способ извлечения золота из бедных малосульфидных руд

Формула изобретения

Способ извлечения золота из бедных малосульфидных руд, включающий дробление руды, двухстадийное измельчение, классификацию, гравитационное обогащение с получением хвостов и гравитационного концентрата, поступающего на доводку с выделением концентрата «золотая головка», и обедненного гравитационного концентрата и флотационное обогащение хвостов гравитационного обогащения, сорбционное цианирование, электролитическое выделение золота и плавку, отличающийся тем, что после классификации второй стадии измельчения перед циклом гравитационного обогащения реализуют цикл предварительного обогащения на центробежной отсадочной машине и осуществляют разделение потока исходной измельченной руды на поток хвостов предварительного обогащения с низким содержанием ценного компонента, который направляют в отвал, и поток ₁ для гравитационного обогащения, который определяют по формуле:

₁=_{(0,25-0,30) 2}= ₃+ ₄,

где ₂ - количество руды, которое поступает на предварительное обогащение;

₃ - количество гравитационного концентрата, поступающего на доводку с выделения концентрата «золотая головка», рассчитывается по формуле:

₃=_{(0,025-0,027) 2};

₄ - количество хвостов гравитационного обогащения, поступающих на флотационное обогащение, которое рассчитывается по формуле:

₄=_{(0,225-0,243) 2},

а хвосты гравитационного обогащения подвергают флотационному обогащению в щелочной среде при pH=8,0-8,5 после кондиционирования их со следующими реагентами:

медный купорос 40-60 г/т,

карбамид 20-40 г/т,

бутиловый ксантогенат 60-90 г/т и каптакс 60-90 г/т при их суммарном расходе 150 г/т,

пенообразователь Т-92 100-120 г/т,

полученный флотационный концентрат объединяют с обедненным гравитационным концентратом, получают объединенный продукт, который обрабатывают ультразвуком при частоте ультразвуковых колебаний 35 кГц и мощности ультразвука 300 Вт в течение 10-15 мин, подвергают сорбционному цианированию и десорбции обработанный ультразвуком объединенный продукт с получением золотосодержащего раствора, затем проводят электролитическое осаждение золота из золотосодержащего раствора сорбционного цианирования и получают катодный осадок, который вместе с полученным концентратом «золотая головка» подвергают обжигу, плавке, и получают золото в слитках.

Описание изобретения к патенту

Изобретение относится к переработке золотосодержащих руд с низким содержанием тяжелой сульфидной составляющей.

Известен способ переработки золотосодержащего сырья, согласно которому руда после подготовительных операций дробления, измельчения и классификации подвергается гравитационному обогащению, хвосты гравитации поступают на флотационное обогащение, полученный объединенный концентрат подлежит переработке гидрометаллургическими методами, а хвосты направляются в отвал [Лодейщиков В.В. Технология извлечения золота и серебра из упорных руд: в 2х томах. - Иркутск: ОАО «Иргиредмет»,1999, T.1, c.339].

Недостатком известного способа является неполное выделение золота на стадии гравитационного и флотационного обогащения, а также отсутствие возможности выделения продукта с отвальным содержанием ценного компонента «в голове» технологической схемы, что увеличивает нагрузку на основное обогатительное оборудование и снижает эффективность процессов.

Прототипом изобретения является способ извлечения золота из руд [Патент RU № 2318887 C1, 12.09.2006, опубл. 10.03.2008], включающий дробление руды, двухстадийное измельчение, классификацию, гравитационное и флотационное обогащение, сорбционное выщелачивание и электролитическое выделение золота и плавку.

Недостатком прототипа является отсутствие механизмов интенсификации процесса извлечения золота для повышения эффективности последующих процессов гидрометаллургического передела. Кроме того, в соответствии с заявленным по прототипу способом, весь поток руды, поступающей на переработку, вынужден проходить через всю технологическую схему. Таким образом, данный способ характеризуется большими нагрузками на оборудование, а также необходимостью использования сложных и развитых схем.

Задачей изобретения является повышение эффективности извлечения золота.

