КОМБИНИРОВАННЫЙ СПОСОБ ИЗВЛЕЧЕНИЯ ЗОЛОТА ПРИ ПЕРЕРАБОТКЕ МЕДНО-КОЛЧЕДАННЫХ РУД И ОТВАЛЬНЫХ ПРОДУКТОВ Российский патент 2001 года по МПК B03B7/00 B03B9/06 

Описание патента на изобретение RU2165793C2

Изобретение относится к технологии обогащения и переработки медно-колчеданных пиритовых, пирит-халькопиритовых, пирит-халькопирит-сфалеритовых руд с целью извлечения золота, а также переработке старых (лежалых) отвалов забалансовых медно-колчеданных и колчеданно-полиметаллических руд и отвальных продуктов обогащения и металлургии в северных и центральных районах Урала и Сибири.

Известен комбинированный способ переработки медных руд, включающий транспортировку руд, их экспресс-анализ радиометрическими методами, кучное бактериально-химическое выщелачивание (см. патент РФ 2051748 C1, B 03 B 7/00, 10.01.1996).

Недостатком известного способа является невозможность выщелачивания в зимний и осенне-весенний периоды.

Известен способ переработки золотосодержащих руд, включающий дробление, измельчение, грохочение руды и дальнейшее чановое бактериально-химическое выщелачивание золота (Полькин С.И. и др. Технология бактериального выщелачивания цветных и редких металлов. М.: Недра, 1982, с. 162, 200).

Недостатком данного способа считаются высокие капитальные и эксплуатационные затраты.

Наиболее близким аналогом к предложенному способу является комбинированный способ извлечения золота при переработке медно-колчеданных руд и отвальных продуктов, включающий транспортировку руд, их экспресс-анализ, рентгенорадиометрическим методом, регулирование величины граничного содержания продукта рентгенорадиометрической сортировки и сепарации, с использованием в качестве параметров, характеризующих особенности геохимии золота, кларки концентраций меди, теллура, серебра, цинка и других элементов (Фишман М.А. и др. Практика обогащения руд цветных и редких металлов, 1967, с. 16-19).

Недостатком данного способа является невозможность вовлечения в разработку значительных объемов бедных балансовых и забалансовых руд, отвальных продуктов, а также лежалых концентратов, кроме того, низкая эффективность извлечения золота из руд.

На сегодняшний день в отходах горно-обогатительных производств медно-колчеданных и колчеданно-полиметаллических руд и лежалых концентратах скопилось свыше 200 т золота. Стоимость золота в медно-колчеданных рудах и лежалых концентратах соизмерима со стоимостью меди и цинка. Извлечение золота и серебра попутное, степень извлечения золота и серебра при существующей переработке не превышает 20-50%.

Целью заявленного изобретения является повышение извлечения золота, улучшение экологии в районах Урала и Сибири за счет вовлечения в переработку бедных балансовых и забалансовых руд отвальных продуктов и лежалых концентратов.

Для достижения указанной цели в предложенном комбинированном способе извлечения золота при переработке медно-колчеданных руд и отвальных продуктов из руд, находящихся в районах Севера, включающем транспортировку руд, их экспресс-анализ рентгенорадиометрическим методом, регулирование величины граничного содержания продукта рентгенорадиометрической сортировки и сепарации, с использованием в качестве параметров, характеризующих особенности геохимии золота, кларки концентраций меди, теллура, серебра, цинка и других элементов, реализуют рентгенорадиометрическую крупнопорционную сортировку и покусковую сепарацию, разделение горнорудной массы на пять продуктов - обогащенные продукты с содержанием золота более 2,5-4,0 г/т, которые направляют на переработку для извлечения золота, промежуточный продукт ПП-1 с содержанием золота 1,8-2,5 г/т или 2,2-4,0 г/т, которое находится в самородном виде или в форме теллуридов, промежуточный продукт ПП-2, с содержанием золота 1,1-1,8 г/т, или 1,3-2,2 г/т, которое находится в сростках с сульфидами, промежуточный продукт ПП-3 с содержанием золота 0,15-1,1 г/т или 0,15-1,3 г/т и отвальные хвосты с содержанием золота менее 0,15 г/т, которые направляют в отвал, для каждого из продуктов ПП-1 и ПП-2 реализуют одну или две операции переработки на концентраторе Кнельсона, полученную тяжелую фракцию направляют на переработку золота, а хвосты направляют в промежуточный продукт ПП-3 на чановое бактериально-химическое выщелачивание, которое в зимний и осенне-весенний периоды осуществляют с подогревом бактериального раствора, реализуют интенсификацию деятельности бактерий чанового бактериально-химического выщелачивания и регулируют объемы ПП-1, ПП-2, ПП-3, обогащенных продуктов и отвальных хвостов с использованием микроЭВМ, определяют содержание золота в порциях отвальных хвостов, при этом порции отвальных хвостов возвращают на вход в сепаратор покусковой сепарации, если содержание золота в порциях отвальных хвостов выше оптимальных содержаний золота в отвальных хвостах обогатительных фабрик, определяют содержание золота в отвальных хвостах сепарации после возвращения порций, полученную информацию используют для контроля и регулирования процессов.

