СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ УГЛИСТЫХ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ РУД Российский патент 2018 года по МПК B03D1/02 

Изобретение относится к области обогащения, в частности, к переработке углистых золотосодержащих руд.

По мере отработки запасов золотосодержащего сырья в переработку все больше вовлекаются труднообогатимые руды. Особое место среди них занимают углистые золотосодержащие руды. Присутствие углистого вещества (в виде графита либо керогена, обладающих природной гидрофобностью), обуславливает значительную концентрацию последнего во флотоконцентрате, что существенно снижает эффективность его гидрометаллургической переработки. Упорность к цианистому процессу продукта, обогащенного органическим углеродом, связана со значительной сорбционной активностью углистого вещества, которая приводит к повышенным потерям металла и расхода цианида. (Энциклопедия по машиностроению XXL, Углистые руды. http://mast-info/info/535305, с. 288).

Известные способы переработки углистых золотосодержащих руд обычно включают технологические узлы: рудоподготовку, гравитационное обогащение с доводкой концентрата до «золотой головки», флотационное обогащение хвостов гравитации и гидрометаллургическую переработку промпродукта гравитации и флотоконцентрата. При этом, используются реагенты, необходимые для обеспечения максимально возможного извлечения золота по операциям флотации и цианирования: подача в питание флотации собирателя, вспенивателя; при цианировании промпродукта и флотоконцентрата - защитной щелочи и цианида.

Одним из способов, уменьшающих негативное влияние углистого вещества на процесс цианирования, может являться обработка продукта реагентами, снижающими сорбционную активность углистого вещества (керосином, крезиловой кислотой, горючими маслами, ацетофенолом и др.). Однако введение в цианистую пульпу названных реагентов может оказывать отрицательное влияние на скорость растворения золота при выщелачивании, а также на процесс последующего осаждения металла из растворов, в частности методами ионного обмена и угольной сорбции. В настоящее время этот способ применяется редко. (Л.Я. Шубов, С.И. Иванков, Н.К. Щеглова. М.: Недра, 1990, с. 152-153).

Известен способ цианирования углистого золотосодержащего сырья, в котором предварительную обработку углистого золотосодержащего материала осуществляют водным раствором азокрасителей, содержащих активную полярную нитрогруппу, а также гидроксильную и карбоксильную группу (Авт. св. №217640, опубл. в БИ №28, 1969 г). Извлечение золота в раствор составляет 84-85%.

Наиболее близким по технической сущности и достигаемому результату к предлагаемому является способ использования нафталинсульфоната натрия в качестве депрессора углеродной природной примеси при флотации углистых золотосодержащих руд. (Miner. Eng., 1999,№12, с. 851-862). Способ позволяет заметно снизить массовую долю органического углерода во флотоконцентрате, что обеспечивает повышение содержания золота в нем. Сорбционная активность флотоконцентрата при этом значительно снижается, что повышает извлечение золота в узле цианирования.

Задачей изобретения является повышение извлечения золота в узле цианирования и прирост сквозного извлечения золота в целом по схеме переработки руды.

Поставленная задача решается за счет технического результата, который заключается в снижении сорбционной активности флотоконцентрата.

Указанный технический результат достигается тем, что в способе переработки углистых золотосодержащих руд, включающем флотационное обогащение руды с последующим цианированием флотоконцентрата, обработку пульпы перед флотацией проводят модификатором, собирателем и вспенивателем. В качестве модификатора используют реагент, представляющий собой продукт органического синтеза на основе смеси нафталинсульфоната и лигносульфоната натрия. В состав реагента входит 7-10% сульфата натрия, около 80% полиметиленнафталинсульфоната и 8-10% лигносульфоната натрия.

Сущность способа заключается в следующем:

При обработке рудного материала перед флотацией модификатором создаются такие условия в пульпе, при которых снижается флотационная активность углеродсодержащего вещества за счет изменения его поверхностных свойств. В результате, снижается массовая доля органического углерода во флотоконцентрате, что соответственно сказывается на уменьшении сорбционной активности продукта при цианировании

Отличительной особенностью предлагаемого способа является использование в качестве модификатора, при предварительной обработке материала перед флотационным обогащением, раствора реагента на основе нафталинсульфоната натрия, имеющего в своем составе лигносульфонат натрия.

Отличие состоит также в комплексном воздействии реагента: снижается массовая доля органического углерода при флотации, что уменьшает сорбционную активность флотоконцентрата, и поступление его на цианирование уже обработанного модификатором (в процессе флотации) дополнительно снижает сорбционную активность продукта.

