Электромонтаж Ремонт и отделка Укладка напольных покрытий, теплые полы Тепловодоснабжение

Использование операций механического обогащения в схемах переработки углистых и глинистых золотых руд

20.12.2018


Как показывают результаты экспериментальных исследований и опыт работы ряда золото извлекательных фабрик, сорбционноактивные частицы рудных шламов крупностью менее 0,01 мм часто не содержат включений золота и могут быть выведены в отвальные продукты методом классификации (обесшламливания).

Так, например, В.Я. Мостович установил, что глинистую разновидность руды Артемовского рудника с содержанием 50 % аморфных шламов и 6-7 г/т золота можно разделить на иловую и песковую фракции. При этом илы, выход которых составил 50-60 % от руды, содержали золота менее 1 г/т, в то время как пески обогащались металлом примерно в два раза по сравнению с исходной рудой.

Характерно, что выведение до 50 % материала в отвальный продукт позволило не только обогатить руду, поступающую на технологическую обработку, но и существенно повысить извлечение золота в цикле цианирования, в результате чего удалось почти целиком компенсировать потери металла с отмытыми илами.

В 1953-1956 гг. в Иргиредмете были проведены промышленные испытания по выделению плов из золотосодержащей глинистой руды. В качестве обесшламливающих аппаратов использовались гидроциклоны, с помощью которых удалось выделить в слив до 75-80 % тончайших илов, содержание золота в которых оказалось ниже, чем в хвостах цианирования. Это позволило направить илы в отвал без дополнительной их обработки. В результате обесшламливания руды извлечение золота в цикле цианирования повысилось почти на 20 %.

Совершенно очевидно, что выделение илов до поступления руды на цианирование может дать максимальный технико-экономический эффект в том случае, когда имеется возможность получения обеззолоченных иловых фракций, не требующих специальной переработки. Таким условиям, естественно, соответствуют далеко не все глинистые руды. В некоторых из них (например, в рудах Куранахского поля) золото генетически связано с тончайшими фракциями руды, что требует применения к ним соответствующих методов обогащения и гидрометаллургической переработки.

В фабричной практике операцию обесшламливания часто начинают с промывки руды на вибрационных грохотах, в троммелях и специальных барабанных мойках, оборудованных дезинтегрирующими устройствами и получивших название "лопастных мельниц". В качестве аппаратов для дешламации используют конуса, гидроциклоны и другие классифнцирующие устройства.

Ниже приведены примеры фабрик, в различное время применявших данную технологию при переработке глинистых золотосодержащих руд.

На фабрике Голден Ридж осуществляли промывку руды со стадиальной обработкой шламов в гидроциклоне и направлением песковой фракции в дальнейшую переработку. Из материала после стержневой мельницы выделяли шламы гидроциклонированием с трехкратной перечисткой слива. Содержание твердого в сливе последнего гидроциклона не превышало 7 %, выход шламов с содержанием Au 0,61 г/т составлял 35 %. Введение данной операции позволило снизить расход цианида с 0,67 до 0,25 кг/г руды, а извести - с 4,5 до 1,8 кг/г; ускорить процесс перколяции в 2,5 раза и на 45 % снизить стоимость обработки руды.

Руда, поступающая на фабрику Лa Лyc Майнз, содержала значительное количество шлама и влаги. Для обеспечения складирования и мелкого дробления руду промывали в голове процесса в барабанном скруббере (длина 4,8; диаметр 1,5 м). Шламистую пульпу, ситовая характеристика которой приведена ниже,

разгружали в классификатор. Слив классификатора подавался насосом в сгуститель, а пески - на конвейер промытой руды. Слив сгустителя по трубопроводу возвращался в промывное отделение, замыкая цикл.

