Основные месторождения и золотодобывающие компании

ОТЧЕТ

О НАУЧНО-ИССЛЕДОВАТЕЛЬСКОЙ РАБОТЕ:

«ПРОВЕДЕНИЕ ИССЛЕДОВАНИЙ НА СУЛЬФИДНОЙ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩЕЙ РУДЕ МЕСТОРОЖДЕНИЯ «КЫРГАУ» МЕТОДАМИ ФЛОТАЦИОННОГО ОБОГАЩЕНИЯ С ВЫДАЧЕЙ ТЕХНОЛОГИЧЕСКИХ ПОКАЗАТЕЛЕЙ»

Зам. директора по научной работе

д.х.н. Мамытбеков Г.К.

Зав. отделом полупромышленных

Испытаний руд на обогатимость,

научный руководитель И.В. Баязитова

Алматы 2012

СПИСОК ИСПОЛНИТЕЛЕЙ

Руководитель работы, И. В. Баязитова

зав ОПИРО (научное руководство, написание

отчета)

Инженер Ι категории Б.Х. Янгитилавова

(ответственный исполнитель,

написание отчета)

Инженер Ι категории М.А. Аукенова

(ответственный исполнитель,

написание отчета)

Дробильщик У р. В.А.Олейников

(рудоподготовка)

Инженер Нурболатулы А.

(рудоподготовка)

Флотатор У р. О.В. Король

(экспериментальная часть)

Флотатор У р. Л.А.Большакова

(экспериментальная часть)

Флотатор У р.

М.В. Толстолуцкая

(экспериментальная часть)

СНС ктн Ш.Ш Садыков

(спектральные исследования)

РГП «НЦ КПМС РК» В. И.Карпенко

(атомно-абсорбционные методы )

Зав. химико-аналитической Г.П. Штреккер

лабораторией, канд.хим.наук

Норма контролер Л.И. Колесникова __________________

РЕФЕРАТ

Отчет 57 стр., 17 рис., 25 табл., 11 источников, 5 приложений.

ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩАЯ РУДА, КОНЦЕНТРАТ, ХВОСТЫ, ФЛОТАЦИЯ, КСАНТОГЕНАТ, МЕДНЫЙ КУПОРОС, МИБК, ИЗВЛЕЧЕНИЕ, ГРАВИТАЦИЯ, ФЛОТО - ГРАВИТАЦИЯ

Объектом исследования является проба золотосодержащей руды месторождения «Кыргау».

Объектом исследований является сульфидной золотосодержащая руда месторождения «Кыргау».

Цель работы: проведение лабораторных исследований на обогатимость с использованием флотационной технологии с возможным получением кондиционного концентрата.

Проведен комплекс минералогических исследований с использованием самой современной аппаратуры, определены физико-химические свойства руды, подобраны оптимальные режимы дозировки реагентов для получения кондиционного концентрата.

Разработаны варианты технологических схем переработки золотосодержащей руды - флотационная технология, гравитационная технология и флотационно-гравитационная технология. В качестве собирателей в ходе исследований использовался бутиловый, изобутиловый ксантогенаты и их смеси, изучалось влияние активированного ксантогената на повышение извлечения золота в концентрат.

Гравитационная технология отрабатывалась на различном гравитационном оборудовании.

Проводились исследования на флото-гравитационной установке, в качестве гравитационного оборудования использовался короткоконусный гидроциклон.

Рассчитаны коэффициенты Бонда, т.е. определено чистое время дробления и измельчения исследуемой пробы руды, рассчитаны качественно-количественная и водно-шламовые схемы, составлен баланс воды.

Проведенными исследованиями получены высокие технологические показатели.

Даны дальнейшие рекомендации для дальнейшей переработки полученных концентратов.

