Изобретение относится к обогащению золотых руд, а именно к извлечению золота из глинистых окисленных руд флотационным методом. Особенностью этих руд является присутствие в них преимущественно очень тонкого золота (менее 5 мкм), равномерно распределенного по массе.
Известен способ обогащения окисленных глинистых руд, состоящий в том, что измельченную до крупности 80-97% класса -0,074 мм распульпованную руду (25-30% твердого) подвергают обработке реагентами - собирателем (ксантогенат - от 150 до 600 г/т), вспенивателем (сосновое масло - 100-150 г/т), регулятором среды (сода - до 200 г/т) и подвергают флотации. В результате флотации обеспечивается извлечение золота на уровне 45-65% при выходе концентрата 16-22% от массы руды [Обогащение руд и песков благородных металлов. - М.: Наука, 1971].
Однако недостатками этого способа являются низкое извлечение металла в концентрат, а также большой выход концентрата, т.е. низкая степень обогащения руды по золоту.
Наиболее близким по совокупности существенных признаков к предлагаемому способу является способ адгезионной флотации, заключающийся в том, что измельченный до заданной крупности (70-90% класса -0,074 мм) рудный материал в виде пульпы подвергают обработке реагентами и флотации в присутствии дополнительной фазы, не смешивающейся с пульпой, располагающейся на поверхности последней в виде неподвижного слоя, выполняющего функцию адгезива гидрофобных частиц и накопителя их в объеме и на поверхности [Патент СССР №1819161, 11 октября 1992 г.].
Однако использование прототипа применительно к окисленным глинистым рудам не позволяет достичь высокого извлечения золота (извлечение не превышает 40-45%).
Основной задачей изобретения является повышение извлечения золота из нетрадиционного для флотационного обогащения окисленного глинистого сырья.
Для достижения поставленной задачи способ флотационного обогащения окисленных глинистых золотосодержащих руд включает мокрое измельчение и обработку реагентами (собирателем, вспенивателем) под слоем жидких углеводородов, при крупности питания 94-95% класса -0,044 мм и расходе собирателя 5500-6000 г/т.
По отношению к прототипу у предлагаемого способа имеются следующие отличительные признаки: сверхтонкое измельчение до крупности 94-95% класса -0,044 мм и повышенный расход собирателя - 5500-6000 г/т. Наличие в окисленных глинистых рудах преимущественно очень тонкого золота объясняет необходимость тонкого измельчения материала для более полного раскрытия минеральных зерен. Однако увеличение содержания класса -0,044 мм более 96% не способствует дальнейшему повышению извлечения и, даже наоборот, оно снижается до 80-82% вследствие сильного ошламования материала. Тонкое измельчение материла приводит к необходимости повышенного расхода собирателя вследствие высокой сорбционной активности шламов по отношению к ксантогенату, но увеличение расхода собирателя более 6000 г/т не способствует приращению извлечения золота из руды.
Использование в предлагаемом способе признаков - сверхтонкого измельчения окисленной глинистой руды и повышенного расхода реагента-собирателя - позволяет сделать вывод о соответствии данного решения критерию "новизна", а известных решений со сходными признаками не обнаружено.
Способ описан в примерах.
Взята окисленная руда коры выветривания Олимпиадинского месторождения с содержанием золота 8,7 г/т. Навеска руды 500 г. Руду подвергали мокрому измельчению до заданной крупности. На флотацию поступала пульпа с содержанием твердого 30%. Обогащение проводили под слоем жидких углеводородов (индустриальное масло И-5А), высота слоя которого над водной пульпой составила 40 мм. Продолжительность флотации 20 мин. После завершения операции хвосты и минералорганическую пульпу фильтровали, кеки сушили, взвешивали и анализировали пробирно-гравиметрическим методом на содержание золота.
Пример 1. По прототипу. Руду измельчали до крупности 96% класса -0,074 мм. Расход собирателя - бутилового ксантогената калия (БКК) - 600 г/т. Его подавали непосредственно в измельчение. Расход вспенивателя Т-80 - 150 г/т.
Остаточное содержание золота в хвостах флотации составило 4,85 г/т, т.е. извлечение металла в концентрат 44,3%. Выход концентрата 1,35% и содержании в нем золота 283,3 г/т.
Пример 2. Руду измельчали до крупности 94,6% класса -0,044 мм с подачей в мельницу БКК из расчета 6 кг/т. Расход вспенивателя Т-80 - 150 г/т. Остаточное содержание золота в хвостах флотации 0,62 г/т, т.е. извлечение металла в концентрат 92,8%. Выход концентрата 1,73% и содержание в нем золота 466,9 г/т.
Пример 3. Аналогичен опыту 2, но руду измельчали до крупности 93,9% класса -0,044 мм. Содержание золота в хвостах составило 0,71 г/т, т.е. извлечение составило 91,9%.
Пример 4. Аналогичен опыту 2, но руду измельчали до крупности 92,7% класса -0,044 мм. Содержание золота в хвостах составило 1,33 г/т, т.е. извлечение 84,7%.
