Литература по обогащению золотосодержащих руд. Литература по обогащению полезных ископаемых

Использование: обогащение полезных ископаемых. Техническим результатом изобретения является повышение извлечения золота, снижение потерь золота с хвостами флотации, а также повышение экономической эффективности технологического процесса извлечения золота за счет сокращения расхода реагентов. Способ включает основную, перечистную и контрольную флотации, предусматривает вывод из флотации во флотоконцентрат пенного продукта основной флотации, полученного на начальном этапе в течение времени до 25% от общего времени основной флотации, а также пенного продукта первой перечистной флотации, полученного в течение времени до 50% от времени первой перечистной флотации. 1 з.п. ф-лы, 1 ил., 1 табл.

Изобретение относится к способам получения благородных металлов, точнее к способам пенной флотации золотосодержащих руд, и может быть использовано в горно-металлургической промышленности при извлечении золота из первичных упорных руд.

Известны способы флотационного обогащения руд благородных металлов, состоящие из основной, перечистной и контрольной флотаций с выделением золотосодержащего концентрата в виде пенного продукта и хвостов в виде камерного продукта. [Патент РФ №2085299. Поточная линия для переработки минерального сырья, содержащего драгметаллы. АО "Иргиредмет". Заявлено 16.11.1994, опубл. 27.07.1997]. Поточная линия включает установленные по ходу технологического процесса последовательно соединенные устройства для смешивания пульпы с флотореагентами, две флотомашины - одна для первичного выделения в пенный продукт насыщенных агломератов, другая для вторичного их выделения. Отличительная особенность заключается в том, что насыщенный агломерат первичного выделения объединяется с камерным продуктом контрольной очистки и после контактирования с флокулянтом поступает на первичную флотацию.

Недостатком известной поточной линии является разубоживание легкофлотируемого насыщенного агломерата первичного флотационного выделения с камерным продуктом очистной контрольной операции, что способствует снижению извлечения золота и снижению эффективности процесса обогащения.

Прототипом изобретения является способ обогащения первичных золотосодержащих руд [Кузина З.П., Анциферова С.А., Самойлов В.Г. Оптимальная схема рудоподготовки и флотации упорных золотосодержащих руд Боголюбовского месторождения. Цветные металлы, 2005, №3, с.15-17]. Технологический процесс обогащения в известном способе включает две основные операции флотации, две контрольные и две перечистки пенного продукта основной флотации, работающей в замкнутом цикле с пенным продуктом контрольной операции и хвостов первой перечистки. В результате флотационного обогащения упорной золотомышьяковой руды получают сульфидный золотосодержащий концентрат, поступающий на гидрометаллургическую переработку, и хвосты. Извлечение золота в золотосодержащий концентрат составляет 84,2% при выходе концентрата 7,4% и содержании в нем 50,0 г/т.

Недостатком известного способа обогащения первичных золотосодержащих руд является недостаточно высокое извлечение золота в концентрат, а также высокие потери золота (0,75 г/т) с хвостами флотации. Кроме того, недостатком прототипа является повышенный расход реагентов, способствующий снижению экономической эффективности процесса.

Задачей изобретения является повышение извлечения золота, снижение потерь золота с хвостами флотации, а также повышение экономической эффективности технологического процесса извлечения золота за счет сокращения расхода реагентов.

Задача решается тем, что в способе обогащения золотосодержащих руд, включающем основную, перечистную и контрольную флотации с получением золотосодержащего флотоконцентрата из пенных продуктов и хвостов из камерного продукта контрольной флотации, согласно изобретению пенный продукт основной флотации, полученный на начальном этапе в течение времени до 25% от общего времени основной флотации, а также пенный продукт первой перечистной флотации, полученный в течение времени до 50% от времени первой перечистной флотации, выводят из флотации, объединяют во флотоконцентрат и направляют на металлургические операции. Пенный продукт, полученный в течение оставшегося времени основной флотации, направляют на перечистную флотацию. Пенный продукт последней перечистной флотации объединяют с флотоконцентратом. Пенный продукт контрольной флотации возвращают на основную флотацию. Флотоконцентрат направляют на сгущение, затем на металлургические операции.

Технический результат изобретения достигается выводом из процесса золотонесущих сульфидов в виде пенного продукта, обладающих высокой скоростью флотации, во флотоконцентрат на начальном этапе флотации, протекающем в течение времени до 25% от общего времени основной флотации. Выделенный флотоконцентрат по содержанию в нем золота и сопутствующих элементов (сульфидной серы, мышьяка, железа) соответствует требованиям технологического процесса извлечения золота и не нуждается в перечистной флотации, которая способствует потерям золота из флотоконцентрата. Вывод пенного продукта на начальном этапе из процесса основной флотации способствует решению задачи изобретения - во-первых, повышению извлечения золота во флотоконцентрат на 1,6% с более высоким содержанием золота в нем по сравнению с прототипом (50 г/т), во-вторых, снижению потерь золота из флотоконцентрата на перечистной и основной флотациях и, в-третьих, сокращению расхода реагентов.

Технический результат достигается также выводом пенного продукта на начальном этапе первой перечистной операции в течение времени до 50% от общего времени первой перечистки в готовый флотоконцентрат. Выделенный флотоконцентрат не нуждается в дальнейшей доводке по повышению качества, которая способствует накоплению металла внутри схемы и дополнительным потерям с хвостами флотации. Таким образом, вывод пенного продукта из процесса на начальном этапе перечистной флотации способствует повышению извлечения золота.

Сущность заявляемого способа поясняется чертежом, где представлена технологическая схема аппаратов и показано движение продуктов флотации. Технологическая схема содержит следующие аппараты: 1 - контактный чан, 2 - флотомашина основной флотации, 3, 4 - флотомашины перечистной флотации, 5 - флотомашина контрольной флотации, 6 - сгуститель.

