RU2055645C1 - Способ обогащения сульфидных полиметаллических золотосодержащих руд и продуктов - Google Patents
Способ обогащения сульфидных полиметаллических золотосодержащих руд и продуктов Download PDFInfo
- Publication number
- RU2055645C1 RU2055645C1 RU94013881/03A RU94013881A RU2055645C1 RU 2055645 C1 RU2055645 C1 RU 2055645C1 RU 94013881/03 A RU94013881/03 A RU 94013881/03A RU 94013881 A RU94013881 A RU 94013881A RU 2055645 C1 RU2055645 C1 RU 2055645C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- gold
- flotation
- collective
- product
- sulfide
- Prior art date
Links
Images
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Использование: обогащение полезных ископаемых, флотация руд. Сущность изобретения: проводят коллективную сульфидную флотацию в присутствии ксантогената, соды и вспенивателя. Получают коллективный концентрат и хвосты. Проводят селективную флотацию коллективного концентрата. Получают товарные концентраты и пиритный продукт. В качестве вспенивателя в коллективную сульфидную флотацию вводят Т - 80. Соотношение ксантогената, соды и Т - 80 от 1,0 : 28,0 : 0,7 до 1,0 : 32,0 : 0,9. Пиритный продукт подвергают флотационной доводке в присутствии бутилового ксантогената, серной кислоты, медного купороса и Т - 80 при их соотношении от 1,0 : 30,0 : 0,09 : 0,4 до 1,0 : 34,0 : 0,12 : 0,6. Коллективную сульфидную флотацию проводят при крупности не более 0,2 мм и содержании менее 0,074 мм от 40 до 50%. Флотационную доводку пиритного продукта проводят при содержании 95% класса менее 0,044 мм. 2 з. п. ф-лы, 1 ил., 3 табл.
Description
Изобретение относится к обогащению полезных ископаемых и может быть использовано при переработке как сульфидных полиметаллических золотосодержащих руд, так и при доизвлечении золота, серебра и цветных металлов из складируемых отходов горно-обогатительных полиметаллических комбинатов.
Проблема доизвлечения золота, серебра и цветных металлов из складируемых отходов (лежалых хвостов) полиметаллических комбинатов связана со сложностью разделения золотоносных сульфидов (в основном, халькопирита и пирита), в состав которых входит золото, от минералов пустой породы, с одной стороны, а также золотосодержащих медных минералов от пирита, с другой. Значительные потери золота сосредоточены в хвостах сульфидной флотации, что увеличивает ценность отходов полиметаллических комбинатов, с одной стороны, но усложняет процесс селекции цветных металлов и золота при их переработке с другой.
Известен способ обогащения сульфидных полиметаллических золотосодержащих руд и продуктов, включающий коллективную флотацию с использованием в качестве собирателя амилового ксантогената, вспенивателя соснового масла, а также сернистого натрия [1] Однако по известному способу извлечение золота в коллективный сульфидный золотосодержащий концентрат не превышает 50-55% ввиду его значительной депрессии сернистым натрием.
Наиболее близким по технической сущности и достигаемому результату к предлагаемому является способ обогащения сульфидных полиметаллических золотосодержащих руд и продуктов, включающий коллективную сульфидную флотацию в присутствии ксантогената, соды и вспенивателя с получением коллективного концентрата и хвостов и последующего селективную флотацию коллективного концентрата с получением товарных концентратов и пиритного продукта [2]
По этому способу извлечение золота в коллективный концентрат из полиметаллических золотосодержащих руд составляет 75-80% однако при переработке золотосодержащих складируемых отходов горно-обогатительных полиметаллических комбинатов использование этого способа менее эффективно ввиду больших потерь золота в хвостах процесса переработки и с пиритным продуктом, металлургическая переработка которого чрезвычайно сложна. В связи с этим в разработанной технологии доизвлечения золота и цветных металлов из складируемых отвалов основной упор делается на повышение эффективности селекции коллективного сульфидного золотосодержащего концентрата и резкого снижения потерь золота с пиритным продуктом и отвальными хвостами.
