, а на оси ординат — извлечение полезного ком понента и его содержание в концентрате. По виду полученных кри вых определяют оптимальную крупность. Следует иметь в виду, что в дальнейших исследованиях, в частности при испытании дру гих реагентов-собирателей, оптимальная крупность может быть не сколько иной.
Далее проводят ряд опытов по выбору реагентов-регуляторов среды (соды или извести). Известь при флотации некоторых руд обеспечивает лучшие результаты — извлечение золота возрастает, длительность флотации сокращается. Вместе с тем следует учиты вать, что этот реагент при расходе выше некоторого предела (раз ного для разных руд) подавляет флотацию золота и серебра. В связи с этим необходимо проводить тщательные эксперименты по определению оптимального и предельного расходов извести. При этом следует определять значения рН в жидкой фазе пульпы, а расход извести выражать содержанием 100 %-го оксида каль ция.
Наиболее распространенными в промышленности и эффектив ными реагентами-собирателями при флотации золото- и серебро-содержащих руд являются ксантогенаты щелочных металлов и дитиофосфаты (аэрофлоты). Эти реагенты хорошо флотируют многие минералы золота и серебра — самородные, теллуриды, сульфиды серебра, а также сульфиды цветных металлов и железа, однако за метная доля благородных металлов обычно теряется с хвостами флотации. Потери представлены различными минеральными фор мами: относительно крупными частицами золота и серебра или частицами с покрытиями, частично окисленными сульфидами се ребра, сростками золота и серебра с несульфидными минералами (гидроксидами железа, кварцем) и др. Следует отметить, что фло тационные свойства многих минералов золота и большинства ми нералов серебра не изучены: В этих условиях исследователям при ходится выполнять большую работу по выбору эффективных ре агентов-собирателей и их сочетаний, определению оптимального реагентного режима, изысканию и применению новых реагентов. Испытывают ксантогенаты высших спиртов, различные дитиофосфаты, смеси ксантогенатов и дитиофосфатов, смеси ксантогенатов с различной длиной углеводородных цепей, а также аполярные реагенты — углеводородные масла (веретенное, трансформаторное, солярное, индустриальное и др.).
Углеводородные масла могут улучшить флотируемость крупных частиц золота и сульфидов, сростков золота с другими минерала ми, а также очень мелких частиц. Часто эти реагенты используют в контрольных операциях. Расход их составляет 200—500 г/т. До подачи углеводородных масел шламистую пульпу полезно обраба тывать реагентами-пептизаторами (жидким стеклом, сульфатом целлюлозы, гексаметафосфатом натрия). Пептизация шламов облегчает воздействие собирателей с поверхностью минеральных ча стиц.
Углеводородные масла подают в пульпу в виде 1—3 % - ных вод ных эмульсий, которые удобно готовить в эмульгаторе МРТУ-42 с частотой вращения мешалки 8000 мин-1 или в камере флотаци онной машины. Приготовленные таким путем эмульсии устойчивы не более 30 мин. С повышением концентрации масла в эмульсиях устойчивость их снижается. Устойчивость эмульсий и концентра цию в них углеводородных масел можно значительно повысить до бавлением различных реагентов-стабилизаторов, а также эмуль гированием ультразвуком. Добавление алкилсульфата натрия (5 % массы масла) делает эмульсию устойчивой в течение 2 сут. Хоро шие эмульсии получают добавлением в смесь эмульгированием сульфгидрильных собирателей (ксантогенатов, диэтилдитиофосфатов и дитиофосфатов). Добавление этих соединений (5—7% мас сы углеводородного масла) позволяет получить эмульсию с кон центрацией масла свыше 30 % и повышенной собирательной спо собностью. Наиболее эффективная эмульсия состоит из воды, 10— 20 % углеводородных масел, 3,5 % диэтилдитиофосфата и 3,5 % сульфонола. Оптимальные параметры ультразвукового эмульгиро вания— частота 22 кГц, интенсивность 8 Вт/см2, продолжитель ность 5 мин.
Устойчивая тонкодисперсная эмульсия мазута получается при следующем соотношении компонентов, % : мазут 2—4,2, ксантогенат калия или натрия 0,95—1,7, одно- и двухатомные спирты диоксанового и пиранового рядов 4—8,6, остальное — вода.
При использовании эмульсий полезно контролировать размер капелек, так как в ряде случаев свойства углеводородных масел как флотационных собирателей существенно зависят от степени дисперсности их в эмульсиях. Размер капелек можно определить микроскопическим методом.
Углеводородные масла снижают устойчивость пены, образован ной сосновым маслом. Поэтому в сочетании с этими собирателями лучше применять вспениватели Т-80 или ОПСБ.
При флотации некоторых руд, в первую очередь шламистых, иногда полезно собиратель и вспениватель подавать в пульпу не сразу, а двумя или тремя порциями. Порционная подача реаген тов обеспечивает более равномерную флотацию, без чрезмерного выноса шламов в начале процесса.
Продолжительность контакта пульпы с реагентами-собирателя ми имеет большое значение при флотации некоторых золотых руд. Известны случаи, когда наилучшие результаты при флотации по лучали после 30-минутного перемешивания пульпы с собирателем. В связи с этим необходимо определять время перемешивания пуль пы с выбранным собирателем.
Помимо традиционных собирателей при исследовании некото рых руд (труднообогатимых и руд крупных месторождений) целе сообразно испытывать новые реагенты-собиратели. Для флотации золотосодержащего пирита полезен реагент ИР-70, относящийся к классу алкилизотиуро-ниевых солей и представляющий собой мелкокристаллический порошок желтоватого цвета, растворимый в воде. Реагент эффективен в щелоч-ной среде в интервале рН 9,5—11, создаваемой содой, известью, сернис-тым натрием; обла дает пенообразующей способностью. При флотации золотосодер жащего пирита с ИР-70 по сравнению с бутиловым ксантогенатом можно повысить качество концентрата или извлечение золота с меньшим расходом собирателя. [12]
Извлечение серебра из свинцово-цинковых руд можно повы сить, используя дополнительно к бутиловому ксантогенату реагент МИГ-4Э (бутоксибутенин). Реагент следует подавать в измель чение в виде водной эмульсии; расход 10—30 г/т. Аналогич ный эффект, при флотации серебро-свинцово-цинковых руд можно получить с помощью диметилвинил-этинилкарбинола или ре агента оксафор-1107.
Предложенные в качестве вспенивателей нефтяные сульфоксиды при флотации золотосодержащих руд проявляют и собиратель ные свойства. Сульфоксиды обеспечивают хорошую пену, ускоряют флотацию и повышают извлечение золота из руд различных ти пов.
При флотации комплексных золото- и серебросодержащих руд полезно совместно с ксантогенатами применять карбамид.
В табл.1.1 указаны некоторые реагенты-собиратели, предло женные в последние годы зарубежными фирмами для флотации руд цветных и благородных металлов. Ксантогенаты являются коллективными собирателями — наря ду с благородными металлами они флотируют все сульфидные ми нералы других металлов, некоторые из которых (арсенопирит, сульфиды железа) в ряде случаев не представляют промышленной ценности. Подавление флотации этих минералов традиционными способами ведет к снижению флотационной активности и благо родных металлов. Кроме того, ксантогенаты образуют на поверх ности золота прочные покрытия, существенно замедляющие рас творение металла при цианировании. В связи с этим изыскание новых реагентов-собирателей, селективных к золоту и не препят ствующих его растворению, является важным направлением совершенствования технологии флотации золотосодержащих руд.
Реагент, отвечающий этим требованиям, — изоамиловый эфир изоникотиновой кислоты. Это светло-желтая жидкость плотностью 1,033 г/см3 с температурой кипения 260 °С, хорошо растворимая в органи-ческих растворителях — этиловом спирте, диоксане, аце тоне, керосине.
Реагенты для флотации руд цветных и благородных металлов
Таблица 1
|
Реагент
|
Флотационное действие
|
|
Смесь меркаптана, имидазолина и вспени-вателя
Вульфены или гидрокарбильные производ-ные вульфенов или смесь вульфенов и их гидрокарбильных производных
Додецилмеркаптан
Смеси алкилтионокарбаматов
Четвертичные аммониевые хлориды (трикаприлилметиламмонийхлорид и др.) или их основания совместно с перхлорной кислотой
Ортогодрооксифенилоксим
Алифатический альдоксим с числом углево-дородных групп 8.
Орфом С 0800 (фирма Philips Chemical Co)
Продукт взаимодействия смеси углеводо-родов, метилизобутилкарбинола, этилксан-тилэтилформиата и элементарной серы
|
Собиратель и вспениватель; повышает из-влечение золота из руд, содержащих телу-риды золота – сильванит и кавалерит.
Собиратель для сульфидов цветных металлов, золота и серебра.
Собиратель минералов цветных металлов, золота и металлов платиновой группы.
Собиратели для флотации меди, серебра, золота, цинка.
Собиратель при флотации медных, никеле-вых, кобальтовых, серебросодержащих, хромсодержащих руд.
Собиратель минералов цветных металлов, а также минералов благородных металлов - сильванита, калаверита, сперрилита, гессита.
Собиратель минералов цветных и благородных металлов.
Сульфгидрильный собиратель для золота и других минералов; эффективнее ксантоге-натов, дитиофосфатов и тионокарбаматов.