Кроме того, указанная цель достигается тем, что реализуют объединение в геохимические выборки по основным типам руд залежи однородных по минимальному составу руд, в качестве параметров, характеризующих особенности геохимии золота используют кларки его концентраций, которые отражают степень накопления золота в рудах, коэффициент накопления золота для колчеданной формации определяют как средневезвешенное по количеству залежей в каждом типе руд, зонами максимального накопления золота в медно-колчеданных месторождениях устанавливают забалансовые участки вкрапленных пирит-халькопирит-сфалеритовых руд.

Кроме того, достигается тем, что рентгенорадиометрическую сортировку и сепарацию реализуют путем использования в качестве критерия разделения руд произведения аналитических параметров элементов-индикаторов меди, теллура, серебра, свинца, цинка, висмута, при этом критерий разделения медно-колчеданных руд определяют по выражению

где NCui - интенсивности характеристического рентгеновского излучения (ХРИ) меди, зарегистрированные каждым детектором эстафетного сепаратора в энергетическом диапазоне 7,8- 8,2 кэВ;
NS1i - интенсивности рассеянного излучения источников Плутония-238, зарегистрированные в энергетическом диапазоне 13,6- 16,8 кэВ;
NTei - интенсивности ХРИ теллура, зарегистрированные в энергетическом диапазоне 27,2-27,5 кэВ;
NS2i - интенсивности рассеянного излучения источников Америций-241 зарегистрированные в энергетическом диапазоне 48-56 кэВ;
NAgi - интенсивности ХРИ серебра, зарегистрированные в энергетическом диапазоне 22,0 кэВ;
NS3i - интенсивности рассеянного излучения источников Америций-241, зарегистрированные в энергетическом диапазоне 48,0-59,0 кэВ;
NPbi - интенсивности ХРИ свинца, зарегистрированные в энергетическом диапазоне 11,5-13,0 кэВ;
NS4i - интенсивности рассеянного излучения источников Кадмий-109, зарегистрированные в энергетическом диапазоне 19,0-21,5 кэВ;
NZni - интенсивность ХРИ цинка, зарегистрированные в энергетическом диапазоне 8,4-8,8 кэВ;
NS5i - интенсивности рассеянного излучения источников Кадмий-109, зарегистрированные в энергетическом диапазоне 19,0-21,5 кэВ;
NSbi - интенсивности ХРИ сурьмы, зарегистрированные в энергетическом диапазоне 26,1-26,5 кэВ;
NS6i - интенсивности рассеянного излучения источников Америций- 241, зарегистрированные в энергетическом диапазоне 48,0-59,0 кэВ;
NBii - интенсивности ХРИ висмута, зарегистрированные в энергетическом диапазоне 10,5-10,9 кэВ;
NS7i - интенсивности рассеянного излучения источников Кадмий-109, зарегистрированные в энергетическом диапазоне 19,0-21,5 кэВ;
n - количество рентгенорадиометрических детекторов эстафетного сепаратора.

При низких линейных корреляционных связях золота с элементами-индикаторами Cu, Te, Ag, Pb, Zn, Sb, Bi оценку корреляционных связей осуществляют с использованием коэффициента пороговой корреляции.

При определении линейной корреляционной связи коэффициента пороговой корреляции (rn) используют значения содержаний Au, Cu, Te, Ag, Pb, Zn, Sb, Bi находящихся в узкой области граничных содержаний золота и сопутствующих элементов Cu, Te, Ag, Pb, Zn, Sb, Bi.

Расчеты выполняют по выражению

где Aun - пороговое (граничное) содержание золота в расчетах для ПП-1 и ПП-2 принято 0,8 г/т;
Aui - содержание золота в отдельном образце или пробе;
ηn - пороговое значение аналитического параметра, соответствующего граничному содержанию Cu, Te, Ag, Pb, Zn, Sb, Bi, относительно которых производится разделение кусков или порций;
η1 - значение аналитического параметра соответствующего образца или пробы;
γi - весовая доля куска или пробы из n образцов или проб.

При низких значениях линейной корреляции Au, Cu, Te, Ag, Pb, Zn, Sb, Bi коэффициент их пороговой корреляции существенно выше и позволяет получить положительные технологические показатели при выделении промежуточных продуктов ПП-1, ПП-2 и ПП-3.

Также указанная цель достигается тем, что реализуют одну или две операции переработки ПП-1 на концентраторе Кнельсона, при этом продукт ПП-1 крупностью -5+0 мм сначала направляют на грохочение, полученную горнорудную массу +2,0 мм подвергают измельчению, а крупностью -2,0 мм направляют на первую операцию на концентраторе Кнельсона, при крупности более +0,1 мм продукт ПП-1 подвергают измельчению, а при крупности -0,1 мм направляют на вторую операцию на концентраторе Кнельсона, получают на концентраторе Кнельсона тяжелую фракцию и направляют на переработку золота, а хвосты направляют в ПП-3 на чановое бактериально-химическое выщелачевание.

Также цель достигается тем, что реализуют одну или две операции переработки ПП-2 на концентраторе Кнельсона, при этом при крупности медно-колчеданных руд ПП-2 менее -0,08 мм реализуют первую операцию переработки ПП-2 на концентраторе Кнельсона, а при крупности более +0,08 мм ПП-2 подвергают измельчению, горнорудную массу ПП-2 крупностью -0,06 мм направляют на вторую операцию переработки ПП-2 на концентраторе Кнельсона, а горнорудную массу ПП-2 крупностью +0,06 мм подвергают измельчению, полученную на концентраторе тяжелую фракцию направляют на переработку золота, а хвосты направляют в ПП-3 чановое бактериально-химическое выщелачивание.

