Повышение качества рудного сырья на основе методов предварительного обогащения

Особенностью строения месторождений золота Кызылкумского региона является идентичность физико-механических свойств и внешних признаков руды и вмещающих пород. Кроме того, случайное распределение рудных тел в горном массиве и золота в рудных телах приводит к значительным потерям балансовых запасов, примешиванию к ним пустой породы, понижению качества добываемого минерального сырья. По этой же причине часть товарной руды попадает в отвалы пустой породы. Поэтому при разработке месторождений такого типа как природного, так и техногенного происхождения особое место занимает информационное обеспечение процесса разделения потока горной массы по качественному признаку на товарную руду, забалансовую руду и пустую по роду. На современном уровне развития науки приемлемых технических решений для создания методов сортировки, основанных на прямом определении золота в руде, не существует. Поэтому исследования были ориентированы на поиск и использование для этих целей косвенных разделительных признаков.

Общеизвестно, что при освоении запасов золотосульфидного месторождения Кокпатас, характеризующегося относительно низким содержанием золота, снижение потерь и разубоживания балансовой руды имеет принципиально важное значение. Поэтому на этом месторождении с 1993 г. проводятся обширные исследования по предварительному обогащению товарной руды путем выделения из ее потока некондиционной части.

Для этого совместно Всероссийским НИИ химической технологии (ВНИИХТ) и ЗАО «Интегра» (Россия) изучена контрастность руд месторождения Кокпатас, установлен косвенный разделительный признак, в качестве которого принята корреляционная взаимосвязь между содержанием золота и сульфидов, и разработаны эффективные алгоритмы классификации руды на основе этого признака с использованием метода рентгенорадиометрической сортировки. Разработан автоматизированный программноуправляемый комплекс крупнопорционной сортировки руд, в котором за единичную порцию принято количество руды в автосамосвале грузоподъемностью 40 т. Этот программно-управляемый комплекс, основу которого составляет рентгенорадиометрическая контрольная станция (PKKC), изготовлен фирмой «Радос» (г. Красноярск, Россия). В 1997 г. комплекс прошел опытно-промышленные испытания и в январе 1998 г. введен в промышленную эксплуатацию. Поэтому в настоящее время руда в каждом автосамосвале после выезда из карьера оперативно опробуется с помощью PKKC. В зависимости от результата опробования автосамосвал получает соответствующий адрес разгрузки. Реальным следствием внедрения комплекса является увеличение содержания золота в товарной руде на 10 % за счет выделения из нее практически пустой породы. Программно-управляемый комплекс не имеет аналогов в мировой практике золотодобывающей промышленности.

При помощи программно-управляемого комплекса из руды (в зависимости от исходного содержания в ней золота) возможно выделение от 30 до 80% отвальных хвостов. При этом содержание золота в товарной руде увеличивается в 1,4-1,7 раза.

К настоящему времени разработку технологии предварительного радиометрического обогащения руд месторождения Кокпатас следует считать завершенной. За этот период на комбинате при активном участии ВНИИХТ и фирмы «Радос» создана научно-методическая база, построен опытный рудосепарационный комплекс, где проведены и продолжаются укрупненные испытания на материале крупнотоннажных технологических проб различных технологических типов и сортов руд.

По предварительным технико-экономическим расчетам включение в схему отработки месторождения Кокпатас технологии предварительного радиометрического обогащения руд позволит: существенно снизить себестоимость золота; увеличить сырьевую базу месторождения в результате вовлечения в рентабельную переработку забалансовой руды и многочисленных участков рудного поля, не вошедших в подсчет запасов: обеспечить запланированный годовой выпуск золота при переработке 3 млн. т сульфидных руд вместо 4,7 млн. т, предусмотренных проектом.

Учитывая высокую эффективность технологии предварительного обогащения, комбинат с 1998 г. приступил к ее поэтапному промышленному внедрению. С 2001 г. введен в эксплуатацию опытно-промышленный комплекс для покусковой сортировки горной массы с производительностью до 1 млн. т/год по исходной руде.

Несколько по-другому решается задача поиска разделительного признака для месторождения Мурунтау, практически не имеющего сульфидной минерализации, связанной с золотом.

