EA019905B1 - Method for extracting gold from poor low-sulphide ores - Google Patents

Method for extracting gold from poor low-sulphide ores Download PDF

Info

Publication number
EA019905B1
EA019905B1 EA201101467A EA201101467A EA019905B1 EA 019905 B1 EA019905 B1 EA 019905B1 EA 201101467 A EA201101467 A EA 201101467A EA 201101467 A EA201101467 A EA 201101467A EA 019905 B1 EA019905 B1 EA 019905B1
Authority
EA
Eurasian Patent Office
Prior art keywords
gold
gravity
dressing
concentrate
flotation
Prior art date
Application number
EA201101467A
Other languages
Russian (ru)
Other versions
EA201101467A1 (en
Inventor
Наталья Константиновна Алгебраистова
Екатерина Александровна Гроо
Андрей Владимирович Макшанин
Original Assignee
Федеральное Государственное Автономное Образовательное Учреждение Высшего Профессионального Образования "Сибирский Федеральный Университет"
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Федеральное Государственное Автономное Образовательное Учреждение Высшего Профессионального Образования "Сибирский Федеральный Университет" filed Critical Федеральное Государственное Автономное Образовательное Учреждение Высшего Профессионального Образования "Сибирский Федеральный Университет"
Publication of EA201101467A1 publication Critical patent/EA201101467A1/en
Publication of EA019905B1 publication Critical patent/EA019905B1/en

Links

Abstract

The invention relates to processing gold-containing ores with heavy low-sulphide component. A method for retracting gold from poor low-sulphide ores involves ore breaking, two-stage crushing, sizing, gravity dressing so that tailings and gravity concentrate is obtained, which is supplied for finishing, and with release of "gold head" concentrate and poor gravity concentrate and flotation dressing of tailings of gravity dressing, sorption cyanidation, electrochemical deposition of gold and melting. After sizing of the second crushing stage, prior to gravity dressing there is performed preliminary dressing on centrifugal jigging machine, and flow of initial crushed ore is separated into flow of tailings of preliminary dressing with low content of valuable component that is supplied to the dump and flow for gravity dressing which is calculated by the formula γ=(0.25-0.30)γ=γ+γ, where γ- amount of initial ore supplied for preliminary dressing, γ- amount of gravity concentration supplied for finishing to release "gold head" which is calculated by the formula γ=(0.025-0.027)γ; γ- amount of tailings of gravity dressing supplied to flotation dressing which is calculated by the formula γ=(0.225-0.243)γ, and tailings of gravity dressing are subjected to flotation dressing in alkaline medium at pH 8.0-8.5 after their conditioning with the following reagents: copper vitriol - 40-60 g/t, carbamide - 20-40 g/t, butyl xanthate - 60-90 g/t and captax - 60-90 g/t with their summed discharge 150 g/t, foaming agent - 100-120 g/t, the obtained flotation concentrate is combined with lean gravity concentrate and the combined product is treated with ultrasound at frequency 35 kHz and ultrasonic power output 300 W during 10-15 min and the combined product treated by ultrasound is subjected to sorption cyanidation and desorption so that gold-bearing solution is obtained. Then electrolytic deposition of gold is performed and cathode deposit is obtained, which together with the obtained "gold head" concentrate is subject to calcination, melting and gold bullions are obtained. The technical result provides preliminary dressing between second stage of crushing and a cycle of gravity dressing, regulated supply of gravity dressing by separating flow for gravity dressing from ore total flow, a stage of floatation dressing providing more complete extraction of free thin gold and sulphides with changed surface, working out an optimal technological regime of ultrasound treatment of combined concentrate.

Description

Изобретение относится к переработке золотосодержащих руд с низким содержанием тяжелой сульфидной составляющей. Способ извлечения золота из бедных малосульфидных руд, включающий дробление руды, двухстадийное измельчение, классификацию, гравитационное обогащение с получением хвостов и гравитационного концентрата, поступающего на доводку с выделением концентрата золотая головка и обедненного гравитационного концентрата, и флотационное обогащение хвостов гравитационного обогащения, сорбционное цианирование, электролитическое выделение золота и плавку, согласно изобретению, после классификации второй стадии измельчения перед циклом гравитационного обогащения реализуют цикл предварительного обогащения на центробежной отсадочной машине и осуществляют разделение потока исходной измельченной руды на поток хвостов предварительного обогащения с низким содержанием ценного компонента, который направляют в отвал, и поток для гравитационного обогащения, который определяют по формуле γι=(0,25-0,30)γ234, где γ2 - количество исходной руды, которое поступает на предварительное обогащение; γ3 - количество гравитационного концентрата, поступающего на доводку с целью выделения концентрата золотая головка, рассчитывается по формуле γ3=(Ό.025-0.027//.: γ4 - количество хвостов гравитационного обогащения, поступающих на флотационное обогащение, которое рассчитывается по формуле γ4=(0,225-0,243)γ2, а хвосты гравитационного обогащения подвергают флотационному обогащению в щелочной среде при рН 8,0-8,5 после кондиционирования их со следующими реагентами: медный купорос - 40-60 г/т, карбамид - 20-40 г/т, бутиловый ксантогенат - 60-90 г/т и каптакс 60-90 г/т при их суммарном расходе 150 г/т, пенообразователь - 100-120 г/т, полученный флотационный концентрат объединяют с обедненным гравитационным концентратом, получают объединенный продукт, который обрабатывают ультразвуком при частоте ультразвуковых колебаний 35 кГц и мощности ультразвука 300 Вт в течение 10-15 мин, обработанный ультразвуком объединенный продукт подвергают сорбционному цианированию и десорбции с получением золотосодержащего раствора, затем проводят электролитическое осаждение золота из золотосодержащего раствора сорбционного цианирования и получают катодный осадок, который вместе с полученным концентратом золотая головка подвергают обжигу, плавке и получают золото в слитках. Техническими результатами изобретения являются проведение предварительного обогащения между второй стадией измельчения руды и циклом гравитационного обогащения, регулируемое питание гравитационного обогащения путем отделения потока для гравитационного обогащения от общего потока руды, режим флотационного обогащения, обеспечивающий наиболее полное извлечение свободного тонкого золота и сульфидов с измененной поверхностью, разработка оптимального технологического режима ультразвуковой обработки объединенного концентрата.The invention relates to the processing of gold-bearing ores with a low content of heavy sulfide component. A method for extracting gold from poor low-sulphide ores, including ore crushing, two-stage grinding, classification, gravity concentration to produce tails and gravity concentrate fed to fine-tuning with separation of the gold head and depleted gravity concentrate, and flotation concentration of gravity concentration tailings, sorption cyanidation, electrolytic cyanide gold extraction and smelting, according to the invention, after the classification of the second grinding stage before the gravitational cycle They carry out a pre-concentration cycle on a centrifugal jigging machine and carry out the separation of the stream of the initial ground ore into a stream of pre-concentration tailings with a low content of a valuable component, which is sent to the dump, and a stream for gravity concentration, which is determined by the formula γι = (0.25- 0.30) γ 2 = γ 3 + γ 4 , where γ 2 is the amount of initial ore that enters the preliminary concentration; γ 3 - the amount of gravity concentrate fed to the fine-tuning plant to isolate the gold head concentrate is calculated by the formula γ 3 = (Ό.025-0.027 // .: γ 4 - the number of gravity concentration tailings entering the flotation enrichment, which is calculated by the formula γ 4 = (0.225-0.243) γ 2 , and the tails of gravity concentration are subjected to flotation concentration in an alkaline medium at pH 8.0-8.5 after conditioning with the following reagents: copper sulfate - 40-60 g / t, urea - 20 -40 g / t, butyl xanthate - 60-90 g / t and captax 60-90 g / t p and their total flow rate of 150 g / t, the foaming agent is 100-120 g / t, the resulting flotation concentrate is combined with a depleted gravity concentrate, and a combined product is obtained that is treated with ultrasound at an ultrasonic vibration frequency of 35 kHz and an ultrasonic power of 300 W for 10-15 min, the ultrasound-treated combined product is subjected to sorption cyanidation and desorption to obtain a gold-containing solution, then gold is electrolytically deposited from a gold-containing solution of sorption qi nirovaniya afford cathode deposit, which together with the gold concentrate obtained calcined head, and melting obtained gold bullion. The technical results of the invention are preliminary enrichment between the second stage of ore grinding and the gravity concentration cycle, controlled feeding of gravity concentration by separating the flow for gravity concentration from the total ore stream, flotation concentration mode, providing the most complete extraction of free fine gold and sulfides with a changed surface, development optimal technological regime of ultrasonic treatment of the combined concentrate.

