Переработка золото-серебросодержащей полиметаллической руды

УДК 669.213

ПЕРЕРАБОТКА ЗОЛОТО-СЕРЕБРОСОДЕРЖАЩЕЙ ПОЛИМЕТАЛЛИЧЕСКОЙ РУДЫ

А.В. Евдокимов, Н.А. Дементьева, А.Ю. Коблов

Предложены схемы гравитационно-флотационного и флотационного обогащения существенно сульфидной руды с высоким содержание цветных и благородных металлов.

Ключевые слова: сульфидная руда, серебро, свинец, цинк, флотационное обогащение.

В настоящее время в Магаданской области в пределах западной ветви Охотско-Чукотского вулканического пояса разработано месторождение золотосодержащей серебро-свинцово-цинковой полиметаллической руды [1]. В институте «Иргиредмет» разрабатывалась технология по ее переработке.

При изучении вещественного состава выявлено, что руда является существенно сульфидной и относится к серебро-свинцово-цинковому полиметаллическому типу. По степени окисления, рассчитанной по железу, проба относится к первичному типу руд [2, 3].

Основными породообразующими минералами являются: кварц, слюдисто-гидрослюдистые образования и хлорит.

Рудная минерализация представлена в основном сульфидами (57 %), из которых на долю галенита приходится 35,5 %, сфалерита - 13,3 %, пирита, марказита - 7,9 %, халькопирита - 0,2 %, аргентита, акантита - 0,1 % и пирротина - редкие зерна.

Вторичные образования представлены оксидами и гидроксидами железа - 1,6 %, сульфатами свинца - 0,2 % и карбонатами свинца и цинка (церуссит - 4,4 %, смитсонит - 1,0 %).

Основными полезными компонентами в руде являются серебро (2,562 кг/т), свинец (35 %) и цинк (9,5 %). Содержание золота в руде на уровне 0,3...0,5 г/т.

Минералы серебра представлены аргентитом-акантитом, сульфосо-лями серебра, кюстелитом. Серебро связано в основном с галенитом и сфалеритом. Его содержание в галените достигает 5,768 кг/т, в сфалерите -3,879 кг/т и пирите - 373 г/т. Сорбционным цианированием извлекается 45,4 % серебра и 80,1 % золота [4].

Исследования на данном типе руды проводили по двум вариантам технологических схем: гравитационно-флотационной и флотационной с принципиальной оценкой возможности вовлечения в переработку данного типа руды с использованием оборудования существующей технологиче-

ской схемы действующего предприятия, расположенного в данном районе вблизи изучаемого месторождения.

Принципиальная гравитационно-флотационная схема переработки руды представлена на рис. 1.

Исходная руда

т

Гравитация

концентрат

I

Ко нцентр ация

концентрат промпродукт

Измельчение {

Гравитация

концентрат

I

Концентрация

концентрат промпродукт

Свинцовая флотация

^концентрат хвосты^

Цинковая флотация

^концентрат хвосты^

В отвал

Рис. 1. Принципиальная гравитационно-флотационная схема

переработки руды

Гравитационное обогащение проводили на отсадочных машинах с перечисткой чернового концентрата на концентрационных столах с получением свинцового серебросодержащего концентрата. Конечная крупность гравитационного обогащения составила 70...75 % класса минус 71 микрон

[5].

Основной метод обогащения полиметаллических руд - флотация, иногда комбинация с отсадкой для улавливания благородных металлов [6]. В результате флотации стремятся получить кондиционные свинцовый, цинковый, пиритный и при наличии в руде меди медный концентраты.

Технико-экономические показатели обогащения полиметаллических руд в значительной степени определяются эффективностью технологии селективной флотации минералов свинца и цинка.

Флотационное обогащение проводили как по схеме коллективной флотации с последующей селекцией свинца и цинка, так и по схеме селективной флотации свинца и цинка [7].

