© В.А.Бочаров, Е.Л. Чантурия, 2002
УДК 622.342.1
В.А.Бочаров, Е.Л. Чантурия
ТЕХНОЛОГИЯ ИЗВЛЕЧЕНИЯ ЗОЛОТА ИЗ КЛАССОВ ШИРОКОГО СПЕКТРА КРУПНОСТИ СУЛЬФИДНОГО МИНЕРАЛЬНОГО ТЕХНОГЕННОГО СЫРЬЯ1
■ироаа золота в сульфидных рудах ■естірождений Урала, в том числе и -ГайеКого, ранее изучалась многократно разными научными коллективами (Уралмеханобр, Унипромедь, Гин-цветмет, Механобр и др.).
Комплексные исследования [14], выполненные авторами2 с использованием компьютерного оптико-геометрического анализа изображений, оптической микроскопии, растровой электронной микроскопии, рентгеноструктурного, ней-тронно-актива-ционного, рентгеноспектрального, энергодисперсионного методов анализа, позволили установить, что в рудах Гайского месторождения основными сульфидами-носителями золота являются пирит и халькопирит. Пирит встречается нескольких морфологических разновидностей: угловатообломочные и неполнокристаллические агрегаты, кристаллы кубической, октаэдрической, пентагондо-декаэдрической и др. Октаэдрическая и пентагондодекаэдрическая морфологические разновидности являются генетически золотонесущими. Их массовая доля составляет от 50% до 90% .
Значительная часть золота в рудах представлена свободными зернами и открытыми сростками с другими минералами (табл. 1).
В руде, измельченной до флотационной крупности 50-60 % класса -0.074 мм и содержащей около 1,5 г/т общего золота, 39,8 % золота от руды находится в классе «гравитационной» крупности (+0,10 мм), в том числе 29,92 % свободного и 7.71 сульфидного. Содержание общего золота в материале этой крупности 1,91 г/т (табл. 2). Относительное распределение в
этот класс крупности сульфидного золота составляет 36,82 %.
Учитывая высокую долю свободного золота в классе крупности +0.10 мм, целесообразность стадиального измельчения и обогащения руды с выделением золота гравитационными методами в коллективный крупнозернистый сульфидный концентрат, очевидна! Гравитационным обогащением из материала +0,1 мм можно выделить свободное золото, вместе с частью сульфидного продукта.
Распределение сульфидного золота в этот и другие классы крупности коррелирует с распределением пирита(табл. 3).
Гравитационным обогащением из материала +0,1 мм можно выделить свободное золото вместе с частью сульфидного продукта.
В материал крупностью -0,1+0,074 мм распределяется около 30 % общего золота, в том числе 22,6 % - свободного. Содержание общего золота в этом классе наиболее высокое и составляет около 2,4 г/т (свободного 1,79 г/т). Относительное распределение сульфидного золота в этот материал составляет 31,5 %. Причем среди зерен пирита преобладают октаэдрические и пента-гондодекаэдрические кристаллы, т.е. золотонесущие формы.
Содержание общего золота в классе -0,074+0,044 мм ниже и
Рис.1. Энергодисперсионный спектр золотой частицы, показанной на рис.2. Проба 750
составляет 2 г/т (свободного - 1,39 г/т).
Сульфидное золото в этот класс крупности распределяется на 23,44 % отн и связано с пиритом.
Класс -0,1+0,044 мм является традиционно флотационным, но его, как будет показано ниже, можно обогащать и гравитационными методами с использованием специального оборудования.
В целом в класс +0,044 мм распределяется 89 % металла, в том числе более 65 % свободного.
Класс -0,044 мм весьма беден по золоту, общее его содержание снижается до 0,44 г/т, общее распределение в него Au 10,83 %.
Потери золота с материалом этой крупности обусловлены преимущественно тонким свободным золотом (4.69%) и золотом, заключенным в породообразующих минералах (4.42%).
Материал -0,044 мм желательно обогащать в отдельном цикле по флотационной схеме, хотя он может быть обогащен, но значительно хуже, по гравитационно-флотационной схеме даже с использованием специального шламового оборудования.
Исследованиями установлено, что частицы свободного золота в тяжелых фракциях гравитационного обогащения имеют буроватожелтый цвет, блеск тусклый, матовый, форму пластинчатую и изо-метрично-уплощенную со сложным рельефом. Толщина пластинок не более 0,01-0,04 мм.
