Совершенствование флотационной технологии обогащения малосульфидной золотосодержащей руды

УДК 622.765:622.342.1

СОВЕРШЕНСТВОВАНИЕ ФЛОТАЦИОННОЙ ТЕХНОЛОГИИ ОБОГАЩЕНИЯ МАЛОСУЛЬФИДНОЙ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩЕЙ РУДЫ

© А.И. Богудлова1, В.П. Бескровная2, Г.И. Войлошников3

Иркутский научно-исследовательский институт благородных и редких металлов и алмазов (ОАО «Иргиредмет»), 664025, Россия, г. Иркутск, б-р Гагарина, 38.

Представлены результаты исследований, проведенных на малосульфидной золотосодержащей руде месторождения Восточной Сибири с целью упрощения ранее разработанной схемы флотации и повышения общего извлечения золота. В результате изучения вещественного состава установлено, что исследуемая руда характеризуется наличием тонко вкрапленного тесно ассоциированного с сульфидами и углистым веществом золота, мышьяковистых минералов и до 30% глинисто-слюдистых минералов и карбонатов. Для достижения максимального извлечения золота предложено использовать частично окисленный бутиловый ксантогенат калия (БККокис), жидкое стекло для подавления глинисто-гидрослюдистых шламов и серную кислоту для активации сульфидов. В результате сравнения показателей обогащения, полученных по двум технологиям, установлено, что прирост извлечения золота с применением слабокислой среды и БККокис составляет 3,6%. На основе выполненных полупромышленных исследований проведена корректировка технологического регламента для проектирования предприятия.

Ключевые слова: золотосодержащая руда; флотация; бутиловый ксантогенат калия; диксантогенид; слабокислая среда; извлечение золота.

FLOTATION TECHNOLOGY IMPROVEMENT FOR LOW-SULFIDE GOLD ORE PROCESSING A.I. Bogudlova, V.P. Beskrovnaya, G.I. Voiloshnikov

Irkutsk Research Institute of Precious and Rare Metals and Diamonds ("Irgiredmet" JSC), 38 Gagarin blvd., Irkutsk, 664025, Russia.

The paper introduces the results of researches carried out on low-sulfide ore from an East Siberian deposit in order to simplify the flotation circuit developed before and improve the total recovery of gold. The study of ore composition shows that the ore is characterized with finely disseminated gold, associated with sulfides and carbonaceous material, arsenic minerals and up to 30% of clayish, mica minerals and carbonates. To achieve maximum recovery of gold it is proposed to use partly oxidized potassium butyl xanthate (PBX), liquid glass for clay-hydromicaceous slime depression and sulfuric acid for sulfide activation. Having compared the concentration indices obtained by two technologies it was found that the use of weakly acidic conditions and oxidized PBX increases gold recovery up to 3.6%. Based on the pilot-scale studies, enterprise design flowsheet has been adjusted.

Keywords: gold ore; flotation; potassium butyl xanthate; dixanthogenide; weakly acidic medium; recovery of gold.

Основной задачей при разработке рациональной технологии переработки золотосодержащих руд является обеспечение максимального извлечения золота из руды при приемлемых технико-экономических показателях.

В данной работе представлены результаты исследований, проведенных на малосульфидной золотосодержащей руде месторождения Восточной Сибири с целью упрощения ранее разработанной схемы флотации и повышения извлечения золота. Разработанная ранее схема флотационного обогащения включает основную и две контрольные операции флотации исходной руды, двукратную перечистку концентрата и промпродуктовую флотацию с возвратом кон-

центрата и хвостов в схему флотации (рис. 1). Извлечение золота по данной схеме с использованием в качестве собирателя бутилового ксантогената калия (БКК) и вспенивателя Т-92 составило 86,7% при выходе концентрата 4,9% с содержанием золота 29,2 г/т.

