способ обогащения сульфидных полиметаллических золотосодержащих руд и продуктов

Формула изобретения

1. СПОСОБ ОБОГАЩЕНИЯ СУЛЬФИДНЫХ ПОЛИМЕТАЛЛИЧЕСКИХ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ РУД И ПРОДУКТОВ, включающий гравитационное разделение с получением золотосодержащего концентрата и гравитационных хвостов и последующую коллективную сульфидную флотацию гравитационных хвостов в присутствии бутилового ксантогената и вспенивателя с получением коллективного концентрата и хвостов, отличающийся тем, что в коллективную сульфидную флотацию дополнительно вводят соду, а качестве вспенивателя вводят Т-80, при этом соотношение бутилового ксантогената, соды и Т-80 составляет от 1,0 : 28,0 : 0,7 до 1,0 : 32,0 : 0,9, коллективный концентрат подвергают селективной флотации с получением товарных концентратов, а золотосодержащий концентрат подвергают флотационной доводке в присутствии бутилового ксантогената, извести, медного купороса и Т-80 при их соотношении от 1,0 : 75,0 : 0,1 : 0,5 до 1,0 : 100,0 : 0,15 : 0,6.

2. Способ по п.1, отличающийся тем, что коллективную сульфидную флотацию проводят при крупности не более 0,2 мм и содержании класса менее 0,074 мм от 40 до 50%.

3. Способ по п.1, отличающийся тем, что флотационную доводку золотосодержащего концентрата проводят при содержании 95% класса менее 0,044 мм.

Описание изобретения к патенту

Изобретение относится к обогащению полезных ископаемых и может быть использовано при переработке как сульфидных полиметаллических золотосодержащих руд, так и при доизвлечении золота, серебра и цветных металлов из складируемых отходов горно-обогатительных полиметаллических комбинатов.

Проблема доизвлечения золота, серебра и цветных металлов из складируемых отходов (лежалых хвостов) полиметаллических комбинатов связана со сложностью разделения золотоносных сульфидов (в основном, халькопирита и пирита), в состав которых входит золото, от минералов пустой породы, с одной стороны, а также золотосодержащих медных минералов от пирита, с другой. Значительные потери золота сосредоточены в хвостах сульфидной флотации, что увеличивает ценность отходов полиметаллических комбинатов, с одной стороны, но усложняет процесс селекции цветных металлов и золота при их переработке с другой.

Известен способ обогащения сульфидных полиметаллических золотосодержащих руд и продуктов, включающий флотацию в присутствии соды, сернистого натрия, амилового ксантогената и соснового масла [1]

Однако по известному способу извлечение золота в коллективный сульфидный концентрат не превышает 50-55% ввиду его депрессии сернистым натрием, а главное отсутствием предварительной гравитации для выделения свободных золотин и крупных богатых сростков их с сульфидами.

Наиболее близким по технической сущности и достигаемому результату к предложенному является способ обогащения сульфидных полиметаллических золотосодержащих руд и продуктов, включающий гравитационное разделение с получением золотосодержащего концентрата и гравитационных хвостов и последующую коллективную сульфидную флотацию гравитационных хвостов в присутствии бутилового ксантогената и вспенивателя с получением коллективного концентрата и хвостов [2]

По этому способу извлечение золота в коллективный концентрат из полиметаллических золотосодержащих руд cоставляет 75-80% однако при переработке золотосодержащих складируемых отходов горнообогатительных полиметаллических комбинатов использование этого способа менее эффективно, ввиду больших потерь золота в хвостах процесса переработки и с пиритным продуктом, металлургическая переработка которого чрезвычайно сложна.

В связи с этим в разработанной технологии доизвлечения золота и цветных металлов из складируемых отвалов основной упор делается на концентрацию золота в медном, цинковом и гравитационном концентратах.

Цель изобретения повышение извлечения золота и цветных металлов из складируемых отходов горно-обогательных комбинатов за счет повышения интенсивности и селективности процесса при одновременном снижении содержания серы в золотом концентрате.

Поставленная цель достигается тем, что в способе обогащения сульфидных полиметаллических золотосодержащих руд и продуктов, включающем гравитационное разделение с получением золотосодержащего концентрата и гравитационных хвостов и последующую коллективную сульфидную флотацию гравитационных хвостов в присутствии бутилового ксантогената и вспенивателя с получением коллективного концентрата, и хвостов, в коллективную сульфидную флотацию дополнительно вводят соду, в качестве вспенивателя вводят Т-80, при этом соотношение бутилового ксантогената, соды и Т-80 составляет от 1:28:0,7 до 1:32:0,9, коллективный концентрат подвергают селективной флотации с получением товарных концентратов, а золотосодержащий гравитационный концентрат подвергают флотационной доводке в присутствии бутилового ксантогената, извести, медного купороса и Т-80 при их соотношении от 1:75:0,1:0,5 до 1:100:0,15:0,6, при этом коллективную сульфидную флотацию проводят при крупности не более 0,2 мм и содержании класса менее 0,074 мм от 40 до 50% а флотационную доводку гравитационного концентрата проводят при содержании 95% класса менее 0,044 мм.