Собиратель минералов цветных металлов, а также серебряных минералов – акантита, стефанита, пираргирита и др.
|
Растворимость в воде составляет около 300 л. Эфир — хороший собиратель для золота, самородной или цемент ной меди, халькопирита и весьма слабый для пирита и особенно арсенопирита. Эти свойства позволяют успешно использовать ре агент для флотационного выделения золота и меди из пирит- и арсенопиритсодержащих руд и концентратов, причем такую фло тацию можно проводить без использования реагентов-подавителей или с пониженным их расходом. Если наряду со свободным золотом необходимо извлечь и золотосодержащий пирит, то флотируют последовательно — вначале с эфиром, затем с ксантогенатом. Эфир можно подавать в пульпу в естественном виде, в виде водных эмульсий и в растворе органических растворителей. Расход его 10—15 г/т руды. Реагент обладает пенообразующими свойствами, поэтому флотацию можно проводить без дополнительных вспенивателей.
После выбора собирателя и определения условий его использо вания приступают к испытанию других реагентов. Для повышения извлечения благородных металлов можно испытать различные ак тиваторы, например медный купорос, сернистый натрий, фосфорно кислый натрий. С помощью первых двух реагентов можно улуч шить флотируемость ряда окисленных с поверхности золото- и серебросодержащих сульфидов; третий реагент в сочетании с изве стью активирует флотацию халькопирита, подавляя пирит и пир ротин. Расход фосфорнокислого натрия не превышает 1 кг/т; в пульпу этот реагент подают в виде 5—10 %-го водного раствора. Сернистый натрий, поскольку он является сильным подавителем золота, можно использовать лишь в контрольных операциях, ко гда свободное золото уже сфлотировано.
При разработке способа подавления пустой породы, помимо уточнения расхода жидкого стекла, необходимо испытать в каче стве подавителей кислое жидкое стекло, карбоксиметилцеллюлозу (КМЦ), полиакриламид (ПАА), кремнефтористый натрий и дру гие реагенты.
Ряд минералов пустой породы, в частности углистых, можно) подавлять полиакриламидом. Расход его не превышает 15—20 г/т,, концентрация используемых водных растворов равна 0,05—0,1 %. Кремнефтористый натрий (Na2SiF6), помимо подавления алю мосиликатов, кварца и полевого шпата, осаждает из жидкой фазы пульпы ионы тяжелых цветных металлов, понижает щелочность и улучшает флотацию пирита. Этот реагент при расходе 2—4 кг/г полезно применять при флотации золотосодержащего пирита из шламистых руд. Подавать его можно и в контрольную флотацию.
После установления реагентного режима определяют оптималь ную плотность пульпы и продолжительность флотации. Планировать опыты флотации с различной плотностью пульпы необходимо с учетом общей схемы обработки руды. Если перед флотацией на мечено сгущение, то плотность пульпы будет определяться не толь ко показателями флотации, но и возможностями процесса сгуще ния. Часто, чтобы избежать сгущения, флотируют пульпы с плот ностью ниже оптимальной. Естественно, в этих случаях возрастает требуемый объем флотационных машин, увеличивается расход реагентов и ухудшаются результаты флотации.
Пульпу различной плотности готовят из одной порции измель ченного материала делением ее желобчатым сократителем на ряд частей. Из этих частей составляют различные навески и сгуще нием готовят порции пульпы соответствующей плотности. С изме нением плотности пульпы изменяется эффективность действия со бирателей. Поэтому необходимо провести опыты по уточнению расхода собирателя. Кроме того, надо учитывать также, что с из менением плотности пульпы изменяется и скорость флотации — она может понижаться как в очень плотных, так и в весьма раз бавленных пульпах.
Необходимую продолжительность флотации определяют, при меняя фракционное снятие концентрата. Для этого при флотации в оптимальном режиме снимают за первые, например 2 мин, пер вую фракцию концентрата, за 3 мин после первой — вторую, за 5 последующих минут — третью, и так далее в течение времени, заведомо достаточного для окончания флотации. Полученные фракции концентрата сушат, взвешивают и анализируют на зо лото и другие компоненты. Результаты опыта, можно представить в виде графика, на котором по оси абсцисс отложена продолжи тельность флотации, а на оси ординат — извлечение и содержание в концентрате золота и других полезных компонентов. По графику определяют необходимую длительность флотации для получения определенного извлечения и качества концентрата.
Продолжительность флотации зависит, в частности, от режима работы флотационной машины. Лабораторные машины по сравне нию с полупромышленными и промышленными обычно работают с повышенным удельным расходом воздуха и обеспечивают более интенсивное перемешивание пульпы. В этих условиях флотация за канчивается быстрее, однако крупные частицы золота и сульфидов могут остаться в хвостах. Поэтому программа подробных исследо ваний по флотации (особенно грубоизмельченного материала) должна включать работу на машинах с различными частотой вра щения импеллера и расходом воздуха.
Разработанный режим флотации целесообразно проверить на воде, намечаемой к использованию в промышленных условиях. Если известен химический состав такой воды, то флотацию можно провести с дистиллированной водой после добавления в нее соот ветствующих веществ.
Для выяснения влияния многочисленных факторов на резуль таты флотации по описанной методике и определения оптималь ного режима процесса требуется значительное число флотационных опытов- Положение осложняется тем, что многие факторы яв ляются взаимосвязанными, т. е. с изменением одного фактора из меняется и другой. Поэтому даже после проведения многочислен ных опытов нет полной уверенности в том, что разработанный ре жим флотации действительно является оптимальным. В связи с этим в исследованиях целесообразно использовать математические методы планирования экспериментов и обработки получаемых ре зультатов, что позволит при минимальном числе опытов сделать объективные выводы.
Известно, что флотационные опыты нередко имеют низкую вос производимость. Погрешности, вносимые разделкой, взвешиванием и анализом продуктов, составляет обычно небольшую долю общей погрешности флотационного опыта. Поэтому целесообразно про водить параллельные опыты с последующим объединением одно именных продуктов флотации и отбором одной пробы на анализ. Такой прием уменьшает общую погрешность флотационного опы та. Если наибольшую погрешность вносит пробирный анализ, то для анализа целесообразно от продуктов одного опыта отбирать несколько навесок. Достоверность флотационных исследований по вышают использованием машин с большим объемом камер, а так же совершенствованием флотационного оборудования и стандарти зацией проведения эксперимента.
Разработка схемы флотации включает определение числа кон трольных и перечистных операций, испытание различных способов доизвлечения золота из хвостов флотации, проведение флотации в две или три стадии, испытание схем флотации с раздельной об работкой реагентами песковой фракции.
При определении числа контрольных и перечистных операций можно руководствоваться следующим:
число контрольных операций следует увеличивать при флота ции богатых руд и руд, содержащих труднофлотируемое золото и другие ценные минералы;
число перечистных операций может быть достаточно велико (до пяти-шести), если требуется из сравнительно бедной руды по лучить концентрат высокого качества, а извлекаемые минералы отличаются хорошей флотируемостью.
Получаемые при контрольных и перечистных операциях промпродукты следует изучать для определения их вещественного со става под бинокулярным микроскопом. Знание вещественного со става промпродуктов позволит предусмотреть наиболее рациональ ные способы их обработки. Необходимо также изучать веществен ный состав хвостов и концентратов. При этом, изучая концентра ты, большое внимание необхо-димо уделять компонентам, загряз няющим этот продукт, а, изучая хвосты, в первую очередь следует определять форму нахождения в них ценных минералов.
Чтобы установить возможность сокращения потерь ценных эле ментов с хвостами флотации, последние целесообразно классифи цировать в гидроциклоне на несколько фракций и определять в каждой фракции содержание золота и других ценных компонентов.
Из фракций с повышенным содержанием золота (обычно пе сковых) золото можно извлечь после доизмельчения флотацией совместно с исходным материа лом или в отдельном цикле. В не которых случаях обогащенные золотом фракции целесообразно цианировать. Шламистые фрак ции хвостов нередко обеднены золотом и могут быть отвальны ми продуктами.
Эффективный способ улучше ния показателей — флотация в несколько стадий, обычно в две или три.
Рис.4. Схема двухстадиальной флотации
Первую ста дию флотации проводят на материале, верхний предел крупности которого в 2—4 раза выше, чем во второй. Расход реагентов при двухстадиальной флотации обычно не выше, чем при одностади-альной. Суммарная продолжительность флотации в две стадии также не превышает продолжительности флотации, осуществляе мой в одну стадию.
При обработке многих руд стадиальная флотация позволяет снижать потери золота и других ценных компонентов с хвостами и получать более зернистый концентрат.
Иногда из хвостов первой стадии флотации обработкой в гид роциклоне удается выделить шлам с отвальным содержанием цен ных компонентов.
1.2.3 ЦИАНИРОВАНИЕ
Цианирование основано на использовании в качестве растворите лей золота и серебра солей цианистоводородной кислоты. Эти соли весьма токсичны, поэтому при работе с ними следует строго вы полнять правила техники безопасности.
Приготовление и анализ цианистых растворов. Цианирование обычно проводят, используя водные растворы KCN или NaCN. Вначале приготовляют крепкий раствор цианида (10—15 %) и со храняют его в плотно закрытых склянках. Этот раствор по мере необходимости используют для приготовления рабочих растворов и для повышения концентрации (подкрепления) цианида в жидкой фазе пульпы при цианировании. Перед использованием крепкого раствора определяют в нем концентрацию цианида. Для этого от бирают 10 мл раствора, разбавляют дистиллированной водой в 10—25 раз и титруют.
