докт. техн. наук, проф. кафедры «Обогащение полезных ископаемых и охрана окружающей среды» им. С.Б. Леонова
664074, г. Иркутск, ул. Лермонтова, 83
Dr. Sci. (Eng.), prof. of the Department of mineral processing and environmental protection
664074, Russia, Irkutsk, Lermontov str., 83
ген. директор
664074, г. Иркутск, ул. Лермонтова, 83/1
general director
664074, Russia, Irkutsk, Lermontov str., 83/1
докт. техн. наук, проф., зав. кафедрой «Обогащение полезных ископаемых и охрана окружающей среды» им. С.Б. Леонова
664074, г. Иркутск, ул. Лермонтова, 83
Dr. Sci. (Eng.), prof., head of the Department of mineral processing and environmental protection
664074, Russia, Irkutsk, Lermontov str., 83
канд. техн. наук, доцент кафедры «Обогащение полезных ископаемых и охрана окружающей среды» им. С.Б. Леонова
664074, г. Иркутск, ул. Лермонтова, 83
Cand. Sci. (Eng.), associate prof. of the Department of mineral processing and environmental protection
664074, Russia, Irkutsk, Lermontov str., 83
Работа посвящена исследованию обогатимости золотосодержащей руды. Согласно технологическим исследованиям, среднее содержание золота составило 11,88 г/т. Содержание серебра незначительное – 2,43 г/т. Основными рудными минералами пробы являются пирит и пирротин. Среднее содержание этих минералов в руде, по данным минералогического и рентгеноструктурного анализов, составило около 6 % (в сумме). Основные породообразующие минералы исходной руды – кварц (60,1 %), кварц–хлорит-слюдистые агрегаты (3,8 %), карбонаты (7,1 %). По результатам исследования установлено, что извлечение золота при выполнении теста GRG составило 72,75 % при выходе суммарного концентрата 1,34 % и содержании 664,78 г/т. При этом содержание золота в хвостах – 3,29 г/т. Стадиальный тест показал, что для переработки руды только по гравитационной технологии целесообразно применение двухстадиальной схемы. Первая стадия – в цикле измельчения при крупности руды 60–70 %, вторая – при конечной крупности слива классификации 90 % –0,071 мм. Центробежная сепарация, как операция извлечения свободного золота в цикле измельчения, работает эффективно. Получен концентрат с содержанием золота 2426 г/т при выходе 0,31 % и извлечении 63,74 %. Обогащение измельченных до 90 % –0,071 мм хвостов первой стадии на концентраторе КС-CVD (моделирование) позволило получить извлечение золота в суммарный гравитационный концентрат (KC-MD + KC-CVD) 87,25 % при выходе концентрата 22,63 %. Содержание золота в хвостах составило 1,97 г/т. Результаты гравитационного и флотационного обогащения исходной руды свидетельствуют о целесообразности применения комбинированной гравитационно-флотационной технологической схемы. В замкнутом опыте обогащения исходной руды по этой схеме при естественном значении рН пульпы (без добавления кислоты) получены следующие продукты: гравитационный концентрат с содержанием золота 2426 г/т при выходе 0,31 % и извлечении 64,06 %; флотационный концентрат (после II перечистки) с содержанием золота 122 г/т при выходе 2,90 % и извлечении 33,01 %; суммарное извлечение золота в гравитационно-флотационный концентрат составило 94,07 % при выходе 3,21 % и содержании Au 345,87 г/т, содержание золота в хвостах флотации было 0,72 г/т.
The paper focuses on the study of the gold-bearing ore dressability. According to technological research, the average gold content is 11.88 g/t. The silver content is insignificant – 2.43 g/t. Main ore minerals in the sample are pyrite and pyrrhotite. According to mineralogical and X-ray structural analysis, the average content of these minerals in the ore is about 6 % (in total). Main rock-forming minerals of the original ore are: quartz (60.1 %), quartz-chlorite-mica aggregates (3.8 %), carbonates (7.1 %). According to the study results, it was found that the gold recovery in the GRG test was 72.75 % with a total concentrate yield of 1.34 % and a content of 664.78 g/t. At the same time, the gold content in tailings was 3.29 g/t. A stage test showed that it is advisable to use a two-stage scheme for ore processing by gravity technology only. The first stage is in the grinding cycle with the 60–70 % ore size, and the second stage is with the final classifier overflow size of 90 % –0.071 mm. Centrifugal separation has high performance as a free gold recovery operation in the grinding cycle. A concentrate with a gold content of 2426 g/t was obtained with a yield of 0.31 % and a recovery of 63.74 %. The beneficiation of first stage tailings ground to 90 % –0.071 mm at the KC-CVD concentrator (modeling) made it possible to extract gold into a total gravity concentrate (KC-MD + KC-CVD) of 87.25 % with a concentrate yield of 22.63 %. The gold content in tailings was 1.97 g/t. The results of gravity and flotation concentration of the original ore indicate the feasibility of using a combined gravity-flotation technological scheme. In a closed experiment of the initial ore beneficiation according to the gravity-flotation scheme at a natural pH of the pulp (without adding acid), the following products were obtained: gravity concentrate with a gold content of 2426 g/t at a yield of 0.31 % and recovery of 64.06 %; flotation concentrate (after the II cleaning) with a gold content of 122 g/t at a yield of 2.90 % and recovery of 33.01 %; the total gold recovery in the gravity-flotation concentrate was 94.07 % with a yield of 3.21 % and an Au content of 345.87 g/t, the gold content in the flotation tailings was 0.72 g/t.
The authors declare that there are no conflicts of interest present.