Технологические исследования золотосодержащих руд на обогатимость

Серебро

Концентрат

14,9

63,0

19,7

89,7

70,6

Промпродукт-1

6,9

3,9

1,5

2,6

2,5

Промпродукт-2

2,8

6,6

6,6

1,8

4,5

Промпродукт-2

4,1

6,2

8,4

2,4

7,6

Хвосты

71,3

0,52

0,86

3,5

14,8

Руда

100,0

10,47

4,15

100,0

100,0

Таблица 13. Результаты опытов флотации по принципу непрерывного процесса

Продукты обогащения	Выход, %	Содержание, г/т	Извлечение, %
		Золото	Серебро	Золото	Серебро
Концентрат	19,6	52,6	17,2	98,4	81,9
Хвосты	80,4	0,2	0,92	1,6	18,1
Руда	100,0	10,47	4,11	100,0	100,0

Как следует из табл.13, при флотационном обогащении проб в концентрат, содержащий 52,6 г/т золота и 17,2 г/т серебра, извлекается 98,4 и 81,9 % соответственно.

В табл.14 приведены результаты полуколичественного спектрального анализа продуктов обогащения - концентратов и хвостов, в табл. 15 химического анализов, в табл. 16 - минералогического анализов.

Рис. 15 схема флотации руды по принципу непрерывного процесса

Таблица 14. Результаты спектрального анализа обогащения проб руды

Элементы	Содержание, %	Элементы	Содержание, %
	Флоток-т	Хвосты		Флоток-т	Хвосты
Кремний	>1	>1	Цинк	0,009	0,003
Алюминий	>1	>1	Сурьма	0,03	0,006
Магний	>1	>1	Мышьяк	~1	0,02
Кальций	>1	>1	Бериллий	<0,001	-
Железо	>1	>1	Галлий	<0,001	<0,001
Марганец	0,03	0,01	Барий	0,03	0,02
Никель	0,006	0,006	Стронций	0,01	0,01
Кобальт	0,003	0,003	Ванадий	0,001	0,001
Титан	0,1	0,1	Молибден	<0,001	0,001
Хром	0,004	0,003	Скандий	0,001	0,001
Цирконий	0,006	0,004	Иттрий	0,001	0,001
Мерц	0,1	0,02	Натрий	0,01	0,02
Свинец	0,02	0,001	Иттербий	<0,001	<0,001

Таблица 15. Результаты химического анализа обогащения проб руды

Элементы	Содержание, %	Элементы	Содержание, %
	Конц-т	Хвосты		Конц-т	Хвосты
Оксид кремния	15,9	62,12	Оксид фосфора	0,08	0,13
Железо вал.	35,24	1,89	Сера сульфида	39,65	0,38
Оксид титана	0,25	0,32	П.п.п.	Не опр.	13,8
Оксид марганца	0,028	0,1	Мышьяк	1,0	0,02
Глинозем	3,25	4,83	Сурьма	0,03	0,006
Оксид кальция	0,70	8,27	Медь	0,10	0,016
Оксид магния	1,01	6,25	Цинк	0,009	0,003
Оксид калия	0,53	0,60	Свинец	0,021	0,001
Оксид натрия	0,04	0,27	Золото, г/т	52,6	0,2
Оксид углерода (+)	0,6	11,82	Серебро, г/т	17,2	0,92
Оксид серы (+)	0,47	<0,1

Таблица 16. Результаты минералогического анализа флотоконцентрата проб руды

Минерал	Содержание, %	Минерал	Содержание, %
Золото самородное		Цинкенит	знаки
Пирит	73,0	Гетит	0,3
Арсенопирит	2,2	Кварц	11,6
Халькопирит	знаки	Карбонаты	1,25
Блеклая руда	то же	Полевые шпаты	1,8
Пирротин	то же	Серицит	4,0
Галенит	то же	Каолинит	3,0
Сфалерит	то же	хлориты	1,7

Как видно из табл. 13 - 16, флотоконцентраты преимущественно состоят из пирита 73 %, арсенопирита - 2,2 %, кварца - 11,6 %, карбоната - 1,25 %, полевых шпатов - 1,8 % и др. Кроме золота, серебра, железа и серы, других полезных компонентов практически не содержат. Содержание мышьяка - 1,0 %, сурьмы - 0,03 %, глинозема - 3,25 %, т.е. они отвечают необходимым требованиям (ТУ).