Реализуют геолого-технологическое картирование рудной залежи или лежалых отвалов с определением пространственной изменчивости оптимальной крупности самородных золотин, при излучении пространственной изменчивости оптимальной крупности самородных золотин изучаемую рудную залежь или старые, лежалые отвалы разделяют на отдельные малые рудные блоки и в каждом из них определяют оптимальную крупность самородных золотин, реализуют переработку руд отдельных малых рудных блоков на концентраторе Кнельсона согласно полученной оптимальной крупности самородных золотин в каждом рудном блоке.

ПП-3 направляют на чановое бактериально-химическое выщелачивание с подогревом бактериального раствора в зимний и осенне-весенний периоды при использовании бака для подогрева горячей воды и насоса для осуществления циркуляции горячей воды водяных рубашек, подогревают восемь секций чана для выщелачивания, один чан для осветления раствора, две секции чана для осаждения золота и резервуар для отработанных растворов, отработанный раствор подкрепляют цианидом и перекачивают при помощи насоса на выщелачивание.

Подогрев растворов в секциях чана для выщелачивания, в чане для осветления раствора и осаждения золота, а также резервуаре для отработанных растворов осуществляют при помощи двойных стенок - водяных рубашек чанов, с расстоянием между стенками 3-7 см, через водяную рубашку непрерывно прокачивают горячую воду, подогреваемую в баке и подаваемую в рубашки при помощи насоса, а при морозах ниже -20oC в секции чанов для выщелачивания, осветления раствора, и осаждения золота для дополнительного подогрева растворов устанавливают переносные батареи, через которые непрерывно прокачивают горячую воду.

Предлагаемый способ комбинированной переработки позволит существенно повысить степень извлечения золота из медно-колчеданных руд и колчеданно-полиметаллических лежалых концентратах и отвальных продуктов.

На чертеже приведена технологическая схема комбинированной переработки медно-колчеданных руд и отвальных продуктов при извлечении золота в северных районах Урала и Сибири.

Исходную медно-колчеданную пирит-халькопиритовую или пирит-халькопирит-сфалеритовую руду крупностью менее 500 мм (-500) 1 подвергают грохочению 2 с целью выделения горнорудной массы крупнее 300 мм (+300), руду +300 дробят 3 и направляют на крупнопорционную рентгенорадиометрическую сортировку вагонеток 4, где используют корреляционные связи золота с элементами Cu, Te, Ag, Pb, Zn, Sb, Bi. При помощи рудоконтролирующей станции (РКС) 5 крупнопорционной сортировки, разделяют горную массу на шесть продуктов: богатая руда 6, рядовая руда 7, бедная руда (ПП-1) 8, забалансовые медно-колчеданные руды (ПП-2) 9, забалансовые низкосортные руды (ПП-3) 10, отвальные хвосты 11. Богатую золотосодержащую руду с содержанием золота более -2,5-4,0 г/т и выше без покусковой сепарации направляют в блок усреднения качества руд 12. Рядовую золотосодержащую руду направляют на грохочение 13 и дробление класса +150 мм 14 с последующей промывкой 15 и удалением с сушкой и сгущением шлака 16. Далее массу 7 направляют на грохочение 17 с выделением классов крупности -200 +80 мм (18), крупности -80 +50 мм (19), крупности -50 +30 мм (20) и покусковую рентгенорадиометрическую сепарацию: класса крупности 200 +80 мм (21), класса крупности -80 +50 мм (22), класса крупности -50 +30 мм (23) с разделением продуктов сепарации на отвальные хвосты 24 и концентрат 25. Отвальные хвосты покусковой сепарации блока усреднения качества руд 26, направляют в отвал сепарации 27, а концентрат 25 направляют в блок усреднения качества руд 12. Обогащенная руда 6 и концентрат 25 проходят операцию усреднения качества руд 12 и продукт направляют в бункер суммарного обогащенного продукта 28, откуда направляют в блок 60.

После рентгенорадиометрической сортировки вагонеток, где используют корреляционные связи золота с элементами Cu, Te, Ag, Pb, Zn, Sb, Bi промежуточный продукт ПП-1 направляют в блок 29-38 (чертеж) центробежной концентрации (концентратор Кнельсона). Золотосодеращую горнорудную массу промежуточного продукта ПП-2 направляют в блок 39-58 центробежной концентрации. Золотосодержащую горнорудную массу промежуточного продукта ПП-3 направляют в блок 59-69 чанового бактериально-химического выщелачивания с подогревом бактериального раствора. Для выбора величины крупности измельчения, золотосодержащую рудную массу ПП-1 крупностью -5+0 мм подвергают грохочению 29. Полученный надрешетный продукт крупностью +2 мм подвергают дополнительному измельчению 30, а подрешетный - направляют на первую операцию обогащения на концентраторе Кнельсона 31, блок 29-38, где выделяют тяжелую фракцию 32 и продукт 33 для повторного грохочения 34, после которого горнорудную массу крупности менее -0,1 мм подвергают второй операции обогащения на концентраторе Кнельсона 36, блок 29-38, а горнорудную массу ПП-1 крупностью более +0,1 мм подвергают дополнительному измельчению 35. При второй операции на концентраторе Кнельсона 36 выделяют тяжелую фракцию 37 и хвосты 38. Тяжелую фракцию направляют на переработку золота, а хвосты направляют в ПП-3 на переработку чановым бактериально-химическим способом с подогревом бактериального раствора, блок 39-48.

