Электромонтаж Ремонт и отделка Укладка напольных покрытий, теплые полы Тепловодоснабжение

Особенности механического обогащения руд с тонковкрапленными золотом и серебром

13.12.2018

Как уже отмечалось ранее, основными носителями тонковкрапленного золота и серебра в рудах являются сульфиды: пирит, арсенопирит, халькопирит, галенит, антимонит и др.

Относительно высокая плотность сульфидов в сочетании с их повышенной флотационной активностью позволяют отнести эти минералы к категории легкообогатимых. При переработке сульфидных золотых руд эффективно используются стандартные гравитационно-флотационные или чисто флотационные схемы обогащения, обеспечивающие при умеренной степени измельчения руды достаточно высокие показатели извлечения золота.

Теория и практика флотационного обогащения золото- и серебросодержащих руд достаточно подробно описаны в работе.

Процесс флотации, кок правило, осуществляется в слабощелочной среде при рН=7-9. Для создания щелочной среды применяется сода или известь (используется реже, так как обладает слабовыраженным депрессирующим свойством по отношению к золотосодержащему пириту, а в некоторой степени и к самородному золоту). В качестве собирателя применяется этиловый или бутиловый ксантогенат, а пенообразователя - сосновое масло или крезол. В исходных рудах иногда содержатся легкофлотируемые слюдистые, графитистые и другие чешуйчатые минералы, которые флотируются вместе с сульфидами и золотом. Чтобы предотвратить загрязнение концентрата чешуйчатыми минералами, проводят флотацию их при небольшом расходе пенообразователя и ограниченной аэрации или подавление тех же компонентов силикатом натрия или умеренным количеством органического коллоида (растворимого крахмала) также в условиях минимальной дозировки пенообразователя.

B случае повышенного содержания глины в руде производится тщательная регулировка концентрации водородных попов в жидкой фазе пульпы с целью наибольшей пептизации шламов, что обычно достигается в условиях слабощелочной среды, создаваемой содой, а также небольшими дозировками силиката или сульфида натрия. Эти реагенты обычно вводятся непосредственнo в мельницу.

Флотация сульфидов, подвергшихся поверхностному окислению, производится с применением ксантогенатов высших спиртов (например, изоамилового или амилового) и реагентов, используемых для флотации глинистых минералов. В качестве второго собирателя может применяться один из дитиофосфатов (например, диизоамиловый). Для активации золотосодержащего пирита в мельницу иногда подается медный купорос с содой. В ряде случаев в цикле перечистки хвостов применяют катионный собиратель для выделения кварца или кварцевого порфирита, которые доизмельчаются с целью обнажения дисперсного золото.

При наличии в руде золота, покрытого пленками оксидов, продолжительность контакта руды с флотационными реагентами увеличивается.

Флотация самородного золота, присутствующего в виде свободных частиц, протекает наиболее эффективно в плотной среде.

Как отмечено, процесс флотации тонких частичек золота существенно интенсифицируется в результате предварительного кондиционирования. Экспериментально установлено, что интенсивное (2 кВт*ч/м3) кондиционирование пульпы в присутствии различных вспенивателей ("Доуфрос 250", сосновое масло, метилизобутилкарбинол) усиливает кинетику последующей флотации золотых частиц, повышает извлечение металла в концентрат амиловым ксангогенатом и существенно улучшает качество концентрата. Данный факт объясняется увеличением концентрации гидрофобных частиц в результате процесса агрегации мелких золотин, что подтверждается микроскопическими исследованиями.

Возможности флотационного обогащения золотосодержащих руд (в том числе относящихся к категории технологически упорных) в значительной степени зависят от качества и ассортимента применяемых флотационных реагентов. В опубликованных та рубежом справочных материалах отмечается возможность использовать в качестве флотореагентов около 6 тысяч химических соединений. Из распространенных в зарубежной практике реагентов обращает на себя внимание широкое применение стандартизированных синтетических реагентов - спиртовых вспенивателей и собирателей, реагентов - активаторов (промоторов) для крупнозернистой флотации и специальных реагентов-регуляторов ценообразования, получивших название антивспенивателей. Расширяется применение в качестве дешевых и эффективных флотационных реагентов сернистого газа и серной кислоты, выполняющих функции активаторов и регуляторов среды. Данные продукты получают но самом предприятии путем обжига пиритных концентратов или сжиганием комовой серы.