На фабрике Портовело руду промывали для удаления ультратонких шламов, которые содержали цианисиды и отрицательно влияли на процесс сгущения. Обесшламливание руды осуществлялось в двухдековых вибрационных грохотах (0,6х1,5 м) со штампованными отверстиями соответственно 12,7х3,0 и 25,4х6,4 мм в листах толщиной 6 мм. Грохоты имеют уклон 1:8,4 и снабжены водными брызгалами. Руду, поступающую из рудников, расположенных на расстоянии 20 км от фабрики, промывали в троммеле (0,9х2,4 м; 1,2 м с отверстиями 6 мм и 1,2 м - с отверстиями 32 мм), имеющем уклон 1:4,2. Отмытые мелкие фракции (-6,4 мм) дополнительно классифицировали в спиральном и чашевом классификаторах, слив обесшламливали в конусе и чашевом классификаторе 4,5х1,8 м. Шламы направлялись в отвал.

На заводе Мэсбейт (Филиппины), вступившем в строй в 1980 г., добывают открытым способом в год до 3,5 тыс.т руды с содержанием золота 2,4 г/г, которая перерабатывается цианированием по методу "СIP". Руда содержит до 15 % первичных шламов, отрицательно влияющих на технологический процесс. В этой связи производится отмывка шламов из руды до поступления ее на дробление и измельчение.

Как правило, отмывка шламов с отвальным содержанием золота в голове технологического процесса, кроме улучшения показателей извлечения золота и условий цианирования, способствует повышению производительности фабрик.

В Венесуэле введена в эксплуатацию фабрика Оро Уно (штат Боливар) по извлечению золота из сапропеллитовых руд открытой добычи адсорбцией на активированный уголь (процесс "CIL"). Производительность фабрики 500 т руды в сутки. Поступающая на фабрику руда предварительно обогащается отмывкой и грохочением с увеличением содержания золота в цианируемом материале с 2 до 8-11 г на 1 т. Общее извлечение золота из руды составляет 85 %.

Важно отметить, Что в ряде случаев предварительная дешламация руды оказывает положительное влияние не только на цианирование, но и на процесс флотационного обогащения золотосодержащих руд.

Так, на фабрике Кремница перерабатывается малосульфидная частично окисленная золотосодержащая руда, включающая до 40 % бедных золотом глинистых шламов. Флотация руды без выделения шламов протекала неудовлетворительно, характеризовалась низким извлечением металла, большим выходом концентрата, высоким расходом реагентов. Поэтому пульпу подвергают обесшламливанию в сгустителях. В слив последних (из руды, измельченной до крупности 65-66 % класса минус 0,074 мм) переходит до 30 % материала с отвальным содержанием золота.

Хорошо развитая схема обесшламливания применялась на фабрике Пачука при переработке цианистых хвостов прошлых лег. После непродолжительного перемешивания в агитаторе Денвер (диаметром 6 м) пульпа поступала на обесшламливание в 9 гидроциклонов Кребса № 2013. Гидроциклоны работали в замкнутом цикле с двумя сгустителями Дорра (диаметр 45 м), сгущенный продукт которых направляли в отвал, а слив насосами под давлением возвращали в гидроциклоны. Нижний продукт гидроциклонов доизмельчали в шаровой мельнице Марен, в замкнутом цикле которой работало 6 гидроциклонов Кребса, слив последних поступал на флотацию.

Очень часто обесшламливанию подвергают хвосты основной или контрольной флотации.

На фабрике Дални хвосты II-й контрольной флотации после репульпации водой до 28 % твердого классифицируют в гидроциклоне диаметром 457 мм; при этом выделяется шлам (96-98 % класса минус 0,044 мм) с отвальным содержанием золота (0,58 г/т). На фабрике Дилнайт гидроциклонируют хвосты II стадии флотации. Слив гидроциклонов (99 % класса минус 0,074 мм) с содержанием Au 0,41 г/г направляют в отвал. Нижний продукт гидроциклона, поступающий на 3-ю стадию флотации, составляет 66 % от питания и содержит 1,61 г/т золота.

Обесшламливают хвосты флотации для удаления илистой части при переработке золото-серебряных руд на фабрике Голд Kинг, Обогащенную песковую фракцию возвращают в голову процесса или цианируют в отдельном цикле. Заслуживает внимания обесшламливание хвостов флотации на золотоизвлекательной фабрике Воттл Гали. Хвоста флотации (0,4 г/т Au) подвергают гидроциклонированию. Песковую часть хвостов используют в шахтах как закладочный материал.