По этому способу извлечение золота в коллективный концентрат из полиметаллических золотосодержащих руд составляет 75-80% однако при переработке золотосодержащих складируемых отходов горно-обогатительных полиметаллических комбинатов использование этого способа менее эффективно ввиду больших потерь золота в хвостах процесса переработки и с пиритным продуктом, металлургическая переработка которого чрезвычайно сложна. В связи с этим в разработанной технологии доизвлечения золота и цветных металлов из складируемых отвалов основной упор делается на повышение эффективности селекции коллективного сульфидного золотосодержащего концентрата и резкого снижения потерь золота с пиритным продуктом и отвальными хвостами.
Цель изобретения повышение извлечения золота и цветных металлов из складируемых отходов горно-обогатительных полиметаллических комбинатов за счет повышения эффективности и селективности процесса флотации при одновременном снижении потерь золота в отвальных хвостах и пиритном концентрате.
Поставленная цель достигается тем, что в способе обогащения сульфидных полиметаллических золотосодержащих руд и продуктов, включающем коллективную сульфидную флотацию в присутствии ксантогената, соды и вспенивателя с получением коллективного концентрата и хвостов, последующую селективную флотацию коллективного концентрата с получением товарных концентратов и пиритного продукта, в качестве вспенивателя в коллективную сульфидную флотацию вводят Т-80 при соотношении бутилового ксантогената, соды и Т-80 от 1:28:0,7 до 1: 32:0,9, а пиритный продукт подвергают флотационной доводке в присутствии бутилового ксантогената, серной кислоты, медного купороса и Т-80 при их соотношении от 1:30:0,09:0,4 до 1:34:0,12:0,6, при этом коллективную сульфидную флотацию проводят при крупности не более 0,2 мм и содержании менее 0,074 мм от 40 до 50% а флотационную доводку пиритного продукта при содержании 95% класса менее 0,044 мм.
На чертеже изображен способ осуществления способа.
Исходный продукт (складируемые отходы одного из горно-обогатительных полиметаллических комбинатов), измельченный до крупности не более 0,2 мм и содержании класса менее 0,074 мм 40-50% поступает на коллективную сульфидную флотацию, которая проводится в присутствии собирателя бутилового ксантогената (100 г/т), соды (2800-3200 г/т) и вспенивателя Т-80, (70-90 г/т) при их соотношении от 1:28:0,7 до 1:32:0,9. Как показали проведенные исследования, только такое сочетание реагентов позволяет в значительной мере активировать свободное золото, золотосодержащие медные и цинковые минералы при эффективном выделении их в пенный продукт коллективной сульфидной флотации. При наличии в исходном материале золотосодержащего пирита, ему в этом случае также создаются благоприятные условия для флотации.
Коллективный сульфидный золотосодержащий концентрат после доизмельчения до 0,074 мм (50-60% класса менее 0,044 мм) поступает на селективную флотацию меди, цинка и пирита, которая проводится в присутствии сернистого натрия, цинкового и медного купороса и извести с получением товарных медно-золотого и цинкового концентратов и камерного пиритного продукта. Пиритный золотосодержащий прoдукт после доизмельчения до крупности 95% класса менее 0,044 мм подвергался флотационной доводке с целью выделения товарного пиритного концентрата (пенный продукт) и сосредоточения оставшейся части золота, меди и цинка в камерном продукте в присутствии бутилового ксантогената, серной кислоты, медного купороса и Т-80 при их соотношении от 1:30:0,09:0,4 до 1: 34:0,12:0,6.
Как показали проведенные исследования, только такое сочетание реагентов позволяет в значительной мере провести селекцию пирита от медных и цинковых минералов, содержащих золото, несмотря на чрезвычайно тонкую вкрапленность этих минералов. При этом в пенном продукте выделяется товарный пиритный концентрат с содержанием серы не менее 44-46% а в камерном продукте сосредотачивается оставшаяся часть свободного золота, золотосодержащего халькопирита и сфалерита.
Таким образом, для повышения интенсивности и селективности процесса извлечения золота и цветных металлов из складируемых отходов горно-обогатительных комбинатов при одновременном отделении их от пирита, необходимо одновременное совместное использование двух флотационных операций в оптимальных режимах коллективной сульфидной флотации при крупности не более 0,2 мм и содержании 50% класса менее 0,074 мм в присутствии бутилового ксантогената, соды и Т-80 при их соотношении от 1:28:0,7 до 1:32:0,9 и флотационной доводке пиритного продукта при крупности 95% класса менее 0,044 мм в присутствии бутилового ксантогената, серной кислоты, медного купороса и Т-80 при их соотношении от 1:30:0,09:0,4 до 1:34:0,12:0,6.