В последние годы все больше внимания уделяется изысканию "экологически безопасных" флотационных реагентов для золотых и серебряных руд.

Так, представлены результаты исследований процесса флотации серебросодержащих минералов комплексообразующим собирателем тримерканто-S-триазином ((CNS)3) с фирменным названием TMT-15, который вводится в пульпу в виде натриевой соли. Показано, что по сравнению с обычно применяемыми собирателями (смесь ксантогената с дитиофосфатом), при равных расходах реагентов, TMT-I5 обеспечивает аналогичные технологические показатели. Однако существенным преимуществом нового собирателя является полное отсутствие его ионов во флотационной пульпе, т.к. TMT-15 образует с ионами тяжелых металлов нерастворимые соединения в виде сравнительно крупных, хорошо фильтрующих флокул.

Для флотации золото- и серебросодержащих руд, в зависимости от их вещественного состава, применяют самые различные аппараты: механические, пневмомеханические, пневматические и большеобьемные (чановые) флотомашины. Более подробная информация о применении указанных машин в золотодобывающей промышленности дана далее, а также в третьей части монографии ("Фабричная практика переработки упорных руд золота и серебро"). Интересным дополнением к данной информации следует считать применение колонных флотационных машин на фабрике Паддингтон (Зап. Австралия), где эти машины используются для извлечения тонкозернистого (минус 40 мкм) арсенопирита и других золотосодержащих сульфидов из хвостов гравитационного обогащения руды. Введение в технологическую схему фабрики "колонной флотации" позволило повысить общее извлечение золота с 80 до 90-92%.

Весьма широкое распространение в мировой практике переработки упорных золото- и cepeбpocoдержащиx руд находят и методы гравитационного обогащения с использованием отсадочных машин, концентрационных столов, винтовых сепараторов, короткоконусных гидроциклонов, веерных шлюзов, барабанных (трубных), ленточных, центробежных и других концентраторов, которые эффективно извлекают из руд как свободное, так и связанное (с сульфидами, гидроксидами, другими тяжелыми минералами) золото и серебро.

Существенным достижением золотодобывающей промышленности является широкое внедрение сепараторов типа "Нельсон", первые образцы которых были разработаны в 1978 г. Концентраторы данного типа предназначены, главным образом, для извлечения тонкого свободного золота (включая частицы крупностью до 1 мкм) из руд как россыпных, так и коренных месторождений. В настоящее время они применяются в более чем 50 странах, в том числе - и в Российской Федерации. Извлечение свободного золота в концентраты достигает 97-99 %, что обеспечивается за счет высоких центробежных ускорений, достигающих величины 60 g.

Механическое обогащение руд с тонковкрапленным золотом и серебром характеризуется рядом специфических особенностей, оказывающих существенное влияние на экономические показатели лонного технологического процесса.

Это в частности, может быть лучше всего проиллюстрировано на примере пирит-арсенопиритовых золотых руд, которые представляют собой наиболее распространенную и важную с практической точки зрения разновидность руд данного технологического типа.

B большинстве пирит-арсенопиритовых руд отмечается отчетливо выраженная корреляционная зависимость между содержанием золота, с одной стороны, и содержанием серы, железа, в ряде случаев мышьяка, с другой стороны (рис. 4.1). Следовательно, непременным условием достижения удовлетворительных показателей обогащения пирит арсенопиритовых, а также и других разновидностей сульфидных золотых руд является максимальная полнота извлечения сульфидов.