Для отбора и дозирования цианистых растворов весьма удобно устройство Г. С. Коновалова. Оно представляет собой обычную пипетку с надетым на верхний конец резиновым баллончиком (рис. 5). Баллончик сообщается с каналом пипетки через отвер стие диаметром 1—2 мм. Для отбора раствора баллончик сжи мают большим, средним и безымянным пальцами, нижний конец пипетки погружают в раствор и, закрыв верхний конец пипетки указательным пальцем, засасывают с помо щью баллончика раствор. Когда раствор поднимется выше метки, верхний конец пи петки на короткое время открывают, воздух заполняет баллончик и засасывание пре кращается. После этого доводят уровень раствора до метки, как и при работе с обыч ной пипеткой, и отмеренный раствор выпу скают в сосуд.
Наиболее распространенным методом определения концентрации цианида в ис ходных растворах и растворах, получаемых в результате цианирования руд, является титрование азотнокислым серебром в при сутствии индикатора — йодистого калия. Метод позволяет определять содержание свободного цианида, т. е. цианида (циан-иона), не связанного в недиссоциированные комплексные соединения.
Титрование проводят в следующем по рядке: 10 или 25 мл раствора отмеряют пи петкой в стакан или коническую колбу вме стимостью 100 мл, добавляют 3—4 капли 5 %-го раствора йодистого калия и титруют до появления желтоватой мути йодистого серебра, не исчезающей при взбалтывании. Чтобы лучше заметить момент мути, следует раствор к концу титрования наблюдать перед черным фоном. Титруемый раствор, колба и пипетка должны быть совершенно прозрачными. Мутный раствор необходимо отфильтровать. При работе с растворами, богатыми известью, на колбах и пипетках осаждается углекислый кальций. В этом случае посуду перед употреблением промывают сильно раз бавленной соляной кислотой и затем тщательно водой.
Рис.5. Устройство для дозирования токсичных растворов:
1 – пипетка; 2 – отверстие; 3 – резиновый баллончик.
Раствор азотнокислого серебра для титрования готовят следую щим образом: навеску соли отвешивают на часовом стекле на ана литических весах, смывают дистиллированной водой через воронку в мерную колбу, перемешивают содержимое колбы до полного рас творения соли, после чего добавляют воду до метки и хорошо пе ремешивают раствор. Концентрация раствора азотнокислого сереб ра зависит от концентрации цианида в титруемых растворах и от того, в какой форме предполагается выражать результаты титро вания: в процентах KCN, NaCN или CN. Наиболее крепкими рас творами AgNO3 (табл. 16). можно пользоваться тогда, когда не требуется большая точность определения и когда желательно со кратить длительность операции титрования. Для получения более точных результатов следует пользоваться самыми слабыми из указанных растворов.
Чтобы уменьшить разложение цианистых солей, в растворы добавляют известь, создающую так называемую защитную щелочь. Способность извести создавать в растворе щелочь зависит от со держания в ней свободного оксида кальция — суммы оксида каль ция СаО и гидроксида кальция Са(ОН)2. [13]
Для определения свободного оксида кальция в извести (актив ности извести) в склянку вместимостью 2 л заливают 1 л 2 %-го раствора сахара и засыпают 2 г тонкоизмельченной извести, за крывают склянку резиновой пробкой и перемешивают в течение 2 ч. Затем отстаивают раствор 12 ч, вновь перемешивают в тече ние 1 ч и после отстаивания фильтруют верхний слой раствора че рез сухой фильтр в сухой стакан. От раствора отбирают пипеткой 2—3 пробы по 50 мл, прибавляют к каждой пробе'по 5 капель раствора фенолфталеина (0,5 г фенолфталеина в 50 мл спирта и 50 мл воды) и титруют 0,1 н. раствором щавелевой кислоты (6,303 г кислоты в 1 л раствора) до исчезновения розовой окра ски. Содержание оксида кальция в извести рассчитывают по формуле
СаО = 2,8 V,
где V — объем 0,1 н. раствора кислоты, затраченной на титрование 50 мл раствора сахара после перемешивания его с навеской изве сти, мл.
Используемый при анализе раствор сахара необходимо осво бождать от углекислоты, всегда присутствующей в дистиллирован ной воде. Для этого к раствору добавляют 2—3 капли раствора фенолфта-леина и затем по каплям из пипетки известковой воды до появления слаборозовой окраски.
Содержание защитной щелочи в цианистых растворах обычно определяют после определения свободного цианида в том же рас творе титрованием щавелевой кислотой в присутствии индикатора (0,5 %-го спиртового раствора фенолфталеина). Для этого титруют свободный цианид, как описано выше. При появлении желтой мутит добавляют еще 2—3 капли раствора AgNO3 и затем несколько» капель раствора фенолфталеина, после чего титруют раствором: щавелевой кислоты до исчезновения розовой окраски.
Концентрацию защитной щелочи, как правило, выражают в % СаО. Раствор щавелевой кислоты готовят растворением навески: массой 2,2481 г в 1 л. Для титрования берут 10 мл цианистого раствора; в этом случае 1 мл затраченного на титрование раство ра кислоты соответствует 0,01 % СаО.
Золото в цианистых растворах наиболее успешно определяют атомно-абсорбционным методом. Этот метод позволяет в 100— 200 мл раствора определять золото с чувствительностью 0,02 мг/л. Помимо золота можно определять ряд других металлов со сле дующей чувствительностью, мг/л: серебро 0,05; медь 0,1; цинк 0,03; железо 0,05 и никель 0,4. Определениям мешают органические со единения, о наличии которых при сдаче проб на анализ следует предупреждать.
Надежным методом определения золота является метод, осно ванный на осаждении металла цинком. Известный объем циани стого раствора (200—400 мл) в конической колбе или стакане под крепляют, если требуется, до содержания 0,05—0,07 % NaCN, при бавляют 3 г цинковой пыли и несколько капель 10 %-го раствора уксуснокислого свинца, затем в течение 1 ч нагревают при частом: взбалтывании, не доводя до кипения. После этого добавляют, сильно взбалтывая, 60—100 мл 10 %-го раствора уксуснокислого свинца и 20—30 мл крепкого водного раствора НС1 (1:1) и про должают взбалтывать до тех пор, пока не начнется осветление раствора, выпадение белого осадка хлористого свинца и образо вание свинцово-цинковой губки. Отсутствие этого свидетельствует о недостатке уксуснокислого свинца или цинковой пыли. Раствор кипятят до прекращения выделения пузырьков из губки (до рас творения цинка). Если свинцовая губка получится компактной, то ее вместе с частью раствора переводят в фарфоровую чашку, сжи мают в комок, подсушивают и, завернув в свинцовую фольгу, на правляют на шерберование. Если губка получится разбитой, то раствор фильтруют через фильтр из свинцовой фольги. Фильтр представляет собой конус, в вершине которого проколоты отвер стия, прикрытые кусочком ваты и свинцовой дробью. После филь трования губку отжимают, подсушивают, заворачивают вместе с фильтром в фольгу и шерберуют. [14]
Золото в цианистом растворе можно определять выпариванием раствора в чашке из свинцовой фольги с последующим шерберованием свернутой в комок чашки вместе с осадком. Чашку из фольги вкладывают в фарфоровую чашку, которую устанавливают на песчаную баню, В чашку заливают раствор (не более 2/3 ее объема), по мере упаривания раствор доливают. Перед концом вы паривания, чтобы предупредить возможное разбрызгивание, в чаш ку засыпают 2—3 г глета.
Определение малых содержаний золота в цианистых растворах можно проводить с использованием ионообменных смол.
Цианирование методом перемешивания пульпы применимо к материалам не крупнее 0,3—0,4 мм. В лабораторных условиях этот метод испытывают, применяя различные перемешиватели для закрытых склянок (бутылок), открытых склянок, с механической мешалкой и др. Все они имеют свои преимущества и недостатки, что следует учитывать при планировании экспериментов и оценке получаемых результатов.
Рис. 6. Перемешиватель для от крытых склянок:
/ — станина; 2 — фиксатор; 3 — валок; 4 —склянка
вместимостью 0,5—1 л
Перемешиватель для закрытых склянок обеспечивает хорошее перемешивание пульпы, но циани рование протекает без доступа свежего воздуха. Последнее вы нуждает перед началом цианирования загружать в пульпу окис литель, (обычно перекись бария 0,5—1 г на 100 г руды) или пе риодически останавливать перемешиватель, снимать склянки и вы держивать их с открытыми пробками для обновления воздуха (аэрации). Остановка перемешивателя и снятие склянок необходи мы и для подкрепления раствора щелочью и цианидом.
В перемешивателе для открытых склянок (рис. 6) последние вращаются без пробок в наклонном состоя нии, опираясь нижней частью на вращающиеся валки, а горлыш ком — на вырез в неподвижной пластинке. Обмен воздуха в процессе цианирования происходит постоянно. Недостаток перемешивателя заключается в слабом перемешивании крупного и тяже лого материала.
Рис. 7. Пневматический перемеши ватель:
1 — корпус; 2 — труба; 3 — ограничитель; 4 — штатив
Пневматический пере мешиватель (рис. 7) позво ляет хорошо перемешивать и аэрировать пульпу, но расход ци анида и извести в нем, как пра вило, повышенный; кроме того, при работе трудно избежать раз брызгивания пульпы.
