Воронцовское золоторудное месторождение, отрабатываемое в настоящий момент открытым способом, по объему запасов относится к классу крупных. По ряду геолого-геохимических параметров это месторождение многими исследователями отнесено к «карлинскому» типу. Широко известный в мировой литературе «карлинский» («невадийский») тип месторождений является одним из ведущих в мире, как по запасам золота, так и по количеству объектов. Для данного типа месторождений характерно наличие золото-сульфидной минерализации, представленной тонкозернистыми сульфидами с субмикронным или изоморфным золотом, а также аргиллизитовый тип околорудного метасоматоза. В качестве одного из компонентов в руде присутствует рассеянное углеродистое органическое вещество (РОВ) [1,4]. [1,2].
Руды подобного вещественного состава считаются упорными и обычно перерабатываются по гидрометаллургическим технологиям с возможным предварительным выделением золота в сульфидный концентрат с использованием гравитационно-флотационных способов обогащения [3].
Среди гравитационных способов обогащения особого внимания заслуживает центробежная концентрация, которая обеспечивает высокие показатели по производительности аппаратов и эффективное разделение мелких и тонких частиц.
Одним из методов повышения технологических показателей флотации сульфидных золотосодержащих руд является применение дополнительных собирателей в качестве интенсифицирующих добавок к сульфгидрильным собирателям [2].
Цель настоящей работы – исследование возможности получения гравитационного концентрата с использованием метода центробежной концентрации, а также влияния совместного использования сернисто-ароматического концентрата (САК) и бутилового ксантогената калия (БКК) на эффективность извлечения золота во флотационный концентрат из руды Воронцовского месторождения.
Материалы и методы
Подготовка исходного материала пробы руды Воронцовского месторождения к технологическим исследованиям осуществлялась по классической методике, включающей последовательное дробление руды в замкнутом цикле с грохочением до крупности -2+0 мм, перемешивание, квартование, сокращение до навесок массой в 1 кг.
Исходный материал и продукты обогащения исследовались с помощью пробирно-атомно-абсорбционного, атомно-эмиссинного, рентгено-фазового методов анализа, электронной микроскопии (сканирующий электронный микроскоп ТМ-1000, оснащенный рентгеноспектральным анализатором).
Лабораторные опыты по изучению возможности извлечения золота из пробы руды Воронцовского месторождения методом центробежной концентрации проводились на аппарате ИТОМАК-КН-0,1П. Эффективность способа при извлечении тонкого золота с использованием конструкции «ИТОМАК» подтверждена многочисленными исследованиями и доказана практикой [5].
Флотационные опыты осуществлялись в машине 135-Д-ФЛ с объёмом камеры 3 л. Образец САК получен из высокосернистой дизельной фракции товарной нефти южного Узбекистана методом двухступенчатой экстракции раствором хлорида цинка в N,N-диметилформамиде. Ранее проведенными исследованиями установлена возможность эффективного использования САК в композиции с БКК при флотационном доизвлечении золота из хвостов гравитационного цикла, содержащих тонкодисперсное золото [2].
Навески руды массой в 1 кг измельчались в шаровой мельнице до крупности 98,7 % класса -0,074 мм (91,5 % кл. -0,044 мм). БКК и пенообразователь (Т-92) подавались в процесс в виде 1 %-ых растворов, САК – в виде 0,5 %-ой водной эмульсии, приготовленной с помощью ультразвукового диспергатора.
Результаты и их обсуждение
Химический состав пробы, представленный данными пробирно-атомно-абсорбционного и атомно-эмиссинного методов анализа, свидетельствует о её золотоносности (Au-9,1г/т), малой сульфидности (S - 4,38%), а также о наличии нерудных минералов, содержащих кремний, алюминий, калий, кальций, железо.
Данные по химическому составу пробы согласуются с результатами рентгено-фазового анализа. При идентификации дифрактограмм в пробе выявлены следующие минеральные фазы: основной рудный минерал – пирит, пустая порода – кварц, кальцит, присутствует анкерит. 1,5 % от общего содержания углерода составляет Cорг.
Распределение элементов по классам крупности (табл. 1) указывает на возможное присутствие в пробе тонкого самородного золота (менее 0,045 мм), его связь с тонковкрапленными сульфидными минералами, а также на наличие тонкодисперсного золота (менее 0,02 мм), заключенного в сульфидах и твердых минералах пустой породы.
Таблица 1
Гранулометрический состав пробы руды Воронцовского месторождения с распределением элементов по классам крупности
№ |
Фракция, мм |
Выход, % |
Содержание, % ; ( Au, г/т) |
Распределение, % |
||||
Au |
S |
C |
Au |
S |
C |
|||
1 |
-2,0 + 1,0 |
33,82 |
8,6 |
4,29 |
1,31 |
31,89 |
33,08 |
23,26 |
2 |
-1,0 + 0,5 |
18,16 |
8,2 |
4,16 |
1,51 |
16,28 |
17,23 |
14,4 |
3 |
-0,5 + 0,25 |
12,81 |
8,6 |
3,9 |
1,59 |
12,08 |
11,39 |
10,7 |
4 |
-0,25 + 0,125 |
9,43 |
8,9 |
3,57 |
1,68 |
9,2 |
7,68 |
8,32 |
5 |
-0,125 + 0,071 |
4,74 |
9,8 |
3,89 |
1,83 |
5,09 |
4,2 |
4,55 |
6 |
-0,071 + 0,045 |
3,86 |
10,3 |
5,31 |
2,12 |
4,36 |
4,67 |
4,29 |
7 |
-0,045+0,02 |
6,02 |
14,72 |
11,02 |
3,38 |
9,72 |
15,13 |
10,69 |
8 |
-0,02 |
11,16 |
9,3 |
2,6 |
4,06 |
11,38 |
6,62 |
23,79 |
9 |
Руда: -2+0 |
100,0 |
9,12 |
4,39 |
1,9 |
100,0 |
100,0 |
100,0 |
Наличие свободного самородного золота в гравитационном концентрате подтверждено фотографиями, полученными с помощью электронного микроскопа (рис.1).
Рис. 1. Фотографии образцов гравитационного концентрата, полученного при обогащении руды Воронцовского месторождения
Оценочные опыты с использованием центробежного концентратора по влиянию расхода промывочной воды на технологические показатели процесса при различной степени измельчения проводились на неклассифицированном материале пробы крупностью -0,5+0 мм. Степень измельчения определялась выходом класса -0,044 мм. Результаты опытов показали, что расход воды более 1,7 м3/час является избыточным, т. к. сопровождается повышенным содержанием золота в хвостах. Лучшие технологические показатели получены при расходе промывочной воды 1,7 м3/час при степени измельчения 91,5 % класса -0,044 мм.
Результаты пробирного анализа различных фракций продуктов обогащения, приведенные в таблице 2, показали целесообразность построения схемы обогащения со стадиальным измельчением по классу -0,074 мм (во избежание больших потерь золота со шламами) и раздельным обогащением фракций -0,074+0,044мм и -0,044+0,02 мм, а также необходимость корректировки расходов промывочной воды (рис. 2).
Таблица 2
Влияние содержания класса -0,044 мм в питании на фракционный состав продуктов обогащения с распределением золота по классам крупности при расходе промывочной воды 1,7 м3/час
Продукт (фракция) |
52 % класса -0,044 мм |
77 % класса -0,044 мм |
91,5 % класса -0,044 мм |
||||||
Выход, % |
Массовая доля Au, г/т |
Распределение, % |
Выход, % |
Массовая доля Au, г/т |
Распределение, % |
Выход, % |
Массовая доля Au, г/т |
Распределение, % |
|
Концентрат: +0,074 мм |
12,34 |
10,35 |
14,04 |
1,83 |
23,68 |
4,76 |
0,42 |
28,9 |
1,34 |
-0,074+0,044 мм |
1,35 |
25,2 |
3,74 |
0,82 |
32,3 |
2,91 |
0,32 |
67,78 |
2,4 |
-0,044 мм |
1,13 |
43,9 |
5,45 |
0,97 |
51,3 |
5,47 |
0,46 |
132,6 |
6,74 |
Итого: концентрат |
14,82 |
14,26 |
23,23 |
3,62 |
33,06 |
13,14 |
1,2 |
79,03 |
10,48 |
Хвосты: +0,044мм |
37,51 |
6,72 |
27,71 |
23,62 |
6,43 |
16,7 |
8,71 |
6,58 |
6,33 |
-0,044+0,02 мм |
19,35 |
10,8 |
22,97 |
25,9 |
9,99 |
28,44 |
31,14 |
9,6 |
33,03 |
-0,02 мм |
28,32 |
8,38 |
26,09 |
46,86 |
8,1 |
41,72 |
58,95 |
7,7 |
50,16 |
Итого: хвосты |
85,18 |
8,2 |
76,77 |
96,38 |
8,2 |
86,86 |
98,8 |
8,2 |
89,52 |
Руда |
100 |
9,1 |
100 |
100 |
9,1 |
100 |
100 |
9,05 |
100 |
Рис.2. Схема гравитационного извлечения золота из пробы руды Воронцовского месторождения методом центробежной концентрации
В результате реализации данной схемы в общий концентрат извлекается 15,07 % золота с массовой долей 64,03 г/т (табл. 3). Богатые хвосты (7,91 г/т) требуют доработки.
Таблица 3
Технологические показатели гравитационного обогащения пробы руды Воронцовского месторождения с использованием метода центробежной концентрации (концентратор – ИТОМАК - КН – 0,1П)
Продукты обогащения |
Выход, % |
Массовая доля Au, г/т |
Распределение, % |
1 Концентрат |
0,86 |
48,02 |
4,54 |
2 Концентрат |
1,28 |
74,79 |
10,53 |
Общий концентрат |
2,14 |
64,03 |
15,07 |
1 Хвосты |
35,62 |
8,46 |
33,16 |
2 Хвосты |
59,94 |
7,57 |
49,89 |
Общие хвосты |
95,56 |
7,91 |
83,05 |
1 Промпродукт |
1,05 |
9,92 |
1,15 |
2 Промпродукт |
1,25 |
5,34 |
0,73 |
Общий промпродукт |
2,3 |
7,43 |
1,88 |
Руда |
100,0 |
9,09 |
100,0 |
На рисунках 3 и 4 показаны кинетические зависимости, полученные в результате сравнительных флотационных опытов с использованием в качестве собирателей БКК (кр. 1,2), БКК/САК (кр.3), а также с использованием БКК/САК при введении в процесс модификаторов флотации (Na2CO3 и Na2S).
Рис.3. Влияние времени флотации на извлечение Au в концентрат: 1- БКК- 200 г/т; 2- БКК- 300 г/т; 3-БКК/САК- 200/100 г/т; 4- БКК/САК- 200/100 г/т с Na2CO3 и Na2S
Рис.4. Влияние времени флотации на содержание Au в концентрате: 1- БКК- 200 г/т; 2- БКК- 300 г/т; 3-БКК/САК- 200/100 г/т; 4- БКК/САК- 200/100 г/т с Na2CO3 и Na2S
Совместное использование БКК и САК в соотношении 200/100 г/т обеспечивает более высокую скорость и значительный прирост извлечения на протяжении всего времени флотации по сравнению с БКК. Однако рост извлечения сопровождается резким снижением содержания золота в концентрате, что, возможно, связано с активизацией флотации сростков (кр. 3). Флотация с БКК и САК становится более селективной, чем с одним БКК, при подаче в измельчение модификаторов.
Эффективность использования композиции БКК/САК подтверждается технологическими показателями (табл. 4), полученными в результате сравнительных флотационных опытов, проведенных по схеме, изображенной на рис.5.
Таблица 4
Влияние состава композиции БКК/САК на технологические показатели флотации в открытом цикле
Продукты |
Выход, % |
Массовая доля Au, г/т |
Массовая доля C,% |
Извлечение, % |
Расход реагентов по операциям: БКК/САК; Т-92, г/т |
1 концентрат (2-ой перечистки) |
7,04 |
55,9 |
0,23 |
45,53 |
|
1+2 промпродукты |
4,75 |
21,74 |
|
11,94 |
|
Концентрат основной сульфидной флотации |
11,79 |
42,14 |
|
57,47 |
130/0; 100 |
2 концентрат |
2,36 |
15,6 |
|
4,26 |
40/0;30 |
3 концентрат |
1,59 |
12,0 |
|
2,21 |
30/0; 20 |
Хвосты |
84,26 |
3,7 |
|
36,06 |
|
Руда |
100,00 |
8,65 |
|
100,0 |
|
1 концентрат (2-ой перечистки) |
7,75 |
58,6 |
0,28 |
51,65 |
|
1+2 промпродукты |
5,05 |
15,81 |
|
9,08 |
|
Концентрат основной сульфидной флотации |
12,8 |
41,72 |
|
60,73 |
130/65; 100 |
2 концентрат |
3,09 |
11,2 |
|
3,94 |
40/20;30 |
3 концентрат |
1,5 |
8,88 |
|
1,51 |
30/15; 20 |
Хвосты |
82,61 |
3,6 |
|
33,82 |
|
Руда |
100,0 |
8,79 |
|
100,0 |
|
Рис.5. Схема флотационного извлечения золота из пробы руды Воронцовского месторождения в открытом цикле с использованием в качестве собирателя
БКК (200 г/т) и композиции БКК/САК в соотношении 200/100 г/т
При использовании в качестве собирателя композиции БКК/САК с соотношением расходов реагентов 2/1 (200/100 г/т) извлечение золота в концентрат основной сульфидной флотации увеличилось на 3,26 %. В результате двух перечистных операций получен сульфидный концентрат с массовой долей золота 58,6 г/т.
Заключение
Особенности вещественного состава представленной к исследованиям пробы руды Воронцовского месторождения, в большей степени связанные с тонкой вкрапленностью золота в рудообразующих минералах и наличием углеродсодержащего вещества, характеризуют её как упорную, требующую специального подхода в выборе технологии переработки.
В результате гравитационного обогащения с использованием ИТОМАК-КН-0,1П по схеме со стадиальным измельчением исходной руды до 98,95 % кл. -0,074 мм и выделением материала крупностью -0,074+0,044 мм и -0,044+0,02 мм в отдельные фракции, в общий концентрат извлекается 15,07 % золота с массовой долей 64,03 г/т.
Установлена возможность эффективного использования сернисто-ароматического концентрата в композиции с бутиловым ксантогенатом калия при флотационном извлечении золота из материала крупностью 98,5 % класса -0,074 мм. При использовании композиции БКК:САК=200:100 (г/т) извлечение золота в концентрат основной сульфидной флотации возрастает на 3,26 %. В результате двух перечисток получен сульфидный концентрат с массовой долей золота 58,6 г/т при извлечении 51,6 %.
Рецензенты:
Патрушева Т.Н., д.т.н., профессор, ФГАОУ ВПО «Сибирский федеральный университет», г. Красноярск;
Андриевский А.П., д.т.н., в.н.с., ФГБУН ИХХТ СО РАН, г. Красноярск.
Библиографическая ссылка
Анциферова С.А., Маркосян С.М. ЦЕНТРОБЕЖНАЯ КОНЦЕНТРАЦИЯ И ФЛОТАЦИЯ ПРИ ИЗВЛЕЧЕНИИ ЗОЛОТА ИЗ РУДЫ ВОРОНЦОВСКОГО МЕСТОРОЖДЕНИЯ // Современные проблемы науки и образования. – 2015. – № 2-2. ;URL: https://science-education.ru/ru/article/view?id=22260 (дата обращения: 17.09.2024).