A STUDY OF THE MATERIAL COMPOSITION AND THE FEASIBILITY OF FLOTATION PROCESSING OF ORE FROM THE RAISINSKOYE DEPOSIT

Раисинское месторождение располагается в центральной части Печищенской группы медных месторождений, расположенной в Шарыповском районе Красноярского края и приуроченной к стыку северо-восточных отрогов Кузнецкого Алатау с юго-западной окраиной Салбатской мульды Северо-Минусинской впадины.

Печищенская группа месторождений, включающая Печищенское и Раисинское мелкие месторождения, Сарбагольское, Саройное, Козынгольское и Михайловское рудопроявления меди, известна ещё с глубокой древности и за последние 2,5 столетия, с 70-х годов 18-го века, трижды являлась предметом добычи меди. Медная руда добывалась в открытых карьерах вручную и переплавлялась на медеплавильных заводах, построенных тут же, в долине реки Верхняя Печище. За это время были добыты тысячи пудов меди, в один только 1881 год из последнего периода добычи (с 1870 по 1882 гг.), по данным архивных источников, было добыто до 700 пудов (почти 8,5 т) меди

В советское время запасы меди по Печищенскому и Раисинскому месторождениям оценивались в 30-х годах 20-го века. Тогда эти месторождения были признаны непромышленными и на 80 лет были забыты.

Печище-Раисинская площадь с давних времен привлекала внимание исследователей наличием благороднометально-медного оруденения. В настоящее время площадь рудного поля считается перспективной на выявление промышленных месторождений меди с попутным серебром.

В 2018 г. месторождениями Печищенской группы заинтересовалось ООО «Тигирголь» (г. Красноярск) и, получив лицензию и, изыскав инвесторов, приступило к поисково-оценочным работам на медь

В процессе этих работ было выяснено, что руды Раисинского месторождения локализованы в туфогенно-осадочных нижнедевонских отложениях, являются малосульфидными, по качеству руды бедными – содержание меди в пробах варьирует от менее 0,1% до 1,5-2%, редко более. Также выяснилось, что помимо меди руды содержат в небольших количествах серебро (от первых до десятков г/т), из цветных металлов в незначительных количествах присутствуют цинк (до 0,035%), свинец (до 0,03-0,10%), кобальт (до 0,008%), кадмий (до 0,033-0,071%) и молибден (до 0,035-0,19%), сера содержится тоже в небольших количествах (до 1,3-1,7%). В связи с этим встал вопрос об изучении возможности комплексного извлечения полезных компонентов – меди и серебра – из руд. Было очевидно, что наличие серебра в рудах повышает их промышленную ценность

Настоящие исследования проводились в Сибирском федеральном университете.

Определено, что содержание меди в пробах 1 и 2 невысокое и равно 0,43 и 0,57% соответственно. Массовая доля серебра составляет 7,1-7,2 и 13,8-14,2, золота – менее 0,1 г/т соответственно. Содержание серы низкое и составляет 0,17 и 0,76% соответственно. Из цветных металлов в незначительных количествах присутствует цинк (0,015 и 0,025 %), свинец (менее 0,002% в обеих пробах), кобальт (менее 0,005% в обеих пробах) и кадмий (0,015 и 0,031%). Исследование химического состава проводили согласно

Оптические исследования выполнены в отражённом свете с использованием микроскопа Axcioscop 40-APol, оптическое увеличение до 1000х (ZEISS, ФРГ). По результатам бинокулярного изучения исходный материал проб представлен частицами размером 0,005-0,2 мм (преобладающий размер 0,01-0,02 мм).

Результаты рентгенофазового анализа исходных проб руды по данным Центра коллективного пользования СФУ представлены в табл. 1.

Дифрактограммы исходной руды проб по данным Центра коллективного пользования СФУ представлены на рис. 1 и 2.