4. Цианирование исходной руды и продуктов обогащения

4.1 Методика исследований применяемой аппаратуры

Объектом лабораторных исследований явилась технологическая проба руды Северного участка месторождения Амантайтау, продукты ее обогащения - флотоконцентраты. Гидрометаллургическую переработку руды и продуктов ее обогащения проводили методом сорбционного выщелачивания.

Сорбционное выщелачивание осуществлялось на усредненных пробах путем перемешивания навески (100-200 г) в открытых стеклянных бутыльках емкостью 0,75 л на бутылочном агитаторе конструкции ИРГИРЕДМЕТа. эксперименты по сорбционному цианированию проводились в направлении установления минимально необходимой концентрации цианистого натрия, защитной щелочи, продолжительности цианирования, крупности материала. В качестве сорбента использовалась смола марки АМ-2Б класса «А» в СN^- форме. Загрузка смолы составляла

2,5 % от объема пульпы. Концентрация цианистого натрия и защитной щелочи в пульпе определялась и поддерживалась на необходимом уровне в течение каждого опыта.

4.2 Цианирование исходной руды

В средней пробе содержание благородных металлов составило (в г/т):

золото - 10,47, серебра - 4,11. В ходе исследований оценивались следующие параметры: концентрация цианистого натрия (0,05 - 0,08 - 0,1 - 0,15 - 0,2 %); продолжительность выщелачивания (18 - 24 - 36 ч), тонина помола (85 % - 90 % - 95 % - 100 % кл.- 0,074 мм, 100 % - 0,44 мм).

Опыты проводились по схеме, представленной на рис.4.1.

Оптимальный режим сорбционного цианирования, установленный в ходе исследований приведен ниже:

Концентрация цианистого натрия - 0,08 %;

Тонина помола % кл. - 0,074 мм - 90 % ;

Продолжительность цианирования - 18 ч;

Отношение Ж : Т = 2 : 1 ; С_Cao - 0,02 % ; загрузка смолы - 2,5 от объема пульпы;

Содержание в кеке цианирования г/т, золота - 6,1;

Содержание в кеке цианирования г/т, серебра - 2,5;

Извлечение на смолу, раствор золота - 41,7 % ;

Извлечение на смолу, раствор серебра - 39,2 %.

Как видно из приведенных данных, извлечение золота из проб выше, чем при проведении рационального анализа (кек I цианирования). Это объясняется тем, что при проведении опытов по сорбционному цианированию материал технологических проб измельчался тоньше 90 % кл. - 0,074 мм, чем при проведении рационального анализа (85 % кл. - 0,074 мм).

4.3 Цианирование флотоконцентрата

Сорбционное цианирование концентратов проводилось по той же схеме, что и цианирование руды (рис.16) концентрация цианистого натрия принята 0,2 %, продолжительность цианирования (4+20 ч), загрузка смолы АМ-2Б-% % от объема пульпы. Содержание благородных металлов в концентрате. Золота - 52,4 г/т, серебра - 17,2 г/т.



Рис.16 технологическая схема переработки флотоконцентрата

Рис.17 схема выщелачивания благородных металлов из руды и продуктов обогащения

Извлечение золота из флотоконцентрата методом одностадиального сорбционного цианирования дает низкие показатели. С целью доизвлечения золота из флотоконцентратов после сорбционного цианирования проводились опыты по схеме рис.17; кеки цианирования подвергались двухстадиальному обжигу, затем огарки обрабатывались раствором едкого натра концентрацией 100 г/л при отношении Ж : Т = 2:1, продолжительности выщелачивания 6 ч, температура 90-100°С, далее осуществлялось II цианирование кеков щелочной обработки при следующих условиях:

концентрация цианистого натрия - 0,1 % ;

концентрация защитной щелочи - 0,02 % ;

отношение Ж : Т = 2:1;

продолжительность цианирования - 24 ч;

загрузка смолы АМ - 2Б 3 % от объема пульпы.