Операцию обесшламливания можно применять и для выведения в отвал углистых фракций руды, склонных к переизмельчению в процессе рудоподготовки.

Такой технологический прием предусмотрен, в частности, в разработанной Иргиредметом технологической схеме обогащения золотосодержащей руды месторождения Сулой Лог (Иркутская обл. РФ), Руда содержит 1,8-3,6 г/т Au, основная масса которого ассоциирована с пиритом (содержание FeS2 1,4-3,6 %), что обуславливает применение к ней гравитационно-флотационной технологии обработки. Вмещающие породы, составляющие более 95 % массы руды, представлены в ней углистыми сланцами, в состав которых входит серицит (48-60 %), кварц (30-37 %), полевые шпаты (2-12 %), карбонаты (3-10 %) и органическое углистое вещество (1,1-2,4 %), обладающее умеренной сорбционной активностью по отношению к цианируемому золоту и создающее определенные сложности при флотации золотосодержащего пирита. Установлено, что в процессе измельчения руды не содержащие золота углистые сланцы переходят в основной своей массе видовую фракцию пульпы, которая может быть выведена из процесса методом гидроциклонирования по классу 0,03 мм. При выходе илов 25 % от массы руды содержание золота в них находится на том же уровне, что и в хвостах последующей флотации песков (0,2 г/т). Часть углерода, остающегося в Песковой фракции пульпы и переходящего при флотации в золотосодержащий концентрат, как показали исследования и полупромышленные испытания, может быть выведена в отвальный по золоту продукт на стадии флотационной перечистки концентрата. Совокупность указанных мер в сочетании с RIL-цианированием концентрата практически полностью нейтрализует отрицательное влияние углерода на технологический процесс и обеспечивает достаточно высокое для данного типа сырья сквозное извлечение золота из руды в конечную товарную продукцию - металл: 86-89 %.

Особое место в технологии переработки углистых золотосодержащих руд занимает процесс флотационного выделения углерода.

Одной из разновидностей данного процесса является флотация углистых сланцев с использованием керосина, известный еще в 30-х годах данного столетня. Образующиеся при воздействии керосина поверхностные пленки на углеродсодержащих минералах придают им заметные гидрофобные свойства, в результате чего значительная часть указанных минералов (в частности, графита) может быть выделена из пульпы в пену сгустителей или агитаторов и таким образом выведена из цикла цианирования. Данный прием (носящий название "способ Вуда") может быть эффективно использован в тех случаях, когда обрабатываемая руда не содержит легкофлотируемых сульфидных золотосодержащих минералов, т.е. когда имеется возможность получения угольной (графитистой) пены с отвальным содержанием золота. Такая технология в свое время была осуществлена на фабрике Монтана (США, штат Миссури). Углистая золотосодержащая руда после измельчения ее до крупности -0,6 мм в бегунных чашах подвергалась обработке керосином, после чего полученная пульпа классифицировалась на пески и илы, подвергаемые цианированию. Графит, коллектируемый керосином, всплывал в пену сгустителя Дорра и периодически удалялся из процесса. Исследование пены показало, что она представляет собой отвальный по золоту продукт.

Если стоит задача более полного извлечения углерода в концентрат, флотацию проводят с добавлением соответствующего пенообразователя, например, соснового масла. В качестве коллектора обычно используется керосин, расход которого в зависимости от характера обрабатываемой руды составляет 0,2-2,5 кг/т. В этих условиях, естественно, не удается получать обеззолоченный концентрат. Наряду с углистыми минеалами, в концентрат при флотации переходят наиболее легко-флотируемые частички металлического золота и золотосодержащих сульфидов, что вызывает необходимость металлургической переработки концентрата на золото.

На предприятии Белледар Гу дрен (Канада) графитистая золотосодержащая руда после мокрого измельчения в присутствии керосина л извести подвергалась флотации с введением в пульпу соснового масла. Графит извлекался в концентрат, который затем направлялся на плавку с целью извлечения золота. Хвосты флотации подвергались цианированию. Извлечение золота в цикле цианирования составляло около 99 %.

