Показана необходимость стадиального измельчения и обогащения руды. Это позволит избежать переизмельчения сульфидных минералов, развальцовывания и расплющивания частиц свободного золота. Замена ксантогената на S-703G заметно повышает селективность собирателей и увеличивает извлечение золота.
Necessary of phasic grinding and enrichment of ores is shown in this work. This method is allow to avoid of sulfide minerals regrinding, flaring and flattening of particles of free gold. A substitution of xanthogenate for S-703G is increase of collector selectivity and gold recovery.
Основные направления развития экономики связаны с возрастающим производством благородных металлов, которые применяются во многих областях благодаря своим особым свойствам: химической стойкости, тугоплавкости, ковкости, тягучести, красивому внешнему виду.
Выполненные в последние годы исследования на различных типах руд Урала, в том числе и рудах Гайского месторождения, показали, что выбор схемы и аппаратов для извлечения золота определяется природой золота и рядом технологических факторов.
6.Реагентное хозяйство флотационных обогатительных фабрик
По результатам пробирного анализа, балансу по продуктам и фазовому анализу руда содержит 2 г/т золота и 14,2 г/т серебра.
Результаты фазового анализа золота и серебра представлены в табл. 1. Необходимо отметить, что для руды, содержащей около 50 % сульфидных минералов, доля циани-руемого золота около 70 % считается достаточно значительной.
Результаты фазового анализа золота и серебра в руде
Связь минералов золота и серебра с другими минералами Содержание металла, г/г руды Массовая доля металла, %
и в сростках с другими
минералами) растворимые в цианиде 1,38/4,80 70,4/33,8
Заключенные в кислоторастворимых (НС1)
минералах 0,07/0,80 3,6/5,6
Заключенные в сульфидах 0,41/8,08 20,9/56,9
Заключенные в кварце 0,10/0,52 5,1/3,7
Итого 1,96/14,20 100,0/100,0
Эти данные свидетельствуют о необходимости стадиального измельчения и обогащения руды, что позволит избежать переизмельчения сульфидных минералов и потерь их со шламам и, а также переизмельчения, развальцовывания и расплющивания
Гранулометрический состав пробы и распределение золота по классам крупности
Класс крупности, мм Содержание золота, г/т Распределение золота, %
Выход, % общего сульфидного свободного породного общего сульфидного свободного породного сульфидного от сульфидного в пробе
+0,25 5,29 1,45 0,21 1,24 0,129 5,19 0,80 3,93 0,46 3,58
-0,25 + 0,10 25,58 2,00 0,40 1,60 0,098 34,61 6,91 25,99 1,71 33.00
£ + 0,10 30,87 1,91 0,28 1,43 0,104 39,80 7,71 29,92 2,17 36,58
-0,10 + 0,074 18,76 2,40 0,52 1,88 0,093 30,45 6,60 22,67 1,18 31,45
-0,074 + 0,044 13,98 2,00 0,52 1,48 0,094 18,92 4,91 13,12 0,89 23,45
-0,044 + 0 36,40 0,44 0,07 0,37 0,180 10,83 1,72 4,69 4,42 8,22
+0,044 63,60 2,08 0,45 1,53 0,098 89,17 19,22 65,71 4,23 91,48
I -0,25 + 0,044 58,3! 2,13 0,47 1,57 0,096 83,98 18,42 61,78 3,78 87,90
Извлечение золота методом пенной флотации
Исходная проба 100,0 1,48 0,31 1,04 0,130 100,00 20,94 70,40 8,66 100,00
частиц свободного золота. Анализ гранулометрического состава пробы (табл.2) показал, что для выделения богатого коллективного сульфидного золотосодержащего продукта можно рекомендовать гравитацию с последующим до измельчен нем его и флотационным получением из него селективных концентратов. Для гравитационного выделения свободного золота из материала класса +0,044 мм можно рекомендовать центробежные концентраторы, в том числе концентраторы «КпеЬоп».
Некоторое обогащение исходной шихты по золоту может быть достигнуто классификацией (обесшламливанием) материала исходной руды по крупности -0,044 мм. Материал крупностью менее 0,044 мм может обогащаться в отдельном цикле по флотационной или гравитационно-флота-ционной схемам при использовании для гравитации специального шламового оборудования (концентрационные столы «МоигН», «Оетегп» и т.п.). Гравитацией извлекается до 15-20 % всего золота.