Используемый в ЦНИГРИ перемешиватель с меха нической мешалкой (рис. 8) имеет три съемных сосуда вместимостью 5,2; 3 и 0,75 л. Ин тенсивность перемешивания в нем изменяют, устанавливая раз личную частоту вращения импеллера, а также применяя импеллеры различного диаметра. В процессе длительного перемеши вания пульпы часть раствора ис паряется. Это вынуждает для сохранения заданной плотности пульпы периодически добавлять в перемешиватель воду или цианистый раствор.
Подготовка материала к цианированию может включать следующие операции: измельчение, гравитационное обо гащение, промывку водой или кислотами, щелочную обработку, классификацию на пески и шламы.
Измельчение и гравитационное обогащение проводят обычны ми методами. Пульпу после указанных операций сгущают, делят желобчатым делителем и каждую порцию загружают в перемеши ватель. Методом гравитационного обогащения из материала извле кают крупные частицы золота и золотосодержащие сульфиды, что позволяет сократить продолжительность последующего цианиро вания и получить более бедные золотом хвосты.
Промывать материал водой для удаления из него водораство римых соединений можно в перемешивателе с механической ме шалкой или в каком-либо сосуде. Материал перемешивают 1— 2 мин и оставляют для отстаивания; отстоявшуюся жидкую фазу декантируют. Кислотами (H2SO4 или H2SO3) наиболее часто промывают огарки, получаемые при обжиге флотационных концен тратов. Огарки перемешивают 20—30 мин в слабом растворе кис лоты; раствор декантируют или удаляют фильтрованием, остаток промывают водой и цианируют.
Рис.8. Перемешиватель с механической мешалкой:
1 – электродвигатель; 2 – станина; 3 – сменные сосуды.
Щелочную обработку (перемешивание материала в известковой среде) проводят с целью улучшения показателей последующего цианирования. Режим обработки определяют экспериментально, обычно придерживаются следующих параметров: концентрация СаО в жидкой фазе 0,03—0,04 %, продолжительность перемешива ния 3—6 ч. Последующее цианирование проводят в одних случаях после промывки материала, в других — без промывки.
Перед цианированием материал классифицируют в гидроцик лоне отмучиванием или в восходящем потоке воды. Получаемые продукты цианируют раздельно. Это позволяет осуществить про цесс в оптимальных условиях: шламы цианируют методом переме шивания в течение короткого промежутка времени с использова нием сорбентов, а пески — методом просачивания раствора.
Параметры цианирования определяют выполнением се рии опытов с изменением одного параметра при постоянном зна чении других. В первую очередь определяют влияние степени из мельчения материала на извлечение золота в раствор. Для этого цианируют по одной навеске материала крупностью — 0,3; — 0,21; — 0,1; — 0,15; — 0,071 и — 0,04 мм (точнее, 95—98% указанного класса) при следующих условиях: содержание твердого в пульпе 33%, концентрация NaCN 0,05—0,07% и СаО 0,01—0,02%, про должительность цианирования 24 ч. Цианирование следует про водить при возможно более постоянных концентрациях цианида и извести. Для этого в пульпу добавляют столько оксида кальция: и цианида, сколько необходимо для создания заданной концентра ции этих реагентов в жидкой фазе. После 10—15 мин перемеши вания от пульпы пипеткой с широким капилляром отбирают пробу объемом 50—70 мл, которую фильтруют через сухой фильтр или отстаивают с последующим определением концентрации цианида и извести в жидкой фазе. Твердую фазу и остатки жидкой фазы возвращают в перемешиватель. Пробу можно отобрать и от жид кой фазы пульпы после остановки перемешивателя и отстаивания. Убыль жидкой фазы, вызываемую титрованием и испарением, вос полняют добавлением цианистого раствора или воды.
Определив концентрации цианида и извести, рассчитывают мас су реагентов, необходимых для достижения начальных концентра ций. Известь добавляют в пульпу в виде порошка, а цианид — в. виде крепкого раствора. Расчет производят по формулам
"где q — масса извести для подкрепления, г; V — объем жидкой фазы в перемешивателе, мл; С — начальная концентрация оксида кальция или цианида, %; С2 — концентрация оксида кальция или цианида в пробе, %; Сизв — концентрация оксида кальция в изве сти, %; V — объем крепкого цианистого раствора для подкрепле ния, мл; Ср — концентрация крепкого цианистого раствора, %.
После подкрепления пульпу перемешивают 15—20 мин, вновь отбирают пробу и определяют концентрацию цианида и оксида кальция. При необходимости производят подкрепление и продолжают цианирование. Так поступают до тех пор, пока концентра ции цианида и щелочи станут постоянными. Обычно при цианиро вании первичных малосульфидных руд подкрепление производят через 10; 20; 30; 60 мин и далее через каждые 2—3 ч. При циа нировании сложных руд, требующих повышенных расходов ре агентов, подкрепление приходится производить более часто. Еди новременная загрузка больших доз цианида или извести, создаю щих избыточную концентрацию, приводит к увеличению расхода реагентов, а в ряде случаев и к снижению извлечения золота.
По окончании цианирования фильтрованием или отстаиванием с последующей декантацией отделяют золотосодержащий раствор от твердой фазы—хвостов. В растворе определяют концентрации цианида, щелочи и золота. Содержание этих компонентов в рас творе рассчитывают, исходя из их концентрации и всего объема раствора в. пульпе. После этого подсчитывают полный и безвоз вратный расход цианида и извести. Под полным расходом пони мают всю массу реагента, затраченного на цианирование, включая и остатки после цианирования в жидкой фазе. Эти остатки можно возвращать в процесс цианирования при оборотном использовании цианистых растворов. Исключая из полного расхода реагентов остатки после цианирования в жидкой фазе получают безвозврат ный расход. Обычно расход цианида не превышает 1—2 кг/т. Рас ход резко возрастает при цианировании руд, содержащих раство римые в цианиде минералы.
Хвосты цианирования заливают водой и, перемешивая, добав ляют раствор перманганата калия до слабо-розового окрашива ния. Перемешивание продолжают до исчезновения окраски, затем вновь добавляют раствор перманганата и перемешивают. Эти опе рации повторяют до тех пор, пока окрашивание не будет исчезать при перемешивании, что указывает на разрушение всего цианида. После этого хвосты 3—4 раза промывают водой, при необходимо сти доизмельчают, и анализируют на золото.
Определив оптимальную крупность материала при цианирова нии, проводят серии опытов с изменением продолжительности циа нирования (6; 12; 16; 24; 48 ч), содержания твердого в пульпе (33; 40 и 50%) концентрации извести (от 0,005 до 0,25% СаО) и цианида (от 0,01 до 0,1 % NaCN), температуры пульпы. Все опы ты проводят по описанной выше методике с периодическим под креплением раствора щелочью и цианидом. После каждого опыта подсчитывают расход реагентов и определяют извлечение золота в раствор.
Оценивая роль концентрации извести, надо учитывать влияние ее не только на расход цианида, но и на извлечение золота. Очень часто минимальный расход цианида наблюдается при такой щелочности, при которой ухудшается растворение золота. В этом слу чае за оптимальную следует принять более низкую концентрацию извести, при которой растворение золота будет достаточно полным и быстрым, хотя и с повышенным расходом цианида. С другой сто роны, цианистые растворы должны иметь такую щелочность, ко торая надежно предупреждает разложение цианида с образова нием легко летучей HCN.
Планируя опыты при различной температуре, следует учиты вать, что температура пульпы в зимний период на многих фабри ках снижается до 8—10 °С и даже ниже, а в летний период на фабриках, расположенных в южных районах страны, достигает 30 °С. При низких температурах растворение золота резко замед ляется, подавляющее действие избытка гидроксида кальция воз растает; При повышенной температуре увели-чивается расход циа нида. Способы поддержания заданной температуры пульпы выби рают в каждой лаборатории с учетом имеющихся возможностей.
Операция выщелачивания при цианировании длится обычно около 24 ч, а на теллуристых рудах до 200 ч. Причина заклю чается в малой скорости растворения золота и теллуридов этого металла; чистое золото растворяется с максимальной скоростью 3,35 мг/(см2·ч) или 1,68 Mkm/ч. Известны следующие методы ускорения растворения золота и серебра при циа нировании:
более интенсивное перемешивание пульпы; замена NaCN на KCN; цианирование под давлением;
использование в качестве окислителя чистого кислорода; цианирование при повышенной температуре (не выше 30— 35 °С);
физические и электрохимические воздействия на пульпу.
Испытывая тот или иной метод, необходимо определять его влияние не только на скорость растворения золота и серебра, но и на растворимость других компонентов руды, расход реагентов, последующую операцию осаждения благородных металлов.
Исследователями доказана возможность осуществлять циани рование в морской воде. Скорость растворения золота в этом слу чае несколько выше, оптимальное значение рН 10,2. К сожалению, не изучено влияние морской воды на растворение серебра, а так же на осаждение благородных металлов из цианистых растворов, в частности ионообменными смолами в условиях многократного их использования.