Принципиальная схема флотационного обогащения представлена на рис. 2.

Питание флотации

р 71=75-80 %

Na2SO3; ZnSO4; БКК; Т-92

Na2SOз;

znso4; , Основная флотация Pb БКК; Т-92

хвосты

Контрольная флотация Pb

концентрат

хвосты

рН=10,5 п ^

Концентрат РЬ

CaO; CuSO4 БКК; Т-92

БКК; Т-92

Основная флотация 7л

хвосты

Контрольная флотация 7л

концентрат

Концентрат Ъп

Хвосты в отвал

Рис. 2. Принципиальная флотационная схема получения концентратов

В настоящее время наиболее эффективными реагентами-модификаторами при разделении свинцово-цинковых концентратов с повышенным содержанием в них вторичных сульфидов цинка являются реагенты или их сочетания, обладающие комплексным действием на поверхность минералов одного из разделяемых металлов. В промышленной практике сфалерит и пирит в свинцовом цикле подавляют сульфитом натрия и цинковым купоросом. Данные реагенты позволяют проводить селективную флотацию наиболее труднообогатимых полиметаллических руд сложного вещественного состава с высокими технико-экономическими по-

казателями и в ряде случаев являются безальтернативными [8,9]. Также определена оптимальная крупность питания флотации, которая соответствует крупности хвостов гравитации, получаемых по схеме «отсадка -стол» с содержанием 70.75 % класса -71 микрон.

Наиболее приемлемым вариантом была схема селективной флотации свинца и цинка с содержанием 70.75 % класса -71 микрон.

Извлечение металлов по схеме гравитационно-флотационного обогащения в объединенный концентрат составило: Аи - 95,5 % (в концентрат гравитации 43,08 %); Ag - 99,4 %, (в концентрат гравитации 59,4 %); РЬ - 99,1 %, (в концентрат гравитации 65,1 %); 7п - 99,3 % (в концентрат гравитации 16,3 %).

Извлечение металлов по схеме флотационного обогащения составило: Аи - 96,8 %; Ag - 99,6 %; РЬ - 99,8 %; 7п - 99,4 %.

По схеме гравитационно-флотационного обогащения получен свинцовый концентрат марки КС2-А, состоящий из концентратов гравитации и флотации свинца с выходом 50,9 %. Извлечение свинца в свинцовый концентрат составило 95,62 % при содержании 68 %, серебра - 90,38 % при содержании 4568,6 г/т. Также получен цинковый концентрат марки КЦ-4 с выходом 15,17 %. Извлечение цинка в цинковый концентрат составило 79,84 % при содержании в нем цинка 47,6 %.

По схеме флотационного обогащения с селективной флотацией свинца и цинка получен свинцовый концентрат марки КС3 с выходом 57,1 % и цинковый концентрат марки КЦ-0 с выходом 12,5 % [10]. Извлечение свинца в свинцовый концентрат составило 99,22 % при содержании в нем свинца 60,1 %, серебра - 93,66 % при содержании 4700,0 г/т. Извлечение цинка в цинковый концентрат составило 77,11 % при содержании в нем цинка 59,8 %.

Сводные показатели переработки руды по двум схемам представлены в таблице.

