СПОСОБ ФЛОТАЦИИ УПОРНЫХ ТРУДНООБОГАТИМЫХ РУД БЛАГОРОДНЫХ МЕТАЛЛОВ Российский патент 2017 года по МПК B03B7/00 B03D1/02 C22B11/00 

Изобретение относится к цветной металлургии, а именно к обогащению руд благородных металлов, и может использоваться в горно-обогатительной и металлургической отраслях для переработки природного и техногенного минерального сырья.

Современная стратегия недропользования направлена на сбалансированное потребление природных ресурсов с высокой степенью комплексности и рациональности их использования. Тенденция неуклонного ухудшения качества минерального сырья благородных металлов, сопровождающаяся истощением запасов богатых, легкообогатимых руд, привела к необходимости вовлечения в переработку комплексных руд с изменчивым и сложным вещественным составом, низкими содержаниями ценных и повышенными вредных компонентов, с вкрапленностью минеральных фаз от тонкой до эмульсионной, с высокой долей шламовой составляющей.

Флотация относится к одному из основных способов обогащения руд благородных металлов наряду с гравитационными. Проблемы флотационной переработки упорных труднообогатимых золотосодержащих руд обуславливаются тонким взаимопрорастанием рудных минералов между собой и с минералами породы; нахождением золота в сульфидах и породных минералах, присутствием «невидимых» форм благородных металлов эмульсионной размерности и в коллоидной форме, наличием в рудах природных растворителей золота (ртуть, фтор, йод и пр.), вредных примесей и компонентов с высокой сорбционной активностью, например органической фазы, глинисто-слюдистых минералов и др. Для раскрытия минеральных комплексов тонковкрапленных руд требуется тонкое и сверхтонкое измельчение руды до первых микрометров, вследствие чего увеличивается количество образующихся шламов, резко снижается эффективность сепарационных процессов, ухудшаются технологические показатели переработки, растут потери металлов и, в целом, также за счет высокоразвитой поверхности тонкоизмельченного материала повышается его сорбционная способность, что в процессе флотационной переработки приводит к повышению вязкости пульпы, ухудшению условий закрепления флотореагентов на поверхности сульфидов и самородного золота, в том числе увеличению расхода реагентов и продолжительности флотации, необходимости расширения фронта операций, снижению степени селекции минеральных фаз, усложнению систем очистки сточных вод, что сказывается на себестоимости продукции. Для сверхтонкого измельчения необходимы специальное оборудование и высокие энергозатраты. При этом следует учитывать, что затраты на измельчение руды составляют 80% и более от общих затрат на рудоподготовку перед обогащением. Усложняются схемы и технологии механического обогащения упорных руд, снижаются эффективность и рентабельность их переработки. Особую актуальность в таких условиях приобретают технологии рудоподготовки, предварительного обогащения руд, интенсификации последующих технологические операций различными способами. При флотации руд благородных металлов используется множество способов интенсификации процесса, в ряду которых ультразвуковая и высокоимпульсная обработка воды, пульпы, реагентов, пропарка, продувка пульпы азотом, кислородом и кислородсодержащими газовыми смесями, добавка биоактивных веществ, модифицирование частей и узлов стандартного оборудования, использование сочетаний реагентов и катализаторов и пр.

Известен способ извлечения мелких частиц благородных металлов из россыпей, включающий дезинтеграцию, грохочение по классу 10 мм с выводом класса крупностью более 10 мм в отвал, промывку с виброклассификацией материала по классу 2 мм, винтовую сепарацию класса крупностью менее 2 мм с получением хвостов и глинистой фракции, которые выводятся в отвал, и концентрата, поступающего на винтовую перечистную сепарацию с выводом хвостов в отвал. Концентрат перечистной винтовой сепарации идет на доводку на концентрационных столах с получением готового концентрата и отвальных хвостов (Пат. RU 2548272, В03В 7/00, В03В 5/52, опубл. 20.04.2015).

Недостатком способа являются значительные потери тонкого, микроскопического и субмикроскопического золота с шестью отвальными продуктами на всех стадиях переработки.

Известен способ извлечения золота и устройство для обогащения золотосодержащего сырья, включающий очистку пульпы золотосодержащего сырья от частиц предельной крупности более ~1,5 мм и менее ~0,04 мм, разделение пульпы на фракции с разной предельной крупностью частиц гидроклассификацией, направление каждой фракции на виброконцентрацию, концентраты которой раздельно обогащают на концентрационных столах с дообогащением суперконцентратов магнитной и электростатической сепарацией (Пат. RU 2483807, В03В 9/00, опубл. 10.06.2013).