Золото, связанное в пробе с породообразующими минералами, составляет 8,66 % от всего золота пробы. Это золото неизбежно теряется при обогащении.
Технология обработки золотосодержащих медно-цинковых руд должна обеспечивать извлечение наряду с золотом всех других ценных компонентов в товарные продукты. Задача усложняется тем, что условия
обработки руд, оптимальные для извлечения ряда цветных металлов, не всегда благоприятны для извлечения золота. В связи с этим технологические исследования золотосодержащих руд сопровождаются значительными трудностями.
Мелкое золото, свободное и в сростках, извлекают флотацией или цианированием. Флотацией свободное золото стремятся перевести в такие концентраты, из которых оно будет эффективно извлечено при последующей обработке. Такому условию больше отвечает медный концентрат, получаемый при селективной флотации коллективного концентрата. Однако получение этого концентрата связано с применением таких вредных для флотации золота реагентов, как известь, цианид, сернистый натрий.
Исследование технологии флотации хвостов гравитации проводилось при следующих условиях:
• с разным временем флотации;
• с разными значениями рН среды (концентрация свободного СаО);
• с разным расходом ксантогената;
• с разным расходом реагента 5-7030.
Общие условия опытов по основной
флотации следующие: рН среды 8,5-9 (известковая среда); плотность пульпы 30 % твердого; расход ксантогената 50 г/т, расход пенообразователя Т-80 30 г/т; время флотации 7 мин; при перечистке рН = 9-н10, расход ксантогената 10 г/т.
Исследования продолжительности флотации хвостов гравитации проводились с целью определения оптимального времени при максимально возможном выделении золота в концентрат. Для флотации использовалась лабораторная флотационная машина с объемом камеры 1 л, время флотации 1, 5, 7, 10 мин.
Полученные данные свидетельствуют о том, что наилучшие показатели обогащения хвостов гравитации получены при продолжительности флотации 7 мин, при которой наблюдается максимальное извлечение золота во флотационный концентрат, равное 31,2% (19,2% по гравитационно-флотационной схеме) при содержании 7,0 г/т. Дальнейшее повышение времени флотации не приводит к улучшению качества концентрата.
Регулировка концентрации водородных (или гидроксильных) ионов в пульпе — одно из главных средств повышения селективности процесса флотационного извлечения золота из руды. Для определения оптимальных условий флотации золота и золотоне-сущих сульфидных минералов была поставлена серия опытов при рН пульпы 6, 7, 8, 9, 10 (рис.1). В качестве реагента-регулятора среды использовалась известь (СаО). Выяснилось, что извлечение золота в концентрат достигает максимума при рН среды 8,5-9 и составляет 31,2% (19,2% по гравитаци-онно-флотационной схеме). При отклонении значения рН в кислую или щелочную сторону извлечение золота заметно падает.
Рис. 1. Зависимость извлечения золота в концентрат
от рН среды при флотации хвостов гравитации
Исследование технологии флотации хвостов гравитации с разным расходом собирателя (ксантогената) показало, что золото и золотосодержащие сульфиды флотируются сульфгидрильными собирателями. Одним из основных сульфгидрильных собирателей являются ксантогенаты, которые образуют труднорастворимые ксантогенатные соединения на поверхности сульфидных минералов и самородных металлов.
С целью определения оптимальных расходов ксантогената при флотации хвостов гравитации были проведены исследования с получением максимально возможного извлечения золота в концентрат. В качестве собирателя использовался бутиловый ксантогенат калия, который подавался в процесс флотации в виде 1-процентного водного раствора. Как показал эксперимент, при малом расходе ксантогената максимальное извлечение золота, равное 31,2 % (19,2 % по гравитационно-флотационной схеме), при содержании Аи 7,0 г/т было получено при расходе ксантогената, равном 50 г/т. При увеличении расхода собирателя до 60 г/т и более концентрацию золота можно несколько увеличить при некотором снижении извлечения, но существенного улучшения качества концентрата добиться не удается.
Реагент 8-7030 является высокоэффективным сульфгидрильным собирателем, состоящим из смеси двух собирателей (ди-алкилдитиофосфата и диалкилсульфида) и вспенивателя (алкилового эфира полипропиленгликоля). Применение данного реагента в основной флотации эффективно для извлечения халькопирита, халькозина, борнита, сфалерита, благородных металлов как в свободном состоянии, так и в сростках; он селективен по отношению к свободному пириту. Реагент 5-7030 хорошо флотирует отмеченные сульфиды в достаточно высокощелочных средах и при этом улучшает флотацию благородных металлов.