СОДЕРЖАНИЕ

ВВЕДЕНИЕ… …………………………………………………………………5

1. КРАТКИЙ ЛИТЕРАТУРНЫЙ ОБЗОР ……………………………………6

2. МИНЕРАЛОГИЧЕСКАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА РУДЫ ………………..10

2.1Технические требования, применяемые к концентратам……………...14

2.2 Радиологические испытания сульфидной золотосодержащей

пробы руды месторождения «Кыргау»…………………………………..15

3. ИЗУЧЕНИЕ ВЕЩЕСТВЕНОГО СОСТАВА РУДЫ …………………….16

3.1Определение физико-механических свойств руды…………………...16

3.1.1 Определение плотности………………………………………...…....16

3.1.2 Определение насыпного веса…………………...…………………...16

3.1.3 Определение пористости……………………...……………………..17

3.1.4 Определение влажности……………………………………………..17

3.1.5 Определение крепости………………………………………………18

3.1.6 Угол естественного откоса…………………………………………..20

3.2 Методические основы исследований химического состава горных

пород, руд и минералов…………………………………………………….21

3.2.1 Рациональный анализ и результаты ………………………………...24

3.2.2 Выводы по вещественному составу……………..………………….28

4. ОПРЕДЕЛЕНИЕ КОЭФФИЦИЕНТА ЧИСТОЙ РАБОТЫ (коэф. Бонда)

ПРИ ДРОБЛЕНИИ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩЕЙ РУДЫ …………………31

4.1 Определение коэффициента чистой работы (коэф. Бонда)

при измельчении золотосодержащей руды………………………….....35

5. ЛАБОРАТОРНЫЕ ИССЛЕДОВАНИЯ …………………………….............38

5.1 Подбор времени измельчения…………………………………………..38

5.2 Спецификация технологического оборудования……………………...40

5.3 Отработка опытов по гравитационному обогащению……………….40

5.4 Лабораторные опыты по флотационному обогащению……………....43

5.5 Минералогическая характеристика полученных концентратов……..45

5.6. Краткая характеристика применяемых реагентов………………….46

ЗАКЛЮЧЕНИЕ …………………………………………………………………………..53

ПРИЛОЖЕНИЯ ………………………………………………………………….56

СПИСОК ИСПОЛЬЗОВАННЫХ ИСТОЧНИКОВ …………………………57

ВВЕДЕНИЕ

Данная работа выполнялась по договору № 1-06-12 с ТОО «Геолог-А» целью разработки оптимальной технологии извлечения золота из руды месторождения Кыргау.

Месторождение Кыргау находится в восточной части Южно-Кастекского массива, верхнеордовикского возраста, в Кордайском районе, Жамбылской области.

В данной работе необходимо было провести исследования по флотационному обогащению золотосодержащей руды месторождения Кыргау с получением высоких технологических показателей.

Руда, месторождения Кыргау представлена следующими рудными минералами: магнетит, пирит, халькопирит, электрум, галенобисмутит, галенит, самородная медь, ковеллин, куприт, сфалерит, малахит, лимонит; и нерудными: кварц, рутил, редкие земли.

Проявление Кыргау находится на южных склонах Кастекского хребта, являющимся западным окончанием Заилийского Алатау. Площадь прявления имеет хорошие геолого-экономические предпосылки. Находится в среднегорной части хребта ( абсолютные отметки 1300-1500)м что позволяет вести отработку рудных объектов комбинированным способом (открытым, штольневым, шахтным). Район расположен в 130 км к западу от южной столицы РК города Алматы. При проведении разведочных и добычных работ это обстоятельство будет способствовать обеспечению района трудовыми ресурсами, снижению транспортных расходов на перевозку горюче-смазочных материалов, нестандартного горно-металлургического оборудования и т д. в пяти километрах восточнее проявления проходит ЛЭП-500. Имеются грунтовые и проселочные дороги. И что очень важно, в ближайшем будущем планируется соединить Республику Казахстан и Кыргызскую Республику автомобильной трассой, проходящей через перевал Новый Кастек (расстояние от трассы до рудного поля менее 10км.). Главными водными артериями района являются реки Южный Кастек, Киши Кемин, Чу, способные обеспечить водой обогатительные установки любой мощности.

Месторождение «Северный Кыргау» открыто в 1968г. Заилийской поисковой партией поисково-съемочной экспедиции Южно-Казахстанского территориального геологического управления. В 1970-71г.г. Кендыктасским, а в 1972-73г.г. Заилийские поисковые партии золоторудной экспедиции ЮКТГУ проводили на участке месторождения разведочные работы с применением поверхностных и подземных горных выработок.

В данной научно-исследовательской работе необходимо было проверить возможность обогащения сульфидной золотосодержащей руды месторождения Кыргау по флотационной технологии.