Горнорудную массу ПП-2 подвергают грохочению 39, полученную фракцию крупностью менее -0,08 мм подвергают первой операции обогащения на концентраторе Кнельсона 41, блок 39-48, а горнорудную массу ПП-2 крупностью более +0,08 мм подвергают дополнительному измельчению 40. На концентраторе Кнельсона 41 выделяют тяжелую фракцию 42 и хвосты 43.

Горнорудную массу ПП-2 крупностью менее -0,06 мм подвергают второй операции обогащения на концентраторе Кнельсона 46, блок 39-48. Горнорудную массу ПП-2 крупностью более +0,06 мм подвергают дополнительному измельчению 45. Вторая операция на концентраторе Кнельсона 46 выделяет тяжелую фракцию 47 и хвосты 48.

После выбора оптимальной величины крупности зерен измельчения горнорудной массы реализуют переработку горнорудной массы с выбранной величиной крупности зерен на концентраторе Кнельсона - тяжелую фракцию переработки на концентраторе Кнельсона направляют на дальнейшую переработку золота, а хвосты направляют в промежуточный продукт ПП-3 на переработку чановым бактериально-химическим способом, блок 49-59.

Блок 49-59 для ПП-3 и суммарных хвостов 49, состоит из транспортера 50, дробилки 51, бака для подогрева горячей воды 52 и насоса 53. Насос для горячей воды 53 осуществляет циркуляцию горячей воды водяных рубашек, которые подогревают восемь секций чана для выщелачивания (54-1) - (54-8). На восемь секций чана для выщелачивания устанавливают один чан для осветления раствора 55 и два чана для осаждения золота (56-1) - (56-2). Отработанный раствор поступает в резервуар 57 для обеззолоченного раствора, реализуют фильтрацию 58, раствор подкрепляют цианидом и перекачивают при помощи насоса для перекачки раствора 59 на выщелачивание (54-1) - (54-8), блок 49-59.

Себестоимость комбинированной переработки медно-колчеданных руд и отвальных продуктов в северных районах Урала и Сибири, в 2,5-4,0 раз ниже переработки медно-колчеданных руд, отвальных продуктов, а также лежалых концентратов традиционным способом.

Тяжелую фракцию 32, 37, 42, 47, 56-1, 56-2 суммируют в блоке 60 и направляют на дальнейшую переработку. Отвальные хвосты 38, 43, 48 суммируют в блоке 49 и направляют в блок 49-59 для чанового бактериально-химического выщелачивания с подогревом бактериального раствора для северных и центральных областей Урала и Сибири. Отвальные хвосты блока 58 направляют в блок 61.

Пример
В качестве примера рассмотрим медно-колчеданные месторождения: Валенторское, Калугинское, Медногорское, Николаево-Колющенское, Александровское, III Интернационал, Молодежное, Макинское, Гайское (3-я залежь). Геохимический спектр сопутствующих элементов представлен - Cu, Te, Ag, Pb, Zn, Sb, Bi. Кларки концентрации золота (средние значения) для пирит-халькопиритовых руд равны 300-350, для пирит-халькопирит-сфалеритовых руд - 380-430.

Для пиритовых медно-колчеданных руд этих месторождений линейные коэффициенты корреляционных связей между золотом и сопутствующими элементами: Au-Ag, Au-Cu, Au-As, Au-Se, Au-Te, Au-Sb, Au-Bi - соответственно равны - 0,56; 0,25; 0,51; 0,27; 0,44; 0,01; 0,13. Для массивных пирит-халькопиритовых колчеданных руд этих месторождений линейные коэффициенты корреляционных связей между золотом и сопутствующими элементами: Au-Cu, Au-Zn, Au-Pb, Au-Ag, Au-As, Au-Bi - соответственно равны - 0,79; 0,28; 0,46, 0,36; 0,21; 0,31. Для вкрапления пирит-халькопиритовых руд этих месторождений, линейные коэффициенты корреляционных связей между золотом и сопутствующими элементами: Au-Cu, Au-Zn, Au-Ag, Au-As, Au-Se, Au-Te, Au-Sb, Au-F, Au-S - соответственно равны - 0,49; 0,28; 0,57; 0,34; 0,35; 0,75; 0,16; 0,34; 0,44. Для массивных пирит-халькопирит-сфалеритовых руд этих месторождений линейные коэффициенты корреляционных связей между золотом и сопутствующими элементами: Au-Cu, Au-Zn, Au-Pb, Au-Ag, Au-As, Au-Se, Au-Sb, Au-Bi - соответственно равны - 0,52; 0,58; 0,68; 0,83; 0,23; 0,20; 0,06; 0,3. Для вкрапленных пирит-халькопирит-сфалеритовых руд этих месторождений линейные коэффициенты корреляционных связей между золотом и сопутствующими элементами: Au-Cu, Au-Zn, Au-Ag, Au-Ag, Au-Pb, Au-As, Au-Te, Au-Sb, Au-Bi, Au-Be - соответственно равны - 0,71; 0,18; 0,14; 0,8; 0,38; 0,5; 0,57; 0,42; 0,02.