На чертеже представлена схема осуществления способа.

Исходный продукт (складируемые отвалы горнообогатительного комбината) крупностью -0,5 мм поступает на гравитационное обогащение (концентрационные cтолы) с получением золотосодержащего концентрата, промпродукта, хвостов и шламов. Далее промпродукт, хвосты и шламы гравитации после их доизмельчения при крупности не более -0,2 мм и содержании 40-50% класса менее -0,074 мм поступают на коллективную сульфидную флотацию, которая проводится в присутствии бутилового ксантогената (100 г/т), соды (2800-3200 г/т) и Т-80 (70-90 г/т) при их соотношении от 1:28:0,7 до 1:32:0,9.

Как показали проведенные исследования, только такое сочетание реагентов позволяет в значительной мере активировать свободное золото, золотосодержащие медные и цинковые минералы при эффективном выделении их в пенный продукт коллективной сульфидной флотации. При наличии в исходном материале золотосодержащего пирита ему в этом случае также создаются благоприятные условия для флотации.

Коллективный сульфидный золотосодержащий концентрат после доизмельчения до 0,074 мм (50-60%) содержания класса менее 0,044 мм) поступает на селективную флотацию, которая проводится в присутствии сернистого натрия, цинкового и медного купороса и извести с получением товарных медно-золотого и цинкового концентратов и камерного пиритного продукта.

Гравитационный золотосодержащий концентрат после доизмельчения при содержании 95% класса менее 0,044 мм подвергался флотационной доводке с целью отделения от пирита в присутствии бутилового ксантогената, извести, медного купороса и Т-80 при их соотношении от 1:75:0,1:0,5 до 1:100:0,15:0,6. При этом в пенном продукте сосредотачиваются свободное золото, золотосодержащие медные минералы и сфалерит, а в камерном пирит с содержанием серы не менее 46-49%

Как показали проведенные исследования, только такое сочетание реагентов при установленной тонине помола позволяет эффективно провести селективную флотацию свободного золота и золотосодержащего халькопирита от пирита, который ввиду чрезвычайно тонкого помола (95% класса менее 0,044 мм) полностью освобожден от сростков с золотом.

Таким образом, для повышения интенсивности и селективности процесса извлечения золота и цветных металлов из складируемых отходов горно-обогатительных комбинатов, при одновременном отделении их от пирита необходимо совместное использование двух флотационных операций в оптимальных режимах коллективной сульфидной флотации при крупности не более 0,2 мм (50% содержания класса менее 0,074 мм) в присутствии бутилового ксантогената, соды и Т-80 при их соотношении от 1:28:0,7 до 1:30:0,9 и флотационной доводке гравитационного золотосодержащего концентрата при крупности менее 0,044 мм (95% содержания данного класса) в присутствии бутилового ксантогената, извести, медного купороса и Т-80 при их соотношении от 1:75:0,1:0,5 до 1:100:0,15:0,6.

Примеры конкретного осуществления описываемого способа.

l. Коллективная сульфидная флотация (табл. 1).

Исследованию подвергался объединенный продукт предварительного гравитационного обогащения (промпродукт, хвосты и шламы), содержащий 0,75-0,77 г/т золота.

П р и м е р 1 (известный).

Исходный продукт измельчают до крупности не более 0,2 мм (50% содержания класса менее 0,074 мм) и подвергают коллективной флотации в присутствии бутилового ксантогената (200 г/т) и Т-80 (100 г/т). При этом золото извлекается в пенный продукт на 75,3% (от операции).

П р и м е р 2 (предлагаемый способ).

Исходный продукт измельчают до крупности не более 0,2 мм (50% класса менее 0,074 мм) и подвергают коллективной флотации в присутствии бутилового ксантогената и Т-80. В процесс дополнительно вводят соду при соотношении бутилового ксантогената, соды и Т-80 1:28:0,7.

При этом золото извлекается в пенный продукт на 88,4% (от операции). По сравнению со способом прототипа извлечение золота повышается на 13,1% за счет благотворного действия соды на свободные золотины в присутствии собирателя и вспенивателя при их определенном соотношении.

П р и м е р 3 (предлагаемый способ).

Условия опыта 2, по соотношению реагентов 1:32:0,9. При этом золото извлекается на 89,7% (от операции).