019905 В1019905 B1

Изобретение относится к переработке золотосодержащих руд с низким содержанием тяжелой сульфидной составляющей.The invention relates to the processing of gold-bearing ores with a low content of heavy sulfide component.

Известен способ переработки золотосодержащего сырья, согласно которому руда после подготовительных операций дробления, измельчения и классификации подвергается гравитационному обогащению, хвосты гравитации поступают на флотационное обогащение, полученный объединенный концентрат подлежит переработке гидрометаллургическими методами, а хвосты направляются в отвал [Лодейщиков В.В. Технология извлечения золота и серебра из упорных руд: в 2-х томах. - Иркутск: ОАО Иргиредмет, 1999, т. 1, с. 339].There is a known method of processing gold-containing raw materials, according to which the ore after preparatory operations of crushing, grinding and classification is subjected to gravity concentration, gravity tails are fed to flotation concentration, the resulting concentrate is processed by hydrometallurgical methods, and the tailings are sent to the dump [Lodeishchikov V.V. Technology for the extraction of gold and silver from refractory ores: in 2 volumes. - Irkutsk: OAO Irgiredmet, 1999, v. 1, p. 339].

Недостатками известного способа являются неполное выделение золота на стадии гравитационного и флотационного обогащения, а также отсутствие возможности выделения продукта с отвальным содержанием ценного компонента в голове технологической схемы, что увеличивает нагрузку на основное обогатительное оборудование и снижает эффективность процессов.The disadvantages of this method are the incomplete separation of gold at the stage of gravity and flotation concentration, as well as the inability to isolate a product with a dump content of a valuable component in the head of the technological scheme, which increases the load on the main processing equipment and reduces the efficiency of the processes.

Прототипом изобретения является способ извлечения золота из руд [патент ВИ № 2318887 С1, 12.09.2006, опубл. 10.03.2008], включающий дробление руды, двухстадийное измельчение, классификацию, гравитационное и флотационное обогащение, сорбционное выщелачивание и электролитическое выделение золота и плавку.The prototype of the invention is a method of extracting gold from ores [patent VI No. 2318887 C1, 09/12/2006, publ. March 10, 2008], including ore crushing, two-stage grinding, classification, gravity and flotation concentration, sorption leaching and electrolytic separation of gold and smelting.

Недостатком прототипа является отсутствие механизмов интенсификации процесса извлечения золота для повышения эффективности последующих процессов гидрометаллургического передела. Кроме того, в соответствии с заявленным по прототипу способом весь поток руды, поступающей на переработку, вынужден проходить через всю технологическую схему. Таким образом, данный способ характеризуется большими нагрузками на оборудование, а также необходимостью использования сложных и развитых схем.The disadvantage of the prototype is the lack of mechanisms to intensify the process of extracting gold to increase the efficiency of subsequent processes of hydrometallurgical redistribution. In addition, in accordance with the claimed prototype method, the entire flow of ore entering the processing, is forced to go through the entire technological scheme. Thus, this method is characterized by high loads on the equipment, as well as the need to use complex and developed schemes.

Задачей изобретения является повышение эффективности извлечения золота.The objective of the invention is to increase the efficiency of gold recovery.