В пиритовых рудах золото находится в пирите и арсенопирите. В пирит-халькопиритовых и пирит-халькопирит-сфеларитовых рудах золото находится в халькопирите. Зонами максимального накопления золота в медно-колчеданных месторождениях являются вкрапленные пирит- халькопирит-сфалеритовые руды, забалансовые участки которых могут быть промышленными на золото, особенно в местах проявления разрывных тектонических структур.

Контрастность руд и рентгенорадиометрическая обогатимость медно-колчеданных руд этих месторождений изучалась методом геолого-технологического картирования путем оконтурирования отдельных малых рудных блоков с выделением сортов руд и последующим определением показателя контрастности для каждого сорта руд. Прогнозные показатели контрастности и обогатимости руд определены для массивных пирит-халькопиритовых и пирит-халькопирит-сфалеритовых руд. Все прогнозные расчеты контрастности и обогатимости для медно-колчеданных руд выполнены по данным кернового и бороздового опробования, а также каротажа скважин разведочного бурения рассматриваемых месторождений.

Усредненные показатели контрастности и технологические показатели мелкопорционной (10-20 кг) рентгенорадиометрической сортировки медно-колчеданных руд приведены в таблице.

Условные: Pmax - показатель контрастности по Пухальскому
М - модуль контрастности по Мокроусову
В-1 - максимально возможные практические показатели, когда показатель перемешивания Kпер = 1,15.

В-2 - минимально возможные практические показатели, когда показатель перемешивания Kпер = 1,20.

Для медно-колчеданных руд месторождений: Валенторское, Медногорское, Молодежное установлено - медно-колчеданные руды относятся к технологическому типу среднеконтрастных руд с показателями контрастности (Pmax) равными - 1,14-1,19, практическими выходами отвальных хвостов для В-1 -25,0-26,0%, для В-2 -19,2-19,4% и коэффициентами радиометрического обогащения для В-1 -1,28-1,29, для В-2 -1,15-1,16;
Для медно-колчеданных руд месторождений: Интернационал, Калугинское, Николаево-Колюченское, Макинское, Гайское (3-я залежь) установлено - медно-колчеданные руды относятся к технологическому типу высококонтрастных руд с показателями контрастности (Pmax), равными 1,31-1,40, практическими выходами отвальных хвостов для В-1 -31,0-44,0%, для В-2 -23,0-38,0% и коэффициентами рентгенорадиометрического обогащения для В-1 -1,41-1,66, для В-2 -1,36-1,58.

При комбинированном способе переработке отвальных продуктов техногенных медно-колчеданных месторождений граничное содержание можно увеличивать до величин λ/α , равных 1,6-1,8 (где λ - граничное содержание золота, α - среднее содержание золота в отвальных продуктах). При граничных содержаниях, когда величина λ/α равна 1,6-1,8, коэффициент обогащения рентгенорадиометрической сортировки В-1 и В-2 увеличивается на 50-65%. Комбинированный способ переработки техногенных месторождений медно-колчеданных руд реализуют с целью повышения при извлечении содержания золота в 2,1-2,6 раза и вовлечение в переработку бедных медно-колчеданных руд с содержанием золота 0,3-1,0 г/т.

Таким образом, установлено, что медно-колчеданные руды месторождений: Валенторское, Медногорское, Молодежное следует отнести к технологическому типу среднеконтрастных руд, а руды месторождений: Интернационал, Калугинское, Николаево-Колющенское, Макинское, Гайское (3-я залежь) - следует отнести к технологическому типу высококонтрастных руд с коэффициентом рентгенорадиометрического обогащения руд 1,41-1,66. Это позволяет существенно увеличить извлечение золота из товарных руд и дополнительно вовлечь в разработку значительные объемы бедных балансовых и забалансовых руд и отвальных продуктов, а также лежалых концентратов.

Экономический эффект заявляемого технического решения существенно возрастает, когда перерабатывают медно-колчеданные и колчеданно-полиметаллические руды, отвальные продукты, а также лежалые концентраты месторождений, которые расположены по соседству с газовыми месторождениями, которые разрабатывает РАО "Газпром".

Переработка старых отвалов медно-колчеданных и колчеданно-полиметаллических руд и лежалых концентратов согласно предлагаемому техническому решению в районах Урала и Сибири позволяет существенно улучшить экологическую среду, поскольку бедные и забалансовые медно-колчеданные руды и отвальные продукты не будут складировать, а будут поступать в переработку, а это позволит экологически реабилитировать значительные территории севера Урала и Сибири.