Способ осуществляют следующим образом. Руда, прошедшая подготовительные операции для флотации по одному из известных способов, с содержанием 85-89% класса - 0,074 мм, поступает в контактный чан 1 для обработки флотореагентами. Из контактного чана пульпу подают во флотомашину 2 на основную флотацию. Пенный продукт первой камеры флотомашины 2, полученный в течение 2,5 минут, в виде флотоконцентрата направляют на последующие металлургические операции, например в сгуститель 6 на сгущение. Пенный продукт, полученный в остальных камерах флотомашины 2 основной флотации в течение 9,5 минут, направляют во флотомашину 3 на первую перечистную флотацию. Пенный продукт первой камеры флотомашины 3, полученный в течение 3 минут от времени первой перечистной флотации, направляют в виде флотоконцентрата в сгуститель 6. Пенный продукт остальных камер первой перечистной флотации из флотомашины 3, полученный в оставшееся время - 3 минуты, направляют во флотомашину 4 для второй перечистной флотации. Пенный продукт второй перечистной флотации из флотомашины 4 направляют в виде флотоконцентрата в сгуститель 6. Камерный продукт основной флотации из флотомашины 2 направляют во флотомашину 5 на контрольную флотацию. Пенный продукт контрольной флотации возвращают во вторую камеру флотомашины 2 основной флотации. Камерный продукт первой перечистной операции возвращают во вторую камеру флотомашины 2 основной флотации. Камерный продукт второй перечистной флотации из флотомашины 4 возвращают в приемный карман первой камеры флотомашины 3 первой перечистной операции. Камерный продукт контрольной флотации из флотомашины 5 выводят в виде хвостов флотации с содержанием золота ≤0,5 г/т.

Флотоконцентраты объединяют в сгустителе 6 и направляют на металлургические операции, например на биоокисление и цианирование, или направляют на пирометаллургические операции. Технологические показатели флотационного обогащения, полученные по заявляемому способу, приведены в таблице.

1. Способ обогащения золотосодержащих руд, включающий основную, перечистную и контрольную флотации с получением золотосодержащего флотоконцентрата из пенных продуктов и хвостов из камерного продукта контрольной флотации, отличающийся тем, что пенный продукт основной флотации, полученный на начальном этапе в течение времени до 25% от общего времени основной флотации, а также пенный продукт первой перечистной флотации, полученный в течение времени до 50% от времени первой перечистной флотации, выводят из флотации, объединяют во флотоконцентрат и направляют на металлургические операции.

2. Способ по п.1, отличающийся тем, что пенный продукт, полученный в течение оставшегося времени основной флотации, направляют на перечистную флотацию, пенный продукт последней перечистной флотации объединяют с флотоконцентратом и пенный продукт контрольной флотации возвращают на основную флотацию.

Похожие патенты:

Глава IV СОВРЕМЕННАЯ ПРАКТИКА ФЛОТАЦИОННОГО ОБОГАЩЕНИЯ РУД НА ЗОЛОТОИЗВЛЕКАТЕЛЬНЫХ ФАБРИКАХ

Роль и место флотации в технологии обработки золотосодержащих руд за рубежом

Основная задача флотационного обогащения - концентрирование золота в материале, поступающем на металлургическую переработку. При этом эффект от применения флотации тем значительней, чем дороже и сложнее применяемый на предприятии способ металлургического извлечения золота. Именно этим объясняется стремление применять флотацию прежде всего к так называемым упорным золотосодержащим рудам, не поддающимся непосредственному цианированию или амальгамации. Выделяемые в процессе флотационного обогащения концентраты с упорным золотом подвергают специальной металлургической обработке, основанной на применении цианирования после предварительного обжига, прокалки или химического «дообогащения» концентратов.

В ряде случаев возможно и экономически целесообразно применять флотацию и к неупорным золотосодержащим рудам при достаточно высокой флотационной активности присутствующего золота или золотосодержащих минералов, обеспечивающей получение отвальных по содержанию металла хвостов флотации. Флотационные концентраты, получаемые при обогащении неупорных руд, обрабатывают, как правило, на месте прямым цианированием в одну или несколько стадий с тщательной отмывкой растворенного в цианиде золота перед сбрасыванием хвостов в отвал.

В зарубежной практике много примеров флотации сложных по составу руд, содержащих как свободное, так и упорное золото, тонко вкрапленное в сульфидах или теллуридах тяжелых металлов. Для таких руд характерна комбинация флотации с цианированием руды до и после флотации и металлургической переработкой получаемых флотоконцентратов в отдельном цикле.

Очень широко применяется флотация и при обработке комплексных золотосодержащих руд (золото-серебряные, медно-золотые, сурьмянистые, свинцово-цинковые, золото-урановые и др.). В процессе обогащения таких руд за рубежом основное внимание уделяют получению кондиционных медных, свинцовых, сурьмяных, цинковых, вольфрамовых и других концентратов, передаваемых на специализированные предприятия цветной металлургии. Присутствующие в исходных рудах золото и серебро при этом стремятся максимально перевести в медные, свинцовые или сурьмяные концентраты, дальнейшая металлургическая обработка которых предусматривает попутное извлечение благородных металлов. Если относительное количество золота и серебра, извлекаемых в указанные концентраты, недостаточно высокое, на предприятиях организуют дополнительную металлургическую переработку хвостов и промпродуктов флотации цианированием. Таким путем извлекают благородные металлы и из некоторых типов флотационных концентратов, например пиритных, мышьяково-пиритных, цинковых, вольфрамовых и др.

При обогащении золотосодержащих руд с относительно крупным золотом, трудноизвлекаемым в процессе флотации, в схему обработки руд дополнительно включают гравитацию или амальгамацию. Гравитации подвергают как исходную руду, так и хвосты флотации, а в ряде случаев флотационные концентраты и промпродукты и даже огарки окислительного обжига. Получаемые гравиоконцентраты обычно амальгамируют на месте или плавят. В отдельных случаях их объединяют с флотационными концентратами и отправляют на заводы цветной металлургии или же подвергают металлургической обработке на месте по схеме обжиг-цианирование.