Задача решается тем, что в способе извлечения золота из бедных малосульфидных руд, включающем дробление руды, двухстадийное измельчение, классификацию, гравитационное и флотационное обогащение, сорбционное цианирование, электролитическое выделение золота и плавку, согласно изобретению, между классификацией второй стадии измельчения и циклом гравитационного обогащения реализуют цикл предварительного обогащения на центробежной отсадочной машине и осуществляют разделение потока исходной измельченной руды на поток для гравитационного обогащения и поток хвостов предварительного обогащения с низким содержанием ценного компонента, который направляют в отвал, а поток для гравитационного обогащения определяют по формулеThe problem is solved in that in a method for extracting gold from poor low-sulfide ores, including ore crushing, two-stage grinding, classification, gravity and flotation concentration, sorption cyanization, electrolytic gold separation and smelting, according to the invention, between the classification of the second grinding stage and the gravity concentration cycle are realized a preliminary enrichment cycle on a centrifugal jigging machine and carry out the separation of the flow of the original ground ore into a flow for gravitational and enrichment of pre tailings stream with a low content of valuable component, which is sent to waste and the flow for gravity separation is determined by the formula

где γ2 - количество исходной руды, которое поступает на предварительное обогащение, весовые единицы;where γ 2 - the amount of source ore, which is fed to pre-concentration, weight units;

γ3 - количество гравитационного концентрата, поступающего на доводку с целью выделения концентрата золотая головка, весовые единицы, рассчитывается по формулеγ 3 - the amount of gravity concentrate fed to the fine-tuning to isolate the concentrate gold head, weight units, calculated by the formula

γ4 - количество хвостов гравитационного обогащения, поступающих на флотационное обогащение, весовые единицы, рассчитывается по формулеγ 4 - the number of tails of gravitational enrichment entering the flotation enrichment, weight units, calculated by the formula

а хвосты гравитационного обогащения подвергают флотационному обогащению в щелочной среде при рН 8,0-8,5 после кондиционирования их со следующими реагентами, г/т:and the tails of gravitational enrichment are subjected to flotation enrichment in an alkaline environment at pH 8.0-8.5 after conditioning them with the following reagents, g / t:

медный купорос - 40-60;copper sulfate - 40-60;

карбамид - 20-40;carbamide - 20-40;

бутиловый ксантогенат - 60-90 и каптакс - 60-90 при их суммарном расходе 150 г/т; пенообразователь Т-92 - 100-120, полученный флотационный концентрат объединяют с обедненным гравитационным концентратом, получают объединенный продукт, который обрабатывают ультразвуком при частоте ультразвуковых колебаний 35 кГц и мощности ультразвука 300 Вт в течение 10-15 мин, обработанный ультразвуком объединенный продукт подвергают сорбционному цианированию и десорбции с получением золотосодержащего раствора, затем проводят электролитическое осаждение золота из золотосодержащего раствора сорбционного цианирования и получают катодный осадок, который вместе с полученным концентратом золотая головка подвергают обжигу, плавке, и получают золото в слитках.butyl xanthate - 60-90 and captax - 60-90 at a total flow rate of 150 g / t; Foaming agent T-92 - 100-120, the resulting flotation concentrate is combined with a depleted gravity concentrate, a combined product is obtained, which is treated with ultrasound at a frequency of ultrasonic vibrations of 35 kHz and an ultrasonic power of 300 W for 10-15 minutes, the combined product treated with ultrasound is subjected to sorption cyanidation and desorption to obtain a gold-containing solution, then electrolytic deposition of gold from a gold-containing solution of sorption cyanide is carried out and cathodes are obtained d sediment, which, together with the obtained gold head concentrate, is fired, smelted, and gold is obtained in bullion.

Процесс предварительного обогащения реализуют при использовании центробежных отсадочных машин, например, КеНеу. Результаты предварительного обогащения руды на центробежной отсадочной машине приведены в табл. 3.The pre-enrichment process is carried out using centrifugal jigging machines, for example, KeNeu. The results of preliminary ore dressing on a centrifugal jigging machine are given in table. 3.

В работах [в сб. Применение ультраакустики к исследованию вещества (МОПИ), 1960, вып. 10, с. 117, Мальцев Н.Н., Малахов Ю.В., Глембоцкий В.А., Соколов М.А., Байшулаков А.А.] отмечается, что продолжительность ультразвуковой обработки должна находиться в обратно пропорциональной зависимости от интенсивности ультразвука. При частоте колебаний более 1 МГц и интенсивности ~2 Вт/см2 In the works [in sb. Application of ultrasound to the study of matter (MOPI), 1960, no. 10, p. 117, Maltsev NN, Malakhov Yu.V., Glembotsky VA, Sokolov MA, Bayshulakov AA] it is noted that the duration of ultrasonic treatment should be inversely proportional to the intensity of ultrasound. With an oscillation frequency of more than 1 MHz and an intensity of ~ 2 W / cm 2

- 1 019905 эффективное время обработки находится в пределах нескольких секунд. Однако интенсивность колебаний по предлагаемому способу менее 0,4 Вт/см2, что значительно ниже, поэтому оптимальное время обработки при частоте 35 кГц, мощности ультразвука 300 Вт составляет 10-15 мин. Увеличение и уменьшение времени обработки относительно указанного ведет к снижению эффективности процессов выщелачивания.- 1 019905 effective processing time is within a few seconds. However, the oscillation intensity according to the proposed method is less than 0.4 W / cm 2 , which is much lower, therefore, the optimal processing time at a frequency of 35 kHz, ultrasonic power of 300 W is 10-15 minutes. The increase and decrease in processing time relative to the specified leads to a decrease in the efficiency of leaching processes.

Техническим результатом изобретения является проведение предварительного обогащения между второй стадией измельчения руды и циклом гравитационного обогащения, что способствует наиболее полному выделению золота. Поскольку цикл предварительного обогащения реализуется при одновременном дораскрытии золота перед каждой операцией предварительного обогащения, стадиальность извлечения золота обусловливает выделение его без переизмельчения и ошламования золотосодержащих сростков.The technical result of the invention is a preliminary enrichment between the second stage of ore grinding and the gravity concentration cycle, which contributes to the most complete separation of gold. Since the pre-enrichment cycle is implemented with the simultaneous re-disclosure of gold before each pre-enrichment operation, the staged extraction of gold determines its release without over-grinding and sludging of gold-containing intergrowths.