Минералогические исследования показали, что породообразующие минералы в исследуемой руде представлены, главным образом, кварцем (43%), полевыми шпатами (22%), глинисто-слюдистыми минералами (20%), карбонатами (9%) и углистым веществом (1,2%). Рудные минералы - сульфидами: пиритом, арсенопиритом, суммарная массовая доля которых составляет 4,5%. Содержание золота в руде составило 1,7 г/т, при этом практически вся масса золота

1 Богудлова Алена Израильевна, научный сотрудник лаборатории обогащения руд, тел.: 89149222926, е-mail: lab1@irgiredmet.ru

Bogudlova Alena, Researcher of the Ore Concentration Laboratory, tel.: 89149222926, е-mail: lab1@irgiredmet.ru

2Бескровная Вера Петровна, кандидат технических наук, ведущий научный сотрудник, тел.: 89104674812,

e-mail: v.bescrownaya@yandex.ru

Beskrovnaya Vera, Candidate of technical sciences, Leading Researcher, tel.: 89104674812, e-mail: v.bescrownaya@yandex.ru

3Войлошников Григорий Иванович, доктор технических наук, профессор, зам. генерального директора по науке и инновациям, тел.: (3952) 330783, е-mail: greg@irgiredmet.ru

Voiloshnikov Grigory, Doctor of technical sciences, Professor, Deputy General Director for Research and Innovation, tel.: (3952) 330783, е-mail: greg@irgiredmet.ru

Рис. 1. Первоначальная схема флотационного обогащения малосульфидной золотосодержащей руды

представлена тонкими и тонкодисперсными частицами крупностью 3-25 мкм. По данным рационального анализа руда является крайне упорным к сорбцион-ному цианистому процессу сырьем: извлечение золота из нее цианированием не превышает 16,6%, а массовая доля свободного (амальгамируемого) металла -0,6%. Основной причиной технологической упорности к цианированию для исследуемой руды является тесная ассоциация золота с сульфидами и углистым веществом 65,7%.

В результате изучения вещественного состава установлено, что исследуемая руда характеризуется наличием тонко вкрапленного тесно ассоциированного с сульфидами и углистым веществом золота, мышьяковистых минералов и до 30% глинисто-слюдистых минералов и карбонатов. Основным способом обогащения таких руд является флотация с получением отвальных хвостов и бедного сульфидного концентрата, направляемого на пиро- или гидрометаллургическую переработку.

Так как основная часть золота тонко вкраплена в сульфиды, его выделяют флотацией в сульфидный концентрат с применением сульфгидрильных собирателей. Слюдисто-гидрослюдистые минералы и карбонаты вмещающих пород обладают природной гидро-фобностью и вовлекаются в концентрат в первую очередь, значительно повышая выход пенного продукта. На практике для таких руд используют депрессоры минералов пустой породы, такие как жидкое стекло, крахмал, КМЦ [4]. Также для снижения флотации шламов рекомендуется дробная подача собирателя.

Исследованиями А.А. Абрамова установлено, что максимальная флотируемость минералов наблюдается в случае одновременного нахождения на поверхности ксантогената и диксантогенида [1]. Первое упоминание о диксантогенидах принадлежит В. Зейсу, который описал действие йода на метиловый и этиловый ксантогенaты калия [5]. В настоящий момент известно множество способов синтеза диксантогенидов путем окисления хлором, сернокислой медью, тетратиона-том натрия, бромцианом, нитрозилхлоридом, хлора-

мином Т, азотистой кислотой и др. [2].

Для получения реагента, имеющего в своем составе и ксантогенат, и диксантогенид, в наших исследованиях использовалась смесь 1%-х растворов БКК и сернокислой меди (CuSO4) в объемном соотношении 10:1. Реакция окисления БКК сернокислой медью имеет вид [2]:

4ROCS2K+2CuSO4=Cu2(ROCS2)2+(ROCS2)2+2K2SO4.

Таким образом, учитывая большее, чем нужно для реакции количество БКК, получен реагент, содержащий и ксантогенат, и диксантогенид - (ROCS2)2. Степень окисления полученного реагента (БККокис) составила 10%.

Опыты с содержащим диксантогенид БККокис, выполненные по схеме флотации, представленной на рис. 1, показали, что извлечение золота в концентрат составило 90,7 против 86,7% с БКК.