Недостатком способа являются потери тонкого, микроскопического и субмикроскопического золота на стадии очистки, где из процесса выводится материал крупностью более 1,5 мм и менее 0,04 мм, и на стадии гравитационного обогащения фракций крупностью менее 0,2 мм.

Известен способ извлечения золота из бедных малосульфидных руд, включающий дробление золотосодержащих руд с низким содержанием тяжелой сульфидной составляющей, три стадии измельчения с межцикловой предварительной центробежной отсадкой и выводом отвальных хвостов из третьей стадии предварительного обогащения и направлением концентрата отсадки на гравитационное обогащение, концентрат которого поступает на доводку, а хвосты - на флотацию с получением отвальных хвостов и концентрата, который совместно с гравитационным концентратом после ультразвуковой обработки идет на сорбционное цианирование и десорбцию (Пат. 2465353, С22В 11/00 (2006.01), опубл. 27.10.2012).

Недостатками способа являются ограничение области использования способа рудами с низким содержанием тяжелой сульфидной составляющей и значительные потери золота с отвальными хвостами стадии отсадки и тонкими классами крупности хвостов флотации. Кроме того, гравитационный способ (отсадка) используется в качестве средства обогащения на основе одного определяющего свойства сырья (плотности), а не как средства подготовки материала к дальнейшему обогащению с учетом совокупности технологических свойств минеральных комплексов руды.

Наиболее близким по техническому решению и достигаемому результату является способ обогащения полиметаллических руд, включающий классификацию исходной руды, отсадку с получением тяжелой, легкой и отвальной фракций, коллективную флотацию легкой фракции совместно с мелким продуктом классификации, селективную флотацию объединенных концентрата коллективной флотации и тяжелой фракции отсадки (Пат. SU 811559, В03В 7/00, B03D 1/00, опубл. 27.07.1999).

Недостатком способа является необходимость доизмельчения тяжелой и легкой фракций отсадки перед флотацией, то есть всей массы руды, что ведет к повышенному шламообразованию при тонком и сверхтонком измельчении и, следовательно, повышению потерь ценных компонентов и энергозатрат, к которым добавляются потери с отвальной фракцией отсадки.

Цель настоящего изобретения - повышение эффективности флотации упорных труднообогатимых руд благородных металлов с максимально достижимым извлечением ценных компонентов в кондиционные продукты и минимизацией их потерь путем гравитационного дифференцирования исходного сырья на фракции по совокупности физических свойств.

Технический результат - повышение эффективности обогащения упорных труднообогатимых руд благородных металлов с повышением качественно-количественных показателей переработки и снижением потерь ценных компонентов.

Суть изобретения заключается в следующем. Многие современные типы благороднометальных руд характеризуются «двойной» и даже «тройной» упорностью, обусловленной наличием рядовых и бедных сростков ценных минералов между собой и с породными минералами либо сростков закрытого типа, присутствием минеральных комплексов и сростков с промежуточной (4-6 г/см) плотностью и своеобразной морфологией, высокой долей глинисто-слюдистых компонентов, которые являются носителями субмикроскопического и коллоидного золота. Все эти факторы снижают степень контрастности технологических свойств (гравитационных, флотационных, магнитных). При флотационной селекции таких руд без специальной предварительной рудоподготовки все перечисленные факторы становятся причиной потерь благородных металлов. Использование на рудоподготовительной стадии гравитационных аппаратов с большой площадью разделительной поверхности в совокупности с наложением центробежных сил позволяет дифференцировать исходную руду на «узкие» фракции, различающиеся одновременно по плотности, крупности и морфологии раскрытых частиц и минеральных фаз. Эти принципы реализуются на винтовых аппаратах. Гравитационное дифференцирование по совокупности физических свойств не является операцией гравитационного концентрирования (собственно обогащения) и не предусматривает получения готовых продуктов, а является операцией именно рудоподготовки.