Результаты опытов приведены ниже:

Содержание в кеке I цианирования, г/т

золота - 27,0;

серебра - 6,8.

Выход кека щелочной обработки - 79,6 % ;

Содержание в кеке II цианирования, г/т

золота - 57,8 % ;

серебра - 41,7 %.

В табл.17 приведены сводные данные по извлечению золота и серебра из флотоконцентрата по схеме (рис.17).

Таблица 17. Сводные данные по извлечению благородных металлов из флотоконцентрата

Содержание в исх. концентрате, г/т	Извлечение при I цианировании, %	Извлечение при I I цианировании, %	Суммарное извлечение из концентрата,%
Au	Ag	Au	Ag	Au	Ag	Au	Ag
52,4	17,2	48,4	60,3	29,8	28,1	78,2	88,4

Таким образом, по предложенной схеме переработки флотоконцентрата можно извлечь:

Золота - 78,2 %, серебра - 88,4 % .

Сквозное извлечение из руды золота составит 76,95 %, серебра 72,4 % .

Заключение

Технологические испытания проводились на пробе, представляющей сульфидные руды северного участка месторождения Амантайтау. Содержание золота в пробе составляет 10,47 г/т. Основными рудными минералами в пробе являются золото самородное, пирит, в меньшей мере арсенопирит.

Нерудная часть проб представлена кварцем, карбонатами, полевыми шпатами, слюдистыми и глинистыми минералами.

По данным минералогического анализа самородное золото в пробе преимущественно тонкодисперсное, пылевидное и очень мелкое. Согласно рациональному анализу в изученной пробе (крупностью 85 % кл. - 0,074 мм) количество цианируемого золота - 39,8 %.

Попутным полезным компонентом в пробе является серебро, определенный интерес может представить сера сульфидная, которой содержится в пробе - 7,85 %, а также оксид железа - 9 %.

По результатам исследований для переработки данной руды рекомендуется флотационная схема обогащения, которая включает измель-чение руды до крупности 80 % кл. - 0,074 мм, основную флотацию до 95 % кл. - 0,074 мм и контрольную флотацию.

По этой схеме получают флотоконцентрат, содержащий 52,4 г/т золота и 17,2 г/т серебра при извлечении металлов 98,4 % и 81,9 % соответственно.

Проведено сорбционное цианирование исходной руды, флотокон-центрата. В исследуемой пробе руды количество цианируемого золота составило 39,8 %, серебра 39,2 %.

Для переработки флотоконцентрата принята схема, включающая операции : I цианирование флотоконцентрата, двухстадиальный окислитель-ный обжиг, щелочную обработку огарка, I I цианирование (огарка). Переработка флотоконцентрата по этой схеме дает возможность достигнуть извлечения 78,2 % золота и 88,4 % серебра от исходного концентрата. Таким образом, по разработанной схеме можно получить сквозное извлечение золота - 76,95 %, серебра - 72,4 %.

Проведены исследования по анализу и очистке сточных вод схемы. Рекомендуется организация водооборота.

На основании проведенных испытаний можно сделать вывод, что руды Северного участка месторождения Амантайтау обогащаются с высокими показателями. Флотоконцентраты относятся к разряду упорных и требуют специальных методов переработки.

Библиографическое описание источников

1. Каримов И.А. «По пути углубления экономических реформ», Ташкент: «Ўзбекистон», 1995.

2. Каримов И.А. «Узбекистан - государство с великим будущим», Ташкент: «Ўзбекистон», 1992.

3. Каримов И.А. «Узбекистан на пороге XXI века.Угрозы безо-пасности, условия и гарантии прогресса», Ташкент: «Ўзбекистон», 1997.