Опыты по изучению зависимости извлечения золота от продолжительности флотации проводили при постоянном расходе БККокис 120 г/т, Т-92 - 100 г/т и крупности руды 80% класса -0,071 мм. Результаты исследования показали, что за 6 мин извлечение золота в концентрат составляет 78,0%, в последующие 6 мин извлекается еще 8,0%, затем процесс протекает с низкой интенсивностью - через 18 мин прирост извлечения составляет 7,5% (рис. 2). При общей продолжительности флотации 30 мин извлечение золота достигает 93,5%. Таким образом, схема проведения дальнейших опытов включает основную флотацию продолжительностью 6 мин и две контрольные операции с общей продолжительностью 24 мин (рис. 3).

С целью повышения качества концентрата проведены опыты по определению оптимального расхода жидкого стекла, являющегося диспергатором и депрессором глинисто-гидрослюдистых шламов. Исследования выполняли в лабораторной флотационной машине механического типа с объемом камеры 3 л на навесках руды массой 1 кг, измельченных до крупности 80% класса -0,071 мм. В качестве собирателя использовался БККокис. Результаты представлены в табл. 1.

Рис. 2. Зависимость извлечения золота от продолжительности флотации с использованием в качестве собирателя частично окисленного БКК

Рис. 3. Схема проведения флотационных опытов

По данным, представленным в табл. 1, видно, что при подаче жидкого стекла в измельчение с увеличением его расхода от 0 до 500 г/т выход концентрата основной флотации снижается на 0,8% с повышением содержания золота в нем от 20,3 до 24,6 г/т. При этом выход объединенного концентрата и его качество изменяются незначительно. Снижение потерь золота в хвостах флотации составило 1,4%. За оптимальный принят расход жидкого стекла 300 г/т.

При переработке смешанных золотосодержащих руд для активации окисленной поверхности сульфидов рекомендуется применение кислой среды, создаваемой сернистым газом либо сернистой или серной кислотами [3], поэтому в следующей серии опытов было проверено влияние подачи серной кислоты на флотацию (табл. 2).

Установлено, что использование серной кислоты в качестве активатора сульфидов ведет к снижению рН пульпы от 8,3 до 4,7 при изменении ее расхода от 0 до

8 кг/т, при этом извлечение золота в концентрат основной флотации повышается от 69 до 86%. Потери металла при этом сокращаются от 9,3 до 6,4%.

Для уточнения оптимального значения рН среды при совместной подаче жидкого стекла и серной кислоты проведена следующая серия опытов: по схеме и режиму, представленным на рис. 2, при оптимальном расходе жидкого стекла 300 г/т и переменном расходе кислоты (таб. 3). В результате установлено, что с увеличением расхода кислоты от 0 до 8 кг/т (понижение рН с 9,1 до 4,9) извлечение золота в концентрат основной флотации возрастает от 71,5 до 89,4%, при этом извлечение в объединенный концентрат повышается на 3,7%. Так как увеличение расхода кислоты от 6 до 8 кг/т дает незначительный прирост извлечения золота (0,2%), то за оптимальный принят расход серной кислоты 6 кг/т (рН=5,1). Содержание золота в концентрате основной флотации составляет 18,5 г/т при выходе 7,9% и извлечении золота в него 85,0%.

Таблица 1

Результаты флотационного обогащения исследуемой руды при различном расходе жидкого стекла