Золотины изучены на анализаторе фирмы «Link» (Англия). Пробность золота, определенная по энергодисперсионным спектрам, составляет (по 30 замерам) от 700 до 960 ед. в зависимости от крупности золотин (рис. 1, 2). Отмечены механические включения примесей гидроксидов железа на поверхности частиц золота. Проб-ность золота определяли также на
1 Работа выполнена при поддержке фонда РФФИ РАН
2 В работе участвовали Р.А. Амосов, Т.В.Башлыкова, Г.С. Агафонова, Г.А. Лапшина, Н.А. Смирнова, О.В.Леснова.
пробирном камне. Она составила в среднем 920 единиц с колебаниями от 810 до 980.
Золото, выделенное из песков короткоконусных гидроциклонов гравитационными методами, представлено плоскими поликристаллическими агрегатами размером до 0,25-1,0 мм. Собственная форма золотин в процессе раскрытия не сохраняется вследствие интенсивной деформации при измельчении материала. Деформация выражалась в сплющивании золотин и образовании хрупких разрывов по их периферии. Она сопровождалась запрессовыванием частиц сульфидов и кварца в пластичное золото (рис. 3).
Выделенное в концентрат золото ограничено узким классом крупности и заметно отличается по крупности от сульфидов из того же продукта. Частицы золота имеют размер от 10 до 40 мкм, чаще 12-16 мкм. По форме это преимущественно субидиоморфные кристаллики или неправильные изо-метричные частицы (рис. 4), по особенностям микрорельефа более всего похожие на самородное золото, образовавшееся в процессе сокристалли-зации с сульфидами (покрытое индукционными пирамидками). По составу и ультратонкому рельефу поверхности выделяются две разновидности, одна из которых подвергалась коррозии с полным выносом серебра (пробность близка к 1000). Кроме того, она нередко несет тонкие корочки гидроксидов железа. Другая характеризуется пробностью около 750 и гладкой поверхностью. На этом основании можно предполагать, что в горной
Таблица 1
РЕЗУЛЬТАТЫ ФАЗОВОГО АНАЛИЗА ЗОЛОТА И СЕРЕБРА В РУДЕ
Минеральные формы золота и серебра Содержание, г/т Распределение, %
Au Ag Au Ag
Зерна свободные и в сростках с другими минералами, растворимые в цианиде 1.38 4.80 70.0 33.8
Заключенные в кислоторастворимых (НС1) минералах 0.07 0.08 4-5 5.60
Связанные с сульфидами, законсервир. в них 0.41 8.08 20.0 56.9
Связанные с кварцем 0.10 0.52 5.0 3.70
Всего 1.96 14.20 100 100
массе, поступавшей на обогащение, смешаны первичные и окисленные руды. Вторая разновидность, возможно, была привнесена в результате случайного смешения сульфидных руд с кварц-ярозитовой сыпучкой. В целом золото, обнаруженное в песках короткоконусного гидроциклона, по гранулометрии типично для колчеданных руд и полностью соответствует описанному ранее в окисленных рудах Гайского месторождения [4].
Результаты независимых исследований морфологии свободного золота в указанных рудах, проведенных АОЗТ «Механобр», аналогичны [5]; авторы также отмечают присутствие в руде значительного количества свободного золота, на всех стадиях измельчения уплощение частиц золота, которые в последующем плохо извлекаются и гравитацией, и флотацией.
Полученные результаты позволяют считать, что значительная часть крупного и мелкого золота в исследованных рудах свободное и может быть извлечено гравитационными методами. Другая часть золота заключена в сульфидах. В песковом продукте
короткоконусных гидроциклонов золото мелкое, а в сливе гидроциклона оно еще тоньше и в основном связано с сульфидами, поэтому его извлечение гравитационными методами представляется проблемным, так как свободные частицы золота деформировались, приобрели пластинчатую форму; остальное золото тонкодисперсно связано с сульфидами.