В качестве примеров рассмотрены семь основных, наиболее распространенных вариантов схем флотации.

Флотация с получением отвальных хвостов и концентратов, подвергаемых непосредственному цианированию на месте, применяется при обработке кварцевых и кварцево-сульфидных руд с относительно крупным золотом. Флотацию в данном случае используют в качестве основного процесса обогащения, позволяющего резко сократить объем материала, поступающего на дальнейшую обработку, особенно при небольшом выходе флотационного концентрата.

Флотация-обжиг концентрата - цианирование огарка применяется при переработке пиритных и арсенопнритных кварцево-сульфидных руд с тонковкрапленным золотом. Примером может служить золотоизвлекательная фабрика Дални производительностью 800 m/сугпки, перерабатывающая упорные золото-мышьяковые руды с содержанием золота 6,2-7,0 г/т .

По аналогичным схемам перерабатываются руды на фабриках Кохеноур ВиЛланс, Аристон Голд Майнз, Кэм энд Мотор и др.

Флотация полиметаллических руд, содержащих золото, серебро, медь, цинк, свинец, сурьму и другие металлы, с переработкой флотационных концентратов на пирометаллургических заводах.

Специальными исследованиями и технологическими испытаниями показана возможность доизвлечения значительной части золота из хвостов флотации цианированием. Однако присутствие в концентрате большого количества окисленных минералов меди требует применения предварительного выщелачивания меди до цианирования) раствворами серной кислоты. Это существенно удорожает технологический процесс, делая его экономически приемлемым только при содержании золота в хвостах флотации выше 4 г/т.

Оригинальная схема обогащения полиметаллической руды применяется на фабрике Голден Манитоу. Руду, измельченную до необходимой крупности, флотируют с выделением в голове процесса основного количества золота и серебра в пиритный концентрат (выход 20%), который доизмельчают и цианируют. Кеки после цианироосновного процесса, в сочетании с цианированием «сырых» или обожженных концентратов обеспечивает извлечение золота в среднем на 3-5% ниже по сравнению с цианированием всей массы руды. Однако себестоимость переработки руды в последнем случае, как правило, значительно выше.

Флотация с последующим цианированием хвостов и промпродуктов и обработкой концентратов на месте по схеме обжиг-цианирование применяется для переработки кварцево-сульфидных, пиритных и арсенопиритных руд, содержащих теллуриды золота, пирротин, халькопирит, стибнит, галенит, сульфоантимониты и другие минералы. Таким методом, в частности, перерабатывают золото-теллуристые руды со средним содержанием золота 7,5 г/т на фабрике Лэйк Вью энд Стар (см. рис. 16) производительностью 1800 т/сутки.

На фабрике Карлтон флотацией из руды извлекают теллуриды золота (калаверит, сильванит и золотосодержащий пирит), выход концентрата составляет 5%, извлечение золота ~85%. Концентрат содержит 24% серы и 170 г1т золота. Хвосты флотации (~2 г/т Аи) цианируют, в качестве осадителя растворенного золота используют активированный уголь.

Аналогичный процесс был рекомендован для переработки золотосодержащих сульфидных руд месторождения Байя-де-Арьеш. Коллективная флотация сульфидов в сочетании с цианированием хвостов флотации, адсорбцией растворенного золота и серебра активированным углем и флотацией угля, содержащего адсорбированные благородные металлы, обеспечивает извлечение золота в сульфидный концентрат 70% и в угольный 16,4% .

Цианирование руды с последующей флотацией хвостов цианирования и обработкой концентратов на месте. Такая схема применяется на фабриках Керр-Эдиссон, Коминко-Кон и др.

Обогатительная фабрика Коминко-Кон производительностью 405 т/сутки перерабатывает золото-мышьяковые руды со средним содержанием золота 18,3 г/т. Золото в руде связано с сульфидами (арсенопиритом, пиритом, сфалеритом, стибнитом), а также содержится в виде самородных включений в кварце. Руда обогащается по схеме (рис. 31), включающей цианирование руды, флотацию хвостов цианирования, обжиг флотационного концентрата и цианирование огарка. Руду измельчают в одну стадию в цианистом растворе до крупности 85% класса - 0,074 мм в шаровой мельнице (2,44 X 3,6 м). Для улавливания крупного свободного золота в цикле измельчения установлены отсадочные машины, концентрат которых амальгамируют. Кеки цианирования руды перед флотацией подвергают репуль-пации до необходимой плотности пульпы. Флотацию золотосодержащих сульфидов проводят с дозировкой 350 г/т медного купороса, 80 г/т собирателя СХ31, 25 г!т доуфроса 250. Флотационный концентрат обжигают; отходящие газы используют для получения мышьяка; огарок цианируют обычным методом .

Применение флотации для переработки хвостов цианирования на другой канадской фабрике Керр-Эддисон позволило увеличить извлечение золота на 5% .

Исследованиями доказана возможность доизвлечения флотацией значительной части золота, ассоциированного с сульфидными минералами и неизвлекаемого в процессе цианирования из золотосодержащей сульфидной руды Нандидруга. Во флотационный концентрат доизвлекается до 45% золота и 24-32% серы .

Исследования, проведенные на руде, перерабатываемой на фабрике Мидлотайен Тауншип, показали, что, флотируя хвосты цианирования, можно повысить извлечение золота до 90% и более.

Флотация хвостов цианирования с отправкой концентратов на пирометаллургический завод. По этой схеме перерабатывают полиметаллические руды, содержащие золото, серебро и цветные металлы.