Золотосодержащие сульфидные руды, в состав которых входит активный углерод, целесообразно перерабатывать методом флотации с получением отвальных хвостов по золоту. В этом случае флотация графита и других углеродсодержащих минералов должна играть роль вспомогательной операции, облегчающей условия получения концентрата достаточно высокого качества.

Иногда применение последовательной флотации углерода и сульфидов представляет интерес даже при условии получения неотвального золотосодежащего угольного концентрата, который может быть объединен с сульфидным для совместной обработки. Смысл угольной флотации в данном случае состоит в уменьшении суммарного выхода концентрата в результате более тщательного подбора режима флотационного обогащения на каждой стадии обработки руды.

В качестве примера в табл. 15.8 приведены показатели обогащения углистой золотосодержащей руды сульфидной зоны месторождения Бакырчик по двум возможным вариантам: коллективная и стадиальная флотации.

Химический состав руды (%); SiO2 68,2; Al2O3 12,2; Fe 3,2; CaO 1,1; MgO 1,1; Na2O+K2O 2,8; Sобщ. 1,7; Sс 1,5; As 1,4; С 3,3. Большая часть золота в руде образует весьма тонкую вкрапленность в сульфидах. Однако руда содержит и некоторое количество относительно крупных золотин, которые выводятся в цикле измельчения в отсадочный концентрат, объединяемый впоследствии с флотационным.

Как видно из табл. 15,8. введение угольной флотации позволяет получить концентрат лучшего качества в результате уменьшения его выхода. Тем самым могут быть существенно снижены расходы на металлургическую обработку концентратов.
Примером промышленного использования стадиальной флотации углисто-сульфидных золотосодержащих руд в современных условиях может служить фабрика Кэнон (США, штаг Вашингтон) производительностью 2,2 тыс. т руды в сутки. На фабрике перерабатываются упорные в технологическом отношении руды со средним содержанием золота 8 г/т и серебра 12 г/т. Руду измельчают в 2 стадии до конечной крупности 95 % минус 0,074 мм. На выходе стержневой мельницы 1-й стадии имеется секция флотации углерода, где получают концентрат с содержанием золота 60-150 г/т. Вторая стадия измельчения производится в шаровой мельнице, работающей в замкнутом цикле с гидроциклоном, слив которого поступает на сульфидную флотацию (основная, контрольная, с двумя перечистками концентрата). В суммарный концентрат, содержащий в среднем 155 г/г Au и 220 г/г Ag, извлекается порядка 90 % металлов. В процессе реконструкции фабрики (функционирующей с 1985 г.) смонтирована дополнительная флотационная секция на сливе шаровой мельницы, а также установлены колoнныe флoтoмaшины на перечистках концентрата.

Как отмечалось выше, благоприятным объектом для применения угольной флотации являются огарки окислительного обжига углерод-содержащих сульфидных концентратов. Установленный (на примере бакырчикских огарков) режим флотации характеризуется следующими данными: расход реагентов (г на 1 т огарка): известь 50; бутиловый ксантогенат 300; медный купорос 600; сосновое масло 100; продолжительность флотации 10-12 мин.

Особого внимания заслуживает вопрос о флотационном выделении золота из глинистых руд.

Флотация как способ концентрирования золота из руд с высоким содержанием шламов уже более 30 лет используется в практике минералогических исследований Иргиредмета при изучении форм нахождения дисперсного золота в указанных рудах. В работе представлены результаты такого рода исследований, выполненных на рудах Kypaнаxского поля (Au 3-4 г/т). Применение флотации в следующем оптимальном режиме: CuSО4 - 0,15 кг/т, перемешивание 10 мин; ксантогенат -0,15 кг/г, перемешивание 5 мин; аэрофлот + сосновое масло 15+30 г/г, перемешивание 1 мин; продолжительность флотации 10 мин позволило выделить концентрат, содержащий 20-25 г Au на 1 т. Это значительно облегчило процесс последующего освобождения золота (обработка концентрата соляной и плавиковой кислотами) и микроскопическое изучение выделенных золотин (рис. 15.18).

Известны примеры промышленного использования флотации при переработке золотых руд со значительным содержанием первичных илов.