КРАТКИЙ ЛИТЕРАТУРНЫЙ ОБЗОР

Сырьевая база золотодобывающей промышленности Казахстана представлена в основном мелкими (с запасами до 25 т) и средними (от 25 до 100 т) месторождениями, на которых в настоящее время добывается около 70% всего производимого в республике золота. Лидирующее положение занимают месторождения Восточного, Северного и Центрального Казахстана. В таблице 1 представлены наиболее значимые для отрасли золоторудные объекты.

Запасы золота в целом по республике оцениваются примерно в 800 т, при этом среднее содержание металла в руде составляет 6, 3 г/т (для разрабатываемых месторождений этот показатель в среднем равен 9 г/т). Государственным балансом Казахстана на сегодняшний день учтено 237 золоторудных объектов, включая коренные, комплексные и россыпные месторождения.

Для золоторудных месторождений Казахстана характерны низкое содержание металла в руде, а также наличие значительной доли труднообогатимых руд. Вместе с тем сравнительно благоприятные горнотехнические условия добычи позволяют сохранять ее себестоимость на уровне среднемировой.

Флотационное обогащение

Флотация – метод обогащения полезных ископаемых, основанный на различии физико-химических свойств поверхности минералов, их способности смачиваться водой. Одни минералы в тонкоизмельченном состоянии в водной среде под действием флотационных реагентов не смачиваются водой, прилипают к пузырькам воздуха, всплывая на поверхность пульпы, и отделяются от других минералов, поверхность которых смачивается водой и которые не прилипают к пузырькам.

Все минералы обладают большей или меньшей флотационной способностью.

Флотируемость минералов зависит от способности поверхности минералов смачиваться водой. Эту способность можно изменять искусственно, применяя флотационные реагенты.

При флотации золото связанное с интерметалидами, например с Te, Se, As, Sb, S или ассоциированное с сульфидами, достаточно полно переходит в концентрат.

Определение плотности

Для определения истинной плотности используют пикнометрический метод. Он распространяется на минеральные руды, концентраты, окатыши, продукты их переработки и шихтовые материалы.

Пикнометрический метод основан на измерении массы пикнометра, наполненного жидкостью, при замене части этой жидкости навеской определенного материала.

Основной прибор для определения истинной плотности – стеклянный пикнометр вместимостью 50 мл.

Перед испытанием определяют вместимость пикнометра. Для этого предварительно отмытый и высушенный пикнометр заполняют дистиллированной водой до отметки, вытирают насухо и определяют массу пикнометра с водой. Выполняют три определения, расхождение между которыми не должно превышать 0, 01 г.

Вычисляют среднее арифметическое результатов испытаний трех навесок, расхождение между которыми не должно превышать 5 г/см³.

От высушенной в сушильном шкафу до постоянной массы представительной пробы отбирают навеску массой примерно 14г(объемом примерно 25% объема пикнометра), крупностью минус 0, 16мм.

С помощью совочка и воронки заполняют пикнометр, подготовленный, для испытания с навеской и помещают его в вакуумный шкаф (эксикатор) на 30 мин. Для удаления пузырьков воздуха. Затем пикнометр доливают вакуумной дистиллированной водой до уровня метки и помещают в термостат при температуре (20 + 1)°С на 30 мин. Доводят мениск до метки на пикнометре, вытирают насухо и взвешивают.

Плотность определяется по формуле:

δ = А-B/(C+A)-(Д+B), г/см³ (2.1)

Где, δ – плотность, г/см³

А – масса пикнометра с навеской, г.

В – масса пустого пикнометра, г.

С – масса пикнометра с водой, г.

Д – масса пикнометра с водой и навеской, г.

Определение насыпного веса

Для определения объемного (насыпного) веса берут любой тарированный сосуд, объемом А и весом Р0. Сосуд наполняется материалом с удельным весом σ до краев при встряхивании сосуда (постукиванием дном о стол). Избыток удаляется сверху линейкой или стеклянной палочкой. Для определения насыпного веса берется среднеарифметическое число от 5 навесок.