Техническим результатом изобретения также является регулируемое питание гравитационного обогащения путем отделения потока для гравитационного обогащения от общего потока руды в том количестве, которое определяют по следующей формуле:The technical result of the invention is also a controlled supply of gravity processing by separating the flow for gravity processing from the total ore flow in an amount that is determined by the following formula:

где γ2 - количество исходной руды, которое поступает на предварительное обогащение;where γ 2 is the amount of initial ore, which goes to the preliminary enrichment;

γ3 - количество гравитационного концентрата, поступающего на доводку с целью выделения концентрата золотая головка, рассчитывается по формулеγ 3 - the amount of gravity concentrate fed to the fine-tuning to isolate the gold head concentrate is calculated by the formula

γ4 - количество хвостов гравитационного обогащения, поступающих на флотационное обогащение, рассчитывается по формулеγ 4 - the number of tails of gravitational enrichment entering the flotation enrichment, is calculated by the formula

которое является необходимым для увеличения извлечения золота и уменьшения нагрузок на основное технологическое оборудование, что способствует снижению типоразмеров аппаратов и позволяет понизить потребление электроэнергии.which is necessary to increase the extraction of gold and reduce the load on the main technological equipment, which helps to reduce the size of the apparatus and allows to reduce the energy consumption.

Техническим результатом изобретения также является разработанный режим флотационного обогащения, обеспечивающий наиболее полное извлечение свободного тонкого золота и сульфидов с измененной поверхностью, которые недостаточно эффективно извлекались ранее при использовании традиционного режима.The technical result of the invention is also a developed flotation concentration regime, which provides the most complete extraction of free fine gold and sulfides with a modified surface, which were not efficiently extracted earlier when using the traditional mode.

На примере малосульфидной золотосодержащей руды одного из месторождений Красноярского края с известными данными минералогического и рационального состава, представленными в табл. 1 и 2, показана зависимость результатов флотационного обогащения по предлагаемому способу извлечения золота из бедных малосульфидных руд от параметров ведения процесса - табл. 4. В табл. 5 представлены результаты флотации хвостов гравитационного обогащения в режиме действующей золотоизвлекательной фабрики (ЗИФ) и в усовершенствованном режиме.By the example of low-sulfide gold-bearing ore of one of the deposits of the Krasnoyarsk Territory with the known mineralogical and rational composition data presented in Table. 1 and 2, the dependence of the results of flotation processing according to the proposed method for the extraction of gold from poor low-sulfide ores on the parameters of the process is shown - table. 4. In the table. 5 presents the results of flotation of tailings of gravitational enrichment in the mode of the existing gold recovery factory (ZIF) and in the advanced mode.

Техническим результатом также является разработка оптимального технологического режима ультразвуковой обработки объединенного концентрата при частоте ультразвука 35 кГц и мощности 300 Вт, что позволяет повысить извлечение металла в золотосодержащие растворы сорбционного цианирования, как показывают данные табл. 6.The technical result is also the development of an optimal technological regime of ultrasonic treatment of the combined concentrate at an ultrasound frequency of 35 kHz and a power of 300 W, which allows to increase the extraction of metal in gold-containing sorption cyanide solutions, as shown in the table. 6.

Описание способа извлечения золота из бедных малосульфидных руд поясняется чертежом, на котором дана технологическая схема с нумерацией операций.A description of the method for extracting gold from poor low-sulfide ores is illustrated in the drawing, which shows the technological scheme with the numbering of operations.

Способ осуществляется следующим образом.The method is as follows.

Исходную руду крупностью -500 мм дробят (1) в щековой дробилке до 100 мм. Дробленую руду подвергают первичному измельчению (2) в мельнице самоизмельчения мокрым способом, затем измельченную руду направляют на грохочение в бутаре (3). В результате грохочения в бутаре получают продукт крупностью -10 мм и галю. Галю измельчают в шаровой мельнице второй стадии измельчения (4). Измельченную руду в виде пульпы направляют на классификацию (5) в классификатор, например, спиральный типа КСН. Классификатор и шаровая мельница связаны замкнутым циклом. Получают пески классификатора крупностью +0,5 мм и слив классификатора крупностью -0,5+0 мм. Слив классификатора направляют в первую операцию цикла предварительного обогащения (6). Легкая фракция крупностью -0,5+0 мм, полученная после первой операции предварительного обогащения, направляется на классификацию в гидроциклонах (7), которые связаны с мельницей третьей стадии измельчения замкнутым циклом. Пески классификации в гидроциклоне крупностью +0,2 мм снова направляются на измельчение (8), слив гидроциклонов крупностью -0,2+0 мм направляется на вторую операцию цикла предварительного обогащения (9). Легкая фракция крупностью -0,2+0 мм, полученная после второй операции предварительного обогащения, направляется в гидроциклоны для классификации (10), которые связаны замкнутым циклом с шаровой мельницей четвертой стадии измельчения. Пески классификации в гидроциклонах крупностью +0,074 мм направляются на измельчение (11), слив гидроциклонов крупностью -0,074+0 мм направляется в третью операцию цикла предварительного обогащения (12).The initial ore with a grain size of -500 mm is crushed (1) in a jaw crusher up to 100 mm. The crushed ore is subjected to primary grinding (2) in a wet self-grinding mill, then the crushed ore is sent for screening in a buter (3). As a result of screening in a buter, a product with a grain size of -10 mm and galya are obtained. Galya is crushed in a ball mill of the second grinding stage (4). The crushed ore in the form of pulp is sent for classification (5) to a classifier, for example, spiral type KCH. The classifier and the ball mill are connected in a closed cycle. Classifier sands with a particle size of +0.5 mm and a classifier sump with a particle size of -0.5 + 0 mm are obtained. The discharge of the classifier is sent to the first operation of the pre-enrichment cycle (6). The light fraction with a particle size of -0.5 + 0 mm, obtained after the first preliminary enrichment operation, is sent for classification in hydrocyclones (7), which are connected with the mill of the third stage of grinding by a closed cycle. The sands of classification in a hydrocyclone with a grain size of +0.2 mm are again sent for grinding (8), the discharge of hydrocyclones with a grain size of -0.2 + 0 mm is sent to the second operation of the pre-enrichment cycle (9). The light fraction with a particle size of -0.2 + 0 mm obtained after the second preliminary enrichment operation is sent to hydrocyclones for classification (10), which are connected in a closed cycle to a ball mill of the fourth grinding stage. The classification sands in hydrocyclones with a grain size of +0.074 mm are sent for grinding (11), the discharge of hydrocyclones with a grain size of -0.074 + 0 mm is sent to the third operation of the pre-enrichment cycle (12).