Способ позволяет значительно уменьшить массовую долю органического углерода во флотоконцентрате, что обеспечивает повышение содержания золота в нем при сохранении уровня извлечения металла. Сорбционная активность флотоконцентрата при этом значительно снижается, что повышает извлечение золота в узле цианирования и обуславливает прирост сквозного извлечения золота в целом по схеме переработки руды.

Сущность изобретения поясняется приводимыми ниже конкретными примерами осуществления изобретения и рисунком, на котором представлена схема проведения флотационного обогащения хвостов гравитации с имитацией замкнутого цикла.

Расход модификатора подбирается экспериментально для каждой руды в зависимости от формы нахождения и массовой доли углистого вещества в руде.

Исходным продуктом для опытов по флотации являлись хвосты гравитационного обогащения углистой золотосодержащей руды с содержанием золота 0,5-0,6 г/т и с массовой долей органического углерода на уровне 1%. Схема проведения опытов включает: основную и контрольную операции флотации, перечистку концентрата основной флотации с подачей промпродукта перечистки и концентрата контрольной флотации в голову основной флотации (см. рисунок). Форма подачи реагентов: модификатор и собиратель - водные растворы; вспениватель - естественное состояние; продолжительность агитации с модификатором и собирателем по три минуты. Способ иллюстрируется следующими примерами.

Пример 1. Реализация способа по аналогу.

Навеску хвостов гравитации крупностью 80% класса минус 71 мкм агитировали с бутиловым ксантогенатом калия (50 г/т) и вспенивателем Т-92 (40 г/т), проводили основную флотацию, концентрат подвергали перечистке, промпродукт перечистки и хвосты основной флотации после агитации с реагентами (БКК-25 г/т, Т-92-20 г/т) направляли на контрольную флотацию.

Пример 2. Реализация способа по прототипу.

Навеску хвостов гравитации крупностью 80% класса минус 71 мкм агитировали последовательно: с модификатором- нафталинсульфонатом натрия (250 г/т), БКК (50 г/т) и Т-92 (40 г/т), проводили основную флотацию, дальше как в примере 1.

Пример 3. Реализация предлагаемого способа.

Навеску хвостов гравитации крупностью 80% класса минус 71 мкм агитировали последовательно: с заявляемым модификатором-нафталинсульфонатом натрия, имеющем в своем составе лигносульфонат натрия (250 г/т), БКК (50 г/т) и Т-92 (40 г/т), проводили основную флотацию, дальше как в примере 1.

Технологический баланс металла по последней навеске замкнутого цикла примеров флотации приведен в таблице 1.

Результаты таблицы 1 свидетельствуют о значительном снижении выхода флотоконцентрата по способам 2 и 3 относительно способа 1 и повышении содержания в нем золота. Отмечается получение более повышенных показателей по качеству концентрата и уровню извлечения золота по заявляемому способу (3) против способа-прототипа (2).

На концентратах флотации, полученных в условиях замкнутого цикла по трем вариантам реагентного режима (примеры 1-3), проведены тестовые гидрометаллургические эксперименты по определению сорбционной активности флотоконцентратов и уровня извлечения золота прямым и сорбционным цианированием.

Эксперименты по цианированию продуктов обогащения проводили в бутылочном агитаторе. По окончании агитации пульпу фильтровали, кеки дважды промывали теплой водой от растворенного золота, сушили и анализировали на золото.

В процессе выполнения опытов контролировали концентрацию цианистого натрия и извести в жидкой фазе пульпы. Концентрацию цианистого натрия в растворе определяли титрованием 0,1N раствором азотнокислого серебра с использованием в качестве индикатора раствора иодида калия, извести - титрованием 0,1N раствором щавелевой кислоты с применением в качестве индикатора фенолфталеина.

Концентрацию золота в растворе определяли атомно-абсорбционным методом. Содержание золота в кеках цианирования определяли пробирной плавкой.

На исследования по цианированию поступило три концентрата, полученных в результате флотационного обогащения:

- флотоконцентрат №1 - получен по способу-аналогу: без использования модификатора в процессе флотации;

- флотоконцентрат №2 - получен по способу-прототипу: с использованием модификатора - нафталинсульфонатом натрия;

- флотоконцентрат №3 - получен по заявляемому способу: с использованием модификатора - нафталинсульфоната натрия, имеющего в своем составе лигносульфонат натрия.