Ожидаемое в этом случае содержание Au в сульфидных концентратах (CAu к) может был, определено из выражения:

где СAu и СMeS P - соответственно содержание золота (г/т) и суммарное содержание сульфидов в руде (%);

еAu к - общее извлечение золота а концентраты механического обогащения, %;

Kр = у*СMeS p - коэффициент, характеризующий разубоживание концентрата несульфидными минералами (у - выход концентрата, % от руды).

На рис. 4.2 приведены результаты некоторых, выполненных в Иргиредмете, экспериментальных исследований, позволяющих в первом приближении оценить, величину коэффициента Kр для пирит- и арсенопиритсодержащих золотых руд.

Следует отметить, что исследованные руды существенно отличаются друг от друга по характеру присутствующего золота и степени технологической упорности. Тем не менее, для всех пяти руд можно выделить примерно одну и ту же оптимальную область значений Kр (1,5-2,5), при которых обеспечивается достижение достаточно высоких показателей извлечения золота, при одновременном сохранении удовлетворительного качества концентратов. Для указанной (оптимальной) области с определенной долей погрешности можно принять частное еAuк:Кр равным 50. В этом случае зависимость между ожидаемым содержанием в руде золота и сульфидов принимает следующий окончательный вид:

Проверка данного эмпирического выражения на мышьяково-пиритных рудах различных месторождений (в том числе и перерабатываемых на действующих золотоизвлекательных фабриках) показала вполне удовлетворительную сходимость между фактическим и расчетным содержанием золотя в концентратах гравитационно-флотационного обогащения. В пользу принятой нами в расчетах величины Kр (=2) свидетельствуют также данные по содержанию сульфидной серы в концентратах, получаемых на зарубежных золотоизвлекательных фабриках (16 22%).

Следует, однако, оговориться, что при обработке упорных золотых руд с пирит-арсенопиритовой минерализацией по комбинированным схемам, включающим, наряду с флотацией, операцию цианирования руды (до или после флотационного обогащения) или же цианирование промпродуктов флотации, может оказаться возможным снижение величины Kр до 1 и ниже без существенного ущерба в извлечении золота.

Как следует из приведенной выше эмпирической формулы, главным фактором, определяющим качество концентратов гравитационно-флотационного обогащения, является содержание золота в ассоциирующих его сульфидных минералах (100 СAu p : СMeS p). Поэтому имеющая место разница между содержанием золота в мышьяково-пиритных концентратах различных месторождений, как правили, не является следствием каких-то особых приемов в технологии обогащения руд, а связана в основном с различными значениями величины CAu MeS = 100C Au p : CMeS p для перерабатываемых руд.

Длительные годы внимание специалистов-обогатителей привлекает вопрос о возможности флотационной селекции пирит-арсенопиритовых золотых руд и концентратов.

Этот вопрос в свое время детально изучался с теоретических и технологических позиций И.Н. Плаксиным, получив соответствующее развитие в работах Иргиредмета, ЦНИГРИ и других научно-исследовательских организаций.

Для разделения пирита и арсенопирита рекомендованы следующие варианты:

- применение окислителей как реагентов, создающих различную флотируемость этих минералов;

- проведение селективной флотации в известковой среде с предварительной активацией медным купоросом;

- применение аммониевых соединений и извести при селективной флотации;

- флотационное разделение пирита и арсенопирита в содовой среде после предварительной обработки известью.

Первый из указанных методов основан на экспериментально проверенном факте снижения флотационной активности арсенопирита, подвергаемого предварительному окислению. В качестве окислителей в данном случае могут быть использованы воздух (при интенсивной аэрации пульпы), кислород, перманганат калия, пиролюзит, гипохлориты щелочных металлов и др.

Основное условие успешного проведения процесса - строгая дозировка извести, которая подбирается экспериментально для каждой разновидности минералов и руд и контролируется по содержанию растворимого оксида кальция в водной части пульпы в пределах 0,2-0,3 г/л. Пирит в этих условиях также подвергается некоторой депрессии, которая выражена в значительно меньшей степени, чем у арсенопирита. Показатели разделения пирита и арсенопирита улучшаются с увеличением длительности и интенсивности окисления.