Примеры конкретного осуществления описываемого способа.
l. Коллективная сульфидная флотация (табл. 1).
Исследованию подвергался исходный материал (лежалые отходы одного полиметаллического комбината), содержащие 0,75-0,77 г /т золота.
П р и м е р 1 (по способу прототипа).
Исходный продукт измельчают до крупности не более 0,2 мм (50% содержания класса менее 0,074 мм) и подвергают коллективной флотации в присутствии соды (600 г/т), бутилового ксантогената (200 г/т) и вспенивателя (100 г/т). При этом золoто извлекается в пенный продукт на 75,3% (от операции).
П р и м е р 2 (по предложенному способу).
Исходный продукт измельчают до крупности не более 0,2 мм (50% содержания класса менее 0,074 мм) и подвергают коллективной флотации в присутствии соды, бутилового ксантогената и Т-80 при соотношении бутилового ксантогената, соды и Т-80 1:28:0,7.
При этом золoто извлекается в пенный продукт на 88,4% (от операции). По сравнению со способом прототипа извлечение золота повышается на 13,1 за счет благотворного действия на свободные золотины в присутствии соды собирателя и вспенивателя при их определенном соотношении.
П р и м е р 3 (по предложенному способу).
Условия опыта 2, но соотношение реагентов 1:32:0,9. При этом золото извлекается на 89,7% (от операции).
П р и м е р 4 (по предложенному способу).
Условия опыта 2, но соотношение реагентов 1:30:0,8. При этом золото извлекается на 90,5% (от операции).
П р и м е р ы 5-8 (по предложенному способу).
Условия опыта 2, но изменялось соотношение реагентов в коллективной сульфидной флотации -нижний и верхний пределы, а также выход за эти пределы. Экспериментально установлено, что оптимальное соотношение реагентов составляет от 1:28:0,7 до 1:32:0,9.
П р и м е р ы 9-13 (по предложенному способу).
Условия опыта 4, при этом крупность помола перед коллективной флотацией изменялась от 30 до 55% содержания класса менее 0,074 мм. Экспериментально установлено, что оптимальная крупность помола составляет 40-50% содержания класса менее 0,074 мм.
II. Флотационная доводка пиритного продукта (табл. 2).
Полученный пиритный продукт (камерный продукт селективной флотации), содержащий 2,6-2,9 г/т золота и 34-36% серы подвергался флотационной доводке при содержании 95% класса менее 0,044 мм с целью отделения товарного пиритного концентрата (содержание серы не менее 42%) от оставшейся части свободного золота, медных и цинковых минералов.
П р и м е р 1 (по способу-прототипа).
В известном способе-прототипе операция доводки пиритного продукта не проводилась, поэтому мы можем сравнивать только данные полученного пиритного продукта (камерного продукта селективной флотации) содержание золота 2,7 г/т при извлечении 100% (от операции), содержание серы 36,4% при извлечении 100% (от операции).
П р и м е р 2 (по предложенному способу).
Пиритный продукт (камерный продукт медно-цинковой флотации) подвергают доизмельчению до крупности 95% содержания класса менее 0,044 мм и последующей флотации в присутствии бутилового ксантогената (200 г/т), серной кислоты 6,5 кг/т, медного купороса (20 г/т) и Т-80 100 г/т при их соотношении 1:33: 0,1:0,5.
При этом в пенный продукт выделяется товарный пиритный концентрат с содержанием серы 49% при извлечении 95% (от операции), а потери в нем золота составляют 27,8% (от операции). В камерном продукте содержание золота составляет 6 г/т при его извлечении 72,2% (от операции). Этот продукт поступает в дальнейшем на цинковую флотацию с целью доизвлечения из него золота и цинка.
По сравнению с прототипом содержание золота в пиритном концентрате снизилось в два раза, а извлечение (потери золота) на 72,2% при этом содержание серы в камерном продукте снизилось примерно в шесть раз. Таким образом в результате селективной флотации пиритного продукта снизились потери с ним золота при одновременном повышении содержания в нем серы до товарного концентрата.
П р и м е р 3 (по предложенному прототипа).
Условия опыта 2, но соотношение реагентов 1:30:0,09:0,4. При этом в пенный продукт выделяется товарный пиритный концентрат с содержанием серы 48,4% при извлечении 92,9 (от операции), а потери в нем золота составляют 27,1% (от операции). В камерном продукте содержание золота составляет 6,3 г/т при его извлечении 72,9% (от операции).