Наименование продуктов Выход, % Содержание золота, г/т Извлечение золота, %

Без подачи жидкого стекла; рН=8,3

Концентрат основной флотации 5,8 20,3 69,0

Концентрат I контрольной флотации 2,2 9,0 11,6

Концентрат II контрольной флотации 10,3 1,67 10,1

Объединенный концентрат 18,3 8,47 90,7

Хвосты 81,7 0,19 9,3

Исходная руда 100,0 1,71 100,0

Жидкое стекло в измельчение - 100 г/т; рН=9,0

Концентрат основной флотации 5,1 23,6 70,0

Концентрат I контрольной флотации 3,2 7,0 13,0

Концентрат II контрольной флотации 8,8 1,74 8,9

Объединенный концентрат 17,1 9,24 91,9

Хвосты 82,9 0,17 8,1

Исходная руда 100,0 1,72 100,0

Жидкое стекло в измельчение - 300 г/т; рН=9,1

Концентрат основной флотации 5,0 24,6 71,5

Концентрат I контрольной флотации 3,1 7,6 13,7

Концентрат II контрольной флотации 8,8 1,35 6,9

Объединенный концентрат 16,9 9,37 92,1

Хвосты 83,1 0,16 7,9

Исходная руда 100,0 1,72 100,0

Жидкое стекло в измельчение - 500 г/т; рН=9,2

Концентрат основной флотации 5,5 22,4 72,0

Концентрат I контрольной флотации 2,8 8,1 13,2

Концентрат II контрольной флотации 8,6 1,35 6,8

Объединенный концентрат 16,9 9,3 92,0

Хвосты 83,1 0,16 8,0

Исходная руда 100,0 1,71 100,0

Результаты флотационного обогащения исследуемой руды при Таблица 2 различном расходе серной кислоты

