Альтернатива цианидному выщелачиванию золота

02.03.11 20:49

Введение T12S04 (10 мг/т) уменьшает зависимость скорости растворения золота от концентрации цианистого натрия, а при добавлении 100 мг/л скорость растворения золота практически не зависит от концентрации цианида в растворе. Катро установил также, что соли свинца, висмута и ртути практически не влияют на скорость растворения золота [105].  
В ряде случаев для повышения эффективности процесса цианирования рекомендуется в пульпу вводить KMn04, Mn02, CS (NH2)2 высокомолекулярные спирты, алкилированныеарилсульфонаты и т. д. 
На фабрике Бланкет для уменьшения вредного влияния ксантатов на растворимость золота в мельницы загружают окислы свинца. На Голден Вали, Грейт Боулдер в пульпу вводят соответственно 70 и 150 г/т нитрата свинца. Введение в цианистую пульпу солей свинца для связывания сульфидной серы практикуют и на других фабриках (Питчуэй и др.). 
Рекомендуется применять алифатические полиамины (диэтилен триамин, триэтилен тетрамин и тетраэтилен пентамин). Цианирование в этом случае рекомендуется вести в обычных условиях, но с добавкой 800 г/т одного из полиаминов и следить за содержанием СаО в растворе. Рабочий раствор должен содержать не более 40 г/т СаО. 
Наиболее часто различные добавки применяют при цианировании углистых руд и концентратов. Условия цианирования углистых руд в присутствии химических добавок описаны в VII главе книги. 
С целью снижения расходов на реагенты в ряде случаев рекомендуется применять для цианирования золотосодержащих руд цианид кальция Са (CN)2, который дешевле NaCN и, кроме того, способствует более  полному  растворению  серебра. 
Для повышения общей эффективности процесса выщелачивания признано целесообразным самым тщательным образом контролировать параметры технологического процесса — вводить цианид в пульпу в виде раствора, автоматически регулировать загрузку реагентов и т. д. 
Исследованиями, проведенными в Румынской Народной Республике с использованием математического анализа, установлено, что наиболее целесообразно проводить непрерывное цианирование руды в большем количестве агитаторов меньшего объема. В этом случае сокращаются потери золота с хвостами за счет тщательной обработки всей  массы  руды,  поступающей  в  цикл  цианирования   [107]. 
Большое внимание за рубежом уделяется вопросам, связанным с интенсификацией процесса цианирования.

Приоритет в этом направлении принадлежит  Бруку, который в 1953 г. предложил  для извлечения серебра из морской  воды применять цеолиты железа и  марганца. 
Позднее, в 1964 г., Байер с сотрудниками (ФРГ) создал так называемые хелатные ионообменные смолы, способные извлекать из морской воды до 100% ценных металлов.  
Из работ самого последнего времени, посвященных использованию твердых ионообменников для извлечения золота из морской воды, наиболее интересно исследование группы экспериментаторов Компании  исследований   и  развития   Гуффа   (США). 
Для коллектирования благородных металлов предложено использовать воднонерастворимый этиленовый полимер, содержащий висячие карбоксилатные или амидные группы. Один из лучших способов получения указанного полимера — омыление этиленоалкильного акрилатного сополимера или синтезирование сополимера этилена и эфира кислых групп, включающих малеиновую, фумаровую и таконовую кислоты. Детально получение таких сорбентов описано в патенте. 
По достижении достаточной степени нагруженности полимерной пленки, сорбированное золото можно извлечь плавкой из золы после сожжения полимера или осадить из растворов от растворения полимеров в каустической соде (едком натре). 
Пути использования естественных и искусственных ионообменников в основном те же, что и рассмотренных выше сорбентов, а именно: установка в потоке морской воды, фильтрация через постель в чане,  загрузка  пористых  контейнеров. 
Мерро предложил совершенно новый путь использования искусственных ионитов [179] — нанесение их на корпус судна, совершающего свой коммерческий рейс По прибытии в порт назначения ионообменную смолу можно сдирать с судна и подвергать обработке. Обработка смолы заключается в промывке кислотами и специальными элементами с последующим электролизом элюата, содержащего благородные металлы.  Регенерированные смолы  можно  использовать неоднократно. 
Наиболее экономично предложение использовать специальные приспособления, находящиеся в трюме судна и заполненные ионообменными смолами [180]. Здесь предусмотрено, что движение судна вперед заставляет непрерывно протекать морскую воду через сосуд с ионитом. Этот сосуд должен иметь площадь поперечного сечения около 9,5—10 м2, длину Зли содержать около 28 м3 смолы. Максимальная скорость протока морской воды при сорбции на смолу должна   составлять —0,8  м3  через   1   м2   поверхности    в   минуту (0,8 м/мин). 
При такой скорости потока через сорбционное устройство в сутки пройдет ~12 500 т морской воды. При содержании в воде даже 1 мг/т золота в сутки извлечется 12,5 г золота. В течение года непрерывного плавания может быть адсорбировано около 4,5 кг золота на сумму около 5000 долл.

АНАЛИЗ СОВРЕМЕННОГО СОСТОЯНИЯ ДОБЫЧИ И КУЧНОГО

ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ ЗОЛОТА 

Рассматриваются современное  состояние золотодобычи и кучного  выщелачивания золота. Сделан обзор  золотодобычи в Казахстане. Приведены  методы кучного выщелачивания золота.  

В настоящее время, как и много  веков назад, золото остается важнейшим  благородным металлом, играющим традиционную роль мировых денег. Кроме этого, благодаря своим уникальным физическим и химическим свойствам золото все шире используется в промышленности, ювелирном деле, медицине и других сферах деятельности человека. Все большее число людей, особенно в странах Востока, повышая свой жизненный уровень, стремится к обладанию золотом.

Мировая потребность в золоте имеет  тенденцию к росту. Так, в 1993 г. она составляла 3027 т (из них 2541 т использовалось в ювелирном деле), а в 1996 г. – уже 3277 т, т.е. на 8,2 % больше. Ежегодное мировое производство золота составляет около 3,5 тыс. т, из которых более 70 % извлекают при переработке коренных золотосодержащих руд [1].

Золото добывают более чем в 80 странах, но более двух третей добычи обеспечивают всего восемь из них. Это  страны, где она превышает 100 т  в год: ЮАР, США, Китай, Австралия, Перу, Россия, Индонезия и Канада [2]. Мировыми лидерами в добыче золота остаются Южная Африка (394 т), США (335 т) и Австралия (285 т). Почти треть добываемого  в мире золота приходится на пять крупнейших золотодобывающих компаний – Newmont Mining, AngloGold, Barrik Gold, Goldfield и Placer Dome, которые производят более 100 т золота в год каждая. Добыча золота из коренных золотосодержащих руд в мире в среднем составляет 70–75 %, из полиметаллических – 15-20 % и 10–15 % – из россыпей при примерном распределении мировых запасов золота соответственно 55-60; 25-30 и 10-15 %.