Таблица 3
ГРАНУЛОМЕТРИЧЕСКИЙ И МИНЕРАЛЬНЫЙ СОСТАВ ИСХОДНОЙ РУДЫ И РАСПРЕДЕЛЕНИЕ МИНЕРАЛОВ ПО КЛАССАМ КРУПНОСТИ, %
Классы Выход Содержание минералов
крупности, мм от исх. пирит халько- пирит марка- зит магне- тит сфале- рит арсе- нопирит гале- нит бл. руда борнит
+0,25 5,28 9,47 10,23 1,89 3,79 9,66 0,189 0,19 0,19 1,89
-0.25+0,16 25,58 28,15 11,22 3,91 0,39 1,99 0,00 0,08 0,16 0,00
-0.16+0,071 18,76 36,25 13,54 0,00 0,53 2,61 0,00 0,27 0,27 0,00
-0.071+0,045 13,98 35,05 15,31 0,00 0,72 0,64 0,00 0,14 0,72 0,72
-0.045+0 36,40 3,30 3,13 0,00 0,27 0,00 0,00 0,00 0,27 0,27
Исходная 100,00 20,6 9,23 1,10 0,60 1,60 0,01 0,10 0,30 0,30
Распределение минералов
+0,25 5,28 2,43 5,85 9,09 33,33 31,88 100,0 10,0 3,3 33,3
-0.25+0,16 25,58 34,95 31,09 90,91 16,67 31,88 0,0 20,0 13,3 0,0
-0.16+0,071 18,76 33,01 27,52 0,00 16,67 30,63 0,0 50,0 16,7 0,0
-0.071+0,045 13,98 23,79 23,19 0,00 16,67 5,63 0,0 20,0 33,3 33,3
-0.045+0 36,40 5,83 12,35 0,00 16,67 0,00 0,0 0,0 33,3 33,3
Исходная 100,00 100,00 100,00 100,0 100,0 100,0 100,0 100,0 100,0 100,0
Результаты исследований свидетельствуют о необходимости стадиального измельчения и обогащения руды, что позволит избежать переиз-мельчения сульфидных минералов, развальцовывания и расплющивания частиц свободного золота. Ведь фактически треть общей массы свободного золота сосредоточена в классе крупности +0,1 мм и может быть извлечена в отдельный продукт гравитационными методами. При этом в тяжелую фракцию будет извлечено золото свободное и золото в открытых сростках с сульфидами, которых достаточно много.
Для извлечения в коллективный сульфидный концентрат гравитационных форм золота из материала крупностью +0,074 мм можно рекомендовать винтовые шлюзы, позволяющие выделять в концентрат тяжелые частицы крупностью до 0,0200,040 мм. Кривизна сечения желоба Таблица 2
Проведены испытания по схеме: винтовой шлюз - перечистка на винтовом шлюзе - перечистка на концентрационном столе <^етепі». Полученный концентрат содержал около 40 г/т золота при извлечении 38%, что подтвердило выводы о распределении золота по классам крупности в измельчении.
Проследить флотацию золотин различной крупности из сульфидной пульпы медно-цинковых руд практически проблематично. Вместе с тем по флотируемости минералов-носителей золота можно оценить возможности флотационного извлечения золота общего, в том числе свободного, законсервированного в сульфидах и в открытых сростках с сульфидами.
Исследована зависимость флотации сульфидов и золота от степени раскрытия при измельчении. Флотационные опыты проведены на песковой фракции короткоконусных гидро-
тания при флотации сульфидов меди и цинка составляла ~ 55 % класса -0,074 мм. Установлено, что флотационное извлечение золота при этом повышается на 8-10% в сравнении с флотацией на фабричном помоле. Золото, выведенное в пески из гидроциклонов, извлекается флотацией значительно эффективнее, чем золото из общей пульпы после доизмельчения песков и объединения их со сливом гидроциклонов. Аналогичная ситуация наблюдается и на фабрике в рудном цикле после трех стадий измельчения, когда происходит ошламова-ние сульфидов, развальцовывание свободных золотин, изменение их геометрической формы, и ухудшение флотации, что приводит к потерям металла. В ходе проведения схемных опытов выявлена перспективность использования новых собирателей серии «СИГ» в сочетании с ксантогенатом; замена 30% последнего заметно
ГРАНУЛОМЕТРИЧЕСКИЙ СОСТАВ ПРОБЫ И РАСПРЕДЕЛЕНИЕ ЗОЛОТА ПО КЛАССАМ КРУПНОСТИ, %
Классы крупности, мм Выход, % Содержание, г/т Распределение, % Относительное распределение AUсульф
Auобщ В том числе Auобщ. В том числе