Наименование продуктов Выход, % Содержание золота, г/т Извлечение золота, %

Без подачи H2SO4; рН=8,3

Концентрат основной флотации 5,8 20,3 69,0

Концентрат I контрольной флотации 2,2 9,0 11,6

Концентрат II контрольной флотации 10,3 1,67 10,1

Объединенный концентрат 18,3 8,47 90,7

Хвосты 81,7 0,19 9,3

Исходная руда 100,0 1,71 100,0

Дополнительная подача H2SO4 - 2 кг/т; эН=6,1

Концентрат основной флотации 5,5 21,9 70,0

Концентрат I контрольной флотации 3,2 7,1 13,3

Концентрат II контрольной флотации 8,6 1,7 8,5

Объединенный концентрат 17,3 9,1 91,8

Хвосты 82,7 0,17 8,2

Исходная руда 100,0 1,72 100,0

Дополнительная подача H2SO4 - 4 кг/т; эН=5,5

Концентрат основной флотации 6,6 18,8 72,1

Концентрат I контрольной флотации 3,0 7,16 12,5

Концентрат II контрольной флотации 7,4 1,72 7,4

Объединенный концентрат 17,0 9,3 92,0

Хвосты 83,0 0,165 8,0

Исходная руда 100,0 1,72 100,0

Дополнительная подача H2SO4 - 6 кг/т; эН=4,8

Концентрат основной флотации 7,3 17,5 74,3

Концентрат I контрольной флотации 3,1 5,66 10,2

Концентрат II контрольной флотации 6,2 2,13 7,7

Объединенный концентрат 16,6 9,5 92,2

Хвосты 83,4 0,16 7,8

Исходная руда 100,0 1,72 100,0

Дополнительная подача H2SO4 - 8 кг/т; эН=4,7

Концентрат основной флотации 8,6 17,2 86,0

Концентрат I контрольной флотации 2,4 3,7 5,2

Концентрат II контрольной флотации 5,5 0,75 2,4

Объединенный концентрат 16,5 9,76 93,6

Хвосты 83,5 0,13 6,4

Исходная руда 100,0 1,72 100,0

Таблица 3

Результаты опытов с дополнительной подачей серной кислоты и жидкого стекла_

Наименование продуктов Выход, % Содержание золота, г/т Извлечение золота, %

Жидкое стекло - 300 г/т без H2SO4; рН=9,1

Концентрат основной флотации 5,0 24,6 71,5

Концентрат I контрольной флотации 3,1 7,6 13,7

Концентрат II контрольной флотации 8,8 1,35 6,9

Объединенный концентрат 16,9 9,37 92,1

Хвосты 83,1 0,16 7,9

Исходная руда 100,0 1,72 100,0

Жидкое стекло - 300 г/т; H2SO4 - 2 кг/т; рН=6,1

Концентрат основной флотации 6,9 18,86 76,1

Концентрат I контрольной флотации 3,8 3,6 8,0

Концентрат II контрольной флотации 9,0 1,5 7,9

Объединенный концентрат 19,7 7,98 92,0

Хвосты 80,3 0,17 8,0

Исходная руда 100,0 1,71 100,0

Жидкое стекло - 300 г/т; H2SO4 - 4 кг/т; рН=5,8

Концентрат основной флотации 7,2 18,9 79,3

Концентрат I контрольной флотации 3,8 3,17 7,0

Концентрат II контрольной флотации 8,8 1,48 7,6

Объединенный концентрат 19,8 8,16 93,9

Хвосты 80,2 0,13 6,1

Исходная руда 100,0 1,72 100,0

Жидкое стекло - 300 г/т; H2SO4 - 6 кг/т; рН=5,1

Концентрат основной флотации 7,9 18,5 85,0

Концентрат I контрольной флотации 3,7 2,7 5,9

Концентрат II контрольной флотации 8,4 0,96 4,7

Объединенный концентрат 20,0 8,2 95,6

Хвосты 80,0 0,09 4,4

Исходная руда 100,0 1,72 100,0

Жидкое стекло - 300 г/т; H2SO4 - 8 кг/т; рН=4,9

Концентрат основной флотации 8,4 18,3 89,4

Концентрат I контрольной флотации 3,2 1,82 3,4

Концентрат II контрольной флотации 9,2 0,56 3,0

Объединенный концентрат 20,8 7,92 95,8

Хвосты 79,2 0,09 4,2

Исходная руда 100,0 1,72 100,0

С целью повышения качества концентрата в схему флотации была введена его перечистка продолжительностью 3 мин. Содержание золота в концентрате перечистки составило 24,0 г/т при выходе 6,0% и извлечении 83,7%.

Для определения технологических показателей усовершенствованной схемы обогащения в качестве

собирателя использован БККокис, в качестве депрессора вмещающих пород - жидкое стекло, в качестве активатора сульфидов - серная кислота. Опыты проведены на пяти навесках исходной руды в замкнутом цикле. Схема проведения замкнутого цикла представлена на рис. 4, результаты - в табл. 4.

Исходная руда

^ ^.Жы .-ЗООйг....

Измельчение 80 % класса -0,071 мм "л!?4 *6 КЙ", -1—- БККокис -бОг/т

Основная флотация

Т-92-20.....

БККокис -ЗОг/т

Кт осн.

^ б мин

Перечистка

Пр. пр.

3 мин

, БККокис-10+10+10+10 г/т

I Контрольная флотация .... 20+10+20 г/т

Кт 1 кошр.

5 мин

1 /

TT Контрольная флотация 19 мин I

Хвосты

КтП контр.

Концентрат

Рис. 4. Схема проведения замкнутого цикла по усовершенствованной технологии флотации

Баланс золота по замкнутым циклам

Таблица 4

Наименование продуктов Выход, % Содержание золота, г/т Извлечение золота, %

Первоначальная технология

Концентрат перечистки 4,90 29,20 86,7

Хвосты 95,10 0,23 13,3

Исходная руда 100,00 1,65 100,0

Усовершенствованная технология

Концентрат перечистки 6,6 23,8 90,3

Хвосты 93,4 0,18 9,7

Исходная руда 100,0 1,74 100,0

Сравнение показателей обогащения, полученных в замкнутом цикле по усовершенствованной технологии флотации, с показателями, полученными по первоначальной технологии, показывает, что прирост извлечения золота с использованием слабокислой среды и БККокис, содержащего в своем составе диксан-тогенид, составляет 3,6% (табл. 4).

Для подтверждения полученных результатов на пробе руды с содержанием золота 2,0 г/т проведены полупромышленные испытания по следующим вариантам:

1. Флотация в естественной среде (без подачи H2SO4) без перечистки концентрата основной флотации (по схеме, представленной на рис. 4).

2. Флотация в кислой среде (рН=4,7-5,1), создаваемой подачей серной кислоты, без перечистки концентрата основной флотации (по схеме, представленной на рис. 4).

3. Флотация по усовершенствованной технологии (по схеме, представленной на рис. 4).

4. Флотация по первоначальной технологии (по схеме, представленной на рис. 1).

Результаты испытаний представлены в табл. 5.

Сравнение результатов полупромышленных испытаний показывает, что дополнительная подача серной кислоты и жидкого стекла при максимальном выходе флотоконцентрата повышает извлечение золота флотацией от 90,8 до 93,8% при незначительном повышении содержания золота в концентрате от 15,1 до 16,7 г/т. Сокращение выхода флотоконцентрата введением перечистки при том же реагентном режиме снижает извлечение золота до 91,0% при повышении содержания металла до 35,7 г/т. Извлечение золота по всем вариантам усовершенствованной технологии получено выше, чем при флотации, проведенной по ранее рекомендованной схеме: 90,8-93,8% против 88,7%.