На упомянутой выше фабрике Лa Лyc Майнз флотации подвергается руда, прошедшая стадию предварительного гравитационного обогащения. Хвосты гравитации (46 % класса минус 0,074 мм), объединенные с отмытой в голове процесса иловой фракцией, флотируют с использованием ксантогената, аэрофлота и соснового масла (соответственно 11,15 и 12 г на 1 т руды). Полученные концентраты цианируют в 2 стадии. Производительность фабрики по руде 2000 т в сутки. Содержание золота в исходном 3,3 г/т. Сквозное извлечение металла из руды в слитки 90,3 %.

Интересным представляется опыт работы Тасеевской ЗИФ, длительные годы осуществлявшей переработку глинистых руд с тонковкрапленным золотом. Для вскрытия такого золота, ассоциированного преимущественно с кварцем, частично - с сульфидами, применена схема 3-стадиального измельчения до конечной крупности 97 % класса минус 0,074 мм. Руда после первой стадии измельчения подвергается гидроциклонированию с разделением пульпы на иловую (98-99 % класса минус 0,074 мм) и песковую фракции. Каждая фракция поступает в отдельный цикл флотации, которая производится в известковой среде с использованием обычных реагентов: бутилового ксантогената калия и соснового масла (150-220 и 40-60 г на 1 т руды соответственно). Флотационный концентрат после перечистки подвергается цианированию, хвосты флотации выводятся в отвал. Извлечение золота в концентрат при обработке богатых руд месторождения 90-95 %. При снижении металла в руде до 2 г/т извлечение в цикле обогащения составляет порядка 60 %.

В настоящее время в Pocсии и за рубежом изучаются возможности интенсификации флотационного процесса извлечения тонкого золота из глинистых руд.

Так, в работе представлены результаты сопоставительных испытаний различных флотационных реагентов с целью определения эффективности их использования на глинистых золотых рудах, перерабатываемых на одной из отечественных золотоизвлекатеньных фабрик. В частности, испытаны: в качестве активаторов - карбамид, медный купорос и их смесь; в качестве собирателей - цианэтилированный дитиокарбамат, Na-соль фурфуральантрониловой кислоты, диметилацетамид и смеси аэрофлота, аполярного масла ИС с ксантогенатом. Наилучшие результаты достигнуты в случае применения карбамида и комбинированного собирателя. По сравнению с принятым на фабрике реагентным режимом (ксантогенат, медный купорос) извлечение золота из руды в концентрат повышено на 4-9 %, содержание золота в концентрате - с 33 до 57-62 г/т. Показано, что дополнительное измельчение руды от 65 до 80 % класса минус 0,074 мм позволяет увеличить извлечение золота еще на 4 %. Выданные на основе проведенных исследований рекомендации принятых промышленному внедрению.

Одним из интересных направлений интенсификации флотационного обогащения глинистых золотосодержащих руд является использование процесса биогетерокоагуляции.

Данный процесс основан на избирательной сорбции мельчайших частиц металлов, в частности, коллоидных частиц золота, некоторыми видами микроорганизмов.

Коллоидно-химические аспекты гетерокоагуляции микроорганизмов с благородными металлами на фоне породообразующих минералов подробно рассмотрены в работах Института коллоидной химии и химии воды АН Украины, МГУ им. М.В. Ломоносова, Иргиредмета. Установлена выраженная избирательность процесса как по типу минералов, так и по виду микроорганизмов. В частности, показано, что одноклеточные микроводоросли Chlorella и бактерии E.coli активно аккумулируют частицы золота и серебра и в то же время не взаимодействуют с частицами SiO2, Al2O3, As2S3 и некоторых других минералов. При этом связь золота и серебра с хлореллой оказывается настолько прочной, что интенсивное перемешивание (встряхивание), промывка мощным потоком воды, обработка ультразвуком не вызывают отделения частиц металла от клеток.

Процесс гетерокоагуляции может протекать не только в золях золота, но и в суспензиях, содержащих более крупные частицы металла, причем в этом случае происходит избирательное закрепление клеток на поверхности золотин.