Насыпной вес определяется по формуле:

Р1-Р0

∆ = (2.2)

Где, ∆ - насыпной вес, г/см³,

Р0 – вес сосуда, г,

Р1 – вес сосуда с рудой, г,

А – объем сосуда, см³

Определение пористости

Пористость определяется по формуле от среднеарифметических чисел плотности и насыпного веса:

П =( (δ ∆ )/δ ) * 100% (2.3)

Где, П – пористость, %,

δ – плотность, г/см³,

∆ - насыпной вес, г/см³.

Определение влажности

Массовую долю влаги в минеральном сырье обычно определяют высушиванием трех разных навесок пробы в шкафу при температуре (105 ±50)º С до постоянной массы. Пробу считают высушенной до постоянной массы, если относительное расхождение между двумя последующими взвешиваниями составляет не более 0, 05 %.Подготовку и отбор для определения массовой доли влаги производят в соответствии с общими требованиями. Навеску для определения массовой доли влаги насыпают в предварительно высушенный и очищенный противень ровным слоем и взвешивают. Затем противень с навеской помещают в нагретый до (105±50)º С сушильный шкаф. По истечении 1 ч. противень с навеской вынимают, взвешивают в горячем состоянии и повторяют высушивание до постоянной массы. Каждое последующее взвешивание производят после высушивания в течение 30 мин.

Массовую долю влаги определяют по формуле:

W = 100 * (m1-m2) ÷ (m1-m), % (2.4)

Где, m1 и m2 – масса сосуда с навеской соответственно до и после

высушивания, г.,

m – масса сосуда, г.,

W – влажность, %.

Определение крепости

Для оценки относительной сопротивляемости горных пород разрушению при разведке, добыче и переработке минерального сырья в горной промышленности используется коэффициент и шкала крепости, предложенный проф. М.М. Протодьяконовым.

Для определения крепости горных пород согласно ГОСТ 21153.1-75* применяют:

прибор определения крепости ПОК (рис.4), состоящий из стакана 1, вставленного в него трубчатого копра 2, внутри которого свободно помещается гиря 3 массой 2, 4±0, 01 кг с ручкой 4, привязанной к гире шнуром. Трубчатый копер имеет в верхней части отверстия, в которые вставляются штифты 5, ограничивающие подъем гири. В комплект прибора входит объемомометр, состоящий из стакана 6 и плунжера 7 со шкалой измерений с диапазоном показаний от 0 до 150 мм вдоль его продольной оси; сито с сеткой № 05 по ГОСТ 6613-73 для просеивания породы после дробления.

Рис. 4 - Прибор определения крепости

Коэффициент крепости определяют по отношению работы, затраченной на дробление минерального сырья к площади вновь образованной при дроблении поверхности, которую оценивают суммарным объемом частиц крупностью минус 0, 5 мм.

Отобранную пробу раскалывают молотком на твердом основании на мелкие кусочки размером 20-40 мм на одну навеску подготавливают 6-10 кусочков из расчета, чтоб они разместились на дне испытательного стакана в один слой. Число кусочков должно быть достаточным для 5 навесок.

На дно стального стакана укладывают приготовленные для испытания кусочки в воздушно-сухом состоянии с таким расчетом, чтоб дно было равномерно покрыто одним слоем испытуемой пробы. Затем стакан с навеской устанавливают на металлическую плиту. Дробят навеску, сбрасывая гирю с высоты 0, 6 м. Число сбрасываний может быть различным в зависимости от крепости сырья, чтобы объем мелочи образовавшейся в результате сбрасываний составлял около 20 % навески. После дробления каждую навеску просеивают через сито. Объем образовавшейся мелочи измеряют с помощью объемомера.

Коэффициент крепости минерального сырья определяют по формуле:

F = A/V (2.5)

Где, F – коэффициент крепости

А – Затраченная на дробление работа, м/Дж,

V – Объем образовавшейся мелочи, см³.

Затраченная на дробление работа равна:

А = 5*Н*m*n, м/Дж (2.6)

Где, 5 – число навесок,

Н – высота сбрасывания, м,

m – Масса гири, кг.,

n – Число сбрасываний.

Угол естественного откоса

Угол естественного откоса – это наибольший угол, образованный свободной поверхностью сыпучего материала с горизонтальной плоскостью при засыпании сырья без толчков и динамических воздействий. Угол естественного откоса проводится на пяти навесках руды.

На горизонтальную поверхность устанавливают металлический цилиндр без дна, заполняют отобранной пробой. Цилиндр медленно поднимают до полного высыпания пробы.