Auсульф Auсвоб. Auпород Auсульф. Auсвоб. Auпород
+0.25 5.29 1.45 0.22 1.10 0.13 5.19 0.80 3.93 0.46 3.82
-0.25+ 0.10 25.58 2.00 0.40 1.50 0.10 34.61 6.91 25.99 1.71 33.00
£ +0.10 30.87 1.91 0.37 1.43 0.11 39.80 7.71 29.92 2.17 36.82
-0.10+ 0.074 18.76 2.40 0.52 1.79 0.09 30.45 6.60 22.67 1.18 31.52
-0.074+0.044 13.98 2.00 0.52 1.39 0.09 18.92 4.91 13.12 0.89 23.44
-0.044+0 36.40 0.44 0.07 0.19 0.18 10.83 1.72 4.69 4.42 8.22
+0. 044 63.60 2.08 0.45 1.53 0.10 89.17 19.22 65.71 4.23 91.79
£-0.25+0. 044 58.31 2.13 0.47 1.57 0.09 83.98 18.42 61.78 3.78 87.97
Исх. проба 100.00 1.48 0.31 1.04 0.13 100.0 20.94 70.40 8.66 100.0
шлюза позволяет выделять уплощен- циклонов и на конечных хвостах гра
ные формы частиц золота [6]. витации. Оптимальная крупность пи-
Содержание минералов
халько- зин ковел- лин г/о железа кварц карбо- нат кв+п/ш+ г/сл кв+сер+ хл
0,00 0,00 0,76 18,18 5,68 18,94 18,94
0,00 0,00 0,63 14,62 5,86 15,25 13,68
0,00 0,00 0,69 14,07 2,67 14,93 14,39
0,00 0,00 0,93 13,88 1,43 13,59 17,17
0,00 0,00 0,11 33,52 1,37 26,10 30,22
0,00 0,00 0,50 21,48 3,0 19,10 20,60
Распределение минералов
0,00 0,00 8,0 4,5 10,0 5,2 4,9
0,00 0,00 32,0 17,4 50,0 20,4 17,0
0,00 0,00 26,0 12,3 16,7 14,7 13,1
0,00 0,00 26,0 9,0 6,7 9,9 11,7
0,00 0,00 8,0 56,8 16,7 49,7 53,4
0,00 0,00 100,0 100,0 100,0 100,0 100,0
повышает селективность собирателя, снижая флотируемость пирита.
Обобщая результаты исследований на примере сульфидных руд Гайского месторождения, необходимо отметить следующее.
Ранее выполненными исследованиями многих авторов считалось, что доля свободного золота в руде крайне мала - в пределах 10-20 % , остальная часть золота якобы находится в сростках с сульфидами, в том числе тесно ассоциирована с пиритом вплоть до эмульсионной вкрапленности. Результаты последних исследований авторов показывают, что доля свободного золота в руде достаточно значительна и составляет более 30 % в зависимости от содержания сульфидов, форм пирита, степени их раскрытия.
Важно правильно дать оценку формам золота. А подход должен быть единым. Свободное золото - это самородное золото, которое может быть раскрыто в процессе дезинтеграции с образованием свободных частиц золота и открытых сростков с сульфидами. Безусловно, часть золота, особенно тонкого и тонкодисперсного законсервировано в сульфидах и не раскрывается при измельчении.
В условиях принятой крупности помола, необходимой для извлечения сульфидов основных цветных металлов, раскрытие самородного золота, связанного с сульфидами полностью не происходит, оно распределяется по продуктам обогащения с учетом извлечения в них минералов-носителей, т.е. пирита и халькопирита. Раскрытое же, освобожденное от сростков золото, своевременно не выведенное из цикла измельчения, развальцовывается, частицы золота принимают уплощенную форму, в связи с чем трудно выделяются как гравитационными методами, так и флотацией.
Не допуская переизмельчения и расплющивания золотин, их извлекают между стадиями измельчения гравитацией. Свободное золото, потерянное в основных циклах, можно до-извлечь из хвостов обогащения, используя опыт Зыряновской и Ленино-горской обогатительных фабрик. Контрольное гравитационное обогащение отвальных хвостов с использованием винтовых и центробежных аппаратов позволяет извлечь от операции до 10% общего золота. Флотацией золота и золотонесущих сульфидов с использованием селективных собирателей возможно выделить из хвостов гравитации в сульфидный бедный продукт до 50 % общего золота.
Неизбежные потери металла с хвостами обогащения, обусловленные особенностями вещественного состава руды, составляют около 10-15%.