Результаты схем гравитационно-флотационного и флотационного

обогащения пробы руды

Продукты обогащения Выход, % Золото Серебро Свинец Цинк

в, г/т £, % в, г/т £, % в, % £, % в, % £, %

Схема гравитационно-флотационного обогащения

Концентрат гравитации 34,585 0,507 43,08 4421 59,40 68,12 65,1 4,4 16,33

Свинцовый концентрат 16,340 0,769 30,87 4880 30,98 67,60 30,52 1,80 3,14

Цинковый концентрат 15,70 0,550 21,1 1477 9,01 7,98 3,46 47,6 79,84

Хвосты флотации 33,375 0,06 4,48 47 0,61 0,99 0,91 0,19 0,68

Окончание

Продукты обогащения Выход, % Золото Серебро Свинец Цинк

ß, г/т £, % ß, г/т £, % ß, % £, % ß, % £, %

Руда по балансу 100,0 0,407 100,0 2574 100,0 36,19 100,0 9,3 100,0

Флотационная схема обогащения

Свинцовый концентрат 57,12 0,57 85,87 4700 93,6 60,1 99,22 3,8 22,28

Цинковый концентрат 12,50 0,33 10,93 1349 5,91 1,56 0,57 59,8 77,11

Хвосты флотации 30,32 0,04 3,20 40,5 0,43 0,24 0,21 0,2 0,61

Руда по балансу 100,0 0,38 100,0 2866 100,0 34,6 100,0 9,74 100,0

Полученные концентраты по схемам гравитационно-флотационного и флотационного обогащения удовлетворяют техническим требованиям, предъявляемым к концентратам, полученным из руд цветных металлов.

Определение технологической схемы переработки руды будет проводится после проведения технико-экономического сравнения двух вариантов технологических схем: гравитационно-флотационной и флотационной.

Список литературы

1. Золоторудные месторождения России / под ред. М.М. Константинова. М.: Акварель, 2010.

2. Лодейщиков В.В., Васильева А.В. Методические рекомендации по типизации руд, технологическому опробованию и картированию коренных месторождений золота. Иркутск: ОАО «Иргиредмет», 1997. 164 с.

3. Зеленов В.И. Методика исследования золотосодержащих руд. М.: Недра, 1973. 232 с.

4. Лодейщиков В.В. Технология извлечения золота и серебра из упорных руд: в 2 т. Т.2. Иркутск: ОАО «Иргиредмет», 1999. 452 с.

5. Берт Р.О. Технология гравитационного обогащения. М.: Недра, 1990. 574 с.

6. Абрамов А.А. Технология переработки и обогащения руд цветных металлов: учебное пособие для вузов в 2 кн. М.: Изд-во МГГУ, 2005. Кн.2. 470 с.

7. Абрамов А.А. Флотационные методы обогащения. М.: Недра, 1993. 412 с.

8. Митрофанов С. И. Селективная флотация. М.: Недра, 1967. 584с.

9. Шубов Л. Я., Иванков С. И., Щеглова Н. К. Флотационные реагенты в процессах обогащения минерального сырья: справочник в 2 кн. Кн. 2. / под ред. Л. В. Кондратьевой. М.: Недра, 1990. 263 с.

10. Технологическая оценка минерального сырья. Сортность руд и концентратов: справочник /под ред. П.Е. Остапенко. М., 1998. 356 с.

Евдокимов Александр Витальевич, мл. науч. сотр., eav@irgiredmet.ru, Россия, Иркутск, АО «Иргиредмет»,

Дементьева Наталья Аркадьевна, канд. техн. наук, вед. науч. сотр., de-ma@irgiredmet.ru, Россия, Иркутск, АО «Иргиредмет»,

Коблов Аркадий Юрьевич, канд. техн. наук, вед. науч. сотр., koblov@irgiredmet.ru, Россия, Иркутск, АО «Иргиредмет»

PROCESSING OF GOLD-SILVER-CONTAINING POLYMETALLIC ORE A.V. Evdokimov, N. A. Dementieva, A. Yu. Koblov

Advantages of gravity-flotation and flotation enrichment of essentially sulfide ore with a high content of non-ferrous and noble metals are proposed.

Key words: sulfide ore, silver, lead, zinc, flotation enrichment.