4. Каримов И.А. «Наша высшая цель - независимость и процветание родины, свобода и благополучие народа», Ташкент: «Ўзбекистон», 2000.

5. Зеленов В.И. «Методика исследования золотосодержащих руд». Издание 2, Москва, «Наука».

6. Труды международной научно-практической конференции «Проблемы рудных месторождений и повышение эффективности геологоразведочных работ». Ташкент: изд. ИМР, 2003, 470 стр. Гл. Ред. Ахмедов Н.А., Ред. Коллегия Голованов И.М., Исаходжаев Б.А. и др.

7. Материалы республиканского научно-технического семинара «Проблемы переработки минерального сырья Узбекистана». Ташкент: изд. ИМР, 2005, 150 стр. Гл. Ред. Ахмедов Н.А., Ред. Коллегия: Исаходжаев Б.А., Попов Е.Л., Ахмедов Х.А. и др.

8. Воробьев А.Е., Гладуш А.Д. «Геохимия золота. Ресурсы и технологии России». Справочное издание, Москва: Изд- во РУДН, 2004, 431 стр.

9. Хабиров В.В., Забельский В.Н. и др. «Прогрессивные технологии добычи и переработки золотосодержащего сырья», Москва: Недра,1998, 272 стр.

10. Амбаров З.В., Нижегородцева Н.О. «Усовершенствование ионообменной технологии извлечения золота из пульпы», Горный журнал № 4, 1995

11. Бубнов В.К., Голик В.И. и др. «Актуальные вопросы добычи цветных, редких и благородных металлов», Акмола: Жана-Арка,1995, 602 стр.

12. Лодейщиков В.В. «Поведение благородных металлов при обжиге пиритных концентратов». Автореферат канд. дисс., Иркутск, 1995, 23 стр.

13. Лодейщиков В.В., Скобеев И.Н. и др. «Технология извлечения золота из углестых золотомышьяковых концентратов», В кн. Обработка золотых, алмазных и редкометальных руд россыпей. Тр. ИРГИРЕДМЕТа, вып. 13, Москва: Недра,1995, стр.306-320.

14. Лодейщиков В.В., Жучков И.А. «Новые данные по технологии обработке углистых золотомышьяковых концентратов», В кн. Обработка золотых, алмазных и редкометальных руд россыпей. Тр. ИРГИРЕДМЕТа, вып. 13, Москва: Недра,1998, стр.119-137.

15. Лодейщиков В.В., Анисимова А.А. и др. «Исследования по доводке и металлургической переработки золотосодержащих гравитационных концентратов», Тр. ИРГИРЕДМЕТа, вып. 20, Москва: Недра,1995, стр.98-109.

16. Лодейщиков В.В. и др. «Техника и технология извлечения золота из руд за рубежом», Москва: Металлургия, 1996, 237 стр.

17. Лодейщиков В.В. «Извлечение золота из упорных руд и концентратов», Москва: Недра, 1998, 204 стр.

18. Зазубин А.И., Лебедов Б.Н. «Исследование по применению метода хлоридовозгонки к полиметаллическим промпродуктам обогатительных фабрик Алтая», Изв. АН Каз.ССР, серия металлургическая, 1997, вып. 4., стр.74-83.

19. Лебедов Б.Н. «Хлоридовозгонка - новый метод извлечения благородных, цветных металлов и железа из пиритных огарков», Советская золотопромышленность, 1998, № 6, стр.45-49.

20. Масленицкий И.Н., Чугаев Л.В. «Металлургия благородных металлов», Москва: Металлургия, 1999, 367 стр.

21. http: // www.rsl.ru - Российская государственная библиотека.

22. http: // www. elibrary.ru - Научно-электронная библиотека.

23. http: // www.mining-journal.com / mj /MJ / mj.htm - Mining Journal.

24. http: // www.minenet.com - Mining companies.

Размещено на Allbest.ru

...