Задача решается тем, что в способе извлечения золота из бедных малосульфидных руд, включающем дробление руды, двухстадийное измельчение, классификацию, гравитационное обогащение с получением хвостов и гравитационного концентрата, поступающего на доводку с выделением концентрата «золотая головка» и обедненного гравитационного концентрата и флотационное обогащение хвостов гравитационного обогащения, сорбционное цианирование, электролитическое выделение золота и плавку, согласно изобретению, после классификации второй стадии измельчения перед циклом гравитационного обогащения реализуют цикл предварительного обогащения на центробежной отсадочной машине и осуществляют разделение потока исходной измельченной руды на поток хвостов предварительного обогащения с низким содержанием ценного компонента, который направляют в отвал, и поток для гравитационного обогащения, который определяют по формуле:

_{1=(0,25-0,30) 2}= ₃+ ₄,

где ₂ - это количество исходной руды, которое поступает на предварительное обогащение,

₃ - это количество гравитационного концентрата, поступающего на доводку с целью выделения концентрата «золотая головка», рассчитывается по формуле

_{3=(0,025-0,027) 2}, ₄ - это количество хвостов гравитационного обогащения, поступающих на флотационное обогащение, которое рассчитывается по формуле

_{4=(0,225-0,243) 2},

а хвосты гравитационного обогащения подвергают флотационному обогащению в щелочной среде при pH 8,0-8,5 после кондиционирования их со следующими реагентами:

медный купорос - 40-60 г/т,

карбамид 20-40 г/т,

бутиловый ксантогенат - 60-90 г/т и каптакс 60-90 г/т при их суммарном расходе 150 г/т,

пенообразователь - 100-120 г/т,

полученный флотационный концентрат объединяют с обедненным гравитационным концентратом, получают объединенный продукт, который обрабатывают ультразвуком при частоте ультразвуковых колебаний 35 кГц и мощности ультразвука 300 Вт в течение 10-15 мин, подвергают сорбционному цианированию и десорбции обработанный ультразвуком объединенный продукт с получением золотосодержащего раствора, затем проводят электролитическое осаждение золота из золотосодержащего раствора сорбционного цианирования и получают катодный осадок, который вместе с полученным концентратом «золотая головка» подвергают обжигу, плавке и получают золото в слитках.

Процесс предварительного обогащения реализуют при использовании центробежных отсадочных машин, например, Kelsey. Результаты предварительного обогащения руды на центробежной отсадочной машине приведены в таблице 3.

В работах [В сб. «Применение ультраакустики к исследованию вещества» (МОПИ), 1960, вып.10, с.117. Мальцев Н.Н., Малахов Ю.В., Глембоцкий В.А., Соколов М.А., Байшулаков А.А.] отмечается, что продолжительность ультразвуковой обработки должна находиться в обратно пропорциональной зависимости от интенсивности ультразвука. При частоте колебаний более 1 МГц и интенсивности ~2 Вт/см² эффективное время обработки находится в пределах нескольких секунд. Однако интенсивность колебаний по предлагаемому способу менее 0,4 Вт/см ², что значительно ниже, поэтому оптимальное время обработки при частоте 35 кГц, мощности ультразвука 300 Вт составляет 10-15 мин. Увеличение и уменьшение времени обработки относительно указанного ведет к снижению эффективности процессов выщелачивания.

Техническим результатом изобретения является проведение предварительного обогащения между второй стадией измельчения руды и циклом гравитационного обогащения, что способствует наиболее полному выделению золота. Поскольку цикл предварительного обогащения реализуется при одновременном дораскрытии золота перед каждой операцией предварительного обогащения, стадиальность извлечения золота обуславливает выделение его без переизмельчения и ошламования золотосодержащих сростков.

Техническим результатом изобретения также является регулируемое питание гравитационного обогащения путем отделения потока для гравитационного обогащения от общего потока руды в том количестве, которое определяют по следующей формуле:

_{1=(0,25-0,30) 2}= ₃+ ₄,

где

₂ - это количество исходной руды, которое поступает на предварительное обогащение,

₃ - это количество гравитационного концентрата, поступающего на доводку с целью выделения концентрата «золотая головка», рассчитывается по формуле

_{3=(0,025-0,027) 2},

₄ - это количество хвостов гравитационного обогащения, поступающих на флотационное обогащение, которое рассчитывается по формуле

_{4=(0,225-0,243) 2},

которое является необходимым для увеличения извлечения золота и уменьшения нагрузок на основное технологическое оборудование, что способствует снижению типоразмеров аппаратов и позволяет понизить потребление электроэнергии.