Похожие патенты RU2165793C2

название год авторы номер документа
КОМБИНИРОВАННЫЙ СПОСОБ ИЗВЛЕЧЕНИЯ ПЛАТИНОПАЛЛАДИЕВЫХ МЕТАЛЛОВ ПРИ ПЕРЕРАБОТКЕ СУЛЬФИДНЫХ МЕДНО-НИКЕЛЕВЫХ РУД И ОТВАЛЬНЫХ ПРОДУКТОВ 1999
  • Кирпищиков С.П.
  • Топчаев В.П.
  • Вершинин А.С.
  • Крампит И.А.
  • Пестерев П.С.
  • Гурова Л.К.
  • Улитенко К.Я.
RU2165792C2
КОМБИНИРОВАННЫЙ СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ РУД И ОТВАЛЬНЫХ ПРОДУКТОВ В РАЙОНАХ КРАЙНЕГО СЕВЕРА 1999
  • Кирпищиков С.П.
  • Топчаев В.П.
  • Крампит И.А.
  • Пестерев П.С.
  • Улитенко К.Я.
  • Гурова Л.К.
RU2165794C2
КОМБИНИРОВАННЫЙ СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ СЕРЕБРОСОДЕРЖАЩИХ РУД 1996
  • Кирпищиков С.П.
  • Топчаев В.П.
  • Арсеньев В.А.
  • Гурова Л.К.
  • Улитенко К.Я.
RU2111060C1
КОМБИНИРОВАННЫЙ БЕЗОТХОДНЫЙ СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ СИЛИКАТНЫХ НИКЕЛЕВЫХ РУД 1996
  • Кирпищиков С.П.
  • Топчаев В.П.
  • Вершинин А.С.
  • Володин В.И.
  • Гурова Л.К.
  • Улитенко К.Я.
RU2111058C1
КОМБИНИРОВАННЫЙ БЕЗОТХОДНЫЙ СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ МАРГАНЦЕВЫХ РУД 1996
  • Кирпищиков С.П.
  • Топчаев В.П.
  • Арсеньев В.А.
  • Гурова Л.К.
  • Крампит И.А.
  • Улитенко К.Я.
RU2095453C1
КОМБИНИРОВАННЫЙ БЕЗОТХОДНЫЙ СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ БОКСИТОВ 1996
  • Кирпищиков С.П.
  • Топчаев В.П.
  • Арсеньев В.А.
  • Гурова Л.К.
  • Гусев С.С.
  • Улитенко К.Я.
RU2111059C1
СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ УПОРНОЙ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩЕЙ ПИРРОТИН-АРСЕНОПИРИТНОЙ РУДЫ 2012
  • Крылова Любовь Николаевна
  • Адамов Эдуард Владимирович
  • Ким Александра Константиновна
  • Стародубцева Вера Дмитриевна
  • Баланцева Елена Борисовна
RU2483127C1
СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ УПОРНЫХ ПИРРОТИН-АРСЕНОПИРИТ-ПИРИТ-БЕРТЬЕРИТ-СТИБНИТОВЫХ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ РУД (ВАРИАНТЫ) 2023
  • Чернов Дмитрий Владимирович
  • Кухаренко Владимир Владимирович
  • Тумаков Валерий Михайлович
  • Елизаров Роман Григорьевич
  • Булгаков Сергей Викторович
  • Белый Александр Васильевич
  • Солопова Наталья Владимировна
  • Телеутов Анатолий Николаевич
  • Малашонок Александр Петрович
  • Максименко Владимир Владимирович
RU2807008C1
СПОСОБ ОБОГАЩЕНИЯ ТЕХНОГЕННОГО МИНЕРАЛЬНОГО СЫРЬЯ ЦВЕТНЫХ МЕТАЛЛОВ 2012
  • Бочаров Владимир Алексеевич
  • Игнаткина Владислава Анатольевна
  • Хачатрян Лилия Степановна
RU2480290C1
СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ УПОРНЫХ ПИРРОТИН-АРСЕНОПИРИТ-ПИРИТ-БЕРТЬЕРИТ-СТИБНИТОВЫХ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ РУД (ВАРИАНТЫ) 2023
  • Чернов Дмитрий Владимирович
  • Кухаренко Владимир Владимирович
  • Тумаков Валерий Михайлович
  • Елизаров Роман Григорьевич
  • Булгаков Сергей Викторович
  • Белый Александр Васильевич
  • Солопова Наталья Владимировна
  • Телеутов Анатолий Николаевич
  • Малашонок Александр Петрович
  • Максименко Владимир Владимирович
  • Проскурякова Ирина Андреевна
RU2807003C1

Иллюстрации к изобретению RU 2 165 793 C2

Реферат патента 2001 года КОМБИНИРОВАННЫЙ СПОСОБ ИЗВЛЕЧЕНИЯ ЗОЛОТА ПРИ ПЕРЕРАБОТКЕ МЕДНО-КОЛЧЕДАННЫХ РУД И ОТВАЛЬНЫХ ПРОДУКТОВ

Изобретение относится к технологии обогащения и переработки медно-колчеданных пиритовых руд, с целью извлечения золота, а также переработке старых (лежалых) отвалов забалансовых медно-колчеданных и колчеданно-полиметаллических руд и отвальных продуктов обогащения и металлургии в северных и центральных районах Урала и Сибири. Способ включает транспортировку руд, их экспресс-анализ рентгенорадиометрическим методом, рентгенорадиометрическую крупнопорционную сортировку и покусковую сепарацию, центробежную концентрацию на концентраторах Кнельсона и чановое бaктepиaльнo-химическое выщелачивание с подогревом раствора в зимний и осенне-весенний периоды. В результате сортировки и сепарации получают пять продуктов с различным содержанием золота: обогащенные продукты ОП, три промежуточных продукта ПП-1, ПП-2, ПП-3 и отвальные хвосты. ОП направляют на извлечение золота, ПП-1 направляют на одну или две центробежные концентрации, а ПП-2 перерабатывают концентрированием от одного до двух раз. Хвосты переработки ПП-1 и ПП-2 объединяют с ПП-3 и направляют на выщелачивание. Способ позволит вовлечь в переработку бедные и забалансовые руды и улучшить экологию районов Севера. 7 з.п.ф-лы, 1 табл., 1 ил.