Рис. 9. Схема цианирования Рис. 10. Схема трехстадиального
с из мельчением материала цианирования в водной среде
В производственных условиях наиболее распространены сле дующие схемы цианирования:
схема с измельчением материала в водной среде, после дующим сгущением, выщелачиванием золота из сгущенного про дукта и фильтрованием;
схема стадиального цианирования;
схема с измельчением материала в цианистой среде и с оборотным использованием растворов;
4) противоточная схема с применением многократного сгущения.
В лабораторных условиях первую схему можно воспроизвести Так, как показано на рис. 9. После измельчения материал сгу щают до макси-мальной плотности, если это не ухудшит показатели последующего выщелачивания.
Схема стадиального цианирования, осуществляемого в лабора-
торных условиях, показана на рис. 10. Золотосодержащие раство-
ры после каждой стадии выщелачивания выделяют сгущением, или
фильтрованием, или последовательным применением этих опера
ции.
Противоточную схему цианирования целесообразно испытывать. В полупромышленных условиях.
Цианирование методом просачивания раствора осуществляют шумя способами:
перколяцией — просачиванием раствора через слой материала и чане;
кучным выщелачиванием — просачиванием раствора через кучу (штабель) материала на открытой площадке.
Перколяцию испытывают на песковых фракциях измельченных руд, а также на рыхлых и пористых рудах, огарках и других про дуктах. Известны случаи перколяции руд крупностью —10 мм. При перколяции песковой фракции руды шламистую фракцию обычно цианируют методом перемешивания. [15]
2. ИЗУЧЕНИЕ ВЕЩЕСТВЕННОГО СОСТАВА РУДЫ
2.1 Подготовка проб руды к исследованиям
В качестве объекта исследования выбраны пробы руды месторождения Амантайтау (Северный участок).
Технологические пробы разделывались и подготавливались к исследо-ваниям по схеме. Рис. 11.
В нее входят операции дробления, сокращения, перемешивания, измельчения, конечная крупность руды составляла -3+0 мм.
С целью изучения вещественного состава руды были отобраны образцы для минералогического анализа, готовились средние пробы, которые анализировались методами спектрального, химического, рационального на золото и серебро и гранулометрического анализов.
2.2 Спектральный анализ средней пробы руды
Полуколичественный спектральный анализ выполнялся в спектральной лаборатории ИМР.
Результаты приведены в табл 2.
Таблица 2
|
№
|
Элементы
|
Содержание,
|
№
|
Элементы
|
Содержание,
|
|
п/п
|
|
%
|
п/п
|
|
%
|
|
1.
|
Кремний
|
>1
|
12
|
Цирконий
|
0,006
|
|
2.
|
Алюминий
|
> 1
|
13
|
Медь
|
0,01
|
|
3.
|
Магний
|
> 1
|
14
|
Цинк
|
0,006
|
|
4.
|
Кальций
|
> 1
|
15
|
Свинец
|
0,001
|
|
5.
|
Железа
|
> 1
|
16
|
Натрий
|
0,06
|
|
6.
|
Марганец
|
0,04
|
17
|
Барий
|
0,03
|
|
7.
|
Никель
|
0,006
|
18
|
Таллий
|
0,001
|
|
8.
|
Кобальт
|
0,003
|
19
|
Бериллий
|
0,001
|
|
9.
|
Титан
|
0.1
|
20
|
Мышьяк
|
0.2
|
|
10.
|
Ванадий
|
0,001
|
21
|
Иттрий
|
0,001
|
|
11
|
Хром
|
0,004
|
22
|
Иттербий
|
0,001
|
2.3 Химический анализ средней пробы руды.
Результаты полного химического анализа приведены в табл. 3
Таблица 3
|
№ п/п
|
Компоненты, элементы
|
Содержание, %
|
№ п/п
|
Компоненты, элементы
|
Содержание, %
|
|
1.
|
Кремнезем
|
53,04
|
12.
|
Оксид фосфора
|
0,11
|
|
2.
|
Оксид железа +2)
|
8,98
|
13.
|
±Н2О
|
0,60
|
|
3.
|
Оксид железа +3)
|
1,25
|
14.
|
Оксид серы (+6)
|
0,48
|
|
4.
|
Оксид титана
|
0,32
|
15.
|
Сера сульфид.
|
7,85
|
|
5.
|
Оксид марганца
|
0,05
|
16.
|
Мышьяк
|
0,16
|
|
6.
|
Глинозем
|
4,75
|
17.
|
Сурьма
|
<0,05
|
|
7.
|
Оксид кальция
|
6,44
|
18.
|
Медь
|
0,014
|
|
8.
|
Оксид магния
|
4,9
|
19.
|
Висмут
|
0,003
|
|
9.
|
Оксид калия
|
0,54
|
20.
|
Цинк
|
0,005
|
|
10.
|
Оксид натрия
|
0,26
|
21.
|
Золото, г/т
|
10,47
|
|
11.
|
Оксид углерода
|
9,35
|
22.
|
Серебро, г/т
|
4,11
|
2.4 Рациональный анализ руды на золото
Формы нахождения золота в руде изучались с помощью рационального анализа, который проводился по стандартной методике, основанной на последовательном выщелачивании из руды золота цианистым раствором после предварительного освобождения его от ассоциации с другими рудными и породообразующими компонентами. В схему была включена операция щелочной обработки, целью которой являлось освобождение золота от ассоциации с минералами сурьмы и мышьяка (кроме арсенопирита и соединений пятивалентной сурьмы). Вскрытие окисленных минералов железа и марганца достигалось обработкой кеков I цианирования горячим раствором соляной кислоты. [16]
Рис. 12
СХЕМА РАЗДЕЛКИ И ПОДГОТОВКИ РУДЫ К ИССЛЕДОВАНИЯМ
Для освобождения золота, ассоциированного с тонкодисперсными сульфидами железа и др., применяли обжиг с последующей солянокислотной обработкой огарка.
Результаты приведены в табл. 4
Таблица 4
Результаты рационального анализа на золото и серебро.
|
Форма и характер ассоциации золота и серебра с рудными и породообразующими компонентами
|
Распределение
|
|
|
золото
|
серебро
|
|
|
г/т
|
%
|
г/т
|
%
|
|
Золото, серебро в виде свободных метал-лических зерен (амальгамируемые).
Золото, серебро в виде сростков с др. компонентами, хлориды, простые сульфиды серебра (цианируемые).
|
-
4,17
|
-
39,8
|
-
1,61
|
-
39,2
|
|
Золото, серебро, ассоциированные с минера-лами и химическими соединениями сурьмы, мышьяка; сульфат соли серебра (цианируе-мые после щелочной обработки).
|
-
|
-
|
-
|
-
|
|
Золото, серебро, ассоцированные с оксидами с гидрооксидами железа, марганца (циани-руемые после солянокислотной обработки).
|
-0,2
|
1,9
|
1,2
|
29,2
|
|
Золото, серебро, тонковкрапленные в суль-фидах (цианируемые после обжига и соляно-кислотной обработки)
|
6,0
|
57,3
|
1,2
|
29,2
|
|
Золото, серебро, тонковкрапленные в кварце и др. кислотнонерастворимых минералах.
|
0,1
|
1,0
|
0,1
|
2,4
|
|
Итого в руде:
|
10,47
|
100,0
|
4,11
|
100,0
|
- Гранулометрический анализ руды.
Для выяснения распределения золота по классам крупности исходной руды (кл. крупности 3-0 мм) были подвергнуты гранулометрическому анна-лизу. Результаты гранулометрического анализа пробы показаны в табл. 5
Таблица 5
Результаты гранулометрического анализа проб руды крупностью 3-0 мм.
|
Кл. крупности, мм
|
Выход, %
|
Содержание, г/т
|
Распределение, %
|
|
|
|
золото
|
серебро
|
золото
|
серебро
|
|
-3 + 2,5
|
0,10
|
12,7
|
2,6
|
0,1
|
0,1
|
|
-2,5+1,4
|
7,7
|
11,6
|
2,9
|
8,6
|
5,0
|
|
-1,4+1,0
|
30,6
|
9,82
|
1,9
|
29,0
|
12,9
|
|
- 1,0 + 0,315
|
28,8
|
9,34
|
4,8
|
25,9
|
30,7
|
|
-0,315 + 0,1
|
14,4
|
11,17
|
3,8
|
15,5
|
12,2
|
|
-0,1 +0,074
|
9,2
|
12,31
|
8,8
|
10,9
|
18,0
|
|
- 0,074 + 0
|
9,2
|
11,28
|
10,3
|
10,0
|
21,1
|
|
Руда -3 + 0
|
100,0
|
10,4
|
4,5
|
100,0
|
100,0
|
Как следует из табл.5., в мелких классах заметно повышается содер-жание благородных металлов.
2.6. Измельчаемость руды.
Для выяснения характера измельчаемости руды проведены опыты измельчения руды проб крупностью 3-0 мм в лабораторной шаровой мельнице типа 40 м л при соотношении компонентов Т:Ж:Ш, равным 1: 0,75:6 в течение различного времени измельчения. Измельченная руда подвергалась мокрому грохочению по классу - 0,074 мм. Характеристика измельчаемости приведена в табл. 6
Таблица 6
Зависимость выхода класса - 0,074 мм от времени измельчения руды
|
Класс
крупности,
мм
|
Выход класса (%) при времени измельчения, мин
|
|
|
0
|
10
|
20
|
35
|
50
|
60
|
70
|
80
|
90
|
100
|
110
|
120
|
|
-0,074
|
9,2
|
14,5
|
20,5
|
39,5
|
51,6
|
57
|
64
|
72
|
86,5
|
81,5
|
83,5
|
91,0
|
2.7. Минералогический анализ.
