способ обогащения сульфидных полиметаллических золотосодержащих руд и продуктов

Формула изобретения

1. СПОСОБ ОБОГАЩЕНИЯ СУЛЬФИДНЫХ ПОЛИМЕТАЛЛИЧЕСКИХ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ РУД И ПРОДУКТОВ, включающий коллективную сульфидную флотацию в присутствии ксантогената, соды и вспенивателя с получением коллективного концентрата и хвостов, последующую селективную флотацию коллективного концентрата с получением товарных концентратов и пиритного продукта, отличающийся тем, что в качестве вспенивателя в коллективную сульфидную флотацию вводят Т-80 при соотношении ксантогената, соды и Т-80 от 1,0 : 28,0 : 0,7 до 1,0 : 32,0 : 0,9, а пиритный продукт подвергают флотационной доводке в присутствии бутилового ксантогената, серной кислоты, медного купороса и Т-80 при их соотношении от 1,0 : 30,0 : 0,09 : 0,4 до 1,0 : 34,0 : 0,12 : 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 пиритного продукта 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 коллективную флотацию с использованием в качестве собирателя амилового ксантогената, вспенивателя соснового масла, а также сернистого натрия [1] Однако по известному способу извлечение золота в коллективный сульфидный золотосодержащий концентрат не превышает 50-55% ввиду его значительной депрессии сернистым натрием.

Наиболее близким по технической сущности и достигаемому результату к предлагаемому является способ обогащения сульфидных полиметаллических золотосодержащих руд и продуктов, включающий коллективную сульфидную флотацию в присутствии ксантогената, соды и вспенивателя с получением коллективного концентрата и хвостов и последующего селективную флотацию коллективного концентрата с получением товарных концентратов и пиритного продукта [2]

По этому способу извлечение золота в коллективный концентрат из полиметаллических золотосодержащих руд составляет 75-80% однако при переработке золотосодержащих складируемых отходов горно-обогатительных 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 повышение эффективности селекции коллективного сульфидного золотосодержащего концентрата и резкого снижения потерь золота с пиритным продуктом и отвальными хвостами.

Цель изобретения повышение извлечения золота и цветных металлов из складируемых отходов горно-обогатительных полиметаллических комбинатов за счет повышения эффективности и селективности процесса флотации при одновременном снижении потерь золота в отвальных хвостах и пиритном концентрате.

Поставленная цель достигается тем, что в способе обогащения сульфидных полиметаллических золотосодержащих руд и продуктов, включающем коллективную сульфидную флотацию в присутствии ксантогената, соды и вспенивателя с получением коллективного концентрата и хвостов, последующую селективную флотацию коллективного концентрата с получением товарных концентратов и пиритного продукта, в качестве вспенивателя в коллективную сульфидную флотацию вводят Т-80 при соотношении бутилового ксантогената, соды и Т-80 от 1:28:0,7 до 1: 32:0,9, а пиритный продукт подвергают флотационной доводке в присутствии бутилового ксантогената, серной кислоты, медного купороса и Т-80 при их соотношении от 1:30:0,09:0,4 до 1:34:0,12:0,6, при этом коллективную сульфидную флотацию проводят при крупности не более 0,2 мм и содержании менее 0,074 мм от 40 до 50% а флотационную доводку пиритного продукта при содержании 95% класса менее 0,044 мм.

На чертеже изображен способ осуществления способа.

Исходный продукт (складируемые отходы одного из горно-обогатительных полиметаллических комбинатов), измельченный до крупности не более 0,2 мм и содержании класса менее 0,074 мм 40-50% поступает на коллективную сульфидную флотацию, которая проводится в присутствии собирателя бутилового ксантогената (100 г/т), соды (2800-3200 г/т) и вспенивателя 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% класса менее 0,044 мм) поступает на селективную флотацию меди, цинка и пирита, которая проводится в присутствии сернистого натрия, цинкового и медного купороса и извести с получением товарных медно-золотого и цинкового концентратов и камерного пиритного продукта. Пиритный золотосодержащий прoдукт после доизмельчения до крупности 95% класса менее 0,044 мм подвергался флотационной доводке с целью выделения товарного пиритного концентрата (пенный продукт) и сосредоточения оставшейся части золота, меди и цинка в камерном продукте в присутствии бутилового ксантогената, серной кислоты, медного купороса и Т-80 при их соотношении от 1:30:0,09:0,4 до 1: 34:0,12:0,6.

Как показали проведенные исследования, только такое сочетание реагентов позволяет в значительной мере провести селекцию пирита от медных и цинковых минералов, содержащих золото, несмотря на чрезвычайно тонкую вкрапленность этих минералов. При этом в пенном продукте выделяется товарный пиритный концентрат с содержанием серы не менее 44-46% а в камерном продукте сосредотачивается оставшаяся часть свободного золота, золотосодержащего халькопирита и сфалерита.

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 одновременное совместное использование двух флотационных операций в оптимальных режимах коллективной сульфидной флотации при крупности не более 0,2 мм и содержании 50% класса менее 0,074 мм в присутствии бутилового ксантогената, соды и Т-80 при их соотношении от 1:28:0,7 до 1:32:0,9 и флотационной доводке пиритного продукта при крупности 95% класса менее 0,044 мм в присутствии бутилового ксантогената, серной кислоты, медного купороса и Т-80 при их соотношении от 1:30:0,09:0,4 до 1:34:0,12:0,6.

Примеры конкретного осуществления описываемого способа.

l. Коллективная сульфидная флотация (табл. 1).

Исследованию подвергался исходный материал (лежалые отходы одного полиметаллического комбината), содержащие 0,75-0,77 г /т золота.

П р и м е р 1 (по способу прототипа).

Исходный продукт измельчают до крупности не более 0,2 мм (50% содержания класса менее 0,074 мм) и подвергают коллективной флотации в присутствии соды (600 г/т), бутилового ксантогената (200 г/т) и вспенивателя (100 г/т). При этом золoто извлекается в пенный продукт на 75,3% (от операции).

П р и м е р 2 (по предложенному способу).

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

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

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

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

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

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 (по предложенному способу).

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 1:32:0,9.

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

Условия опыта 4, при этом крупность помола перед коллективной флотацией изменялась от 30 до 55% содержания класса менее 0,074 мм. Экспериментально установлено, что оптимальная крупность помола составляет 40-50% содержания класса менее 0,074 мм.

II. Флотационная доводка пиритного продукта (табл. 2).

Полученный пиритный продукт (камерный продукт селективной флотации), содержащий 2,6-2,9 г/т золота и 34-36% серы подвергался флотационной доводке при содержании 95% класса менее 0,044 мм с целью отделения товарного пиритного концентрата (содержание серы не менее 42%) от оставшейся части свободного золота, медных и цинковых минералов.

П р и м е р 1 (по способу-прототипа).

В известном способе-прототипе операция доводки пиритного продукта не проводилась, поэтому мы можем сравнивать только данные полученного пиритного продукта (камерного продукта селективной флотации) содержание золота 2,7 г/т при извлечении 100% (от операции), содержание серы 36,4% при извлечении 100% (от операции).

П р и м е р 2 (по предложенному способу).

Пиритный продукт (камерный продукт медно-цинковой флотации) подвергают доизмельчению до крупности 95% содержания класса менее 0,044 мм и последующей флотации в присутствии бутилового ксантогената (200 г/т), серной кислоты 6,5 кг/т, медного купороса (20 г/т) и Т-80 100 г/т при их соотношении 1:33: 0,1:0,5.

При этом в пенный продукт выделяется товарный пиритный концентрат с содержанием серы 49% при извлечении 95% (от операции), а потери в нем золота составляют 27,8% (от операции). В камерном продукте содержание золота составляет 6 г/т при его извлечении 72,2% (от операции). Этот продукт поступает в дальнейшем на цинковую флотацию с целью доизвлечения из него золота и цинка.

По сравнению с прототипом содержание золота в пиритном концентрате снизилось в два раза, а извлечение (потери золота) на 72,2% при этом содержание серы в камерном продукте снизилось примерно в шесть раз. Таким образом в результате селективной флотации пиритного продукта снизились потери с ним золота при одновременном повышении содержания в нем серы до товарного концентрата.

П р и м е р 3 (по предложенному прототипа).

Условия опыта 2, но соотношение реагентов 1:30:0,09:0,4. При этом в пенный продукт выделяется товарный пиритный концентрат с содержанием серы 48,4% при извлечении 92,9 (от операции), а потери в нем золота составляют 27,1% (от операции). В камерном продукте содержание золота составляет 6,3 г/т при его извлечении 72,9% (от операции).

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

Условия опыта 2, но соотношение реагентов 1:34:0,12:0,6. При этом в пенный продукт выделяется товарный пиритный концентрат с содержанием серы 48,8% при извлечении 93,3% (от операции), а потери в нем золота составляют 27,2% (от операции). В камерном продукте содержание золота составляет 6,1 г/т при его извлечении 72,8% (от операции).

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

Условия опыта 2, но изменялось соотношение реагентов в селективной пиритной флотации нижний и верхние пределы, а также выход за эти пределы. Экспериментально установлено, что оптимальное соотношение реагентов составляет от 1:30:0,09:0,4 до 1:34:0,12:0,6.

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

Условия опыта 2, но при этом крупность помола перед пиритной селективной флотацией изменялась от 50% содержания класса менее 0,044 мм до 98% класса менее 0,044 мм. Экспериментально установлено, что оптимальная крупность помола составляет 95% содержания класса менее 0,044 мм.

Сводные показатели обогащения отходов полиметаллических комбинатов по прототипу и предложенному способам представлены в табл. 3.

Исходя из анализов полученных результатов, можно сделать вывод, что использование предложенного способа при обогащении лежалых отходов полиметаллических комбинатов позволяет по сравнению с прототипом:

повысить извлечение золота в суммарный медный золотосодержащий концентрат на 22,8% меди на 25,5% при этом качество концентрата по золоту повышено в 1,8% по меди в 2 раза;

повысить извлечение цинка в цинковый концентрат на 9,2% при этом качество концентрата повышено в 1,7 раза;

снизить содержание серы в медно-золотом концентрате с 34,5% до 12,5% что резко снижает затраты на последующий металлургический передел этого концентрата;

выделить товарный пиритный концентрат при извлечении в него серы 75,7%