Автореферат Байысбекова


УДК 669.2:553.411.068.36(043)                                                               На правах рукописи

 

 

 

 

 

 

 

 

Байысбеков Шыныбай

 

 

 

 

 

 

КОМБИНИРОВАННАЯ  БЕСЦИАНИДНАЯ  ТЕХНОЛОГИЯ

ПЕРЕРАБОТКИ  УПОРНЫХ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ

РУД  КОРЫ  ВЫВЕТРИВАНИЯ

 

 

 

 

 

05.16.02 – Металлургия черных, цветных и редких металлов

 

 

 

 

 

 

 

Автореферат

диссертации на соискание ученой степени

доктора технических наук

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

Республика Казахстан

Алматы, 2007


 

Работа выполнена в Республиканском государственном предприятии «Казахский национальный технический университет имени К.И. Сатпаева»

 

 

 

Официальные оппоненты:                      доктор технических наук

Айткулов Досмурат Кызылбиевич

                                                                          

                                                             доктор технических наук

                                                                 Космухамбетов Александр Равильевич                                                               

                                                                            

                                                       доктор технических наук 

                                                            Луганов Владимир Алексеевич   

 

 

Ведущая организация:  Южно-Казахстанский государственный университет имени М.О. Ауэзова (г. Шымкент)

 

 

 

 

 

 

Защита состоится «14» сентября 2007 г. в 1400 часов на заседании Диссертационного совета Д 14.50.07 при Казахском национальном техническом университете имени К.И. Сатпаева по адресу: 050013, г. Алматы, ул. Сатпаева, 22,  конференц-зал.

С диссертацией можно ознакомиться в библиотеке Казахского  национального технического университета имени К.И. Сатпаева. Справки по телефону: 292–68–35, доп. 128, факс 8–327–292–60–25, e-mail: allnt@ntu.kz

 

 

 

 

 

 

Автореферат разослан   «___»  августа 2007 года

 

 

 

 

 

 

Ученый секретарь

Диссертационного

совета Д 14.50.07,

кандидат технических наук                                                                         Гусейнова Г.Д.

                                                                                                             

 

 

ВВЕДЕНИЕ

 


Общая характеристика работы. Одним из факторов, определяющих развитие золоторудной промышленности Казахстана, является возрастающий спрос на золото на мировом рынке. Но мировое, в том числе, республиканское предложение золота, следовательно, его добыча и производство значительно отстают от спроса. Это явление вызвано постоянными колебаниями, а иногда и резким понижением цены золота  на мировом рынке. К другим проблемам освоения сырьевой базы золоторудной промышленности Казахстана относятся уменьшение доли россыпных месторождений с легкообогатимыми рудами; увеличение доли (более 50 %) технологически «упорных» месторождений, содержащих труднообогатимое тонкодисперсное золото и вредные примеси (мышьяк и сурьму); неосвоенность крупных разведанных месторождений.

В настоящее время переработка всех типов золотосодержащих руд (сульфидный, глинистый, преимущественно окисленный и смешанный) осуществляется по цианистой, флотационно-цианистой или гравитационно-флотационно-цианистой схеме, включающей цианидный способ. Обычно данным способом перерабатывается легкообогатимое сырье (неупорные окисленные руды и техногенные материалы), из которого высокое извлечение золота достигается благодаря открытым сросткам золота и его большому удельному весу. Цианидный способ не обеспечивает высокое извлечение вкрапленного и ассоциированного тонкодисперсного золота (20–60 %) из всех типов упорных руд и оно достигается (80–90 % и более) в случае использования предварительных (до цианирования) процессов вскрытия тонкодисперсного золота прокалкой, обжигом, автоклавным окислением и другими способами. Вместе с этим цианидный способ характеризуется как экологически опасный метод.

Известные бесцианидные пирометаллургические способы (окислительный обжиг и хлоридовозгонка) капиталоемкие и экологически опасные. Гидрометаллургические методы гидрохлорирования также относятся к экологически опасным способам.

Одним из путей бесцианидной экологически безопасной и в то же время экономически эффективной переработки упорных золотосодержащих руд является применение комбинированных технологий с развитыми обогатительными и металлургическими переделами.

В предлагаемой технологической схеме переработки упорных золотосодержащих руд используются развитые гравитационные способы в комбинации с безопасным металлургическим способом – окислительным выщелачиванием дешламированных песков гравитации серной кислотой в присутствии пиролюзита.

Полученные в работе научные результаты позволяют прогнозировать развитие комбинированных бесцианидных технологий переработки упорных золотоносных руд, имеющих большие перспективы для производства товарной продукции – золота в голове технологических схем и с меньшими капитальными затратами.

Актуальность проблемы исследований. Для решения вышеуказанных проблем в Казахстане необходимо возобновить геолого-разведочные работы, направленные на прирост имеющихся балансовых запасов золота, и разрабатывать эффективные технологии переработки упорного золотосодержащего рудного сырья с высоким извлечением из них золота.

В середине 80-х годов XX столетия в Казахстане обнаружены нетрадиционные месторождения, связанные с химическими корами выветривания. Такие месторождения найдены в Восточном Казахстане – Семипалатинское Прииртышье, в Северном – Жетыгаринский район, в Юго-Восточном – территория Жартас в Шу-Илийском и Балхашском прибережье.

Объектом диссертационного исследования являются упорные золотосодержащие руды коры выветривания, в том числе руды территории Жартас. К основным технологическим особенностям руд территории Жартас относятся их принадлежность к рядовым (по запасам золота) коренным смешанным рудам жильно-штокверкового типа; окисленный характер руд верхних горизонтов коры выветривания; сульфидный характер руд средних и нижних горизонтов коры выветривания; наличие в них небольших содержаний As, Bi и Sb, отсутствие углистых веществ; их «упорность», которая обусловлена наличием в них трудноизвлекаемого тонкодисперсного золота, ассоциированного с сульфидами и оксидами металлов, и глинисто-шламистых тонкозернистых частиц.

Технология переработки руд территории Жартас может быть несложной, так как в них содержания As, Bi и Sb незначительны, а углистые вещества отсутствуют. Она может состоять из гравитационно-цианистой схемы с применением традиционных методов гравитационного обогащения как обогащение в отсадочных машинах, концентрационных столах и др., но ввиду сульфидного характера и «упорности» этих руд и экологической опасности цианидов применение цианидного способа для их переработки будет неэффективным. Поэтому вовлечение в переработку и разработка экологически чистой и эффективной технологии переработки упорных руд территории Жартас, содержащих тонкодисперсное золото, являются решением актуальных проблем золоторудной промышленности Казахстана.

Исследования, представленные диссертантом, выполнялись по госбюджетным темам, фундаментальным и прикладным научно-техническим программам Республики Казахстан (далее РК).

Цель работы. Разработка и создание инновационной – комбинированной бесцианидной технологии переработки упорных золотосодержащих руд коры выветривания, в том числе руд территории Жартас.

Научная новизна.  Впервые:

разработаны поисковая модель золотых оруденений территории Жартас и модель промышленных минеральных месторождений Шу-Илийского рудного пояса, которые в соответствии с законом Ципфа служат основой для поиска и обнаружения золотых и полиметаллических оруденений в соседних, близлежащих к территории Жартас, еще неразведанных регионах;

– усовершенствован центробежный гидроконцентратор (названный нами казахстанским), имеющий высокие показатели по извлечению (72–75 %) Au, в особенности тонкого и пылевидного, из руд и техногенных материалов различной природы и дисперсности в отличие от современных центробежных гидроконцентраторов Нельсона, извлекающих 30–53 %, Фалконе – 24–60 %, Итомак – 36–67 % Au и малопригодных для переработки дисперсных материалов; при этом эти показатели обеспечены за счет использования чаш с различными нарифлениями в зависимости от типа и дисперсности материала;

– разработан аэрогидродешламатор отечественного производства, имеющий, в отличие от известных аппаратов (20–30 %), высокие показатели по удалению (на 90 %) из руд глинисто-шламистых тонкозернистых частиц за счет применения упругих водо-воздушных струй (вместо мешалки), обеспечивающих глубокое их проникновение в объем тонкозернистых частиц, и угла наклона перегородок и зазора между днищем аппарата и подвижными перегородками (шиберами), а также высоты и наклона сливного порога, обеспечивающих возможность регулирования скорости восходящего водо-воздушного потока;

– установлена математическая модель процесса флотации хвостов гравитационного обогащения руд территории Жартас, содержащих 3,28 г/т золота, выявившая линейную зависимость степени извлечения золота во флотоконцентрат от каждого фактора и оптимальные условия максимального (более 59 %) извлечения Au из руды во флотоконцентрат: продолжительность процесса – 15–20 мин, расход бутилового ксантогената – 75–125 г/т, расход вспенивателя 80–100 г/т, расход медного купороса – 200–275 г/т;

– установлены математические модели процессов прямой флотации золота из руд территории Жартас разного состава: 1) богатая/рядовая= 50/50 мас. % с содержанием 3,5 г/т Au и 2) богатая/рядовая=25/75 мас. %  с содержанием 2,31 г/т Au, определившие условия максимального извлечения золота из руды 1 (70,26 %): продолжительность – 20 мин; расход бутилового ксантогената – 75 г/т; расход вспенивателя– 100 г/т; расход медного купороса – 200 г/т; из руды 2 (62,16 %): продолжительность – 10 мин; расход бутилового ксантогената – 75 г/т; расход вспенивателя – 100 г/т; расход медного купороса – 300 г/т; при этом по данным моделям установлен больший расход медного купороса при обогащении более бедной смеси руд;

– методом Темкина-Шварцмана рассчитаны константа равновесия, значения энергии Гиббса, энтальпии, энтропии и теплоемкости системы, устанавливающие высокую вероятность протекания реакций окислительного выщелачивания золотосодержащих сульфидов при 25–100 0С: пирита в растворе серной кислоты в присутствии окислителей – MnO2, KMnO4, халькопирита, сфалерита и галенита в растворе серной кислоты в присутствии  MnO2; при этом выявлено влияние окислительных свойств MnO2, KMnO4 на окисление минералов и установлена следующая последовательность протекания реакций окислительного выщелачивания минералов (слева направо): халькопирит, пирит, галенит и сфалерит;

– установлена линейная зависимость теплоемкости системы от температуры в реакциях окислительного выщелачивания халькопирита, пирита, галенита и сфалерита в серной кислоте в присутствии MnO2 при 25–100 0С, свидетельствующая об отсутствии фазовых переходов при протекании данного процесса;

– установлен диффузионный режим процесса флотационного извлечения золота, в том числе тонкодисперсного, из предварительно окисленных руд территории Жартас, на границе раздела фаз: «твердое-жидкость», лимитирующим фактором которого по уравнению Рогинского является толщина образующихся продуктов в процессе предварительного (до флотации) окисления руды;

разработана новая технологическая схема переработки упорных золотосодержащих, исключающая применение цианидного способа и, в отличие от известных, комбинированная способом гравитации руды с использованием казахстанского центробежного гидроконцентратора и новым способом сульфатного (бесхлоридного) окислительного выщелачивания для вскрытия сростков тонкодисперсного золота с минералами руды.

Положения, выносимые на защиту:

– результаты геолого-минералогических исследований упорных золотосодержащих руд  коры выветривания;

– результаты исследований и способ гравитационно-флотационного обогащения упорных золотосодержащих руд коры выветривания территории Жартас;

– результаты термодинамических расчетов и исследований нового способа окислительного выщелачивания золотосодержащих сульфидных минералов в растворе серной кислоты в присутствии окислителей – MnO2, KMnO4;

– результаты исследований по извлечению золота из руд территории Жартас флотацией в кинетическом режиме предварительных процессов окисления золотосодержащих минералов (пирита, халькопирита, сфалерита и галенита);

– результаты укрупненно-лабораторных, полу- и промышленных испытаний усовершенствованного нами центробежного гидроконцентратора отечественного производства в условиях Аксуйской обогатительной фабрики (далее ОФ) и Казахстанско-Российского инженерного центра (КРИЦ) «Новые технологии Казахстану» (НТК) (г. Степногорск);

– результаты технологических испытаний разработанного нами аэрогидродешламатора на золотосодержащих глинистых рудах коры выветривания месторождения «Узбой»;

– финансово-экономическая модель месторождения территории Жартас.

Практическая ценность работы

Разработанные поисковая модель золотых оруденений территории Жартас и модель промышленных минеральных месторождений Шу-Илийского рудного пояса являются справочным материалом. При этом последняя модель пополняет модели мировой классификации минеральных месторождений, предложенные авторами Dennis PCox и Donald А. Singer.

Найденные на Казкудуке (одно из месторождений территории Жартас) железо-марганцевые руды являются дополнительным сырьем - дешевым источником пиролюзита, используемого в разработанной технологической  схеме в процессе вскрытия сростков тонкодисперсного золота с золотосодержащими минералами.

Результаты исследований процессов гравитации, прямой флотации руд и флотации хвостов гравитационного обогащения руд территории Жартас показали преимущественное распределение золотосодержащих сульфидов Zn, Pb, Cu, Fe и Au в коллективный гравио- и флотоконцентрат и целесообразность использования этих процессов в технологической схеме.

Эффективность усовершенствованного центробежного гидроконцентратора подтверждена результатами укрупненно-лабораторных испытаний в КРИЦ НТК, полу- и промышленных – в условиях Аксуйской ОФ и внедрением на Аксуйской ОФ.

Разработанный аэрогидродешламатор пригоден для удаления (до 90 %) глинисто-шламистых компонентов руд территории Жартас, а также других золотосодержащих материалов.

Полученные термодинамические данные по значениям энергии Гиббса, энтальпии, энтропии и константы равновесия реакций окислительного выщелачивания золотосодержащих сульфидов: пирита в растворе серной кислоты в присутствии окислителей – MnO2, KMnO4, халькопирита, сфалерита и галенита в растворе серной кислоты в присутствии окислителя – MnO2, являются справочными данными.