По этой схеме (рис. 32) работает, в частности, фабрика Портовело. Необходимость включения флотации в цианистую схему переработки руды на данном предприятии вызвана присутствием в рудах меди, серебра, свинца и цинка. Кроме того, в отдельные периоды времени на фабрику поступали руды, содержащие значительное количество упорного золота, извлечение которого в цианистом процессе снижалось с 90-92 до 75%. Непременное условие при флотации хвостов после цианирования данной руды - отсутствие в питании цианида, депрессирующего медь .

Единственным в мире предприятием, где в крупных масштабах перерабатывают старые хвосты цианирования золото-серебряных руд- методом флотации, является обогатительная фабрика Пачука. Хвосты в отвалах размывают мощными гидромониторами и с помощью четырех 8-дюймовых Песковых насосов по деревянным желобам и трубам подают на фабрику. После перемешивания и обесшламлива-ния в гидроциклонах материал доизмельчают до крупности 58% класса - 0,074 мм и направляют на основную коллективную флотацию. Главная ценность получаемых концентратов - серебро, оплачиваемое по 90 центов за 1 г. Предполагается, что переработка хвостов по принятой схеме обеспечит прибыль 10 млн. долл. .

Переработка хвостов прежних лет в 1963 г. начата и на фабрике Вотл Гали Голд Майнз. Поступающий на фабрику материал классифицируют в гидроциклонах с выделением в песковый продукт 20-25% материала, который после доизмельчения направляют на флотацию. Извлечение золота при этом составляет 65% от содержания в исходных песках .

В Австралии в 1963 г. приступили к осуществлению теллуридной флотации хвостов после предварительного цианирования основной массы флотационного концентрата. Основной концентрат содержит свободное и связанное с пиритом золото, стадия цианирования которого продолжается 24 ч, в то время как цианирование теллуридного концентрата длится 10 дней. Флотация богатого теллуридного концентрата после цианирования дает возможность переработать его отдельно и получить высокое извлечение золота .

Существующие механизмы разделения частиц на винтовых сепараторах
(cкачиваний: 293)
В.Д. Иванов, С.А. Прокопьев "Винтовые аппараты для обогащения руд и песков в России", М. 2000
(cкачиваний: 215)
М.Ф. Аникин, В.Д. Иванов, М.Л. Певзнер "Винтовые сепараторы для обогащения руд", М. 1970
(cкачиваний: 143)
К.В. Соломин "Винтовые сепараторы", М. 1956
(cкачиваний: 109)
К.В. Соломин "Обогащение песков россыпных месторождений", М. 1961
(cкачиваний: 228)
Р. Берт, К.Миллз "Технология гравитационного обогащения", М. 1990
(cкачиваний: 288)
Н.А. Самылин "Отсадка", М. 1976
(cкачиваний: 184)
Методики определения измельчаемости
(cкачиваний: 218)
К.А. Разумов, В.А. Перов "Проектирование обогатительных фабрик", М. 1982
(cкачиваний: 374)
Т.В. Глембоцкая "Возникновение и развитие гравитационных методов обогащения", М. 1991
(cкачиваний: 165)
Б.Ф. Куликов "Минералогический справочник технолога-обогатителя", М. 1985
(cкачиваний: 328)
В.З. Козин "Исследование руд на обогатимость"
(cкачиваний: 207)
В.З.Козин О.Н.Тихонов "Опробование, контроль и автоматизация обогатительных процессов"
(cкачиваний: 203)
Metseo Minerals "Основы обогащения полезных ископаемых"
(cкачиваний: 434)
В.Н. Шохин, А.Г. Лопатин "Гравитационные методы обогащения"
(cкачиваний: 179)
Дробление, измельчение и грохочение полезных ископаемых "С.Е.Андреев, В.А.Перов, В.В.Зверевич"
(cкачиваний: 274)
Магнитные и электрические методы обогащения "В.В. Кармазин, В.И. Кармазин"
(cкачиваний: 189)
Справочник по обогащению руд том 1 ,1972
(cкачиваний: 202)
Справочник по проектированию рудных обогатительных фабрик (Книга 2, 1988)
(cкачиваний: 206)
Справочник по пыле - и золоулавливанию (1975)
(cкачиваний: 136)
Справочник. Технологическая оценка минерального сырья (1990)
(cкачиваний: 128)
Справочник. Технологическая оценка минерального сырья. Опытные установки. 1991
(cкачиваний: 129)
Справочное пособие часть 1 "С.К. Фалиева"
(cкачиваний: 181)
Справочное пособие часть 2 "С.К. Фалиева"
(cкачиваний: 133)
Технология кондиционирования и селективной флотации руд цветных металлов (В.А.Бочаров, М.Я.Рыскин)
(cкачиваний: 162)
Технология обогащения золотосодержащего сырья (В.А.Бочаров, В.А.Игнаткина, 2003г)
(cкачиваний: 281)
Технология обогащения золотосодержащих песков (В.П.Мязин,О.В.Литвинцева,Н.И.Закиева, 2006)
(cкачиваний: 182)
Технология переработки и обогащения руд цветных металлов Том 1 (А.А.Абрамов)
(cкачиваний: 254)
Технология переработки и обогащения руд цветных металлов Том 2 (А.А.Абрамов)
(cкачиваний: 267)
Технология переработки и обогащения руд цветных металлов Том 3, книга 1 (А.А. Абрамов, 2005 г.)
(cкачиваний: 233)
Технология переработки и обогащения руд цветных металлов Том 3, книга 2 (А.А. Абрамов, 2005 г.)
(cкачиваний: 217)
Электрические методы обогащения (Н.Ф.Олофинский, 1970)
(cкачиваний: 133)
Замятин Обогащение золотоносных песков и конгломератов 1975
(cкачиваний: 124)
Тихонов Назаров - Теория практика комплексной переработки полезных ископаемых 1989
(cкачиваний: 182)
Шинкоренко С.Ф. - Справочник по обогащению руд черных металлов 1980
(cкачиваний: 163)

Процесс обогащения представляет собой единую систему, в которой отдельные элементы являются взаимосвязанными. Добиться высоких результатов можно только с учетом системного подхода, при котором учитывается взаимодействие элементов системы, то есть в данном случае полный комплекс процессов.