Угол естественного откоса руды равен:

tg Ө = 2H/Д (2.7)

Где, Н – высота, образовавшегося конуса, м.,

Д – диаметр конуса, м.

Физико-механические свойства сульфидной золотосодержащей руды приведены в таблице 7.

Таблица 7 - Результаты физико-механических свойств сульфидной руды

Показатели	Единица измерения	Количества навесок	Значения
Плотность	г/см³		2, 77
Насыпной вес	г/см³		2, 01
Пористость	%		27, 4
Влажность	%		1, 5
Крепость по шкале Протодьяконова	-
Угол естественного откоса	градус

ОПРЕДЕЛЕНИЕ КОЭФФИЦИЕНТА ЧИСТОЙ РАБОТЫ (коэффициент БОНДА) ПРИ ДРОБЛЕНИИ СУЛЬФИДНОЙ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩЕЙ РУДЫ

Основные капитальные и эксплуатационные затраты на обогатительных фабриках связаны с процессами дробления и измельчения. Ошибки при расчете и выборе оборудования являются причиной низкой производительности фабрики, снижения объемов товарной продукции и нерационального использования энергии. В связи с этим, перед проектированием обогатительных фабрик необходимо выполнять полный комплекс исследований прочностных свойств предполагаемой для переработки руды и на основании полученных результатов определять схему, размеры и количество дробильно-измельчительного оборудования. Главными характеристиками, на основании которых рассчитываются параметры (размеры, мощность) промышленных дробилок и мельниц являются пределы прочности руды при одноосном сжатии и растяжении, а также ее индексы дробимости, абразивности, стержневого и шарового измельчения, определяемые по методикам F. Bond (США) и само/полусамоизмельчения, определяемые по методике J. Starkey (Канада).

В соответствии с методиками F. Bond и J. Starkey измельчаемость и дробимость характеризуется «индексом чистой работы» Wi (кВт·ч/т), то есть количеством электроэнергии необходимой для дробления/измельчения одной тонны руды до определенной крупности. С учетом полученных значений «индексов чистой работы» определяется схема рудоподготовки и производится выбор дробильно-измельчительного оборудования. Дополнительно результаты тестов по стандартным методикам позволяют выполнить расчет удельного расхода футеровок и измельчающих тел проектируемого или уже работающего дробильно-измельчительного оборудования.

Для определения коэффициента чистой работы (коэф.Бонда) проведен

ситовый анализ полученной пробы исходной руды в количестве 329, 3 кг.

Данные ситового анализа приведены в таблице 12.

Таблица 12- Ситовый анализ исходной руды (сухой рассев)

Крупность класса, мм	-140 +130	-130 +100	-100 +80	-80 +45	-45 +25	-25 +12	-12+6	-6+0	Итого:
Вес класса, кг	7, 100	147, 8	49, 4		11, 1	1, 80	0, 624	1, 43	329, 3
Выход класса, %	2, 156	44, 89	15, 0	33, 4	3, 4	0, 55	0, 19	0, 43	100, 0
Суммарн. Выход подр. Пр-кта, %	100, 0	97, 84	52, 95	37, 95	4, 554	1, 154	0, 604	0, 43

На основании таблицы 12 построен график, характеризующий гранулометрический состав исходной руды ( рис. 6 к. 1).

Индекс «чистой работы» определялся по формуле Бонда:

( N_з- N_хх) / Q = {10xW_i x [√ ( F₈₀ / P₈₀) – 1]}/ √ F₈₀, (3.1)

Где, N₃ - мощность потребляемая дробилкой при дроблении, кВт;

N_xx – мощность холостого хода дробилки, кВт;

Q - производительность дробилки, т/ч;

W_i - индекс «чистой работы» дробления, кВт^.ч /т;

F₈₀, P₈₀ – размеры квадратных отверстий сит через которые проходит 80% соответственно исходного питания и разгрузки дробилки, мкм.

Из 330 кг исходной пробы отобрано 104, 2 кг руды, классом -100+6мм., пропорционально выходам ситового анализа исходной крупности (табл.11) для проведения опыта по определению коэффициента «чистой работы». По ширине разгрузочной щели выделен класс -12мм

Ситовый анализ недробленой руды, отобранной для определения энергозатрат при дроблении, приведен в таблице 13.