Разработана новая бесцианидная экологически безопасная и экономически эффективная технология извлечения золота, в том числе тонкодисперсного, из золотосодержащих руд территории Жартас и других видов золотосодержащего сырья различной дисперсности, позволившая получить товарные продукты: золотосодержащие гравио- и флотоконцентраты и лигатурное (шлиховое) золото, соответствующие по качеству кондиционным требованиям.

Разработанная финансово-экономическая модель месторождения (по Центральному участку) территории Жартас показала целесообразность инвестиционных вложений в разработку, освоение и эксплуатацию месторождения. На основе данной модели привлечены инвесторы для строительства рудника производительностью 210 тыс.т руды в год. Сумма инвестиций составляет более 22 млн. долларов.


Научно-технические и технологические разработки защищены следующими охранными документами автора:

1. А.С. № 20394 РК.    Способ подготовки к обогащению труднообогатимых никель-кобальтовых руд или низкосортных продуктов их обогащения / Байысбеков Ш. и др.; заявл. 01.12.97.

2. Заявка о выдаче предварительного патента РК от 16.06.06 № 2006/0684.1. Способ извлечения благородных  металлов из концентратов / Байысбеков Ш., Авдюков В.И., Акказина Н.Т. Положительное решение на заявку № 2007/4789 от 30.04.07.

3. Заявка о выдаче предварительного патента РК от 08.09.06 № гос. регистрации 2006/1001. Способ переработки глинистых золотосодержащих руд / Байысбеков Ш., Перегудов В.В., Маджанова Д., Байысбеков Ж.Ш., Сагнаева А.Ш.

4. Заявка о выдаче предварительного патента РК от 13.10.06 № гос. регистрации 2006/1132.1. Центробежный концентратор / Байысбеков Ш., Перегудов В.В., Маджанова Д., Байысбеков Ж.Ш., Сагнаева А.Ш.

Результаты разработанной технологии внедрены в учебный процесс в виде двух подготовленных учебников «Переработка золотосодержащих и урановых руд», «Специальные и комбинированные методы обогащения», которые прошли полную экспертизу МОиН РК, в виде «Программы расчета термодинамических величин окислительно-восстановительных реакций» и используются студентами, магистрантами и аспирантами по специальности 050709 – «Металлургия черных, цветных и редких металлов», «Металлургия благородных металлов – Обогащение полезных ископаемых».

Апробация результатов

Основные результаты работы были доложены на следующих международных симпозиумах, конференциях и конгрессах:

-             Международном симпозиуме, посвященном 100-летию со дня рождения К.И.  Сатпаева (Алматы, 1999 г.);

-             Международной научно-практической конференции «Естественно-гуманитарные науки и их роль в подготовке инженерных кадров» (Алматы, 2002 г.);

-             Второй международной научно-технической конференции «Горное дело и металлургия в Казахстане. Состояние и перспективы» (Алматы, 2006 г.);

-             VI Международном конгрессе обогатителей стран СНГ «Переработка золотосодержащих глинистых руд кор выветривания» (Москва, 2007 г.);

-             Международной научно-практической конференции «Научно-технические и духовные ценности в наследии мыслителей востока и А. Машани, включенного в календарь памятных дат ЮНЕСКО 2006-2007 гг.» (Алматы, 2007 г.).

Личный вклад автора. Работа является результатом исследований автора  в КазНТУ имени К.И. Сатпаева. Постановка проблемы, формирование задач и поиск путей их решения, методы экспериментальных исследований, научные выводы, практические рекомендации и их обобщение осуществлены автором лично и под его руководством.

Автором разработана новая технологическая схема переработки упорных золотосодержащих руд  коры выветривания.

Публикации. По теме диссертации опубликовано 47 научных работ, в том числе 1 авторское свидетельство, 2 заявки о выдаче предпатента РК, 1 положительное решение на заявку о выдаче предпатента РК, 2 международные статьи и 2 учебника.

Структура и объем диссертации. Диссертационная работа состоит из введения, 6 разделов и выводов, списка использованной литературы из 231 наименования; изложена  на 260 страницах машинописного текста, включает 71 иллюстрацию и 120 таблиц.


ОСНОВНАЯ  ЧАСТЬ

 

Во введении обоснована актуальность работы, направленной на пополнение и вовлечение в переработку новых золотосодержащих ресурсов и разработку эффективной технологии извлечения золота, в том числе тонкодисперсного, из новых упорных сырьевых ресурсов, сформулированы цели и задачи исследований, показана теоретическая и практическая ценность полученных результатов.

 

1 Состояние, проблемы и перспективы применения комбинированных технологий переработки упорных золотосодержащих руд коры выветривания. Анализ известных технологий переработки золотоносных руд показал, что технологические особенности золотосодержащего сырья определяют выбор технологии его переработки; главной проблемой переработки упорных золотосодержащих руд является наличие вредных веществ (сурьмы, мышьяка, углистых и глинистых компонентов), свободных и связанных ассоциаций дисперсного золота с сульфидами и оксидами металлов, которые усложняют и затрудняют извлечение золота из руды; все известные технологии в голове технологической схемы используют гравитационные методы обогащения с целью выделения свободного крупного, среднего и мелкого золота; известные в зарубежной и отечественной практике способы и аппараты для гравитационного обогащения руд и удаления глинисто-шламистых тонкозернистых частиц малоэффективны; переработка всех типов золотосодержащих руд (сульфидный, глинистый, преимущественно окисленный и смешанный) осуществляется по цианистой, флотационно-цианистой или гравитационно-флотационно-цианистой схеме,  включающей цианидный способ; цианидный способ обеспечивает высокое извлечение золота (80–90 % и более) из всех типов неупорных руд при наличии в руде основной массы свободного, легко цианируемого с открытыми сростками золота; цианидный способ не обеспечивает высокое извлечение ассоциированного тонкодисперсного золота (20–60 %) из всех типов упорных руд, но оно (80–90 % и более) достигается в случае использования предварительных (до цианирования) процессов вскрытия тонкодисперсного золота прокалкой, обжигом, автоклавным окислением и другими способами; известные бесцианидные пирометаллургические способы (окислительный обжиг на заводе Сальсинь (Франция), хлоридовозгонка на заводе Тобато (Япония)) капиталоемкие и экологически опасные; гидрометаллургические методы гидрохлорирования – перспективные ввиду высокой скорости растворения золота и других металлов; цианистые и хлорные технологии – это экологически опасные технологии; эффективное извлечение золота из упорных руд достигается при применении комбинированных цианидных и бесцианидных технологий.

 

2 Технологические особенности руд коры выветривания вулканогенных образований, содержащих тонкодисперсное золото

По результатам известных геолого-геофизических и собственных геолого-разведочных и геохимических исследований недр территории Шу-Илийского рудного пояса (рисунок 1) установлено, что границами Шу-Илийского региона на юге является  Шуйский (Шуйско-Фурмановский) глубинный разлом, а на северо-востоке Атасу-Балхашский глубинный разлом; структура гранитоидных массивов Шу-Илийского региона имеет вулканогенный характер происхождения и формирования с «девонского» периода и характеризуется сложным строением из систем антиклинориев и синклинориев, поднятий и прогибов, разделенных тектоническими нарушениями северо-западного  и северо-восточного простирания; структура слагается из многослойных гидротермальноизмененных пород с палеокорами выветривания колчеданной формации, образующих локальное поле, вытянутое в северо-восточном

Условные обозначения: 1 — площадь исследований по проблеме; 2 — площадь, изученная комплексом методов (1974—1977 гг.); 3—6 — профили геофизических исследований методами: 3 — гравиметрии, магниторазведки, электропрофилирования, 4—метод отраженных волн, 5 — глубинное сейсмическое зондирование, 6—метод теллуридного зондирования, 7–участок Жартас. Профили: I— Кендыктасский,  II — Арысь–Балхаш,  III — Караобинский, IV — Фурмановка, V—Бурылбайтал, VI — Каражальский (Юго-Западный1)

Рисунок 1 – Обзорная карта исследований Шу-Илийского региона

Казахстана (1974 – 1977 гг.)

направлении и тяготеющее к вулканическим жерлам, в которых локализовано золотополиметаллическое оруденение, подтверждаемое литологическими и локальными признаками золотого оруденения; в пределах Шу-Илийского рудного пояса наблюдается естественное металлогеническое районирование с выделением металлогенических зон, подзон, рудных районов, узлов и полей; исследуемая территория расположена в юго-восточной части территории Шу-Илийского рудного пояса; в ее пределах имеется золото-галенит-сфалерит-халькопирит-кварц-серицитовый тип оруденения, который объединяет большое число объектов, локализованных в вулканических структурах (Казкудук, Адырское, Утеген, Субботинское и Жолбарсу); недра месторождения Казкудук обрамлены Копинским и Бурлинским региональными разломами; в недрах месторождения Казкудук золото-свинцово-цинковое и золото-железо-марганцевое оруденение локализовано в вулканических породах жерловой фации; основными рудными минералами золото-свинцово-цинковых руд Казкудука являются пирит, сфалерит и галенит, обычно встречается еще арсенопирит, халькопирит, пирротин, мельниковит-пирит, к редким – относятся сульфосоли висмута и серебра и самородное золото, а также борнит и халькозин, жильные минералы представлены кварцем, баритом и различными карбонатами, широко распространен серицит; с поверхности и до глубины 20-30 м свинцово-цинковые руды окислены и представлены следующими минералами: церуссит, смитсонит и малахит; золото-железо-марганцевые руды Казкудука – рудными окисными минералами железа и марганца такими, как криптомелан, манганит, гаусманит, гематит и магнетит; в зоне окисления железо-марганцевых руд развиты псиломеланвад, вернадит, пиролюзит, гетит, лепидокрокит; в окисленных рудах содержится крупное, среднее и тонкодисперсное золото, в неокисленных рудах – тонкодисперсное; золото распределено крайне неравномерно, с разбросом содержаний от следов до 90 г/т; руды на Казкудуке являются прожилково-вкрапленными: низкосортные (0,5–2 г/т Au, среднее – 1,1 г/т Au) руды сложены на 60–85 % (от занимаемой площади, следовательно, и от объема) вкрапленным типом;  забалансовые руды (2–5 г/т Au, среднее – 3,2 г/т Au) представлены смешанным прожилково-вкрапленным оруденением с преобладанием первого над вторым; рядовые руды (5–20 г/т Au, среднее – 6,22 г/т Au) существенно прожилковые, богатые руды (10,2–90 г/т Au) проявлены пространственно разобщенными кварц-сульфидными жилами линзовидной формы c мощностью до 4,75 м; руды Казкудука полиметаллические и содержат Zn (от 0,14 до 1,0 % и более) и Pb (0,1–1,0 %), а также Cu (0,13 %), Ba (0,03 %), V (0,001–0,1 %), Mo (0,0015 %), Cd (0,015 %), As (0,8 %), отмечаются Ge и Sn; для свинцово-цинковых руд весьма обычен висмут и значительное количество серебра (в отдельных пробах его содержание необычайно высокое); характерно наличие свободного самородного золота, золотины размером 0,02–0,5 мм, неправильной формы, золотисто-белого цвета; в железо-марганцевых рудах висмут не содержится, а серебра намного меньше (0,006 %); содержание золота и других металлов определено лишь на одном из участков исследуемой территории – месторождении Казкудук; в рудах исследованных участков общие прогнозные запасы цветных и благородных металлов составляют, т: Au–20,5; Ag–630,5; Zn– 376000; Pb–96550, в том числе в окисленных рудах – 1/10 часть от общих.

Таким образом, руды территории Жартас относятся к рядовым коренным смешанным (окисленно-сульфидным) рудам жильно-штокверкового типа. В коре выветривания верхние горизонты окислены, средние и нижние горизонты представлены в основном сульфидным оруденением. В окисленных рудах присутствует крупное –  тонкодисперсное золото, в сульфидных рудах – тонкодисперсное. Эти данные являются исходными для выбора технологии переработки золотосодержащих смешанных руд коры выветривания территории Жартас.

На основании мировой классификации минеральных месторождений и по данным авторов M. Celal Sengör и др. (2002 г.) о геодинамической  истории недр казахстанского сектора Центральной Азии, включающего также территорию Жартас, нами разработана поисковая модель золотых оруденений территории Жартас и модель промышленных минеральных месторождений Шу-Илийского рудного пояса, которые в соответствии с законом Ципфа могут служить основой для поиска золотых оруденений в соседних к Казкудуку и территории Жартас, еще неразведанных регионах.

 

3    Изучение научных основ способа окислительного выщелачивания золотосодержащих минералов

В отличие от известных пиро- и гидрометаллургических способов нами разработан экологически безопасный сульфатный метод окислительного выщелачивания в присутствии пиролюзита. Применение указанного метода предусматривается для вскрытия сростков тонкодисперсного золота с минералами руды. В этой связи проведены следующие работы.

Термодинамический анализ реакций окислительного выщелачивания золотосодержащих минералов (пирита, халькопирита, сфалерита и галенита) проведен по значениям изобарного потенциала и константы равновесия реакций. Для выбора наилучшего окислителя и ввиду преобладания пирита в рудах территории Жартас нами изучена термодинамика реакций окисления пирита различными окислителями (MnO2, KMnO4):

2FeS2 + 14H2SO4 + 15MnO2 = Fe2(SO4)3 + 15MnSO4 + 14H2O;                                 (1)

2FeS2+8H2SO4+6KMnO4 = Fe2(SO4)3+3K2SO4+6MnSO4+8H2O.                               (2)

Для расчета изменения изобарного потенциала и константы равновесия реакций (1,2) нами выбран метод Темкина – Шварцмана, приемлемый для низко- и высокотемпературных процессов. В основе данного метода лежит расчет энергии Гиббса (DGТ  – изменение изобарного потенциала) при той или иной температуре, то есть этот метод позволяет учесть изменение энергетического состояния системы при различных температурах. По данному методу значение энергии Гиббса реакции в дифференциальной форме определяется по формуле

DGТ = DН0 + ТDS0 .