Проведены опыты по определению сорбционной активности флотоконцентрата по отношению к цианистому комплексу золота. С этой целью осуществляли цианирование по двум вариантам: прямым цианированием с отделением конечного раствора фильтрацией и определением золота в растворе, и сорбционным выщелачиванием при загрузке активированного угля. Относительную сорбционную активность А (%) рассчитывали по формуле:

где R - отношение Ж: Т=4:1;

С_Au - концентрация золота в растворе без подачи сорбента, мг/л;

С_исх. и С - соответственно содержание золота в исходном продукте и кеке цианирования в присутствии сорбента.

Результаты проведенных тестов на двух пробах каждого из концентратов представлены в таблице 2.

Условие цианирования: предварительная обработка известью - 12 ч; расход извести - 20,0 кг/т; продолжительность цианирования - 24 ч; отношение Ж:Т=3:1; концентрация NaCN - 5 г/л. Загрузка сорбента 10 об., %.

Результаты тестовых опытов показывают, что полученный флотоконцентрат по способу 1 (при обогащении руды без добавления модификатора) имеет сорбционную активность 12,82%, извлечение золота в раствор в присутствии сорбента составляет 91,13%, при остаточном содержании золота в хвостах 1,54 г/т.

Добавление модификатора в процесс флотации по способу прототипу (2) снизило относительную сорбционную активность флотоконцентрата до 3,99% и повысило уровень извлечения золота сорбционным цианированием до 97,41% (на 6,31%), при остаточном содержании золота в кеках цианирования 0,90 г/т.

Использование модификатора при флотации по заявляемому способу (3) снизило относительную сорбционную активность флотоконцентрата до 4,43% и повысило уровень извлечения золота сорбционным цианированием до 98,24% (на 7,11%), при остаточном содержании золота в кеках цианирования 0,94 г/т.

Сквозное извлечение золота по вариантам флотации с учетом гидрометаллургической переработки составило:

вариант 1 (по способу-аналогу) - 81,93×0,9113=74,66%,

вариант 2 (по способу-прототипу) - 80,27×0,9741=78,19%,

вариант 3 (по заявляемому способу) - 83,36×0,9824=81,89%.

Результаты цианирования концентратов, полученные по способу-прототипу и заявляемому способу свидетельствуют о более эффективном воздействии модификатора, представленного нафталинсульфонатом натрия, имеющем в своем составе лигносульфонат натрия - по заявляемому способу.

Таким образом, наблюдается комплексное воздействие реагента на показатель извлечения золота из флотоконцентрата при подаче его во флотацию: снижается содержание и извлечение органического углерода, что обуславливает уменьшение сорбционной активности продукта, а также проявляется пассивирующее действие модификатора на оставшуюся часть органического углерода при сорбционном цианировании.

Изобретение относится к области обогащения, в частности к переработке углистых золотосодержащих руд. Способ включает обработку питания флотации модификатором, последующую обработку собирателем и вспенивателем. В качестве модификатора используют нафталинсульфонат натрия, имеющий в своем составе лигносульфонат натрия, при этом в состав модификатора входит 7-10% сульфата натрия, около 80% полиметиленнафталинсульфоната и 8-10% лигносульфоната натрия. Расход модификатора зависит от формы нахождения и массовой доли углистого вещества в руде и его подбирают экспериментально. Обработку питания флотации реагентом-модификатором осуществляют до момента подачи в операцию циркулирующих продуктов. Технический результат - снижение сорбционной активности флотоконцентрата, уменьшение массовой доли органического углерода во флотоконцентрате, а также повышение содержания золота в нем. 3 з.п. ф-лы, 1 ил., 2 табл., 3 пр.

1. Способ переработки углистых золотосодержащих руд, включающий обработку питания флотации модификатором, например нафталинсульфонатом натрия, последующую обработку собирателем и вспенивателем, отличающийся тем, что в качестве модификатора используют нафталинсульфонат натрия, имеющий в своем составе лигносульфонат натрия.

2. Способ по п. 1, отличающийся тем, что в состав модификатора входит 7-10% сульфата натрия, около 80% полиметиленнафталинсульфоната и 8-10% лигносульфоната натрия.

3. Способ по п. 1, отличающийся тем, что расход модификатора зависит от формы нахождения и массовой доли углистого вещества в руде и его подбирают экспериментально.

4. Способ по п. 1, отличающийся тем, что обработку питания флотации реагентом-модификатором осуществляют до момента подачи в операцию циркулирующих продуктов.