Благодаря склонности микроорганизмов к агрегированию данный процесс сопровождается флокуляцией частиц с образованием достаточно прочных в механическом отношении биоминеральных (биометаллических) агрегатов, содержание золота в которых в десятки и сотни раз превышает исходное содержание металла в суспензии.

Золотосодержащие биоминеральные агрегаты могут быть выделены из суспензии методами механического обогащения, в частности, флотацией. Лабораторные эксперименты флотации с применением культур хлореллы, проведенные на пробах различных золотосодержащих руд, показали, что максимальное извлечение золота достигается при введении в процесс 40-60 г биомассы на 1 т руды. При этом извлечение золота повышается на 5-24 %, а серебра - на 6-8 % по сравнению с обычным процессом флотации.

Опираясь на изложенные выше положения и достигнутые (предварительные) технологические результаты, Иргиредметом проведены целенаправленные поисковые исследования, основным итогом которых явилась положительная оценка возможностей использования процесса биогетерокоагуляции золота микроорганизмами в целях извлечения металла из рудного сырья. Важно отметить, что данная работа представляет собой первую серьезную попытку оценить содержание очень тонкого (дисперсного) и сверхтонкого (коллоидного) золота в некоторых рудах коренных и россыпных месторождений и наметить хотя бы в общих чертах контуры сырьевой базы "коллоидной биотехнологии" золота.

По результатам поисковых исследований в качестве наиболее подходящего объекта для первой (в мировой практике) промышленной апробации новой технологии была выбрана иловая фракция золотосодержащей руды, перерабатываемой на Тасеевской ЗИФ. Установлено, что основное количество золота, теряемого с хвостами флотации илов на фабрике, содержится в наиболее тонких фракциях (10-20 мкм и менее). Отсюда логично было предположить, что использование биогетерокоагуляции позволит доизвлечь такое золото и улучшить общие показатели флотационного процесса.

Опытно-промышленным испытаниям на фабрике предшествовал ряд подготовительных этапов работы:

1. Лабораторные исследования, целью которых являлось уточнение реагентного режима флотации (бутиловый ксантогенат калия БКК, сосновое масло, гексаметафосфат натрия ГМФ - пептизатор шламов), расхода биомассы АС-1, влияния предварительного диспергирования пульпы, установление продолжительности отдельных операций.

2. Укрупненные испытания технологии на непрерывно действующей полузаводской установке Иргиредмета (600-700 кг руды в сутки). Испытания проводились по схеме, включающей агитацию исходных илов с БКК, основную флотацию с однократной перечисткой концентрата, диспергацию хвостов флотации с введением в пульпу ГМФ и биомассы, контрольную флотацию в присутствии БКК и соснового масла, перечистку концентрата контрольной флотации. Для непрерывного воспроизводства необходимого количества биомассы (30-40 г в сутки по сухому продукту) разработан и изготовлен , специальный ферментер, работающий в автоматическом режиме.

3. Полупромышленные испытания на Тасеевской ЗИФ, основной целью которых являлось уточнение и корректировка параметров процесса (с учетом состава воща, используемой в технологическом процессе на фабрике), а также изучение влияния полного подо оборота на показатели процесса флотации с применением микроорганизмов. Испытания проводились на двух параллельно работающих нитках: эталонной (фабричной) и биотехнологической, непрерывно в течение 22 смен. Общие параметры процесса: массовая доля класса минус 0,074 MM в питании флотации 98,0-99,5 %, массовая доля твердого 7,7-9,1 % (Ж:Г=(10-12):1), расход реагентов (г на 1 т питания): БКК 80+20, сосновое масло 60+20 (соответственно в основную и контрольную флотацию), биомасса - 40, ГМФ - 20; общая продолжительность контакта пульпы с реагентами 13 мин, продолжительность основной и контрольной флотации - по 10 мин. Среднее содержание золота в питание иловой флотации 1,03 г/т.

Сопоставление полученных результатов показало, что по режиму биофлотационной технологии содержание Au в хвостах снижается на 20 %: с 0,28 до 0,22 г/г, содержание золота в концентратах повышается на 10-12 %, извлечение Au возрастает по операции на 10,3%.