По результатам расчетов для реакций 1,2 (таблица 1) видно следующее.

По реакциям 1,2. В интервале 25–100 0С теплоемкость системы  имеет прямолинейную зависимость от температуры, что свидетельствует об отсутствии фазовых переходов в системе. Отрицательные значения энергии Гиббса и высокие – константы равновесия реакции (более 1) показывают возможность полного растворения и окисления пирита с переходом его в раствор в виде Fe2(SO4)3 в присутствии окислителей – MnO2, KMnO4. При этом в отличие от реакции 1 вероятность протекания реакции 2 выше, так как ее абсолютные значения энергии Гиббса ниже и константы равновесия выше, чем реакции 1. То есть перманганат калия является лучшим окислителем, чем пиролюзит.

Таблица 1 – Значения  энергии Гиббса и константы равновесия реакций 1,2 для температур 25–100 0С

Температура процесса

Реакция 1

Реакция 2

0С

К

Значение энергии Гиббса  при t реакции, DGТ, Дж/моль

Kp

Значение энергии Гиббса  при t реакции,DGТ, Дж/моль

Kp

25

298

–2998037,23

18,49

–3728459,4

18,71

30

303

–2998287,14

18,51

–3727654,0

18,73

35

308

–2998400,73

18,53

–3726778,9

18,74

40

313

–2998381,38

18,54

–3725836,2

18,76

45

318

–2998232,28

18,56

–3724827,8

18,77

50

323

–2997956,50

18,57

–3723755,7

18,79

55

328

–2997556,97

18,59

–3722621,5

18,81

60

333

–2997036,48

18,60

–3721427,1

18,82

65

338

–2996397,72

18,62

–3720174,0

18,83

70

343

–2995643,26

18,63

–3718863,8

18,85

75

348

–2994775,57

18,65

–3717497,8

18,86

80

353

–2993797,03

18,66

–3716077,7

18,88

85

358

–2992709,91

18,67

–3714604,6

18,89

90

363

–2991516,41

18,69

–3713079,8

18,90

95

368

–2990218,63

18,70

–3711504,6

18,92

100

373

–2988818,61

18,71

–3709880,3

18,93

В отличие от KMnO4 пиролюзит  по стоимости является наиболее дешевым реагентом, поэтому в дальнейших исследованиях нами используется пиролюзит. Произведен расчет термодинамических величин реакций окислительного выщелачивания CuFeS2, ZnS и PbS серной кислотой в присутствии MnO2:

 

2CuFeS2 + 18H2SO4 + 17MnO2 = 2CuSO4 + Fe2(SO4)3 + 17MnSO4 + 18H2O;                  (3)

ZnS + 4H2SO4 + 4MnO2 = ZnSO4 + 4MnSO4 + 4H2O;                                                  (4)

PbS + 4H2SO4 + 4MnO2 = PbSO4 + 4MnSO4 + 4H2O.                                                  (5)

 

По результатам расчетов для реакций 3–5 (таблица 2) видно следующее. По реакциям 3–5. В интервале 25–100 0С теплоемкость системы  имеет прямолинейную зависимость от температуры, что свидетельствует об отсутствии фазовых переходов в системе. Отрицательные значения энергии Гиббса и высокие – константы равновесия реакции (более 1) на всем промежутке температур процесса свидетельствуют о высокой вероятности протекания процесса полного окисления и растворения халькопирита с переходом его в раствор в виде  CuSO4 и Fe2(SO4)3, сфалерита   ZnSO4, галенита   PbSO4.

Таблица 2 – Значения  энергии Гиббса и константы равновесия реакций 3–5 для температур 25–100 0С

Температура процесса

Реакция 3

Реакция 4

Реакция 5

0С

К

Значение энергии Гиббса  при t реакции, DGТ, Дж/моль

Kp

Значение энергии Гиббса  при t реакции, DGТ, Дж/моль

Kp

Значение энергии Гиббса  при t реакции, DGТ, Дж/моль

Kp

25

298

–3415951,6

18,62

–825761,67

17,20

–872651,51

17,26

30

303

–3415704,0

18,64

–825713,48

17,22

–872656,07

17,28

35

308

–3415295,5

18,66

–825627,54

17,24

–872621,27

17,29

40

313

–3414730,3

18,67

–825504,82

17,25

–872548,13

17,31

45

318

–3414012,2

18,69

–825346,22

17,27

–872437,61

17,32

50

323

–3413145,2

18,70

–825152,61

17,28

–872290,66

17,34

55

328

–3412132,7

18,72

–824924,83

17,30

–872108,15

17,35

60

333

–3410978,2

18,73

–824663,68

17,31

–871890,94

17,37

65

338

–3409685,0

18,75

–824369,91

17,33

–871639,84

17,38

70

343

–3408256,3

18,76

–824044,27

17,34

–871355,63

17,40

75

348

–3406695,1

18,78

–823687,46

17,36

–871039,05

17,41

80

353

–3405004,2

18,79

–823300,16

17,37

–870690,84

17,43

85

358

–3403186,6

18,80

–822883,01

17,38

–870311,67

17,44

90

363

–3401244,8

18,82

–822436,65

17,40

–869902,21

17,45

95

368

–3399181,5

18,83

–821961,67

17,41

–869463,11

17,47

100

373

–3396999,1

18,84

–821458,65

17,42

–868994,97

17,48

 

По реакции 3. В отличие от реакций 1,4,5 вероятность протекания реакции 3 выше, так как абсолютные значения энергии Гиббса реакции 3 ниже и константы равновесия выше, чем реакций 1,4,5. То есть халькопирит может окисляться серной кислотой в присутствии пиролюзита лучше остальных минералов (галенита, пирита и сфалерита). По реакции 4. В отличие от реакций 1,3,5 вероятность протекания реакции 4 ниже, так как абсолютные значения энергии Гиббса реакции 4 выше и константы равновесия ниже, чем реакций 1,3,5. То есть сфалерит из ряда вышеуказанных минералов более стойкий и для его вскрытия, окисления и перевода в раствор наряду с другими минералами возможно потребуется большая продолжительность процесса или замена пиролюзита на другой дополнительный окислитель. По реакции 5. В отличие от реакций 1,3 вероятность протекания реакции 5 ниже, так как абсолютные значения энергии Гиббса реакции 5 выше и константы равновесия ниже, чем реакций 1,3. То есть вероятность протекания процесса окисления галенита меньше, чем халькопирита и пирита. В отличие от реакции 4 вероятность протекания реакции 5 выше, так как абсолютные значения энергии Гиббса реакции 5 немного ниже и константы равновесия выше, чем реакций 4. То есть вероятность протекания процесса окисления галенита немного выше, чем сфалерита.

В результате термодинамических расчетов вышеуказанных реакций при температурах 25–100 0С установлена следующая последовательность окислительного выщелачивания минералов: халькопирит, пирит, галенит и сфалерит.

Исследовано  поведение золотосодержащих минералов в условиях их окислительного выщелачивания в серной кислоте в присутствии MnO2, в особенности пирита, большими количествами которого представлены исследуемые образцы руд. Исходные данные и условия процессов окислительного выщелачивания следующие. Исследуемые пробы содержат, %: Zn–0,75; Cu–0,61; Fe–6,99. Концентрация H2SO4 – 3 %; Т:Ж = 1:4, масса исходной смешанной руды (богатая/рядовая = 25/75 мас. %) – 173 г, количество MnO2 30 и 45 г (17,3 и 26 % от веса образца), температура процесса – 20 и 400С, продолжительность процесса – 5 и 3 сут. Полученные результаты показали, что выбранная концентрация H2SO4 (3 %) обеспечивает вскрытие халькопирита, пирита и сфалерита, но при этом не происходит их полное растворение. Эти минералы растворяются в следующей последовательности: халькопирит, пирит и сфалерит, что подтверждает наши термодинамические расчеты.

Микроскопическими анализами образцов руды, содержащей в %: Zn–0,75; Cu– 0,61; Fe–6,99, до (рисунок 2) и после (рисунок 3) обработки в серной кислоте в присутствии MnO2 установлено, что пирит окисляется, так как наблюдается коррозия

Рисунок 2 – Микрофотографии исследуемого образца до его обработки

Рисунок 3 – Микрофотографии исследуемого образца после его обработки

зерен пирита и появление также других выделений золота в межзерновых пространствах пирита (рисунок 3), которые не наблюдались до эксперимента. Последнее свидетельствует о том, что процессы окислительного выщелачивания руды вскрывают тонкодисперсное золото.

 

4     Исследования по разработке гравитационно–флотационных способов переработки упорных золотосодержащих руд коры выветривания

Гравитационное обогащение смеси богатой и рядовой руд, смешанных при их весовых соотношениях: 50/50 и 25/75, проведено в укрупненно-лабораторных условиях в отсадочной машине ОП ЦНИГРИ и концентрационном столе СКО–0,5 завода «Труд» (перечистка гравиоконцентрата). В рядовой руде содержание компонентов по данным анализов проб составляет в среднем, %: Au–3,5 г/т; Ag–12,0 г/т; Zn–1,14; Cu–0,6; Pb–0,5; Fe–5,7; в богатой руде, %: Au–6,34 г/т; Zn–2,36; Cu–0,56; Pb–0,38; Fe–7,22. Состав исследованных смешанных руд следующий. Проба №1 (богатая/рядовая=50/50 мас. %), %: Au–3,5 г/т; Zn–1,14; Cu–0,6; Pb–0,38; Fe–6,68. Проба №2 (богатая/рядовая=25/75 мас. %), %: Au–2,31 г/т; Zn–0,75; Cu–0,6; Pb–0,48; Fe–6,99. Исходные пробы смесей руд и продукты проанализированы на анализаторе СПАРК–1. На основе рентгеноспектральных кривых интенсивностей с учетом состава смеси руд «богатая/рядовая=50/50 и 25/75 мас. %» рассчитаны составы продуктов гравитации.

Расчеты материальных балансов процессов обогащения руд методами гравитации по данным составов исходных материалов и продуктов процесса проведены на компьютере по программе Balans (далее Программа), разработанной Б.С. Баимбетовым. В основе Программы лежит решение системы балансовых уравнений с применением методов решения некорректных задач и оптимизации. Программа написана на объектно-ориентированном языке Visual Basic. Полученные результаты показали преимущественное (в 4–8 раз выше) концентрирование Pb; Zn; Au; Cu и Fe в гравитационных концентратах, чем в хвостах гравитации. Также установлено, что извлечение золота в концентрат отсадкой из проб 1 и 2 с перечисткой отсадочного гравиоконцентрата на концентрационном столе незначительно (8,7–10,3 % при содержании золота в концентратах 4,58 и 5,31 г/т). Это связано с весьма тонкой вкрапленностью золота в руде.

Флотация хвостов гравитационного обогащения. Поскольку в исследуемых рудах коры выветривания (из территории Жартас) содержание As незначительно и имеются вкрапления и ассоциации золота с сульфидами и нерудными минералами нами в лабораторных условиях исследована флотация хвостов гравитации в лабораторных флотомашинах ФМ–1М с объемом камеры 1,0–3,0 дм3.. Состав хвостов гравитации, %: Au–3,28 г/т; Zn–1,08; Cu–0,77; Pb–0,37; Fe–6,45. Полученные флотоконцентраты и хвосты флотации проанализированы на приборе СПАРК–1. В качестве регулятора среды применили соду, вместо обычно используемой извести, так как известь ухудшает флотируемость золота, в качестве собирателя – бутиловый  ксантогенат, пенообразователя – вспениватель Т–80, для активации сульфидных минералов в пульпе – медный купорос. Расход воздуха находился в пределах 1,0–1,2 дм3 на 1 дм3 пульпы.

Эксперименты по флотации хвостов гравитационного обогащения рядовой руды проведены  по методу вероятностно-детерминированного планирования экспериментов (далее ВДПЭ) при таких переменных факторах, как: 1) продолжительность флотации (съем пенного продукта), 2) расход бутилового ксантогената, 3) расход вспенивателя и 4) расход медного купороса. Интервал варьирования  факторов (по 5 уровням) принят равным для: продолжительности флотации – 2,5 мин (10–20 мин); расхода бутилового ксантогената – 12,5 г/т (75–125 г/т); расхода вспенивателя – 10 г/т (60–100 г/т); расхода медного купороса – 25 г/т (200–300 г/т).

Результаты опытов свидетельствуют о том, что намеченные условия флотации оказались близкими к оптимальным. Например, в условиях опыта №9 (продолжительность флотации – 15 мин; расход бутилового ксантогената – 125 г/т; расход вспенивателя – 90 г/т; расход медного купороса – 200 г/т) достигнутое извлечение золота во флотоконцентрат составило 59,9 %, а его интервал колебался в проведенной серии опытов в пределах 51,3–59,9 %.

При обработке экспериментальных данных получено обобщенное математическое уравнение Протодьяконова

Y= (9,02×10-6)×(48,71+0,49X1)×(48,36+0,08X2)×(48,46+0,09X3)×(46,52+0,04X4),

при значениях коэффициента множественной корреляции для частных зависимостей R2 = 0,828 – 0,984.

По данной модели установлена линейная зависимость степени извлечения золота во флотоконцентрат от каждого фактора. В интервале выбранных факторов максимальное извлечение Au во флотоконцентрат (более 59 %) достигнуто при: продолжительности процесса – 15–20 мин, расходе бутилового ксантогената – 75–125 г/т, расходе вспенивателя – 80–100 г/т, расходе медного купороса – 200–275 г/т.

Повышение извлечения золота из хвостов гравитационного обогащения флотацией по сравнению с этими же показателями, полученными прямым гравитационным обогащением исследуемых руд, подтвердило наше предположение и результаты геолого-минералогических исследований о наличии тонкой вкрапленности золота и его ассоциаций с сульфидами.

Флотация смеси руд. Для определения целесообразности использования флотационных процессов в технологической схеме и влияния состава руд на эффективность извлечения из руд тонкодисперсного вкрапленного золота нами в лабораторных условиях изучены и проведены по 12 балансовых опытов прямой флотации руд из смесей богатой и рядовой руд при их весовых соотношениях 50/50 и 25/75 по плану дробного факторного эксперимента.

Интенсивность излучения в области длин волн Au; Pb; Zn и Fe в продуктах флотации обоих проб смешанных руд показало преимущественное концентрирование (примерно в 3–4 раза выше) этих компонентов в концентратах, чем в хвостах флотации. Интенсивность излучения в области длины волны Cu для концентратов и хвостов имеют небольшое отличие вследствие малого исходного содержания металла в руде и влияния депрессанта – медного купороса.

Математическая зависимость извлечения Au во флотоконцентрат от факторов для смеси «богатая/рядовая=50\50 мас. %» (R2 =0,95) выглядит следующим образом:

Y50\50 = = 59,21 + 1,56∙X1 + 0,27∙X2 – 1,30∙X3 – 2,99∙X4,

для смеси «богатая/рядовая=25\75 мас. %» (R2 =0,94):

Y25\75= = 51,49 + 1,25∙X1 – 0,37∙X2 + 1,56∙X3 – 2,07∙X4.

В пределах выбранных факторов максимальное извлечение золота во флотоконцентрат из руды состава:1) богатая/рядовая=50/50 мас. % с содержанием золота 3,5 г/т составляет 70,26 % (опыт №3) и достигнуто при: продолжительности – 20 мин; расходе бутилового ксантогената – 75 г/т; расходе вспенивателя – 100 г/т; расходе медного купороса – 200 г/т; 2) богатая/рядовая=25/75 мас. % с содержанием золота 2,31 г/т – 60,12 % (опыт №7) и достигнуто при: продолжительности – 10 мин; расходе бутилового ксантогената – 75 г/т; расходе вспенивателя – 100 г/т; расходе медного купороса – 300 г/т.

Таким образом, при обогащении более бедной смеси руд территории Жартас прямой флотацией извлечение золота несколько ниже (на 8 %) и необходим больший расход медного купороса. В промышленных условиях возможно поступление на переработку очень бедных (менее 2–3 г/т) по содержанию золота руд. В этой связи до процесса флотации необходимо апробировать такие способы, которые снизят потери тонкодисперсного золота с хвостами флотации, например, окислительное выщелачивание сульфидных минералов. В целом, эти исследования процессов показали целесообразность использования процессов флотации в разрабатываемой схеме.

Изучение влияния продолжительности, расхода окислителя и температуры на извлечение золота  из предварительно окисленных руд флотацией. Ранее установлено, что  при 3 %-ной концентрации H2SO4 вскрывается тонкодисперсное золото, но не происходит полное растворение присутствующих золотосодержащих минералов, тем более золота. Поэтому при изучении влияния параметров данного процесса на извлечение Au из руд в процессе следующего передела (флотации) нами рассматривались зависимости сквозного извлечения Au из исходной руды во флотоконцентрат (суммарно по переделам окислительного выщелачивания и флотации) от параметров процесса обработки руды серной кислотой и MnO2. Предварительные опыты по обработке сульфидов исследуемой руды (богатая/рядовая = 25/75 мас. %) проведены при условиях (таблица 3), определенных методом ВДПЭ, эксперименты по флотации обработанной руды – при установленных ранее оптимальных условиях. В опытах по обработке руды масса руды составляла 173 г, объем H2SO4 по соотношению Т:Ж=1:4, концентрация H2SO4 – 3 %. Результаты экспериментов сведены в таблицу 3.

Таблица 3 – Условия  проведения опытов по окислительному выщелачиванию смешанной руды коры выветривания и результаты флотации

№ опыта

Продолжительность,

сутки

Расход диоксида марганца, г

Температура процесса, 0С

Сквозное извлечение золота из руды в концентрат, %

1

 

1,00

 

 

15,00

20

62,50

2

30,00

40

71,40

3

22,50

30

64,60

4

45,00

60

73,30

5

37,50

50

71,60

6

3,00

 

 

15,00

40

69,80

7

30,00

30

71,60

8

22,50

60

72,80

9

45,00

50

72,30

10

37,50

20

72,30

11

1,50

 

15,00

40

70,70

12

30,00

30

71,50

13

22,50

60

71,70

14

45,00

50

72,80

15

37,50

20

70,20

16

5,00

 

 

15,00

40

71,10

17

30,00

30

72,80

18

22,50

60

73,10

19

45,00

50

73,20

20

37,50

20

73,30

21

4,50

 

 

15,00

40

71,20

22

30,00

30

73,00

23

22,50

60

73,20

24

45,00

50

73,80

25

37,50

20

72,60

 

Результаты обработки полученных данных следующие. Извлечение Au из руды при флотации  возрастает с увеличением продолжительности окисления с 1,0 до 4,5 суток примерно на 4 %. Оптимальной продолжительностью является 4,5 сут (72,76 % Au). Данный процесс описывается моделью: у=0,36х2+3,04х+66,18 (R2=0,96).

Влияние MnO2 также прослеживается в виде возрастания степени извлечения Au при флотации обработанной руды, наибольшее значение (73,08 %) которой  достигается при расходе MnO2  45 г (26 % от веса руды). Данная зависимость подчиняется математической модели  у = –0,21х2+2,15х+67,31 (R2=0,94).

Влияние температуры раствора в исследованных интервалах менее заметно, но кривая в целом показывает увеличение извлечения Au с ее повышением. Оптимальной температурой, позволяющей достичь высокой степени (72,82 %) извлечения Au из руды, является 50–60 0С. Для данной зависимости характерна математическая модель у=0,06х2+0,355х+69,7  (R2=0,89).

Кинетика процесса извлечения золота из предварительно окисленных руд флотацией изучена для определения лимитирующей стадии процессов обработки золотосодержащих минералов серной кислотой и MnO2 и их последующей флотации. Полученные экспериментальные данные (таблица 3) по зависимостям степени извлечения Au из руды от продолжительности и температуры  процесса при определенных расходах MnO2 (рисунки 4,5) обработаны нами в программе «Excel» по уравнениям формальной кинетики. Результаты приведены на рисунках 4 и 5. Коэффициент корре-

ляции имеет высокие значения для зависимости степени извлечения Au от продолжительности и температуры процесса по уравнению Рогинского 1–(1–α)1/3=aτ1/2+b, следовательно, процесс при указанных условиях (рисунки 4,5) является гетерогенным и протекает в диффузионной области на границе раздела фаз: «твердое – жидкость» и его скорость лимитируется толщиной образующегося продукта. Данный вывод подтверждается также низкими значениями «кажущейся» энергии активации и практически одинаковыми величинами коэффициента Вант-Гоффа.

Таким образом, процесс извлечения золота из смешанной предварительно окисленной руды флотацией протекает в диффузионной области, лимитируется толщиной образующегося продукта на стадии обработки руды серной кислотой и пиролюзитом. Полученные результаты подтверждают термодинамические расчеты реакций окисления золотосодержащих минералов. Для ускорения процесса извлечения золота из предварительно окисленной руды необходимо использовать перемешивание растворов в процессе окислительного выщелачивания руды с целью отвода от ее поверхности образующихся продуктов и ее обновления.

Укрупненно-лабораторные исследования по отработке процесса флотации упорных золотосодержащих руд коры выветривания, предварительно окисленных серной кислотой в присутствии пиролюзита проведены при условиях, приведенных в таблице 4, аналогичных условиям флотации руд без их предварительного окисления. После выдержки в растворе исходная смешанная руда (богатая/рядовая=25/75 мас. %) крупностью частиц минус 2 мм, содержащая 2,3 г/т Au, промывалась водой и подвергалась естественной сушке, затем на 80 % доизмельчалась до крупности 0,074 мм и обогащалась флотацией.

Флотоконцентраты и хвосты флотации количественно проанализированы на СПАРК–1. Интенсивность излучения в области длин волн Pb, Au, Zn, Cu и Fe для проб флотоконцентратов оказалась значительно выше, чем для проб хвостов обогащения, что показывает флотируемость Au и минералов Pb, Zn, Cu и Fe и их концентрацию в пенном продукте. На основе рентгеноспектральных кривых интенсивностей с учетом состава исходной руды и продуктов флотации были рассчитаны извлечения ценных компонентов из исходной руды во флотоконцентрат по Программе (таблица 5).

Таблица 4 – Условия предварительного окисления упорных золотосодержащих руд коры выветривания (из территории Жартас)

опыта

Навеска,

г

Соотношение

Ж:Т

H2SO4,

%

Выдержка в растворе, сутки

Расход MnO2, г

Температура

раствора, 0С

1

173

1:4

3,0

5

30

20

2

173

1:4

3,0

3

45

40

3

173

1:4

3,0

1

15

60

 

Таблица 5 – Извлечения металлов из предварительно окисленной руды во флотоконцентрат

№ опыта

Pb

Au

Ag

Zn

Cu

Fe

Прочие

1

25,973

71,96

69,862

86,164

25,877

47,197

9,173

2

25,888

71,826

67,352

86,042

25,792

47,073

9,139

3

25,915

71,845

68,184

86,044

25,819

47,106

9,151

 

Сравнение  полученных данных с результатами флотации смешанной руды (богатая/рядовая=25/75 мас. %) без ее предварительного окисления показывает повышение извлечения всех ценных компонентов и особенно золота во флотоконцентрат примерно на 5–14 %.

 

5 Исследования по получению  металлического золота   из   руд коры выветривания и обесшламливанию глинистых компонентов руд

Ввиду низких показателей по извлечению Au (8–10 %) из исследуемых руд отсадкой с получением концентрата и его перечисткой на концентрационном столе  в технологической схеме предусматривается использование других более перспективных методов гравитации, так как прямая флотация руд экономически не выгодна из-за больших расходов флотореагентов в промышленных условиях. Одним из таких методов, позволяющих извлекать из них не только крупное, среднее и мелкое свободное золото, но и тонкое и пылевидное золото, является метод гравитационного обогащения руд с помощью центробежных гидроконцентраторов.

Известные современные центробежные гидроконцентраторы (Нельсона, Фалконе, Итомак) эффективны, в основном, для обогащения руд с зернами свободного самородного золота и малоэффективны для обогащения руд, в которых золото находится в виде тонких дисперсных включений в других тяжелых минералах. Указанные и другие основные факторы, определяющие эффективность работы аппарата: форма нахождения самородного золота (свободное, в сростках, дисперсное и т.п.), давление или расход разрыхляющей воды, соотношение твердого к жидкому (Т:Ж) в пульпе, время разгрузки концентрата, тип нарифлений рабочей чаши были учтены и заложены в конструктивные элементы усовершенствованного аппарата (нами назван казахстанским гидроконцентратором). Это обеспечило ему конструктивную и технологическую особенность и позволило извлекать самородное золото не только крупное – мелкое, но и тонкое – пылевидное золото, размерностью менее 10–50 мкм из руд и других техногенных материалов обогатительных фабрик. Гидравлическая схема казахстанского гидроконцентратора приведена на рисунке 6. Основным его рабочим органом является чаша 3 с двойными стенками, на внутренней поверхности которой расположены горизонтальные рифли 4.

Рисунок 6 – Гидравлическая схема казахстанского центробежного гидроконцентратора:

1 – корпус; 2 – труба подачи питания; 3 – ротор; 4 – рифлевый цилиндр; 5 – пробка;

6 – сальниковое устройство; 7 – труба для съема концентрата

Укрупненно-лабораторные исследования по извлечению золота из руд в казахстанском гидроконцентраторе производительностью 1 т/ч и концентраторе "Нельсон" (для сравнения) проведены в лаборатории КРИЦ НТК (г. Степногорск). Результаты приведены в таблице 6. Исследованные материалы Акбакайской и Аксуйской ОФ различны по природе и имеют разную дисперсность. Казахстанский гидроконцентратор по сравнению с известным концентратором «Нельсона» имеет лучшие показатели по извлечению Au, независимо от  природы и дисперсности обогащаемого материала. При сравнении данных по извлечению золота из руд территории Жартас в концентрат, полученных на нашем гидроконцентраторе с данными – отсадкой с последующей перечисткой на концентрационном столе, видно значительное (на 40–50 %) их увеличение в гидроконцентраторе.

Таблица 6 – Результаты гравитационного обогащения золотосодержащих руд на центробежных гидроконцентраторах (казахстанских и Нельсона)

Продукты обогащения

Казахстанский гидроконцентратор

Концентратор "Нельсон"

Вес,

кг

Выход,

%

Содерж.,

Au, г/т

Извлеч.,

Au, %

Вес,

кг

Выход,

%

Содерж.,

Au, г/т

Извлеч.,

Au, %

Акбакайская ЗИФ. Концентрат стола (13,2 г/т Au)

Концентрат

0,7

0,40

2391,0

72,2

0,95

0,92

3709,1

69,69

Хвосты

174,3

99,60

3,7

27,8

102,01

99,08

15,0

30,31

Питание

175,0

100

13,2

100

102,96

100

49,1

100

Акбакайская ЗИФ. Лежалые хвосты (2,1 г/т Au)

Концентрат

0,84

2,1

20,6

20,6

0,73

0,9

83,0

18,3

Хвосты

39,16

97,9

1,7

79,4

81,36

99,1

3,3

81,7

Питание

40,0

100

2,1

100

82,09

100

4,0

100

Аксуйская ЗИФ. Текущие хвосты флотационного обогащения (0,85 г/т Au)

Концентрат

0,97

0,27

16,3

5,2

0,13

0,05

14,2

1,54

Хвосты

364,03

99,73

0,8

94,8

249,87

99,95

0,65

98,46

Питание

365,0

100

0,85

100

250,0

100

0,66

100

Жартас. Золотосодержащие руды (4,0 г/т Au)

Концентрат

0,96

0,8

283,5

56,7

Хвосты

119,04

99,2

1,75

43,3

Питание

120,0

100

4,0

100

Полу- и промышленные испытания казахстанского гидроконцентратора и получение лигатурного золота проведены на Аксуйской ОФ ОАО «ГМК Казахалтын», в которой перерабатываются руды по гравитационно-флотационной схеме и в качестве гравитационных аппаратов применяются отсадочные машины, установленные на разгрузке шаровых мельниц перед входом в спиральные классификаторы. Получаемый на этой ОФ гравиоконцентрат перечищается в отсадочных машинах или концентрационных столах, далее амальгамируется и доводится до золотого  шлиха. На одной из фабрик ОАО «ГМК Казахалтын» в 1995 г. концентрат отсадки перечищался на центробежном аппарате типа Нельсон производительностью 30 т/час.

До установки наших аппаратов наилучшие показатели отмечены на Бестюбинской ОФ (в рудах преобладает самородное, в основном крупное золото): извлечение шлихового золота составляло 41 %, на Жолымбетской ОФ – от 1 до 5 % от количества в руде. На Аксуйской ОФ шлиховое золото не получали, а гравиоконцентрат отсадки отправляли  на переработку вместе с флотоконцентратом  на металлургические заводы. Поэтому руководством ОАО «ГМК Казахалтын», в составе которого был автор диссертации, было принято решение начать испытания на Аксуйской ОФ, затем продолжить на Жолымбетской и Бестюбинской ОФ.

К 2000 году в полупромышленных условиях испытана работа казахстанского гидроконцентратора производительностью 5–8 т/час (по твердому) на разных материалах Аксуйской ОФ. Полученные результаты сопоставлены с работой канадских аппаратов Нельсона и Фалконе и российского – «Итомак». По сравнению с указанными аппаратами на казахстанском гидроконцентраторе достигнуты лучшие показатели (выше на 10–40 %) по извлечению золота из исследованных материалов (слив классификатора, лежалые хвосты и окисленные руды).

По результатам полупромышленных испытаний казахстанского гидроконцентратора на Аксуйской ОФ проведены промышленные испытания трех моделей аппаратов производительностью от 1 до 20 т/час (по твердому) (таблица 7).

Таблица 7 – Технические характеристики казахстанских гидроконцентраторов

Производительность по твердому материалу, т/час

1

5–8

15–20

Расход разрыхляющей воды, м3/час

1,0–1,2

5–10

15–18

Размер зерен исходного материала, мм

–2

–2

–2

Вес концентрата, кг

2

14

17

Диаметр рабочего цилиндра, мм

180

400

470

Частота вращения ротора, об/мин

800

700

550

Мощность электродвигателя, Квт

2

5

7

Габаритные размеры, мм:

 

 

 

высота, Н

110

1250

1320

ширина, В

400

700

820

длина, L

870

1200

1400

Вес, кг

80

250

370

 

Результаты промышленных испытаний казахстанского гидроконцентратора на Аксуйской  ОФ сопоставлены с работой центробежного аппарата Нельсона. По нашей технологии выход шлихового золота от его общего объема составил 27 %, в канадском аппарате – 6,15 %. По результатам промышленных испытаний данного аппарата руководством ОАО «ГМК Казахалтын» принято решение о внедрении казахстанских гидроконцентраторов в технологическую схему Аксуйской  ОФ.

Полученный золотосодержащий гравиоконцентрат перечистки подвергался доводке в условиях Аксуйской ОФ вручную на азиатском ковше или его современном аналоге – алюминиевой  тарелке до содержания 80–85 % свободного самородного золота, что соответствовало требованиям ТУ 98 РК 14–95 к товарному продукту – «концентрат гравитационный золотосодержащий».

Для получения лигатурного (шлихового) золота из кондиционного гравиоконцентрата его обрабатывали азотной кислотой с целью его очистки от примесей сульфидов железа, свинца, цинка и меди, которые легко переходят в раствор. Процесс осуществлялся в термостатированном реакторе с мешалкой при Т:Ж=1:7,5, концентрации HNO3 350–450 г/дм3, температуре раствора 70–80 0С, продолжительности 2–3 ч, частоте оборотов мешалки 200–300 об/мин. Для предотвращения образования нитрозных газов NO, NO2, N2O в реактор постоянно подавали кислород воздуха и воду, которые способствовали образованию азотной кислоты. Пульпа, состоящая из шламов с лигатурным золотом и раствора с примесными компонентами гравиоконцентрата, подавалась на фильтрацию в «нутч-фильтры» для отделения золотого продукта в кеке. Полученный кек подвергался многократной промывке водой от самородной серы и других водорастворимых примесей. Выход кеков варьировался в пределах 15–35 %. Содержание золота в кеке по сравнению с исходным гравиоконцентратом увеличилось на 7–10 %. Извлечение золота составило 98–99 %.

Полученное таким образом шлиховое золото являлось товарным продуктом марки «золото лигатурное», так как пробность полученного золота колебалась от 870 до 930,  то есть с содержанием 87–93 % Au, что значительно превосходило требования ТУ 98 РК–1–93 (Au–85,7 %, Ag– 9,97 %, Hg–0,02 %, прочие (Cu, Zn, Pb, Fe) –4,31 %) к товарному продукту – «золото лигатурное».

Исследования по обесшламливанию глинистых компонентов руд. В связи с тем, что в исходных золотосодержащих рудах коры выветривания присутствуют тонкозернистые глинисто-шламистые частицы (–0,074 мм) в технологической схеме предусмотрен процесс обесшламливания, для которого нами был разработан, изготовлен и успешно испытан аппарат под названием «Аэрогидродешламатор» (АГД). Конструктивно аппарат находится между известными камерным гидравлическим классификатором и вертикальным пластинчатым сгустителем. В отличие от первого в нем отсутствуют электрические мешалки, перемешивание проводится воздухом, от второго он отличается возможностью регулирования скорости восходящего потока за счет угла наклона перегородок и зазора между днищем аппарата и подвижными перегородками (шиберами), а также высоты и наклона сливного порога. Результаты испытаний АГД на глинистых рудах месторождения «Узбой» следующие: 1)  степень дешламации – 85 ÷90 %; 2) в промпродукте содержание тонкозернистого шламистого материала (–0,044 мм) до 5 %; 3) содержание  золота в дешламированном продукте повышается в 1,5–2 раза.

Технологическая схема переработки упорных золотосодержащих руд коры выветривания. В результате проведенных исследований нами выбрана комбинированная бесцианидная технологическая схема (рисунок 7) переработки золотосодержащих глинистых руд коры выветривания территории Жартас, состоящая из следующих переделов.

В голове технологической схемы предусматривается:

-       грохочение руды;

-       двухстадиальное дробление руды;

-       промывка глинистой фракции руды в скруббер-бутаре с целью отделения глинистых компонентов руд территории Жартас.

Далее технологическая схема состоит из 3-х ветвей.

I ветвь:

– концентрирование золота из мелкой фракции (–2 мм) скруббер-бутары в

 

Рисунок 7 – Полная аппаратурно-технологическая схема  переработки

золотосодержащих руд

каскаде центробежных гидроконцентраторов с получением гравиоконцентрата и хвостов;

-       дешламация хвостов гравитации с получением отвальных глинисто-шламистых сливов и золотосодержащих песков;

-       окислительное выщелачивание золотосодержащих песков дешламации в перколяторах с целью вскрытия сростков тонкодисперсного золота с минералами руды;

-       сгущение пульпы с получением отработанной серной кислоты в осветленном растворе и  золотосодержащих песков в сгущенном продукте;

-       фильтрация осветленного раствора и регенерация отработанной серной кислоты для ее возврата в процесс окислительного выщелачивания песков дешламации;

II ветвь:

-       измельчение в шаровой мельнице крупной фракции (+2 мм) скруббер-бутары и обработанных золотосодержащих песков дешламации и доизвлечение из них золота в гравиоконцентрат через операции концентрирования в отсадочных машинах и центробежных гидроконцентраторах;

-       классификация хвостов отсадочной машины в спиральных классификаторах с получением крупной и мелкой фракции;

-       возврат крупной фракции спирального классификатора в шаровые мельницы;

-       основная, перечистная и контрольная флотация мелкой фракции спиральных классификаторов;

-       сгущение пульпы флотации и получение флотоконцентрата;

-       фильтрация флотоконцентрата;

-       сушка флотоконцентрата.

III ветвь:

-       доводка гравиоконцентратов I и II ветвей в центробежных гидроконцентраторах;

-       азотнокислое выщелачивание гравиоконцентрата;

-       фильтрация раствора азотнокислого выщелачивания с получением в осадке шлихов;

-       многократная промывка шлихов для получения лигатурного золота, соответствующего кондиционным требованиям.

В целях достижения экологического эффекта из технологической схемы нами исключаются процессы цианирования и гидрохлорирования.

Промывка глинистых компонентов руды в скруббер-бутаре в голове технологической схемы обеспечивает проницаемость руд и их обогатимость, минимизирует механические потери свободных включений золота с тонкозернистым материалом. Крупные – пылевидные свободные включения золота между зернами сульфидов эффективно извлекаются центробежной сепарацией. Для извлечения тонкодисперсного золота из его сростков, вкраплений и ассоциаций с сульфидами и нерудными материалами используется процесс флотации с предварительным окислением руд. Дешламация хвостов гравитации способствует доизвлечению золота из них, которые вызваны механическими уносами.

В целом, аппаратурно-технологическая схема позволила получить лигатурное золото высокого качества, которое опосредованно обеспечено за счет успешной комбинации и применения усовершенствованных аппаратов на переделах гравитационного обогащения и обесшламливания хвостов гравитации и эффективного способа вскрытия тонкодисперсного золота в минералах окислительным выщелачиванием дешламированных хвостов гравитации в серной кислоте в присутствии пиролюзита.

 

6 Технико-экономическое обоснование технологии переработки упорных  золотосодержащих руд коры выветривания территории  Жартас

Разработан проект обогатительной фабрики производительностью по руде:

                                                          тыс.т/год                т/сут                 т/ч

Промывочная установка                         210                        1000                    50

Флотационный цех                                    150                        420                      21

Общая численность работающих на строящемся предприятии определяется штатным расписанием, рассчитанным на проведение непрерывных операций, исходя из годовой производительности и режима работы, и составляет 451 человек.

         Финансово-экономическая модель месторождения упорных золотосодержащих руд коры выветривания территории  Жартас составлена на базе программы Microsoft Excel. Основой для построения финансово-экономической модели месторождения Жартас являлись исходные технико-технологические данные. Был произведен расчет показателей, характеризующих финансово-экономическую модель, обосновывающих целесообразность вложения инвестиций и определяющих инвестиционную привлекательность территории Жартас: 1. Чистый приведенный доход. 2. Внутренняя норма доходности. 3. Срок окупаемости инвестиций: недисконтированный  и дисконтированный. 4. Индекс рентабельности инвестиций. 5. Коэффициент рентабельности инвестиций.

Общий срок жизни  проекта составляет 25 лет, срок окупаемости – 5 лет, коэффициент рентабельности – 47 %, точка безубыточности – 65 тыс.т руды. К уязвимым факторам относятся цена золота на мировом рынке и его содержание в руде.

Технически и технологически обоснованные экономические показатели данной модели показывают широкие возможности разрабатываемого месторождения и высокую степень его инвестиционной привлекательности и целесообразность вложения средств в его разведку, промышленное освоение и эксплуатацию.

 

 

ЗАКЛЮЧЕНИЕ

 

1.     В переработку и производство золота в республике вовлекаются дополнительные источники сырья – упорные руды нетрадиционных месторождений юго-восточного региона республики (из территории Жартас в Шу-Илийском и Балхашском прибережье), связанные с химическими корами выветривания. Вследствие этого решены такие  актуальные проблемы золоторудной промышленности Казахстана, как расширение сырьевой базы и переработка «упорных» руд территории Жартас, содержащих тонкодисперсное золото, и создана инновационная, комбинированная бесцианидная, экологически чистая и экономически эффективная технология переработки «упорных» золотосодержащих руд территории Жартас.

2.     Анализ известных технологий переработки золотоносных руд показал, что: 1) технологические особенности золотосодержащего сырья определяют выбор технологии его переработки; 2) в голове известных технологических схем используются гравитационные методы обогащения с целью выделения свободного крупного – мелкого золота; 3) гравитационно-цианистые и хлоридные схемы извлечения золота из руд обладают главным недостатком – использованием вредных веществ; непригодны для переработки сульфидных руд, приспособлены, в основном, для извлечения золота свободного и раскрытого из сростков с минералами-носителями окисленных руд и в этой связи имеют невысокие показатели по извлечению тонкодисперсного золота; 4) известные в зарубежной и отечественной практике способы и аппараты для извлечения тонкодисперсного золота и глинисто-шламистых тонкозернистых частиц малоэффективны; 5) прогнозируются большие перспективы по использованию комбинированных бесцианидных технологий переработки упорных золотосодержащих руд.

3.     Изучены и определены морфолого-литологическое строение, длительная и полициклическая история формирования недр Шу-Илийского региона, в составе которого находится территория Жартас. На территории Жартас выявлено естественное металлогеническое районирование с выделением металлогенических зон, подзон, рудных районов, узлов и полей. К ним относятся: Жалаирская подзона, Сарытумская зона, Алтынсай-Андасайская зона, Северо-Восточное (Прибалхашское) крыло рудного пояса. В пределах последнего выделяются различные рудные районы, а в границах районов расположены рудные узлы, поля, рудные зоны, рудопроявления, точки минерализации, геохимические аномалии. Рудные узлы включают месторождение «Казкудук», рудопроявления «Утеген», «Субботинское», «Адырское» и ряд других сближенных месторождений и рудопроявлений одной металлогенической эпохи, близкого состава, но нередко разной  формационной принадлежности.

Месторождение Казкудук было опоисковано и разведано на 3-х участках: Юго-Восточном, Центральном и Северо-Восточном. Установлено, что эта площадь представляет собой сложно построенную позднекарбоновую Казкудукскую вулкано-тектоническую структуру, обрамленную со всех сторон разрывами, из которых наиболее крупными являются Копинский и Бурлинский региональные разломы. В центральной части Казкудука расположены три жерла вулканического происхождения (Юго-Западное, Центральное и Северо-Восточное), в которых локализовано золотоносное свинцово-цинковое и железо-марганцевое оруденение.

Золото-серебряно-свинцово-цинковые и золото-железо-марганцевые руды Казкудука отличаются большим разнообразием и различием элементов.

4.     По моделям мировой классификации минеральных месторождений нами впервые разработана модель промышленных минеральных месторождений Шу-Илийского рудного пояса, которая пополняет вышеуказанные модели мировой классификации минеральных месторождений, предложенные авторами Dennis P. Cox and Donald А. Singer.

5.     Впервые нами разработана поисковая модель золотых оруденений территории Жартас. На основании закона Ципфа по разработанным моделям на территории Жартас ожидаются промышленно значимые запасы золота и возможно их прогнозирование в других, близлежащих к территории Жартас, регионах.

6.     Результаты известных геолого-геофизических исследований являются исходными данными для разработки месторождений территории Жартас, но в них отсутствуют сведения по запасам Au. Имеются лишь отдельные данные по содержанию Au на Казкудуке, которое ранее разрабатывалось, поэтому в них запасы Au, возможно, истощены, что требует уточнения.

7.     Руды территории Жартас относятся к рядовым коренным рудам жильно-штокверкового типа. В коре выветривания верхние горизонты окислены, средние и нижние горизонты представлены в основном сульфидным оруденением вкрапленного и прожилкового типа с разными видами последнего в зависимости от сортности руды. В окисленных рудах присутствует крупное – тонкодисперсное золото, в сульфидных рудах, преимущественно во всех сульфидах, тонкодисперсное. В рудах Казкудука общие прогнозные запасы цветных и благородных металлов составляют, т: Au – 20,5; Ag – 630,5; Zn – 376000; Pb – 96550, в том числе в окисленных рудах – 1/10 часть от общих. Эти данные являются исходными для выбора технологии переработки золотосодержащих смешанных руд коры выветривания территории Жартас.

8.     Определена высокая вероятность и последовательность протекания реакций окислительного выщелачивания золотоносных сульфидов: пирита в растворе серной кислоты в присутствии окислителей – MnO2, KMnO4, халькопирита, сфалерита и галенита в растворе серной кислоты в присутствии  MnO2, а также влияние окислительных свойств MnO2, KMnO4 на протекание реакций.

9.     Технологическими исследованиями процесса окислительного выщелачивания смешанной (богатая/рядовая = 25/75 мас. %) руды, содержащей, %: Zn – 0,75; Cu – 0,61; Fe – 6,99 в растворе 3 %-ной серной кислоты; в присутствии пиролюзита в количестве   30 и 45 г (17,3 и 26 % от веса образца); при температурах процесса – 20 и 400С; продолжительности процесса – 5 и 3 сут в опытах №1 и №2, соответственно; Т:Ж = 1:4; исходной массе смешанной руды  173 г установлена следующая последовательность растворения и окисления: халькопирит, пирит и сфалерит, соответствующая предварительным термодинамическим расчетам. При этом оптимальная концентрация серной кислоты, не допускающая полного растворения минералов, соответствует 3 %. Микроскопическими анализами образца исходной руды территории Жартас, содержащей, % : Zn – 0,75; Cu – 0,61; Fe – 6,99 и образца, обработанного в растворе серной кислоты в присутствии пиролюзита, выявлено частичное растворение и окисление пирита по следующим явлениям: коррозия зерен пирита и появление на микрофотографии других выделений золота в межзерновых пространствах обработанного пирита. При этом подтвердились выводы о том, что процессы окислительного выщелачивания вскрывают тонкодисперсное золото.

10.  Применение гравитационного обогащения в технологической схеме переработки упорных золотосодержащих руд территории Жартас необходимо для выделения свободного крупного–мелкого золота. Лабораторными исследованиями процесса гравитации исследуемых руд установлено невысокое извлечение золота (8,7–10,3 % при содержании Au в руде 4,58 и 5,3 г/т соответственно), что свидетельствует о наличии в руде небольших количеств свободного крупного–мелкого  золота и тонкой вкрапленности большей части золота. Выявлена высокая концентрация Pb; Zn; Au; Cu и Fe в гравитационных концентратах (в 4–8 раз выше), чем в хвостах гравитации.

11.  Применение усовершенствованного нами центробежного гидроконцентратора позволяет извлекать из руд также свободное тонкое и пылевидное золото. При использовании нашего аппарата получены наилучшие показатели по извлечению (72–75 %) Au, в особенности тонкого и пылевидного, из руд и техногенных материалов различной природы и дисперсности в отличие от традиционных отсадочных машин и концентрационных столов, извлекающих 8–10 % золота и непригодных для извлечения тонкого и пылевидного золота, в отличие от современных центробежных гидроконцентраторов Нельсона, извлекающих 30–53 %, Фалконе – 24–60 %, Итомак – 36–67 % Au и малопригодных для переработки дисперсных материалов. Аппарат испытан в укрупненно-лабораторных, полупромышленных и промышленных условиях Аксуйской ОФ и внедрен на Аксуйской ОФ.

12.  Нами разработан прибор – аэрогидродешламатор, используемый на переделе дешламации хвостов гравитации и испытанный на рудах месторождения «Узбой». Получена высокая степень (90 %) дешламации глинистых компонентов руд.

13.  Установлена математическая модель флотации хвостов гравитационного обогащения руд территории Жартас, содержащих 3,28 г/т золота, выявившая линейную зависимость степени извлечения Au из хвостов гравитации во флотоконцентрат от каждого фактора и оптимальные условия максимального (более 59 %) извлечения золота из руды во флотоконцентрат: продолжительность процесса – 15–20 мин, расход бутилового ксантогената – 75–125 г/т, расход вспенивателя 80–100 г/т, расход медного купороса – 200–275 г/т.

Установлена математическая модель процесса флотации золота из руд территории Жартас разного состава: 1) богатая/рядовая=50/50 мас. % с содержанием 3,5 г/т Au и 2) богатая/рядовая=25/75 мас. % с содержанием 2,31 г/т Au. Модель успешная, так как, во-первых, по ней достигнуто более высокое извлечение золота из исследуемой руды, чем при флотации хвостов обогащения: максимальное извлечение золота из руды 1 составляет 70,26 % при следующих оптимальных условиях: продолжительность – 20 мин; расход бутилового ксантогената – 75 г/т; расход вспенивателя – 100 г/т; расход медного купороса – 200 г/т; из руды 2 – 62,16 % при: продолжительности – 10 мин; расходе бутилового ксантогената – 75 г/т; расходе вспенивателя – 100 г/т; расходе медного купороса – 300 г/т, во-вторых,  установлена необходимость большего расхода медного купороса при обогащении более бедной смеси исследуемых руд.

Более высокое извлечение золота (59 %) из хвостов гравитационного обогащения флотацией по сравнению с показателями по извлечению золота прямым гравитационным обогащением исследуемых руд (8,7–10,3 %) подтвердило наше предположение и результаты геолого-минералогических исследований о наличии тонкой вкрапленности золота и его ассоциаций с сульфидами.

14.             Методом вероятностно-детерминированного планирования экспериментов по флотации Au из руд территории Жартас, предварительно обработанных серной кислотой и окислителем, установлено влияние на сквозное извлечение Au из исходной руды (богатая/рядовая=25/75 мас. %), содержащей в %: Au–0,00023; Pb–0,48; Zn–0,75; Cu–0,61; Fe–6,99 следующих факторов: продолжительность процесса – 1–5 сут; расход диоксида марганца – 15–45 г; температура раствора – 20–60 0С. Оптимальные параметры данного процесса: 1) продолжительность процесса – 4,5 сут; 2) расход диоксида марганца – 45 г (26 % от веса руды); 3) температура процесса 50–60 0С.

Установлена математическая модель процесса извлечения золота из предварительно окисленной руды территории Жартас в зависимости: 1) от продолжительности процесса: у = 0,36х2 + 3,04х + 66,18 (R2 = 0,96); 2) от расхода диоксида марганца: у = –0,21х2 + 2,15х + 67,31 (R= 0,94); 3) от температуры процесса: у = 0,06х2 + 0,355х + 69,7 (R2= 0,89).

Изучена кинетика процесса извлечения золота из предварительно окисленной руды территории Жартас. Установлен диффузионный режим протекания процесса на границе раздела фаз: «твердое–жидкость», который лимитируется толщиной образующегося продукта в процессе окислительного выщелачивания руды. Для ускорения данного процесса необходимо использовать перемешивание растворов с целью отвода от поверхности руды образующихся продуктов и ее обновления.

15.               В результате проведенных исследований установлено, что выбранная нами комбинированная бесцианидная технологическая схема переработки упорных золотосодержащих руд коры выветривания территории Жартас эффективна, экологически безопасна и позволяет получить товарные продукты: «концентрат гравитационный золотосодержащий», «концентрат флотационный золотосодержащий» и «золото лигатурное», соответствующие кондиционным требованиям.

16.               Разработана финансово-экономическая модель месторождения территории Жартас, которая показала высокую степень его инвестиционной привлекательности и целесообразность вложения средств в его разведку, промышленное освоение и эксплуатацию (общий срок жизни  проекта составляет 25 лет, срок окупаемости – 5 лет, коэффициент рентабельности – 47 %, точка безубыточности – 65 тыс.т руды; уязвимые факторы – цена золота на мировом рынке и его содержание в руде).

 Оценка полноты решения поставленных задач. При изучении морфолого-литологического строения пород месторождений территории Жартас с использованием современных методов оценки минерально-сырьевой базы разработаны поисковая модель золотых оруденений территории Жартас и модель промышленных минеральных месторождений Шу-Илийского рудного пояса, определены технологические особенности руд коры выветривания вулканогенных образований, содержащих тонкодисперсное золото, в том числе руд территории Жартас; теоретических основ процесса окислительного выщелачивания сульфидных минералов (халькопирита, пирита, галенита и сфалерита) рассчитаны термодинамические величины (∆H, ∆S, ∆G, Кр) для реакций взаимодействия указанных сульфидов с раствором серной кислоты и пиролюзитом; технологических основ установлены оптимальные параметры и закономерности протекания процессов гравитации и флотации руд в зависимости от конкретных факторов, разработаны эффективные аппараты для переделов гравитации и дешламации, успешно испытанные и внедренные в условиях Аксуйской ОФ, позволившие получить товарные продукты: «концентрат гравитационный золотосодержащий», «концентрат флотационный золотосодержащий» и «золото лигатурное», соответствующие кондиционным требованиям.

Разработка рекомендаций и исходных данных по конкретному использованию результатов. Разработанные нами поисковая модель золотых оруденений территории Жартас и модель промышленных минеральных месторождений Шу-Илийского рудного пояса в соответствии с законом Ципфа могут служить основой для поиска золотых оруденений в соседних, близлежащих к территории Жартас, еще не разведанных регионах. Также эти модели являются справочным материалом, а вторая модель пополняет модели мировой классификации минеральных месторождений, предложенные авторами Dennis P. Cox и Donald А. Singer.

Найденные на Казкудуке (одно из месторождений территории Жартас) железо-марганцевые руды являются дополнительным сырьем для производства Fe и Mn и дешевым источником пиролюзита, используемого в разработанной технологической  схеме, в частности, в процессе вскрытия тонкодисперсного золота окислительным выщелачиванием золотосодержащих минералов.

Усовершенствованный нами центробежный гидроконцентратор отечественного производства пригоден для извлечения тонкого и пылевидного золота с высокой степенью (72–75 %) из упорных золотосодержащих руд, а также из других золотосодержащих материалов различной природы и дисперсности.

Разработанный нами аэрогидродешламатор пригоден для удаления (до 90 %) глинисто-шламистых материалов руд территории Жартас, а также других золотосодержащих материалов.

Полученные термодинамические данные по значениям энергии Гиббса и константы равновесия реакций окисления золотосодержащих сульфидов: пирита в растворе серной кислоты в присутствии окислителей – MnO2, KMnO4, халькопирита, сфалерита и галенита в растворе серной кислоты в присутствии окислителя – MnO2, являются справочными данными.

Разработанная финансово-экономическая модель месторождения (по Центральному участку) территории Жартас показала целесообразность инвестиционных вложений в разработку, освоение и эксплуатацию месторождения.

Разработанная комбинированная бесцианидная экологически безопасная и экономически эффективная технология извлечения золота может быть использована как для переработки маложелезистых, малосульфидных руд, так и других типов сырья, содержащего тонкодисперсное золото.

Оценка технико-экономической эффективности внедрения. При внедрении технологии на Аксуйской ОФ получены товарные продукты: гравиоконцентрат и лигатурное золото, соответствующие кондиционным требованиям ТУ 98 РК 14–95 и ТУ 98 РК–1–93, соответственно.

На основе результатов исследований в соответствии с разработанной финансово-экономической моделью привлечены инвесторы для строительства рудника производительностью до 210 тыс.т руды в год со списочной численностью 451 человек. Сумма инвестиций составляет более 22 млн. долларов. Срок освоения рудника – 25 лет. Окупаемость технологии – 5 лет. Коэффициент рентабельности – 47 %. Точка безубыточности – 65 тыс.т руды.

Оценка научного уровня выполненной работы в сравнении с лучшими достижениями в данной области. Научные результаты получены с использованием современного минералогического, микроскопического (рудный микроскоп марки ПОЛАМ – 312 (МИН–8)); рентгеноспектрального оборудования (анализатор СПАРК–1); использованием математического метода расчета баланса процессов по программе «Balans», методов вероятностно-детерминированного планирования экспериментов, дробного факторного эксперимента, разработанных Б.С. Баимбетовым, модельной программы  термодинамических и кинетических расчетов, воспроизводимостью результатов технологических исследований в различных масштабах: от лабораторных до промышленных. В работе использованы стандартные ТУ по получаемым продуктам и методы исследования, сертифицированные методики проведения химико-аналитических определений в соответствии с ГОСТами. Использованные в работе современные приборы, анализаторы и средства измерений прошли государственную метрологическую поверку.

 

 

 

Список опубликованных работ по теме диссертации

 

1 Байысбеков Ш., Мозговых Г.Я., Ниязова А.Р. Разработка технологии получения никеля и кобальта и их соединений из силикатных руд месторождений РК  // Труды Международного симпозиума, посвященного 100-летию со дня рождения К.И. Сатпаева. – Алматы, 1999. – С. 242–244.

2 А.С. № 20394 РК. Способ подготовки к обогащению труднообогатимых никель-кобальтовых руд или низкосортных продуктов их обогащения / Байысбеков Ш. и др.; заявл. 01.12.97.

3 Байысбеков Ш., Мозговых Г.Я. Меры по сокращению промышленных выбросов на никелевых заводах // Труды Международной научно-практической конференции «КазНТУ – образованию, науке  и производству РК». – Алматы, 1999. – С. 321–323.

4 Байысбеков Ш., Мозговых Г.Я., Усольцева Г.А. Основные положения бизнес плана // Труды Международной научно-практической конференции «Естественно-гуманитарные науки и их роль в подготовке инженерных кадров». – Алматы, 2002. – С. 583–587.

5 Байысбеков Ш. ТЭО целесообразности разработки территории Жартас. – Алматы, ТОО «Зерттеу–Ш», 2005.

6 Байысбеков Ш., Перегудов В.В., Перегудова Е.В.  Геотехнологический под-

ход к оценке золотоносности системы «уголь–зола» на примере Экибастузских углей //  Вестник КазНТУ. – Алматы, 2005. – №3(47). – С. 27-32.

7 Досмухамедов Н.К., Байысбеков Ш.,  Калмукамбетов А.О., Айтенов К.Ж., Батталов Е.О. Механизм окисления компонентов высокосернистого сульфидного медного концентрата при нагреве // Вестник КазНТУ. – Алматы, 2006. – №3(53). – С.92–98.

8 Досмухамедов Н.К., Байысбеков Ш., Калмукамбетов А.О., Айтенов К.Ж., Батталов Е.Ө. Сульфидті мыс концентраттарын конвертерде тікелей өңдеуде шығатын өнімдердің сапасын жоғарлатудың технологиялық жолдары //  Вестник КазНТУ. – Алматы, 2006. – №3 (53). – С.117–121.

9 Заявка о выдаче предварительного патента РК от 16.06.06 № 2006/0684.1. Способ извлечения благородных  металлов из концентратов / Байысбеков Ш., Авдюков В.И., Акказина Н.Т. Положительное решение на заявку № 2007/4789 от 30.04.07.

10 Заявка о выдаче предварительного патента РК от 08.09.06 № гос. регистрации 2006/1001. Способ переработки глинистых золотосодержащих руд / Байысбеков Ш., Перегудов В.В., Маджанова Д., Байысбеков Ж.Ш., Сагнаева А.Ш.

11 Заявка о выдаче предварительного патента РК от 13.10.06 № гос. регистрации 2006/1132.1. Центробежный концентратор / Байысбеков Ш., Перегудов В.В., Маджанова Д., Байысбеков Ж.Ш., Сагнаева А.Ш.

12 Досмухамедов Н.К., Байысбеков Ш.,  Калмукамбетов А.О. Опытно-промышленные испытания по переработке свинцово-медных штейнов // Труды Второй международной научно-практической конференции «Горное дело и металлургия в Казахстане. Состояние и перспективы». – Алматы, 2006. – Т. III. –  С.164–165.

13 Байысбеков Ш. Зарубежный опыт оценки территорий, выделяемых   для прогнозных исследований // Труды Второй международной научно-практической конференции «Горное дело и металлургия в Казахстане. Состояние и перспективы». – Алматы, 2006. – Т.III. –  С. 219–223.

14 Байысбеков Ш., Байысбеков Ж.Ш. Результаты разведки и добычи золота на мелких рудных объектах юго-восточной части Шу-Илийских гор // Труды Второй международной научно-практической конференции «Горное дело и металлургия в Казахстане. Состояние и перспективы». – Алматы, 2006. – Т.III. –  С. 61–66.

15 Байысбеков Ш., Байысбеков Ж.Ш. Рудные объекты юго-восточной части Шу-Илийского рудного пояса с позиций недропользователя // Труды Второй международной научно-практической конференции «Горное дело и металлургия в Казахстане. Состояние и перспективы». – Алматы, 2006. – Т.III. –  С. 55–61.

16 Baiysbekov S., Ospanova G.S., Mozgovyh G.Y. Mining of gold in Kazakhstan. Mining and metallurgy in Kazakhstan // Works of the Second international scientifically-practical conference, devoted to the 15th anniversary of independence of the Republic of Kazakhstan. – Almaty, 2006. – V.II. –  P. 295–299.

17 Байысбеков Ш., Авдюков В.И., Авдюков В.В., Акказина Н.Т. Переработка золотосодержащих сульфидных концентратов // Труды Второй международной научно-практической конференции «Горное дело и металлургия в Казахстане. Состояние и перспективы». – Алматы, 2006. – Т.II. –  С.333–335.

18 Байысбеков Ш., Лисенков А.А.,  Байысбеков Ж.Ш. Финансово-экономическая модель месторождения  Жартас // Труды Второй международной научно-практической конференции «Горное дело и металлургия в Казахстане. Состояние и перспективы». – Алматы, 2006. – Т.III. –  С. 303–306.

19 Байысбеков Ш., Лисенков А.А.,  Байысбеков Ж.Ш. Анализ безубыточности организации производства на базе месторождения Жартас // Труды Второй международной научно-практической конференции «Горное дело и металлургия в Казахстане. Состояние и перспективы». – Алматы, 2006. – Т.III. –  С. 306–309.

20 Байысбеков Ш., Лисенков А.А.,  Байысбеков Ж.Ш. Анализ чувствительности ключевых показателей  разработки  месторождения к изменениям влияющих факторов // Труды Второй международной научно-практической конференции «Горное дело и металлургия в Казахстане. Состояние и перспективы». – Алматы, 2006. – Т.III. –  С. 300–303.

21 Досмухамедов Н.К., Байысбеков Ш.,  Калмукамбетов А.О. Влияние состава шихты на распределение меди, свинца и примесей при шахтной сократительной плавке // Вестник КазНТУ. – Алматы, 2006. – №2 (52). С.70–74.

22 Байысбеков Ш. Усовершенствованный центробежный концентратор золота различной крупности // Вестник Карагандинского университета. – Караганда, 2006. – №4 (44). – С. 61–63.

23 Байысбеков Ш.Б. Вероятность успеха проведения поисково-разведочных программ // Труды Второй международной научно-практической конференции «Горное дело и металлургия в Казахстане. Состояние и перспективы». – Алматы, 2006. – Т.III. – С. 50–55.

24 Байысбеков Ш.Б., Байысбеков Ж.Ш. Принципы надежности при реализации поисково-разведочных программ // Труды Второй международной научно-практической конференции «Горное дело и металлургия в Казахстане. Состояние и перспективы». – Алматы, 2006. Т.III. –  С. 66–71.

25  Байысбеков Ш.,  Перегудов В.В. Результаты  промышленных испытаний казахстанских центробежных аппаратов // Вестник КазНТУ. – Алматы, 2007. – №1/1 (58). –  С.219–224.

26 Байысбеков Ш., Авдюков В.И., Байысбеков Ж.Ш., Акказина Н.Т. Обогащение руды Жартас состава 25/75 с предварительным окислением // Вестник ВКТУ имени Д. Серикбаева. – Усть-Каменогорск, 2007. –  №1. – С. 6–10.

27 Байысбеков Ш.Б., Жунусова Г.Ж., Акказина Н.Т. Термодинамический анализ реакций окисления пирита // Вестник  СГУ имени Шакарима. – Семипалатинск, 2007. – №1. – С. 143–150.

28 Байысбеков Ш. Изучение влияния продолжительности, расхода окислителя и температуры на показатели флотации золота // Комплексное использование минерального сырья. – 2007. – №1. – С. 12–16.

29 Байысбеков Ш., Сажин Ю.Г., Байысбеков Ж.Ш.   Гравитационное обогащение золотосодержащих глинистых руд коры выветривания территории Жартас // Вестник Павлодарского государственного университета имени С. Торайгырова. Серия Энергетическая.  – Павлодар, 2007. – №1. – С.48–54.

30 Байысбеков Ш. Технологическая схема переработки золотосодержащих глинистых руд кор выветривания // Сборник материалов VI конгресса обогатителей стран СНГ. – Москва, 2007. – Т. I. – С. 107–109.

31 Байысбеков Ш.,  Сажин Ю.Г., Байымбетов Б.С. Флотация рядовой руды коры выветривания территории Жартас //  Вестник КазНТУ. –  Алматы, 2007. – №1/1 (58). – С. 155–157.

32 Байысбеков Ш.  Термодинамика реакций окисления золотосодержащих минералов // Поиск–Ізденіс. Серия естественно-технических наук. – Алматы, 2007. – №2. – С. 10–18.

33 Байысбеков Ш.,  Дюсембаева К.Ш., Акказина Н.Т. Тонкодисперсное золото в рудах золото-сульфидного месторождения //  Вестник КазНТУ. –  Алматы, 2007. – №2 (59). – С. 106–109.

34 Байысбеков Ш. Флотация смеси богатой (25 %) и рядовой (75 %) руд коры выветривания территории Жартас // Вестник КазНТУ. – Алматы, 2007. – №2(59). – С.93–99.

35 Байысбеков Ш. Закон Ципфа и промышленное тонкодисперсное золото кор выветривания Шу-Или и Прибалхашья // Труды Карагандинского технического университета (КарГТУ). – Караганда, 2007. – №2. – С.15–18.

36 Байысбеков Ш., Дюсембаева К.Ш., Жунусова Г.Ж., Акказина Н.Т. Особенности образования тонкодисперсного и «невидимого» золота в рудах месторождения Абыз // Горный журнал Казахстана. – Алматы, 2007. – №3. – С.37–38.

37 Байысбеков Ш.,  Сажин Ю.Г., Баимбетов Б.С. Флотация смеси рядовой и богатой руды в соотношении 50/50 коры выветривания Жартас //  Доклады НАН РК. – Алматы, 2007. – №2. – C.102–109.

38 Байысбеков Ш., Ашаков К.С., Перегудов В.В., Маньков И.М., Нурумов М.И., Ли Л.И., Крылов Ю.Е., Жуманов Е.С.  Технология обогащения глинистых золотосодержащих песков // Труды Международной научно-практической конференции «Научно-технические и духовные ценности в наследии мыслителей востока  и А. Машани, включенного в календарь памятных дат ЮНЕСКО 2006–2007 гг.». – Алматы, 2007 г. – Т. II. – С. 32–39.

 39 Байысбеков Ш. Дешламация золотосодержащих руд коры выветривания // Вестник КазНТУ. – Алматы, 2007. – №3(60). – С. 116–120.

40 Байысбеков Ш., Авдюков В.В. Переработка золотых и урановых руд:  Учебник для металлургических специальностей вузов. – Алматы, КазНТУ, 2007. – 257 с.

41 Байысбеков Ш., Жунусова Г.Ж., Акказина Н.Т. О поведении халькопирита в условиях его окисления // Труды Международной научно-практической конференции «Научно-технические и духовные ценности в наследии мыслителей востока  и А. Машани, включенного в календарь памятных дат ЮНЕСКО 2006–2007 гг.». – Алматы, 2007 г. – Т.II. –  С. 354–356.

42 Байысбеков Ш., Жунусова Г.Ж., Акказина Н.Т. Термодинамический анализ поведения галенита  в условиях его окисления // Труды Международной научно-практической конференции «Научно-технические и духовные ценности в наследии мыслителей востока и А. Машани, включенного в календарь памятных дат ЮНЕСКО 2006–2007 гг.». – Алматы, 2007 г. – Т. II. – С. 356–358.

43 Байысбеков Ш., Авдюков В.В. Специальные и комбинированные методы обогащения: Учебник для металлургических специальностей вузов. – Алматы,  КазНТУ, 2007. – 208 с.

44 Байысбеков Ш., Жунусова Г.Ж., Акказина Н.Т. О возможности протекания реакции окисления сфалерита // Труды Международной научно-практической конференции «Научно-технические и духовные ценности в наследии мыслителей востока и А. Машани, включенного в календарь памятных дат ЮНЕСКО 2006–2007 гг.». – Алматы, 2007 г. – Т. II. – С.358–359.

45 Байысбеков Ш. Пути повышения извлечения золота из упорных руд коры выветривания // Вестник КазНТУ.  – Алматы, 2007. – №3 (60). – С. 140–144.

46 Байысбеков Ш., Жунусова Г.Ж. Кинетика процесса извлечения золота из глинистых руд кор выветривания // Горный журнал Казахстана. – Алматы, 2007. – №4. – С.6–8.

47 Байысбеков Ш. Переработка золотосодержащих глинистых руд кор выветривания // Цветные металлы. – Москва, 2007. – №5. – С.55–57.


Байысбеков Шыныбай

 

Өте қиын алынатын құрамында алтыны бар мору қыртысындағы кендерді өңдеудің цианидсіз құрамалы технологиясы

 

Диссертация 05.16.02 – қара, түсті және сирек кездесетін металдар металлургиясы мамандығы бойынша техника ғылымдарының докторы ғылыми дәрежесін ізденуге ұсынылған

 

Бұл жұмыс Қазақстанның алтын кенді өнеркәсібіндегі актуальды проблемеларды, соның ішінде Жартас аймағындағы кендерді өңдеу және олардан алтынды, соның қатарында жұқадисперлі алтынды аршып алудың тиімді цианидсіз құрамалы технологиясын жасау есебінен Қазақстан республикасының алтын қорын толықтыру мәселелерін шешуге бағытталған.

Жұмыстың мақсаты өте қиын алынатын құрамында алтыны бар мору қыртысындағы кендерді, соның ішінде Жартас аймағындағы кендерді өңдеудің инновациялық құрамалы цианидсіз технологиясын құру және ғылыми негіз жасау болып отыр.

Диссертациялық зерттеудің объектісі – қиын алынатын құрамында алтыны бар мору қыртысындағы, соның ішінде Жартас аймағындағы Шу-Іле және Балқаш жағалауының кен орындары. Жартас аймағындағы кендердің негізгі технологиялық ерекшеліктері олардың қатардағы түбірлі желілік-штокверлік үлгідегі кен болуында (алтын қорының мөлшері бойынша); мору қыртысының жоғарғы қабатындағы кендердің тотыққан сипатта болуы; мору қыртысының орта және төменгі қабаттарындағы кендердің сульфидті сипатта болуы; олардың құрамында аз мөлшерде As, Bi және Sb болуы; көмірлі заттардың кездеспеуі; «қиын алынуының» себебі оларда жұқа дисперлі алтынның металдардың сульфидтерімен, оксидтерімен болуы, сондай-ақ топырақты-шламдық жұқа бөлшектерінің кездесуі.

Жұмыста тұңғыш рет төмендегідей ғылыми нәтижелерге қол жеткізілді:

– Жартас аймағында алтынды кен орындарын іздестіру үлгісімен, Шу-Іле кенді белдеуінде өнеркәсіп минералдарының орналасқан жерін іздеп табудың үлгісі жасалынды;

– Жартас аймағында оксидті-сульфидтік «қиын алынатын» алтынды кенді өңдеудің инновациялық құрамалы цианидсіз технологиясы жасалынды;

– Au (72–75 %) бөліп алуда, әсіресе, әртүрлі техногендік материалдардан және кеннен жұқа да шаң-тозаң түріндегі қасиетті металды бөліп алуда өзіміз жасап шығарып жетілдірілген жоғары көрсеткішке ие ортадан тепкіш гидроконцентратор қолданылады, оның бір ерекшелігі Au 8–10 % мөлшерінде бөліп алатын, бірақ жұқа да шаң-тозаң түріндегі алтынды бөліп алуға жарамсыз дәстүрлі қондырғы машиналар мен концентрациялық столдардан өзгеше, Au 30–53 % бөліп алуға пайдаланылатын Нельсонның қазіргі таңдағы ортадан тепкіш гидроконцентраторына, Фалконның (24–60 %), Итомактың (36–67 %) және дисперлі материалдарды өңдеу үшін жарамсыз болып қалатын гидроконцентраторларға мүлдем ұқсамайды;

– кеннен топырақты-шламды жұқа бөлшектерді ажыратып, бөлуде  жоғары көрсеткішке ие (90 %), өзіміз жасаған отандық өндірістік аэрогидродешламаторы қолданылған,  бұрынғы танымал  аппараттардың көрсеткіші – 20–30 %;

– Жартас аймағындағы кеннен гравитациялық байытудан алынған құрамында 3,28 г/т алтыны бар қалдықтан, әр фактордан флотоконцентратқа алтынды бөліп алудың анықталған желілік мүдделілік деңгейінің және кеннен флотоконцентратқа алтынды мейлінше көбірек (59 % астам), әрі тиімді бөліп алудың математикалық талдау жолы жүргізілген, бұл үрдістің ұзақтығы 15–20 минут, бутил ксантогенатының шығыны – 75–125 г/т, көбіктендіргіштің шығыны  – 80–100 г/т,  мыс купоросының шығыны – 200–275 г/т;

құрамы әртүрлі Жартас аймағындағы кеннен  алтынды тікелей флотациялау үрдісінің математикалық үлгісі алынған: бай/қатардағы = 50/50, құрамында 3,5 г/т Аu бар және 2) бай/қатардағы = 25/75 құрамында 2,31 г/т Аu бар. Бұл үлгі жемісті де тиімді, өйткені, біріншіден, қалдықты байытуға қарағанда кеннен алтынды мейлінше  көбірек бөліп алуға қол жеткізілді: 1–кеннен оңтайлы жағдайда бөлініп алынған алтынның мөлшері 70,26 %, оны  мынадай жағдайда  алуға болады: үрдіс ұзақтығы – 20 минут; бутил ксантогенатының шығыны –75 г/т; көбіктендіргіштің шығыны – 100 г/т, мыс купоросының шығыны – 200 г/т; 2 – кеннен – 62,16 %; уақыттың ұзақтығы –10 минут; бутил ксантогентының  шығыны –75 г/т; көбіктендіргіштің шығыны– 100 г/т; мыс  купоросының шығыны – 300 г/т, екіншіден,  кеннің  құрамы  барынша  аз болған  жағдайда  оны байытуға  көп мөлшерде  мыс  купоросының кететіні анықталған;

құрамында алтыны  бар сульфидтердің  қышқыл  қоспасында  жоғары дәлдікпен  және дәйекті  түрдегі  реакциясы анықталған: пириттің күкірт қышқылы  ерітіндісінде тотықтырғыштармен – MnO2, KMnO4;  халькопириттің, сфалерит  пен галениттің  күкірт қышқылы  ерітіндісінде – MnO2, сондай-ақ    MnO2, KMnO4 тотықтырғыштардың реакцияларға  әсері көрсетілген;

– алтынды  флотациялық  жолмен,  сонымен қатар  Жартас  аймағында алдын ала қышқылмен  өңдеп, әзірленген кеннен  жұқадисперлі  алтынды  бөлу  үрдісі   диффузиондық тәртіптегі фазды бөлу шегінде: ″қатты-сұйық″  және  зерттелетін  үрдістердің  лимитті факторлары айқындалған;

– жасалған қаржылай-экономикалық үлгі Жартас  аймағындағы  кен орындарының ұтылымсыздығын және әсерлі факторларын (әлемдік  нарықтағы алтынның құны  және оның  кендегі  құрамы)  анықталған.

Аталмыш жұмыстың ғылыми нәтижелері  туралы халықаралық  симпозиумдарда, конференциялар мен конгрестерде айтылып, баяндалған.

Ұсынылған технология сапасы жөнінен кондициялық талаптарға  толық сәйкес келетін құрамында алтын бар гравиа және флотоконцентратты, сондай-ақ лигатуралы алтын (шлихтік) секілді тауарлы өнімдерді алуға мүмкіндік беріп отыр.

Жасалынған гидроконцентраттардың тиімділігі Ақсу, Жолымбет және Бестөбе кен байыту фабрикаларының ірілендірілген зертханаларында, жартылай өндірістік және өндірістік сынақ жағдайларында дәлелденіп, көз жеткізілген. Бұл технология Ақсу кен байыту фабрикасында, Жартас аймағындағы кенді игеруге болатындай, жұқа және шаң-тозаң күйіндегі алтындарды кеннен, сондай-ақ әртүрлі табиғи материалдардан алтынды бөліп алудың бірден бір тиімді құрал-аппараты ретінде өндіріске енгізілген.

Қаржылай экономикалық үлгі Жартас аймағындағы алтынды кен орындарын игеруде инвестициялық тартымдылығымен, оған мақсатты жағдайда барлауға бөлінетін қаржының өзін ақтайтындылығымен, бұл технологияны өндіріске енгізіп, тиімді пайдалануға болатынын айқын көрсетіп отыр.

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

BAYYSBEKOV SHYNYBAI

 

Combined No cyanide Technology of processing of “rest”Gold – containing

ores of Crust erosion

 

05.16.02 – Metallurgy of Ferrous, Non – ferrous and Rare Metals

 

Dissertation for the Degree of Doctor of Technical sciences.

 

 

The dissertation is directed on the decision of actual problems of the gold industry of Kazakhstan: replenishment of republic gold reserves due to involving to processing the ores on the territory of Zhartas and development effective combined no cyanide technology of extraction from them gold, including a finely dispersed gold.

The purpose of the dissertation are the development of scientific bases and creation of the innovative technology – combined no cyanide technology of processing  of “rest” gold – containing ores of crust of erosion, including ores on the territory of Zhartas.

The object of the dissertation is “rest” gold – containing ores of crust of erosion, including ores on the territory of Zhartas in Shu–Illyysk and Balkash sea–coast. The main technological peculiarities of the ores on the territory of Zhartas are their belonging to the ordinary (on gold reserves) mixed vein – stock type ores; oxidized character of ore of upper horizons of crust erosion; sulfide character of ore of middle and lower horizons of crust erosion; presence of small portion of arsenic, bismuth and antimony; absence of coal like substance; their “rest”, which is due to difficult to extract of finely dispersed gold, associated with sulfide and oxide of metals and presence clay – slime fine – grain particles.

Next results of the work were received for the first time:

-       The search model of gold mineralization of Zhartas territory and model of industrial mineral deposits of Shu – Illyysk ore zone were elaborated.  Its serve, in according to the law of Tsipf,  by the base for a search and discovering gold and polymetal mineralization in no investigating region neighboring with Zhartas.

-       The centrifugal hydroconcentrator (is called as a hydroconcentrator of Kazakhstan) of home production was improved. It has high indices on the extraction of gold (72 – 75 %), especially fine and dust – like, from ores and technogenic materials of different nature and dispersion; it is different of modern centrifugal hydroconcentrator Nelson (30–53 % Au), Falcon (24–60 % Au), Itomak (36–67 % Au) and  little use for the processing of disperse materials. High indices of a concentrator of Kazakhstan are ensured at the expense of use scales with different reefs on dependences of the type and dispersive of materials.

-       The air-hydrodislamator of home production was developed. It has high indices in removing (by 90 %) clay–slime fine–grain particles, unlike known equipments (20-30 %), at the expense of use elastic water-air streams (instead of mixer), which ensure their profound moving to the volume of fine–grain particles, and corner of an inclination of partitions and opening between a bottom of the apparatus and move partitions, also of height and inclination of threshold.

-       The mathematical model of flotation tails of gravitational enrichment of ores on the territory of Zhartas, which contain 3,28 g/t of Au, was established. It shown the linear dependence “a degree of gold extraction to flotoconcentrate – everyone factor” and optimal conditions of maximal extraction (more 59 %) gold from ore to flotoconcentrate: duration of process – 15–20 min, charge of ROCSSK 75–125 g/t, charge of foamer – 80–100 g/t, charge of copper vitriol – 200–275 g/t.

-       The mathematical models of flotation of Au from ore of different structure: 1) rich/ordinary =50/50 with the content of 3,5 g/t of Au and 2)  rich/ordinary =25/75 with the content of 2,31 g/t of Au were established. Its were determined conditions of maximal extraction gold from ore to flotoconcentrate from ore 1 (more 70,26 %): duration of process – 20 min, charge of ROCSSK 75 g/t, charge of foamer – 100 g/t, charge of copper vitriol200 g/t and from ore 2 (62,16 %): duration of process – 10 min, charge of ROCSSK 75 g/t, charge of foamer – 100 g/t, charge of copper vitriol300 g/t.

-       The constant of equilibrium, data of energy of Gibs, enthalpy, entropy and heat capacity of system were calculated by method of Tyomkin-Schvartsman, whish established the high probability of course of reactions of oxidizing dissolution gold-containing sulfides at 25-100 0C: pyrite in the solution of sulphuric acid in the presence of oxidizer – MnO2, KMnO4, chalcopyrite, sphalerite and galenite in the solution of sulphuric acid in the presence of oxidizer – MnO2. It was also established: the influence of oxidizing properties of   MnO2, KMnO4 on the oxidation of minerals and next sequence of the course of reactions of oxidizing dissolution gold-containing minerals (from the left  to the right): chalcopyrite, pyrite, galenite and sphalerite.

– The linear dependence of heat capacity from a temperature in reactions of oxidizing dissolution gold-containing chalcopyrite, pyrite, galenite and sphalerite by sulphuric acid in the presence of oxidizer – MnO2 was established. It testifies the absence of phaze transitions.

-       The diffuse regime of the process of flotational extraction of Au, including finely dispersed gold, from ore, preliminary treated by the solution sulphuric acid in the presence of oxidizer – MnO2, on a border of phases: “hard–liquid” was established. It was also established: the thickness of forming products is limiting factor of investigated processes by equation of Roginsky.

-       The innovative new no cyanide technological scheme of processing of “rest” gold-containing ores was elaborated. It exclude the use of a cyanide method, unlike known technologies, and combine by the gravitation method of  ores with use of a hydroconcentrator of Kazakhstan and new sulfate no chloride method of oxidizing dissolution of materials for uncovering connections of finely dispersed gold with minerals.

      Scientific results of the work were practiced in the international symposiums, conferences and congresses.

     The developed technology has allowed receiving commodity products: gold containing gravi- and flotoconcentrates and base bullion gold on the quality corresponding to conditional requirements.

    Efficiency of the developed centrifugal hydroconcentrator of Kazakhstan was confirmed integrated-laboratory, semi-industrial and industrial tests in the conditions of Aksuisky enrichment factory (EF) and by introduction on Aksuisky EF as the apparatus, suitable for extraction of finely and dust–like gold from ores on this factory, the territory Zhartas and also from other gold containing materials of various nature and dispersive.

   Financial and economic model of deposits of Zhartas territory was shown a high degree of its investment appeal and expediency of an investment of investigation, industrial development and operation.

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

Подписано в печать 27.07.07 г.

Формат 60×84 1/16. Бумага офсетная.

Объем 2,0 печ. л. Тираж 150. Заказ №

 

_____________________________________________________

 

 

Издано в издательском центре КазНТУ имени К.И. Сатпаева,

 

 
г.Алматы, ул. Ладыгина, 32, тел.: 220–17–67.