Измельченную до крупности 0,1-0,5 мм упорную труднообогатимую благороднометальную руду или хвосты предварительного гравитационного обогащения той же крупности направляют на гравитационное дифференцирование на винтовом аппарате с большой площадью разделительной поверхности с получением условно называемых «тяжелой», «промежуточной» и «легкой» фракций, обладающих различной совокупностью физических свойств по плотности, крупности и морфологии раскрытых частиц и минеральных фаз. Крупность измельчения перед дифференцированием обуславливается крупностью раскрытия основной массы минералов-носителей золота. При гравитационном дифференцировании выходы «тяжелой», «промежуточной» и «легкой» фракций поддерживаются близкими к процентному соотношению 10:45:45 соответственно. Указанное процентное соотношение выходов фракций, отвечающее оптимальному распределению материала по совокупности физических свойств, регулируется режимными параметрами ведения гравитационной дифференциации по состоянию винтового водного потока, массопереносу минеральных частиц в желобе и расслоению, по морфологическим характеристикам. Каждая выделенная фракция гравитационного дифференцирования поступает в отдельный цикл флотации, включающий основную и контрольную операции с получением сульфидных золотосодержащих концентратов, промпродуктов и хвостов. При необходимости «тяжелую» фракцию перед флотацией доизмельчают, а объединенный золотосодержащий сульфидный концентрат перечищают. Плотность пульпы при сульфидной флотации - 30% твердого; номенклатура и расход используемых реагентов: серная кислота (слабокислая среда, рН 5,5), жидкое стекло - 400-500 г/т, бутиловый ксантогенат - 250-300 г/т, сосновое масло - 70-80 г/т; при флотации легкой фракции дополнительно подают флокулянт (полиакриламид, 8-10 г/т).

Способ позволяет из бедных и рядовых упорных труднообогатимых руд с содержанием золота 1-4 г/т получить по схеме с замкнутым циклом сульфидный золотосодержащий концентрат, содержащий 50-54 г/т золота при извлечении 70-80%. Качество получаемых флотационных концентратов повышается на 20-30% при почти полуторном увеличении степени извлечения по сравнению с процессом флотации без предварительного дифференцирования.

Существенным отличием заявляемого изобретения и его преимуществами в сравнении с прототипом и другими известными техническими решениями является то, что предложенный способ флотации позволяет повысить эффективность обогащения упорных труднообогатимых руд благородных металлов путем гравитационного дифференцирования сырья на основе формирования фракций с различным соотношением минеральных комплексов и фаз с разными плотностью, крупностью, морфологией раскрытых частиц и минеральных фаз с повышением качественно-количественных показателей переработки и снижением потерь ценных компонентов.

Пример 1

В рядовой по содержанию золота частично окисленной первичной руде в метосоматически измененных породах рудная минерализация представлена преимущественно оксидами и гидроксидами железа (магнетит, гематит и гидрогематит), в меньшей степени - сульфидами железа, мышьяка, меди, висмута, свинца, цинка, теллуридами висмута и самородным золотом. Основной минерал-носитель золота - пирит при его содержании в руде 0,2% характеризуется большим диапазоном колебаний размеров зерен (от 0,01 до 2-3 мм), неравномерным распределением в руде. Руду с содержанием золота 1,9 г/т измельчали до крупности - 0,2 мм, соответствующей крупности раскрытия основной массы пирита, направляли на гравитационное дифференцирование на винтовом шлюзе, где реализуются принципы большой площади разделительной поверхности в совокупности с наложением центробежных сил с получением тяжелой, промежуточной и легкой фракций при процентном соотношении выходов фракций, 11,42:42,40:46,18 (близком к 10:45:45). Полученные фракции поступали на основную и контрольную сульфидную флотацию в замкнутом цикле с получением объединенного флотационного концентрата с содержанием 51,07 г/т золота при извлечении 88,16% и выходе продукта 3,28%. По схеме с предварительным гравитационным дифференцированием извлечение золота в конечный флотационный сульфидный концентрат повысилось на 21,15%, содержание металла - на 7,92 г/т по сравнению с результатами флотационной переработки руды без гравитационного дифференцирования. Потери золота с хвостами снизились в 2,8 раза до 11,84% при содержании в них золота 0,23 г/т.

Пример 2

Исходная золотокварцевая убогосульфидная руда смешанного типа, представленная минерализованными субщелочными кварцевыми сиенитами, по содержанию золота относится к рядовым рудам и отличается наличием большого количества полевых шпатов (около 65%), кварца (около 22%). Руда характеризуется как весьма упорная и труднообогатимая, в которой основной концентратор золота - пирит имеет различные формы и размеры выделений - от субмикроскопического, почти глобулярного, до кристаллически-зернистого размером до 0,3 мм с преобладающим размером зерен 0,005-0,1 мм. На долю цианируемого золота в руде приходится 22,65%; из общего количества нецианируемого золота более 46,60% металла связано с сульфидами, почти 31% - с породными и кислоторастворимыми минералами, включая гидроксиды железа.

