Способ обогащения золотосодержащих руд с повышенной сорбционной способностью

Способ обогащения золотосодержащих руд с повышенной сорбционной способностью

Иллюстрации

Показать все

Реферат

Изобретение относится к области обогащения руд флотацией, в частности к флотации золотосодержащих руд, и может быть использовано при обогащении углеродсодержащего сырья различного происхождения.

Известен способ обогащения сульфидных полиметаллических золотосодержащих руд и продуктов (патент RU №2314165, опубл. 10.01.2008 г.), который включает коллективную сульфидную флотацию в щелочной среде в присутствии ксантогената и вспенивателя с получением коллективного концентрата и хвостов, последующую селективную флотацию коллективного концентрата с получением товарных концентратов и пиритного продукта. Хвосты коллективной сульфидной флотации и/или пиритный продукт селективной флотации классифицируют в трехпродуктовом гидроциклоне с доизмельчением песков гидроциклона в присутствии ксантогената при pH 5,4-5,6. Флотацию доизмельченных песков и среднего слива гидроциклона ведут при концентрации ксантогената до 6 мг/л, при этом полученный в результате флотации пенный продукт направляют на переработку для извлечения из него золота.

Недостатком данного способа является повышенное содержание мышьяка в золотоносном пиритном продукте (β_As>2%), что негативно сказывается на дальнейшей металлургической переработке.

Известен способ извлечения тонкодисперсного золота из золотосодержащих руд (патент RU №2309799, опубл. 10.11.2007 г.), включающий дробление, измельчение, флотацию и цианирование руды. На стадии измельчения добавляют борнилацетат в количестве 30-45 г/т, полученный экстракцией из полыни или из пихтового масла, а измельченную руду подвергают классификации и фракцию руды менее 0,1 мм направляют на основную флотацию, дальнейшее цианирование и сорбцию углем.

Недостатком является низкая степень раскрытия сросток, особенно при переработке тонковкрапленных руд, и соответственно недостаточная эффективность флотации золотонесущих сульфидов.

Известен способ обогащения упорных золотосодержащих сульфидных руд (патент RU №2133644Ю опубл. 27.07.1999 г.), который включает 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%.

Недостатками данного способа являются невысокое извлечение ценного компонента в концентрат, низкий индекс селективности, высокий расход реагентов.

Известен способ обогащения руд (патент RU №2331483, опубл. 20.08.2008 г.), который включает дробление, измельчение исходной руды в присутствии воды с последующей обработкой реагентами с использованием собирателей, вспенивателей, а также реагентами - модификаторами и вспомогательными реагентами для получения коллективных полиметаллических концентратов при флотации руд, содержащих медь, свинец, цинк или золотосодержащих концентратов при флотации золотосодержащих руд. В качестве реагента собирателя и модификатора используют 1-30%-ный раствор четвертичных аммониевых солей формулы C_nH_2n+1-CH₂-N⁺H₂-CH₃O^-PH(O)OCH₃, где n=9-18, в органическом растворителе «Топлинол».

Недостатками данного способа являются высокий расход реагентов и негативное экологическое воздействие в связи с использованием химических веществ в большом количестве.

Известен способ повышения контрастности поверхностных свойств сульфидных минералов золотосодержащих руд (патент RU №2542072, опубл. 0.02.2015 г.), принятый за прототип, включающий предварительное измельчение с введением окислителя и последующую флотацию, отличающийся тем, что предварительную подготовку пульпы проводят посредством измельчения материала с добавлением перманганата калия и последующего выделения класса крупности -0,074+0 мм, кондиционирование пульпы с добавлением бутилового ксантогената калия и в качестве окислителя перманганата калия осуществляют в ультразвуковой ванне с частотой 20-60 кГц и процесс флотации проводят в две стадии - основной и перечистной с использованием бутилового ксантогената калия БКК + вспенивателя ПМ2.

Недостатками являются низкая эффективность извлечения благородных металлов при наличии органического углерода в исходном сырье более 0,8% и соответственно высокие потери металла с отвальными хвостами.

Техническим результатом изобретения является выведение сорбционно активного углеродистого вещества из руды перед стадией сульфидной флотации с минимальными потерями золота и повышение извлечения ценных компонентов в концентрат, тем самым улучшая качество концентрата. Выведение углерода в голове процесса способствует соблюдению требования дальнейшего гидрометаллургического передела (отношение Au/Сорг не менее 8-10 г/кг).

Технический результат достигается тем, что руду измельчают в щелочной среде до крупности -0,071 мм, затем измельченную пульпу направляют на кондиционирование с добавлением перекиси водорода в ультразвуковую ванну, после кондиционирования пульпа поступает на углеродную флотацию, где выделяют в пенный продукт сорбционно-активный углерод и графит, а камерный продукт направляют на сульфидную флотацию, осуществляемую в три стадии, при этом две основные стадии сульфидной флотации осуществляют с использованием депрессора, щелочного вспенивателя и собирателя, в качестве которого используют смесь бутилового ксантогената калия (БКК) и изобутилового ксантогената калия (ИББК), а перечистную флотацию осуществляют в присутствии депрессора.

Способ обогащения золотосодержащих руд с повышенной сорбционной способностью поясняется следующими фигурами:

фиг. 1 - технологическая схема извлечения благородных металлов из золотосодержащих руд с повышенной сорбционной способностью;

фиг. 2 - микрофотографии мацерал;

фиг. 3 - микрофотографии углеродистого вещества (графитовой пленки);

фиг. 4 - микрофотографии флотоконцентрата.