Формула изобретения RU 2 165 793 C2

1. Комбинированный способ извлечения золота при переработке медно-колчеданных руд и отвальных продуктов из руд, находящихся в районах Севера, включающий транспортировку руд, их экспресс-анализ рентгенорадиометрическим методом, регулирование величины граничного содержания продукта рентгенорадиометрической сортировки и сепарации, с использованием в качестве параметров, характеризующих особенности геохимии золота, кларки концентраций меди, теллура, серебра, цинка и других элементов, отличающийся тем, что реализуют рентгенорадиометрические крупнопорционную сортировку и покусковую сепарацию, разделяют горнорудную массу на пять продуктов - обогащенные продукты с содержанием золота более 2,5 - 4,0 г/т, которые направляют на переработку для извлечения золота, промежуточный продукт ПП-1 с содержанием золота 1,8 - 2,5 или 2,2 - 4,0 г/т, которое находится в самородном виде или в форме теллуридов, промежуточный продукт ПП-2 с содержанием золота 1,1 - 1,8 или 1,3 - 2,2 г/т, которое находится в сростках с сульфидами, промежуточный продукт ПП-3 с содержанием золота 0,15 - 1,1 или 0,15 - 1,3 г/т и отвальные хвосты с содержанием золота менее 0,15 г/т, которые направляют в отвал, для каждого из продуктов ПП-1 и ПП-2 реализуют одну или две операции переработки на концентраторе Кнельсона, полученную тяжелую фракцию направляют на переработку золота, а хвосты направляют в промежуточный продукт ПП-3 на чановое бактериально-химическое выщелачивание, которое в зимний и осенне-весенний периоды осуществляют с подогревом бактериального раствора, реализуют интенсификацию деятельности бактерий чанового бактериально-химического выщелачивания и регулируют объемы ПП-1, ПП-2, ПП-3, обогащенных продуктов и отвальных хвостов с использованием микроЭВМ, определяют содержание золота в порциях отвальных хвостов, при этом порции отвальных хвостов возвращают на вход в сепаратор покусковой сепарации, если содержание золота в порциях отвальных хвостов выше оптимальных содержаний золота в отвальных хвостах обогатительных фабрик, определяют содержание золота в отвальных хвостах сепарации после возвращения порций, полученную информацию используют для контроля и регулирования процессов. 2. Способ по п.1, отличающийся тем, что реализуют объединение в геохимические выборки по основным типам руд залежи однородных по минеральному составу руд, в качестве параметров, характеризующих особенности геохимии золота, используют кларки его концентраций, которые отражают степень накопления золота в рудах, коэффициент накопления золота для колчеданной формации определяют как средневзвешенное по количеству залежей в каждом типе руд, зонами максимального накопления золота в медно-колчеданных месторождениях устанавливают забалансовые участки вкрапленных пирит-халькопирит-сфалеритовых руд. 3. Способ по п.1, отличающийся тем, что рентгенорадиометрическую сортировку и сепарацию реализуют путем использования в качестве критерия разделения руд произведения аналитических параметров элементов-индикаторов меди, теллура, серебра, свинца, цинка, сурьмы, висмута, при этом критерий разделения медно-колчеданных руд определяют по выражению

