Способ обогащения упорных золотосодержащих сульфидных руд

 

Способ относится к области обогащения полезных ископаемых. Техническим результатом является повышение полноты и комплексности использования упорных золотосодержащих руд за счет вовлечения в переработку ранее неиспользованных отходов сорбционного цианирования. В способе обогащения упорных золотосодержащих сульфидных руд, включающем измельчение концентрата руды крупностью до 55% класса - 0,020 мм до крупности 98-99% класса - 0,020 мм и его сорбционное цианирование, перед измельчением руду указанной крупности кондиционируют и затем проводят флотацию, а отходы сорбционного цианирования кондиционируют сульфгидрильным собирателем и пенообразователем с последующим выделением в пенный продукт сульфидов цветных металлов, содержащих тонковкрапленное золото. Причем отходы сорбционного цианирования кондиционируют при концентрации цианистого натрия в пульпе от 0,04 до 0,20%. 1 з.п.ф-лы, 2 табл.

Изобретение относится к области обогащения полезных ископаемых.

Известен способ обогащения упорных золотосодержащих сульфидных руд, который включает мокрое измельчение руды до крупности 55% класса - 0,020 мм, последовательное кондиционирование пульпы с сульфгидрильным собирателем и вспенивателем в известковой среде при pH 95 - 10,5, одновременную депрессию пирита и выделение в пенный продукт коллективного флотоконцентрата, содержащего упорное золото и сульфидные минералы цветных металлов, и его сорбционное цианирование (С.И. Полькин, Э.В. Адамов, Обогащение руд цветных металлов, М. , Недра, 1975, 461 с, С.И. Полькин, Э.В. Адамов. Обогащение руд цветных металлов, М. , Недра, 1980, 400 с.). Однако при использовании этого способа имеет место недостаточно высокое извлечение золота, которое является единственным ценным компонентом, извлекаемым из руды.

Наиболее близким аналогом является способ обогащения упорных золотосодержащих сульфидных руд, в котором руда крупностью 55% класса - 0,020 мм направляется на флотацию в известковой среде сульфгидрильным собирателем. Затем выделенный флотоконцентрат измельчают до крупности 98-99% класса - 0,020 мм для раскрытия золота и подвергают его сорбционному цианированию с целью выделения золота. (Патент РФ N 2052294, МПК B 02 C 19/00). Однако этот способ также не лишен недостатков, так как недостаточно полно извлекается золото, и оно является единственным ценным компонентом руды.

Задачей изобретения является повышение полноты и комплексности использования упорных золотосодержащих сульфидных руд за счет вовлечения в переработку ранее неиспользованных отходов сорбционного цианирования.

Поставленная задача решается тем, что в способе обогащения упорных золотосодержащих сульфидных руд, включающем измельчение концентрата руды крупностью до 55% класса - 0,020 мм до крупности 98-99% класса - 0,020 мм и его сорбционное цианирование, перед измельчением руду указанной крупности кондиционируют и затем проводят флотацию, а отходы кондиционируют сульфгидрильным собирателем и пенообразователем с последующим выделением в пенный продукт сульфидов цветных металлов, содержащих тонковкрапленное золото, причем отходы сорбционного цианирования кондиционируют при концентрации цианистого натрия в пульпе от 0,04% до 0,23%.

Наличие новых операций подтверждает новизну способа.

Из литературы известно, что цианид натрия при расходах от 2 г/т до 250 г/т руды депрессирует сульфидные минералы всех цветных металлов при их флотации в известковой среде сульфгидрильными собирателями (Л.Я. Шубов, С.И. Иванков, Н. К. Щеглова. Флотационные реагенты в процессах обогащения минерального сырья, Справочник в 2 кн., под ред. Л.В. Кондратьевой, М., Недра, 1990, кн. 2, 263 с.).

Соответствие заявляемого изобретения требованию изобретательского уровня обуславливается тем, что тонкие зерна крупностью 0,020 мм сульфидных минералов цветных металлов, содержащие тонковкрапленное золото, выделяются из отходов сорбционного цианирования сульфгидрильным собирателем в известковой среде и при концентрации цианида натрия в жидкой фазе от 0,04% до 0,23%. То есть цианид натрия при концентрации от 0,04% до 0,23% в хвостах цианирования активирует флотацию тонкоизмельченных сульфидных цветных металлов, содержащих тонковкрапленное золото, сульфгидрильным собирателем.

Предлагаемый способ осуществляется следующим образом.