Гравитационное обогащение, несомненно, один из наиболее известных процессов. Именно ему история обязана тем, что золото явилось первым металлом, с которым ознакомилось человечество за несколько тысячелетий до нашей эры. Сама природа позаботилась об этом, освобождая золотины от вмещающих их минералов в руслах рек и ручьев, протекающих по золотоносным породам, придав им такую привлекательность, на которую не могли не обратить внимание наши далекие предки. С гравитационных методов обогащения началась массовая добыча золота из россыпей, после чего эти методы активно «шагнули» и в фабричную технологию переработки руд коренных месторождений. В настоящее время гравитационное концентрирование золота достаточно широко применяют на золотоизвлекательных фабриках (ЗИФ) во всех странах мира, в том числе и тех, которые являются основными производителями данного металла.

В 2005 г. нами проведен анализ показателей работы более двухсот ЗИФ из большинства золотодобывающих стран, включая Россию и другие республики бывшего СССР. По характеру перерабатываемого сырья эти фабрики разделены на 3 группы.

К I группе отнесены предприятия, осуществляющие извлечение золота и сопутствующего ему серебра из относительно простых в технологическом отношении кварцевых и кварцево-сульфидных руд, содержащих благородные металлы преимущественно в цианисторастворимой форме.

В группу II включены ЗИФ, перерабатывающие упорные для цианирования пиритные и мышьяково-пиритные руды с тонковкрапленным золотом в сульфидах, а также руды, содержащие сорбционно-активное углистое вещество.

Наконец, группу III составляют предприятия по переработке комплексных руд, содержащих, наряду с золотом и серебром, тяжелые цветные металлы (медь, свинец, цинк, сурьму), а также уран.

Внутри каждой группы определено количество предприятий, применяющих процессы гравитационного, флотационного обогащения и цианирования (табл.1, 2).

Таблица 1. Масштабы применения гравитации, флотации и цианирования на ЗИФ

Таблица 2. Гравитационное обогащение руд на ЗИФ

Несмотря на то, что представленный в таблицах перечень ЗИФ является далеко неполным, он, тем не менее, достаточно объективно отражает современные тенденции производства золота из руд коренных месторождений и ту роль, которую играет каждый из перечисленных выше технологических процессов, в том числе и гравитация.

Из табличных данных видно, что гравитационное обогащение практикуют более 1/3 подвергнутых анализу ЗИФ, однако гравитация без сочетания с другими процессами почти не применяется.

В последние годы, в технологии гравитационного обогащения золоторудного сырья достигнут большой прогресс. Это проявляется, прежде всего, в создании новых аппаратов, способных извлекать не только крупные, но и очень мелкие частицы металлического золота, освобождаемые в процессе измельчения руды.

К таким аппаратам, в частности, относятся центробежные концентраторы (Нельсон, Фалькон, Кнудсен, из российских аналогов - Итомак) и центробежные отсадочные машины (Кэлси, российские ), в которых интенсивность разделения частиц золота и других минералов с меньшей плотностью зерен многократно возрастает. Значительно усовершенствованы и ранее применявшиеся гравитационные приборы: обычные отсадочные машины с вертикальной пульсацией, многодечные концентрационные столы, винтовые сепараторы, аппараты конусного типа и др. Определены оптимальные сочетания различных гравитационных аппаратов, обеспечивающих максимальное извлечение золота при минимальных эксплуатационных затратах. Разработаны и реализованы в промышленных масштабах новые методы переработки гравиоконцентратов, в том числе и гидрометаллургические, основанные на использовании цианистого процесса.

Необходимо отметить, что в прежние времена цианирование гравитационных концентратов, содержащих крупные частицы золота и других тяжелых минералов (в частности сульфидов), в аппаратах бакового типа (механических и пневмомеханических агитаторах) считалось неприемлемым из-за низкой скорости растворения золота и трудностей поддержания суспензии во взвешенном состоянии, результатом чего являлось оседание тяжелых фракций на дне аппаратов. В настоящее время эти проблемы решаются благодаря использованию горизонтальных барабанных перемешивателей типа «Гекко», а также аппаратов с принудительной циркуляцией цианистых растворов типа «Акация» и российских конусных реакторов конструкции Иргиредмета. Эти аппараты позволяют обрабатывать цианированием золотосодержащие гравиоконцентраты практически с любой гранулометрической характеристикой. Таким образом, традиционная технология гравитационного концентрирования золота с глубокой доводкой первичных концентратов до богатых «золотых головок», пригодных для плавки на золотосеребрянный сплав (металл Доре), дополняется альтернативным методом гидрометаллургической переработки концентратов с умеренным содержанием металла, после их одно- или двукратной перечистки на — концентрационных столах или других доводочных аппаратах. Это позволяет достигать более высоких показателей извлечения золота в гравитационном процессе. Эффективность такого варианта еще более возрастает, если цианированию подвергают не только гравиоконцентраты, но также и хвосты гравитационного обогащения руды (с использованием более «мягкого» режима выщелачивания), поскольку в этом случае существует возможность направлять твердые остатки «концентратного» цикла в общий гидрометаллургический процесс с получением в конечном итоге единого товарного продукта.

Важно подчеркнуть, что, в отличие от переработки золотосодержащих россыпей, гравитационное обогащение руд коренных месторождений чрезвычайно редко применяется в качестве единственного технологического процесса.

