способ переработки глинистых золотосодержащих руд

Формула изобретения

Способ переработки глинистых золотосодержащих руд, включающий дробление, измельчение, дезинтеграцию и стадиальное обогащение, отличающийся тем, что руду первоначально подвергают дезинтеграции в скруббере, минусовой продукт скруббера подвергают стадиальному гравитационному обогащению и измельчению, при этом первую стадию гравитационного обогащения осуществляют на отсадочной машине, хвосты отсадочной машины классифицируют и иловую фракцию выводят из процесса как отвальный продукт, песковую фракцию совместно с плюсовым продуктом дезинтеграции подвергают двухстадиальному дроблению с промежуточным грохочением на камнедробильных сортировочных установках с получением дробленного продукта, который подвергают стадиальному измельчению и гравитационному обогащению совместно или раздельно с минусовым продуктом скруббера.

Описание изобретения к патенту

Изобретение относится к технологическим процессам извлечения благородных металлов из глинистых руд, в частности к рудоподготовке и гравитационному обогащению, и может найти применение на малых сезонных предприятиях с производительностью до 40 т/ч.

Известен способ переработки глинистых золотосодержащих руд, включающий совмещенное дробление, измельчение, дезинтеграцию в барабанных мельницах, работающих в режиме самоизмельчения, двухстадиальную классификацию в спиральных классификаторах и гидроциклонах, гравитационное обогащение песков гидроциклонов и стадиальное флотационное обогащение слива гидроциклонов /1/.

Недостатком этого способа является то, что при переработке глинистых руд на предприятиях с малой производительностью обогатительных фабрик (до 40 т/ч) значительно возрастает удельный расход электроэнергии, резко снижается коэффициент машинного времени используемого оборудования как в рудоподготовке, так и в обогатительном переделе. Это объясняется тем, что размер мельниц находится в зависимости от размера максимального куска питания мельниц и при производительности ниже 40 т/ч мельница будет работать с недогрузкой, а при колебаниях массовой доли вплоть до периодического отсутствия крупнокусковой фракции мельница самоизмельчения будет работать с очень низкой удельной производительностью по вновь образованному готовому классу крупности и, следовательно, с недогрузкой будет работать и обогатительное оборудование. Кроме того, нестабильная нагрузка технологического оборудования ведет к снижению технологических показателей обогатительного передела из-за колебаний плотности пульпы.

Недостатком способа являются также высокие капитальные затраты, связанные с затратами на сооружение фундамента под мельницу для самоизмельчения руды.

Задачей, на решение которой направлено заявляемое изобретение, является повышение экономичности переработки глинистых золотосодержащих руд за счет снижения удельного расхода электроэнергии, капитальных затрат и максимального использования оборудования.

Это достигается тем, что в способе переработки глинистых золотосодержащих руд, включающем дробление, измельчение, дезинтеграцию и стадиальное обогащение, согласно изобретению, руду первоначально подвергают дезинтеграции в скруббере, минусовой продукт скруббера подвергают стадиальному гравитационному обогащению и измельчению, при этом первую стадию гравитационного обогащения осуществляют на отсадочной машине, хвосты отсадочной машины классифицируют и иловую фракцию выводят из процесса как отвальный продукт, песковую фракцию совместно с плюсовым продуктом дезинтеграции подвергают двухстадийному дроблению с промежуточным грохочением на камнедробильных сортировочных установках с получением дробленого продукта, который подвергают стадийному измельчению и гравитационному обогащению совместно или раздельно с минусовым продуктом скруббера.

Сопоставительный анализ заявляемого технического решения с прототипом показывает наличие в нем существенных признаков, отличающих его от прототипа, что позволяет сделать вывод о соответствии заявляемого технического решения критерию "новизна".

Благодаря включению дезинтеграции в скруббере исходной глинистой руды получен минусовой продукт с максимальным содержанием свободного золота, которое не подвергается переизмельчению, максимально извлекается на отсадочной машине, причем возможно получение отвального продукта в виде иловой фракции в процессе классификации, а плюсовой продукт скруббера совместно с песковой фракцией хвостов отсадки ввиду отсутствия глины стало возможным аккумулировать в бункерах, а затем дробить и дробленый продукт подвергать стадиальному измельчению и стадиальному гравитационному обогащению совместно или раздельно с минусовым продуктом скруббера, что дало возможность при непостоянном гранулометрическом составе руды организовать стабильную работу как дробильных установок, так и стадиального измельчения и гравитационного обогащения и тем самым обеспечить максимальное использование оборудования, снизить удельный расход электроэнергии на тонну перерабатываемой руды. Кроме того, проведение дезинтеграции в скруббере, дробление на камнедробильных сортировочных установках (используемых на щебеночных карьерах и впервые используемых для вышеуказанной цели) не требует капитальных затрат на строительство фундаментов для скруббера, дробилок и грохота.

Таким образом, совокупность существенных признаков обеспечит осуществление задачи изобретения, при этом возможность достижения технического результата не вытекает из уровня техники, что позволяет сделать вывод о соответствии заявляемого технического решения критерию "изобретательский уровень".

На чертеже приведена принципиальная технологическая схема предлагаемого способа.

Золотосодержащая руда с массовой долей глины от 10 до 40% поступает на дезинтеграцию, например, в скруббер ГДБ-40, где она делится с получением двух продуктов, например крупностью минус 20 мм и плюс 20 мм. Крупность, по которой проводится дезинтеграция, определяется крупностью свободного золота. Минусовой продукт, в котором концентрируется основная масса свободного золота, подвергается отсадке, например, на отсадочной машине МОД-2. Золото в зависимости от крупности концентрируется в надрешетном и подрешетном продуктах. Самородки золота из надрешетного продукта выбираются вручную в период остановки процесса дезинтеграции после 12 часов работы. Концентрат отсадки перечищается на шлюзах, например, на стационарных шлюзах малого наполнения, затем на концентрационном столе, например, СКО-0,5, с получением готового товарного продукта. Хвосты отсадки подвергаются классификации в спиральном классификаторе, например, 1 КСП-20, крупность слива классификации подбирается экспериментально. Иловую фракцию (слив классификатора) выводят из процесса как отвальный продукт. Хвосты шлюза направляются на стадиальное измельчение и гравитационное обогащение, например, двухстадиальное, количество стадий определяется в зависимости от содержания золота в продуктах концентрации экспериментально. Хвосты последней стадии гравитации являются отвальными. Концентраты стадиального гравитационного обогащения и хвосты СКО-0,5 поступают на гравитационную доводку, например, на винтовой сепаратор и концентрационный стол СКОШ, получают готовый товарный продукт и промпродукт для цианирования. Песковую фракцию хвостов отсадки (пески спирального классификатора) совместно с плюсовым продуктом дезинтеграции аккумулируют в бункере, подвергают стадиальному дроблению с промежуточным грохочением на передвижных камнедробильных сортировочных установках (комплексах) СМД-186 и СМД-187.

Дробленый продукт подвергают стадиальному измельчению и гравитационному обогащению совместно с минусовым продуктом скруббера, когда в исходной руде уменьшается массовая доля глины, а раздельно - в случае остановки скруббера.

Результаты полупромышленных испытаний предлагаемого способа приведены в таблице.

В способе по прототипу исходная глинистая золотосодержащая руда (с массовой долей глины от 10 до 40%) поступает в мельницу ММС-73-23 самоизмельчения, которая работает в замкнутом цикле со спиральным классификатором 1 КСП-20. Слив спирального классификатора поступает в гидроциклоны ГЦ-50. Пески гидроциклонов крупностью не более 2 мм поступают на концентрационный стол СКО-7.5, полученный концентрат также перечищается на концентрационном столе с получением готового товарного продукта и промпродукта для цианирования. Слив гидроциклонов поступает на первую стадию флотации. Хвосты флотации и хвосты основной концентрации на столе подвергаются классификации в гидроциклонах ГЦ-50. Слив гидроциклонирования поступает на иловую флотацию, хвосты которой получают отвальными. Пески гидроциклонов направляются на шаровое двухстадиальное измельчение и двухстадиальную флотацию (количество стадий определяется содержанием золота в хвостах). Хвосты последней стадии флотации являются отвальными. Концентраты стадиальной флотации и концентрат иловой флотации направляются на флотационную доводку, получают готовый товарный продукт.

Результаты промышленных испытаний способа по прототипу приведены в таблице.

Из таблицы следует, что предлагаемый способ в сравнении с прототипом обеспечивает снижение удельного расхода электроэнергии на 15 - 30 квт. ч/т руды, капитальных затрат на 1,7 - 2,0 млрд. руб., увеличение коэффициента машинного времени на 10 - 25 дол. ед. Кроме того, при одинаковом извлечении золота качество концентрата увеличивается до 1,5 - 3 кг/т против 0,1 - 0.3 кг/т.

Заявленный способ планируется к внедрению на малых предприятиях старательских артелей, в частности АОЗТ "Амур".

Источники информации

1. М.Л.Певзнер, В.С.Кизей, Л.И.Першина, С.А. Перфильева, А.В.Бортников. Внедрение схемы полного рудного самоизмельчения при переработке золотосодержащих глинисто-кварцевых руд. - Колыма, 1979, N 12., с. 14-18, рис. 1.