СПОСОБ ОБОГАЩЕНИЯ УПОРНЫХ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ СУЛЬФИДНЫХ РУД Российский патент 1999 года по МПК B03B5/28 

Изобретение относится к области обогащения полезных ископаемых.

Известен способ обогащения упорных золотосодержащих сульфидных руд, который включает мокрое измельчение руды до крупности 55% класса - 0,020 мм, последовательное кондиционирование пульпы с сульфгидрильным собирателем и вспенивателем в известковой среде при pH 95 - 10,5, одновременную депрессию пирита и выделение в пенный продукт коллективного флотоконцентрата, содержащего упорное золото и сульфидные минералы цветных металлов, и его сорбционное цианирование (С.И. Полькин, Э.В. Адамов, Обогащение руд цветных металлов, М. , Недра, 1975, 461 с, С.И. Полькин, Э.В. Адамов. Обогащение руд цветных металлов, М. , Недра, 1980, 400 с.). Однако при использовании этого способа имеет место недостаточно высокое извлечение золота, которое является единственным ценным компонентом, извлекаемым из руды.

Наиболее близким аналогом является способ обогащения упорных золотосодержащих сульфидных руд, в котором руда крупностью 55% класса - 0,020 мм направляется на флотацию в известковой среде сульфгидрильным собирателем. Затем выделенный флотоконцентрат измельчают до крупности 98-99% класса - 0,020 мм для раскрытия золота и подвергают его сорбционному цианированию с целью выделения золота. (Патент РФ N 2052294, МПК B 02 C 19/00). Однако этот способ также не лишен недостатков, так как недостаточно полно извлекается золото, и оно является единственным ценным компонентом руды.

Задачей изобретения является повышение полноты и комплексности использования упорных золотосодержащих сульфидных руд за счет вовлечения в переработку ранее неиспользованных отходов сорбционного цианирования.

Поставленная задача решается тем, что в способе обогащения упорных золотосодержащих сульфидных руд, включающем 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 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 0,23%.

Наличие новых операций подтверждает новизну способа.

Из литературы известно, что цианид натрия при расходах от 2 г/т до 250 г/т руды депрессирует сульфидные минералы всех цветных металлов при их флотации в известковой среде сульфгидрильными собирателями (Л.Я. Шубов, С.И. Иванков, Н. К. Щеглова. Флотационные реагенты в процессах обогащения минерального сырья, Справочник в 2 кн., под ред. Л.В. Кондратьевой, М., Недра, 1990, кн. 2, 263 с.).

Соответствие заявляемого изобретения требованию изобретательского уровня обуславливается тем, что тонкие зерна крупностью 0,020 мм сульфидных минералов цветных металлов, содержащие тонковкрапленное золото, выделяются из отходов сорбционного цианирования сульфгидрильным собирателем в известковой среде и при концентрации цианида натрия в жидкой фазе от 0,04% до 0,23%. То есть цианид натрия при концентрации от 0,04% до 0,23% в хвостах цианирования активирует флотацию тонкоизмельченных сульфидных цветных металлов, содержащих тонковкрапленное золото, сульфгидрильным собирателем.

Предлагаемый способ осуществляется следующим образом.

Исходную упорную золотосодержащую сульфидную руду измельчают до крупности 55% класса - 0,020 мм, кондиционируют с известью (2 кг/т или pH 8), бутилксантогенатом калия (120 г/т) и пенообразователем оксоль Т-80 (40 г/т), а затем проводят флотацию, хвосты которой направлены в отвал. Флотоконцентрат, измельченный до крупности 98-99% класса - 0,020 мм, подвергают сорбционному цианированию при расходе цианида натрия 5,0 кг/т и угля 700 г/т. Уголь, насыщенный золотом, направляют на десорбцию ценного компонента и регенерацию сорбента. Из хвостов цианирования, после их кондиционирования с бутиксантогенатом калия и оксолем Т-80, извлекают коллективный сульфидный золотосодержащий концентрат, направляемый на металлургический передел для селективного извлечения цветных металлов и золота.

Заявляемый способ испытан в производственных условиях ГОКа "Первоймайский", перерабатывающего упорные золотомедные концентраты месторождения Дарасунское. При технологических исследованиях изменяли остаточное содержание цианида натрия в жидкой фазе хвостов цианирования от 0,02% до 0,29%, флотацию которых проводили при постоянных расходах хвостов цианирования, и судили по извлечению золота и меди в коллективный Cu-Au концентрат и по содержанию меди в этом продукте.

Результаты обогащения упорной золото-медной руды по базовому способу и прототипу приведены в табл. 1.

Результаты обогащения упорной золото-медной руды по предлагаемому способу приведены в табл. 2.

С учетом требований, предъявляемых потребителем к Cu-Au концентрату (β_Cu> 11,00%), можно утверждать, что опыты 2-4 табл. 2 являются оптимальными, так как извлечение золота в Cu-Au концентрат составляет от 5,8 до 6,2% и меди - от 74,28% до 70,81% при содержании меди в Cu-Au концентрате от 20,80% до 24,20%. При опыте 1 получен Cu-Au концентрат с низким содержанием меди (8,37%); в опыте 5 извлечение меди в качественный Cu-Au концентрат составило всего 46,23%. Лучшие результаты по предлагаемому способу получены в опыте 3. При ведении флотации хвостов цианирования при остаточной концентрации цианида натрия 0,11% в дополнительно получаемый коллективный Cu-Au концентрат извлекается 84,74% меди при ее содержании 23,20%, а также повышается извлечение золота на 6,6% при его содержании в дополнительном товарном продукте 50,82 г/т.

Способ относится к области обогащения полезных ископаемых. Техническим результатом является повышение полноты и комплексности использования упорных золотосодержащих руд за счет вовлечения в переработку ранее неиспользованных отходов сорбционного цианирования. В способе обогащения упорных золотосодержащих сульфидных руд, включающем 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%. 1 з.п.ф-лы, 2 табл.

1. Способ обогащения упорных золотосодержащих сульфидных руд, включающий измельчение концентрата руды крупностью до 55% класса - 0,020 мм до крупности 98 - 99% класса - 0,020 мм и его сорбционное цианирование, отличающийся тем, что 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. 2. Способ по п.1, отличающийся тем, что отходы сорбционного цианирования кондиционируют при концентрации цианистого натрия в пульпе от 0,04 до 0,20%.