Из 239 ЗИФ, представленных в «Аналитическом обзоре» , такую технологию практикует только одна: фабрика рудника Сикстин Ту Ван Майн (США, штат Калифорния) . Данное предприятие, являющееся одним из старейших в стране и функционирующее с 1896 г., перерабатывает богатые кварцевые руды с самородным золотом. За 100 лет эксплуатации на руднике с суточной производительностью менее 120 т руды по «чисто» гравитационной технологии добыто более 1 млн. унций золота (31,1 т). До 1997 г. переработку руды, добываемой подземным способом, проводили по схеме, включающей: крупное дробление в щековой и короткоконусной дробилках до крупности минус 12 мм, измельчение в шаровой мельнице (работающей в замкнутом цикле с отсадочной машиной и механическим классификатором) и гравитационное концентрирование золота из слива классификатора на винтовых сепараторах. Хвосты сепараторов направляли в отвал, а концентрат — на доводку (концентрационные столы). Получаемую при доводке «золотую головку» подвергали плавке на металл Доре. Промпродукт доводки возвращали на винтовые сепараторы. В связи с повышенными потерями свободного золота с хвостами гравитационного обогащения (составляющими около 30% от исходного содержания металла) на ЗИФ были проведены испытания новых гравитационных аппаратов. По результатам испытаний принято решение об установке на выходе мельницы центробежного концентратора Нельсон КС-СD-20 с производительностью по твердому 14 т/ч, оснащенного сверху неподвижным грохотом со шпальтовым ситом 0,83 мм. Надрешетный продукт грохота посредством насоса возвращали обратно в мельницу; концентрат подвергали плавке, а хвосты центробежного концентратора — дополнительному обогащению на концентрационных столах «Дейстер». Проведенная реконструкция ЗИФ позволила поднять извлечение свободного золота с 70 до 90% при одновременном увеличении производительности по руде почти в 3 раза.

Опыт показывает, что «чисто» гравитационные схемы обогащения золоторудного сырья могут быть применимы на небольших по масштабам предприятиях, осваивающих так называемые «малые» месторождения. Строительство развитых комплексов с комбинированной обогатительно-металлургической технологией, обеспечивающих более высокое извлечение золота из руды, на малых месторождениях представляется экономически нецелесообразным, так как небольшое количество золота не может окупить строительства дорогостоящей фабрики.

В ряде случаев, как показывает опыт некоторых российских ЗИФ (Самартинская в Бурятии, Первенец, Голец Высочайший в Иркутской области), гравитационный процесс с пониженным извлечением золота целесообразно использовать в качестве первого этапа освоения предприятия, имея целью накопление средств для последующего расширения производства и перехода на более сложную технологию. В последующем богатые хвосты первых этапов освоения месторождения могут быть с успехом переработаны с использованием, например, кучного выщелачивания.

В подавляющем большинстве случаев (77 из 78 предприятий, представленных в табл.2) гравитацию применяют в сочетании с цианированием, флотацией или обоими этими процессами. Для простых в технологическом отношении руд (группа I) наиболее характерны схемы гравитационного и гравитационно-флотационного обогащения с цианированием хвостов флотационных, а в ряде случаев и гравитационных концентратов. Главное назначение гравитации в этих вариантах — выведение из руды крупного свободного золота в продукты (концентраты), перерабатываемые в отдельном от основной массы руды металлургическом цикле.

Кроме повышения (как правило на 2-4% общего извлечения золота), это позволяет предотвратить или, по крайней мере, существенно снизить аккумуляцию золота в измельчительных и перемешивающих аппаратах.

Литература.

1. Золотоизвлекательные фабрики мира: Аналитический обзор/ОАО «Иргиредмет», В.В. Лодейщиков.-Иркутск, 2005.-447 с.

2. Царьков В.А. Опыт работы золотоизвлекательных предприятий мира.-М.:Издат.дом «Руда и металлы», 2004.-112с.

ЛИТЕРАТУРА

1.ЛодейщиковВ.В.Технология извлечения золота и серебра из упорных руд: В 2-х томах. - Иркутск: ОАО «Иргиредмет»,1999.- 775 с.

2.Innovation in Gold and Silver Recovety: Phase IY (Randol. -Colorado: Randol Intern.Ltd.1992. - Vol.5. Chart 17: Flotation.-P.2389-2898

Россыпные месторождения золота представляют собой рыхлые золотоносные отложения обломочного материала, образовавшегося в результате разрушения коренных месторождений под действием физических и химических процессов выветривания.

Среди золотосодержащих россыпей наибольшую промышленную ценность имеют аллювиальные (русловые, долинные и террасовые) (рис. 210), а также погребенные россыпи. Золотые россыпи имеют длину от 1…3 до 25 км и даже до 100 км, ширину от 1 до 200…300 и даже до 1000м и мощность 1…3 м.

Рис. 210. Генетическая классификация россыпей

I– аллювиальные; II – делювиальные; III – элювиальные; 1 – русловые; 2 - косовые; 3 – долинные; 4 – террасовые;

Содержание золота в них колеблется от г/м 3 до десятков кг/м 3 . Минеральный состав тяжелой фракции россыпей обычно представлен касситеритом, вольфрамитом, шеелитом, ильменитом, колумбитом, цирконом. Рыхлые отложения россыпи в зависимости от крупности принято подразделять на валуны (более 200 мм), галю (), эфеля () и шламы. Валуны и галя, как правило, не содержат золота, иногда в гале встречаются самородки. Эфеля- это песчано-галечный зернистый материал, содержащий золото. К шламам принято относить мелкозернистый материал, илистую и глинистую часть отложений. Так мелкозернистый материал имеет крупность 0,05…0,25 мм, илистый – 0,05…0,005 мм и глинистый - менее 0,005 мм. Содержание глины в песках россыпных месторождений может колебаться от 10% (легкопромывистые) до 30 и более процентов (очень труднопромывистые). В зависимости от крупности золото классифицируется на самородки (более 4 мм), крупное золото (2…4 мм), мелкое (1…0,25 мм) и тонкое (0,1…0,05 мм).