В результате третьей операции цикла предварительного обогащения (12) получают поток с низким содержанием ценного компонента, который направляют в отвал.As a result of the third operation of the pre-enrichment cycle (12), a stream with a low content of a valuable component is obtained, which is sent to the dump.

- 2 019905- 2 019905

Тяжелые фракции крупностью -0,5+0 мм, -0,2+0 мм, -0,074+0 мм операций предварительного обогащения (6, 9 и 12 соответственно) объединяют, получают поток для гравитационного обогащения (13), который определяют по формулеThe heavy fractions with a particle size of -0.5 + 0 mm, -0.2 + 0 mm, -0.074 + 0 mm pre-enrichment operations (6, 9 and 12, respectively) are combined to obtain a flow for gravity enrichment (13), which is determined by the formula

где γ2 - количество исходной руды, которое поступает на предварительное обогащение, γ3 - количество гравитационного концентрата, поступающего на доводку с целью выделения концентрата золотая головка, рассчитывается по формулеwhere γ 2 is the amount of initial ore that enters the preliminary enrichment, γ 3 is the amount of gravity concentrate fed to the refinement in order to isolate the gold head concentrate, calculated by the formula

γ4 - количество хвостов гравитационного обогащения, поступающих на флотационное обогащение, рассчитывается по формулеγ 4 - the number of tails of gravitational enrichment entering the flotation enrichment, is calculated by the formula

Проводят гравитационное обогащение (13) с получением гравитационного концентрата и хвостов гравитационного обогащения. Используют гравитационный аппарат, например центробежный концентратор Итомак, отечественный аналог центробежного концентратора КиеИои.Gravitational enrichment is carried out (13) to obtain gravitational concentrate and tails of gravitational enrichment. A gravitational apparatus is used, for example, the Itomak centrifugal concentrator, a domestic analogue of the KyivII centrifugal concentrator.

Гравитационный концентрат отправляют на доводку (14), которую реализуют, например, с использованием концентрационного стола Сетеиу. В результате доводки выделяют концентрат золотая головка и обедненный гравитационный концентрат. Концентрат золотая головка подвергается сгущению (15), получают сгущенный концентрат золотая головка и слив. Слив направляется в оборот.The gravity concentrate is sent for fine-tuning (14), which is realized, for example, using the Seteiu concentration table. As a result of the refinement, the gold head concentrate and depleted gravity concentrate are isolated. The gold head concentrate undergoes condensation (15), a condensed gold head concentrate and a drain are obtained. The drain goes into circulation.

Хвосты гравитационного обогащения (13) направляют на флотационное обогащение (19), включая основную, контрольную и перечистную операции флотации. Флотацию проводят во флотомашинах, например пневмомеханических ФПМ.Gravity dressing tailings (13) are directed to flotation dressing (19), including the main, control and cleanup flotation operations. Flotation is carried out in flotation machines, for example pneumomechanical FPM.

Основную флотацию реализуют после кондиционирования хвостов гравитационного обогащения со следующими реагентами, г/т:The main flotation is realized after conditioning the tailings of gravity concentration with the following reagents, g / t:

медный купорос - 40-60;copper sulfate - 40-60;

карбамид - 20-40; бутиловый ксантогенат - 60-90 и каптакс - 60-90 при их суммарном расходе 150 г/т; пенообразователь Т-92 - 100-120;carbamide - 20-40; butyl xanthate - 60-90 and captax - 60-90 at a total flow rate of 150 g / t; foaming agent T-92 - 100-120;

процесс ведут в щелочной среде, создаваемой кальцинированной содой до рН 8,0-8,5.the process is conducted in an alkaline environment created by soda ash to a pH of 8.0-8.5.

Соотношение расходов реагентов основной и контрольной операций флотации принимают 2:1 и подают в контрольную операцию, г/т:The ratio of the costs of the reagents of the main and control flotation operations is 2: 1 and served in the control operation, g / t:

карбамид - 10-20;carbamide - 10-20;

бутиловый ксантогенат - 30-45 в сочетании с каптаксом в количестве 30-45 при суммарном их расходе 75 г/т;butyl xanthate - 30-45 in combination with captax in an amount of 30-45 with a total flow rate of 75 g / t;

вспениватель Т-92 при расходе 50-60 г/т; уровень рН поддерживают на уровне 8,0-8,5 подачей кальцинированной соды.foaming agent T-92 at a flow rate of 50-60 g / t; the pH level is maintained at a level of 8.0-8.5 by the supply of soda ash.

Перечистную операцию флотации ведут без добавления реагентов.The final flotation operation is carried out without the addition of reagents.

В результате флотационного обогащения получают флотационный концентрат и хвосты флотации. Хвосты флотации являются отвальными, их сгущают (25), слив направляют в оборот, сгущенный продукт направляют в хвостохранилище. Флотационный концентрат объединяют с обедненным гравитационным концентратом, полученным после доводки (14), получают объединенный продукт. Объединенный продукт подвергают ультразвуковой обработке (20), затем направляют на подщелачивание (21). Объединенный продукт после подщелачивания (21) направляют на сорбционное цианирование (22). В качестве сорбента используют смолу, например АМ-2Б. Получают насыщенную золотом смолу и отработанный цианистый раствор. Цианистый раствор после фильтрации (23) и обеззараживания по известным методикам складируют в виде твердых хвостов на специальном полигоне в виде жидкой фазы в хвостохранилище. Насыщенную смолу отделяют на грохоте, например вибрационном, промывают и направляют на десорбцию (24) с одновременными процессами регенерации и электролитическим осаждением. В результате электролитического осаждения получают и накапливают катодный осадок золота. Отработанную смолу регенерируют и направляют на повторное использование. Отработанный электролит восстанавливают по известным методикам и также направляют в процесс.As a result of flotation concentration, flotation concentrate and flotation tails are obtained. The flotation tailings are dumped, they are thickened (25), the discharge is directed into circulation, and the condensed product is sent to the tailing dump. The flotation concentrate is combined with the depleted gravity concentrate obtained after refinement (14) to obtain a combined product. The combined product is subjected to ultrasonic treatment (20), then sent to alkalization (21). The combined product after alkalization (21) is sent to sorption cyanidation (22). A resin, for example, AM-2B, is used as a sorbent. A gold-saturated resin and a spent cyanide solution are obtained. After filtration (23) and disinfection by known methods, the cyanide solution is stored in the form of solid tails at a special landfill in the form of a liquid phase in a tailing dump. The saturated resin is separated on a screen, for example, vibrating, washed and sent to desorption (24) with simultaneous regeneration processes and electrolytic deposition. As a result of electrolytic deposition, a cathode deposit of gold is obtained and accumulated. The spent resin is regenerated and sent for reuse. The spent electrolyte is reduced by known methods and also sent to the process.