Исходную упорную золотосодержащую сульфидную руду измельчают до крупности 55% класса - 0,020 мм, кондиционируют с известью (2 кг/т или pH 8), бутилксантогенатом калия (120 г/т) и пенообразователем оксоль Т-80 (40 г/т), а затем проводят флотацию, хвосты которой направлены в отвал. Флотоконцентрат, измельченный до крупности 98-99% класса - 0,020 мм, подвергают сорбционному цианированию при расходе цианида натрия 5,0 кг/т и угля 700 г/т. Уголь, насыщенный золотом, направляют на десорбцию ценного компонента и регенерацию сорбента. Из хвостов цианирования, после их кондиционирования с бутиксантогенатом калия и оксолем Т-80, извлекают коллективный сульфидный золотосодержащий концентрат, направляемый на металлургический передел для селективного извлечения цветных металлов и золота.

Заявляемый способ испытан в производственных условиях ГОКа "Первоймайский", перерабатывающего упорные золотомедные концентраты месторождения Дарасунское. При технологических исследованиях изменяли остаточное содержание цианида натрия в жидкой фазе хвостов цианирования от 0,02% до 0,29%, флотацию которых проводили при постоянных расходах хвостов цианирования, и судили по извлечению золота и меди в коллективный Cu-Au концентрат и по содержанию меди в этом продукте.

Результаты обогащения упорной золото-медной руды по базовому способу и прототипу приведены в табл. 1.

Результаты обогащения упорной золото-медной руды по предлагаемому способу приведены в табл. 2.

С учетом требований, предъявляемых потребителем к Cu-Au концентрату (Cu> 11,00%), можно утверждать, что опыты 2-4 табл. 2 являются оптимальными, так как извлечение золота в Cu-Au концентрат составляет от 5,8 до 6,2% и меди - от 74,28% до 70,81% при содержании меди в Cu-Au концентрате от 20,80% до 24,20%. При опыте 1 получен Cu-Au концентрат с низким содержанием меди (8,37%); в опыте 5 извлечение меди в качественный Cu-Au концентрат составило всего 46,23%. Лучшие результаты по предлагаемому способу получены в опыте 3. При ведении флотации хвостов цианирования при остаточной концентрации цианида натрия 0,11% в дополнительно получаемый коллективный Cu-Au концентрат извлекается 84,74% меди при ее содержании 23,20%, а также повышается извлечение золота на 6,6% при его содержании в дополнительном товарном продукте 50,82 г/т.

Формула изобретения

1. Способ обогащения упорных золотосодержащих сульфидных руд, включающий измельчение концентрата руды крупностью до 55% класса - 0,020 мм до крупности 98 - 99% класса - 0,020 мм и его сорбционное цианирование, отличающийся тем, что перед измельчением руду указанной крупности кондиционируют и затем проводят флотацию, а отходы сорбционного цианирования кондиционируют сульфгидрильным собирателем и пенообразователем с последующим выделением в пенный продукт сульфидов цветных металлов, содержащих тонковкрапленное золото.

2. Способ по п.1, отличающийся тем, что отходы сорбционного цианирования кондиционируют при концентрации цианистого натрия в пульпе от 0,04 до 0,20%.

РИСУНКИ

Рисунок 1, Рисунок 2, Рисунок 3, Рисунок 4



 

Похожие патенты:

Изобретение относится к обогащению полезных ископаемых, в частности к обогащению руд цветных и благородных металлов

Изобретение относится к обогащению полезных ископаемых и м.б

Изобретение относится к сельскохозяйственному производству и м.б использовано при сортировании семенного картофеля в жидкой среде Цель - повышение эффективности и качества сортирования в жидкой среде

Изобретение относится к почвенным исследованиям

Изобретение относится к области пищевого и сельскохозяйственного машиностроения и может быть использовано в пищевой, сельскохозяйственной и горнодобывающей пром

Изобретение относится к сельскому хозяйству и может быть использовано при сортировании семян в жидкой среде по всхожести

Изобретение относится к электрохимической технологии в процессах обогащения

Изобретение относится к способу получения хлористого калия и включает операции измельчения, обесшламливания, флотационного обогащения сильвинитов и классификации

Изобретение относится к способам переработки остатков автоклавного выщелачивания сульфидных материалов цветной металлургии и может быть использовано для выделения образовавшейся на выщелачивании элементарной серы из окисленной пульпы с получением серного и сульфидного концентратов

Изобретение относится к способу выделения, как минимум, одного гидрофобного вещества из смеси, которая включает, как минимум, это гидрофобное вещество и, как минимум, одно гидрофильное вещество

Изобретение относится к обогащению полезных ископаемых и может быть использовано при переработке кислых кеков цинкового производства. Способ флотации серебра из кислых кеков цинкового производства включает введение во флотационную пульпу из кеков собирателя - бутилового ксантогената - и вспенивателя - флотомасла. Перед введением бутилового ксантогената и вспенивателя пульпу подвергают кондиционированию с тетрахлорэтиленом, подаваемым в виде водной эмульсии, прошедшей ультразвуковую обработку. Техническим результатом является повышение содержания серебра в концентрате, которое достигается за счет удаления элементной серы с поверхности минералов. 2 табл., 1 пр.
Изобретение относится к цветной металлургии и может быть использовано при переработке серебросодержащих цинковых кеков, образующихся при извлечении цинка из сульфидных концентратов. Цинковые кеки при температуре 80-90°C подвергают сернокислотному выщелачиванию в присутствии восстановителя, обеспечивающего восстановительный потенциал выщелачивающего раствора более +0,8 В. Раствор направляют на извлечение цинка, нерастворенный остаток подвергают флотации ксантогенатом при pH=8-9. Пенный продукт подвергают перечистной флотации при pH=3,5-5, при этом в качестве собирателя используют диалкилдитиофосфат натрия с расходом 50-500 г/т. Флотоконцентрат направляют на извлечение благородных металлов, хвосты основной флотации на извлечение свинца, а хвосты перечистной флотации на извлечение цинка в основном производстве. Техническим результатом является повышение извлечения серебра в концентрат при последующей флотации на 15-20% по сравнению с известными методами. Для получения богатого по драгметаллам продукта требуется меньшее количество технологических стадий. 1 з.п. ф-лы, 3 табл., 3 пр.

Изобретение относится к способу обессеривания железной руды. Согласно способу, железную руду, содержащую серу в количестве свыше 0,08%, но не более 2%, подвергают флотации, с получением железной руды, в которой содержание серы было снижено до 0,08% или менее. Во время процесса флотации (1) соединение на основе ксантогената и соль аминосоединения используют в качестве коллекторов, (2) соединение на основе ксантогената применяют в качестве коллектора, и вещество, которое высвобождает ион серы в воде, используют в качестве активатора, или (3) соединение на основе ксантогената и соль аминосоединения используют в качестве коллекторов, и вещество, которое высвобождает ион серы в воде, используют в качестве активатора. Способ позволяет использовать низкокачественные железные руды и получать малосернистые железные руды с содержанием серы менее 0,08%. 4 з.п. ф-лы, 1 табл., 1 ил., 10 пр.

Изобретение относится к способу флотационного разделения минералов тяжелых металлов. В способе используется селективный собиратель М-ТФ, представляющий собой смесь дитиофосфата и тионокарбамата с переменным в нем соотношении дитиофосфата и тионокарбамата в зависимости от долей пирита и пирротина в сульфидной руде, от соотношений сульфидов меди и разновидностей сфалерита в коллективном концентрате и операциях селективной флотации. В исследуемых пробах сульфиды меди представлены первичными и вторичными минералами, а также минералами группы блеклых руд. В способе для флотационного разделения минералов пирротин-пиритсодержащих руд в качестве собирателей применяется сочетание бутилового ксантогената и реагента М-ТФ при переменном соотношении долей компонентов собирателя М-ТФ в различных циклах флотации. Техническим результатом предлагаемого изобретения является снижение флотируемости пирита, пирротина, повышение при этом флотоактивности основных минералов меди - халькопирита, борнита и создание условий активной флотации теннантита, а также минеральных ассоциаций золота. 3 табл.

Предложенная группа изобретений относится к способам очистки тонкодисперсных частиц, в частности гидрофобных частиц, таких как уголь, от их примесей в водной среде и удаления технологической воды из продуктов до уровней, которые обычно можно обеспечить термической сушкой. Способ разделения гидрофобного материала в виде частиц и его гидрофильного загрязняющего вещества, диспергированных в водной суспензии, предусматривает следующие стадии: а) перемешивания водной суспензии при условиях перемешивания с большим усилием сдвига в присутствии первой гидрофобной жидкости с образованием агломератов гидрофобного материала в виде частиц; b) отделения агломератов от водной жидкости и диспергированного гидрофильного загрязняющего вещества; c) диспергирования агломератов, отделенных от водной жидкости и диспергированного гидрофильного загрязняющего вещества, во второй гидрофобной жидкости так, что вода, захваченная между частицами, составляющими указанные агломераты, высвобождается из гидрофобных частиц; и d) отделения гидрофобных частиц от второй гидрофобной жидкости и воды, высвобожденной из указанных агломератов, таким образом получая гидрофобные частицы, по существу не содержащие гидрофильное загрязняющее вещество и воду. Способ удаления воды, захваченной в фильтровальном осадке из гидрофобных частиц, предусматривает стадии: a) диспергирования фильтровального осадка в гидрофобной жидкости так, что захваченная вода высвобождается; и b) отделения гидрофобных частиц от гидрофобной жидкости и высвобожденной воды, таким образом получая гидрофобные частицы, по существу не содержащие гидрофильное загрязняющее вещество и воду. Технический результат – повышение эффективности разделения гидрофобного материала, а также удаления воды. 2 н. и 18 з.п. ф-лы, 2 ил., 11 табл., 11 пр.
Наверх