Во втором способе разделения сульфидов использовано свойство арсенопиритa, активированного медью, сохранять свою флотационную способность в известковой среде при одновременном подавлении флотируемости пирита.

Третий способ флотационной селекции пирита и арсенопирита основан на способности пирита сохранять свою способность флотировать при введении в известковую среду аммониевой соли, в то время как арсенопирит при этом подавляется.

Наконец, в последнем способе разделения сульфидов используется способность пирита, депрессированного известью, флотировать в содовой среде в отличие от арсенопирита, у которого такой способности не наблюдается. Это различие в поведении сульфидов было использовано сотрудниками Фрейбергской академии Х. Кирхбергом и К. Шубертом при селективной флотации в содовой среде (pH =8,8-9) сгущенных фабричных хвостов свинцово-цинковой флотации, в которых пирит и арсенопирит были депрессированы известью. При этом было установлено, что максимальное извлечение пирита и арсенопирита в соответствующие концентраты достигается в случае применения амилового ксантогената (40 г/т) в содовой среде (pH = 8).

В качестве дополнительных примеров, иллюстрирующих возможности селективной флотации пирита и арсенопирита с применением перечисленных выше методов, могут быть приведены материалы некоторых последних зарубежных исследований.

Так, в работе представлены результаты экспериментов по флотационной селекции коллективного пирит-арсенопиритового концентрата фабрики Голд Майн (Зап. Австралия). Во флотации применяли реагенты: вспениватель МГВК, собиратель РАХ, регулятор среды -каустическая сода. В качестве реагентов-окислителей испытаны NaOCl, Co(OCl)2, KMnO4. Показано, что наилучшие результаты депрессии FeAsS при селективной флотации пирита достигаются в случае применения NaOCl в сочетании с высоким значением pH (10.7). При этом показатели селекции пирита и арсенопирита заметно улучшаются с увеличением длительности и интенсивности окисления.

На основе установленных различий в скорости естественного окисления арсенопирита и пирита в содовой среде разработана и апробирована на опытно-промышленной установке (40 кг руды в час) технология селективной флотации минералов из пирит-арсенопиритовой пульпы, включая следующие основные операции:

- кондиционирование пульпы с карбонатом натрия (депрессирование арсенопирита).

- флотация пиритa бутиловым ксантогенатом,

- активация арсенопирита сульфатом меди и флотация FeAsS ксантогенатом.

Эффективность разделения пирита и арсенопирита при этом составила около 90 %.

На предприятии MuKuK (Ю. Корея) производится пиритовый концентрат, содержащий в качестве примеси арсенопирит, с которым связана основная масса золоте. Для отделения золотосодержащею арсенопирита испытан способ флотационной депрессии последнего с помощью портландцемента (ПЦ). Установлено, что арсенопирит при pH = 10.5 практически на 100 % депрессируется умеренными дозами ПЦ, в то время как пирит полностью сохраняет свою флотационную активность и может быть извлечен в концентрат амилксантатом. Предполагается, что причиной депрессии арсенопирита является физическая адсорбция на его поверхности частиц гидратированного и гидрализованнoгo шлама ПЦ.

Описаны результаты лабораторных исследований по разделению арсенопирита и пирита из коллективного концентрата методом сульфонатной флотации. Арсенопирит селективно флотировался из концентрата при рН=4 с использованием в качестве анионного собирателя натриевого додецилсульфоната. Селективность флотационного процесса усиливалась добавлением окисляющего агента - перманганата калия, а также метилизобутилкетона, выполняющего роль вспенивателя.