Сгущенный концентрат золотая головка объединяется с катодным осадком, далее они подвергаются окислительному обжигу (16). Огарок, полученный после обжига, направляется на плавку (17) с добавлением флюсов. В результате плавки получают лигатурное золото в слитках и шлак. Шлак направляют на доизмельчение в шаровую мельницу (18) и возвращают в операцию доводки (14).The condensed gold head concentrate is combined with the cathode deposit, then they undergo oxidative roasting (16). The cinder obtained after firing is sent to the smelting (17) with the addition of fluxes. As a result of smelting, ligature gold bullion and slag are obtained. The slag is sent for regrinding in a ball mill (18) and returned to the finishing operation (14).

Способ извлечения золота из бедных малосульфидных руд благодаря сокращению потока перерабатываемой руды в результате предварительного обогащения позволяет снизить нагрузку на основное оборудование. Способ позволяет также увеличить глубину и полноту извлечения мелкого и тонкого золота, золота с измененной и загрязненной поверхностью, благодаря применению оптимального режима флотационного разделения минералов и предварительной ультразвуковой обработке объединенного продукта перед цианированием.The method of extracting gold from poor low-sulphide ores due to the reduction in the flow of processed ore as a result of preliminary enrichment reduces the load on the main equipment. The method also allows to increase the depth and completeness of the extraction of fine and thin gold, gold with a modified and contaminated surface, due to the use of the optimal regime of flotation separation of minerals and preliminary ultrasonic treatment of the combined product before cyanidation.

- 3 019905- 3 019905

Таблица 1Table 1

Минералогический состав золотосодержащей руды одного из месторождений Красноярского краяMineralogical composition of gold ore in one of the deposits of the Krasnoyarsk Territory

Минералы Minerals Содержание, % Content% Пирит Pyrites 1,5 1,5 Арсенопирит Arsenopyrite Единичные выделения Single discharge Магнетит + гематит (мартит) Magnetite + Hematite (Martite) 1,5 1,5 Анатаз Anataz 1,0 1,0 Золото Gold Единичные выделения Single discharge Кварц Quartz 42,0 42.0 Альбит Albite 18,0 18.0 Хлорит Chlorite 9,0 9.0 Кальцит Calcite 2,0 2.0 Мусковит Muscovite 25,0 25.0 Пирротин Pyrrhotite Единичные выделения Single discharge Халькопирит, шеелит, гетит Chalcopyrite, scheelite, goeth Единичные выделения Single discharge Рутил Rutile Единичные выделения Single discharge Ковеллин, борнит, висмутин Covellin, Bornite, Bismuthin Единичные выделения Single discharge Микроклин, биотит, гранат Microcline, biotite, pomegranate Единичные выделения Single discharge Апатит, турмалин, циркон Apatite, tourmaline, zircon Единичные выделения Single discharge Ильваит, графит, эпидот Ilvaite, graphite, epidote Единичные выделения Single discharge

Таблица 2table 2

Рациональный анализ нахождения золота в рудеRational analysis of the presence of gold in ore

Форма нахождения Form of finding Содержание Аи, г/т Ai content, g / t Распределение, % Distribution% Аи самородное Ai native 0,85 0.85 72,7 72.7 Аи сульфидное Ai sulfide 0,31 0.31 26,5 26.5 Аи силикатное Ai silicate 0,009 0.009 0,8 0.8 ХАи Hai 1,169 1,169 100 one hundred Аи валовое Ai gross 1,15 1.15 - -

Таблица 3Table 3

Результаты предварительного обогащения руды на центробежной отсадочной машине Ке1зеу 1200 С1The results of preliminary ore dressing on a centrifugal jigging machine Ke1zeu 1200 C1

Продукты Products Выход, % Exit, % Содержание, г/т Content, g / t Извлечение, % Recovery% Питание гравитационного обогащения Gravity Enrichment Nutrition 27,29 27.29 4,88 4.88 92,9 92.9 Хвосты предварительного обогащения Tailings pre-enrichment 72,71 72.71 0,14 0.14 7,1 7.1 Исходная руда Source ore 100,00 100.00 1,435 1,435 100 one hundred

- 4 019905- 4 019905

Таблица 4 Зависимость результатов флотационного обогащения по предлагаемому способу извлечения золота из бедных малосульфидных руд от параметров ведения процессаTable 4 The dependence of the results of flotation processing according to the proposed method for the extraction of gold from poor low-sulfide ores from the parameters of the process

Параметр Parameter Значение Value Эффективность, % Efficiency% 10 10 61,30 61.30 Медный купорос,г/т Copper sulfate, g / t 20 twenty 63,98 63.98 40 40 80,10 80,10 60 60 78,29 78.29 80 80 71,18 71.18 10 10 76,22 76.22 Карбамид Urea 20 twenty 79,56 79.56 30 thirty 80,44 80,44 40 40 78,25 78.25 50 fifty 72,04 72.04 Каптакс /Бутиловый ксантогенат, Kaptax / Butyl Xanthate, 30/120 30/120 73,50 73.50 г/т g / t 60/90 60/90 73,66 73.66 90/60 90/60 74,52 74.52 120/30 120/30 73,30 73.30 Т-92* T-92 * 100 120 one hundred 120 - -

* Расход пенообразователя был установлен исходя из получения устойчивой пены в процессе флотации.* Foaming agent consumption was determined on the basis of obtaining stable foam during flotation.