П р и м е р 4 (по предложенному способу).
Условия опыта 2, но соотношение реагентов 1:34:0,12:0,6. При этом в пенный продукт выделяется товарный пиритный концентрат с содержанием серы 48,8% при извлечении 93,3% (от операции), а потери в нем золота составляют 27,2% (от операции). В камерном продукте содержание золота составляет 6,1 г/т при его извлечении 72,8% (от операции).
П р и м е р ы 3-8 (по предложенному способу).
Условия опыта 2, но изменялось соотношение реагентов в селективной пиритной флотации нижний и верхние пределы, а также выход за эти пределы. Экспериментально установлено, что оптимальное соотношение реагентов составляет от 1:30:0,09:0,4 до 1:34:0,12:0,6.
П р и м е р ы 9-13 (по предложенному способу).
Условия опыта 2, но при этом крупность помола перед пиритной селективной флотацией изменялась от 50% содержания класса менее 0,044 мм до 98% класса менее 0,044 мм. Экспериментально установлено, что оптимальная крупность помола составляет 95% содержания класса менее 0,044 мм.
Сводные показатели обогащения отходов полиметаллических комбинатов по прототипу и предложенному способам представлены в табл. 3.
Исходя из анализов полученных результатов, можно сделать вывод, что использование предложенного способа при обогащении лежалых отходов полиметаллических комбинатов позволяет по сравнению с прототипом:
повысить извлечение золота в суммарный медный золотосодержащий концентрат на 22,8% меди на 25,5% при этом качество концентрата по золоту повышено в 1,8% по меди в 2 раза;
повысить извлечение цинка в цинковый концентрат на 9,2% при этом качество концентрата повышено в 1,7 раза;
снизить содержание серы в медно-золотом концентрате с 34,5% до 12,5% что резко снижает затраты на последующий металлургический передел этого концентрата;
выделить товарный пиритный концентрат при извлечении в него серы 75,7%
повысить извлечение золота в суммарный медный золотосодержащий концентрат на 22,8% меди на 25,5% при этом качество концентрата по золоту повышено в 1,8% по меди в 2 раза;
повысить извлечение цинка в цинковый концентрат на 9,2% при этом качество концентрата повышено в 1,7 раза;
снизить содержание серы в медно-золотом концентрате с 34,5% до 12,5% что резко снижает затраты на последующий металлургический передел этого концентрата;
выделить товарный пиритный концентрат при извлечении в него серы 75,7%
Claims (3)
1. СПОСОБ ОБОГАЩЕНИЯ СУЛЬФИДНЫХ ПОЛИМЕТАЛЛИЧЕСКИХ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ РУД И ПРОДУКТОВ, включающий коллективную сульфидную флотацию в присутствии ксантогената, соды и вспенивателя с получением коллективного концентрата и хвостов, последующую селективную флотацию коллективного концентрата с получением товарных концентратов и пиритного продукта, отличающийся тем, что в качестве вспенивателя в коллективную сульфидную флотацию вводят Т-80 при соотношении ксантогената, соды и Т-80 от 1,0 : 28,0 : 0,7 до 1,0 : 32,0 : 0,9, а пиритный продукт подвергают флотационной доводке в присутствии бутилового ксантогената, серной кислоты, медного купороса и Т-80 при их соотношении от 1,0 : 30,0 : 0,09 : 0,4 до 1,0 : 34,0 : 0,12 : 0,6.
2. Способ по п.1, отличающийся тем, что коллективную сульфидную флотацию проводят при крупности не более 0,2 мм и содержании класса менее 0,074 мм от 40 до 50%.
3. Способ по п.1, отличающийся тем, что флотационную доводку пиритного продукта проводят при содержании 95% класса менее 0,044 мм.