По физическим свойствам реагент 5-7030 вполне удовлетворяет требованиям безопасных условий труда: температура вспышки данного собирателя более 96 °С, температура замерзания 36 «С, разложение при температуре кипения 110°С, слабый запах, срок хранения не ограничен. Флотационные концентрации реагента 5-7030 при смешении его растворов с промышленными стоками (в хвостохранилище) не устойчивы: реагент в разбавленных растворах разлагается в течение 10 дней. Токсичность водного раствора реагента 5-7030 умеренна.
При постановке опытов по флотации хвостов гравитации с применением собирателя 5-7030 исследовалась возможность максимального выделения золота в пенный продукт. Применение в качестве собирателя реагента 5-703 О позволяет получить достаточно высокие показатели по сравнению с использованием ксантогената: при концентрации 5-703О 40 г/т извлечение золота составляет 32,0 %, в то время как в опытах с ксантогенатом извлечение золота не более 30 %. Наилучшие показатели обогащения хвостов гравитации при использовании ксантогената были достигнуты при концентрации собирателя 50 г/т, в то время как с применением реагента 5-7030 качество концентрата повысилось уже при расходе 40,0 г/т, когда извлечение золота в пенный продукт достигло наибольшего значения (32 % от операции) при содержании золота 7,3 г/т. Таким образом, расход 6-7030, равный 40 г/т, является оптимальным, поскольку дальнейшее его увеличение не приводит к улучшению показателей обогащения.
Проведенные исследования по гравитационному обогащению исследуемой пробы с последующей флотацией хвостов гравитации и чисто флотационной технологии выделения золота из исходного грубозернистого продукта позволяют определить наилучшие условия обогащения продукта разгрузки второй стадии измельчения.
Проведенные опыты показывают также преимущество гравитационно-флотационной схемы обогащения, применение которой позволяет получить суммарное извлечение золота в концентрат, равное 58,4 % при содержании 16,5 г/т.
Рекомендуемая схема выделения золота из сульфидной медно-цинковой руды Тайского месторождения показана на рис.2. Применение данной технологии в схеме обогащения сульфидных медно-цинковых руд Гайского месторождения может быть реализовано только по результатам промышленных испытаний на обогатительной фабрике.
Продукт разгрузки II стадии измельчения
Обогащение на центробежном концентраторе i
Концентрационный стол «Gemen i»
Хвосты флото гравитации на III стадию измельчения
Рис.2. Рекомендуемая схема обогащения лля выделения золота из сульфидной медно-цинковой руды Гайского месторождения
1. Показана необходимость стадиального измельчения и обогащения руды, что позволит избежать пере измельчения сульфидных минералов, развальцовывания и расплющивания частиц свободного золота.
2. Выявлена перспективность использования новых собирателей. Замена ксанто-гената на 5-7030 заметно повышает селективность собирателей, снижая флотируе-мость пирита, и увеличивает извлечение золота.
Научный руководитель д.т.н. проф. В.А.Бочаров
Источник: uchimsya.com
Флотация упорных золотосодержащих руд
Из ряда собирателей сульфгидрильного типа выделяются две наиболее важные и широко применяемые в промышленности группы: ксантогенаты и дитиофосфаты (аэрофлоты). В зарубежной практике наиболее широкое применение нашли фенольные дитиофосфаты: этиловый, смесь этилового и вторичного бутилового, вторично бутиловый, изопропиловый, изобутиловый.
Дитиофосфаты широко применяются при флотации золотосодержащих руд в смеси с ксантогенатами, как заменители ксантогенатов и одновременно как пенообразователи. Тонкие зерна минералов лучше флотируются с применением фэрофлотов, чем ксантогенатов /1/.
Для флотации золотосодержащих руд в качестве собирателя испытывали ди-алкил-дитиофосфаты: этиловый — Хостафлот LET, изобутиловый — Хостафлот LIB, вторичный бутиловый — Хостафлот LSB, а также их сочетания с бутиловым ксантогенатом калия. Анализ полученных результатов проводили с использованием в качестве собирателя — бутилового каснтогената калия.