Таблица 5 Результаты флотации хвостов гравитационного обогащенияTable 5 The results of the flotation of the tailings of gravitational enrichment

Продукты Products Выход, % Exit, % Содержание, г/т Content, g / t Извлечение, % Recovery% Режим флотации Flotation mode Традиционный режим Traditional mode Флотационный концентрат Flotation concentrate 14,47 14.47 4,60 4.60 74,75 74.75 Бут.Кх -100 г/т Т-92 - 50 г/т But.Kh -100 g / t T-92 - 50 g / t Хвосты флотации Flotation tails 85,53 85.53 0,26 0.26 25,25 25.25 Хвосты гравитационного обогащения Tails gravitational enrichment 100 one hundred 0,89 0.89 100,00 100.00 Предлагаемый режим Suggested Mode Флотационный концентрат Flotation concentrate 7,31 7.31 7,23 7.23 82,62 82.62 СиБОц - 40 г/т Карбамид - 30 г/т Бут.Кх -60 г/т Каптакс -90 г/т Т-92- 100 г/т CBOTs - 40 g / t Urea - 30 g / t But.Kh -60 g / t Kaptax -90 g / t T-92-100 g / t Хвосты флотации Flotation tails 92,69 92.69 0,12 0.12 17,38 17.38 Хвосты гравитационного обогащения Gravity Enrichment Tails 100,00 100.00 0,64 0.64 100 one hundred

- 5 019905- 5 019905

Таблица 6Table 6

Результаты ультразвуковой обработки объединенного продукта перед сорбционным цианированиемThe results of ultrasonic treatment of the combined product before sorption cyanide

Условия опыта Experience Conditions Содержание золота в твердых хвостах цианирования, г/т The gold content in the solid tails cyanidation, g / t Извлечение золота в раствор, % Extraction of gold in solution, % Лабораторные испытания Laboratory tests 7,5* 7.5 * - - Без ультразвуковой обработки No ultrasonic treatment 0,87 0.87 88,4 88.4 После ультразвуковой обработки After ultrasonic treatment 0,25 0.25 96,6 96.6 Испытания на ЗИФ ZIF Tests 21,6* 21.6 * - - Без ультразвуковой обработки No ultrasonic treatment 2,1 2.1 90,27 90.27 После ультразвуковой обработки After ultrasonic treatment 1,2 1,2 94,44 94.44

Claims (1)

* Содержание золота в исходном объединенном продукте. ФОРМУЛА ИЗОБРЕТЕНИЯ* Gold content in the original combined product. CLAIM Способ извлечения золота из бедных малосульфидных руд, включающий дробление руды, двухстадийное измельчение, классификацию, гравитационное обогащение с получением хвостов и гравитационного концентрата, поступающего на доводку с выделением концентрата золотая головка и обедненного гравитационного концентрата, и флотационное обогащение хвостов гравитационного обогащения, сорбционное цианирование, электролитическое выделение золота и плавку, отличающийся тем, что после классификации второй стадии измельчения перед циклом гравитационного обогащения реализуют цикл предварительного обогащения на центробежной отсадочной машине и осуществляют разделение потока исходной измельченной руды на поток хвостов предварительного обогащения с низким содержанием ценного компонента, который направляют в отвал, и поток для гравитационного обогащения, а хвосты гравитационного обогащения подвергают флотационному обогащению в щелочной среде при рН 8,0-8,5 после кондиционирования их со следующими реагентами, г/т:A method for extracting gold from poor low-sulphide ores, including ore crushing, two-stage grinding, classification, gravity concentration to produce tails and gravity concentrate fed to fine-tuning with separation of the gold head and depleted gravity concentrate, and flotation concentration of gravity concentration tailings, sorption cyanidation, electrolytic cyanide gold recovery and smelting, characterized in that after the classification of the second stage of grinding before the gravity cycle They carry out a pre-concentration cycle on a centrifugal jigging machine and separate the stream of the initial ground ore into a stream of pre-concentration tailings with a low content of a valuable component, which is sent to the dump, and a stream for gravity concentration, and gravity concentration tailings are subjected to flotation concentration in an alkaline medium at pH 8.0-8.5 after conditioning them with the following reagents, g / t: медный купорос - 40-60;copper sulfate - 40-60; карбамид - 20-40;carbamide - 20-40; бутиловый ксантогенат - 60-90 и каптакс - 60-90 при их суммарном расходе 150; пенообразователь Т-92 - 100-120, полученный флотационный концентрат объединяют с обедненным гравитационным концентратом, получают объединенный продукт, который обрабатывают ультразвуком при частоте ультразвуковых колебаний 35 кГц и мощности ультразвука 300 Вт в течение 10-15 мин, обработанный ультразвуком объединенный продукт подвергают сорбционному цианированию и десорбции с получением золотосодержащего раствора, затем проводят электролитическое осаждение золота из золотосодержащего раствора сорбционного цианирования и получают катодный осадок, который вместе с полученным концентратом золотая головка подвергают обжигу, плавке и получают золото в слитках.butyl xanthate - 60-90 and captax - 60-90 at a total flow rate of 150; Foaming agent T-92 - 100-120, the resulting flotation concentrate is combined with a depleted gravity concentrate, a combined product is obtained, which is treated with ultrasound at a frequency of ultrasonic vibrations of 35 kHz and an ultrasonic power of 300 W for 10-15 minutes, the combined product treated with ultrasound is subjected to sorption cyanidation and desorption to obtain a gold-containing solution, then electrolytic deposition of gold from a gold-containing solution of sorption cyanide is carried out and cathodes are obtained d sediment, which, together with the obtained gold head concentrate, is fired, smelted and gold is obtained in bullion.
EA201101467A 2011-06-16 2011-11-03 Method for extracting gold from poor low-sulphide ores EA019905B1 (en)

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2011124643/02A RU2465353C1 (en) 2011-06-16 2011-06-16 Method for extracting gold from poor low-sulphide ores

Publications (2)

Publication Number Publication Date
EA201101467A1 EA201101467A1 (en) 2012-12-28
EA019905B1 true EA019905B1 (en) 2014-07-30

Family

ID=47147444

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
EA201101467A EA019905B1 (en) 2011-06-16 2011-11-03 Method for extracting gold from poor low-sulphide ores

Country Status (2)

Country Link
EA (1) EA019905B1 (en)
RU (1) RU2465353C1 (en)