Таблица 13 - Ситовый анализ недробленой руды, отобранной для определения энергозатрат при дроблении (сухой рассев).

Крупность класса, мм	+100	-100+80	-80+45	-45+25	-25+12	-12+6	Итого
Вес класса, кг		65, 2	13, 5	12, 63	10, 00	2, 87	104, 2
Выход класса, %		62, 58	12, 95	12, 12	9, 60	2, 75	100, 0
Суммарный выход подреш. продукта, %		100, 00	37, 42	24, 47	12, 35	2, 75

Гранулометрическая характеристика подготовленной руды крупностью - 100 мм +6 мм изображена на рис. 6 к.2

Из графика видно, что размер квадратных отверстий сита, через которые проходит 80% исходного питания, соответствует F ₈₀= 80мм = 80 000мкм

Опыт по определению коэффициента «чистой работы» проводился на дробилке ЩДС – 2, 5х4, на которой установлен двигатель АОП 2 – 72 мощностью 22 кВт, cos ۶ =0, 87, U=380v.

Активная составляющая номинального тока статора

(3.2)

Реактивная составляющая номинального тока статора:

=21.2A (3.3)

Номинальные токи ротора и статора: 32А и 20, 8 А

Откуда ток холостого хода:

I_xx = 20.16 A

Для определения мощности холостого хода произведен замер тока холостого хода прибором Ц 4505М, I_xx = 20, 16A

Мощность дробилки на холостом ходу рассчитывалась по формуле:

N_xx = I_xx ^. √ 3 ^. U ^. cos ۶ /1000 = 20, 16 ^. 1.73 ^. 380 ^. 0, 87/1000 = 11, 53 кВт (3.4)

Величина тока при дроблении навески руды Р = 104, 2 кг, составила I₃ = 37, 5А, при этом мощность дробилки под загрузкой составила:

N₃ = I₃^.√ 3 ^.U ^. cos ۶ / 1000 = 37, 5 ^. 1, 73 ^. 380 ^.0, 87/1000 = 21, 45кВт (3.5)

Производительность дробилки Q (т/ч) по времени дробления t =175 сек.и массе руды 104, 2 кг составила:

Q = 3600 ^.P/ 1000 ^. t = 3, 6 ^.104, 2/175 = 2, 14 т/ч (3.6)

Ситовый анализ дробленой руды приведен в таблице 13. Гранулометрическая характеристика на рисунке 6 к.3.

Из гранулометрической характеристики определено P₈₀ = 12 мм = 12 000мкм

Таблица 14 -Ситовый анализ дробленой руды (сухой рассев)

Крупность класса, мм	-25+12	- 12+6	-6+2, 5	-2, 5+0, 5	-0, 5+0	Итого
Вес класса, кг	23, 2	38, 2		15, 4	10, 4	104, 2
Выход класса, %	22, 26	36, 7	16, 3	14, 8	9, 98	100, 0
Суммарный выход подреш.продукта, %	100, 0	77, 74	41, 04	24, 74	9, 98

Таким образом, все данные для расчета коэффициента «чистой работы»,

согласно формуле (3.1), нами получены, а именно:

N₃ = 21, 45кВт, формула (3.5);

N_xx = 11, 53 кВт, формула (3.4);

Q = 2, 14т/ч, формула (3.6);

F₈₀= 80.0 мм, Р₈₀ = 12.0 мм

Коэффициент «чистой работы» рассчитанный по формуле составил:

( N₃- N_xx) √ F₈₀

W_i ₌ ^{_____________________}= 15, 58 кBт *ч/т

10 ^.Q[√ ( F₈₀/Р₈₀) – 1]/ √ F₈₀

Рисунок 6- Гранулометрический состав руды:

1 – исходная руда;

2 - руда крупностью –100мм + 6мм;

3 - руда крупностью – 25 мм

4.1 Определение коэффициента чистой работы (коэф. Бонда)

ЛАБОРАТОРНЫЕ ИССЛЕДОВАНИЯ

Средняя проба руды месторождения «Кыргау» на подбор измельчения, бралась из пробы руды весом 330 кг. Среднее содержание золота составило 8, 9 г/т, серебра 17, 24 г/т

Руда

Дробление

Грохочение

Измельчение

Рисунок 8 – Схема рудоподготовки руды месторождения «Кыргау»

Подбор времени измельчения

Для выяснения влияния степени измельчения на показатели обогащения проведены лабораторные опыты при переменных значениях степени измельчения при постоянном реагентном режиме.