Реагенты марки Хостафлота L — быстродействующие собиратели, для которых достаточно короткого времени кондиционирования. Они представляют собой бесцветную жидкость, анионоактивны. Эти реагенты можно смешивать с водой в любом соотношении, а также вводить в пульпу в неразбавленном виде. При применении реагентов марки Хостафлота L в композиции с бутиловым ксантогенатом калия, оба собирателя возможно дозировать из совместного раствора.
В качестве объекта для испытания собирателей данного типа приведена руда Кузнецовского месторождения, относящаяся к типу малосульфидных золотокварцевых руд. Сульфидные минералы представлены главным образом пиритом (2,5%), марказитом (0,7%). Общая масса сульфидов не превышает 3,2%.
Характерной особенностью руды является то, что сульфидные минералы находятся в мелких, тонких и тонкодисперсных зернах и рассеяны по массе пород. Основным ценным компонентом в руде является золото. Серебро практического значения не имеет. Золото самородное, главным образом высоко- и относительно высокопробное.
Подавляющая масса золота является тонким и тонкодисперсным (около 80% класса минус 0,074 мм). Форма золотин неправильная, компактная, комковатая, изометрично-пластинчатая. Поверхность большей части золота загрязнена охрами, пленками и корочками гидроксидов железа, сульфидов, карбонатов и силикатов. Золото ассоциирует с кварцем и сульфидами.
При крупности дробления до минус 2,0 мм оно практически не вскрывается. Доля амальгамируемого металла при данной крупности составляет всего 5,9%, а при крупности измельчения 95% класса минус 0,074 мм — 33,7%. Установлено, что золото в виде субмикроскопических частиц связано с сульфидами /2/.
С целью повышения извлечения золота из упорных руд испытывали реагенты марки Хостафлотов LET, LIB, LSB и бутиловый ксантогенат калия (БКК), а также их различные сочетания.
Флотационные опыты проводили с порционной (стадиальной) загрузкой собирателей. Загрузку собирателя осуществляли по 35 г/т в каждую стадию при продолжительности флотации 4 мин. В качестве вспенивателя применяли Т-80 с загрузкой по 10 г/т. Пенные продукты каждой стадии флотации собирали и анализировали в отдельности.
Зависимость извлечения золота в концентрат флотации от расхода собирателя приведена на рис. Технологические показатели флотационного обогащения руды с применением испытываемых реагентов-собирателей приведены в табл. 1.
Таблица 1. Технологические показатели флотационного обогащения руды
Источник: zolotodb.ru
Способ обогащения золотосодержащих руд
Использование: обогащение полезных ископаемых. Техническим результатом изобретения является повышение извлечения золота, снижение потерь золота с хвостами флотации, а также повышение экономической эффективности технологического процесса извлечения золота за счет сокращения расхода реагентов. Способ включает основную, перечистную и контрольную флотации, предусматривает вывод из флотации во флотоконцентрат пенного продукта основной флотации, полученного на начальном этапе в течение времени до 25% от общего времени основной флотации, а также пенного продукта первой перечистной флотации, полученного в течение времени до 50% от времени первой перечистной флотации. 1 з.п. ф-лы, 1 ил., 1 табл.
Изобретение относится к способам получения благородных металлов, точнее к способам пенной флотации золотосодержащих руд, и может быть использовано в горно-металлургической промышленности при извлечении золота из первичных упорных руд.
Известны способы флотационного обогащения руд благородных металлов, состоящие из основной, перечистной и контрольной флотаций с выделением золотосодержащего концентрата в виде пенного продукта и хвостов в виде камерного продукта. [Патент РФ №2085299. Поточная линия для переработки минерального сырья, содержащего драгметаллы. АО «Иргиредмет». Заявлено 16.11.1994, опубл. 27.07.1997].
Поточная линия включает установленные по ходу технологического процесса последовательно соединенные устройства для смешивания пульпы с флотореагентами, две флотомашины — одна для первичного выделения в пенный продукт насыщенных агломератов, другая для вторичного их выделения. Отличительная особенность заключается в том, что насыщенный агломерат первичного выделения объединяется с камерным продуктом контрольной очистки и после контактирования с флокулянтом поступает на первичную флотацию.
Недостатком известной поточной линии является разубоживание легкофлотируемого насыщенного агломерата первичного флотационного выделения с камерным продуктом очистной контрольной операции, что способствует снижению извлечения золота и снижению эффективности процесса обогащения.