Достаточно интересными представляются результаты исследования по селективной флотации FеAsS из золотосодержащей руды рудника Фэйрвью (ЮАР), содержащей 1 % арсенопирита. 2.2 % пирита и 8,1 г/г золота. Перед работой ставилась цель изучить возможность получения обогащенного упорным золотом мышьякового концентрата, предназначенною для обработки методом бактериального выщелачивания и цианирования кеков БВ, и пиритного золотосодержащего концентрата, направляемого на непосредственное цианирование. Данная цель была достигнута за счет использования при флотации арсенопирита (pH = 11) натриевого изобутилтиофосфата (30 г/т) и смеси натриевых циклогексил- и пропилдитиокарбамата в соотношении 1:9 (120 г/т) с добавлением в пульпу в качестве активатора FeAsS сульфата меди. В данном режиме получен концентрат, содержащий 78,3 % арсенопирита, 8,4 % пирита и 271 г/г золота. Показано, что на селективность разделения арсенопирита и пирита оказывает существенное влияние процесс "старения" руды, который можно искусственно ускорить предварительным подогревом рудной массы.

Примером практического использования флотационной селекции пирита и арсенопирита может служить процесс обогащения мышьяково-пиритных полиметаллических руд рудника Mapuemma (США), золото в которых генетически не связано с арсенопиритом и продуктами его окисления.

Исходная руда, содержащая 33,5 г/т золота. 64 г/т серебра. 1,2 % свинца, 1,2 % цинка, 22,4 % железа и около 6 % мышьяка, подвергается измельчению в шаровых мельницах до крупности - 0,071 мм. В цикл измельчения (в мельницы) вводятся известь (0,45 кг/т), сода (0,68 кг/т) и сульфит натрия (0,45 кг/т). Измельченная руда а виде пульпы поступает на флотацию, которая производится с использованием амилового ксантогената калия (14 г/г) и пенообразователя Доу-250 (14 г/г). Продолжительность флотации 5 мин, содержание твердого в пульпе 30 %. При этом получается грубый флотационный концентрат, содержащий 400 г/т золота, 110г/т серебра, 20,8 % свинца, 29.8 % серы, 27 % железа и только 4,1 % мышьяка.

Грубый концентрат подвергается повторной флотации в присутствии перманганата калия (28 г/т) при оптимальном значении pH = 5,5. В результате получают окончательный концентрат следующего состава: 700 г/т золота, 1400 г/т серебра, 27,5 % свинца, 3,3 % мышьяка. Содержание золота в хвостах флотации составляет 2 г/т, общее извлечение металла в концентрат около 92 %.

Заслуживает внимания предложенная в свое время схема флотационной переработки мышьяковистых кеков старых отвалов цианистых заводов. Мышьяк в этих продуктах представлен в основном золотосодержащим арсенопиритом, подвергшимся в значительной степени окислению.

В основу разделения минералов в данном случае было положено различие в скорости флотации пирита и арсенопирита. На I стадии флотации был получен концентрат, содержащий 80 % пирита и всего лишь 0.5 % мышьяка. После обесшламливания хвостов пиритной флотации (с применением обдирки минеральных зерен в гидроциклонах и удалением водорастворимых солей) повторной флотацией из них был получен богатый пенный продукт с содержанием мышьяка 18 % и золота 20 г/т при извлечении соответственно 70 и 53 %. Этот концентрат рекомендовалось подвергнуть обжигу с целью извлечения мышьяка, а огарок - плавке на пирометаллургическом заводе для извлечения упорного золота. Пиритный концентрат вместе со сливом гидроциклонов представлял материал, пригодный для непосредственного цианирования. При осуществлении данной технологии общее извлечение золота в огарок и цианистые растворы составляло около 80 %.

Очевидно, что с практической точки зрения осуществление флотационной селекции пирита и арсенопирита имеет смысл в тех случаях когда один из разделяемых компонентов не содержит благородных металлов (например, арсенопирит в рудах, перерабатываемых на фабрике Мариетта) или же требует применения различной технологии переработки (как на руднике Фэйрвъю или в последнем примере флотации лежалых цианистых хвостов). Однако для типичных пирит-арсенопиритовых руд такие сочетания являются довольно редкими. В большинстве указанных руд дисперсное золото распределяется между обоими сульфидами, которые к тому же часто находятся в тесной ассоциации друг с другом.