В последние годы, начиная с 2002 г., добыча золота постепенно снижается. Пик добычи приходился на 2002 г. и составлял 2644т, а в 2007г. – 2475 т, т. е. снижение составило 7% (рис.1).  

Рис.1. Динамика мировой добычи золота в 1998-2007 гг., т [2] 

Большая часть золота (более 65%) применяется  в ювелирной промышленности, около 14% – в других отраслях промышленности, в том числе высокотехнологичных. Также золото по-прежнему используется частными лицами, различными компаниями и фондами, государствами как  средство накопления и инвестиций. Около 19% золота в виде слитков участвует  в тезаврации, применяется для  изготовления монет и медалей  и т.д. (рис.2). 

Рис.2.  Структура потребления золота в мире в 2007г., т [2] 

По разведанным запасам золота Казахстан занимает 10 место в  мире (3-е в СНГ), а по добыче - 13,4 т - 25-е место (4-е в СНГ) [3]. Запасы золота в целом по республике оцениваются  примерно в 800 т, при этом среднее  содержание металла в руде составляет 6,3 г/т (для разрабатываемых месторождений  этот показатель в среднем равен 9 г/т). Государственным балансом Республики Казахстан учтены запасы по 237 объектам, из которых 122 коренных, 81 комплексных  и 34 россыпных (рис.3).

По сравнению с золоторудной минерально-сырьевой базой мира, в  Казахстане более существенную роль, как в запасах, так и в добыче играют комплексные месторождения, гораздо меньший удельный вес  имеют золото-меднопорфировые месторождения. В Казахстане золото добывается как на коренных золоторудных месторождениях, так и попутно, в качестве компонента полиметаллического сырья при производстве цветных металлов. По некоторым оценкам, крупнейшим его продуцентом в республике является ОАО «Казцинк», которое ежегодно производит около 5,5-6 т золота. Второе место занимает ОАО «Казахмыс», которое выпускает его в качестве попутного компонента медного производства около 3-4 т.

Рис.3.  Структура добычи золота в Казахстане из различных месторождений, % 

70% всего производимого в Казахстане  золота добывается в основном  на мелких (с запасами до 25 т)  и средних (от 25 до 100 т) месторождениях. Месторождения золота выявлены  во всех регионах Казахстана, по уровню запасов лидирующее  положение занимают Восточный,  Северный и Центральный Казахстан.  В группу малых месторождений  включено 62 разведанных месторождения.  Подавляющее большинство объектов  этой группы (46 из 62-х месторождений)  не эксплуатируется. Золоторудные  и золотосодержащие месторождения  встречаются в 16 горнорудных районах.  Важнейшими из них являются: Калбинский и Рудно-Алтайский в Восточном Казахстане (месторождения Бакырчик, Большевик, Риддер-Сокольное и др.); Кокшетауский и Жолымбет-Бестобинский в Северном Казахстане (месторождения Васильковское, Жолымбет, Бестобе и др.); Шу-Илийский и Джунгарский в Южном Казахстане (Акбакай, Бескемпир, Архарлы и др.); Майкаинский и Северо-Балхашский в Центральном Казахстане (Майкаин, Бощекуль, Саяк IV, Долинное и др.); Жетыгаринский и Мугоджарский в Западном Казахстане (Жетыгара, Комаровское, Юбилейное и др.).

Основными показателями геологоэкономической оценки рассматриваемых месторождений могут служить запасы руды (металла) и содержание золота в руде. По 40 месторождениям преобладают малые месторождения (22-23 объекта) с запасами руды до 100 тыс. т (золота до 1 т). Известно всего два месторождения (Аксакал и Кенжем, рудник Акбакай) с запасами свыше 1 млн. т руды и более 10 т металла в руде. Запасы руды на 5 других месторождениях составляют от 100 тыс. т до 1 млн. т.

В некоторых странах отработка  малых месторождений считается  экономически эффективной при содержании золота 7,8-8,3 г/т. Среди казахстанских месторождений золота таких почти половина, и запасы в них, исключая Алтынсай, не превышают 100 тыс. т руды. В ряде месторождений (Жаксы, Сев. Байлюсты и др.) содержание золота значительно превышает 20 г/т, а самое высокое наблюдается в рудах Алтынсая – 36,9 г/т. Характерно, что всего лишь четыре месторождения характеризуются содержанием золота 4,2 г/т и менее.

Постепенное уменьшение запасов богатых легкообогатимых руд и увеличение потребности в золоте приводит к тому, что в переработку вовлекаются бедные, сложные по минеральному составу, содержащие вредные примеси руды. Доля золотодобывающихпредприятий, перерабатывающих упорные, сложные по минеральному составу руды, в последнее время увеличилась. В Казахстане 41% собственно золоторудных месторождений легкообогатимы, более половины относятся к категории технически упорных. Особенностями подобных руд являются тонкая вкрапленность, высокое содержание сульфидов, наличие минеральной органики и мышьяковистых минералов и т. п.

Для более полного извлечения металлов с высокими экономическими показателями применяют как заводской способ извлечения благородных металлов из балансовых руд с полным циклом переработки, так и относительно дешевый способ кучного выщелачивания из бедных забалансовых руд или отвалов.

Многолетняя практика зарубежных предприятий  кучного выщелачивания подтверждает их высокую технико-экономическую  эффективность. По сравнению с традиционными  фабричными технологиями кучное выщелачивание  характеризуется низкими капитальными вложениями и эксплуатационными  затратами, меньшим энерго- и водопотреблением, высокой производительностью труда. При использовании метода нет необходимости в тонком измельчении руд перед извлечением, что является довольно энергоемким процессом. В настоящее время способ кучного выщелачивания применяется почти в половине мировых стран-лидерах золотодобычи, поэтому внедрение его идет очень быстро.

Способ кучного выщелачивания  позволил отрабатывать не только крупные  месторождения бедных руд, но и вскрышные  породы, техногенное золотосодержащее сырье (хвосты обогащения руд цветных  и драгоценных металлов) и небольшие  по запасам месторождения (от нескольких десятков килограммов до 1-2 т), расположенные  в малоосвоенных районах. Вследствие избирательности, простоты и дешевизны методявляется наиболее приемлемым для извлечения золота. Но токсичность вследствие использования цианидов и необходимость обезвреживания образующихся стоков являются основными его недостатками. Тем не менее, большое количествозолотоизвлекательных фабрик работает с применением именно этого метода [4].

В настоящее время на территории Казахстана с применением метода извлеченияспособом кучного выщелачивания отрабатываются многие месторождения: Васильковское, Пустынное, Жанан, Центральный Мукур, Большевик, Мизек, Миялы, Суздальское, Карьерное (рудные отвалы), Жерек и Далабай. Для крупных месторождений содержание извлекаемого золота в рудах может быть не более 0,65-0,82 г/т, а при больших объемах производства (несколько миллионов тонн) – 0,35-0,65 г/т.

Кучному выщелачиванию подвергают легкообогатимые руды, в которых  золото и серебро находятся преимущественно  в цианируемой форме, т.е. свободное (самородное) или в сростках в основной своей массе. Наиболее пригодными для цианирования и цианидного кучного выщелачивания являются окисленные вкрапленные руды, сульфидные руды, руды коренных месторождений и россыпи, смешанные руды забалансовые рудные отвалы, техногенное сырье (лежалые хвосты золотоизвлекательных фабрик и обогатительных фабрик) и текущие хвосты переработки золотосодержащих руд.

Первичные руды с тонко вкрапленным  в сульфиды золотом или серебром с присутствием углеродистого вещества сорбционноактивного к цианидному комплексу не подлежат переработке методом кучного выщелачивания. Кроме того, наличие глины в руде также ограничивает использование этой технологии, т.к. она препятствуют проницаемости растворов, и, тем самым, тормозит процесс выщелачивания и снижает извлечение золота. Для того чтобы устранить эти препятствия, достаточно использовать предварительное окомкование или агломерацию руды.

Режим выпадения осадков в районе расположения УКВ тесно связан с  гидрогеологическим режимом территории и влияет на технологический процессвыщелачивания золота. Это, в свою очередь, влияет на поддержание постоянной концентрации (без подаваемых химических добавок) выщелачивающего раствора, что позволяет делать процесс выщелачивания золота эффективным и экономичным. Исходя из этого, можно сказать, что в условиях аридного климата наблюдается высокое водопотребление для поддержания необходимого объема в контуре выщелачивания.

Поэтому климатические особенности  района должны учитываться еще на стадии проектирования объекта для  выбора оптимальной схемы технологического проекта. Кроме того, в расчет должны браться такие факторы, как рельеф местности, геолого-технические и  геологические особенности месторождения, способ добычи руды и годовую производительность рудника.

Переработка руды методом кучного  выщелачивания включает следующие  технологические операции:

- рудоподготовка, которая в зависимости от содержания золота, фильтрационных свойств, гранулометрического и минерального состава сырья может включать дробление, грохочение, шихтовку глинистых руд, окомкование мелких и тонкодисперсных фракций;

- выбор и подготовка площадки  под кучное выщелачивание;

- подготовка гидроизоляционного  основания;

- складирование руды в штабель  (кучу);

- орошение рудного штабеля цианидными растворами;

- собственно выщелачивание золота;

- дренаж растворов через кучу;

- накопление золотосодержащих  растворов в емкости и их  отстаивание;

- извлечение золота из растворов;

- плавка осадков (цинковых, катодных);

- обезвреживание отработанных  рудных штабелей (хвостов выщелачивания);

- рекультивация отвалов и нарушенных  земель.

В промышленности используют три основных метода кучного выщелачивания. Ониотличаются организацией основных и вспомогательных работ, конструкцией гидротехнических сооружений и характером общеинженерных мероприятий.

При первом способе сооружают долговременные площадки многоразового использования  из твердых гидроизоляционных покрытий. Они способны выдерживать механическое давление складированного штабеля, погрузочно-разгрузочных механизмов и  транспортных средств. Необходимое  технологическое оборудование: участки  для формирования штабеля и строительства хвостохранилища, очень прочное гидроизоляционное основание из асфальта и бетона, небольшие по объему технологические емкости. Процесс занимает небольшое количество времени, рудную массу перерабатывают дважды (загрузка, выгрузка).

Второй способ является наиболее распространенным. При этом сооружаются мягкие гидроизоляционные  покрытия одноразового использования  из полиэтиленовых или поливинилхлоридных пленок, листовой резины. Покрытия сочетают с изоляцией из глины либо, при  наличии естественного водоупора толщиной не менее 1 м, без нее. Необходимое технологическое оборудование такое же, как и при первом способе. При этом способе выщелоченная и обезвреженная руда остается на месте переработки, т.е. нет необходимости в сооружении хвостохранилища, а затраты на сооружение гидроизоляционных оснований минимальны.

Третий способ – это отвальное  выщелачивание. Перед выщелачиванием руда укладывается перед удерживающим сооружением в виде дамбы. При этом большаячасть нижележащей руды выщелачивается в последующих операциях. По завершении процесса выщелачивания производят дренаж растворов и складирование свежей руды. После окончания выщелачивания хвосты обезвреживают и рекультивируют, подобно отвалам пустой породы. Способ можно использовать для крепкой руды на участках с большим углом наклона с очень плотным прочным покрытием вплоть до нескольких лет. При формировании рудного отвала руда должна быть минимально уплотнена [5].

Процесс цианирования основан на том, что цианидные ионы образуют устойчивые комплексы с золотом и серебром. Растворение золота и серебра вызывают слабощелочные цианидные растворы. Основной способ перевода золота в раствор с помощью цианида протекает в соответствии с уравнением Эльсенера:

4Au+8CN+O2+2H2O=4Au(CN)2+4OH.                                          (1)

Но основная часть золота растворяется в соответствии с реакцией:

2Au+4CN+O2+2H2O=2Au(CN)2+H2O+2OH ,                               (2)

а меньшая, но все-таки заметная его  часть в соответствии с реакцией (1). Скорость растворения зависит  от концентрации цианида натрия (NaCN) и щелочности раствора, причем оптимальное значение pH – 10,3 [3].

Способ переработки растворов  зависит от наличия примесей (Си, As, Sb), масштабов производства, соотношения концентрации Аи и Ag в растворах и др.

Для извлечения благородных металлов из растворов используют сорбцию  на анионите АМ-2Б, сорбцию на активированном угле и цементацию на металлическом  цинке. Способ сорбции на активированном угле является небольшими капитальными и эксплуатационными затратами, менее чувствителен к цианидным комплексам меди и цинка, которые затрудняют сорбцию на анионите АМ-2Б. Способ цементации целесообразно использовать в условиях маломасштабных предприятий и при удовлетворении условия: Ag : Au > 10, т.к. он характеризуется быстрой фондоотдачей, низкой капиталоемкостью и меньшими эксплуатационными затратами по сравнению с сорбцией.

Слитки лигатурного золота являются товарной продукцией почти всех предприятий  кучного выщелачивания. И только на некоторых маломощных установках получают золотоцинковые осадки, которые, так же как и слитки, отправляют на аффинажные заводы.

Таким образом, анализ опыта работы золотодобывающих предприятий во всем мире свидетельствует о том, что  более 70 % золота получают из коренных золотосодержащих руд, путем извлечения его из легкообогатимых коренных руд способом цианирования с последующей  сорбцией на уголь либо ионообменные смолы из пульп. 

ЛИТЕРАТУРА 

1. Царьков В.А. Опыт работы золотоизвлекательных предприятий мира. – М. Издательский дом «Руда и Металлы», 2004. – 112с.

2. Дорожкина Л.А. Мировой рынок золота в 2007-2008гг. Информационно-аналитический центр «Минерал». 2008г. http://www.mineral.ru

3. Кучное выщелачивание  золота – зарубежный опыт и  перспективы развития. Справочник / Под редакцией В.В. Караганова и Б.С. Ужкенова. – Москва – Алматы, 2002. – 260с.

4. Чантурия В.А., Седельникова Г.В. Развитие золотодобычи и технологии обогащения золотосодержащих руд и россыпей // Горный журнал. – 1998. – №5. – С.

5. Дементьев В.Е., Татаринов А.П., Гудков С.С. Основные аспекты технологии кучного выщелачивания золотосодержащего сырья // Горный журнал. – 2001. – №5. – С. 53-55

На месторождении  Узбой (Казахстан) ведётся экспериментальное кучное выщелачивание золота

Компания Alhambra Resources Ltd. cообщает результаты экспериментальной разработки и выщелачивания окисленных золотых руд на месторождении Восточный Узбой, расположенном на севере Центрального Казахстана и полностью принадлежащем этой компании.  
 
Экспериментальные работы по выщелачиванию руд начались в декабре 2004 г. В 2005 г. построены две экспериментальные площадки под кучное выщелачивание. В двух кучах размещено 776.7 тыс.т руды со средним содержанием золота 1.48 г/т. Из этой руды получено около 12.5 тыс. унций (389 кг) золота; ещё 2.3 тыс. унций (71.5 кг) осаждено на смолу.  
 
Доход от продажи золота составил 5.7 млн дол., затраты на извлечение золота - около 3.9 млн дол. В первом квартале 2006 г. компания рассчитывает продать 2.3 тыс. унций золота, которые пока находятся в технологическом процессе.  
 
Коэффициент извлечения золота оказался равным 70%. Ежедневно из двух куч извлекается 68 унций (2.1 кг) золота. Построены ещё две площадки под кучное выщелачивание. Компания убеждена, что результаты экспериментальной программы показали, что выщелачивание руд может вестись круглый год.

Бактериальное выщелачивание золотосодержащих руд  и концентратов

Золотодобыча, №97, Декабрь, 2007

Одну  из главных проблем для золотодобывающей промышленности представляют руды и  концентраты, содержащие тонковкрапленное золото и серебро в сульфидах (в основном, пиритные и мышьяково-пиритные руды). По оценке экспертов доля указанных руд составляет более 40% мировых запасов золота в недрах. Для таких материалов Иргиредметом разработаны и предложены к реализации технологические схемы, основанные на применении цианистого процесса после предварительного механического (тонкий и сверхтонкий помол), термохимического (обжиг) и биогидрометаллургического (бактериальное выщелачивание) вскрытия золотосодержащих сульфидов.

Бактериальное выщелачивание (биовыщелачивание, БВ) основано на разложении сульфидов специальными бактериями. После бактериального вскрытия сульфидов золото значительно легче извлекается цианированием. Извлечение золота бактериальным выщелачиванием может быть повышено на десятки процентов, а иногда многократно.

Бактериальное выщелачивание может быть организовано для первичных руд и для  концентратов.

В первом случае бактериальное выщелачивание  аналогично кучному выщелачиванию (рис). Отличие заключается в том, что рудный штабель сначала обрабатывают раствором, содержащим бактерии, а потом  уже цианидом. Бактериальное выщелачивание руды в опытном порядке применяется в районах с теплым климатом (штат Невада, США), Австралия), так как при низкой температуре бактерии погибают.

Более широкое применение имеет чановое  бактериальное выщелачивание концентратов. Руду сначала перерабатывают на обычной золотоизвлекательной фабрике (ЗИФ): измельчают, обогащают и получают золотосодержащий сульфидный концентрат, используя, например, флотацию. Бактериальной обработке подвергается только концентрат. Биовыщелачивание производят в специальных емкостях (чанах). После разложения сульфидов и специальной обработке извлечение золота из концентрата обычно производят цианированием. Поддерживать условия для активной жизнедеятельности бактерий в ограниченных емкостях значительно проще, чем на открытых площадках, поэтому чановое бактериальное выщелачивание в настоящее время используют довольно широко в разных странах (ЮАР, Австралия, Китай, Россия, Казахстан, Бразилия и др.)

Иргиредмет обладает необходимой научно-технической базой для проведения испытаний по технологии бактериального выщелачивания любого типа сырья.

В институте  проведены исследования процесса бактериального вскрытия золота в лабораторных и  полупромышленных условиях на ряде упорных  руд и концентратов месторождений  «Бакырчик», «Бестюбе», «Жолымбет», «Аксу», «Кючус», «Албазино», «Олимпиада», «Делита», «Тасеевка», «Кокпатас», «Березняки». Проводятся испытания в замкнутых циклах на полупромышленной установке.

Обогащение  золотосодержащих песков на шлюзах. Основные закономерности и технологические  возможности процесса

Замятин О.В., к.т.н., ОАО «Иргиредмет»

Золотодобыча, №169, Декабрь, 2012

Обогащение  на шлюзах с улавливающим покрытием  является главным способом извлечения самородного золота из россыпей. Его  широкое применение обусловлено  простейшим аппаратурным оформлением, высокой степенью концентрации, отсутствием  необходимости других источников энергии, кроме транспортирующего водного  потока, минимальными капитальными вложениями и эксплуатационными расходами.

Основной  недостаток этого способа — неполное извлечение золота, особенно мелкого. Поэтому очень важно определить потенциальные возможности процесса за счет оптимизации его параметров и рационализации конструкции шлюзов.

Обогащение  на шлюзах с самотечным транспортированием обогащаемых песков — простейший процесс, когда концентрация достигается  расслоением шлиховых минералов  и зерен минералов пород только под естественным действием на минеральные  частицы силы тяжести и гидродинамического воздействия турбулентного потока. В то же время в этом процессе, как и в других двухфазных динамических гидравлических системах, траекторию отдельно взятой частицы детерминировано описать нельзя, и подобным образом исследовать этот процесс чисто аналитически не удается. Практически более продуктивно исследовать процесс обогащения на шлюзах как массовый случайно-вероятностный.

Исключая  начальный и концевой участок, гидродинамика  потока по длине шлюза не меняется, поскольку не меняется уклон шлюза, дебит и консистенция пульпы.

В этих условиях улавливающая способность  шлюза по длине постоянна, а извлеченное  количество зерен золота (или других шлиховых минералов) равной крупности  и плотности на последовательно  расположенных участках шлюза равной длины соответствует убывающей  геометрической прогрессии. Извлечение золота (других шлиховых минералов) в  зависимости от длины шлюза выражается уравнением кинетики первого порядка (рис. 1):

ε = 1 – e^-KL,

где

ε —  извлечение фракции, в долях единицы;

L —  длина шлюза, м;

k —  коэффициент кинетики.

Применительно к самородному золоту (другим шлиховым минералам) под фракцией можно понимать узкий класс крупности по ситовому анализу. По принятой терминологии коэффициент k может быть назван константой осаждения (улавливания) по длине шлюза или  коэффициентом кинетики.

Исследованиями, выполненными в институте «Иргиредмет», установлена зависимость коэффициента кинетики от основных параметров потока на шлюзах и основных физических характеристик улавливаемых зерен.

При выражении длины  шлюза через безразмерное соотношение L/h, эффективность извлечения ценных компонентов в основном определяется соотношением параметров Фруда для  частицы w²/dq и для потока v²/hq,  где:

h —  глубина потока, м;

w —  гидравлическая крупность (скорость  свободного падения в воде) зерен  различной фракции;

d —  геометрическая крупность зерен  расчетной фракции (средний размер  зерен расчетной фракции по  ситовому анализу);

q —  ускорение силы тяжести;

v —  средняя скорость потока на  шлюзе.

Приведенные зависимости являются основополагающими  результатами проведенных исследований.

Параметр w²/d, как известно, является главным критерием подобия в гидравлических процессах с преобладающим действием сил тяжести. Процессы осаждения относительно крупных зерен из водного турбулентного потока и обогащение песков на шлюзах относятся именно к этому классу.

В том  случае, когда в качестве характерного линейного размера для потока в числе Фруда выступает его  средняя глубина (как приведено  выше), данный параметр в классической гидравлике называют параметром кинетичности, этим подчеркивая его прямую связь с кинетической энергией потока.

Учитывая  известные зависимости гидравлической крупности зерен от их плотности  и геометрической крупности в  различных интервалах значений последней (формулы Стокса, Аллека, Риттингера), значение параметра w2/d и определяемая им эффективность осаждения зерен на шлюзах, при прочих равных условиях, повышаются с увеличением плотности зерен, а при увеличении крупности зерен повышается лишь до определенного, предельного для зерен данной плотности значения. Данная зависимость для зерен самородного золота, касситерита, кварца и породы показана на рис. 2.

Первый вывод. Полученная зависимость позволяет сделать вывод о том, что максимального значения отношение w²/d достигает при крупности зерен по ситовому анализу, равной 1,5–3,0 мм в зависимости от их плотности. Зерна шлиховых минералов данной крупности должны извлекаться на шлюзах наиболее эффективно, если все зерна являются «транспортабельными»  потоком.

Очевидно, что определенное влияние отношение w²/d, как характерный параметр, имеет место и при других гравитационных методах обогащения. В частности, достоверно установлено, что извлечение вольфрамита, касситерита, ильменита, магнетита, граната крупнее 1,5 мм на струйных аппаратах существенно ниже, чем извлечение тех же минералов крупностью до 1,0 мм. То же наблюдается и при обогащении на концентрационных столах — крупные зерна (3–4 мм) тяжелых минералов переходят в промежуточный продукт.

Второй вывод. Важный вывод можно сделать относительно максимальной крупности извлекаемого на шлюзах полезного компонента. Он следует из соотношения, при котором извлечение минералов данной фракции (w, d) равно нулю независимо от длины шлюза:

W²/d = (k_v v² )/ h,

где k_v — коэффициент, характеризующий соотношение вертикальной и горизонтальной составляющих скорости потока.

Селективность извлечения шлиховых минералов при обогащении на шлюзах, возможность работы шлюза  без его заиливания достигаются, когда значение k_vv²/h для потока с большой стороны близко к значению w²/d для зерен породы. При этом последние не осаждаются и могут частично вымываться из постели, а шлиховые минералы осаждаются с максимально возможной эффективностью.

Нижний предел крупности  извлекаемых на шлюзах минералов  шлиховой фракции определяется из условия (w²/d)_пм,

где:

(w²/d)_пм — отношение квадрата гидравлической к геометрической крупности зерен полезного минерала;

(w²/d)_пор. — то же для зерен породы.

Из  приведенного соотношения следует, например, что из кварцевых песков крупностью более 3–4 мм на шлюзах с  самотечным транспортированием песков эффективно могут извлекаться зерна  самородного золота крупностью не мельче 0,06–0,10 мм (а касситерита — не мельче 0,08–0,2 0 мм). 

Третий вывод из установленных закономерностей обогащения на шлюзах для практиков очевиден: для повышения извлечения самородного золота нужно снижать скорость потока на шлюзах.

Минимальное значение скорости потока на шлюзах ограничивается двумя условиями: указанным выше условием селективности и необходимости  сохранения транспортирующей способности  потока для твердой фазы с учетом ее максимальной крупности и консистенции двухфазного потока.

На  основании экспериментальных и  аналитических исследований эти  условия установлены системой уравнений. В общем случае, для обеспечения  условий для обогащения при уменьшении средней скорости потока необходимо снижение глубины потока, что возможно при условии уменьшения максимальной крупности обогащаемых песков.

В таблице, в качестве примера, приведены значения критической (минимальной) средней  скорости, соответствующей глубины  потока и отношения Ж:Т для шлюзов с самотечным транспортированием обогащаемых песков при различной их крупности, типичном ситовом составе, удельной нагрузке по твердому 5 м3/ч на 1 м ширины шлюза и при уклоне шлюза 8°. Выполнялись и другие аналогичные эксперименты, например, с большей удельной нагрузкой и т.п. Все эксперименты показали, что при уменьшении крупности песков возможно снижение скорости потока, его глубины и отношения Ж:Т.

Значения  параметров потока на шлюзе в зависимости  от максимальной крупности обогащаемых  песков (удельная нагрузка в эксперименте 5 м3/ч на 1м ширины шлюза)

Изменение извлечения золота при изменении скорости потока при  обогащении на шлюзах песков крупностью минус 16 мм и минус 3(4) мм наглядно показывают результаты другого эксперимента (рис.3). При обогащении песков мельче 16 мм оптимальное  значение поверхностной скорости в  условиях эксперимента находится в  пределах 1,3–1,4 м/с (v_ср = 1,1–1,2 м/с), а при обогащении песков мельче 3(4) мм — в пределах 0,8–0,9 м/с (v_ср = 0,7–0,8 м/с). Как видно из графика (см. рис. 3), уменьшение скорости потока до оптимальных значений повысило извлечение с 82,5 % до 93 %. Дальнейшее снижение скорости потока приводит к резкому снижению извлечения золота за счет заиливания трафаретов и заэфеливания шлюзов.

Из  приведенных расчетов, опытных и  экспериментальных данных следует, что в целях повышения извлечения золота, особенно мелкого, ограничение  максимальной крупности обогащаемых  на шлюзах песков является наиболее эффективным  способом. Верхний предел крупности  обогащаемых песков на шлюзах с самотечным транспортированием целесообразно  ограничивать крупностью 4(5) мм, так  как в большинстве районов  россыпной золотодобычи более крупный  материал не содержит свободного (россыпного) золота, т.е. является отвальным. В каждом конкретном случае, исходя из теоретических  предпосылок, целесообразно обогащать  на шлюзах только золотосодержащие классы крупности, если есть техническая возможность  удалить без потерь золота более  крупные — не золотосодержащие классы, в частности, грохочением.

Указанные выше закономерности приведены без  учета влияния на процесс обогащения улавливающего покрытия шлюза (трафарета) и слоя минеральных зерен, находящихся  в ячейках трафарета — «постели». По мере работы шлюза «постель» уплотняется, что осложняет дальнейшее улавливание  зерен золота.

Рис. 1. Извлечение золота крупностью 0,5–2,0 (1), 0,15–0,25 (2), 0,10–0,15 (3) и мельче 0,10 мм (4) в зависимости от длины шлюза в полупромышленных условиях

Рис. 2. Зависимость  параметра (w2/d) от размера частиц самородного  золота (1), касситерита (2), кварца (3) и  породы (4), (5 — то же для кварца в  стесненных условиях падения)

Рис. 3. Извлечение золота в зависимости от скорости потока на шлюзах при обогащении песков максимальной крупности 16 мм (I) н 3(4) мм (2) (при учащенном сполоске концентрата)

Извлечение  золота на ворсистых шлюзах (часть 2)

Невский Б., Советская золотопромышленность № 6, 1935 г.

Золотодобыча, №166, Сентябрь, 2012

Продолжение, начало в № 165

Сполоск шлюзов

Частота сполосков является одним из важнейших факторов в работе ворсистых шлюзов. Если сполоски производятся слишком редко, то значительную часть времени поверхность их совершенно заилена и улавливание золота происходит плохо. Следует заметить, что улавливание золота происходит и при заиленной поверхности, так как вихреобразные движения потока пульпы, вызываемые ворсом или нарифлениями, постоянно вымывают осевшие частицы породы, задерживают более тяжелые частицы золота. Аналогичное явление происходит и с сульфидами, но благодаря тому, что количество их по отношению к золоту значительно больше, то окончательное заиливание покрова происходит значительно быстрее. Таким образом, чем реже производятся сполоски, тем богаче получается концентрат, но тем ниже извлечение золота. При этом, первый в период работы шлюз улавливает почти полностью как свободное золото, так и частицы сульфидов (за исключением тонкоошламованных), затем улавливание сульфидов почти прекращается, но улавливание свободного золота происходит в течение более или менее длительного времени.

Таким образом, между содержанием золота в концентрате и его извлечением  существует известное противоречие. Поэтому частота сполосков должна быть установлена такая, чтобы извлечение золота было близко к максимальному, а содержание золота в концентрате не было слишком низким. Следует заметить, что сокращение интервала между сполосками далее известного предела почти не повышает извлечение золота, но сильно снижает содержание его в концентрате, ибо выход концентрата практически пропорционален числу сполосков. Действительно, опыты показывают, что вес концентрата почти не меняется при различных интервалах между сполосками.

Данные  практики показывают, что частота  сполосков колеблется в весьма широких пределах, в зависимости от режима, процесса (извлечение свободного золота или сульфидов), нагрузки на шлюзы, характера руды (содержание тяжелых минералов), рода ткани (степень ворсистости). При извлечении лишь свободного золота интервал между сполосками колеблется oт 24 ч до 2 ч, в среднем 6–8 ч. При извлечении золотосодержащих сульфидов интервалы колеблются от 2 до 1/4 ч в зависимости от выхода концентрата. Выход концентрата определяется в зависимости от содержания сульфидов в руде и их извлечения, а также желаемой его чистоты. Обычно концентрат с ворсистых шлюзов содержит от 20 до 60 % сульфидов в зависимости от характера ткани (чем глаже, тем богаче концентрат) и частоты сполосков.

Частота сполосков, выход концентрата и нагрузка на шлюзы связаны между собой следующими уравнениями: 

n=10qc/g     (2)

и

t=2,4g/qc     (3),

где

n —  число сполосков в 24 ч,

q — нагрузка на шлюзы  в т/м2 в 24 ч. (см. табл. 2, Золотодобыча,  № 8 (165)),

с —  выход концентрата в %,

g — съём концентрата  за один сполоск, кг/м² (см. табл. 4, Золотод.  № 8 (165)),

t —  интервал между сполосками в часах.

Обработка концентратов

Если  плисовые шлюзы улавливают преимущественно  одно свободное золото, то выход  концентрата колеблется от 0,01 до 0,5 %, в среднем составляет не более 0,1–0,2 %. Содержание золота в таких концентратах весьма высокое и колеблется в пределах нескольких килограмм золота на тонну. Такие концентраты обычно подвергают непосредственной амальгамации, причем, так как они содержат преимущественно свободное золото, то извлечение золота получается весьма высоким — порядка 98–99%.

Амальгамация  концентратов производится чаще всего  в амальгамационных бочках. Необходимая степень измельчения концентрата зависит от содержания в нем связанного золота. Если в концентрате находится преимущественно свободное золото, то в бочку кладут лишь несколько шаров и вся операция амальгамации продолжается 1–2 ч. Для упорных сульфидных концентратов применяют тяжелую шаровую нагрузку (в 3–5 раз более веса концентрата) и измельчают его в течение 6–12 ч., причем во избежание пемзования ртути ее загружают в самом конце и в некоторых случаях пускают бочку во время амальгамации с меньшей скоростью (60 % от нормальной).

Кроме бочек также часто применяют  чаны-амальгаматоры и чаши Бердана.

При извлечении сульфидов выход концентрата  получается значительно больше, обычно порядка 1–5 % (в зависимости от содержания в руде сульфидов). При выходах  более 10 % применение обычных ворсистых  шлюзов нецелесообразно; в этих случаях  лучше устанавливать концентрационные столы или же флотационные машины. Концентраты такого рода подвергать амальгамации нецелесообразно (ввиду  большого выхода и плохой амальгамируемости), и их обычно непосредственно вывозят на плавильные заводы или же цианируют на месте. Правда, при этом стараются часть свободного золота выделить в отдельный концентрат путем отдельного сполоска головки шлюза. Для сокращения транспортных расходов первичные концентраты в этих случаях иногда подвергают перечистке на шлюзах особой конструкции (см. ниже) или же на концентрационных столах.

В некоторых  случаях доводят также и богатые  концентраты. На фабрике «Morro Velho» последовательно доводят концентрат до содержания золота в 25–30 %, который и подвергают непосредственной плавке в тиглях.

Такой метод нельзя считать целесообразным, так как доводка концентрата  до такой степени требует значительного времени и исключительного внимания, по сравнению с его амальгамацией.

Хвосты  после амальгамации концентратов с  ворсистых шлюзов все еще содержат достаточное количество золота (благодаря  начальному весьма высокому содержанию). Эти хвосты обычно также отправляют на плавильные заводы или же цианируют на месте. Следует заметить, что направление этих хвостов в 'общий цикл цианирования руды на фабрике не рекомендуется ввиду значительного содержания в них тонко измельченного железа (улавливаемого ворсистыми шлюзами, а также получающегося при амальгамации в бочке), а также продуктов разрушения сульфидов. Поэтому хвосты от амальгамации богатых концентратов, так же как и более бедные сырые концентраты, лучше цианировать в отдельной установке. Для этой цели наиболее подходят периодические установки типа фирмы Денвера производительностью 1–5 т в сутки.

Конструкции ворсистых шлюзов

Различные конструкции шлюзов определяются методом  их сполоска. Таким образом, все ворсистые шлюзы можно классифицировать на следующие группы:

1. Неподвижные  шлюзы со съемной тканью.

2. Неподвижные  шлюзы с закрепленной тканью.

3. Опрокидывающиеся  шлюзы (с 1, 2 и 3 деками).

4. Ленточные  шлюзы.

1. Неподвижные  шлюзы со съемной тканью применяются  наиболее часто для извлечения  свободного золота, а также и  для извлечения сульфидов, при  небольшом выходе концентрата  и небольшой производительности  предприятия. В этих случаях  сполоск производится обычно не чаще одного раза в смену путем снимания ткани и промывки ее в специальном бачке.

При частых сполосках (чаще, чем через 1–2 ч) и при большом количестве шлюзов сполоск вручную становится весьма затруднительным и, кроме того, ведет к весьма быстрому износу ткани. Таким образом, этот тип шлюза применим обычно при выходе концентрата менее 0,5 %.

Неподвижный шлюз со съемным покровом подобен  обычному амальгамационному шлюзу и состоит из наклонного стола, сделанного из досок, скрепленных продольными и поперечными связями. Для водонепроницаемости поверхность стола покрыта линолеумом, листовым железом, или же тонким слоем (5–6 мм) железненого жирного бетона (1 часть цемента и 2 части песка), армированного дранкой или рогожей. Стол поддерживается на 2–3 деревянных опорах. Уклон шлюза регулируется клиньями или же телескопическим устройством стоек. Все узлы соединений рамы, стоек и стола скрепляются железными стяжками и скобами. На поверхность стола кладется улавливающая золото ткань, которая закрепляется с помощью полос железа или деревянных планок так, чтобы операции сполоска требовали минимум времени.

В зависимости  от ширины шлюза и ширины ткани  стол по ширине может быть разбит на 2–3 части. По длине отдельные куски ткани для удобства сполоска не должны быть более 1–1,5 м. Равномерное распределение пульпы по шлюзу достигается с помощью распределительной коробки с отверстиями в передней стенке, находящейся в голове шлюза. Для выпуска хвостов в нижней части шлюза устроен поперечный желоб с отверстием в середине днища, к которому и подводится отводящий желоб.

Неподвижный шлюз такой  конструкции, спроектированный Гипрозолото (фиг. 1), имеет следующие основные данные: рабочий размер — 2,0 × 3,5 м, рабочая площадь — 7 м²; производительность — 70–140 т/24 ч; габаритные размеры: ширина — 2,2 м, длина — 4,2 м, высота — 1,5 м.

2. Неподвижные  шлюзы с закрепленной тканью  преимущественно применяются для  выделения золота и сульфидов  из отвальных хвостов фабрик. Сполоск таких шлюзов производится с помощью поочередного выключения отдельных секций и смыва концентрата струей воды в специальный, перекрываемый при обычной работе, сборный желоб.

Такая конструкция наиболее проста и дешева как по капитальным затратам, так  и по эксплуатации, но работает несколько  хуже других конструкций, так как  при сполоске всегда происходят известные потери концентрата. Вследствие этого применение этой конструкции на богатых материалах, дающих богатые концентраты, нецелесообразно.

На фабрике «Morro Velho» такие шлюзы применяются для извлечения золото-мышьякового концентрата из хвостов после цианирования. Шлюзы имеют 84 секции длиной по 6 м и общей площадью в 470 м² (на 630 т/24 ч). Их сполоск  производится с помощью шланга через каждые ½ ч., на этой работе задолжен всего 1 под-росток. За сутки получают около 8–9 т концентрата. Все шлюзы расположены непосредственно под открытым небом (фабрика находится в Бразилии).

На фабрике «Britania», обрабатывающей флотацией медно-цинковую руду с небольшим содержанием золота, аналогичные шлюзы применяются для извлечения остатков золота из отвальных хвостов. Шлюзы расположены в отдельной низкой пристройке (фабрика расположена в Британской Колумбии). Общая площадь шлюзов около 400 м² (на 4000 т хвостов в 24 ч), они разбиты на отдельные секции шириной в 750 мм. Сполоск производится с помощью шланга одним человеком в смену. Для этой же цели такие шлюзы применяются на фабрике «Noranda».

Неподвижные шлюзы с закрепленной тканью обычно делаются в виде одного сплошного деревянного настила, разбитого перегородками на ряд  секций; распределение пульпы производится с помощью желоба, проходящего  поверх головки шлюза. Снизу шлюза  имеются два желоба — хвостовой и для концентрата. Пульпа нормально поступает в хвостовой желоб, а при сполоске переключается на концентратный — или путем перекрытия конца шлюза и открытия отверстия в дне его для отвода концентрата, или же путем перекрытия хвостового желоба специальным щитком, по которому концентрат смывается в желоб для концентрата. Очень часто шлюз делается из двух частей с уклоном в разные стороны (от центра), а посредине прокладывают распределительный желоб.

Фиг.1 Неподвижный шлюз конструкции Гипрозолото 

Центробежные  концентраторы для извлечения мелкого  золота (обзор)

Кавчик Б.К.

Для извлечения мелкого  золота разработано множество центробежных концентраторов, имеющих вращающуюся  конусную чашу с рифлями. При вращении чаши центробежная сила прижимает тяжелые  частицы (в том числе золото) к  стенкам чаши, и они оседают  между рифлями.Центробежные концентраторы (их также называли центрифугами) начали применяться в золотодобыче в начале прошлого века, однако широкое распространение получили только в последние 20 лет, благодаря усилиям и изобретениям, которые сделал Байрон Нелсон (Byron Knelson).

Одна  из главных технических проблем  центробежных концентраторов заключается  в том, что центробежные силы осаждают в рифли не только золото, но и  прессуют частицы других минералов  и пород. Если не принимать никаких  мер, то рифли быстро заполняются  породой, стенки чаши становится практически  гладкими и процесс накопления тяжелых  минералов прекращается.

Для рыхления постели между рифлями  придуманы разные способы. В одной  из ранних моделей «Орокон» постель рыхлилась неподвижными металлическими пальцами, которые упираются прямо в постель. 

Нельсон предложил рыхление постели струями  воды, поступающими из стенок чаши. В  чаше между рифлями сделаны мелкие отверстия, через которые под  давлением подается вода. Сейчас этот способ рыхления постели является наиболее распространенным  и применяется в концентраторах «Нельсон», «Falkon», «Итомак».

В концентраторах других типов для рыхления постели  чаша колеблется (ротационные сепараторы «РС» и «бегущая волна») или вибрирует (центробежно - вибрационные концентраторы  ЦВК, ЦВКП) и др.

В обзоре собраны центробежные концентраторы  с различными способами рыхления постели в чашах. Некоторые из них получили широкое распространение, другие имеют ограниченное применение или не выпускаются. Тем не менее, не стоит их забывать, чтобы не повторять  уже пройденный путь, а искать новые  перспективные решения. 

В обзоре марки  концентраторов приведены по алфавиту  

Falkon –  Центробежные концентраторы канадской фирмы Falkon

Разрыхление постели производится напорными  струями воды, поступающими из отверстий  в стенках чаши. Выпускается несколько  типов (серий) концентраторов.Falcon серии C - Центробежный концентратор для извлечения минеральных частиц крупностью до 10 микрон, центробежное поле до 300 G.

Falcon серии SB - Эти машины известны как полупериодического действия, так как питание во время цикла работы подается в них постоянно, однако выпуск концентрата осуществляется периодически, во время цикла промывки.

Falcon серии UF - Основная задача концентратора Falcon UF – это улавливание ультратонких минеральных частиц (до 3 микрон за счет центробежной силы до 600 G), которые обычно теряются вместе со шламами фабрики. Концентратор серии UF лучше работает на потоках с низким содержанием твердого на материале крупностью менее 100 микрон, стандартно таким условиям соответствует слив обесшламливающего гидроциклона.

iCON  - центробежный концентратор небольшой производительности для индивидуального пользования (Individual Concentrator»).

Статьи по теме

1. Центробежный концентратор  Falcon серии C (читать)

2. Центробежный концентратор  Falcon серии SB (читать)

3. Центробежный концентратор  Falcon серии UF (читать)

4. Двукорпусные центрифуги Falcon™ iCON (читать)

5. Центробежные концентраторы  для индивидуальной работы iCON (читать)

6. Непромышленная добыча  золота в развивающихся странах:  проблемы и пути решения (читать) 

Knelson – Центробежные концентраторы канадской фирмы «Knelson»

Разрыхление постели производится напорными  струями воды, поступающими из отверстий  в стенках чаши. Фирма выпускает  несколько типов концентраторов:

XD –  центробежные концентраторы усиленной  конструкции с периодической разргузкой

CD - центробежные концентраторы с  центральной периодической разгрузкой

MD - центробежные концентраторы с  ручной разгрузкой

CVD – центробежные концентраторы  с непрерывной разгрузкой применяются  в случаях, когда полезный минерал  содержится в исходном питании  в количестве 0.5% и более.

Статьи по теме

1. Концентраторы XD, CD, MD с  периодической разгрузкой (читать)

2. Концентраторы CVD с  непрерывной разгрузкой (читать)

3. Извлечение тонкого  золота центробежными аппаратами  разной модификации (читать)

4. Концентратор Knelson серии «Квант» QS — последнее поколение концентраторов Knelson (читать)

5. Роль технологии CVD (непрерывная  регулируемая разгрузка концентрата)  компании Knelson в улучшении показателей обогащения минерального сырья (читать) 

Orokon – Центробежный концентратор австралийской фирмы

Разрыхление постели производится неподвижными металлическими штырями  изнутри чаши. Способ оказался недостаточно эффективным и концентраторы  этого типа не нашли применения в  промышленности. Испытания проводились  в России в 1993 г  

Статья по теме:  Извлечение золота из рудного сырья на концентраторе «Орокон – М30» (читать) . 

Бегущая волна –  Центробежный концентратор ЦНИГРИ

Разрыхление постели производится за счет сложного движения чаши, напоминающего  промывку проб круглым лотком(читать) 

Итомак – Центробежные концентраторы фирмы «Итомак»

Разрыхление постели производится напорными  струями воды, поступающими из отверстий  в стенках чаши. Отличаются горизонтальным ее расположением. Выпускаются концентраторы  различной производительности от 0,1 до 100 тонн в час.

Статьи по теме

1. Номенклатура концентраторов  «Итомак» (смотреть)

2. Практика применения  концентраторов «Итомак»  для добычи мелкого, тонкого и связанного золота  из техногенного сырья (читать)

3. Мультироторные комплексы ИТОМАК с непрерывным выводом концентрата (читать) 

КР-400 - Концентратор разведочный (аналог РС-400 – ВНИИ-1)

Разрыхление постели производится за счет сложного движения чаши, напоминающего промывку проб круглым лотком.

Статьи по теме

1. Промывочная установка  РС-400 (ротационный сепаратор) (читать)

2. Концентратор для промывки  буровых проб КР-400 (читать) 

ЦВКП – Центробежно-вибрационный концентратор Пугачева ООО ГК«Пугачев и партнеры»

Разрыхление постели производится за счет вибрации чаши. Выпускаются модели производительностью  от 0,1 до 20 м3/час.

Статьи по теме

1. Центробежно-вибрационный  концентратор ЦКП-0,2М для обработки  геологических проб (читать)

2. Центробежно-вибрационные  концентраторы для обработки  проб в полевых условиях ЦВКП-3 (читать)

3. Центробежно-вибрационные  концентраторы Пугачева ЦВКП-5 и  ЦВКП-10 (читать)

4. Опыт применения центробежно-вибрационного  концентратора ЦВКП в Судане (читать)

5. Испытания новой шлихообогатительной  установки в ООО «А/С Ангара-Север» (читать) 

ЦК-1700 – Центробежный концентратор ООО «Мезон»

Разрыхление постели производится струями воды, поступающим по металлическим пальцам  на ее поверхность.

Статьи по теме

1. Приставка с центробежным  концентратором «Мезон» для извлечения  мелкого золота (читать)

2. Центробежный концентратор  «Мезон» (читать) 

ЦКПП - Центробежный концентратор с плавающей постелью ОАО «Полиметалл»

Чаша  концентратора ЦКПП выполнена из эластичного материала.  Концентратор снабжен устройством для деформации стенки чаши в виде роликов, установленных снаружи чаши  в непосредственном контакте с ней. Из-за давления роликов чаша имеет форму треугольника со сглаженными углами. При вращении эластичная чаша из-за контакта с роликами постоянно меняет форму. Именно это обеспечивает разрыхление материала.

Работающий  вариант ЦКПП в 2001 г был привезен в Иргиредмет на выставку, посвященную 130-летию Иргиредмета и оставлен на испытания. Результаты были удовлетворительные. Однако серийного выпуска концентраторов по нашим данным не было, и сейчас центробежный концентраторы типа ЦКПП не выпускаются.

Статьи по теме

1. Центробежный концентратор  Титан ЦКПП (читать)

2. Сравнительные испытания  концентраторов различных типов (читать)

3. Извлечение тонкого  золота центробежными аппаратами  разной модификации (читать) 

Шихан – Центробежный концентратор ООО «Гиромашины»

Отличительной особенностью концентраторов «ШИХАН»  является новый, запатентованный способ разрыхления концентрата в чаше. Для исключения уплотнения частиц, движущихся в потоке пульпы, и обеспечения  процесса разделения, на вращение рабочего органа накладываются крутильные колебания  определенной частоты и амплитуды.

Статья по теме: Новый центробежный концентратор "Шихан" (читать)  

Заключение

Кроме перечисленных центробежных концентраторов, несомненно, имеется множество других. Возможно, они отличаются новизной и преимуществами. Мы готовы рассмотреть  новые модели и включить их в обзор.