Таким образом, если говорить о практическом использовании полученных результатов по распределению золота в продуктах обогащения сульфидной руды, можно отметить ряд характерных выводов:
• в руде, измельченной до 50 % класса -0,074 мм, распределение золота в класс +0,1 мм составляет до 40 %, а в класс +0,074 мм до 70 %;
• на выходе мельницы II стадии измельчения распределение золота в класс +0,1 мм составляет ~36 %, в класс +0,074 мм ~85 %. На выходе мельницы Ш стадии измельчения распределение золота в класс +0,1 мм составляет ~32 %, в класс +0,074 мм ~67 %. По сравнению со II стадией, в Ш стадии измельчения распределение золота в крупный класс +0,074 мм снизилось на 20 %. Это значит, что частицы золота этой крупности подверглись расплющиванию, а иногда и разрыву, изменили свою геометрическую форму, следовательно, гравитационную и флотационную «активность»;
• если проанализировать хвосты обогащения, то распределение золота в классе +0,074 мм уменьшилось еще на 10 %.
В связи с этим хотелось бы отметить, что проблему извлечения золота из сульфидных руд цветных металлов необходимо решать во взаимосвязи с извлечением сульфидов меди и цинка. Нужно создавать оптимальные режимы и для выделения этих сульфидов цветных металлов, и для извлечения золота. Осуществить это практически крайне сложно! Создавая щадящие режимы по щелочности и концентрации Na2S для удовлетворительного извлечения золота при флотации, мы тем самым ухудшаем условия для селективной флотации сульфидов меди, цинка и подавления активного пирита. Ведь для подавления флотации пирита необходимые значения рН 11 - 12 (известковая среда) и ^2‘] > 200 мг/л, при которых подавляется флотация свободного тонкого золота и золота, связанного с сульфидами меди и пиритом.
Как отмечалось выше, пирит в руде Гайского месторождения нескольких модификаций с различной твердостью, измельчаемостью, флотируе-мостью, и самое главное, с неодинаковым содержанием золота. Пирит колломорфный, корродированный,
разрушенный, или со скрытой кристаллической структурой имеет высокую флотоактивность, создает много проблем как в коллективном, так и в селективном циклах флотации, накапливается в промпродуктах флотации, снижая и качество концентратов, и извлечение в них сульфидов меди и цинка.
В связи с этим возникает необходимость по мере раскрытия минералов выделять по стадиям измельчения не только свободное золото, но и вторичные сульфиды меди (медная головка), а также свободные, не переизмельченные модификации пирита.
Поэтому необходимо основную массу золота свободного: крупного +0,074 мм (~30 %) выделять гравитацией на отсадочных машинах или на винтовых шлюзах. Винтовые шлюзы, на наш взгляд, должны работать лучше отсадочных машин.
Хотя компоновка их в схеме цикла измельчения представляет более сложную задачу, чем компоновка отсадочных машин. Золото средней крупности и тонкое необходимо извлекать на центробежных концентраторах и флотацией (~ 30 %).
Остальное золото (~30 %) тонкодисперсное будет распределяться в пиритный концентрат и (~10 %) в отвальные хвосты.
В этом случае для флотации основных минералов меди, цинка и пирита можно подбирать условия селекции обоюдно благоприятные.
К сожалению, в условиях фабрики процессы и показатели извлечения золота не могут быть смоделированы. А потому ожидаемый прирост извлечения золота может составить 5-10 %.
Необходимо продолжать исследования по разработке гравитационнофлотационной технологии с учетом генетических особенностей модификаций пирита, сульфидов меди и форм золота.
Важно также проведение исследований по созданию методов разделения пиритов, не содержащих золота, от золотонесущих модификаций пи-ритов.
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. Chanturiya V.A., Bashlykova T.V., Chanturiya E.L., Amosov R.A. Procced .XX Intern. Miner. Proces. Congr. - Aahen, Germany, 1997. - P. 121-130
2. Бочаров В.А., Чантурия Е.Л., Башлыкова Т.В., Лапшина Г.А. Цветные металлы . 1998. №5. - С. 21-25.
3. Бочаров В.А., Корюкин БМ., Чантурия Е.Л. Проблемы комплексной переработки минерального сырья и охраны окружающей среды . - Петрозаводск , 1999. - С. 18-29.
4. Чантурия Е.Л., Башлыкова Т.В., Амосов РА. и др. Проблемы комплексной переработки минерального сырья и охраны окружающей среды .- Петрозаводск, 1999. - С. 30-42.
5. Шумская Е.Н., Богданович А.В., Старостин Ю.И. и др. Обогащение руд. 2000 . № 3. - С. 12-14.
6. Иванов В.Д., Прокопьев С.А. Винтовые аппараты для обогащения руд и песков в России . - М.: Изд-во «ДАКСИ», 2000. - 239 с.
КОРОТКО ОБ АВТОРАХ
Бочаров В.А. - Московский институт стали и сплавов.
Чантурия Е.Л. - Московский государственный горный университет.