Известно, что отличительной особенностью месторождений золота является крайне широкий диапазон изменения его содержания даже в смежных элементарных объемах (коэффициент вариации до 100% и более). Поэтому поиск корреляционной связи между содержанием золота и его конкретными спутниками в дискретных точках является малоперспективным. Однако его средневзвешенное содержание может иметь корреляционную взаимосвязь с признаком, отображающим в целом способность пород принять определенное количество золота. Поэтому важнейшими задачами методологии сортировки руд с гетерогенным распределением полезного элемента являются:

- поиск признаков, позволяющих качественно или количественно отображать в аналоговой форме уровень специализации среды на искомый элемент и выделять ее из пустой породы или пустую породу - из горнорудной массы;

- поиск способа разделения по этим признакам горной массы не менее чем на два технологических сорта - забалансовая и балансовая руда;

- определение границ представительности разделительного признака по объему порций горной массы, с помощью которых сортировка принципиально возможна и технологически осуществима.

Методический подход к решению этих задач рассмотрим на примере рентгенорадиометрических систем опробования.

В качестве разделительного признака выбран эффективный атомный номер геологической среды Zэфф, величина которого определяется соотношением в породах тяжелых, средних и легких элементов. Это объясняется тем, что процесс рудообразования всегда связан с перераспределением элементов и сопровождается выносом породообразующих (как правило, подвижных и легких) и приносом рудных и им сопутствующих (как правило, тяжелых и средних) элементов. Поэтому с ростом специализации геологической среды на золото ее эффективный атомный номер Z должен возрастать.

Из ядерной геофизики известно, что величина вторичного когерентного и некогерентного излучения У находится в обратной зависимости от эффективного атомного номера Z облучаемой геологической среды. Следовательно, эта величина может быть показателем уровня специализации среды на золото.

Исходя из этого предположения, на первом этапе опытных работ было исследовано рентгенорадиометрическим способом 150 шламовых проб из двух разведочных скважин колонкового бурения. Скважины были выбраны таким образом, чтобы пробы представительно по числу характеризовали разрез месторождения по основным типам пород, включая рудоносную зону. Корректность выборки по числу проб оценивалась исходя из следующего.

С позиций геологической статистики смежные объемы геологической среды следует рассматривать как взаимозависимые, в которых равновероятны три события по содержанию золота:

- аномальное высокое, т.е. событие «+»:

- рядовое, нормальное, т.е. событие «0»;

- аномальное низкое, т.е. событие «-».

При такой градации событий вероятность появления каждого из них в точке массива (пробе) вдвое меньше, чем двух других, а при изучении массива в одном измерении (по скважине) вероятность появления одинаковых событий в смежных пробах уменьшается еще вдвое. Из этого следует, что для геостатистических выборок, характеризующих горный массив в сечении, вероятность появления одного равновероятного события в четыре раза меньше, чем двух других. Поэтому для надежного выделения одного из трех равновероятных событий каждая выборка должна быть повторена не менее 5 раз, а количество проб в выборке определяется заданной степенью надежности получаемых результатов (обычно 20=30 проб).

В качестве различительного признака использовался параметр, рассчитанный на основе измеренного вторичного когерентного и некогерентного излучения на исследуемых (Nl) и контрольной с известным содержанием золота (Nо) пробах, т.е. определялся эквивалентный атомный номер геологической среды Zэфф.экв:

При определении вторичного излучения блок облучения и детектирования устанавливался непосредственно на пробу. Горная масса с содержанием золота менее 1,0 г/т относилась к породе, от 1,0 до 2,0 г/т - к забалансовой руде и более 2,0 г/т - к балансовой руде. Для каждой пробы рассчитывалось значение Zэфф.экв, по возрастанию которого они, учитывая соотношение геостатистически равновероятных случайных событий, были разделены на 5 классов по 30 проб в каждом (табл. 5.6).

Анализ полученных данных показывает, что содержание золота в пробах закономерно возрастает с увеличением Zэфф.экв.

Результаты измерений были использованы для построения графиков зависимости содержания золота в пробе от ее эквивалентного атомного номера Zэфф.экв (рис. 5.1 б), анализ которых показывает, что:

- пробы с содержанием золота до 0,5 г/т можно принять за "геохимический фон", его удвоенную величину (1,0 г/т) - за нижнюю границу класса "руда", а промежуточные значения отнести к классу «забалансовая руда»;

- значения Zэфф.экв < 10 % соответствуют породе, от 10 до 18 % - забалансовой руде и больше 18 % - балансовой руде;

- Zэфф.экв отображает специализацию среды на золото и по нему возможна по крайней мере трехуровневая сортировка горной массы.

На следующем этапе исследований оценивалась эффективность применения разделительного признака Z на участках месторождения с различной степенью развития рудной минерализации. Для этого пробы отбирались из четырех скважин, пробуренных в центре (№3) и на границе (№4) рудной залежи, на северо-западном (№5) и юго-восточном (№6) флангах рудного поля. Анализ полученных результатов показывает, что:

- пробы из скважины №3 (рис. 5.16, б) соответствуют однородной среде (среднее содержание золота 2,9 г/т, значение Zэфф.экв = 11%) при вариации показателей v = 22 % и отсутствии проб со значением Z < 7 % (из 28 проб только одна имела аномально низкое содержание), что косвенно подтверждает правильность выбора границы «порода -забалансовая руда;

рудные пробы в выборке из скважины №4 (80 проб) доминируют, доля проб с содержанием выше среднего увеличилась, повысилась контрастность руд, что объясняется более резкой сменой геохимической обстановки по границам рудных зон и более дифференцированным распределением в массиве обогащенных золотом участков (вариация содержания v = 72 %, величины Zэфф.экв vz = 36 %); взаимосвязь содержания золота с величиной Zэфф.экв прослеживается отчетливо (рис. 5.16, в);

функциональной взаимосвязи содержания золота с величиной Zэфф.экв по результатам анализов проб из скважин № 5 и 6 не установлено (рис. 5,16, г, д), поскольку такая взаимосвязь либо отсутствует, либо длина проб несоизмеримо больше размеров участков горного массива, обогащенных золотом, что требует дополнительного изучения.

Выполненные исследования позволяют сделать следующие выводы:

1. Гомогенные руды, аналогичные вскрытым скважиной №3, сортировке не подлежат в принципе, так как вариация содержания золота в них составляет 20-25 %. Они могут отрабатываться сплошным забоем с предельной по техническим возможностям высотой уступа.

2. Сортировка горной массы может быть реализована с использованием разделительного признака Zэфф.экв, измеряемого в аналоговой форме рентгенорадиометрическим способом. Исследования подтвердили эффективность этого способа разделения золотосодержащей горной массы по сортам и перспективность его применения для сортировки забалансовой руды и вскрышных пород карьера Мурунтау. При этом из забалансовой руды (рис. 5.1 7) с содержанием золота 1,56 г/т может быть получeно 45+55 % (содержание 2,0-2,1 г/т), а из руды с содержанием золота 1,04 г/т - 20+22 % (содержание 2,08 г/т) товарной руды.

Таким образом, выполненные исследования позволяют сделать вывод о том, что сортировка бедных руд на основе рентгенорадиометрических методов распознавания золотосодержащей горной массы является перспективным направлением повышения качества руды, направляемой на кучное выщелачивание золота.

Одной из актуальных, но до конца не решенных задач горного производства остается проблема извлечения ценных компонентов из низкосортных руд техногенных образований, накопленных за десятилетия отработки крупных и уникальных месторождений цветных и благородных металлов, а также других полезных ископаемых рудного и нерудного сырья.

По этому направлению горной науки опубликована масса работ, доказывающих принципиальную возможность предварительного обогащения низкосортных руд, но предлагаемые технологические решения при удовлетворительной избирательности не обладают производительностью, требуемой для обеспечения крупных перерабатывающих заводов товарным сырьем. Дело в том, что эти решения, как правило, основаны на «мокрых» технологиях и по сути дублирующих заводской передел, но на низкосортном сырье. Поэтому они весьма энергоемки и затратны.

В практике рудоподготовки, как правило, приходится выделять не два, а три продукта. В конкретном случае, вероятнее всего, в процессе обогащения будет дополнительно получен промежуточный продукт, очищенный от вредных примесей, благоприятный для переработки методом кучного выщелачивания (спецпорода). Если соотношение продуктов обогащения по выходу принять одинаковым, то получим следующие контрольные показатели.

Содержание золота о в суммарном обогащенном продукте («руда»+«спецпорода» при выходе 2/3 от исходного материала) равно 0,95 г/т, извлечение золота.

- без покусковой сортировки - 0,75-0,5-1,0= 0,375 отн. ед;

- с покусковой сортировкой - 0,75 0,75-1/3= 0,188 (для кучного выщелачивания) и 1,14 0,85-1/3=0,323 (для ГМЗ-2), всего 0,188+0,323= 0,511.

Следовательно, за счет подготовки низкосортной руды очисткой от вредных примесей, будет получено золота в -1,4 раза больше (0,511:0,375=1,36) при меньших в 1,5 раза объемах (1:2/3=1,5) и затратах на суммарный передел на участке KB и ГМЗ-2 в пересчете на условную единицу исходной резервной массы.

Если задаться поставками на завод обогащенного продукта с содержанием золота свыше 1,15 г/т в количестве хотя бы 1/3 от достигнутой производительности завода, т.е. -10 млн. т в год, то в рудоподготовку потребуется вовлекать ежегодно не менее 30 млн. т резервной массы. В этом случае, с учетом дополнительного постоянного ее поступления от добычи, на рудоподготовку всех ее запасов на обогатительном комплексе такой производительности уйдет около 20 лет.

Приведенные укрупненные расчеты убедительно доказывают, что о применении «мокрых» технологий и типа покусковой сепарации для обогащения техногенных образований рудника Мурунтау в объемах, востребованных производством, не может быть и речи. Нужен принципиально иной подход, и он состоит в следующем.

На месторождении Мурунтау специализированными на золото являются породы кремнистой формации, которые характеризуются высокой механической прочностью. К породам с заведомо пониженным содержанием золота относятся породы черносланцевой формации (углистоглинистые сланцы), которые обладают низкой механической прочностью. Их доля в объеме резервной массы, извлекаемой из зоны внутренней вскрыши, составляет одну треть. Исходя из этого, породы внутренней вскрыши с помощью оборудования для механического разделения пород по прочности и плотности породной матрицы можно разделить на заведомо безрудные и специализированные на золото породы. Например, в режиме щадящего дробления с последующим грохочением исходной горной массы можно добиться получения в плюсовых классах крупности продукта, состоящего преимущественно из пород кремнистой формации, а в минусовом классе будет доминировать черносланцевой формации.

В рамках опытно-методических работ проведены исследования зависимости содержания золота в кусках низкосортных руд Мурунтау от их массы в классе крупности «-100+50 мм» (рис. 5.18). Полученные результаты свидетельствуют о том, что в выборке из 1410 кусков со средним содержанием золота 0,85 г/т, отобранных из крупно-тоннажных технологических проб низкосортных руд, наблюдается закономерное возрастание среднего содержания золота в кусках по классам их крупности (веса).

Среднее содержание в массиве кусков класса «+160 г» поданным гамма-активационного анализа составило 1,24 г/т. Эти данные подтверждают принципиальную возможность обогащения резервной массы руд Мурунтау по технологии щадящего дробления с выделением в концентрат плюсовых классов продуктов грохочения, обладающих повышенной прочностью. При этом, если за пороговое значение массы куска принять, например, 160 г, а среднюю удельную плотность пород кремнистой формации принять равной 2,5 г/см3, то объем такого куска составит 64 см3 (160:2,5=64).

Тогда для кусков условно кубической (ромбоидной) формы получаем, что рациональный пороговый размер ячеек сита грохота должен быть 40x40 мм (4*4*4=64).

Другими словами, если исходную лежалую горную массу техногенных образований, прошедшую предварительное дробление до класса крупности «-200 мм» для транспортировки по конвейерной линии ЦПТ, подвергнуть все го лишь классификации на грохоте с размером ячеек сита 40x40 мм, то полученный плюсовой класс («+40 мм») уже будет представлять собой обогащенный продукт.

Исследованиями фракционного состава исходной взорванной массы, вовлекаемой в экскавацию в карьере Мурунтау, установлено, что она на 35-45 % состоит из фракции класса « 40 мм», представленной в разном соотношении породами кремнистой формации и сланцев. Исходя из этого, приходим к выводу, что для того, чтобы выделить из этой фракции кремнистую или углисто-глинистую составляющую, необходимо провести опытно методические работы по определению режима щадящего дробления исходной массы и последующего грохочения.

Согласно иерархии геохимических систем мелкая фракция класса «-5 мм» из отвалов резервной массы должна в пропорции 3:1:0.3 состоять из пустой породной массы, «спецпороды» и тяжелой фракции рудных минералов. Для её обогащения могут быть использованы каскадногравитационные классификаторы с разделением сыпучих материалов в воздушном потоке по размеру или плотности материала.