Cited By (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2646269C1 (en) * 2017-04-12 2018-03-02 Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт горного дела Дальневосточного отделения Российской академии наук Method for enrichment of technogenic gold-containing formations
RU2654407C1 (en) * 2017-09-01 2018-05-17 Акционерное общество "Полюс Красноярск" Method for processing sulfide concentrates containing noble metals

Families Citing this family (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2522921C1 (en) * 2013-03-14 2014-07-20 Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Национальный исследовательский технологический университет "МИСиС" Gold extraction from ores and concentrates
RU2634314C1 (en) * 2016-09-14 2017-10-25 Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего образования "Забайкальский государственный университет" (ФГБОУ ВО "ЗабГУ") Flow line for enrichment of polymetallic raw material and isolation of finished product
RU2689487C1 (en) * 2018-09-28 2019-05-28 Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт горного дела Дальневосточного отделения Российской академии наук Method of extracting noble metals from ores and concentrates
RU2704946C1 (en) * 2019-03-21 2019-10-31 Акционерное общество "Иркутский научно-исследовательский институт благородных и редких металлов и алмазов" АО "Иргиредмет" Method of extracting gold from copper-containing sulphide material via cyanidation
CN111589574B (en) * 2020-07-02 2021-09-17 长沙有色冶金设计研究院有限公司 Method for recovering copper and gold from copper-containing tailings

Citations (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US5332559A (en) * 1991-07-10 1994-07-26 Newmont Gold Co. Biooxidation process for recovery of metal values from sulphur-containing ore materials
WO2001066811A1 (en) * 2000-03-10 2001-09-13 Lakefield Research Limited Methods for reducing cyanide consumption in precious metals extraction from sulfur bearing ores
US6461577B1 (en) * 1999-05-05 2002-10-08 Boliden Mineral Ab Two-stage bioleaching of sulphidic material containing arsenic
RU2318887C1 (en) * 2006-09-12 2008-03-10 Закрытое акционерное общество "Золотодобывающая компания "Полюс" Method for gold extraction from ores

Family Cites Families (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2023734C1 (en) * 1992-07-13 1994-11-30 Иркутский научно-исследовательский институт редких и цветных металлов Method of reprocessing of gold- and silver-containing ores
US5948375A (en) * 1997-06-10 1999-09-07 Billiton Sa Limited Biological oxidation of sulphide minerals to recover gold, silver, platinum group metals and base metals
RU2275437C1 (en) * 2005-04-19 2006-04-27 Закрытое акционерное общество "Золотодобывающая компания "Полюс" Rebellious gold-containing ore gold extraction method

Patent Citations (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US5332559A (en) * 1991-07-10 1994-07-26 Newmont Gold Co. Biooxidation process for recovery of metal values from sulphur-containing ore materials
US6461577B1 (en) * 1999-05-05 2002-10-08 Boliden Mineral Ab Two-stage bioleaching of sulphidic material containing arsenic
WO2001066811A1 (en) * 2000-03-10 2001-09-13 Lakefield Research Limited Methods for reducing cyanide consumption in precious metals extraction from sulfur bearing ores
RU2318887C1 (en) * 2006-09-12 2008-03-10 Закрытое акционерное общество "Золотодобывающая компания "Полюс" Method for gold extraction from ores

Cited By (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2646269C1 (en) * 2017-04-12 2018-03-02 Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт горного дела Дальневосточного отделения Российской академии наук Method for enrichment of technogenic gold-containing formations
RU2654407C1 (en) * 2017-09-01 2018-05-17 Акционерное общество "Полюс Красноярск" Method for processing sulfide concentrates containing noble metals

Also Published As

Publication number Publication date
RU2465353C1 (en) 2012-10-27
EA201101467A1 (en) 2012-12-28

Similar Documents

Publication Publication Date Title
EA019905B1 (en) Method for extracting gold from poor low-sulphide ores
CN1038519C (en) A method for recovering gold and other precious metals from carbonaceous ores
CN105233976B (en) Magnetic tailing recovery process is regrinded in preenrichment roasting
RU2403296C1 (en) Complex processing method of aged tails of benefication of tungsten-containing ores
CN109225612B (en) Novel environment-friendly gold ore dressing process
CN108525843A (en) Utilize the method for difficult mine solid waste recycling tantalum niobium, lepidolite and feldspar powder
CN112090577A (en) Heavy-floating combined beneficiation method for iron-rich and high-sulfur sulfuric acid slag
CN105289838B (en) Weak magnetic is selected to be calcined magnetic tailing recovery process of regrinding
RU2388544C1 (en) Procedure for production of collective concentrate out of mixed fine ingrained iron ore
CN105233974B (en) Magnetic separation recovery mine tailing technique is regrinded in fine grinding magnetic separation roasting
RU2275437C1 (en) Rebellious gold-containing ore gold extraction method
RU2425159C2 (en) Procedure for refining antimony ore and process line for its implementation
He et al. Study on the pre-treatment of oxidized zinc ore prior to flotation
CN105233977B (en) Magnetic separation recovery mine tailing technique is regrinded in magnetic separation circulation roasting
RU2483808C2 (en) Method of flotation separation of carbon and sulphides in dressing of carbon-bearing sulphide and mixed ores
JP2015218370A (en) Raw material for refining valuable metal, and method for recovering raw material for refining valuable metal
RU2318887C1 (en) Method for gold extraction from ores
RU2424333C1 (en) Procedure for complex treatment of rejects of tungsten containing ore
WO2024045687A2 (en) Method for pre-selection and discarding and reducing over-grinding of gold ores
CN105964390B (en) Cupric < 0.2%, molybdenum < 0.01%, cobalt < 0.01% a kind of copper mine barren rock method of comprehensive utilization
Sripriya et al. Recovery of metal from slag/mixed metal generated in ferroalloy plants—a case study
RU2624497C2 (en) Method for flotation of refractory complex ores of noble metals
RU2577777C1 (en) Method and process line for enrichment of waste of mining and processing enterprises
CN110819819A (en) Comprehensive recovery method of toxic sand gold-loaded micro-fine particle immersion type gold ore
RU2634314C1 (en) Flow line for enrichment of polymetallic raw material and isolation of finished product

Legal Events

Date Code Title Description
MM4A Lapse of a eurasian patent due to non-payment of renewal fees within the time limit in the following designated state(s)

Designated state(s): AM AZ BY KZ KG MD TJ TM RU