Более подробная информация по перечисленным выше этапам работы представлена в заключительном отчете Иргиредмета по данной теме.

Завершающим этапом работы явились опытно-промышленные испытания биофлотационной технологии на Тасеевской ЗИФ, проведенные в период с 13 по 30 октября 1988 г.

Важно подчеркнуть, что разработка и реализация технологического процесса непрерывного воспроизводства микроорганизмов на основе музейной культуры в условиях золотоизвлекательной фабрики и в масштабах, достаточных для промышленного применения, представляло собой задачу, не имеющую прецедента в истории золотодобывающей промышленности. Ключевыми вопросами, решение которых предопределяло успех испытаний, являлись:

1. Подбор белковой питательной среды из непищевого сырья.

2. Разработка технологии воспроизводства музейной культуры в нестерильных условиях.

3. Привязка узла ферментации к местным условиям с учетом специфики золотодобывающего предприятия.

Первый из перечисленных вопросов решен совместными исследованиями Отделения природных дисперсных систем ИКХХВ AН Украины и института "ВНИИсинтезбелок", в результате которых в качестве субстрата для культивирования бактерий штамма AC-1(7) отобран образец кислотного гидролизата дрожжевой биомассы, обеспечивающий наибольшую активность культуры. К началу производственных испытаний наработано 310 кг этого продукта.

Для решения 2-й задачи институтом "ВНИИсинтезбелок" разработан проект технологической части узла ферментации микроорганизмов, предусматривающий ряд мероприятий, позволяющих подавить развитие посторонней микрофлоры в нестерильных условиях производства бактериальной культуры "Bacillus fastidiosus” (штамм AC-1(7)). Строительная часть проекта (в помещении ЗИФ) выполнена силами проектного отдела Балейского ГОКа.

Выращивание биомассы в процессе технологических испытаний производилось в 4 последовательных стадии: 1. Выращивание ннокулята стерильно; 2. Выращивание засевной биомассы в 30-литровом ферментере; 3. Выращивание биомассы в 100-литровом ферментере; 4. Производственное выращивание в 1000-литровом ферментере при непрерывном перемешивании и аэрации (120-150 л/мин) и температуре 28-34 °С.

За период промышленных испытании проработано 23 заводских смены с подачей биомассы, концентрация которой в пульпе составляла 11,4-17,7 г/л.

Для проведения испытаний на иловой секции Тасеевской ЗИФ смонтирован узел (рис. 15.19), включающий основную флотацию, диспергирование хвостов и контрольную флотацию.

Результаты испытаний биофлотационной технологии извлечения золота сравнивались с показателями работы иловой ветки с фабричным режимом (табл. 15.9).

Сопоставление показателей позволяет сделать вывод о возможности некоторого улучшения флотационного процесса за счет применения биогетерокоагуляции. Полученный эффект выражается величиной 0,12 г дополнительно извлекаемого золота из каждой тонны илов, что обеспечивает прирост извлечения золота в целом по фабрике более 1 % и ожидаемый экономический эффект от внедрения технологии порядка 150-170 тыс. р. (в ценах 1988 г.).

Определены возможные пути дальнейшего усовершенствования биофлотационного процесса и снижения эксплуатационных затрат за счет уменьшения стоимости биомассы (замена белковой компоненты на углеводную с добавкой тональных солей), оптимизация "временного фактора" (продолжительность "выдержки" биомассы после завершения ферментации) и других параметров технологического процесса.

Принципиально важным результатом, достигнутым в процессе выполненной работы, является доказательство возможности постоянного воспроизводства штамма AC-1(7) в нестерильных условиях обогатительной фабрики. Данный штамм проявил способность к преимущественному развитию в указанных условиях, подавляя другие формы микроорганизмов.

В целом, итоги проведенных исследований и технологических испытаний указывают на определенную перспективность биофлотационного процесса как способа извлечения золота из глинистых и других подобных им рудных пульп и свидетельствуют о необходимости продолжения работы в данном направлении.