Исходную руду измельчали до 0,1 мм (то есть до крупности раскрытия основной массы пирита-носителя золота), направляли на гравитационное дифференцирование на винтовом шлюзе с получением тяжелой, промежуточной и легкой фракций при соотношении выходов фракций 9,62:44,40:45,88. Каждая фракция поступала на сульфидную флотацию в замкнутом цикле с основной и контрольной операциями и перечисткой объединенного концентрата с возвратом промпродукта перечистки в основной цикл. Условия основной флотации: рН 5,5; расход жидкого стекла - 500 г/т, бутилового ксантогената - 300 г/т, соснового масла - 80 г/т, полиакриламид (при флотации «легкой» фракции) - 10 г/т. В контрольные операции подавали вдвое меньшее количество собирателя и пенообразователя, в перечистные - втрое меньшее количество реагентов. Полученный из руды с содержанием золота 2,54 г/т объединенный сульфидный концентрат содержал 51,47 г/т золота при извлечении 87,95%, выходе продукта 4,34% и по сравнению с результатами прямой флотационной переработки руды без гравитационного дифференцирования прирост извлечения золота составил 20,94% при повышении качества концентрата на 8,35 г/т.

Изобретение относится к обогащению руд благородных металлов и может использоваться в горно-обогатительной и металлургической отраслях для переработки природного и техногенного минерального сырья. Способ флотации упорных труднообогатимых руд благородных металлов включает измельчение до 0,1-0,5 мм упорной труднообогатимой руды благородных металлов, направление ее на гравитационное дифференцирование с получением условно называемых «тяжелой», «промежуточной» и «легкой» фракций, обладающих различной совокупностью физических свойств по плотности, крупности и морфологии раскрытых частиц и минеральных фаз, и флотацию этих фракций в отдельных циклах с получением объединенного золотосодержащего сульфидного концентрата. Гравитационное дифференцирование ведут на винтовых аппаратах с большой площадью разделительной поверхности и с наложением центробежных сил. При гравитационном дифференцировании выходы «тяжелой», «промежуточной» и «легкой» фракций поддерживаются близкими к процентному соотношению 10:45:45 соответственно. «Тяжелая», «промежуточная» и «легкая» фракции гравитационного дифференцирования поступают на флотацию в отдельных циклах по замкнутой схеме с основной и контрольной операциями. При необходимости «тяжелую» фракцию гравитационного дифференцирования перед флотацией доизмельчают. При необходимости объединенный золотосодержащий сульфидный концентрат перечищают. Флотацию фракций гравитационного дифференцирования ведут при pH пульпы 5,5, плотности пульпы 30% твердого, расходе жидкого стекла - 400-500 г/т, бутилового ксантогената - 250-300 г/т, соснового масла - 70-80 г/т, полиакриламида при флотации «легкой» фракции - 8-10 г/т с дозировкой в контрольные операции вдвое меньшего количества собирателя и пенообразователя, а в перечистные - втрое меньшего количества реагентов. Технический результат - повышение эффективности обогащения упорных труднообогатимых руд благородных металлов с повышением качественно-количественных показателей переработки и снижением потерь ценных компонентов. 6 з.п. ф-лы, 2 пр.

1. Способ флотации упорных труднообогатимых руд благородных металлов, отличающийся тем, что измельченную до 0,1-0,5 мм упорную труднообогатимую благороднометальную руду направляют на гравитационное дифференцирование с получением условно называемых «тяжелой», «промежуточной» и «легкой» фракций, обладающих различной совокупностью физических свойств по плотности, крупности и морфологии раскрытых частиц и минеральных фаз, и флотацию этих фракций в отдельных циклах с получением объединенного золотосодержащего сульфидного концентрата.

2. Способ по п. 1, отличающийся тем, что гравитационное дифференцирование ведут на винтовых аппаратах с большой площадью разделительной поверхности и с наложением центробежных сил.

3. Способ по п. 1, отличающийся тем, что при гравитационном дифференцировании выходы «тяжелой», «промежуточной» и «легкой» фракций поддерживаются близкими к процентному соотношению 10:45:45 соответственно.

4. Способ по п. 1, отличающийся тем, что «тяжелая», «промежуточная» и «легкая» фракции гравитационного дифференцирования поступают на флотацию в отдельных циклах по замкнутой схеме с основной и контрольной операциями.

5. Способ по п. 1, отличающийся тем, что при необходимости «тяжелую» фракцию гравитационного дифференцирования перед флотацией доизмельчают.

6. Способ по п. 1, отличающийся тем, что при необходимости объединенный золотосодержащий сульфидный концентрат перечищают.

7. Способ по п. 1, отличающийся тем, что флотацию фракций гравитационного дифференцирования ведут при pH пульпы 5,5, плотности пульпы 30% твердого, расходе жидкого стекла - 400-500 г/т, бутилового ксантогената - 250-300 г/т, соснового масла - 70-80 г/т, полиакриламида при флотации «легкой» фракции - 8-10 г/т с дозировкой в контрольные операции вдвое меньшего количества собирателя и пенообразователя, а в перечистные - втрое меньшего количества реагентов.