Рис. 211. Схематический разрез аллювиальной долинной россыпи

Верхняя часть – растительный слой (I) состоит из дерна, мха и т.п. По этим почвенным покровом находятся песчано-глинистые и глинистые отложения или «илы» (II). Далее идет псчано-глинистый нанос (Ш), содержащий небольшое количество золота. Эти отложения имеют сложное строение и обчно состоят из нескольких слоев. Мощность их колеблется от 1…3 до 20…30 и даже до 100…150 м. Основной частью россыпи, содержащей промышленные количества золота, являются валунно-галечные отложения или продуктивный пласт (IV). Мощность этого пласта, лежащего непосредственно на плотике россыпи и имеющего четкие нижние границы, составляет 1…2 м. Общая мощность отложений в россыпных месторождениях составляет от 1…5 до 30…50 и редко до 4000 м (погребенные россыпи. Форма россыпного месторождения в плане чрезвычайно разнообразна как в поперечном, так и в продолном направлении, поэтому распределение золота в них также неравномерно по мощности и простиранию.

Особый тип месторождений золота представляют метаморфизованные россыпи или конгломераты – древние рудообразования промежуточного типа между коренными и россыпными месторождениями. Они состоят из сцементированной гали с примесью песка, гравия и валунов. Цемент составляет 70…80% конгломерата и состоит из сульфидов (пирита и пирротина), циркона, граната, хлорита, кальцита, рутила, уранинита. Содержание золота обычно составляет 5…20 г/т, урана до 0,06%.

Коренные месторождения золота условно можно классифицировать на:

· собственно золотые, в которых золото является единственным ценным компонентом;

· комплексные золотые, в которых ероме золота ценными компонентами являются серебро, медь, свинец и цинк;

Техногенное сырье представлено хвостами золотоизвлекательных фабрик, дражными отвалами, вскрышными породами, отвалами забалансовых руд, пиритными концентратами и огарками и др. Это сырье характеризуется низким содержанием золота 0,2…0,5 г/т., что делает их при современном уровне техники и технологии низкорентабельными.

Основным способом разработки россыпных месторождений золота является открытый, осуществляемый с применением механизированных методов – дражного, гидравлического и экскаваторного. Наибольшее распространение получил дражный способ с применением драг различной конструкции и производительности. При гидравлическом способе разработки, который в основном применяется для крутопадающих долинных и терреасовыз россыпей песок добывается гидромониторами, с подачей в них воды под высоким напором. (20…2000кПа). Размытые пески затем в виде пульпы транспортируются по трубам на обогатителные установки. Экскаваторы и бульдозеры применяются при разработке россыпей небольшой мощности с раздельной выемкой песков.

Процесс извлечения золота из песков россыпных месторождений можно разделить на три основные стадии: подготовительные процессы, первичное обогащение с получением гравитационных концентратов и доводка этих концентратов с получением товарных продуктов.

Подготовительные процессы – дезинтеграция и грохочения применяются с целью освобождения гернистой части песков и золота от глины и шламов, а также для удаления крупных фракций песков, не содержащих золота. Золотосодержащие пески – это плотная масса в основном окатанного материала, сцементированного глиной. При мокрой дезинтеграции разрыхляется вся масса песков, разрушается сцементированный глинистый материал, промывается и в виде ила или шлама.удаляется глина. Одновременно с дезинтеграцией осуществляется и грохочение, при котором выделяется крупный материал- валуны и галя, который не содержит золота и удаляется сразу в отвал. Классифицированный по крупности промытый материал направляется на гравитационное обогащение.

При дезинтеграции и промывке легко и среднепромывистых песоквпесков на драгах обычно применяются дражные бочки(барабанные грохоты) диаметром до 3 м и длиной до 16 м различной конструкции. Для дезинтеграции труднопромывистых песокв используют скруббера и скруббер-бутары, в которых осуществляется также классификация материала на два или три продукта. Для труднопромывистых песков могут применяться и двухстадиальные схемы, когда во второй стадии применяются корытные, мечевые мойки и вибромойки. Часто на месторождениях малой мощности применяются мобильные промывочные приборы, в которых осуществляется не только дезинтеграция и промывка, но и обогащение песков.

Дражный способ наиболее дешевый из всех применяемых способов разработки россыпных месторождений. Драга – это механизированный агрегат, в котором осуществляется единый поточный производственный процесс, начиная с выемки песков и кончая складированием хвостов в отвал. При переработке золотосодеражщих россыпей наибольшее распространение получили электрические многочерпаковые драги с объемом черпаков от 50 до 600 л.

При работе драги добытые пески из черпаков непрерывно разгружаются в завалочный бункер, откуда по наклонному лотку поступают в дражную бочку, где пески не только дезинтегрируются и промываются, но и классифицируются по крупности. Материал крупностью минус 20 мм поступает на стационарные или подвижные шлюзы, Хвосты шлюзов поступают в отсадочные машины, где улавливается тонкое золото (рис.212).

Рис. 212. Схема цепи аппаратов драги, перерабатывакющей золотосодержащие россыпи

1 – черпаковая цепь; 2 – дражная бочка; 3 – поперечные шлюзы; 4, 15 – отсадочные машины; 5 – эфельные шлюзы; 6 – доводочный шлюз; 7 – дополнительные шлюзы; 8 – вибрационные грохота; 9 – самородкоуловитель; 10 – стакер; 11 – шлюзы самородкоуловителя; 12- песковый насос; 13 – обезвоживающий конус; 14 – зумпф; 116 – концентрационный стол

Хвосты обогащения направляются в отвал конвейером – стакером, а бедный гравитационный концентрат направляется на доводку с применением отсадочных машин, концентрационных машин, где выделяются золотосодержащие шлихи, в состав которых помимо золота входят касситерит, шеелит, магнетит, циркон и др. Эти шлихи обрабатываются на шлиходоводочных обогатительных фабриках или установках, где получают шлиховое золото, направляемое на аффинажный завод.