Исследуемая технологическая проба характеризуют золото-сульфидно-кварцевые руды. Изучение взаимоотношений рудных и жильных минералов, крупности золота и форм его нахождения, минералов-концентраторов золота, распределения по минералам, выделение технологического типа руд произ-водилось оптическими и химико-аналитическими методами исследований: минералогическим, петрографическим, шлиховым, лазерным, атомно-абсорбционным, химическим и др.
Технологическая проба представлена штуфами кварц-карбонатного, колчеданного состава, обломками, метаалевролитов, слюдистокремнистых и углисто-слюдистых сланцев темно-серого, черного цвета. Структура пород микрогранобластовая, бластоалевролитовая, текстура в основном, массивная, реже неясно слоистая. Породы интенсивно прожилково кварцеваны, карбонатизированы. [17]
Перечень минералов, слагающих данные руды, их примерные количественные соотношения приведены в табл. 7
Таблица 7
Примерные количественные соотношения слагающих руды минералов,
размеры их выделений
|
Минералы
|
Содержание в, %
|
Размеры, в мм
|
|
|
|
От
|
До
|
|
Золото самородное
|
знаки
|
0,001
|
0,05
|
|
Шеелит
|
знаки
|
0,03
|
0,08
|
|
Пирит
|
15,0
|
0,001
|
1,5
|
|
Марказит
|
|
0,01
|
0,25
|
|
Арсенопирит
|
0,3
|
0,01
|
0,2
|
|
Халькопирит
|
знаки
|
0,02
|
0,15
|
|
Блеклая руда
|
0,2
|
0,005
|
0,03
|
|
Пирротин
|
знаки
|
0,02
|
0,05
|
|
Галенит
|
знаки
|
0,01
|
0,015
|
|
Сфалерит
|
0,01
|
0,01
|
0,1
|
|
Цинкенит
|
знаки
|
0,01
|
0,1
|
|
Магнетит
|
0,1
|
0,02
|
0,06
|
|
Гетит
|
0,5
|
0,01
|
0,3
|
|
Углистое вещество
|
0,5
|
пленочные скопления
|
|
Кварц
|
44,0
|
0,1
|
0,6
|
|
Карбонаты
|
20,5
|
0,1
|
0,5
|
|
Полевые шпаты
|
5,0
|
0,05
|
0,35
|
|
Мусковит,серицит
|
5.0
|
0,05
|
0,4
|
|
Каолинит
|
1,5
|
пленечные скопления
|
|
Хлориты
|
6,0
|
0,1
|
0,3
|
|
Гипс
|
0,8
|
0,1
|
0,4
|
|
Апатит
|
0,3
|
0,04
|
0,2
|
|
Ильменит
|
0,3
|
0,02
|
0,1
|
|
Рутил
|
знаки
|
0,02
|
0,1
|
|
Турмалин
|
знаки
|
0,1
|
0,3
|
Ниже приводится краткое описание главных минералов технологической пробы.
Золото самородное является главным промышленно-ценным компонентом руды. Основным носителем и концентратором золота является пирит. Отмечается золото так же в арсенопирите, кварце, в блеклой руде и карбонате. Золото в материале проб распределяется весьма неравномерно. Содержание золота в минералах приведены в табл. 8
Таблица 8
Результаты атомно-абсорбционного анализа мономинеральных проб и
смесей.
|
Минерал
|
Содержание, в г/т
|
|
|
золото
|
серебро
|
|
Пирит
|
62,2
|
10
|
|
То же
|
72,4
|
5,0
|
|
То же
|
64,4
|
12,0
|
|
Арсенопирит
|
50,0
|
16,0
|
|
То же
|
64,1
|
13,5
|
|
То же
|
65,7
|
13,5
|
|
Кварц белый
|
0,5
|
<0,1
|
|
Кварц серый
|
0,5
|
<0,1
|
Как видно, из табл. 8 и по результатам просмотра полированных шлифов можно сделать вывод, что основная часть золота связана с пиритом. По данным рационального анализа содержание золота в пробе, связанного с сульфидами составляет в сумме 57,3 %. Из-за мизерного количества блеклой руды определить в ней содержание золота не представлялось возможным. На нерудные минералы приходится незначительная часть золота 1-2 %.
По классификации Н.В. Петровской, золото в рудах тонкодисперсное, пылевидное и очень мелкое. Примерные подсчеты показали, что первые два класса крупности золота в руде присутствуют приблизительно в равных количествах, а на долю очень мелкого приходится незначительная часть- 1-3 % от всего золота в руде.
Золотники имеют разнообразную форму. Тонкодисперсное и пыле-видное золото представлено каплевидными, комковатыми частицами, изо-метричными вкраплениями, проволочными извилистыми проческами. Для очень мелкого золота установлены пластинчатые, комковатые золотины, в пирите, арсенопирите и в блеклой руде. Золото образует различного вида сростки, дает секущие прожилки, образует срастания с ними, редко отмеча-ется в виде точечной сыпи. Золото в перечисленных сульфидах распреде-ляется неравномерно. В кварц карбонатных жилах самородное золото обра-зует единичные сростки.
ПИРИТ является одним из наиболее распространенных сульфидов, содержание его в пробе 15 %. Пирит, в основном, отмечается в породах, более редко встречается в кварц-карбонатных жилах, образует колчеданные штуфы. В породах наиболее обогащены серицитизированные участки. В породах и колчеданных штурах пирит образует тонко и мелкодисперсные образования и их скопления, реже кристаллики кубической и пентагондодекаэдрической формы. В породах также образует тонкие секущие прожилки кристаллического и зернистого строения. В кварц-карбонатных жилах отмечается в виде единичных, рассеянных кубических и пентагондодекаэдрических кристалликов, редких нитевидных прожилков и гнездообразных скоплений. Размер выделений пирита от 0,001 до 1,5 мм. В руде минерал встречается в виде образований с четкими ограничениями. Часто в пирите отмечается сложное зональное строение. В пробе вокруг хорошо ограненных кристаллов отмечаются зонки пирита неправильной формы, а также в единичном случае встречено колломорфное зональное выделение переходной разности пирита в марказит.
Пирит является главным концентратором золота. Золото встречается как в платном, так и кавернозцом пиритах. В них золото отмечается в виде различного вида вростков, проволочных просечек, редко секущих прожилков, а также образует с пиритом тесные срастания. Кроме золота, пирит образует различного вида срастания с халькопиритом, блеклой рудой, арсенопиритом, а так же содержит включения зерен последних двух минералов и прожилки гетита.
Химическим анализом в пиритах установлены: селен и теллур, данные анализа показаны в табл. 9
Таблица 9
Содержание селена и теллура в пиритах, арсенопиритах
|
№№
|
Минерал
|
Содержание, г/т
|
|
п/п
|
|
Селен
|
Теллур
|
|
1.
|
Пирит
|
3
|
7
|
|
2.
|
То же
|
7
|
22
|
|
3.
|
То же
|
8
|
35
|
|
4.
|
Арсенопирит
|
8
|
35
|
|
5.
|
То же
|
6
|
30
|
АРСЕНОПИРИТ. Содержание минерала в пробе незначительное. Встречается в породах совместно с пиритом в виде включений ромбических, призматических кристаллов, изометричных зерен, образуя неравномерную вкрапленность. Размер кристаллов и зерен колеблется от 0,01 до 0,5 мм. Арсенопирит образует срастания с пиритом, с блеклей рудой, часто содержит включения самородного золота. Содержания золота в арсенопиритах приведены в табл.8. Химическим анализом в арсенопиритах установлено наличие селена и теллура, данные приведены в табл. 9.
БЛЕКЛАЯ РУДА содержится в пробе в количестве 0,2 %. Отмечается в слюдисто-кремнистых сланцах и колчеданных штуфах в виде ксеноморфных зерен размером 0,005 до 0,25 мм, преобладающий размер до 0,015 до 0,05 мм. Блеклая руда, в основном, отмечается в срастании с другими рудными минералами такими как пирит, арсенопирит, халькопирит. Часто содержит включения зерен пирита, арсенопирита, различного вида вросток. В пробе отмечаются тесные срастания блеклой руды и самородного золота, но чаще минерал содержит самородного золота в виде вростков, просечек. Из-за незначительного содержания блеклой руды в пробе и тесного срастания с другими минералами определить в ней золото не представилось возможным. В пробе локальным спектральным анализом в минерале устанавливается повышенные содержания серебра, цинка до 1 %.
ХАЛЬКОПИРИТ встречен в пробах, реже в кварцевых штуфах совместно с другими сульфидами. Наиболее часто халькопирит встречается в срастаниях с пиритом, блеклой рудой, сфалеритом, а также изредко сам содержит ксеноморфные включения этих минералов. Выделения самородного золота в халькопирите не обнаружены, но в единичных случаях в пробе отмечаются срастания самородного золота в халькопирите. Форма выделений последнего в основном неправильная.
Размер их колеблется от 0,02 до 0,15 мм, преобладающий размер 0,025 - 0,06 мм.
ГАЛЕНИТ в виде единичных образований наблюдается в аншлифах. Минерал образует мелкие включения в кварцевых прожилках. Размер их не превышает 0,015 мм.
СФАЛЕРИТ. В пробе единичные зерна минерала встречены в продуктах обогащения. Сфалерит образует выделения неправильной формы, встречается в срастаниях с халькопиритом, редко пиритом.
ГЕТИТ отмечается в слюдистых, слюдисто-кремнистых сланцах и колчеданных штуфах в виде самостоятельных выделений, зернистых агрегатов, выполняющих микротрещины и пустоки в пиритах, редких пленок на зернах пирита. Размеры выделений колеблется от 0,01 до 0,3 мм, преобладающий размер 0,035-0,1 мм.
КАРБОНАТЫ в руде представлены доломитом и кальцитом. В пробе дополнительно отмечается анкерит. Содержание карбонатных минералов приведены в табл. 7. В пробе карбонаты образуют комплексные жилы, в которых преобладает анкерит, доломит, а кальцит отмечается в виде небольших гнезд, выполняет интерстиции.
Состав карбонатных жил определен термическим анализом.
Карбонаты в жилах крупнокристаллические в нитевидных прожилках тонко-и мелкозернистые, корочки и пленки так же сложены тонкозернистым материалом. Из рудных минералов в карбонатных жилах, гнездах отмечается только пирит, который образует как единичные кристаллы, так и колчеданные скопления.
Золота в карбонатах либо отсутствуют, либо содержание его незначительно и приведены в табл. 8.
КВАРЦ является главным нерудным минералом проб (табл.7). Минерал слагает карбонатно-кварцевые жилы и входит в состав вмещающих пород. В основной массе пород он представлен тонкозернистой разновидностью. В жилах и в прожилках отмечается
среднекрупнозернистый кварц. В жильном кварце рудная минерализация отмечается в виде редких включений, чаще отмечается по трещинам. Самородное золото встречено в средне-крупнозернистом кварце в виде единичных включений, относящихся к классу пылевидного золота. [18]
ВЫВОДЫ ПО ИЗУЧЕНИЮ ВЕЩЕСТВЕННОГО СОСТАВА РУДЫ
1. Изученная технологическая проба является представительными для сульфидных руд месторождения Амантайтау (участок Северный).
2. Главные рудные минералы в пробе - самородное золото, пирит, в меньшей мере арсенопирит. Нерудная часть пробы представлена кварцем, карбонатами, полевыми шпатами, слюдистыми и глинистыми минералами.
3. Основным промышленно ценным компонентом руды является самородное золото. Содержание его в пробе составило 10,47 г/т.
4. Золото в пробе руды преимущественно тонкодисперсное и пылевидное, очень мелкое. Количество золота связанного с сульфидами составляет
57,3 %.
5. Попутным полезным компонентом в пробе является серебро, определенный интерес может представить сера сульфидная, которая содержится в пробе 7,85 %.
6. Вредными примесями в руде являются мышьяк - 0,16 %, сурьма < 0,05 и глинозем - 4,75 %.
7. Исходя из результатов изучения вещественного состава руды, для извлечения благородных металлов из руды следует наиболее рациональным способом считать флотацию.
3. ИЗУЧЕНИЕ ОБОГАТИМОСТИ РУДЫ
3.1. Методы, аппаратура и направление исследований
На основании изучения вещественного состава руды, характера вкрапленности минералов, а также на основании литературных данных, в качестве основного метода обогащения была принята флотация; в качестве вспомогательных - цианирование исходной руды и продуктов обогащения и гравитационное обогащение руды. Результаты обогащения оценивались по данным спектрального и химического анализов (золота и серебра с помощью атомно-абсорбционного спектрометра фирмы «Перкин - Элмер»). В конечных продуктах оценивали содержание ценных и вредных примесей. Измельчение руды проводилось в лабораторной шаровой мельнице марки 40 мл при соотношении руды, воды и шаров Т:Ж = Ш = 1: 0,75 : 6.
Гравитационные опыты проводились на концентрационным столе марки 30 КС.
Флотация руды осуществлялась в лабораторных флотомашинах марки 237 ФЛ-А и 240 ФЛ-А с камерами, емкостью 3,0 и 1,0 л и во флотомашине «МЕХАНОБР» с камерой, емкостью 0,5 л.
3.2. Гравитационное обогащение руды.
Опыты по гравитационному обогащению руды проводили на концентрационном столе марки 30 КС.
Схема обогащения показана на рис.13. Пробы руды измельчали до различной крупности и затем каждую пробу обогащали на концентрационном столе при следующем режиме работы: частота колебаний 110 ходов в минуту, амплитуда колебаний - 11 мм, поперечный уклон деки -20 мм/м, расход смывной воды - 4,5 л/мин. [19]
Рис.13. СХЕМА ГРАВИТАЦИОННОГО ОБОГАЩЕНИЯ РУДЫ
Опыты проводились при крупности измельчения руды 1,0; 0,5; 0,25 и 0,1 мм.
Результаты лучших опытов при оптимальной крупности приведены в табл. 10.
Таблица 10
Результаты опытов гравитационного обогащения руды в оптимальном
режиме.
|
|
Выход, %
|
Содержание, г/т
|
Извлечение, %
|
Оптимальная
|
|
Продукты
|
|
|
|
|
крупность
|
|
обогащения
|
|
|
|
|
|
измельчения, мм
|
|
|
|
Аu
|
Аs
|
Аu
|
Аs
|
|
|
Концентрат
|
4,2
|
84,0
|
12,9
|
34,8
|
13,2
|
|
|
Промпродукт-1
|
3,6
|
19,3
|
7,3
|
6,8
|
6,3
|
|
|
Промпродукт-1
|
10,4
|
6,9
|
5,4
|
71
|
13,5
|
0,5+0
|
|
Хвосты стола
|
31,8
|
6,36
|
3,4
|
51,3
|
67,0
|
|
|
Руда
|
100,0
|
10,14
|
4,14
|
100,0
|
100,0
|
|
Из табл. 10 видно, что при гравитационном обогащении руды получен концентрат с выходом 4,2 %, содержащий 84,0 г/т золота, извлечение которого составляет 34,8 %. Оптимальная крупность измельчения руды для гравитационного обогащения 0,5 + 0 мм.
3.3. Флотационное обогащение руды.
За основу при исследованиях флотации была принята схема, разработанная ранее для сульфидных руд месторождения Амантайтау. Схема включала операции основной флотации, две перечистки пенного продукта, доизмельчение до 95 % класса - 0,074 мм камерного продукта и контрольную флотацию с половинным расходом исходных реагентов (рис.14).
В ходе исследований проводилась уточнение расходов реагентов и крупности измельчения исходной руды. В табл. 11 приведены оптимальные расходы реагентов и крупности измельчения руды, в табл. 12 - результаты флотации по разработанным схемам в открытом цикле и в табл. 13 - в замкнутом цикле (по принципу непрерывного процесса; на 8 навесках).
Крупность измельчения исходной руды варьировалась от 64 до 95 % кл. - 0,074 мм, расходы (в г/т): соды 0-3000, медного купороса 0-1500, БКК (бутилового ксантогената калия) - 50-200, Т-80-40-100. В контрольную флотацию загружалось половинное количество реагентов, перечистки проводились без реагентов. Обязательной является операция доизмельчения хвостов основной флотации перед контрольной. [20]
Таблица 11
Оптимальные расходы реагентов и крупность измельчения для флотации проб руды
|
Оптимальные значения параметров процесса
|
Проба руды
|
|
Крупность измельчения исходной руды % кл.- 0,074 мм Расход реагентов в основную флотацию, г/т: соды
|
80
1500
|
|
Медного купороса
|
300
|
|
БКК
|
150
|
|
Т-80
|
60
|
|
В контрольную, г/т: соды
|
750
|
|
Медного купороса
|
150
|
|
БКК
|
75
|
|
Т-80
|
30
|
|
Перечистки:
|
Без реагентов
|
Рис. 14 СХЕМА ФЛОТАЦИИ В ОТКРЫТОМ ЦИКЛЕ
Таблица 12
Результаты флотации руды по разработанной схеме в открытом цикле
|
Продукты обогащения
|
Выход, %
|
Содержание, г/т
|
Извлечение, %
|
|
|
|
Золото
|
Серебро
|
Золото
|
Серебро
|
|
Концентрат
|
14,9
|
63,0
|
19,7
|
89,7
|
70,6
|
|
Промпродукт-1
|
6,9
|
3,9
|
1,5
|
2,6
|
2,5
|
|
Промпродукт-2
|
2,8
|
6,6
|
6,6
|
1,8
|
4,5
|
|
Промпродукт-2
|
4,1
|
6,2
|
8,4
|
2,4
|
7,6
|
|
Хвосты
|
71,3
|
0,52
|
0,86
|
3,5
|
14,8
|
|
Руда
|
100,0
|
10,47
|
4,15
|
100,0
|
100,0
|
Таблица 13
Результаты опытов флотации по принципу непрерывного процесса
|
Продукты обогащения
|
Выход, %
|
Содержание, г/т
|
Извлечение, %
|
|
|
|
Золото
|
Серебро
|
Золото
|
Серебро
|
|
Концентрат
|
19,6
|
52,6
|
17,2
|
98,4
|
81,9
|
|
Хвосты
|
80,4
|
0,2
|
0,92
|
1,6
|
18,1
|
|
Руда
|
100,0
|
10,47
|
4,11
|
100,0
|
100,0
|
Как следует из табл.13, при флотационном обогащении проб в концентрат, содержащий 52,6 г/т золота и 17,2 г/т серебра, извлекается 98,4 и 81,9 % соответственно.
В табл.14 приведены результаты полуколичественного спектрального анализа продуктов обогащения - концентратов и хвостов, в табл. 15 химического анализов, в табл. 16 - минералогического анализов.
Рис. 15 СХЕМА ФЛОТАЦИИ РУДЫ ПО ПРИНЦИПУ НЕПРЕРЫВНОГО ПРОЦЕССА
Таблица 14
Результаты спектрального анализа обогащения проб руды
|
Элементы
|
Содержание, %
|
Элементы
|
Содержание, %
|
|
|
Флоток-т
|
Хвосты
|
|
Флоток-т
|
Хвосты
|
|
Кремний
|
>1
|
>1
|
Цинк
|
0,009
|
0,003
|
|
Алюминий
|
>1
|
>1
|
Сурьма
|
0,03
|
0,006
|
|
Магний
|
>1
|
>1
|
Мышьяк
|
~1
|
0,02
|
|
Кальций
|
>1
|
>1
|
Бериллий
|
<0,001
|
-
|
|
Железо
|
>1
|
>1
|
Галлий
|
<0,001
|
<0,001
|
|
Марганец
|
0,03
|
0,01
|
Барий
|
0,03
|
0,02
|
|
Никель
|
0,006
|
0,006
|
Стронций
|
0,01
|
0,01
|
|
Кобальт
|
0,003
|
0,003
|
Ванадий
|
0,001
|
0,001
|
|
Титан
|
0,1
|
0,1
|
Молибден
|
<0,001
|
0,001
|
|
Хром
|
0,004
|
0,003
|
Скандий
|
0,001
|
0,001
|
|
Цирконий
|
0,006
|
0,004
|
Иттрий
|
0,001
|
0,001
|
|
Мерц
|
0,1
|
0,02
|
Натрий
|
0,01
|
0,02
|
|
Свинец
|
0,02
|
0,001
|
Иттербий
|
<0,001
|
<0,001
|
Таблица 15
Результаты химического анализа обогащения проб руды
|
Элементы
|
Содержание, %
|
Элементы
|
Содержание, %
|
|
|
Конц-т
|
Хвосты
|
|
Конц-т
|
Хвосты
|
|
Оксид кремния
|
15,9
|
62,12
|
Оксид фосфора
|
0,08
|
0,13
|
|
Железо вал.
|
35,24
|
1,89
|
Сера сульфида
|
39,65
|
0,38
|
|
Оксид титана
|
0,25
|
0,32
|
П.п.п.
|
Не опр.
|
13,8
|
|
Оксид марганца
|
0,028
|
0,1
|
Мышьяк
|
1,0
|
0,02
|
|
Глинозем
|
3,25
|
4,83
|
Сурьма
|
0,03
|
0,006
|
|
Оксид кальция
|
0,70
|
8,27
|
Медь
|
0,10
|
0,016
|
|
Оксид магния
|
1,01
|
6,25
|
Цинк
|
0,009
|
0,003
|
|
Оксид калия
|
0,53
|
0,60
|
Свинец
|
0,021
|
0,001
|
|
Оксид натрия
|
0,04
|
0,27
|
Золото, г/т
|
52,6
|
0,2
|
|
Оксид углерода (+)
|
0,6
|
11,82
|
Серебро, г/т
|
17,2
|
0,92
|
|
Оксид серы (+)
|
0,47
|
<0,1
|
|
|
|
Таблица 16
Результаты минералогического анализа флотоконцентрата проб руды
|
Минерал
|
Содержание, %
|
Минерал
|
Содержание, %
|
|
Золото самородное
|
|
Цинкенит
|
знаки
|
|
Пирит
|
73,0
|
Гетит
|
0,3
|
|
Арсенопирит
|
2,2
|
Кварц
|
11,6
|
|
Халькопирит
|
знаки
|
Карбонаты
|
1,25
|
|
Блеклая руда
|
то же
|
Полевые шпаты
|
1,8
|
|
Пирротин
|
то же
|
Серицит
|
4,0
|
|
Галенит
|
то же
|
Каолинит
|
3,0
|
|
Сфалерит
|
то же
|
хлориты
|
1,7
|
Как видно из табл. 13 – 16, флотоконцентраты преимущественно состоят из пирита 73 %, арсенопирита – 2,2 %, кварца – 11,6 %, карбоната – 1,25 %, полевых шпатов – 1,8 % и др. Кроме золота, серебра, железа и серы, других полезных компонентов практически не содержат. Содержание мышьяка – 1,0 %, сурьмы – 0,03 %, глинозема – 3,25 %, т.е. они отвечают необходимым требованиям (ТУ).
4. ЦИАНИРОВАНИЕ ИСХОДНОЙ РУДЫ И ПРОДУКТОВ
ОБОГАЩЕНИЯ
4.1. Методика исследований применяемой аппаратуры.
Объектом лабораторных исследований явилась технологическая проба руды Северного участка месторождения Амантайтау, продукты ее обогащения - флотоконцентраты. Гидрометаллургическую переработку руды и продуктов ее обогащения проводили методом сорбционного выщелачивания.
Сорбционное выщелачивание осуществлялось на усредненных пробах путем перемешивания навески (100-200 г) в открытых стеклянных бутыльках емкостью 0,75 л на бутылочном агитаторе конструкции ИРГИРЕДМЕТа. эксперименты по сорбционному цианированию проводились в направлении установления минимально необходимой концентрации цианистого натрия, защитной щелочи, продолжительности цианирования, крупности материала. В качестве сорбента использовалась смола марки АМ-2Б класса «А» в СN- форме. Загрузка смолы составляла
2,5 % от объема пульпы. Концентрация цианистого натрия и защитной щелочи в пульпе определялась и поддерживалась на необходимом уровне в течение каждого опыта.
4.2. Цианирование исходной руды.
В средней пробе содержание благородных металлов составило (в г/т):
золото – 10,47, серебра – 4,11. В ходе исследований оценивались следующие параметры: концентрация цианистого натрия (0,05 – 0,08 – 0,1 – 0,15 – 0,2 %); продолжительность выщелачивания (18 - 24 - 36 ч), тонина помола (85 % - 90 % - 95 % - 100 % кл.- 0,074 мм, 100 % - 0,44 мм).
Опыты проводились по схеме, представленной на рис.4.1.
Оптимальный режим сорбционного цианирования, установленный в ходе исследований приведен ниже:
Концентрация цианистого натрия – 0,08 %;
Тонина помола % кл. – 0,074 мм – 90 % ;
Продолжительность цианирования – 18 ч;
Отношение Ж : Т = 2 : 1 ; СCao – 0,02 % ; загрузка смолы – 2,5 от объема пульпы;
Содержание в кеке цианирования г/т, золота – 6,1;
Содержание в кеке цианирования г/т, серебра – 2,5;
Извлечение на смолу, раствор золота – 41,7 % ;
Извлечение на смолу, раствор серебра – 39,2 %.
Как видно из приведенных данных, извлечение золота из проб выше, чем при проведении рационального анализа (кек I цианирования). Это объясняется тем, что при проведении опытов по сорбционному цианированию материал технологических проб измельчался тоньше 90 % кл. – 0,074 мм, чем при проведении рационального анализа (85 % кл. – 0,074 мм).
4.3. Цианирование флотоконцентрата.
Сорбционное цианирование концентратов проводилось по той же схеме, что и цианирование руды (рис.16) концентрация цианистого натрия принята 0,2 %, продолжительность цианирования (4+20 ч), загрузка смолы АМ-2Б-% % от объема пульпы. Содержание благородных металлов в концентрате. Золота – 52,4 г/т, серебра – 17,2 г/т.
Рис.16 ТЕХНОЛОГИЧЕСКАЯ СХЕМА ПЕРЕРАБОТКИ ФЛОТОКОНЦЕНТРАТА
Рис.17 СХЕМА ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ БЛАГОРОДНЫХ МЕТАЛЛОВ ИЗ РУДЫ И ПРОДУКТОВ ОБОГАЩЕНИЯ
Извлечение золота из флотоконцентрата методом одностадиального сорбционного цианирования дает низкие показатели. С целью доизвлечения золота из флотоконцентратов после сорбционного цианирования проводились опыты по схеме рис.17; кеки цианирования подвергались двухстадиальному обжигу, затем огарки обрабатывались раствором едкого натра концентрацией 100 г/л при отношении Ж : Т = 2:1, продолжительности выщелачивания 6 ч, температура 90-100°С, далее осуществлялось II цианирование кеков щелочной обработки при следующих условиях:
концентрация цианистого натрия – 0,1 % ;
концентрация защитной щелочи – 0,02 % ;
отношение Ж : Т = 2:1;
продолжительность цианирования – 24 ч;
загрузка смолы АМ – 2Б 3 % от объема пульпы.
Результаты опытов приведены ниже:
Содержание в кеке I цианирования, г/т
золота – 27,0;
серебра – 6,8.
Выход кека щелочной обработки – 79,6 % ;
Содержание в кеке II цианирования, г/т
золота – 57,8 % ;
серебра – 41,7 %.
В табл.17 приведены сводные данные по извлечению золота и серебра из флотоконцентрата по схеме (рис.17).
Таблица 17
Сводные данные по извлечению благородных металлов из флотоконцентрата