В качестве примерa можно сослаться на уже упомянутые выше руды Кокпатасского и Бакырчикского месторождений, конечной стадией механического обогащения которых должна являться коллективная флотация сульфидов с необходимым количеством перечисток концентрата, обеспечивающим получение конечного продукта для металлургической обработки с содержанием не менее 40-50 % сульфидов железа.

В ряде случаев флотацию целесообразно сочетать с операциями предварительного гравитационного обогащения руды. Для сульфидных руд, практически не содержащих крупного свободного золота и характеризующихся тонкой вкрапленностью металла в рудных и породообразующих минералах (например, руды Кокпатасского месторождения), применение гравитационных методов обогащения в принципе нецелесообразно. Для таких руд высокие показатели извлечения золота могут быть обеспечены чисто флотационным путем.

Использование селективной флотации о технологии переработки сульфидных руд с тонковкрапленным золотом и серебром целесообразно в тех случаях, когда эти руды, наряду с пиритом и арсенопиритом, содержат сульфиды цветных металлов (сурьмы, меди, свинца, цинка и др.), попутное извлечение которых может представлять определенный практический интерес.

Oписанныe выше закономерности в целом сохраняют свою силу и при оценке возможностей извлечения тонковкраплениого золота (и серебра) из полностью или частично окисленных руд. Для таких руд также может быть установлена корреляционная зависимость между содержанием Au (Ag) и какого-то другого компонента, входящего в состав минералов или химических соединений, ассоциирующих благородные металлы.

Примером может служить, например, связь Au-Fe в продуктах окислительного обжига мышьяково-пиритных концентратов или связь Ag-Mn в окисленных марганецсодержащих рудах (рис. 4.3. и 4.4.). Извлечение золотосодержащих оксидов, гидроксидов и гидроарсенатов железа; кварца и окисленных минералов марганца может быть также осуществлено методами гравитационно-флотационного обогащения, хотя в целом, как известно, проблема флотационного обогащения золотых руд с высокой степенью окисленности сульфидных минералов представляется значительно более сложной.

В работе приведены результаты исследований по разработке промышленной технологии попутного извлечения золота из железных руд Оленегорского ГОКа. Исходным продуктом для получения золота являются концентраты отсадочных машин, установленных на хвостах мокрой магнитной сепарации. Золото в этих концентратах связано, в основном, с гематитом. Для концентрирования золотосодержащего гематита предложена схема гравитационно-флотационной доводки с использованием в стадии гравитации концентрационных столов. Богатые гравиоконцентраты могут быть обработаны методом амальгамации или плавки, бедные флотоконцентраты рекомендовано подвергать цианированию. Предполагается, что общее извлечение золота из концентратов отсадки по данной технологии составит около 65 %, а затраты на организацию попутной золотодобычи могут быть окуплены за 0,5 года.

Значительный интерес представляет возможность магнитного обогащения руд, золото и серебро в которых связаны с окисленными минералами железа или марганца. В работе отмечается, что в процессе измельчения некоторых золотосодержащих руд происходит осаждение гидроксидов железа на поверхности частиц золота, что усиливает их магнитные свойства. Так, например, из класса - 160+50 мкм методом электромагнитной сепарации получен концентрат с содержанием золота 60 % при извлечении металла в концентрат до 71 %.

Результаты исследований, указывают на возможность извлечения из руд серебросодержащего пиролюзита методом полиградиентной магнитной сепарации (ПМС). Объектом исследований явилась руда Хаканджинского месторождения. Установлено, что комбинации гравитационного обогащения, селективной флотации и ПМС обеспечивает общее извлечение серебра в концентраты на уровне 87-92 %. Из этого количества до 40-42 % серебра извлекается в серебросодержащий марганцевый продукт ПМС (600-800 г/г Ag), пригодный для последующей металлургической переработки.
Имя:*
E-Mail:
Комментарий: