Labyrinth Resources Limited ha annunciato gli eccellenti risultati metallurgici dei suoi test completi, che dimostrano un percorso di lavorazione chiaro ed efficiente per il suo progetto aurifero da 500.000 once Labyrinth, in Quebec, Canada. I risultati contribuiranno a sostenere gli studi di ottimizzazione del Progetto Labyrinth, i costi iniziali di progettazione dell'impianto e la valutazione di qualsiasi vendita di minerale da parte di terzi, trattamento a pagamento o vendita di concentrato. Il progetto è iniziato nell'agosto del 2022 con l'invio di compositi di residui frantumati con carota diamantata a Base Metallurgical Laboratories Ltd. (BaseLabs) in Gran Bretagna. (BaseLabs) nella Columbia Britannica, Canada.

Il programma metallurgico è stato derivato e gestito da JT Metallurgical Services (JTs) a Perth. Gli obiettivi del programma erano di definire le caratteristiche mineralogiche chiave della probabile alimentazione del mulino di un futuro impianto, di intraprendere test sistematici che riflettessero i flussi probabili, ossia gravità/cianidazione e gravità/flottazione/cianidazione, e di condurre saggi completi e analisi mineralogiche sul concentrato di flottazione e sui flussi di processo per l'ottimizzazione del flusso e per scopi di marketing. Ai BaseLabs è stato presentato un totale di 35 compositi di residui frantumati di fori diamantati per un totale di 17,55 m @ 6,32 g/t Au.

Questi compositi provenivano da un totale di cinque fori diamantati che rappresentavano almeno l'80% della mineralizzazione aurifera nota del progetto Labyrinth, con l'obiettivo di riflettere il grado di alimentazione della risorsa di 7g/t Au. Inizialmente sono stati generati cinque sub-compositi da analizzare prima di produrre un unico Master Composite che ha restituito 5,60g/t Au e 1,7g/t Ag tramite analisi BLEG (Bulk Leach Extractable Grade). Analiti chiave dei cinque sottocompositi e di un composito Master.

I test BLEG iniziali sul Master Composite hanno restituito un recupero di cianuro del 97,1% di Au e del 99,7% di Ag, suggerendo che il minerale è a macinazione libera. La ricerca di minerali in tracce (TMS) sul Master Composite dopo la separazione con liquidi pesanti (HLS) ha identificato il 33,7% dell'oro liberato con il 52,7% associato alla pirite e il 10,2% come multifase (due o più minerali). Il 98,6% dell'oro liberato per occorrenza aveva dimensioni inferiori a 38 micron.

È incoraggiante notare che solo lo 0,5% dell'oro era associato alla ganga non solfurea, il 100% dell'oro osservato era presente come oro nativo e le particelle di pirite mirate erano generalmente ben liberate. Una divisione omogenetica da 20 kg del Master Composite è stata macinata a P80 300micron e poi fatta passare attraverso un concentratore Knelson da 3 pollici, ottenendo un concentrato di estrazione di massa dello 0,5% con una gradazione di 170g/t Au e un recupero del 15,6%. Il grado di alimentazione ricalcolato di 5,73 g/t si è allineato bene con il grado BLEG di 5,60 g/t.

Il concentrato Knelson è stato poi sottoposto a lisciviazione a condizioni intensive, replicando un ILR o un Acacia, con un recupero di oro del 92,2% o un recupero complessivo del 14,4% fino al doré. Questo recupero gravitazionale relativamente basso è probabilmente dovuto alla natura dei grani d'oro ultrafini del minerale osservati nel TMS. Le frazioni rappresentative da 1 kg delle code per gravità, contenenti l'85,6% dell'oro, sono state ritrattate a P80 75, 106 e 125 µm per i test di cianurazione (Tabella 2). Le condizioni di lisciviazione sono state considerate come tipiche degli impianti CIP/CIL della zona.

La dissoluzione completa dell'oro è stata raggiunta entro 24 ore, con il recupero complessivo più elevato, pari all'87,2% con P80 75µm. Questo recupero era inferiore ai risultati BLEG iniziali, il che indica che era necessaria una liberazione supplementare. I bassi consumi di cianuro e calce riflettono l'assenza di elementi deleteri comuni e indicano che il solfuro dominante, la pirite, è relativamente inerte. Dalle curve di dissoluzione non è emersa alcuna evidenza di preg-robbing o preg-borrowing.

I test di flottazione rougher con sensibilità alla macinazione sono stati condotti su frazioni di coda di gravità da 2 kg a condizioni favorevoli per il recupero di solfuro e oro libero, con l'obiettivo di generare un concentrato di alta qualità e a bassa estrazione di massa per l'analisi a valle. I comuni PAX (100g/t), CuSO4 (100g/t) e MIBC Frother (28g/t) sono stati dosati a pH naturale, generando cinque concentrati e una coda per osservare la cinetica di flottazione dell'oro, dell'argento e dello zolfo su un tempo di galleggiamento di 7,5 minuti. L'estrazione di massa è diminuita con la dimensione del macinato, con un corrispondente miglioramento del grado del concentrato dovuto a una migliore liberazione.

I recuperi di oro e zolfo sono considerati elevati per tutti e tre i test, il che suggerisce che il regime di flottazione scelto è adatto a questa mineralizzazione. È stato condotto un test di pulitura a circuito aperto da 1 kg per ridurre il tiro di massa e aumentare il grado del concentrato, come illustrato. È stata scelta una dimensione di macinazione più ruvida di P80 106µm, anche se è probabile che la dimensione della macinazione possa essere resa più grossolana in studi futuri, per ridurre l'ingombro di capitale e i costi operativi.

Sono state applicate le stesse condizioni di sgrossatura, seguite da un macinato di sgrossatura P80 15µm e poi da un pulitore a stadi di 6,5 minuti, dove sono stati aggiunti altri 5g/t PAX e 14g/t MIBC. Sono stati generati quattro concentrati che hanno dato luogo a un tiro di massa combinato del 7,3%, un grado di concentrato di 61,3g/t Au con un recupero a circuito aperto del 94,4%. Sulla base di questi risultati incoraggianti, è stato condotto un test di pulizia alla rinfusa da 12,5 kg, con l'obiettivo di produrre un unico concentrato combinato di pulizia.

Come presentato nella Tabella 4, sia il grado del concentrato di pulitore che il recupero a circuito aperto sono migliorati in modo significativo con l'impiego di una cella galleggiante più grande e con modifiche all'aggiunta di reagenti, ai tempi di estrazione e alle velocità dell'agitatore. I campioni combinati di concentrato più pulito, coda più pulita e coda più ruvida sono stati analizzati e sottoposti all'analisi mineralogica QEMScan (Tabella 5). Il concentrato più pulito contenente 89,4 g/t di Au e 27 g/t di Ag è stato dominato dalla pirite (62,4%), con la pirite che rappresenta il 98,7% di tutto lo zolfo.

La presenza di quarzo al 6,83% e di clorite al 7,82% suggerisce che ulteriori miglioramenti del grado sono probabili attraverso l'ottimizzazione, in particolare riducendo il trascinamento della ganga non solfurea. Le microfotografie presentate nella Figura 6 confermano la dominanza di pirite ben liberata e di tracce di calcopirite. Non è stato registrato oro visibile nel concentrato, riducendo il possibile errore di campionamento se il concentrato deve essere trattato fuori sede o venduto.

Due sottospaccature rappresentative del concentrato più pulito sono state sottoposte a test di lisciviazione con cianurazione, con e senza macinazione aggiuntiva, per determinare il recupero complessivo di doré attraverso l'impiego di un circuito di lisciviazione per gravità/float/con. L'estrazione dell'oro a stadi è aumentata dal 93,0% al 97,5% grazie alla rimacinazione del concentrato più pulito da P80 36µm a P80 13µm. Quando è stato rimacinato, il consumo di cianuro e calce è stato rispettivamente di 5,1 kg/t e 2,7 kg/t, che equivale a un consumo molto basso di 0,25 kg/t e 0,13 kg/t di minerale intero. È probabile che ulteriori miglioramenti nei tassi di dissoluzione e nel consumo di reagenti siano possibili attraverso la pre-ossigenazione dell'impasto prima della lisciviazione.

A causa della bassa massa di flottazione, l'impronta di capitale del circuito UFG/Leach sarà relativamente piccola. La gravità seguita dalla flottazione ha restituito l'elevato recupero dell'oro del 97,3%, con il concentrato venduto o trattato fuori sede da una terza parte. In alternativa, attraverso l'installazione di un circuito di macinazione ultrafine (UFG) e di lisciviazione, il 95,2% dell'oro potrebbe essere recuperato e realizzato come lingotto in loco.