Реализация способа осуществляется следующим образом (фиг. 1). Измельчение исходной руды, содержащей золотонесущие пирит и арсенопирит, осуществляется в щелочной среде при введении в мельницу гидроксида натрия (100 г/т), что способствует раскрытию «упорных» минеральных зерен и получению более однородного гранулометрического состава по готовому классу. Кондиционирование пульпы проводят с добавкой перекиси водорода 80 г/т в ультразвуковой ванне в течении 10 минут с целью активации углистого вещества (фиг. 2). В результате ультразвуковой обработки увеличивается удельная поверхность внутренних и внешних пор углистого вещества, что позволяет его использовать в процессе цианирования в качестве сорбента. Углеродную флотацию проводят с добавкой щелочного вспенивателя 110-130 г/т и катионного собирателя 100 г/т в качестве предварительной операции перед сульфидной флотацией для вывода активного углерода и графита (фиг. 3) из руды в пенный продукт. Камерный продукт углеродной флотации поступает в цикл сульфидной флотации. Цикл сульфидной флотации состоит из 2 основных (I и II) и перечистной операций флотации. На I основной флотации добавляются реагенты в соотношении: депрессор 150-200 г/т, БКК + ИБКК 130-150 г/т и щелочной вспениватель 50-70 г/т. На II основной флотации: депрессор 100 г/т, БКК + ИБКК 50-100 г/т и щелочной вспениватель 10-20 г/т. На перечистной флотации подается только депрессор 50 г/т. Концентраты I основой и перечистной флотаций объединяются и являются готовым продуктом, содержащим золото, в том числе и наноразмерное (фиг. 4). А отвальным продуктом являются хвосты II основной и перечистной флотаций.

Способ поясняется следующим примером. Измельчение золотосодержащей руды с повышенной сорбционной способностью до технологически готового класса крупности (-0,071+0 мм) осуществляется путем механохимикоактивации в растворе гидроксида натрия 100 г/т. Измельченная руда для контроля крупности подвергается классификации в гидроциклоне. Механохимикоактивация позволяет снизить циркулирующую нагрузку в цикле измельчения. Пески гидроциклона возвращаются на доизмельчение, а слив подается на кондиционирование. Кондиционирование пульпы проводят с добавкой перекиси водорода 80 г/т в ультразвуковой ванне в течение 10 минут с частотой 20 кГц. И затем проводят флотацию, которая состоит из двух циклов: углеродной и сульфидной флотаций. Для выведения активного углерода и графита из руды перед стадией сульфидной флотации с минимальными потерями золота предусмотрена углеродная флотация, которая должна снизить количество добавляемых реагентов в дальнейшую сульфидную флотацию. Также выведение углерода в начале процесса способствует соблюдению требования дальнейшего гидрометаллургического передела (отношение Au/Сорг не менее 8-10 г/кг). Углеродную флотацию проводят с добавкой щелочного вспенивателя 110-130 г/т и катионного собирателя 100 г/т. Щелочной вспениватель для активного углерода является и собирателем. Катионный собиратель повышает гидрофобность графита. В результате углеродной флотации получают два продукта: пенный продукт, содержащий активированное углистое вещество и графит, и камерный продукт, содержащий пирит и арсенопирит. Камерный продукт углеродной флотации поступает в цикл сульфидной флотации. Цикл сульфидной флотации состоит из 2 основных (I и II) и перечистной операций флотации. На I основной флотации добавляются реагенты в соотношении: депрессор 150-200 г/т, собирательная смесь (БКК + ИБКК) 130-150 г/т и щелочной вспениватель 50-70 г/т. На II основной флотации: депрессор 100 г/т, собирательная смесь (БКК + ИБКК) 50-100 г/т и щелочной вспениватель 10-20 г/т. На перечистной флотации подается только депрессор 50 г/т. Экспериментально было выявлено и теоретически обосновано, что сочетание бутилового и изобутилового ксантогенатов в соотношении 3:1 позволяет увеличить извлечение золота в пенный продукт на 7,8%; повысить скорость флотации, снизить расход реагентов по сравнению с применением каждого реагента в отдельности. Концентраты I основой и перечистной флотаций объединяются и являются готовым продуктом, содержащим золото, в том числе и наноразмерное. А отвальным продуктом являются хвосты II основной и перечистной флотаций. В таблицах 1 и 2 представлены результаты флотации с применением различных вспенивателей и результаты эффективности предложенного режима переработки золотосодержащих руд с повышенной сорбционной активностью.

Разработанный способ позволяет повысить эффективность извлечения золота в концентрат при снижении расхода реагентов, является экологически безопасным и экономически выгодным.

Способ обогащения золотосодержащих руд с повышенной сорбционной способностью, включающий предварительное измельчение, классификацию, кондиционирование пульпы в ультразвуковой ванне и последующую флотацию с использованием бутилового ксантогената калия БКК, отличающийся тем, что измельчение осуществляют в щелочной среде до крупности -0,071 мм, затем измельченную пульпу направляют кондиционирование с добавлением перекиси водорода в ультразвуковую ванну, после кондиционирования пульпа поступает на углеродную флотацию, где выделяют в пенный продукт сорбционно-активный углерод и графит, а камерный продукт направляют на сульфидную флотацию, осуществляемую в три стадии, при этом две основные стадии сульфидной флотации осуществляют с использованием депрессора, щелочного вспенивателя и собирателя, в качестве которого используют смесь бутилового ксантогената калия (БКК) и изобутилового ксантогената калия (ИББК), а перечистную флотацию осуществляют в присутствии депрессора.