Рисунок 1 - Дифрактограмма исходной руды пробы 1

Примечание: по данным ЦКП СФУ

DOI:10.23670/IRJ.2023.132.76.2

Рисунок 2 - Дифрактограмма исходной руды пробы 2

Примечание: по данным ЦКП СФУ

DOI:10.23670/IRJ.2023.132.76.3

Для уточнения состава минералов и диагностики трудно распознаваемых минеральных фаз дополнительно применялось электронно-микроскопическое исследование на сканирующем электронном микроскопе Hitachi ТМ-3000 (пр-во Японии).

Пробы руды имеют сравнительно несложный минеральный состав: существенно преобладают породообразующие минералы, представленные кварцем, кальцитом, доломитом, альбитом, ортоклазом и мусковитом. Количество первичных минералов меди (халькозин, халькопирит, борнит) – до 2-4, пирита – менее 0,5% соответственно.

Из вторичных минералов установлены редкие зёрна карбонатов меди (азурит и малахит), ковеллина, куприта, гидроокислы железа и лангит, установленный по результатам рентгенофазового анализа и подтверждённый электронно-микроскопическим (микрорентгено-спектральным) анализом

Халькозин – образует достаточно густую вкрапленность ксеноморфных агрегатов размером до 2,0х2,8 мм, располагающихся, в основном, в составе цемента породы и содержащих внутри себя большое количество включений обломков породы (рис. 3). Кроме этого, халькозин образует вкрапленность мелких зерен неправильной, формы, располагающихся на контактах обломков пород.

Рисунок 3 - Агрегат халькозина

DOI:10.23670/IRJ.2023.132.76.4

По краям агрегатов халькозина развиваются каймы куприта (рис. 4) и ксеноморфные зерна сфалерита. В качестве включений постоянно отмечаются линзовидные зерна рутила (лейкоксена). Значительно меньше в халькозине встречаются мелкие зерна самородного серебра (рис. 6).

Халькопирит – образует разнообразные прожилки в породе или волосовидные прожилки по трещинам пирита. В составе породы прожилки прерывистые, часто имеют двойное строение. Толщина их варьирует от менее 0,5 до 7-8 мкм. Длина может достигать 0,35 мм. Кроме прожилков, халькопирит часто образует отдельные зерна или небольшие агрегаты, обрастающие обломки породы. Мелкие зерна халькопирита отмечаются не только в цементе породы, но и внутри обломочного материала.

Борнит – отмечается в тесном срастании с халькопиритом, с которым образует характерную решетчатую структуру распада твердого раствора. Агрегаты гипогенного борнита и халькопирита образовывают совместные срастания размером до 0,2х0,7 мм. Эти сростки могут создавать самостоятельные выделения и встречаться внутри агрегатов пирита, блеклой руды.

Рисунок 4 - Куприт и серебро по халькозину

DOI:10.23670/IRJ.2023.132.76.5

Рисунок 5 - Куприт и серебро в халькозине

DOI:10.23670/IRJ.2023.132.76.6

Рисунок 6 - Прожилки серебра в халькозине

DOI:10.23670/IRJ.2023.132.76.7

Малахит образует многочисленные тонкие (2-8 мкм) прожилки, секущие цемент породы и развивающиеся вдоль границ обломков.

Ковеллин представлен небольшими (не более 0,08х0,08 мм) сростками и отдельными пластинчатыми зернами, замещающими халькозин. В целом, количество ковеллина ограничивается несколькими десятками зерен.

Куприт активно замещает халькозин, образуя по его краям тонкие, размером 3-5 мкм, прерывистые каймы, проникает внутрь халькозина и замещает последний со стороны различных его включений. Форма зерен и агрегатов куприта сложная, неправильная. Каймы куприта по халькозину сопровождаются зернами или тонкими прожилками самородного серебра. В редких случаях в составе кайм куприта содержатся микронные выделения самородной меди.

Самородное серебро распространено либо внутри агрегатов халькозина, либо по его краям. Зерна мелкие от 0,5х1,0 мкм до миллиметра, а толщина прожилков редко превышает 3-4 мкм. Основная масса зерен и прожилков самородного серебра приурочена к каймам или выделениям куприта (рис. 8-9).

Самородная медь встречается редко. Минерал обнаружен в составе каймы куприта, замещающего халькозин. Размеры зерен самородной меди – от 0,5х0,5 мкм до 0,008х0,01 мм.

Состав изученных проб, в целом, схож с составом руд месторождений меди и серебра в Чили (Эль-Солдадо, Мантос Бланкос и др.), а также в Иране (Мари и др.). Это месторождения гидрогенного генезиса манто-типа, широко известного за рубежом, но почти не известного в России. В изучаемых пробах практически нет попутных компонентов, кроме серебра, в отличие от руд месторождений медистых песчаников (Джезказган, Удокан и др.), в которых много попутных компонентов (свинец, цинк, кобальт, молибден и др.).

На основании изучения вещественного состава проб руды Раисинского месторождения была изучена возможность получения флотационного концентрата и отвальных хвостов

Дробление материала проб проводилось на щековой дробилке ДЛЩ 80х150 и валковой дробилке в замкнутом цикле с поверочным грохочением. Перемешивание (методом кольца и конуса) и сокращение дробленых материалов проводилось по стандартной методике с соблюдением минимально необходимой массы пробы.

Измельчение руды до крупности 85 % класса 0,071 – 0 мм проводилось в лабораторной шаровой мельнице объемом 0,007 м3 при отношении Т:Ж:Ш = 1:0,5:8. Рационирование шаровой нагрузки представлено в табл. 2.

Флотационное обогащение проводилось в лабораторной флотационной машине 240 ФЛ.

Подготовка проб к анализам осуществлялась с помощью истирателя вибрационного чашевого ИВЧ-3 и лабораторных сит.

Учитывая результаты вещественного состава и небольшую массу поступивших на исследования проб руды, были выполнены тестовые исследования по флотационной схеме обогащения, включающей основную и контрольную операции.

За базовый в операции основной флотации был принят следующий оптимальный режим: расход соды – 500 г/т (до pH 8-8,5), Na2S – 50 г/т, бутилового ксантогената калия – 50 г/т, Т-92 (оксаль) – 50 г/т, крупность питания – 85 % класса минус 0,071 мм, плотность – 30 % твердого.

Продолжительность основной флотации экспериментально уточнялась. Подача реагентов осуществлялась в камеру флотационной машины. Время перемешивания с реагентами составило, мин: с содой – 5, с Na2S – 5, с бутиловым ксантогенатом калия – 2, с Т-92 – 1. В ходе работы с пробами руды при флотации наблюдалось формирование насыщенной сульфидами пены с характерным цветом.

Результаты флотационного тестирования представлены в табл. 3.

По результатам основной флотации (табл. 3) установлено, что из пробы 1 исходной руды с массовой долей меди 0,458% при заданном реагентном режиме получен концентрат с содержанием меди 23,2% при выходе 1,36% и при извлечении 68,59%. Степень концентрации меди составила более 50 в одну операцию без перечистной флотации. Потери металла с хвостами основной флотации составили 31,41%.

Из пробы 2 исходной руды с массовой долей меди 0,6% при заданном реагентном режиме получен концентрат с содержанием меди 12,2% при выходе 4,27% и при извлечении 86,82%. Степень концентрации меди составила более 20 в одну операцию без перечистной флотации. Потери меди с хвостами основной флотации составили 13,18%.

С целью доизвлечения меди из хвостов основной флотации камерный продукт был подвергнут контрольной операции при следующем реагентном режиме: расход бутилового ксантогената калия – 35 г/т, Т-92 (оксаль) – 35 г/т.

Результаты контрольной флотации представлены в таблице 4, из которой видно, что контрольная флотация камерного продукта основной операции пробы 1 позволяет дополнительно извлечь 36,37% меди с массовой долей металла 2,46% при выходе 2,07%. Отвальные хвосты получены с содержанием 0,096% меди. Потери меди составляют 63,63 % от этой операции.

Контрольная флотация камерного продукта основной флотации пробы 2 позволяет дополнительно извлечь 36,62% меди с массовой долей меди 1,07% при выходе 3,08%. Отвальные хвосты получены с содержанием 0,058% меди при извлечении 63,38% от операции.

На основании выполненных исследований проведено обогащение руды по флотационной схеме обогащения, результаты флотации представлены в табл. 5. Исследования проводились по ранее выбранным постоянным условиям – крупности питания, плотности питания и расходу реагентов.

Таким образом, в лабораторных условиях проведены тестовые испытания проб флотационным методом обогащения при следующем оптимальном режиме:

 - крупность питания – 85% класса 0,071-0 мм;

 - плотность питания основной флотации – 30% твердого;

 - расход реагентов на 1 т руды в основной флотации: соды – 500 г/т, Na2S – 50 г/т, бутиловый ксантогенат калия – 50 г/т, Т-92 (оксаль) – 50 г/т; в контрольной флотации: бутиловый ксантогенат калия – 35 г/т, Т-92 (оксаль) – 35 г/т;

 - время перемешивания с реагентами, в минутах: с содой – 5, с Na2S – 5, ксантогенатом – 2, с Т-92 – 1;

 - время основной флотации – 5-6, контрольной – 6 минут.

Показана возможность получения флотационных концентратов с содержанием меди 23,2 и 12,2% из руды пробы 1 и 2 при извлечении 68,59 и 86,82% соответственно. Хвосты основной флотации (камерный продукт) обеих проб содержат от 0,09 до 0,14%, в среднем, 0,11% меди, потери меди в этой операции составляют 31,41 и 13,18% соответственно. Проведение контрольной флотации позволяет дополнительно извлечь 20,5 и 7,92% меди от исходной руды.

Получены пенные продукты контрольных операций, которые представляют интерес. Содержание меди в пенных продуктах контрольных операций составляет 2,46 и 1,07%. Целесообразно, в дальнейших исследованиях, эти продукты возвращать в основные операции или направлять в отдельные циклы.

В продуктах флотации наблюдается концентрация цветных металлов: цинка в 9-10 раз: 0,15 и 0,23; свинца в 14-19 раз: 0,14 и 0,19; кобальта в 3-10 раз: 0,0076 и 0,025; кадмия в 12-16 раз: 0,25 и 0,39 и молибдена в 10-14 раз: 0,072 и 0,27% соответственно. Кроме того, содержание серы также увеличилось в 23-60 раз – 10,36 и 17,8 %, что подтверждает концентрацию сульфидов в пенных продуктах.

Содержание серебра в хвостах флотации высокое и варьирует от 5,4 до 7,6 г/т для проб 1 и 2, что равно, соответственно, 76-80% и 54-55% от его содержания в исходных пробах. Содержание золота весьма низкое и составляет менее 0,1 г/т, как в исходных пробах, так и в продуктах обогащения.

Минералогические исследования продуктов обогащения показали следующие результаты. В таблицах 6 и 7 представлены результаты минераграфического и электронно-микроскопического анализов продуктов флотации проб 1 и 2.

В камерных продуктах контрольной флотации (хвосты) сосредоточено основное количество породных минералов и незначительное – рудных.

Результаты рентгенофазового анализа исходных проб руды представлены в табл. 8 и 9.

Дополнительно к рентгенофазовому анализу изучался химический состав исходных проб и продуктов обогащения по результатам рентгенфлюоресцентного анализа (табл.10 и 11).

Результаты рентгенфлюоресцентного анализа (волновой рентгенфлюоресцентный спектрометр Shimadzu XRF-1800) указывают на обогащённость исходного материала пробы 1 кремнием (20,14%), алюминием (6,47%), углеродом (4,82%), кальцием (9,83%), натрием (2,56%), калием (2,45%), железом (1,38%), менее распространены медь (0,34%), магний (0,23%), титан (0,19%). Также присутствуют незначительные количества бария (0,08%), фосфора (0,07%), марганца (0,05%) стронция (0,04%), цинка (0,01%), мышьяка (0,008%), свинца (0,007%), рубидия (0,004%).

Химический состав пробы хорошо соответствует её минеральному составу: преобладающие породообразующие минералы обусловливают повышенное содержание Si (кварц, альбит, ортоклаз, мусковит), Al (альбит, ортоклаз, мусковит), Ca, Sr и Mg (карбонаты), Na (альбит), K (Rb) (ортоклаз, мусковит)

Схожим образом ведут себя и сульфидообразующие элементы. Благодаря концентрации в продуктах обогащения халькозина (Cu, S), борнита и халькопирита (Cu, Fe, S), сфалерита (ZnS), гринокита (CdS), галенита (PbS), содержание соответствующих элементов также возрастает. Никель, кобальт, молибден и мышьяк, очевидно, в изоморфной форме также входят в состав сульфидов.

Ранее отмечалось, что изучение результатов анализа пробы 2 показало на схожесть, в целом, её исходного химического и минерального состава с пробой 1. Существенным отличием, тем не менее, является повышенное содержание в этой пробе меди (0,46%), серы (0,33%) и других сульфидообразующих элементов. Это связано с первичным (природным) обогащением материала этой пробы сульфидами и, соответственно, проявляется в относительной обогащённости медью, молибденом, железом, серой, цинком и другими сульфидообразующими элементами концентратов (особенно – пенного основного) пробы 2, а также в появлении в пенном продукте основной флотации таллия (0,008%).

Сопоставление результатов микроскопического изучения и рентгенофазового анализа, в целом, демонстрирует схожие результаты.

В Сибирском федеральном университете были выполнены исследования по получению флотационных концентратов двух технологических проб Раисинского месторождения. Из лабораторной пробы 1 получен флотационный концентрат марки КМ4, из пробы 2 – КМ7. Полученные концентраты по содержанию основных компонентов и вредных примесей соответствуют требованиям ГОСТ Р52998-2008 «Концентрат медный. Технические условия (с поправкой)».

Изучен вещественный состав проб 1 и 2 медной руды с массовой долей меди 0,458 и 0,6% соответственно. Рудная часть проб представлена в незначительных количествах (до 2-4%) первичными минералами меди – халькозином, халькопиритом, борнитом, вторичными – ковеллином, блеклыми рудами, карбонатами меди – малахитом, азуритом, оксидами – купритом. Обнаружена самородная медь. Найдены сфалерит, рутил, гематит и др. Содержание пирита составляет менее 0,5%. Количество самородного серебра в пробах 1 и 2 невысокое 7,1-7,2 и 13,8-14,2, золота – менее 0,1 г/т соответственно. В пробах существенно преобладают породообразующие минералы, представленные кварцем, кальцитом, доломитом, альбитом, ортоклазом и мусковитом

Тестовые исследования показали возможность получения флотационных концентратов меди марки КМ4 и КМ7 с содержанием меди 23,2 и 12,2% (пробы 1 и 2) при извлечении 68,59 и 86,82% соответственно. Хвосты основной флотации (камерный продукт) в обеих пробах содержат в среднем 0,11% меди, потери составляют 31,41 и 13,18% соответственно. Проведение контрольной флотации позволяет дополнительно извлечь 20,5% и 7,92% меди от исходной руды

Руда проб относится к малосульфидной, легкофлотируемой.

Разработан оптимальный реагентный режим: крупность питания – 85% класса 0,071-0 мм; плотность питания основной флотации – 30% твердого; расход реагентов на 1 т руды в основной флотации: соды – 500 г/т, Na2S – 50 г/т, бутиловый ксантогенат калия – 50 г/т, Т-92 (оксаль) – 50 г/т; расход реагентов на 1 т руды в контрольной флотации: бутиловый ксантогенат калия – 35 г/т, Т-92 (оксаль) – 35 г/т, время перемешивания с реагентами, в минутах: с содой – 5, Na2S – 5, ксантогенатом – 2, Т-92 – 1, время основной флотации – 5-6 минут, контрольной – 6 минут.

Таким образом, тестовые исследования позволяют констатировать перспективность флотационного обогащения руды Раисинского серебросодержащего меднорудного месторождения с последующим получением медных концентратов

В будущем особое внимание следует уделить комплексному использованию руды, а именно изучить возможность дополнительного извлечения серебра