где NCui - интенсивности характеристического рентгеновского излучения (ХРИ) меди, зарегистрированные каждым детектором эстафетного сепаратора в энергетическом диапазоне 7,8 - 8,2 кэВ;
NS1i - интенсивности рассеянного излучения источников Плутония-238, зарегистрированные в энергетическом диапазоне 13,4 - 16,8 кэВ;
NTei - интенсивности ХРИ теллура, зарегистрированные в энергетическом диапазоне 27,2 - 27,5 кэВ;
NS2i - интенсивности рассеянного излучения источников Америций-241, зарегистрированные в энергетическом диапазоне 48 - 56 кэВ;
NAgi - интенсивности ХРИ серебра, зарегистрированные в энергетическом диапазоне 22,0 кэВ;
NS3i - интенсивности рассеянного излучения источников Америций-241, зарегистрированные в энергетическом диапазоне 48,0 - 59,0 кэВ;
NPbi - интенсивности ХРИ свинца, зарегистрированные в энергетическом диапазоне 11,5 - 13,0 кэВ;
NS4i - интенсивности рассеянного излучения источников Кадмий-109, зарегистрированные в энергетическом диапазоне 19,0 - 21,5 кэВ;
NZni - интенсивности ХРИ цинка, зарегистрированные в энергетическом диапазоне 8,4 - 8,8 кэВ;
NS5i - интенсивности рассеянного излучения источников Кадмий-109, зарегистрированные в энергетическом диапазоне 19,0 - 21,5 кэВ;
NSbi - интенсивности ХРИ сурьмы, зарегистрированные в энергетическом диапазоне 26,1 - 26,5 кэВ;
NS6i - интенсивности рассеянного излучения источников Америций-241, зарегистрированные в энергетическом диапазоне 48,0 - 59,0 кэВ;
NBii - интенсивности ХРИ висмута, зарегистрированные в энергетическом диапазоне 10,5 - 10,9 кэВ;
NS7i - интенсивности рассеянного излучения источников Кадмий-109, зарегистрированные в энергетическом диапазоне 19,0 - 21,5 кэВ;
n - количество рентгенорадиометрических детекторов эстафетного сепаратора.
4. Способ по п.1, отличающийся тем, что реализуют одну или две операции переработки ПП-1 на концентраторе Кнельсона, при этом продукт ПП-1 крупностью -5+0 мм сначала направляют на грохочение, полученную горнорудную массу +2,0 мм подвергают измельчению, а крупностью -2,0 мм направляют на первую операцию на концентраторе Кнельсона, при крупности более +0,1 мм продукт ПП-1 подвергают измельчению, а при крупности -0,1 мм направляют на вторую операцию на концентраторе Кнельсона, полученную на концентраторе Кнельсона тяжелую фракцию направляют на переработку золота, а хвосты направляют в ПП-3 на чановое бактериально-химическое выщелачивание. 5. Способ по п.1, отличающийся тем, что реализуют одну или две операции переработки ПП-2 на концентраторе Кнельсона, при этом при крупности медно-колчеданных руд ПП-2 менее -0,08 мм реализуют первую операцию переработки ПП-2 на концентраторе Кнельсона, а при крупности более +0,08 мм ПП-2 подвергают измельчению, горнорудную массу ПП-2 крупностью -0,06 мм направляют на вторую операцию переработки ПП-2 на концентраторе Кнельсона, а горнорудную массу ПП-2 крупностью +0,06 мм подвергают измельчению, полученную на концентраторе тяжелую фракцию направляют на переработку золота, а хвосты направляют в ПП-3 на чановое бактериально-химическое выщелачивание. 6. Способ по п. 1, отличающийся тем, что реализуют геолого-технологическое картирование рудной залежи или лежалых отвалов с определением пространственной изменчивости оптимальной крупности самородных золотин, при изучении пространственной изменчивости оптимальной крупности самородных золотин изучаемую рудную залежь или старые, лежалые отвалы разделяют на отдельные малые рудные блоки и в каждом из них определяют оптимальную крупность самородных золотин, реализуют переработку руд отдельных малых рудных блоков на концентраторе Кнельсона согласно полученной оптимальной крупности самородных золотин в каждом рудном блоке. 7. Способ по п. 1, отличающийся тем, что ПП-3 направляют на чановое бактериально-химическое выщелачивание с подогревом бактериального раствора в зимний и осенне-весенний периоды при использовании бака для подогрева горячей воды и насоса для осуществления циркуляции горячей воды водяных рубашек, подогревают восемь секций чана для выщелачивания, один чан для осветления раствора, две секции чана для осаждения золота и резервуар для отработанных растворов, отработанный раствор подкрепляют цианидом и перекачивают при помощи насоса на выщелачивание. 8. Способ по п.1, отличающийся тем, что подогрев растворов в секциях чана для выщелачивания, в чане для осветления раствора и осаждения золота, а также резервуаре для отработанных растворов осуществляют при помощи двойных стенок - водяных рубашек чанов, с расстоянием между стенками 3 - 7 см, через водяную рубашку непрерывно прокачивают горячую воду, подогреваемую в баке и подаваемую в рубашки при помощи насоса, а при морозах ниже -20oC в секции чанов для выщелачивания, осветления раствора и осаждения золота для дополнительного подогрева растворов устанавливают переносные батареи, через которые непрерывно прокачивают горячую воду.

Документы, цитированные в отчете о поиске Патент 2001 года RU2165793C2

ФИШМАН М.А
и др
Практика обогащения руд цветных и редких металлов, 1967, с.16-19
RU 2051748 C1, 10.01.1996
RU 2051749 C1, 10.01.1996
СПОСОБ ПОРЦИОННОЙ СОРТИРОВКИ ГОРНОЙ МАССЫ, ПРЕИМУЩЕСТВЕННО ЗОЛОТОСУЛЬФИДНЫХ РУД, И СИСТЕМА ДЛЯ ЕГО ОСУЩЕСТВЛЕНИЯ 1996
  • Канцель Алексей Викторович[Ru]
  • Канцель Владимир Викторович[Ru]
  • Голубев Юрий Алексеевич[Ru]
  • Богушевский Эдуард Михайлович[Ru]
  • Земляницин Михаил Александрович[Ru]
  • Кучерский Николай Иванович[Uz]
  • Толстов Евгений Александрович[Uz]
  • Мазуркевич Александр Петрович[Uz]
  • Иноземцев Сергей Борисович[Uz]
  • Цуппингер Алексей Александрович[Uz]
  • Щепетков Владимир Антонович[Uz]
  • Латышев Валентин Егорович[Uz]
  • Михин Олег Алексеевич[Uz]
  • Новиков Вячеслав Вячеславович[Uz]
RU2101095C1
СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ СЫРЬЯ, СОДЕРЖАЩЕГО БЛАГОРОДНЫЕ МЕТАЛЛЫ 1996
  • Кузьминых В.М.
  • Моисеенко В.Г.
RU2099147C1

RU 2 165 793 C2

Авторы

Кирпищиков С.П.

Топчаев В.П.

Крампит И.А.

Пестерев П.С.

Гурова Л.К.

Улитенко К.Я.

Вершинин А.С.

Даты

2001-04-27Публикация

1999-07-08Подача