Учитывая, что при разной степени измельчения руды образуется разное количество свободной поверхности минералов, то для каждой степени измельчения необходимо подбирать не только свой оптимальный режим, но и время контакта с реагентами. Все эти факторы могут влиять на окончательные результаты обогащения руды.

Поэтому выбор оптимальной степени измельчения, производился по степени раскрытия минералов, измельченных до различной крупности и по результатам опытов.

Таблица 17 - Подбор измельчения в шаровой мельниц е

№	Время, мин	Содержание класса минус 0, 074мм, %
		40, 8
		80, 8
		85, 4
		91, 0
		94, 6

Рисунок 9- График времени измельчения

При подборе оптимальной степени измельчения использовались следующие реагенты:

-Регулятор среды – медный купорос

-Собиратель – бутиловый ксантогенат

-Вспениватель - МИБК

В таблице 16 приведены результаты опытов по подбору измельчения в шаровой мельнице, а на рисунке 10 - схема открытых опытов.

Руда (-2, 5+0 мм)

Измельчение – переменно

CuSO₄- 150 г/т

Бут.ксант – 300 г/т

МИБК – 80 г/т

Основная флотация

24 мин

Концентрат Хвосты

Рисунок 10 – Схема переработки руды в открытом цикле

ЗАКЛЮЧЕНИЕ

Поступившая на исследования технологическая проба месторождения Кыргау представлена следующими рудными минералами: пирит, халькопирит, электрум, галенобисмутит, галенит, самородная медь, ковеллин, куприт, сфалерит, малахит, лимонит; и нерудными: кварц, рутил, редкие земли

Пирит - основной рудный минерал в рудах, составляет ~15-25% от площади аншлифа, крупнокристаллический с размером зерен от 0, 005 до 1мм. Нередко интенсивно раздроблен. Трещины выполнены кварцем, лимонитом, халькопиритом. Лимонит, как правило, развивается в центре зерен ажурной сеточкой.

Халькопирит имеет не широкое распространение, составляет около 2-5%. Представлен отдельными зернами неправильной формы и агрегатами зерен размером от 0, 005 до 1, 5мм. Образует, отдельные скопления и выполняет трещины в пирите.

Сфалерит и галенит –редкие минералы в рудах, встречены в виде мелких включений остроугольной, реже овальной формы, размером до 0, 0046мм в кварце и в пирите в виде эмульсионной вкрапленности

Галенобисмутит – минералдостаточно редкий, но в рудах Кыргау встречается часто. Образует включения зерен неправильной формы в пирите, лимоните, кварце. Размер зерен варьирует в широких пределах от 0, 0016 до 0, 08мм.

1. Среднее содержание золота по паспорту составляет 10, 96 г/т, серебра 10, 0 г/т по данным пробирного анализа – золота 8, 9 г/т, серебра 17, 24 г/т

2. Определены физико-механические свойства руды:

a. - плотность – 2, 77 г/см3;

b. - насыпной вес – 2, 01 г/см3;

c. - пористость – 27, 4 %;

d. - крепость по Протодьяконову- 14, 0

e. - влажность руды – 1, 5%.

f. – угол естественного откоса - 36

Рациональным анализом установлено, что в пробе свободного золота 34, 83%, в сростках с сульфидами 31, 46%, в сростках с кислоторастворимыми покрытиями 32, 92%, ассоциированные с породой 0, 79%

Проведены расчеты коэффициентов «чистой работы» при дроблении и измельчении золотосодержащей руды, которые составили – 15, 58 квт*час/т и 14, 6 квт*час /т соответственно.

В ходе лабораторных исследований отработана флотационная технологическая схема обогащения золотосодержащей руды, на чистой технической воде с получением концентрата с содержанием золота и серебра в нем 50, 36 г/т и 88, 3г/т, с извлечением 90, 35%. и 85, 44 % соответственно.

Рассчитана водно-шламовая схема и составлен баланс воды, составляющий 153, 93 л/час.