Техническим результатом изобретения также является разработанный режим флотационного обогащения, обеспечивающий наиболее полное извлечение свободного тонкого золота и сульфидов с измененной поверхностью, которые недостаточно эффективно извлекались ранее при использовании традиционного режима.

В качестве пенообразователя использовали Флотореагент оксаль марки Т-92

Этот пенообразователь представляет собой смесь различных веществ, преимущественно одноатомных спиртов пиранового и диоксанового рядов, а также некоторых гликолей.

Оксаль Т-92 - побочный продукт производства диметилдиоксана, доведенный до необходимых кондиций. Реагент должен содержать не более 1% диметилдиоксана, эфирное число в пределах 1,5-4 мг КОН/г, содержание гидроксильных групп - в пределах 23-36%, плотность 1,05-1,08 г/см³. Используется для изготовления пластификаторов.

Реагент отличается малой токсичностью, хорошим технологическим эффектом на различных типах руд при сравнительно небольших расходах. см. Табл.А.

Таблица А
ФЛОТОРЕАГЕНТ-ОКСАЛЬ (ТУ 2452-029-05766801-94)
Флотореагент-оксаль представляет собой продукт переработки высококипящих побочных продуктов (ВПП) производства диметилдиоксана. Флотореагент-оксаль марки Т-66 используется в качестве пластификатора в лако-красочной промышленности. Флотореагент-оксаль марки 1-92 используется для изготовления пластификаторов для резиновых и пленочных изделий. Флотореге оксаль марки Т-94 используется в нефтеперерабатывающей промышленности, при бурении нефтяных скважин для регулирования структурно-механических и фильтрационных свойств буровых растворов на водной основе, а также для флотации руд цветных мет угля и некоторого минерального сырья.
ОСНОВНЫЕ КАЧЕСТВЕННЫЕ ПОКАЗАТЕЛИ
	Т-66	Т-92	Т-94
Внешний вид	Прозрачная, нерасслаивающаяся жидкость от желтого до коричневого цвета
Массовая доля диметилдиоксана,
%, не более,		0.2	0.5
в пределах	1.0-1.5
Эфирное число, мг КОН/г, в пределах	-	0.5-4.0	0.5-4.0
Массовая доля гидроксильных групп, %, в пределах	-	24-35	24-35
Температура вспышки в открытом тигле, °C, не ниже	80	130	88
Температура застывания, °C, не выше	минус 40	минус 30	минус 38
Плотность при 20°C, г/см3, в пределах	1.00-1.12
Растворимость одной части в 50 частях воды	полная, допускается опалесценция и слабая муть

На примере малосульфидной золотосодержащей руды одного из месторождений Красноярского края с известными данными минералогического и рационального состава, представленными в таблицах 1 и 2, показана зависимость результатов флотационного обогащения по предлагаемому способу извлечения золота из бедных малосульфидных руд от параметров ведения процесса - таблица 4. В таблице 5 представлены результаты флотации хвостов гравитационного обогащения в режиме действующей золотоизвлекательной фабрики (ЗИФ) и в усовершенствованном режиме.

Техническим результатом также является разработка оптимального технологического режима ультразвуковой обработки объединенного концентрата при частоте ультразвука 35 кГц и мощности 300 Вт, что позволяет повысить извлечение металла в золотосодержащие растворы сорбционного цианирования, как показывают данные таблицы 6.

Описание способа извлечения золота из бедных малосульфидных руд поясняется чертежом, на котором дана технологическая схема, нумерацией операций.

Способ осуществляется следующим образом.

Исходную руду крупностью - 500 мм дробят (1) в щековой дробилке до 100 мм. Дробленую руду подвергают первичному измельчению (2) в мельнице самоизмельчения мокрым способом, затем измельченную руду направляют на грохочение в бутаре (3). В результате грохочения в бутаре получают продукт крупностью минус 10 мм и галю. Галю измельчают в шаровой мельнице второй стадии измельчения (4). Измельченную руду в виде пульпы направляют на классификацию (5) в классификатор, например, спиральный типа КСН. Классификатор и шаровая мельница связаны замкнутым циклом. Получают пески классификатора крупностью +0,5 мм и слив классификатора крупностью -0,5+0 мм. Слив классификатора направляют в первую операцию цикла предварительного обогащения (6). Легкая фракция крупностью -0,5+0 мм, полученная после первой операции предварительного обогащения, направляется на классификацию в гидроциклонах (7), которые связаны с мельницей третьей стадии измельчения замкнутым циклом. Пески классификации в гидроциклоне крупностью +0,2 мм снова направляются в измельчение (8), слив гидроциклонов крупностью -0,2+0 мм направляется на вторую операцию цикла предварительного обогащения (9). Легкая фракция крупностью -0,2+0 мм, полученная после второй операции предварительного обогащения, направляется в гидроциклоны для классификации (10), которые связаны замкнутым циклом с шаровой мельницей четвертой стадии измельчения. Пески классификации в гидроциклонах крупностью +0,074 мм направляются на измельчение (11), слив гидроциклонов крупностью -0,074+0 мм направляется в третью операцию цикла предварительного обогащения (12).

В результате третьей операции цикла предварительного обогащения (12) получают поток с низким содержанием ценного компонента, который направляют в отвал.

Тяжелые фракции крупностью -0,5+0 мм, -0,2+0 мм, -0,074+0 мм операций предварительного обогащения (6, 9 и 12 соответственно) объединяют, получают поток для гравитационного обогащения (13), который определяют по формуле:

_{1=(0,25-0,30) 2}= ₃+ ₄,

где

₂ - это количество исходной руды, которое поступает на предварительное обогащение,

₃ - это количество гравитационного концентрата, поступающего на доводку с целью выделения концентрата «золотая головка», рассчитывается по формуле

_{3=(0,025-0,027) 2},

₄ - это количество хвостов гравитационного обогащения, поступающих на флотационное обогащение, которое рассчитывается по формуле

_{4=(0,225-0,243) 2}.

Проводят гравитационное обогащение (13) с получением гравитационного концентрата и хвостов гравитационного обогащения. Используют гравитационный аппарат, например центробежный концентратор Итомак, отечественный аналог центробежного концентратора Knelson.

Гравитационный концентрат отправляют на доводку (14), которую реализуют, например, с использованием концентрационного стола Gemeny. В результате доводки выделяют концентрат «золотая головка» и обедненный гравитационный концентрат. Концентрат «золотая головка» подвергается сгущению (15), получают сгущенный концентрат «золотая головка» и слив. Слив направляется в оборот.

Хвосты гравитационного обогащения (13) направляют на флотационное обогащение (19), включая основную, контрольную и перечистную операции флотации. Флотацию проводят во флотомашинах, например пневмомеханических ФПМ.

Основную флотацию реализуют после кондиционирования хвостов гравитационного обогащения со следующими реагентами: медный купорос - 40-60 г/т; карбамид 20-40 г/т; бутиловый ксантогенат - 60-90 г/т и каптакс 60-90 г/т при их суммарном расходе 150 г/т; пенообразователь-Т-92 - 100-120 г/т; процесс ведут в щелочной среде, создаваемой кальцинированной содой до pH 8,0-8,5.

Соотношение расходов реагентов основной и контрольной операций флотации принимают 2:1 и подают в контрольную операцию: карбамид в количестве 10-20 г/т; бутиловый ксантогенат - 30-45 г/т в сочетании с каптаксом в количестве 30-45 г/т при суммарном их расходе 75 г/т; пенообразователь Т-92 при расходе 50-60 г/т; уровень pH поддерживают на уровне 8,0-8,5 подачей кальцинированной соды.

Перечистную операцию флотации ведут без добавления реагентов.

В результате флотационного обогащения получают флотационный концентрат и хвосты флотации. Хвосты флотации являются отвальными, их сгущают (25), слив направляют в оборот, сгущенный продукт направляют в хвостохранилище. Флотационный концентрат объединяют с обедненным гравитационным концентратом, полученным после доводки (14), получают объединенный продукт. Объединенный продукт подвергают ультразвуковой обработке (20), затем направляют на подщелачивание (21). Объединенный продукт после подщелачивания (21) направляют на сорбционное цианирование (22). В качестве сорбента используют смолу, например АМ-2Б. Получают насыщенную золотом смолу и отработанный цианистый раствор. Цианистый раствор после фильтрации (23) и обеззараживания по известным методикам складируют в виде твердых хвостов на специальном полигоне в виде жидкой фазы в хвостохранилище. Насыщенную смолу отделяют на грохоте, например, вибрационном, промывают и направляют на десорбцию (24) с одновременными процессами регенерации и электролитическим осаждением. В результате электролитического осаждения получают и накапливают катодный осадок золота. Отработанную смолу регенерируют и направляют на повторное использование. Отработанный электролит восстанавливают по известным методикам и также направляют в процесс.

Сгущенный концентрат «золотая головка» объединяется с катодным осадком, далее они подвергаются окислительному обжигу (16). Огарок, полученный после обжига, направляется на плавку (17) с добавлением флюсов. В результате плавки получают лигатурное золото в слитках и шлак. Шлак направляют на доизмельчение в шаровую мельницу (18) и возвращают в операцию доводки (14).

Способ извлечения золота из бедных малосульфидных руд благодаря сокращению потока перерабатываемой руды в результате предварительного обогащения позволяет снизить нагрузку на основное оборудование. Способ позволяет также увеличить глубину и полноту извлечения мелкого и тонкого золота, золота с измененной и загрязненной поверхностью, благодаря применению оптимального режима флотационного разделения минералов и предварительной ультразвуковой обработке объединенного продукта перед планированием.

Таблица 1
Минералогический состав золотосодержащей руды одного из месторождений Красноярского края
Минералы	Содержание, %
Пирит	1,5
Арсенопирит	Единичные выделения
Магнетит + гематит (мартит)	1,5
Анатаз	1,0
Золото	Единичные выделения
Кварц	42,0
Альбит	18,0
Хлорит	9,0
Кальцит	2,0
Мусковит	25,0
Пирротин	Единичные выделения
Халькопирит, шеелит, гетит	Единичные выделения
Рутил	Единичные выделения
Ковеллин, борнит, висмутин	Единичные выделения
Микроклин, биотит, гранат	Единичные выделения
Апатит, турмалин, циркон	Единичные выделения.
Ильваит, графит, эпидот	Единичные выделения

Таблица 2
Рациональный анализ нахождения золота в руде
Форма нахождения	Содержание Au, г/т	Распределение, %
Au самородное	0,85	72,7
Au сульфидное	0,31	26,5
Au силикатное	0,009	0,8
Au	1,169	100
Au валовое	1,15	-

Таблица 3
Результаты предварительного обогащения руды на центробежной отсадочной машине Kelsey J200 CJ
Продукты	Выход, %	Содержание, г/т	Извлечение, %
Питание гравитационного обогащения	27,29	4,88	92,9
Хвосты предварительного обогащения	72,71	0,14	7,1
Исходная руда	100,00	1,435	100

Таблица 4
Зависимость результатов флотационного обогащения по предлагаемому способу извлечения золота из бедных малосульфидных руд от параметров ведения процесса
Параметр	Значение	Эффективность, %
Медный купорос, г/т	10	61,30
20	63,98
40	80,10
60	78,29
80	71,18
Карбамид	10	76,22
20	79,56
30	80,44
40	78,25
50	72,04
Каптакс /Бутиловый ксантогенат, г/т	30/120	73,50
60/90	73,66
90/60	74,52
120/30	73,30
Пенообразователь-Т-92*	100	-
120
*Примечание: расход пенообразователя был установлен исходя из получения устойчивой пены в процессе флотации.

Таблица 5
Результаты флотации хвостов гравитационного обогащения
Продукты	Выход, %	Содержание, г/т	Извлечение, %	Режим флотации
Традиционный режим
Флотационный концентрат	14,47	4,60	74,75	Бут.Кх - 100 г/т
Т-92 - 50 г/т
Хвосты флотации	85,53	0,26	25,25
Хвосты гравитационного обогащения	100	0,89	100,00
Предлагаемый режим
Флотационный концентрат	7,31	7,23	82,62	CuSO4 - 40 г/т
Карбамид - 30 г/т
Хвосты флотации	92,69	0,12	17,38	Бут.Кх - 60 г/т
Хвосты гравитационного обогащения	100,00	0,64	100	Каптакс -90 г/т
Т-92 - 100 г/т

Таблица 6
Результаты ультразвуковой обработки объединенного продукта перед сорбционным цианированием
Условия опыта	Содержание золота в твердых хвостах цианирования, г/т	Извлечение золота в раствор, %
Лабораторные испытания
	7,5*	-
Без ультразвуковой обработки	0,87	88,4
После ультразвуковой обработки	0,25	96,6
Испытания на ЗИФ
	21,6*	-
Без ультразвуковой обработки	2,1	90,27
После ультразвуковой обработки	1,2	94,44
* - Содержание золота в исходном объединенном продукте.