Технология коренных золотосодержащих руд определяется прежде всего вещественным составом руд, гранулометрическим составом их, распределением золота по классом крупности, фазовым составом золота, характером вкрапленности золота в минералы – носители, формой золотин, пробностью золота и т.п.

Основным процессом извлечения золота из руд и продуктов обогащения является цианирование, основанный на избирательном растворении золота в растворах цианидов металлов в присутствии растворенного в пульпе кислорода. Растворении золота проводится в щелочной среде при рН 11…12 в цианистых растворах небольшой концентрации (0,03…0,3%):

2 Au + 4 NaCN + ½ O 2 = 2 Na + 2NaOH

Цианирование довольно длительный процесс, в зависимости от характера присутствующего в выщелачиваемом продукте золота, оно может продолжаться 24…72 часа.

В настоящее время в промышленности применяются методы цианирования: перколяционный (просачивание) и метод перемешивания при интенсивной аэрации пульпы. В последние годы получил метод кучного выщелачивания, который является разновидностью перколяционного.

Из цианистых растворов после отделения и очистки их от твердой фазы золото может выделяться методом осаждения цинком, а также сорбцией на угле и ионообменных смолах. Из богатых золотосодержащих растворов золото выделяется электролизом с получением золотосодержащих шламов, из которых после плавки с флюсами, оно получается в виде сплава с серебром (сплав Доре), направляемого на аффинажный завод.

Для наиболее простых золото-кварцевых, малосульфидных руд, из руд зоны окисления и коры выветривания основным методом извлечения золота является цианирование. Это объясняется тем, что сульфидные минералы практически отсутствуют в рудах, но имеются оксиды, гидроксиды и карбонаты железа, с которыми часто связано тонкое золото. Если в этих рудах присутствует свободное крупное золото, но оно выделяется гравитацией в богатый гравитационный концентрат, направляемый на плавку, а хвосты гравитации подвергаются цианированию, где извлекается мелкое золота (рис.213). Извлечение золота по такой комбинированной схеме может достигать 95 и более процентов.

Рис.213. Схема гравитационного обогащения коренной золотосодержащей руды

Кварцевые и кварц-карбонатовые руды, в которых тонкодисперсное золото связано с сульфидами, например, пиритом, перерабатываются по схеме с получением золотосодержащего пиритного концентрата, который после доизмельчения может направляться на цианирование или перед цианированием подвергаться обжигу при температуре 650…700°С. При наличии в руде свободного золота руда подвергается гравитационному обогащению с получением гравитационного концентрата, направляемого на цианирование. Хвосты гравитационного обогащения направляются на сульфидную флотацию с последующим цианированием флотационного концентрата (рис.214)

Рис. 214. Гравитационно-флотационная схема обогащения золотосодержащих руд

отдельно или в смеси с гравитационным.

Особую сложность при переработке имеют упорные руды, в которых содержится арсенопирит со значительным количеством золота в виде тонкой, доходящей до эмульсионной вкрапленности. Часто в таких рудах присутствуют сорбционно - активные углистые вещества – прекрасные сорбенты золотоцианистого комплекса. Переработка таких руд проводится по схеме, представленной на рис. 215.

Рис.216. Схема переработки углистой золото-мышьяковой руды

По этой схеме из руды при грубом измельчении выделяется свободное золото в виде гравитационного концентрата. Хвосты гравитации после доизмельчения направляются на коллективную сульфидную флотацию, концентрат которой после обжига, автоклавного или бактериального выщелачивания подвергается сорбционному цианированию. Из гравитационного концентрата после перечистных операций выделяется богатый концентрат, направляемый на плавку.

При отсутствии в руде свободного золота применяется чисто флотационноя схема с получением сульфидного концентрата, который после вскрытия тонковкрапленного золота пиро -, гидрометаллургическими или бактериальными методами, подвергается сорбционному цианированию.

В последние годы все более широкое распространение получили бактериально - химические методы выщелачивания с использованием тионовых железоокисляющиъх мезофильных бактерий Acidithiobacillus ferrooxidans или умеренно термофильных микроорганизмов рода Sulfobacillus .

Выщелачивающая среда имеет рН 2…2,2 и содержит бактерий в количестве до 10 9 кл/мл. Эти бактерии адаптируются к высокому содержанию в пульпе мышьяка, являющегося сильным ингибитором жизнедеятельности бактерий. Выщелачивание проводится в чанах с механическим перемешиванием и подачей воздуха при соотношении Т:Ж=1:5…1:4. В процессе бактериального выщелачивания, продолжительность которого составляет 90…100 часов, происходит окисление и растворение сульфидных минералов, при котором с высокой эффективностью вскрывается в них тонковкрапленное золото. В растворы при выщелачивании переходят мышьяк в основном в пятивалентной форме и железо в трехвалентной форме. После выщелачивания (рис. 216) пульпа направляется на сгущение и фильтрование для отделения твердой фазы от раствора.

Рис. 216. Схема переработки золотомышьяковой руды с использованием процесса бактериального выщелачивания

Твердая фаза направляется на сорбционное цианирование, а растворы после удаления из них мышьяка и железа повышением рН до 3,0…3,1, подачей извести, направляется в процесс бактериального выщелачивания в виде оборотных растворов. Осадки арсенатов кальция и железа после их осаждения подвергаются фильтрованию и захоронению.

Такая технология посзволяет извлечь из упорных золотомышьяковых руд до 92…95% золота, в то время как цианирование концентрата без бактериального вскрытия обеспечивает извлечение золота всего на 5…30%