Дополнительно проведены исследования и отработана технологическая схема по гравитационному обогащению на концентраторе Кнельсона

- при измельчении 80% класса минус 0, 074 мм был получен концентрат с содержанием золота 117, 8 г/т серебра 286, 23 г/т извлечением 51, 87, 72, 14%%; соответственно.

- при измельчении 90% класса минус 0, 074 мм был получен концентрат с содержанием золота 129, 57 г/т серебра 362, 0г/т извлечением 55, 94, 86, 54%%; соответственно.

Отработанная технологическая схема на концентрационном столе при измельчении 90% класса минус 0, 074 мм был получен концентрат с содержанием золота 40, 72, серебра 62, 0 извлечением 85, 95, 78, 31%% соответственно.

В ходе исследований отрабатывалась гравитационно-флотационная технология, где были получены два концентрата:

- гравитационный концентрат с извлечением золота 51, 07% и серебра 42, 1% при содержании 117, 98 г/т и 189, 0 г/т соответственно.

- флотационный концентрат с извлечением золота 40, 53%, серебра 47, 4% при содержании золота 35, 4г/т и серебра 80, 5 г/т

Выполнен минералогический и химический анализы полученных концентратов, где золото представлено соединениями типа AuTe2 калаверит, (Au, Ag)Te₂ – креннерит и сильванит. Два последних минерала при одинаковом составе несколько отличаются друг от друга по содержанию золота.

Золотины присутствуют в свободном состоянии и в сростках с нерудными минералами. Свободные золотины преобладают. Формы изометричные, крючковатые, мономинеральные зернистые изометрично-агрегативные и перистые сростки.

Согласно календарному плану, в котором предусмотрено обогащение сульфидной золотосодержащей руды флотационными методами обогащения, заказчику предоставляется на усмотрение применения гравитационной или флотационной схемы переработки сульфидной руды месторождения Кыргау.

По отработанным технологиям можно сделать следующие выводы:

1. Получение двух концентратов флотационного и гравитационного целесообразно для дальнейшей пирометаллургической переработки, например в качестве флюсов при конвертировании медных штейнов.

2. При невозможности осуществить пирометаллургическую переработку, целесообразно получать флотационный концентрат для переработки его в дальнейшем по гидрометаллургической схеме, например выщелачивание в пачуках с использованием цианистых солей. Отсутствие вредных примесей, таких как селен, сурьма и мышьяк облегчит гидрометаллургическую переработку флотоконцентрата.

Необходимо в дальнейшем продолжить работы, по расчету технологического регламента и выполнению проектных работ для строительства обогатительной фабрики.

ПРИЛОЖЕНИЯ

ОТЧЕТ

О НАУЧНО-ИССЛЕДОВАТЕЛЬСКОЙ РАБОТЕ:

Зам. директора по научной работе

д.х.н. Мамытбеков Г.К.

Зав. отделом полупромышленных

Испытаний руд на обогатимость,

научный руководитель И.В. Баязитова

Алматы 2012

СПИСОК ИСПОЛНИТЕЛЕЙ

Руководитель работы, И. В. Баязитова

зав ОПИРО (научное руководство, написание

отчета)

Инженер Ι категории Б.Х. Янгитилавова

(ответственный исполнитель,

написание отчета)

Инженер Ι категории М.А. Аукенова

(ответственный исполнитель,

написание отчета)

Дробильщик У р. В.А.Олейников

(рудоподготовка)

Инженер Нурболатулы А.

(рудоподготовка)

Флотатор У р. О.В. Король

(экспериментальная часть)

Флотатор У р. Л.А.Большакова

(экспериментальная часть)

Флотатор У р.

М.В. Толстолуцкая

(экспериментальная часть)

СНС ктн Ш.Ш Садыков

(спектральные исследования)

РГП «НЦ КПМС РК» В. И.Карпенко

(атомно-абсорбционные методы )

Зав. химико-аналитической Г.П. Штреккер

лабораторией, канд.хим.наук

Норма контролер Л.И. Колесникова __________________

РЕФЕРАТ

Отчет 57 стр., 17 рис., 25 табл., 11 источников, 5 приложений.

Объектом исследования является проба золотосодержащей руды месторождения «Кыргау».

Объектом исследований является сульфидной золотосодержащая руда месторождения «Кыргау».

12 3 4 5 6 7 8 Следующая ⇒