Прототипом изобретения является способ обогащения первичных золотосодержащих руд [Кузина З.П., Анциферова С.А., Самойлов В.Г. Оптимальная схема рудоподготовки и флотации упорных золотосодержащих руд Боголюбовского месторождения. Цветные металлы, 2005, №3, с.15-17].
Технологический процесс обогащения в известном способе включает две основные операции флотации, две контрольные и две перечистки пенного продукта основной флотации, работающей в замкнутом цикле с пенным продуктом контрольной операции и хвостов первой перечистки. В результате флотационного обогащения упорной золотомышьяковой руды получают сульфидный золотосодержащий концентрат, поступающий на гидрометаллургическую переработку, и хвосты. Извлечение золота в золотосодержащий концентрат составляет 84,2% при выходе концентрата 7,4% и содержании в нем 50,0 г/т.
Недостатком известного способа обогащения первичных золотосодержащих руд является недостаточно высокое извлечение золота в концентрат, а также высокие потери золота (0,75 г/т) с хвостами флотации. Кроме того, недостатком прототипа является повышенный расход реагентов, способствующий снижению экономической эффективности процесса.
Задачей изобретения является повышение извлечения золота, снижение потерь золота с хвостами флотации, а также повышение экономической эффективности технологического процесса извлечения золота за счет сокращения расхода реагентов.
Задача решается тем, что в способе обогащения золотосодержащих руд, включающем основную, перечистную и контрольную флотации с получением золотосодержащего флотоконцентрата из пенных продуктов и хвостов из камерного продукта контрольной флотации, согласно изобретению пенный продукт основной флотации, полученный на начальном этапе в течение времени до 25% от общего времени основной флотации, а также пенный продукт первой перечистной флотации, полученный в течение времени до 50% от времени первой перечистной флотации, выводят из флотации, объединяют во флотоконцентрат и направляют на металлургические операции. Пенный продукт, полученный в течение оставшегося времени основной флотации, направляют на перечистную флотацию. Пенный продукт последней перечистной флотации объединяют с флотоконцентратом. Пенный продукт контрольной флотации возвращают на основную флотацию. Флотоконцентрат направляют на сгущение, затем на металлургические операции.
Технический результат достигается также выводом пенного продукта на начальном этапе первой перечистной операции в течение времени до 50% от общего времени первой перечистки в готовый флотоконцентрат. Выделенный флотоконцентрат не нуждается в дальнейшей доводке по повышению качества, которая способствует накоплению металла внутри схемы и дополнительным потерям с хвостами флотации. Таким образом, вывод пенного продукта из процесса на начальном этапе перечистной флотации способствует повышению извлечения золота.
Сущность заявляемого способа поясняется чертежом, где представлена технологическая схема аппаратов и показано движение продуктов флотации. Технологическая схема содержит следующие аппараты: 1 — контактный чан, 2 — флотомашина основной флотации, 3, 4 — флотомашины перечистной флотации, 5 — флотомашина контрольной флотации, 6 — сгуститель.
Флотоконцентраты объединяют в сгустителе 6 и направляют на металлургические операции, например на биоокисление и цианирование, или направляют на пирометаллургические операции. Технологические показатели флотационного обогащения, полученные по заявляемому способу, приведены в таблице.
| Таблица Показатели обогащения первичной золотосодержащей руды |
|||
| Наименование продуктов | Выход, % | Содержание, Au, г/т | Извлечение, % |
| Флотоконцентрат | 3,56 | 93,99 | 85,8 |
| Хвосты флотации | 96,44 | 0,57 | 14,2 |
| Руда | 100,00 | 3,76 | 100,0 |
1. Способ обогащения золотосодержащих руд, включающий основную, перечистную и контрольную флотации с получением золотосодержащего флотоконцентрата из пенных продуктов и хвостов из камерного продукта контрольной флотации, отличающийся тем, что пенный продукт основной флотации, полученный на начальном этапе в течение времени до 25% от общего времени основной флотации, а также пенный продукт первой перечистной флотации, полученный в течение времени до 50% от времени первой перечистной флотации, выводят из флотации, объединяют во флотоконцентрат и направляют на металлургические операции.
2. Способ по п.1, отличающийся тем, что пенный продукт, полученный в течение оставшегося времени основной флотации, направляют на перечистную флотацию, пенный продукт последней перечистной флотации объединяют с флотоконцентратом и пенный продукт контрольной флотации возвращают на основную флотацию.
Источник: findpatent.ru