Пример 5. Аналогичен опыту 2, но руду измельчали до крупности 96,8% класса -0,044 мм. Содержание золота в хвостах составило 0,93 г/т, т.е. извлечение 90,5%
Примеры 6-8. Аналогичны опыту 2, но изменяли расход собирателя - БКК. Результаты исследований приведены в таблице.
Результаты опытов по флотационному обогащению окисленной глинистой золотосодержащей руды
В условиях опыта 2 исследована возможность флотационного обогащения глинистой окисленной руды Юзикского месторождения. Содержание золота в исходной руде 13,7 г/т.
Как показали результаты опытной проверки, при использовании заявляемого способа получены хвосты с содержанием золота 0,96 г/т; извлечение металла в концентрат 93%;выход концентрата составил 1,23% при содержании золота в нем 1037,1 г/т.
Таким образом, в прелагаемом способе достигается более высокая по сравнению с прототипом степень концентрирования золота из окисленных глинистых руд и повышается качество флотационного концентрата.
название | год | авторы | номер документа |
---|---|---|---|
СПОСОБ ФЛОТАЦИОННОГО ОБОГАЩЕНИЯ ГЛИНИСТОГО ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩЕГО СЫРЬЯ | 2015 |
|
RU2616646C1 |
СПОСОБ ПОВЫШЕНИЯ КОНТРАСТНОСТИ ПОВЕРХНОСТНЫХ СВОЙСТВ СУЛЬФИДНЫХ МИНЕРАЛОВ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ РУД | 2013 |
|
RU2542072C1 |
КОМПОЗИЦИЯ ДЛЯ ФЛОТАЦИИ СУЛЬФИДНЫХ РУД | 1992 |
|
RU2038857C1 |
СПОСОБ ФЛОТАЦИИ УПОРНЫХ ОКИСЛЕННЫХ ЗОЛОТЫХ И СЕРЕБРЯНЫХ РУД | 1992 |
|
RU2044573C1 |
СПОСОБ ФЛОТАЦИИ СУЛЬФИДНЫХ И ОКИСЛЕННЫХ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ РУД | 2007 |
|
RU2355477C2 |
СПОСОБ ОБОГАЩЕНИЯ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ РУД С ПОВЫШЕННОЙ СОРБЦИОННОЙ СПОСОБНОСТЬЮ | 2017 |
|
RU2648402C1 |
СПОСОБ ФЛОТАЦИОННОГО РАЗДЕЛЕНИЯ СУЛЬФИДНЫХ МИНЕРАЛОВ С ИСПОЛЬЗОВАНИЕМ РАСТИТЕЛЬНОГО МОДИФИКАТОРА | 2015 |
|
RU2588271C1 |
СПОСОБ ФЛОТАЦИИ ПОЛИМЕТАЛЛИЧЕСКИХ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ РУД | 2005 |
|
RU2280509C1 |
СПОСОБ ФЛОТАЦИИ СУЛЬФИДНЫХ РУД, СОДЕРЖАЩИХ БЛАГОРОДНЫЕ МЕТАЛЛЫ | 2012 |
|
RU2490070C1 |
СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ ЗОЛОТОСУРЬМЯНОЙ СУЛЬФИДНОЙ РУДЫ ПО СЕЛЕКТИВНОЙ СХЕМЕ ФЛОТАЦИИ | 2020 |
|
RU2749391C1 |
Изобретение относится к обогащению золотосодержащих руд, а именно к извлечению золота из глинистых окисленных руд флотационным методом. Позволяет повысить извлечение золота. Способ осуществляют под слоем жидких углеводородов после мокрого измельчения и обработки реагентами - собирателем, вспенивателем. Процесс ведут после измельчения руды до крупности 94-95% класса - 0,044 мм при расходе собирателя - бутилового ксантогената калия - 5500-6000 г/т руды. 1 табл.
Способ флотационного обогащения окисленных глинистых золотосодержащих руд под слоем жидких углеводородов, включающий мокрое измельчение и обработку реагентами - собирателем, вспенивателем, отличающийся тем, что руду, поступающую на флотацию, подвергают сверхтонкому измельчению до крупности 94-95% класса 0,044 мм при расходе собирателя - бутилового ксантогената калия - 5500-6000 г/т руды.
Способ флотационного обогащения | 1990 |
|
SU1819161A3 |
Способ пенной флотации | 1942 |
|
SU62904A1 |
СПОСОБ ИЗВЛЕЧЕНИЯ ТОНКОГО СВОБОДНОГО ЗОЛОТА И УСТРОЙСТВО ДЛЯ ЕГО ОСУЩЕСТВЛЕНИЯ | 2001 |
|
RU2202634C2 |
RU 2051750 C1, 10.01.1996 | |||
СПОСОБ ФЛОТАЦИИ ТОНКОВКРАПЛЕННЫХ БЕДНЫХ МЕДНЫХ И ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ РУД | 1997 |
|
RU2131304C1 |
RU 2052518 C1, 20.01.1996 | |||
СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ ГЛИНИСТЫХ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ РУД | 1996 |
|
RU2122471C1 |
RU 2055645 C1, 10.03.1996 | |||
US 4976781 A, 11.12.1990 | |||
US 4597791 A, 01.07.1986. |
Авторы
Даты
2007-02-20—Публикация
2004-12-27—Подача