В печати опубликована информация о работах в области биофлотации глинистых золотых руд с использованием Chlorella vulgaris и бактерий "Bacillus mucilagiiiosus", выполненных в ИМР (РФ), которые подтверждают и дополняют выводы представленных выше исследований. Подчеркивается, что для реализации новой технологии возможно применение стандартного оборудования обогатительных фабрик и микробиологических производств. Указаны пути интенсификации процесса образования биоминеральных агрегатов.

Достаточно перспективными, но еще пока слабо освоенными в промышленных масштабах методами механического обогащения сорбционноактивных золотых руд, в частности, углеродсодержащих, являются: автоматическая (покусковая) рудосортировка и обогащение в тяжелых суспензиях.

Сортировка руд основана на различиях в цвете минералов, содержащих и не содержащих золото. Основными аппаратами для проведения данной операции являются фотометрические сепараторы различной конструкции (в основном, ленточного типа), работающие в режиме свободного падения кусков руды. Первые установки для фотометрического первичного обогащения руд имели производительность до 20 т/ч, у последних моделей она достигает 160 т/ч и более. Фотометрическую сепарацию применяют для обогащения золотых руд в ЮАР, серебряных рул - на Филиппинах, в США.

На фабрике Дурифонтейн (ЮАР) таким способом выводят в отвал кварциты от светло-зеленого до черного цвета. Проектная производительность установки колеблется в пределах от 50 т/ч для руды крупностью -65+30 мм и до 200 т/ч - для кусков размером -155+70 мм. Фотометрический сепаратор производительностью 120 т/ч установлен на фабрике Вест-Дрифонтейн.

Считается, что применение фотометрической сепарации для обогащения коренных золотосодержащих руд с целью выведения отвальных хвостов перспективно для убогих руд с содержанием золота от 0,9 до 1,5 г/т. Капитальные затраты на установку одного сепаратора производительностью 150 т руды в час оцениваются величиной порядка 1 млн.долл. Эксплуатационные расхода зависят от числа действующих сепараторов, диапазона крупности сортируемого материала и его природных характеристик.

В ряде случаев предварительную фотосортировку руд целесообразно осуществлять уже на стадии горных работ до поступления руды на обогатительную фабрику. Такой прием, в частости, применяется на руднике Кортес для выведения в отвал кусков руды, обогащенных органическим углеродом, обладающим высокой адсорбционной способностью при цианировании.

Вариант выведения углистых сланцев методом обогащения в тяжелых суспензиях был апробирован институтами "Иргиредмет" и "ВНИИцветмет" (опытный завод) применительно к рудам Сухого Лога. Полупромышленные испытания данной технологии проводились на технологической пробе руды массой 912 т со следующим содержанием основных компонентов (%): SiOj 55,8; Аl2О3 15,2; Fe 5,2; CaO+MgO 5,0; Na2O+K2O 5,9; S 1,0; Cорг 1,8; Au 3,6 г/т. Руда подвергалась трехстадиальному дроблению с классификацией материала -40 мм перед 3-й стадией дробления. Обогащение фракции -40+2 мм производилось на колесном сепараторе фирмы "Ведаг" диаметром 2,0 м и шириной 315 мм, с окружной скоростью колеса 0,3 м/с. Плотность суспензии 2,84 г/см3; утяжелитель - смесь гранулированного ферросилиция и магнетита (7:3). Peгенерация суспензии осуществлялась на ленточном сепараторе типа "ДВ" № 615 фирмы "Ведаг". Тяжелая фракция руды додрабливалась, доизмельчалась в шаровой мельнице (вместе с классом -2 мм) до конечной крупности 60-70 % класса минус 0,074 мм и поступала на гравитационно-флотационное обогащение. Легкая фракция выводилась в отвал.

Суммарные результаты обогащения руды представлены в табл. 15.10.

Из приведенных данных следует, что предварительное обогащение в тяжелых суспензиях позволяет вывести в отвал более половины рудной массы в виде углеродсодержащих сланцевых пород с размером кусков -40+2 мм, содержание металла в которой находится на уровне содержания Au в отвальных хвостах флотации. Это указывает на определенную эффективность данного технологического процесса и целесообразность использования его при обогащении некоторых категорий углистых золотосодержащих руд.

Имя:*
E-Mail:
Комментарий: