A STUDY OF FLOTATION ORE SAMPLE TREATMENT FROM A BREAKAGE ORE OCCURRENCE

Research article
DOI:
https://doi.org/10.23670/IRJ.2023.138.165
Issue: № 12 (138), 2023
Suggested:
21.09.2023
Accepted:
14.12.2023
Published:
18.12.2023
600
12
XML
PDF

Abstract

The article is dedicated to the problem of gold extraction by flotation enrichment method from the ore sample of a sample of the breakage ore occurrence. Studies with this ore were carried out for the first time. The main factors were specified experimentally: grinding size, consumption of flotation reagents, duration of flotation. In laboratory conditions the following ore flotation regime was developed: feed coarseness – 85% of 0,071-0 mm class; main flotation feed density – 30% of solid; consumption of reagents per 1 tonne of ore: soda – 500 g/t, copper sulfate – 200 g/t butyl potassium xanthogenate – 150 g/t, oxal (T-92) 110 g/t; liquid glass – 1 000 g/t; mixing time with reagents, in minutes: xanthogenate – 2, T-92 –1; time of main flotation – 6, re-cleaning – 5, control 7 and 4 minutes respectively. The optimum scheme of flotation enrichment was proposed, according to which the concentrate with gold content of 175 g/t and metal recovery of 67.40% was obtained. The minimum metal content in the flotation tailings was 0.86 g/t.

1. Введение

В мировой практике в области горного дела большое распространение получило обогащение руд. Флотацию применяют для обогащения большинства руд цветных и благородных металлов.

Флотацией обогащаются частицы крупностью в пределах от 10-4 до 4,5 мм. Крупность флотируемых частиц зависит от формы зерен, удельного веса и от поверхностных свойств этих частиц. Флотация является одним из основных методов извлечения золота из коренных руд

,
.

Известно, что обогащение золотосодержащих руд производят по различным комбинированным схемам, включающим гравитационное обогащение, флотацию, кроме того, сорбцию, цианирование и электролиз

.

Крупное золото извлекают гравитацией

. Флотируются руды, в которых золото заключено в сульфидах. Свободное золото редко флотируется. Применение флотации для обогащения золотосодержащих руд обеспечивает повышение полноты извлечения золота, комплексное использование и снижение эксплуатационных расходов
,
,
,
,
.

Ранее (2018 г.) в Сибирском федеральном университете проводили работы по изучению вещественного состава и возможного обогащения пробы руды Буреломного рудопроявления. Минералогический анализ показал, руда сравнительно несложного минерального состава, с преобладанием породообразующих минералов: кварца, альбита, мусковита, серицита, кальцита. Количество рудных минералов составляет 7%, это, в основном, гетит, гематит, пирит, галенит, сфалерит, арсенопирит, рутил. Основным рудным минералом в пробе является золото, на 95,86 % оно находится в цианируемой форме, 2,48% металла ассоциировано с оксидами и гидроксидами железа, а также карбонатами. С сульфидами связана незначительная часть металла 0,27%, тонковкраплено в породообразующие минералы – 1,39%. Массовая доля золота в пробе составляет 3,63, серебра - от 14,1 до 50,0 г/т. Размер частиц варьирует в интервале 38-340 мкм, средний размер по длине и ширине – 108 мкм. Преобладают очень мелкие золотины.

Таким образом, учитывая результаты минералогического анализа пробы руды и предшествующего гравитационного обогащения, были выполнены исследования по флотации пробы руды. Следует отметить, что изучение флотационного разделения проводились впервые в лабораторных условиях. В статье представлены результаты исследования на обогатимость методом флотации пробы руды Буреломного рудопроявления. Интерес к руде данного месторождения обусловлен возможным расширением рудной базы золотоперерабатывающих предприятий. Истощение богатых золотосодержащих руд на действующих предприятиях является серьезной проблемой, поэтому на обогатительных фабриках проводятся перспективные работы по изысканию новых месторождений.

Целью данных исследований являлось изучение возможности флотационного извлечения золота из пробы руды Буреломного рудопроявления. Задачи исследований включали выбор и определение основных условий проведения флотационного процесса. Последовательно определялись оптимальные параметры процесса. В работе выявлено, что 85% класса минус 0,074 мм является оптимальной крупностью измельчения данной руды. Расходы флотационных реагентов составили на 1 т руды: соды – 500 (подача соды рекомендуется в операцию измельчения руды), медного купороса – 200, бутилового ксантогената калия –150, оксаля (Т-92) 110 и жидкого стекла – 1 000 г/т соответственно. Определены оптимальная плотность питания основной флотации – 30% твердого и время перемешивания с реагентами, в минутах: с содой – 5, жидким стеклом – 5, бутиловым ксантогенатом калия – 2, Т-92 – 1соответственно. Экспериментально определено время основной флотации – 6, перечистной – 5, контрольных 7 и 4 минут соответственно. Были проведены контрольные опыты в замкнутом цикле по классической схеме (основная, 2 контрольных и 1 перечистная операции). Показано, что при флотации руды по классической схеме возврат промежуточных продуктов в соответствующие операции не ухудшает данный процесс. Извлечение золота во флотационный концентрат с содержанием металла 175 г/т составляет 67,40%.

2. Методы и принципы исследования

В ранее проведенных исследованиях вещественного состава руды (в 2018 г.) отмечено, что наиболее обогащены металлом классы крупности менее 0,2 мм, содержание золота в них составляет 7,4–9,9 г/т, в эти классы распределено 48,43% металла. В дробленной до крупности 3–0 мм исходной руде количество класса менее 44 мкм составило 9,87%, массовая доля золота в котором примерно в 3 раза превышает содержание металла в исходной руде – 9,8 г/т. Таким образом, целесообразно изучить возможность флотационного обогащения руды Буреломного рудопроявления. Флотационные схемы золотосодержащих руд, включают основную, перечистную и контрольную операции. Число перечистных операций не превышает трех, контрольных – двух

,
.

Подготовка пробы проводили по стандартной схеме

. Для дробления материала пробы использовали щековую дробилку типа ДЛЩ 80х150 (дробилка лабораторная щековая с размером приемного отверстия 80х150 мм) в замкнутом цикле с поверочным грохочением. Перемешивание (методом кольца и конуса) и сокращение производили классически с соблюдением расчета минимальной массы пробы.

В мельнице шаровой лабораторной МШЛ-7 (или 40 МЛ мельница лабораторная) объемом 0,007 м3 осуществляли измельчение пробы руды при соотношении твердого, жидкого и шаров (Т:Ж:Ш), равного: 1:0,5:10 соответственно

,
.

Исследования флотационного процесса проводили классически

,
по схеме, включающей основную флотацию, с получением чернового концентрата, и контрольную флотацию хвостов основной операции. На основании экспериментальных данных
,
,
,
за базовый был принят следующий режим флотации: расход соды – 500 г/т, медного купороса – 200 г/т, бутилового ксантогената калия – 150 г/т, жидкого стекла – 1 000 г/т; Т-92 (оксаль) – 125 г/т.

Экспериментально уточнялись основные факторы: крупность измельчения, расход реагентов, продолжительность флотации. Подача реагентов осуществлялась в камеру флотационной машины. Время перемешивания с реагентами составило, мин: с содой – 5, жидким стеклом – 5, бутиловым ксантогенатом калия – 2, Т-92 – 1. Основная цель исследований заключается в получении флотационного концентрата, отвечающего ГОСТ, и отвальных хвостов.

3. Обсуждение и основные результаты

Результаты флотации по влиянию тонины помола приведены в табл. 1. Условия флотации: расход реагентов: соды – 500 г/т, медного купороса – 200 г/т бутилового ксантогената калия – 150 г/т, оксаль 125 г/т, жидкое стекло – не подавалось; плотность питания флотации – 30% твердого; время флотации 6 мин.

Из данных табл. 1 следует, что 85% класса минус 0,074 мм является оптимальной крупностью измельчения руды. В этой крупности выделяется пенный продукт флотации с массовой долей золота 34 г/т при выходе 7,13% и извлечении 66,74 %, потери металла составляют 33,26%. Следует отметить, что при более тонком помоле снижается качество пенного продукта и увеличиваются потери металла с хвостами (37,14%).

Таблица 1 - Влияние тонины помола на показатели флотации

Наименование продукта

Выход, %

Массовая доля золота, г/т

Извлечение золота, %

Время флотации, мин

Крупность питания, мм

Пенный 

6,19

26,8

45,73

5

65% класса -0,074 мм

Камерный

93,81

2,1

54,27

Исходная руда

100,00

3,63

100,00

Пенный 

7,13

34

66,74

4

85% класса -0,074 мм

Камерный

92,87

1,3

33,26

Исходная руда

100,00

3,63

100

Пенный 

6,37

35,8

62,86

6

95% класса -0,074 мм

Камерный

93,63

1,44

37,14

Исходная руда

100,00

3,63

100

Примечание: постоянные условия: сода- 500 г/т, медный купорос - 200 г/т, бутиловый ксантогенат калия – 150 г/т, оксаль 125 г/т, жидкое стекло – не подавалось; плотность питания флотации - 30 % твердого

С целью изучения возможности снижения потерь металла с камерным продуктом флотации исследовано влияние жидкого стекла, медного купороса и пенообразователя.

В качестве активатора был принят медный купорос, это обусловлено тем, что ранее при изучении вещественного состава пробы руды было установлено наличие окисных пленок на поверхности минералов.

Влияние расхода медного купороса на показатели флотации представлено в табл. 2. Условия флотации: крупность измельчения – 85% класса – 0,074 м; расход реагентов: соды – 500 г/т; жидкое стекло – не подавалось; медного купороса – var; бутилового ксантогената калия – 150 г/т; оксаль - 125 г/т; время флотации 6 мин.

Таблица 2 - Влияние расхода CuSO4 на показатели флотации

Наименование продукта

Выход, %

Массовая доля золота, г/т

Извлечение золота, %

Расход медного купороса, г/т

Пенный

7,13

34

66,74

0

Камерный

92,87

1,3

33,26

Итого

100,00

3,63

100

Пенный

7,88

36

78,15

200

Камерный

92,12

0,86

21,85

Итого

100,00

3,63

100

Примечание: условия опытов: крупность измельчения – 85 % класса – 0,074 м; расход реагентов: соды – 500 г/т; жидкое стекло – не подавалось; медного купороса – var; бутилового ксантогената калия – 150 г/т; оксаль - 125 г/т; время флотации 6 мин

Из данных табл. 2 следует, что увеличение расхода медного купороса до 200 г/т приводит к незначительному повышению массовой доли золота в пенном продукте флотации с 34 до 36 г/т. Содержание металла в хвостах изменяется незначительно и составляет в среднем от 1,3 до 0,86 г/т. Наименьшие потери металла с хвостами (21,85%) получены при расходе соды 200 г/т, в связи с чем, данный расход реагента следует принять оптимальным.

С целью повышения качества пенного продукта флотации, были поставлены опыты на расход жидкого стекла. Действие расхода жидкого стекла изучали в интервале от 0 до 1 000 г/т (табл. 3). Условия флотации: крупность измельчения – 85% класса – 0,074 м; расход реагентов: соды – 500 г/т; жидкого стекла – var г/т; медного купороса – 200 г/т; бутилового ксантогената калия – 150 г/т; оксаль – 125 г/т; время флотации 6 мин 30 сек.

Таблица 3 - Влияние расхода Na2SiO3 на показатели флотации

Наименование продукта

Выход, %

Массовая доля золота, г/т

Извлечение золота, %

Расход Na2SiO3, г/т

Пенный

7,13

34

66,74

0

Камерный

92,87

1,3

33,26

Итого

100,00

3,63

100

Пенный

3,39

67,5

63,04

250

Камерный

96,61

1,39

36,96

Итого

100,00

3,63

100

Пенный

2,06

87,9

49,81

500

Камерный

97,94

1,86

50,19

Итого

100,00

3,63

100

Пенный

2,48

88

60,24

1000

Камерный

97,52

1,48

39,76

Итого

100,00

3,63

100

Примечание: условия опытов: крупность измельчения – 85 % класса -0,074 м; расход реагентов: соды – 500 г/т; жидкого стекла– var г/т; медного купороса – 200 г/т; бутилового ксантогената калия – 150 г/т; оксаль - 125 г/т; время флотации 6 мин 30 сек

Из данных табл.3 видно, что в качестве оптимального следует рекомендовать расход жидкого стекла 1000 г/т. При этом расходе получен флотационный концентрат с массовой долей золота 88 г/т при извлечении металла 60,24%.

Уточнению подвергался расход пенообразователя Т-92 (оксаля). Результаты флотации по влиянию расхода оксаля на показатели флотации приведены в табл.4. Условия флотации: крупность измельчения – 85% класса – 0,074 м; расход реагентов: соды – 500 г/т; жидкое стекло – не подавалось; медного купороса – 200 г/т; бутилового ксантогената калия – 150 г/т; время флотации 6 мин 30 сек. Таким образом, оптимальным для флотации руды является общий расход пенообразователя Т-92 оксаля 110 г/т. При организации оборотного водоснабжения общий расход оксаля может быть снижен.

Таблица 4 - Влияние расхода оксаля на показатели флотации

Наименование продукта

Выход, %

Массовая доля золота, г/т

Извлечение золота, %

Расход оксаля, г/т

Пенный

2,15

98,1

58,22

75

Камерный

97,85

1,55

41,78

Итого

100,00

3,63

100

Пенный

3,23

63,3

56,28

110

Камерный

96,77

1,64

43,72

Итого

100,00

3,63

100

Пенный

7,13

34

66,74

125

Камерный

92,87

1,3

33,26

Итого

100,00

3,63

100

Пенный

2,52

72,5

50,32

150

Камерный

97,48

1,85

49,68

Итого

100,00

3,63

100

Примечание: условия опытов: крупность измельчения – 85 % класса - 0,074 м; расход реагентов: соды – 500 г/т; жидкое стекло – не подавалось; медного купороса – 200 г/т; бутилового ксантогената калия – 150 г/т; время флотации 6 мин 30 сек

Необходимая продолжительность флотации устанавливалась опытами с фракционным снятием концентрата. Основная часть золота извлекается за 5-6 минут, за последующие 7-9 минут флотация практически заканчивается (табл. 5). Продолжительность основной флотации следует принять 6, перечистной – 5, контрольных 7 и 4 минут соответственно.

Постоянные условия флотации: расход сода – 500 г/т, медный купорос – 200 г/т, жидкое стекло1000 г/т, бутиловый ксантогенат калия – 150 г/т, оксаль – 110 г/т, крупность питания 85% класса 0,071-0 мм, время флотации 9,5 минут, плотность питания флотации – 30% твердого.

Таблица 5 - Результаты опыта с фракционным снятием пены

Продукты обогащения

Выход, %

Содержание золота, г/т

Извлечение золота, %

Продолжительность флотации, с

Пенный 1

1,77

88

42,81

30

Пенный 2

0,93

46

11,80

60

Пенный 3

0,70

10

1,94

90

Пенный 4

0,97

16

4,26

150

Пенный 5

0,95

16

4,17

210

Пенный 6

0,71

10

1,96

270

Пенный 7

0,51

10

1,41

330

Пенный 8

0,50

10

1,37

390

Пенный 9

0,40

10

1,09

450

Пенный 10

0,66

6,7

1,21

570

Итого пенный продукт

8,08

32,36

72,02

 

Камерный

91,92

1,11

27,98

 

Исходная руда

100,0

3,63

100,0

 

С целью уточнения технологических показателей обогащения руды и влияния промежуточнх продуктов при их возврате на конечные показатели, были проведены контрольные опыты в замкнутом цикле на 8 навесках по классической схеме, включающей основную, 2 контрольных флотации и 1 перечистку пенного продукта основной флотации. Результаты эксперимента, показывают, что при флотации руды по классической схеме возврат промежуточных продуктов в соответствующие операции не ухудшает данный процесс. Стабилизация суммы выходов продуктов флотации начинается с 3-го цикла. Извлечение золота во флотационный концентрат с содержанием металла 175 г/т составляет 67,40%.

Минералогический анализ позволяет констатировать, что флотационный концентрат, содержит гидроокислы железа, вторичные минералы свинца и цинка, кварц, альбит. Характерной особенностью является присутствие минералов в сросках и плёнках. Площадь, занятая плёнками и вростками минералов-спутников, варьирует от 1 до 65%, среднее значение – 18%. Толщина выявленных плёнок в среднем составляет менее 1 мкм, строение пористое.

Наличие пористых пленок на поверхности золотин микронного размера, объясняет относительно высокое содержание металла в хвостах флотации. В хвостах флотационного обогащения наблюдаются золотины пылевидные и тонкодисперсные.

4. Заключение

В лабораторных условиях впервые были проведены классические исследования по флотационному обогащению пробы руды Буреломного рудопроявления. Показана принципиальная возможность флотации руды данного месторождения с получением флотационного концентрата высокого качества. В соответствие с ТУ-48-16-6-75 концентрат флотационный золотосодержащий должен содержать золота не менее 20 г/т.

Экспериментально уточнялись основные факторы: крупность измельчения, расход реагентов, продолжительность флотации.

Разработан следующий оптимальный режим флотации руды:

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

- плотность питания основной флотации – 30% твердого;

- расход реагентов на 1 т руды: соды – 500 г/т (подача соды рекомендуется в операцию измельчения руды), медного купороса – 200 г/т, бутилового ксантогената калия -150 г/т, оксаля (Т-92) 110 г/т; жидкого стекла – 1 000 г/т;

- время перемешивания с реагентами, в минутах: ксантогенатом -2, Т-92 -1;

- время основной флотации – 6, перечистной – 5, контрольных 7 и 4 минут соответственно.

Извлечение золота во флотационный концентрат с содержанием металла 175 г/т составляет 67,40%, Флотационные концентраты аналогичного качества, как правило, подвергаются металлургической переработке. Минимальное содержание металла в хвостах флотации составило 0,86 г/т, что объясняется наличием пористых пленок на поверхности золотин микронного размера (а также пылевидных и тонкодисперсных). Для сравнения, на ведущих предприятиях Северо-Енисейского района Красноярского края получают флотационные концентраты с содержанием металла 20-40 г/т при извлечении 60-70%. Следовательно, извлечение золота флотацией для данного рудопроявления целесообразно.

Article metrics

Views:600
Downloads:12
Views
Total:
Views:600