Таким образом, в схему ранее разработанного технологического регламента внесены следующие изменения:

- сокращена схема и продолжительность флотации: исключена промпродуктовая и три перечистные операции при общем сокращении продолжительности основной и контрольных операций флотации от 36 до 30 мин.

Таблица 5

Показатели полупромышленных испытаний по четырем вариантам флотационной технологии

Наименование продуктов Выход, % Содержание золота, г/т Извлечение золота, %

Вариант I

Флотоконцентрат 12,0 15,1 90,8

Хвосты флотации 88,0 0,20 9,2

Исходная руда 100,0 2,0 100,0

Вариант II

Флотоконцентрат 11,2 16,7 93,8

Хвосты флотации 88,8 0,14 6,2

Исходная руда 100,0 2,0 100,0

Вариант III

Флотоконцентрат 5,1 35,7 91,0

Хвосты флотации 94,9 0,19 9,0

Исходная руда 100,0 2,0 100,0

Вариант IV

Флотоконцентрат 4,6 37,6 88,7

Хвосты флотации 95,4 0,23 11,3

Исходная руда 100,0 1,95 100,0

- введено жидкое стекло (300 г/т) для подавления глинистых шламов и карбонатов;

- щелочная среда пульпы заменена на кислую (рН=4,7-5,1);

- в качестве собирателя использован БККокис при сохранении его расхода на уровне, рекомендованном в регламенте, при этом расход вспенивателя сокращается от 100 до 35 г/т;

В результате корректировки схемы повышено извлечение золота на 2,3% при незначительном увеличении выхода концентрата (на 0,5%) и идентичном

содержании золота. В этих же условиях при увеличении выхода концентрата от 4,6 до 11,2% извлечение золота повышается на 5,1%.

Обобщая полученные результаты, можно заключить, что использование частично окисленного бутилового ксантогената калия (БККокис) в слабокислой среде с дополнительной подачей жидкого стекла в измельчение при переработке смешанных золотосодержащих руд повышает извлечение золота в концентрат на 2-5%.

Статья поступила 12.02.2015 г.

Библиографический список

1. Абрамов А.А. Теоретические основы селективной флотации сульфидных руд. М.: Недра, 1978. 279 с.

2. Леонов С.Б., Комогорцев Б.В. Водные растворы бутилового ксантогената калия, диксантогенида и их взаимодействие с сульфидными минералами. Иркутск. 1969. 176 с.

3. Справочник по обогащению руд. В 3 т. / гл. ред. О.С. Бог-

данов. Т.Н. Основные процессы. М.: Недра, 1972. 400 с.

4. Теория и технология флотации руд / под общ. ред. О.С. Богданова. М.: Недра, 1980. 431 с.

5. Чантурия В.А., Вигдергауз В.Е. Электрохимия сульфидов. Теория и практика флотации: монография. М.: ИД «Руда и Металлы», 2008. 272 с.

УДК 622.372

ИЗУЧЕНИЕ ГИДРОДИНАМИКИ ГРАВИТАЦИОННОГО ОБОГАЩЕНИЯ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

© А.И. Карлина1

Иркутский национальный исследовательский технический университет, 664074, Россия, г. Иркутск, ул. Лермонтова, 83.

Рассмотрены гипотезы развития и совершенствования теоретических основ процесса гравитационного обогащения горного сырья россыпных месторождений. Выполнены теоретические исследования с экспериментальной проверкой, которые показали, что динамические характеристики потока неоднородной жидкости отличны от аналогичных характеристик потока однородной жидкости. Потери напора при движении гидросмесей будут иными, чем при движении однородной жидкости. Определены основные группы сил, с которыми поток воздействует на твердые частицы. Даны основные характеристики безнапорного гидротранспорта.

Ключевые слова: взвесенесущие потоки; теоретические исследования; экспериментальные работы; гипотезы; диффузионная теория; гравитационная теория; процессы гравитационного обогащения диспергированных горных материалов.

1 Карлина Антонина Игоревна, аспирант, тел.: 89501201950, e-mail: karlinat@mail.ru Karlina Antonina, Postgraduate, tel.: 89501201950, e-mail: karlinat@mail.ru