П р и м е р 4 (предлагаемый способ).

Условия опыта 2, но соотношение реагентов 1:30:0,8. При этом золото извлекается на 90,5% (от операции).

П р и м е р ы 5-8 (предлагаемый способ).

Условия опыта 2, но изменялось соотношение реагентов в коллективной сульфидной флотации нижний и верхний пределы, а также выход за эти пределы. Экспериментально установлено, что оптимальное соотношение реагентов составляет от 1:28:0,7 до 1:30:0,8.

П р и м е р ы 9-13 (предлагаемый способ).

Условия опыта 4, при этом тонина помола перед коллективной флотацией изменялась от 30 до 60% содержания класса менее 0,074 мм. Экспериментально установлено, что оптимальная тонина помола составляет 40-50% содержания класса менее 0,074 мм.

II. Флотация гравитационного золотосодержащего концентрата (табл. 2).

Выделенные гравитационным обогащением золотосодержащий концентрат (20-30 г/т золота) по минералогическому составу содержит до 88% пирита, который в дальнейшем резко затрудняет металлургическую переработку и получение металла. В связи с этим по предложенному способу была введена операция флотации гравитационного золотосодержащего концентрата с целью освобождения его от пирита и повышения концентрации золота. Исследованию подвергался золотосодержащий гравитационный концентрат с содержанием 20-22 г/т золота и 36-38% серы, который после доизмельчения до класса менее 0,044 мм поступал на флотацию меди и золота.

П р и м е р 1 (по способу-прототипу).

В известном способе (прототип) операция флотации гравитационного концентрата не проводилась, поэтому мы можем сравнивать только данные непосредственно гравитации содержание золота 21,2 г/т при извлечении 100% (от операции), содержание серы 38,5% при извлечении 100% (от операции).

П р и м е р (по предлагаемому способу).

Гравитационный золотосодержащий концентрат (21-22 г/т золота) подвергают доизмельчению до крупности 95% класса менее 0,044 мм и последующей флотации в присутствии бутилового ксантогената, извести, медного купороса и Т-80 при их соотношении 1:75:0,1:0,5.

При этом в пенный продукт выделен золотой концентрат при содержании золота 82,4 г/т, серы 4,31% при извлечении, соответственно, 93,6, 2,7 (от операции). По сравнению с прототипом содержание золота повысилось в четыре раза, содержание серы снизилось в девять раз при незначительном снижении извлечения золота (на 6,4% ) и резком снижении серы (на 97,3%) в золотом концентрате. Таким образом в результате селективной флотации золота от пирита резко возросло качество золотого концентрата при одновременном снижении в нем серы, что значительно упрощает дальнейшую металлургическую переработку концентрата и выплавку металла.

П р и м е р 3 (по предлагаемому способу).

Условия опыта 2, но соотношение реагентов 1:85:0,12:0,55. При этом в золотой концентрат, содержание в котором золота 81,6 г/т, серы 8% извлекается 95,2% золота и 5,2% серы (от операции).

П р и м е р 4 (по предлагаемому способу).

Условия опыта 2, но соотношение реагентов 1:100:0,15:0,6. При этом в золотой концентрат, содержание в котором золота 79,9 г/т, серы 10,3% извлекается 95,6% золота и 6,8% серы (от операции).

П р и м е р ы 3-8 (по предлагаемому способу).

Условия опыта 2, но изменялось соотношение реагентов в селективной флотации нижний и верхний пределы, а также выход за эти пределы. Экспериментально установлено, что оптимальное соотношение реагентов составляет от 1:75: 0,1:0,5 до 1:100:0,15:0,6.

П р и м е р ы 9-13 (по предлагаемому способу).

Условия опыта 3, при этом тонина помола перед селективной флотацией изменялась от 50% содержания класса менее 0,044 мм до 98% Экспериментально установлено, что оптимальная тонина помола составляет 95% содержания класса менее 0,044 мм.

Сводные показатели обогащения отходов горно-обогатительных комбинатов по прототипу и предлагаемому способу представлены в табл. 3.

Исходя из анализа полученных результатов, можно сделать вывод, что использование предложенного способа при обогащении лежалых отходов горно-обогатительных комбинатов позволяет по сравнению с прототипом:

повысить извлечение золота в суммарный золото-медный концентрат на 22,7% меди на 15,8% при этом качество концентрата по золоту повышено в 1,9 раза, по меди в 1,6 раза,

повысить извлечение цинка в цинковый концентрат на 3,9% при этом качество концентрата повышено в 1,4 раза,

снизить содержание серы в медно-золотом концентрате с 33,7% до 13,8% что резко снижает затраты на последующий металлургический передел этого концентрата.