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
RU94013881/03A RU2055645C1 (ru) | 1994-04-28 | 1994-04-28 | Способ обогащения сульфидных полиметаллических золотосодержащих руд и продуктов |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
RU94013881/03A RU2055645C1 (ru) | 1994-04-28 | 1994-04-28 | Способ обогащения сульфидных полиметаллических золотосодержащих руд и продуктов |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
RU94013881A RU94013881A (ru) | 1995-12-27 |
RU2055645C1 true RU2055645C1 (ru) | 1996-03-10 |
Family
ID=20154901
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
RU94013881/03A RU2055645C1 (ru) | 1994-04-28 | 1994-04-28 | Способ обогащения сульфидных полиметаллических золотосодержащих руд и продуктов |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
RU (1) | RU2055645C1 (ru) |
Cited By (3)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
RU2555280C1 (ru) * | 2014-01-21 | 2015-07-10 | Общество с ограниченной ответственностью "ПромГео" | Способ обогащения бедных и забалансовых серебросодержащих сульфидных руд и хвостов обогащения |
CN106076654A (zh) * | 2016-06-29 | 2016-11-09 | 昆明理工大学 | 一种微乳液捕收剂及其应用 |
RU2823335C1 (ru) * | 2024-01-31 | 2024-07-22 | Общество с ограниченной ответственностью "Геопроминвест" | Способ обогащения бедных серебросодержащих лежалых хвостов оловянных руд |
-
1994
- 1994-04-28 RU RU94013881/03A patent/RU2055645C1/ru not_active IP Right Cessation
Non-Patent Citations (1)
Title |
---|
Лодейщиков В.В. и др. Рациональное использование серебросодержащих руд. М.: Недра, 1973, с.210. Лодейщиков В.В. и др. Рациональное использование серебросодержащих руд. М.: Недра, 1973, с.131-133. * |
Cited By (3)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
RU2555280C1 (ru) * | 2014-01-21 | 2015-07-10 | Общество с ограниченной ответственностью "ПромГео" | Способ обогащения бедных и забалансовых серебросодержащих сульфидных руд и хвостов обогащения |
CN106076654A (zh) * | 2016-06-29 | 2016-11-09 | 昆明理工大学 | 一种微乳液捕收剂及其应用 |
RU2823335C1 (ru) * | 2024-01-31 | 2024-07-22 | Общество с ограниченной ответственностью "Геопроминвест" | Способ обогащения бедных серебросодержащих лежалых хвостов оловянных руд |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
AU2011318686B2 (en) | A process of gold and copper recovery from mixed oxide - sulfide copper ores | |
US5171428A (en) | Flotation separation of arsenopyrite from pyrite | |
CN110369122B (zh) | 一种高效回收高硫型金铜矿石的选矿方法 | |
RU2542072C1 (ru) | Способ повышения контрастности поверхностных свойств сульфидных минералов золотосодержащих руд | |
IE43684B1 (en) | A process for the recovery of lead | |
RU2403296C1 (ru) | Способ комплексной переработки лежалых хвостов обогащения вольфрамсодержащих руд | |
Umarova et al. | Study on the enrichment of polymetallic ores of the deposit Handiza | |
RU2096498C1 (ru) | Способ извлечения металлов из комплексного минерального рудного сырья | |
RU2648402C1 (ru) | Способ обогащения золотосодержащих руд с повышенной сорбционной способностью | |
CN107971123B (zh) | 一种铁质包裹型混合铜矿的选冶方法 | |
US3544306A (en) | Concentration of copper from copper ores,concentrates and solutions | |
RU2055645C1 (ru) | Способ обогащения сульфидных полиметаллических золотосодержащих руд и продуктов | |
CA1221842A (en) | Treatment of ores | |
RU2055646C1 (ru) | Способ обогащения сульфидных полиметаллических золотосодержащих руд и продуктов | |
US4246096A (en) | Flotation process | |
CN111647750B (zh) | 尾矿的资源化利用方法 | |
RU2149709C1 (ru) | Способ переработки окисленных медных руд | |
Lloyd | The flotation of gold, uranium, and pyrite from Witwatersrand ores | |
JP2023536274A (ja) | 金属含有材料からの金属回収 | |
RU2100090C1 (ru) | Линия обогащения упорных золотосодержащих руд | |
RU2130808C1 (ru) | Способ обогащения медьсодержащих шлаков | |
RU2658421C1 (ru) | Способ извлечения металлов из комплексного минерального рудного сырья | |
RU2178342C1 (ru) | Способ переработки медьсодержащих продуктов | |
RU2074031C1 (ru) | Способ переработки пиритсодержащих хвостов мокрой магнитной сепарации сульфидно-магнетитовых руд | |
RU2070837C1 (ru) | Способ переработки золотосодержащих материалов |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20040429 |