Evdokimov Alexander Vitalyevich, junior researcher, eav@irgiredmet.ru, Russia, Irkutsk, АО "Irgiredmet",

Dementieva Natalia Arkadevna, candidate of technical sciences, leading researcher, dema@irgiredmet.ru, Russia, Irkutsk, АО "Irgiredmet",

Koblov Arkady Yuryevich, candidate of technical sciences, leading researcher, koblov@,irgiredmet.ru, Russia, Irkutsk, АО "Irgiredmet"

Reference

1. Gold Deposit of Russia / under the editorship of M. M. Konstantinov. Moscow: Watercolor, 2010.

2. Lodeyschikov V. V., Vasilyeva A.V. Methodological recommendations for ore typing, technological testing and mapping of indigenous gold deposits. Irkutsk: JSC Irgiredmet, 1997. 164c.

3. Zelenov V. I. Method of research of gold-containing ores. Moscow: Nedra, 1973.

232 PP.

4. Lodeyschikov V. V. Technology for extracting gold and silver from resistant ores: In 2 volumes. Irkutsk: JSC Irgiredmet, 1999. Vol. 2.452 PP.

5. Burt R. O. Technology gravity separation. Moscow: Nedra, 1990. 574 PP.

6. Abramov A. A. Technology of processing and enrichment of non-ferrous metal ores: a textbook for universities. In 2 kN. Moscow: MGU publishing House, 2005. kN.2. 470 c.

7. Abramov A. A. Flotation methods of enrichment. Moscow: Nedra, 1993. 412 PP.

8. Mitrofanov S. I. Selective flotation. Moscow: Nedra, 1967. 584 c.

9. Shubov L. Ya., Ivankov S. I., Shcheglova N. K. Flotation reagents in the processes of mineral raw material enrichment: a reference book in 2 books. / edited by L. V. Kon-dratieva. Moscow: Nedra, 1990. kN. 2. 263 PP.

10. Technological evaluation of mineral raw materials. Grade of ores and concentrates: a reference book / edited By p. E. Ostapenko. Moscow, 1998.356 PP.

УДК 622.831

ВЛИЯНИЕ РАСПОЛОЖЕНИЯ ДЕМОНТАЖНЫХ КАМЕР НА ДЛИТЕЛЬНОСТЬ ДЕМОНТАЖНЫХ РАБОТ НА ШАХТАХ АО «СУЭК-КУЗБАСС»

И. А. Ермакова, В. А. Федусов

Для установления конкретных причин непредвиденного увеличения временных затрат на демонтаж механизированного комплекса проведен анализ работы шахт АО «СУЭК-Кузбасс», разрабатывающих пологие пласты, за 2008 - 2018 гг. Во всех случаях демонтажные камеры формировались с помощью очистного комплекса по окончании отработки лавы. Однако расположение демонтажных камер по отношению к целику и ранее отработанной лаве было различным, что обусловило различие между удельными трудоемкостями демонтажных работ. Установлено, что удельные трудоемкости принимают наименьшие значения при расположении демонтажных камер в целике. В случае, если рядом с демонтажной камерой находится смежная отработанная лава, время демонтажа увеличивается в среднем в два раза.

Ключевые слова: система разработки длинными столбами, демонтаж механизированного комплекса, демонтажная камера.

Система разработки длинными столбами при отработке угольных пластов является наиболее производительной. Однако в ряде случаев при проведении монтажных и демонтажных работ наблюдается непредвиденное увеличение временных затрат. Предварительный анализ состояния демонтажных работ на шахтах АО «СУЭК-Кузбасс» показал, что за последние 8 лет общее количество дней, затраченных сверх норматива на перемонтаж очистного комплекса, составило более 900 дней. Поэтому снижение временных затрат на перемонтаж оборудования в лавах для повышения эффективности системы разработки в целом является актуальной проблемой.

Результаты исследований горного давления в системах разработки длинными столбами, а также проблемы демонтажа оборудования изложены в работах [1 - 12]. Для установления конкретных причин непредвиденного увеличения временных затрат на демонтаж механизированного комплекса в данной работе проведен анализ работы шахт АО «СУЭК-Кузбасс», разрабатывающих пологие пласты, за 2008 - 2018 гг.